在新井建设中，岩巷掘进工程量约占总工程量的40%～50%，施工 工期占35%～ 50%；在生产矿井中占总工程量的25%左右。
岩巷掘进主要采用钻眼爆破法，今后仍然是主要方法。改进爆 破器材的性能和爆破技术，提高施工设备的自动化程度、可靠性 和生产能力，科学管理，是今后的主要任务。
岩巷掘进在整体上表现为机械化程度低、速度慢、工效低。提高 岩巷掘进速度，对加速煤矿建设、保持采掘平衡具有重要的意义。
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第五章
水平岩石巷道施工
本章提要
本章主要参考文献
1. 刘旭全 . 秦岭隧道Ⅱ线进口平导硬岩钻爆技术 . 西部探矿工程 （岩土钻掘矿业工程） . 1998年 1月 . 10（ 1）： 43-44. 2. 王宏 . 国外巷道掘进施工技术及发展趋势 . 中国煤炭 . 2000年 4月 . 26（ 4）： 57-58 3. 董明涛 . 发挥装载机生产效率的途径 .煤炭技术 .1996.(1):6-7 4. 高澜庆，王文霞，石博强 . 地下矿山凿装运设备的发展现状 与趋势 . 冶金设备 . 2001年 2月 . （ 1）： 19～ 22 5. 李四辈 , 张舒畅 , 田运生 . 中深孔光面爆破在新三矿快速掘进 中的应用 . 煤炭科学技术 . 2005, 33（ 8） :18-21.
4
本章主要参考教材
第五章至第七章主要讲述岩石巷道的施工，包括施工方 法、技术以及施工管理的相关内容。 第五章从工作面炮眼布置开始，逐次学习炮眼钻凿、药 卷装填、起爆方法和技术，随后为通风排烟（尘）与矸石 的装运工作，为本章的重点。
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钻爆法施工示意图
第一节 钻眼爆破
①安全——钻眼、装药、连线、放炮 要 求 ②技术——超欠挖，设计断面，方向和坡度， 围岩震动和破坏，岩块、岩堆形状 ③经济——炮眼利用率高、炸药与雷管消耗量 低掘进效率和速度
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一.工作面炮眼布置
分类
①掏槽眼：最先起爆，为后爆炮眼创造附加自由面 ②辅助眼：扩大槽腔、破碎岩石，为周边眼创造自由面 ③周边眼：最后起爆，控制断面形状、大小和轮廓
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1. 掏槽眼
⑴位置： ①断面中央偏下 ——便于 掌握打眼方向、其它炮眼借助自重崩 落；②尽可能布置在软弱岩层中 ⑵掏槽方式：斜眼掏槽、直眼掏槽 和混合掏槽 ⑶装药系数： 0.7~0.8
①选择合适的掏槽方式，布置掏槽眼
掏槽眼与辅助眼的装药结构
⑴正向连续装药
⑵反向连续装药
步骤
②按光爆要求确定最小抵抗线，布置周边眼 ③布置底眼 ④均匀布置辅助眼
⑷装药结构：反向耦合连 续装药结构，深度比其他 炮眼加深 200mm
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斜眼掏槽
直眼掏槽
⑴ 直线掏槽
⑵ 三角柱掏槽 ü
单向掏槽：软岩或具有层、节理或软夹层的岩层（ 50~70°） 楔形掏槽：各种岩层，应用最为广泛（ 60~75°） ü 锥形掏槽：f ＞ 8的坚硬岩石，主要用于井筒施工
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⑶ 螺旋掏槽
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⑷ 菱形掏槽 ü
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直眼掏槽是以空眼作为附加自由面。空眼的作用，一方面对爆 炸应力和爆破方向起集中导向作用，另一方面使受压岩石有必要 的碎胀补偿空间。
混合掏槽
2. 周边眼：控制断面大小和形状
⑴ 布置：帮眼和顶眼： K =
E ＝ 0.6（软）~1.0（硬） W
E＝ 400~600mm
斜眼（75?- 85?）在直眼起爆后起爆，起抛渣和扩槽作用
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2. 周边眼：控制断面大小和形状
⑵装药量： 软岩： 70～ 120g/m （不包括炮泥段） 装药集中度 中硬： 200～ 300g/m 硬岩： 300～ 350g/m ⑶底眼：控制巷道坡度和平整度 400～ 700mm，眼口高 200mm， 眼底低 200mm，装药系数 0.5~0.7， 炮眼加深 200mm，底眼需 1～ 2个药卷以利抛掷。
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煤矿巷道常遇岩层的光爆参数
岩层情况 完整、稳定 中硬以上 中硬、层节 理不发育 松软、层节 理发育 岩石坚固 炮眼直径 炮眼间距 最小抵抗 炮眼密集 性系数 , f mm mm mm 系数 mm 8~10 42~45 600~700 500~700 1.0~1.1 装药量 kg/m 0.2~0.3
6~8 ＜6
35~42 35~42
500~600 600~800 350~500 500~700
0.8~0.9 0.7~0.8
0.15~0.2 0.1~0.15
钻眼要求 § 眼距误差宜小于 50mm； § 炮眼外偏斜率不应大于 50mm/m； § 眼深误差不宜大于 100mm；
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根据实践经验，掏槽眼、辅助眼、控制光爆层的辅助眼和周边 眼的每眼装药数量的比例大致为 4︰ 3︰ 2︰ 1。
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（4）周边眼装药结构
3. 辅助眼：破碎岩石
⑴布置：均匀布置，间距 500～ 700mm
炮眼布置方法和原则：“抓两头、带中间”
（ 1）掏槽眼布置在断面的中央偏下，并考虑辅助眼的布置较为 均匀和减少崩坏支护及其他设施的可能。 （ 2）周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和邦眼按光面 爆破要求，各炮眼相互平行，眼底落在在同一平面上。
单段空气柱式装药 小于 2.5m炮眼
⑵装药量： 0.45～ 0.6 ⑶装药结构：
空气间隔分段装药 （ 3）辅助眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间，以掏槽眼形成 不耦合装药
较大的缓冲空间、装药均匀 25mm药卷、大于 2.5m炮眼
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的槽腔为自由面层层布置。
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我国煤炭生产结构
二.
爆破器材
矿用炸药：乳化、水胶炸药 为煤矿普遍使用，一般装成直径 32、 35 、 38mm，重量 100、 150、 200g的药卷，有效使用期为 6个月。
当穿过有瓦斯地段时 须采用煤矿安全炸药
起爆材料： 8号电雷管。在穿过有瓦斯地层时，不能选用秒延 期雷管，毫秒延期雷管总延期时间也不能大于 130ms。 电爆网路：煤矿井下爆破采用串联网路，防爆型电容式发爆器 .
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㈡ 爆破参数的确定
1. 单位炸药消耗量 q
Q q= S ′ L ′h
平硐、平巷炸药和雷管消耗定额
3. 炮眼深度：（ 1.5～ 2.5m）－钻眼时间、循环进尺、装岩时间 －循环时间和循环次数 ⑴按任务要求： l =
影响因素：炸药性能、围岩的物理力学性质、自由面的大小和数 目、炮眼直径和深度等。 ① 经验公式： q = 1.1k0
巷道总长度 月× 30 × 正规循环率× 班 × 次数 × 炮眼利用率
f S
⑵按循环组织：正规循环－每班完成的循环数为整数
kg/m 3
k0——炸药爆力校正系数， k 0 =
320 p
采用光面爆破掘进岩巷的炸药消耗量
② 预算定额：2号岩石硝铵炸药，P89
2. 炮眼直径 D——钻眼效率、炮眼数目、炸药消耗量
D =（4~7mm）+ d
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（ d＝ 32mm、35mm ）
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D＝ 38～42mm
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4. 炮眼数目 P88
s 2 没有考虑炸药性质、炮眼深度等的影响 ① 估算： N = 3.33 f ×个，
三. 炮眼填塞与起爆
1．炮眼的填塞
qshm ② 平均装药计算： N = ap
③ 实际布置数目：
h 为炮眼利用率
1）防止炸药在爆炸过程中的能量损失， 保证炸药完全爆炸，进而消除二次化 学反应，减少有毒气体的产生。 2）提高冲击波和爆破产物的初始压力，增加对孔壁的作用时间，从而 保证岩体在未被崩落之前，炮眼内维持着高压力。 3）阻挡爆炸气体向外喷射，避免产生强大的空气冲击波，使有爆炸危 险的甲烷与煤尘的发火条件会大大降低。
第327条 装药前，清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍 将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。装药后，把电雷管脚线悬空。 第328条 炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外应用黏土炮泥封实。严 禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥 不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。
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炮泥材料常用1︰3的泥沙混合炮泥，湿度为18~20％。既有良好 的可塑性，又有较大的摩擦系数。
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第 329条 炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：
1）炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破； 2）炮眼深度为0.6~1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。 3）炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。 4）炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。 5）光面爆破时，封泥长度不得小于0.3m.
2. 起爆顺序 ①分次起爆：大断面、雷管段数不足、预留光爆层 ②一次起爆：掏槽眼 ——辅助眼 ——周边眼 ——底眼 第 331条 有下列情况之一的，严禁装药、爆破： p（ 2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％。
p（3）在爆破地点20m以内，矿车，未清除的煤、矸或其他物体堵 塞巷道断面1/3以上。 （4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松 散、透老空等情况。 （5）采掘工作面风量不足。
第332条 在有煤尘爆炸危险的煤层中，掘进工作面爆破前后，附近 20m的巷道内，必须洒水降尘。 第333条 爆破前，必须加强对机器、液压支架和电缆等的保护或将 其移出工作面。 爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点 的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒 线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。 第339条 脚线连接可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。 爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。 爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，下达起爆命令。 爆破工接到起爆命令后，必须先爆破警号，至少等5s方可起爆 装药的炮眼应当班爆破完毕。
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炮泥机
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四. 爆破说明书和爆破图表
1. 爆破说明书
1）爆破原始资料：井巷名称、用途、位置、形状尺寸、岩层性质、地 质条件及瓦斯情况等 2）选用的钻眼爆破器材：炸药、雷管品种及性能，凿岩机型号、性能 3）爆破参数的计算选择 p 掏槽方法、炮眼直径、深度、数目、单位耗药量 p 炮眼的名称、位置、个数、深度、角度及炮眼编号 p 装药量，封泥长度，连线方法和起爆顺序 p 用正面图、平面图和剖面图表示 4）爆破网路的计算和设计 5）安全措施
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2. 根据说明书绘出爆破图表
①爆破原始条件和技术经济指标 ②装药量与起爆顺序 ③预期爆破效果 ④炮眼布置图及装药结构图
爆破工必须依照说明书进行爆破作业
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江苏马坡矿－ 250m水平 总回风巷炮眼布置图 S=12.58m2
东曲煤矿分区回风大巷掘进 时的炮眼布置（ 20m2）
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五.钻眼工作
1. 凿岩机的选择
⑴气腿式凿岩机：机动灵活、多台平行作 业，劳动强度大、效率低 p 常用的是一字形和十字形钎头 p 在煤巷中，多采用煤电转、麻花钎杆和 两翼或三翼旋转式钻头
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五.钻眼工作
⑵凿岩台车：速度快、质量高、劳动强度低、效率高，不能平行 作业、辅助工时长
煤矿用全液压掘进钻车 对掘进面、顶板、侧帮、底板均能凿岩，还可兼凿锚杆作业。
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阿特拉斯三臂凿岩台车
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德国制造的3台达尔曼BTR岩巷液压钻车
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钻眼方式 钻眼深度
凿岩台车 2.0~3.5 （一次钻进深度） 1. 钻眼全部机械化
钻装机 1.8~2.5 （一次钻进深 度） 1. 全部机械化 2. 人员少、工效高 3. 不能平行作业 4. 一机多用 5. 结构复杂
手持式凿岩机 一般1.2~2.0 1. 钻眼装岩平行作业 2. 机动灵活，辅助时间短 3. 多机作业，钻眼总时间短 4. 组织工作复杂、劳动强度 大、工效低 中硬岩石 1.5~2.0 坚硬岩石 1.0~1.5 各类倾角
2. 定向工作：
①方向：中线——激光指向仪或三点延线法
优缺点
2. 人员少、工效高 3. 不能平行作业 4. 辅助时间长
适 用 条 件
适用断 面，m2 巷道倾 角 要求
>12 平巷 机械维修能力强，配件修治及时，操 作技术熟练
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JZB－1型激光指向仪示意图
小断面
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DQJ-05型激光指向仪（矿用） 技术参数：射程： >500m 中心光斑直径: 500m处≤50mm 输入电压： AC127/220V 重量： 14kg 尺寸： 480×200×230 (mm)
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《施工规范》巷道中线及腰线标设，并应符合下列规定： 一、用激光指向仪指示巷道方向和标高时： 1．指向仪的设置位置和光束的方向，中线和腰线点每组不宜 少于 3个，组间的距离宜大于 30m； ②坡度：腰线 ——倾斜仪（坡度规） 2．指向仪的设置应安全可靠，仪器与掘进工作面的距离不宜 小于 70m，每次使用前应以中线和腰线检查激光光束。 二、用经纬仪标设直线巷道方向时，宜每隔 30m设中线一组， 每组不应少于 3条，其间距不宜小于 2m； 三、用水准仪标设巷道坡度时，宜每隔 20m设置 3对腰线点， 其间距不宜小于 2m；
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3. 打眼工作组织
⑴风水管路布置 将分风、分水器设置 在巷道两侧，既方便 钻眼，又不影响其他 工作。 ⑵岗位责任制 p 实行定人、定凿岩机、定位、定眼数、定时间的岗位责任制 p 有利于工人熟悉炮眼的设计位置、深度、角度 p 有利于对凿岩机的保养
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硬岩特长隧道钻爆技术
秦岭是我国南北气候分界线，秦岭隧道座落在古城西安以南约60 km处，隧道自长安县青岔乡进洞，穿越秦岭北峰主峰，由柞水县 营盘乡出洞。整个隧道由两座近似平行、线间距30m的单线隧道组 成。左线隧道长18459m，以TBM法施工为主，断面为8.8m圆 形。右线隧道长18456m，采用钻爆法施工，两隧道之间每隔 420m设有横通道。右线隧道分两步实施，即：先以平导形式组织 快速掘进，在46个月内贯通，为左线TBM施工探明地质，提前处 理不良地质地段的开挖和衬砌。当左线隧道贯通后，右线再以钻爆 法扩挖成型。
山西华晋焦煤王家岭煤矿主副平硐工程
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右线平导为马蹄形断面，开挖断面高 5.9m，宽 4.8m，开挖断面 26~30m2。 通过 2162m断层影响带（ 53处）和出口段约 6000m的 11‰的反坡、局部涌水 地段（ 25000m3/d）、 12480m岩石抗压强度在 160~300MPa等地质条件。两 端掘进，创造了进口独头掘进 9.5km、月均掘进 264m、最高月掘进 456 m； 出口段独头掘进 8.9km、月均掘进 236m、最高月掘进 426 m的优异成绩。炸 药单耗 3kg/m3，单位面积钻孔数为 2.5~2.8个 /m2。 ⑴起爆方法及器材 二号岩石乳化炸药，炸药密度 1.2g/cm3，爆速 4100m/s，猛度 13~16mm， 爆力 320mL；药卷 40mm× 320mm，单卷重量 450g；考虑到光面爆破要 求，选用小药卷 25mm× 200mm，单卷重 155g。采用塑料导爆管非电起爆系 统，以 8号火雷管作为击发元件，以塑料导爆管和毫秒延期雷管作为传爆元 件，以毫秒延期雷管作为起爆元件 ，起爆网路联接方式采用复式联接 ，即每 组组合传爆雷管均使用双雷管，大大提高了传爆的可靠性。
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⑵爆破效果
n 炮眼深度4.5m ，平均循环进尺达4.3m ，炮眼利用率达95%以上， 最高达98%。 n 炮眼痕迹保存率达90%以上 ，几乎没有瞎炮现象，爆破岩碴抛掷距 离约在10～20m范围内，碴堆集中，块度适宜，便于装运。 n 通过加强机械保养，合理组织，最短钻爆时间为179min，最短出碴 时间为124min，最短循环时间为324min。 n 1997年4月份全月完成108个循环，日平均3.6个循环，日产最高进 尺为17m，连续14次月掘进300m 以上，1997年4月份创造了平导月掘 进 456m的国内最好记录。
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加拿大深孔爆破的成功之处在于用1个大直径中心炮孔取代以往的掏 槽炮孔。此深孔的直径通常为200mm~250mm，用潜孔凿岩机钻进。 此大直径炮孔显著减少了深孔爆破的难题。奥德布莱齐特公司在厄瓜 多尔采用5.2m的深孔凿岩爆破并利用一个直径为250mm 的掏槽孔进 行水平巷道掘进，日平均进尺超过12m 。 在瑞典这种深孔爆破的概念则是从稍有不同的炮孔倾角着手的。凿 岩台车配备有自动换钻杆系统和TAS平巷角度自动监测系统，这种系 统可保证钻凿直孔。标准平巷断面为29m 2，每组炮孔钻凿56个7.5m 深的炮孔，炮孔直径为64mm。 瑞典采用传统的掏槽法，而不像加拿大那样使用大直径掏槽孔。
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第二节
一.通风的作用
掘进通风与综合防尘
《规范》 掘进工作面需要风量， 应符合下列规定： p 放炮后 15min内能把工作面的炮 烟排出； p 按掘进 工作面同时 工作的最多 人数计算，每人每分钟的新鲜空气 量不应小于4m 3； p 风速不得小于0.15m/s； p 混合式 通风系统的 压入式扇风 机，必须在炮烟全部排出工作面后 方可停止运转。
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人体缺氧症状与氧浓度的关系
当空气中氧浓度降低时，人体就可能产生不良生理反应，出现 种种不适症状，严重时可能导致缺氧死亡
氧气浓度 （% ） 17 15 10～ 12 6～ 9
二氧化碳中毒症状与浓度的关系
二氧化碳浓度（体积） /% 1 3 主 要 症 状 呼吸加深，但对工作效率无明显影响 呼吸急促，心跳加快，头痛，人体很快疲劳 呼吸困难，头痛，恶心，呕吐，耳鸣 严重喘息，极度虚弱无力 动作不直协调，大约十分钟可发生昏迷 数分钟内可导致死亡
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⑴ 保持工作面合适的温度 ⑵ 排除炮烟及有害气体 ⑶ 提供新鲜风流，氧气浓 度不低于20% ，二氧化 碳不高于0.5% 。
主要症状 静止时无影响，工作时能引起喘息和呼吸困难 呼吸及心跳急促，耳鸣目眩，感觉和判断能力降低，失去劳 动能力 失去理智，时间稍长有生命危险 失去知觉，呼吸停止，如不及时抢救几分钟内可能导致死亡
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2 6 7～9 9～11
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二.掘进通风方式
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三. 掘进通风设施
第127条 掘进巷道采用矿井全 风压通风或局部通风机通风。 煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出 的岩巷的掘进通风方式采用压 入式，不得采用抽出式；如果 采用混合式，须制定安全措 施。 瓦斯喷出区域和煤（岩）与瓦 斯（二氧化碳）突出煤层的掘 进通风方式必须采用压入。
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离心式风机
1.局部扇风机
要求其体积小、效率高、噪音低，风 量、风压可调，坚固、防爆。 JBT（BKJ）轴流式风机风 量、风压偏低，噪音高达 103~118dB ,属淘汰产品。 BKJ66-1子午加速型系列风机效 率高、噪声低（低6~8dB）。常 用 5.5kw和 11kw两种。
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JK系列矿用防爆局部扇风机
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局扇启动及运转时注意事项：
1、局扇应断续启动，不要一次启动，避免风压冲击，风筒容易脱 节或吊环附落。 2、二台局扇串联时， 须等第一台局扇启动 运转正常后，再开另 一台，不可同时开动。
3、要经常检查风筒， 是否脱节、挤压、扭 折、破裂、脱挂及漏风 现象，并及时进行处 理。
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2. 风筒：分刚性和柔性两大类。
① 刚性：铁风筒、玻璃钢风筒，直径 400~1000mm，一节 3m ②柔性：胶质或塑料，直径 300～ 600mm，一节 10m
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p 通风距离在200m以内可选用直径为400mm的风筒； p 通风距离为200~600m可选甩直径为500mm的风筒； p 通风距离在500~1000m可选用直径为600~800mm的风筒； p 通风距离在1000m以上可选用直径为800~1000mm的风筒。
独头长距离通风情况
四. 巷道通风管理
保持风筒平、直、紧、稳，减少漏风和降低阻力。 （1）防止和减少漏风。减少接头，改进接头形式，消除针眼漏 风，发现破口应及时修补等。 （2）降低通风阻力。采用相同直径的风筒，排除风筒内积水，采 用大直径风筒或双风筒并联供风等，尽可能使拐弯平缓。 （3）保障局部通风机的安全正常运转。注意电动机的保护，实现 局部通风机的风电闭锁，增加局部通风机的消音装置等。 （4）局部通风机的安装和使用。部件齐全，螺栓拧紧；双回路供 电，保证正常运转。
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五. 综合防尘
1. 必要性
（ 1）对人体的危害
一旦患病，很难根治；因其发病缓慢，往往容易被人们所忽视， 因此造成后果更严重。 此外，皮肤上沾染矿尘，能阻塞毛孔，引起皮肤病或皮肤发炎； 矿尘刺激眼膜，能引起角膜炎，造成视力减退，等等。
2. 综合防尘
煤矿作业场所空气中粉尘（总粉尘、呼吸性粉尘）浓度应符合下 表要求，否则必须采取有效措施控制尘、毒危害，保证作业场所符 合国家职业卫生标准。
（2）煤尘爆炸
煤尘爆炸会产生高温、高压和生成大量有毒气体，破坏井巷，毁坏 设备，伤亡人员，甚至导致整个矿井的毁坏，严重威胁矿井的安全生 产和人员的生命安全。
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必须采取湿式凿岩，水封爆破、放炮喷雾、洒水出矸、冲刷岩 帮、喷混凝土降尘加强通风等综合防尘措施。
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（ 1） 湿式钻眼
湿式钻眼能显著降低巷道中的粉尘浓度。另外，使用水炮泥爆破的 降尘率可达70％ ~80％，空气中的有害气体可减少37％ ~46％
除尘风机
（ 2） 喷雾、洒水，对防尘和降尘都有良好的作用。
喷雾洒水可使水流雾化成细散的水滴喷射于空气中。在矿尘产生量 较大的地点进行喷雾洒水，是捕获浮尘和湿润落尘最简单易行的的有 效措施。凿岩、出渣前，应清洗距工作面10m 内的岩壁。
（ 3） 加强通风排尘工作。
通风工作除不断向工作面供给新鲜空气外，还可将含尘空气排出， 以降低工作面的含尘量。
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（ 4） 加强个人防护工作
防尘口罩可保护粉尘区工作工 人的身体健康。其次，对工人要 定期进行身体健康检查，发现病 情及时治疗。
六. 降温
井下作业不仅是一项高耗能作业，而且其危险性很大。如果井下 温度很高，不仅影响高温作业中的工人的身体健康，降低劳动生 产效率，而且威胁到井下的安全生产。 《施工及验收规范》，要求井巷工程施工时工作面的相对湿度为 90%时，空气的温度不得超过28℃，超过时应采取以下措施 1）缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇； 2）加强通风，提高风速，适当增大风量； 3）隔绝热源； 4）减湿降温，或工作面的相对湿度小于90%时，采取增湿降温 5）当上述措施足以消除井下热害时，可采用人工制冷降温。
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（ 5） 清扫落尘
《规程》规定：矿井必须及时清 除巷道中的浮煤，清扫或冲洗沉 积煤尘，定期撒布岩粉。定期对 主要大巷刷浆。
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地面集中制冷，通过管道输送 至井下制冷硐室，制冷硐室有加 压泵，通过此泵将冷水输送至迎 头，在迎头安装风机（制冷风 机），制冷后的水通过回水管返 回到地面，补水系统安装在井下 制冷硐室。管路的保冷采用聚乙 烯现场发泡保温。
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第三节
装载与运输劳动量大， 占循环时间最长（ 50%左 右）的工序。 1977年完成从落后手工 操作向普通机械化发展。
装岩与运输
耙斗装载机、侧卸式装载机、蟹爪装载机及立爪装载机。 耙斗装载机，因结构简单、制造容易、造价低、可靠性好和适 应性强等优点，成为我国煤矿巷道掘进的主要装载设备。
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一．装岩设备
轮胎式 行走机构 履带式 轨轮式
1. 铲斗后卸式装载机
铲斗式 工作机构 耙斗式 蟹爪式 立爪式
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后卸式 侧卸式 Z-30B型电力铲斗装载机
电力驱动后卸式铲斗装载机，具有矿用隔爆的电气设备，能够在 有甲烷和煤尘爆炸危险的巷道中使用。
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Z——铲斗式装载机， 30——铲斗容积， B——隔爆 Z-20B：生产能力30～40m 3/h，装载宽度2000mm，约3.4万元 Z-30B：生产能力45～60m 3/h，装载宽度2350mm，约4.1万元 高度≥2.4m，净断面大于 7m2，装载宽度、高度均受限制
2. 铲斗侧卸式装载机
要求巷道较高，扬起 粉尘较多，生产能力低 和必须在轨道上行驶， 装载宽度受到限制
北京杨坨四队1977年9月在s=7.68m2，f=6~8的粉砂岩中掘进时，使用1 台H-600型装载机、固定车场、人工调车、月进尺315.8m； 新晃汞矿1973年3月在s=6m2 ， f=8~12的白云岩中掘进时，使用1台H1型装载机、胶带转载机、人工调车、月进尺707.3m；
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以电机为原动机，液压马达驱动、履带行走、油缸操作铲斗的正装侧 卸式装载设备。块度100mm以内，堆高不大于1.5m，中硬岩石，卸载 距离不大于6m。
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ZCD60R、ZCD80R、ZCD100R侧卸式装载机 如果直接将岩石装入矿车， 频繁行走，将巷道底板碾碎， 形成大量淤泥给后续清理工作 带来麻烦，缩短履带行走部件 的寿命，降低了整机的效率。
Z—铲斗式装载机，60—铲斗容积，L—履带行走，C—侧卸 ， B—隔爆，D—电动驱动 ZLC-60B：生产能力90m 3/h，最大爬坡度10° ZCD60R：生产能力70m 3/h，最大爬坡度12°
高度≥3.5m，净断面大于12m2，软岩底板行走困难
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■ 铲斗容量：0.6 m3 ■ 技术生产率：70 m3/h ■ 离地最小间隙：180mm ■ 最大侧卸高度：1.65m ■ 最大前卸高度：1.00m ■ 履带行走部宽度： 1.28mm ■ 行走速度：3.1km/h
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■ 油泵电机功率：18.5KW ■ 行走电机功率：18.5KW× 2 ■ 电压：380V/660V ■ 液压系统工作压力： 16MPa ■ 接地比压：0.085MPa ■ 机器重量：8000kg ■ 长×宽×高：4900×1280×2100mm
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可兼作工作面短距离运料；平 巷及倾角10°以内的斜巷使用； 可用于有瓦斯和煤尘爆炸危险的 矿井 由于外形较大，只适用于断面大 于 12m 2的巷道、硐室和隧道工 中国矿业大学力学与建筑工程学院 刘刚 2011年 10月 13日星期四 程。
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汾西矿业集团巷道支护理论计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月
前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。
目录 第一章设计资料 (2) 第二章巷道断面施工图设计 (2) 第一节巷道断面形状的选择 (2) 第二节道床参数的选择 (3) 第三节巷道内管线布置 (3) 第四节巷道净断面尺寸的确定 (3) 第五节验算风速 (5) 第六节选择支护参数 (6) 第七节确定水沟参数 (6) 第八节确定巷道掘进断面尺寸 (6) 第九节编制巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量表 (7) 第十节绘制巷道断面施工图 (8) 第三章交岔点设计 (9) 第一节选择基本数据 (9) 第二节平面交岔点尺寸计算 (9) 第三节交岔点的断面尺寸计算 (10) 第四节工程量及材料消耗 (12) 第五节绘制交岔点施工图 (15) 参考文献 (15)
第一章设计资料 某煤矿，设计生产能力为3Mt/年，服务年限为65年。采用立井开拓、单水平、上下山开拓。地面标高+38m，生产水平为－650m，属低沼气矿井。通风方式为中央并列式通风，井下最大涌水量为400m3/h，通过第一水平东运输大巷的流水量为180m3/h，风量为45m3/s。；采用ZK7－9/550电机车牵引1.5t矿车运输。内设φ108压风管和φ59供水管各一路，另设动力、照明、通讯和信号电缆各一路。大巷中间有一单轨分岔巷道与之相连（单轨巷道宽2860mm，其中b3为1330mm），并成60°交角，交岔点处在不稳定岩层中，试设计大巷断面及交岔点。 第二章巷道断面施工图设计 第一节巷道断面形状的选择 巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道用途及其服务年限、所处的位置（即作用在巷道上地压的大小和方向、围岩性质）、选用的支架材料和支护方式、掘进方法和采用的掘进设备等因素。 一般情况下，巷道的用途和服务年限是考虑选择断面形状的重要因素。服务年限长达几十年的开拓巷道，采用受力性能好的各种拱形断面较为有利；服务年限短的准备巷道或回采断面多采用断面利用率高的梯形或矩形断面。 作用在巷道上的地压大小和方向在选择断面形状时也起主要作用。当顶压较大、侧压较小时，则应选用直墙拱形断面（半圆拱、圆弧拱或三心拱）；当顶压、侧压都很大且有严重底鼓时，就必须选用诸如马蹄形、椭圆形或圆形等封闭式断面。 矿区富有的支架材料和习惯使用的支护方式，往往也直接影响巷道断面形状的选择。金属支架和锚杆可用于任何形状的断面；喷射混凝土支护方式适用于拱形等曲线断面。 掘进方法和掘进设备对于巷道断面形状的选择也有一定的影响。目前，岩石平巷掘进仍是采用钻眼爆破方法占主导地位，它能适应任何形状的断面。未来在使用全断面掘进机组掘进的岩石平巷，选用圆形断面无疑是更为合适的。 上述选择巷道断面形状应考虑的诸因素，彼此是密切联系而又相互制约的。条件要求不同，影响因素的主次位置就会发生变化。所以，应该综合分析，抓住主导因素兼顾次要因素，以便能选用较为合理的巷道断面形状此煤矿，设计生产能力为3Mt/年，服务年限为65年，采用立井开拓、单水平、上下山开拓，地面标高+38m，生产水平为－650m，巷道中等稳定，设计采用锚喷支护，选择半圆拱形断面。
贵阳市轨道交通1号线第七工作段 火沙区间暗挖隧道 悬臂式掘进机掘进施工方案 编制： 审核： 批准： 中铁十五局集团贵阳轨道交通1号线第七工作段项目经理部 年月日
暗挖隧道悬臂式掘进机掘进施工方案 一、工程简介 1.1工程概况 火车站站～沙冲路站区间位于南明区，线路出火车站站后先下穿火车站售票厅（3层）、行包房（2层）、客运站台、铁路股道及行包地道、于YDK26+324.116左偏下穿玉厂路后，下穿茶花、博泰等小区数幢7～9层居民楼、茶花广场地下一层停车场、沁苑商务公寓（7层）之后，再下穿朝阳洞路南明区人民法院（5层），进入朝阳洞路下后至沙冲路站。本区间右隧起讫里程YDK26+143.2～YDK27+073.8（YDK26+294.811=YDK26+300，短链 5.189m），左隧起讫里程为ZDK26+143.2～ZDK27+073.8（ZDK26+272.779=ZDK26+300，短链27.221m）。本区间为双洞单线隧道，右隧全长925.411m，左隧全长903.379m。 1.1.1线路平面 火车站站～沙冲路站区间YDK26+143.2～YDK27+073.8段左、右线线间距从16m渐变为13.5m，全隧为双洞单线结构形式。 1.1.2线路纵断面
火车站站～沙冲路站区间轨面最小埋深约16m，轨面最大埋深约为29.3m。 1.1.3特殊段落
监控量测地表最大沉降值为20mm，隧道 拱顶最大沉降值为30mm，水平 收敛最大值为20mm（警戒值： 监测控制值的0.75倍），建筑物 倾斜警戒值一般取i＜0.002 轨面沉降值不得超过10mm； 相邻两股钢轨水平高差不 得超过6mm；相邻两股钢轨 三角坑不得超过6mm；前后 高低（纵向水平）6mm 地表最大沉降值为20mm，隧 道拱顶最大沉降值为30mm， 水平收敛最大值为20mm（警 戒值：监测控制值的0.75 倍），建筑物倾斜警戒值一般 取i＜0.002 1.2工程地质及水文情况 本区间隧道处于贵阳市主城区核心区内，线路通过范围为民用建筑密集区，地形高差7.4m，上覆盖层为块石层与红粘土，下伏基岩为松坎子二段白云岩，根据地勘结果为岩溶弱发育区，地下水主要补给来源为大气降水，地下水标高为1051.78-1064.32。 线路平面布置图 1.3隧道周边环境影响 本区间隧道位于贵阳市主城区范围内，其下穿火车站、玉厂路、朝阳洞路，周边管网密集，上空有架空电线，地下管网多。区间隧道范围内地面建筑物较多，其中多为1～9层民用建筑。其中位于区间隧道路线正上方或左右边线30m内的主要建筑有玉田坝新一栋小区1#、2#、3#及4#，该四栋建筑基础采用条基，对隧道修建影响微小；
同煤集团巷道支护理论计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月
前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌雀、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌雀等支护是被动支护，由于成本髙、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护, 锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国內外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论, 计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，釆用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发
交叉点施工安全技术措施Through the process agreeme nt to achieve a uni fied action policy for differe nt people, so as to coord in ate acti on, reduce bli ndn ess, and make the work orderly.
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交叉点施工安全技术措施 简介：该方案资料适用于公司或组织通过合理化地制定计划，达成上下级或不同的人员之间形成统一的行动方针，明确执行目标，工作内容，执行方式，执行进度，从而使整体计划目标统一，行动协调，过程有条不紊。文档可直接下载或修改，使用时请详细阅读内容。 根据公司的安排即将进行南轨道大巷和北西轨道大巷 的交叉点施工，由于施工的交叉点比较多且相对位置比较近，施工交叉点的跨度比较大，为了在施工过程中保证正常的施工，特编制了本安全技术措施： 一、在施工交叉点的时候，严格按照地测部放定的开口点位置和中腰线来控制。 二、掘进的尺寸严格按照地测部给的施工大样图和 +200m 水平南轨道大巷平断面图(S1816--125--8) 进行施工。 三、交叉点施工前，施工队要做好相应的开口前的准备工作。 四、施工前，施工队及相关人员必须认真学习施工措施 及施工图纸，熟悉掌握施工技术要求，搞好施工技术、质量、 安全交底工作。 五、施工交叉点时必须保证浅掘浅支，掘进方式采用一
隧道掘进机施工方案 1、编制依据 1.1、符合设计文件和相关的施工图纸，并按照项目部总体实施性施工组织设计编制。 1.2、遵照《中华人民共和国安全生产法》（2011修正版）、《建设工程安全生产管理条例》(国务院令第393号)、《公路工程施工安全技术规程》（JTJ076—95）、《建筑机械使用安全技术规程》（JGJ33—2001）、《建筑施工安全检查标准》（JGJ59-99）、《施工现场临时用电安全技术规范》（JGJ46-2005）、《公路水运工程安全生产监督管理办法》（交通部令2007年第1号）等工程建设安全生产管理规定，符合《公路工程质量检验评定标准》（JTJ F80/1-2004）、《公路隧道施工技术规范》（JTJ042—94）、《公路工程技术标准》（JTGB01-2003）、《钢结构工程施工质量验收规范》（GB 50205-2001）、《钢筋焊接及验收规程》（JGJ18-2003、J253-2003)、《铁路瓦斯隧道技术规范》（TB10120-2002~J160-2002)、《建筑钢结构焊接规程》（JGJ81－2002）等规范、标准的规定进行编制。 1.3、国家、交通部、省、直辖市现行环境保护、劳动保护有关政策、法律、法规等。 1.4、对合同段的现场踏勘所获当地资源、交通状况及施工环境等调查资料。 2、工程地质水文 掘进机法经济切割岩石适用于围岩岩石极限抗压强度不大于90mpa的各级围岩，地下水无碍，最大切割岩石硬度可达到120MPa。 3、掘进机施工临建布置 3.1、用电 掘进机用电额定电压为1140V电压，隧道口需有10KV电压的线路接口。专用变压器变压到1140V，提供掘进机使用，专用变压器至掘进机端低压线缆不宜大于
隧道掘进机施工方案 HEN system office room 【HEN16H-HENS2AHENS8Q8-HENH1688】
隧道掘进机施工方案 1、编制依据 、符合设计文件和相关的施工图纸，并按照项目部总体实施性施工组织设计编制。 、遵照《中华人民共和国安全生产法》（2011修正版）、《建设工程安全生产管理条例》(国务院令第393号)、《公路工程施工安全技术规程》（JTJ076—95）、《建筑机械使用安全技术规程》（JGJ33—2001）、《建筑施工安全检查标准》（JGJ59-99）、《施工现场临时用电安全技术规范》（JGJ46-2005）、《公路水运工程安全生产监督管理办法》（交通部令2007年第1号）等工程建设安全生产管理规定，符合《公路工程质量检验评定标准》（JTJ F80/1-2004）、《公路隧道施工技术规范》（JTJ042—94）、《公路工程技术标准》（JTGB01-2003）、《钢结构工程施工质量验收规范》（GB 50205-2001）、《钢筋焊接及验收规程》（JGJ18-2003、J253-2003)、《铁路瓦斯隧道技术规范》（TB10120-2002~J160-2002)、《建筑钢结构焊接规程》（JGJ81－2002）等规范、标准的规定进行编制。 、国家、交通部、省、直辖市现行环境保护、劳动保护有关政策、法律、法规等。 、对合同段的现场踏勘所获当地资源、交通状况及施工环境等调查资料。 2、工程地质水文 掘进机法经济切割岩石适用于围岩岩石极限抗压强度不大于90mpa的各级围岩，地下水无碍，最大切割岩石硬度可达到120MPa。 3、掘进机施工临建布置 、用电 掘进机用电额定电压为1140V电压，隧道口需有10KV电压的线路接口。专用变压器变压到1140V，提供掘进机使用，专用变压器至掘进机端低压线缆不宜大于500m，所以，较长的隧道应使用高压铠装电缆进洞，专用变压器随开挖进展逐步向隧道开挖齐头移动。 、用水 掘进机工作状态时为润滑和降尘，需使用高压水，供水压不小于3Mpa，用水量不小于100立方米/天。因此，需在隧道洞口山顶修建高山水池，高山水池所处的位置较隧道拱顶高出30～50米，以提供强大的水压力在修建高山水池有困难的地
3-1煤巷道支护设计 为满足3-1煤层巷道的安全、正常使用，提高巷道的掘进速度，降低支护成本，特针对本矿井3-1煤层赋存特征及其顶底板条件开展支护技术研究。 本项目在3-1煤层已掘三种类型巷道：3-1煤东辅运大巷、G3-1105工作面辅运顺槽、G3-1105工作面运输顺槽中开展支护设计研究，通过采取数值模拟及现场矿压观测的手段，对本矿井-1煤层三种类型巷道原有支护设计进行优化，确定合理的支护方案，以指导本煤层其他类似地质条件下的巷道支护。 一、3-1煤东辅运大巷 3-1煤东部辅运大巷是继2015年9月14日停掘的3-1煤东部三条大巷的延伸开拓工程。掘进巷道相对地表为大哈它土沟、铁路高头窑装车站站场（铁路线和站房）和低矮山区。地面标高在+1302.5～+1322.5m，煤层底板标高在+1175.9～+1176.7m之间，煤层埋深125.8-146.6m。 3-1煤东部辅运大巷开口中心点坐标：X=4432285.000，Y=37384100.628，Z=+1177.482（顶板高程），按方位角90°掘进，设计长度290m。 （一）煤层赋存条件。 该煤层为3-1煤层，位于延安组中岩段（J1-2Y2）的顶部，呈西北-南东向展布，巷道附近见煤钻孔1个，为补1孔。 1. 煤层赋存稳定性：3-1煤层赋存稳定，煤层连续性较好。 2. 煤层性质及结构：3-1煤黑色，半暗淡，含丝炭黑色条痕，油脂光泽，内生裂隙，半坚硬，易风化。煤层结构简单，夹石一般为两层，东部区域为一层，上层夹石厚度为0～0.35m，下层夹石厚度为0.34～0.35m。上层夹矸岩性为砂质泥岩，下层夹矸岩性为中砂岩。随着巷道向东掘进，上层夹石逐渐消失，煤层合并。 3. 煤层厚度：煤层厚度变化较小。煤层有益厚度为 3.48～3.71m，平均为 3.6m。f=0.34～0.53，硬度小。 4. 煤层顶、底板：3-1煤层顶板岩性主要为砂质泥岩，灰白色，厚度为14.25m，根据钻孔岩石力学试验结果，抗压强度9.6～23.6MPa，软化系数0.15～0.79。与2-4煤层间距为16.8m。与3～3煤层间距为13.05m。3～1煤层底板岩性主要为砂质泥岩，厚度为13.05m，根据钻孔岩石力学试验结果，抗压强度11.9～29.6MPa，软化系数0.14～0.58。 （二）地质构造。
巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 （一）锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年，机械式锚杆研究与应用； 1950~1960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究； 1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用； 1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生； 1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多，有胀壳式、
树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境，在巷道支护方面积极发展锚杆支护，到1987年，英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术，从而扭转了过去的被动局面，煤巷锚杆支护得到迅速发展，经过近10年实验的基础上，又进行了改进和提高，到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家，自1932年发明U型钢支架以来，U型钢支架发展迅速，支护比重很快达到了90%以上，从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来，随着矿井开采深度日益增加，维护日益困难。面临这种困境，德用不断增加金属支架的型钢质量，逐步减小棚距的做法，这不仅使巷道支护费用增高，而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此，巷道维护困难的状况仍然难以改观，于是寻求成本低，运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广，现己应用到千米的深井巷道中，取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速，到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆，在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，在“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一，
锚网巷道支护设计说明书 一、地质条件 根据地测科提供22508轨道巷地质说明书及钻孔情况分析，该巷道沿5#煤层掘进，煤厚为3.0-4.0m，煤层顶板多为k4细粒砂岩，局部地段发育厚度约为0.2m的黑色砂质泥岩；煤层底板多为粉砂岩或灰色泥岩，局部地段发育有薄层的石英砂岩。参考煤柱面掘进资料显示，在该段巷道可能遇见断层发育。 二、巷道断面 巷道采用锚网索支护、断面为矩形，设计规格：3.4m*3m（宽*高）巷道支护设计图（见附图1） 三、锚杆支护巷道支护设计 1、支护方式 ①临时支护 锚网索巷道临时支护采用带帽圆木点柱，点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜圆木、点柱不少于2根。 ②、永久支护 采用锚网索支护作为永久支护，支护材料为： 顶部：锚杆18mm*2200mm，Q500高强度螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度8mm 帮部：锚杆16mm*1800mm，Q335矿用螺纹钢锚杆，托盘150mm*150mm，厚度6mm 金属网：采用直径6mm钢筋焊接，网孔规格为70mm*70mm。
菱形铁丝网：采用10铁丝编制、网孔45mm*45mm 塑料网：采用pp180ms矿用塑料网网孔为30*30. 锚索直径17.8*6300mmswrh82b、强度级别1860兆帕钢绞线。托盘300*300*12mm 3、按悬吊理论计算锚杆参数： （1）、锚杆设计长度计算： L= L1+L2+L3 式中 L—锚杆长度2200mm L1—锚杆外露长度0.07m， L2—锚杆有效长度1.50（顶部锚杆取免压拱高b） L3—锚入岩层深度0.6m 根据满足顶板最下一层岩石外表抗拉强度条件确定组合梁厚度，即锚杆有效长度L2，则顶板稳定时应满足 L2≥ 式中：B—巷道开掘宽度，取3.4m ；σ1 ———顶板岩石抗拉强度; K1—顶板岩石坚固安全系数3~5 根据以上数据计算出该长度满足巷道支护设计要求。 （2）、锚杆间、排距计算: 式中：式中 SC ———锚杆间、排距; τ———杆体材料抗剪强度 ,MPa;
第一章井田概况及地质特征 第一节矿井自然概况 一、位置与交通 XXXX煤矿位于XXXX省西南部、XXXX县城南西，隶属黔西南州XXXX县XXXX乡管辖，地处XXXX县XXXX乡XXXX村。距XXXX县城 km，直距 km，距XXXXX州州政府所在地XXXXX市XXkm，直距XXkm，离XXX市XXX镇XXXkm，直距XXXXkm。XXX铁路、XXX国道从矿区南西部XXX 镇经过，XX至XX高等级公路从矿区西部直距XXkm处通过，XXX省道自矿区北部XXXkm处通过，XXX省道自矿区西部矿界外XXXXm处通过，矿山有公路与XXX省道相通，交通方便。 二、自然地理概况 1.地形地貌 矿区地势总体上中部高四周低，海拔一般1500～1600m，最高点位于矿区西部三棵桩山顶，海拔1738.0m，最低点位于矿区南西部1号拐点，海拔1420.0m，相对高差318m。 矿区总体上属低中山地貌，境内夜朗组地层分布地段地形较陡，含煤地层分布地段地形较缓，多被第四系坡积物覆盖。 2.矿区地表水 矿区内无河流，地表水为山间雨源型小溪，主要受大气降水及地形控制，矿区内小冲沟发育，沟水动态变化极大，季节性变化十分显著，雨季暴涨，旱季流量较小或干枯，一般小于2l/s。 XXXX水库：距矿区西矿界XXXXm左右，长1200m，最宽处170m，储水量约25万m3。 三、矿井历史概况 XXXX煤矿原由原XXXX煤矿、XXXX煤矿整合而成。两个矿井生产规模3万吨/年，现利用XXXX煤矿的井筒进行改造。 XXX年XX月，XXXX省地质矿产勘查开发局X地质大队在区内进行过XX煤矿储量核实工作，提交有《XXXX省XXXX县X乡X村XX煤矿矿产资源储量核实报告》（以下简称"XX报告"）。"XX 报告"获保有资源量47万吨（333类XX万吨、334？类17万吨），最低开采标高之下9万吨（333类6万吨、334？类3万吨）。
掘进3周、支护3周 华丰煤矿-1100下山快速掘进及巷道支护设计 要求设计内容（供参考） 第一章华丰煤矿及巷道施工概况 1.1 华丰煤矿概况 1.1.1华丰煤矿地理位置及交通条件 1.1.2华丰煤矿地质条件及气候特征 1.2 -1100水平巷道概况 1.2.1 巷道地质概况 1.2.2 煤(岩)层赋存特征 1.3 生产系统概况 1.3.1通风系统 1.3.2压风系统 1.3.3 防尘系统 1.3.4防灭火 1.3.5安全监测系统 1.3.6供电系统 1.3.7 排水系统 1.3.8 运输系统 1.3.9通迅系统 第二章 -1100下山快速施工方案 2.1 -1100下山快速施工爆破方案 2.1.1全断面中深孔光面爆破方案 2.1.2全断面巷道定向断裂控制爆破方案 2.1.3 爆破方案对比分析及选择 2.2 -1100下山快速施工机械化配备方案 2.2.1装岩方式 2.2.2运输方式 2.2.3管线及轨道敷设
2.2.4 设备及工具配备 第三章 -1100下山快速施工支护方案 3.1 六水平矸石井断面设计概况 3.2支护方式选择 3.3 支护参数设计 3.4 锚网喷施工工艺及要求 3.5 U棚的施工工艺 第四章安全技术措施 4.1 特殊措施 4.2 “一通三防”管理 4.3 顶板管理 4.4 爆破管理 4.5 防治水管理 4.6 机电管理 4.7运输管理 第五章结论 最好包含下列理论、技术、方案（供选择）：第一章爆破技术影响因素分析 第一节爆破参数设计理论 1.1炮眼深度 1.2掏槽爆破 1.3掏槽参数 第二节光面爆破技术 2.1 光面爆破的基本原理 2.2光面爆破参数 2.3光面爆破的优点 2.4光面爆破的质量标准 2.5 光面爆破施工工艺 2.6 爆破参数的优化与分析
新疆工程学院 井巷工程课程设计说明书 课程名称：巷道交岔点课程设计 姓名： 学号： 班级：
新疆工程学院 课程设计评定意见 设计题目：巷道交岔点课程设计 学生姓名：专业班级： 评定意见： 评定成绩： 指导教师：年月日
题目： 某煤矿年设计生产能力90万t吨，采用立井开拓方式，属低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为450m3/h；第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限为25年；采用电机车 ZK14-9/550直流架线电机车牵引矿车运输。巷道内铺设一趟直径Φ为200mm的压气管和一趟直径Φ为100mm的供水管。设计的大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=4~6。该矿实行“三八”工作制，计划月进尺140m，每月实际工作30d，掘支平行作业，每一掘进班完成一个循环。预计正规循环率为0.9，炮眼利用率为0.9。 设计内容： 1.选择合适的巷道断面形状。 2.设计双轨直线段的巷道断面。确定巷道净宽、拱高、墙高、净断面面积、净周长，并进行风速校核。选择合适的支护方式，确定支护参数。最后确定巷道的掘进断面尺寸。 3.布置巷道内水沟和管线。 4.计算巷道掘进工程量和材料消耗量。 5.绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗表。 6.根据设计的断面图，编制爆破作业图表。包括爆破原始条件，三个方向的炮眼布置图、爆破参数、预期爆破效果表。 设计要求： 1. 在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、 论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使设计成果达到较高水平。 2. 要通过计算确定的，必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的，请说明确 定理由。设计参照依据：《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程质量验收规范》、《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》、《煤矿矿井采矿设计手册》、《井巷工程》东兆星等． 3.说明书用稿纸手写，要求字迹工整，内容完整，表格要用统一编号和表头。图纸绘制用CAD， 绘图比例用1：50，打印输出比例为1：1，纸型为A4。图纸格式要求按示例一，示例二；线型、线宽及图例，参照采矿设计手册采矿制图部分要求。 4.提交的设计成果包括：设计说明书及有关图纸（巷道断面施工图，炮眼布置图）。
5.2 岩石隧道掘进机(TBM)施工 5.2.1 基本工作原理 （一）基本原理 （1）基本定义 全断面岩石隧道掘进机：通常简称隧道掘进机（Tunnel Boring Machine，缩写为TBM），是一种用于圆形断面隧（巷）道、采用滚压式切削盘在全断面范围内破碎岩石，集破岩、装岩、转载、支护于一体的大型综合掘进机械，现已成为国外较长隧道开挖普遍采用的方法。 大可达13.9m。 基本功能有掘进、出渣、导向和支护，并配置有完成这些功能的机构。还配备有如运渣运料、支护、供电、供水、排水、通风等后配套系统，总长度较大，一般为150～300m。 (二）TBM工作过程--动画视频欣赏 播放视频 5.2.2 类型与构造 （一）类型 (二) 全断面掘进机的类型与构造 （1）开敞式掘进机 ◆适合于硬岩隧道； ◆顶推反力与刀盘扭矩力依靠围岩坚硬壁面提供； ◆开敞式掘进机基本有两种型式：单撑靴式、双撑靴式。
开敞式掘进机的基本构造组成： 主要构造：刀盘；控制系统，支撑和推进系统；后部配套设备 图文并茂介绍 1）刀盘 ●刀座●吊耳●人工检查用脚踏点和把手●周边铲斗，可更换铲齿或铲碴板●带防护罩喷水孔●入孔通道 ◆液压系统 ◆供电系统
◆运输系统 ◆通风系统 ◆降温、防尘、供水及安全系统 ◆隧道支护设备系统 ◆其它辅助设施 给出TBM组装的场景图照片 （2）护盾式掘进机的类型与构造 ◆适合于软岩隧道； ◆顶推反力利用尾部安装的衬砌管片。 1) 单护盾TBM——常用于劣质地层。 2) 双护盾TBM——适用于各种地质，既适应软岩，也适应硬岩或软硬岩交互地层 ◆对比：单护盾TBM推进时，要利用管片作为支撑，与双护盾TBM相比，掘进与安装管片两者不能同时进行，速度较慢。 (三) 臂式掘进机 臂式掘进机又称为部分断面掘进机，是一种集切削岩石、自动行走、装载石碴等多种功能为一体的高效联合作业机械。可分为纵轴式和横轴式两种类型。 典型臂式掘进机组成： 1）切割部 2）铲板部 3）刮板运输机 4）机架 5）行走部 6）后支撑 7）液压系统 EBZ230型臂式掘进机整机参数
汾西矿业集团巷道支护理论 计算设计方法 （初稿） 生产技术部 2009年8月 前言 煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是
被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。 支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。 目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。 理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。 随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。 近10年来，我国在锚杆支护设计方法方面做了大量工作。在借鉴国外先进设计方法的基础上，结合我国煤矿巷道的特点，提出动态化、信息化的设计方法，符合煤矿巷道地质条件复杂性、多变性的特点。这种设计方法已经在多个矿区得到推广应用，锚杆支护设计的可靠性、合理性和科学性得到显著提高。 同煤集团的巷道支护技术相对落后，工程技术人员的理论基础知识和实践经验存在一定差距，现在根本无法用数值模拟法进行巷道支护设计，只能采用理论计算法进行巷道支
巷道交义点设计 某矿采用ZK7-6/250型架线式电机车1.5吨矿车运输，一运输巷道以单轨单侧 交岔 点与另一巷道相连，两巷道间转角 60。，巷道的断面形状均为半圆拱，交岔点 岩石坚固性系数f=4~6 ,料石石宣支护，支护厚度为250o 交岔点道岔型号为 ZDK615-4-12，巷道的曲线半径为15m 。运输巷道与支巷的断面尺寸分别为：巷道 净宽 B1=B2=B3=2300mm , 轨道中心线至柱墩侧边墙的距离 b1=b2=1370,b3=930mm ；自底板起巷道的墙高为 h1=h2=2000mm, h3=1800mm 试设 计此交岔点。 一、 选择基本数据 已知巷道断面形状为半圆拱形，其中主巷断面 巳=2300 mm, b 1=1370mm ； B 2 = 2300 mm, b ? = 1370 mm ；支巷断面 B 3= 2300 mm, b 3 = 930 mm 。道岔型号为 ZDK615-4-12 的道岔参数为：a= 3340 mm, b= 3500 mm, a =14° 15' 00〃。巷道 曲线半径R= 15000 mm 。 二、 交义点平■面尺寸计算 1、确定曲线的曲率中心点O 的位置 D = bcos ： - Rsin 工 H = Rcos’： 一 bsin : 则 D = 3500 X 0.9692 - 15000X 0.2462 = - 300 mm H = 15000X 0.9692 + 3500X 0.2462 = 15400 mm 2、计算。角 所以 H - 5 0 0 b 2 =a r c c o-s ---------- R b 3 15400 -500 -1370 =arccos ---------------------------- 15000 930 200 3、从柱墩面到岔心和到基本轨起点的距离 H -500-b 2 cos 。= R b 3 =32° 59' 11
五虎山煤矿9号煤层巷道支护设计 姓名：刘晓晨 班级：安全连1201 学号：311201010217 时间：2015年5月1日
我国西部地区的煤炭资源十分丰富,占全国煤炭总量的80%以上,神华集团年煤炭产量超过1亿.t所属矿区煤层埋藏较浅,上覆为风积砂岩,因此顶板管理及围岩支护与其他矿区不同.本文利用RFPA岩石破裂过程分析系统软件,对神华集团乌达矿区五虎山煤矿9号煤层巷道围岩变形和破坏过程进行了动态仿真模拟,并根据模拟结果,分析了随着煤层上山的掘进中上覆岩层的破断过程、特征与来压特点,揭示了煤层顶板的破断及煤壁支撑压力的变化规律.五虎山煤矿隶属于神华集团,由于生产接续的需要,将对9号煤层进行开采. 9号煤层平均厚度3·5 m,煤质松脆,直接顶以泥质页岩为主,中间夹有砂岩,平均厚度4·8 m,节理裂隙发育.老顶以中砂岩和粗砂岩为主,平均厚7·1 m. 9号煤层进风上山是在煤层中掘进,初始的顶板支护方法采用锚杆支护,间排距800 mm×800 mm,不能满足工程需要.为防止顶板垮落,对该巷道的支护方案进行改进,以有效地控制顶板和围岩的变化. 1 支护方案初步设计 9号煤层进风上山是在煤层中掘进,因煤层顶板都具有成层性,所以顶板的破坏基本上是从离层开始.因此煤巷顶板锚杆支护的主要作用就是抑制顶板的离层,其次是将已经离层的顶板围岩悬吊在其上方较稳定的岩层上.当煤层直接顶厚达几米以上时,要将锚杆锚固在稳定岩层内是不可能的,须采用预应力锚索将巷道上部一定范围内的岩石固定在离巷道表面较远的稳定岩石上,这样可提高巷道围岩的整体性和内在抗力,有效控制围岩有害变形的发展,增加围岩的稳定程度.在暗斜井9号煤层下部车场岩巷段(开口段)断面形状为矩形巷道,如
设计任务书 题目：水平岩石巷道交叉点设计
目录 1、断面设计 一、确定巷道断面形状 二、确定巷道断面尺寸 1 、计算巷道净宽度B 2 、计算巷道拱h。 3、计算巷道壁高h 3 4 、计算巷道净断面面积S和净周长P 5、巷道风速验算 6 、选择支护参数 7、选择道床参数 8、计算巷道掘进断面尺寸 三、布置巷道内水沟和管线 2、交叉点设计 一、选型基本数据 二、平面交岔点尺寸的计算 三、计算巷道掘进工程和材料消耗量 3、巷道设计绘图
一、断面设计 （一）确定巷道断面形状 根据设计要求和《煤矿安全规程》规定，设计巷道要满足安全和生产要求所以本设计采用600mm轨距单轨运输大巷，其净宽应在3m以上，且穿过中等稳定岩层，采用料石砌碹支护，半圆拱形断面，且墙壁高取1800mm，设计时不降墙高，交叉点采用单开，其设计如下： （二）确定巷道断面尺寸 1 、计算巷道净宽度B 由于本设计采用的是XK 8－６／１１０Ａ电机车所以巷道设计要求的如下基本数据：宽A1=1060mm，高h=1550mm；1.5t矿车宽1050mm，高1150mm。 取巷道人行道宽c=840mm，非人行道一侧宽第一断面a=400mm，第二断面a=300mm，第三断面a=500m。又根据表6 – 2双轨中线距b=1300mm 则电机车之间的距离为： 1300-（1054/2+1054/2）=246mm＞200mm符合安全要求。 第一断面巷道净宽度： B1=a1+b+c1=（400+1054/2）+1300+（1054/2+840） =927+1300+1367=3594mm
为了设计的简便我们取B 1=3600mm 第二断面巷道净宽度： B 2= 2 a +b+ 1 c =（300+1054/2）+1300+（1054/2+840） =827+1300+1367=3500mm 第三断面巷道净宽度： B 3=3a +b+ c 1 =（500+1054/2）+1300+（1054/2+840） =1027+1300+1367=3700mm 2 、 计算巷道拱h 。 本设计拱形采用半圆形根据几何性质我们可以求半圆拱形巷道拱高 第一断面巷道拱高 h 。=B/2=3594/2=1797mm ，其半径R=h 。=1800mm 。 第二断面巷道拱高 h 。=B/2=3500/2=1750mm ，其半径R=h 。=1750mm 。 第三断面巷道拱高 h 。=B/2=3700/2=1850mm ，其半径R=h 。=1850mm 。 3、 计算巷道壁高h 3 ①按架线电机车导电弓子计算 h h 4 3 ≥+h c -- -) (2 n R ) (12 b K + 式中 h 4 —轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》规定，取 h 4 =2000mm ；
软岩巷道支护设计 邱照辉 (鸡西矿业集团公司梨树煤矿,黑龙江鸡西158100) 摘 要:梨树煤矿建矿以来一直受软岩困扰。该矿通过对软岩巷道岩性的分析,以采面上、下巷为主,应用悬吊理论与组合梁理论,设计锚、网、索、钢带的联合支护方式,有效地控制变形、片帮,为矿井安全有效地管理软岩巷道提供了科学依据。 关键词:锚杆;围岩;联合支护中图分类号:T D353 文献标识码:A 文章编号:1008-8725(2009)09-0088-03 Design on Support in Soft R ock Tunnel QIU Zhao -hui (Lishu C oal M ine ,Jixi M ining Industry G roup C om p.,Jixi 158100,China ) Abstract :Lishu C oal Mine has been plagued by s oft rocks.By analysis on the lithology of s oft rock tunnels ,taking the upper and down tunnels as dominant factors ,the theory of suspension and com pound beam was ap 2plied ,the combined support with bolt ,net ,cable and steel belt was designed.The deformation and wall cav 2ing were effectively controlled.The scientific basis was provided for controlling s oft rock tunnels safely and ef 2fectively in coal mines. K ey w ords :bolt ;host rock ;combined support 0 前言 梨树煤矿隶属于鸡西矿业集团公司,近几年刚改扩建投 产,设计年产量为90万t Πa 。该矿主产煤种为主焦煤,煤层赋 存稳定,可采厚度218～310m ,煤层顶、底板为复合型顶板,以黑灰色粉砂岩居多。因岩层软、围岩压力大,给开采带来表2 需建图层列表 表3 设置文字样式 文字样式名称 字体名文字高度 宽度比例 备注 ST 2.2宋体 2.2(小五) 1 标注汉字 ST 2.5宋体 2.5(小五)1标注汉字 T NR2.2 T imes NewR oman 2.2(小五)1标注数字 备注 一般而言,粗线取0.3mm ,细线取0.09mm 。 2.6 保存文件 打开“文件”菜单单击“另存为”打开图形另存为对话框,在存为类型下拉框中选“”文件类型在文件名中输入“采矿图模板”单击“保存”出现“样板说明对话框”在模板说明对话框中输入以下说明:采矿专用模板,比例1:1,单击“确定”,此时系统会在相应的位置创建一个“采矿制图模板.dwt ”模板。最后将建好的图形保存为.dwt 格式,并存放在autocad \cadt 2 em plate 目录下[8] 。这样,在下次新建图形时,可以从“使用样 板”进入绘图界面。对新图保存时,缺省类型为.dwg ,不会覆盖原有的样板文件[2]。 3 模板的使用 把采矿图样式绘制成标准模块,从而统一了采矿制图的标准,消除了制图中的任意性,减少了绘图人员的工作量,为二次开发修改图形打下了良好的基础。用户可以根据自己的使用习惯和需要灵活地建立1套模板。在用AutoC AD 具体进行绘制相关图形时,就可以根据需要使用自己定制的相关模板。当然,如果条件允许,还可以利用专用的采矿C AD 绘图软件包,同样可以节约大量的时间,提高绘图效率。在这方面,中国矿业大学矿业工程学院林在康教授做了大量的AutoC AD 二次开发工作,研发了一系列基于C AD 的数字化矿井模型和煤矿生产技术软件包[4]。 4 结束语 上述是制作样板的几个方面及一般方法,用户可根据工作的需要自定义特色的专业设计模板。结合在工作中的绘图实践,所制作的图形样板很好地符合了我国国家制图标准以及采矿制图标准。通过模板的合理使用,可大大缩短了绘图的前期准备时间和设计周期,减轻了设计者的工作强度,大大提高了设计效率。 参考文献: [1] 煤矿地质测量图图例[M].北京:煤炭工业出版社,1989. [2] 吴永进.AutoCAD2006中文版特训教程[M].人民邮电出版社, 2006.[3] 张荣立,等.采矿工程设计手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.[4] 郑西贵.采矿AutoCAD2006入门与提高[M].徐州:中国矿业大 学出版社,2005.[5] 周跃进.AutoCAD2002模板的绘制与使用[J ].矿山压力与顶板 管理,2003,(3).[6] 杨建根.AutoCAD 制图模板的开发与制作[J ].机械设计与制造, 2005,(12).[7] 张俊,等.基于AutoCAD 技术绘制采矿工程图[J ].采矿技术, 2005,(3).[8] 马源晖,刘让铁.AutoCAD 模板文件制作过程详解[J ].金属加 工,2008,(5). (责任编辑 王凤英) 收稿日期:2009-04-15;修订日期:2009-06-15 作者简介:邱照辉(1982-),男,黑龙江鸡西人,助理工程师,2006年毕业于黑龙江科技学院,现任鸡西矿业集团梨树煤矿生产技术科主任工程师,T el :0467-2788408。 第28卷第9期2009年9月 煤 炭 技 术C oal T echnology V ol 128,N o 109 Sep ,2009