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1、矿山安全全技术与与监察专专业井巷工工程课课程设计计指导书书入学文化化: 高 中学 制: 三三 年周 数: 一一 周湖南安全全技术职职业学院院 安全全技术系系二0一一一年十二二月井巷工程程课程设设计是在在井巷巷工程课课程结束束后进行行的一个个实践性性教学环环节,是是对一次次综合性性专业设设计训练练。通过过课程设设计可对对井巷巷工程及及相关课课程所学学内容进进行融会会贯通,使使所学知知识得到到进一步步巩固和和加强,培培养学生生在设计计方案选选择、设设计计算算、工程程绘图、文文献查阅阅、运用用有关施施工标准准和规范范等方面面的基本本技能,同同时提高高独立分分析问题题和解决决问题的的能力。第一章 设计
2、条条件与任任务一、设计计条件1.共计计五个矿矿,均为为煤矿,年年生产能能力分别别为:一一矿300万吨、二二矿455万、三三矿600万吨、四四矿900万吨,五五矿122万吨;2.瓦斯斯等级,均均属于高高瓦斯矿矿井,采采用中央央分列式式通风;3.地质质情况,巷巷道周围围1000米内无无大断层层;井下下每小时时最大涌涌水量为为:一矿矿2000m3、二矿矿3000 m33、三矿矿2400 m33、四矿矿3500 m33、五矿矿1500 m33;岩石石坚固系系数为:一矿ff=4-5、二二矿f=6-88、三矿矿f=77-9、四四矿f=6-77、五矿矿f=99-100;4.主要要运输设设备,各各矿采用用ZK
3、776/2500架线式式电机车车牵引11.5吨吨矿车运运输;5.通风风情况,各各矿设计计巷道要要求每秒秒通过风风量分别别为:一一矿255m3、二矿矿30 m3、三矿矿40 m3、四矿矿50 m3、五矿矿20 m3;巷道道内敷设设一趟2200毫毫米的压压风管和和一趟1100毫毫米的水水管;5采用“三八”作业制制。二、分组组方法学号为11-100的学生生设计一一矿;学学号为111-220的学学生设计计二矿;学号为为21-30的的学生设设计三矿矿;学号号为311-400的学生生设计四四矿;学学号为441-555的学学生设计计五矿。三、设计计题目 *矿水平平运输大大巷直线线段掘进进施工设设计四、设计计
4、任务(1)设设计水平平运输大大巷直线线段的断断面;(2)设设计运输输大巷爆爆破方案案;(3)选选择运输输大巷支支护方案案。根据设计计任务书书给定的的基本条条件,用用简洁的的文字进进行总结结叙述。第二章 井巷断面面形设计计巷道断面面设计,主主要是选选择巷道道断面形形状和确确定尺寸寸大小,它它是矿山山井巷工工程设计计的一项项主要内内容。设设计出的的巷道断断面直接接作为井井下巷道道施工的的依据,也也是进行行井巷工工程概预预算的依依据。因因此,巷巷道断面面设计合合理与否否,直接接影响煤煤矿生产产的安全全和经济济效益。巷道断面面设计的的基本原原则是:在满足足安全和和使用要要求的条条件下,力力求提高高断面
5、利利用率,缩缩小断面面,降低低造价,便便于快速速施工。巷道断面面形状按按其轮廓廓线可分分为折边边形和曲曲边形两两类。前前者如矩矩形、梯梯形和不不规则形形;后者者如三心心拱形、半半圆拱形形、圆弧弧拱形、顶顶底拱形形、椭圆圆形和圆圆形等,如如图所示示。巷道断面面形状的的选择,主主要取决决于下列列因素:(1) 巷道穿穿过岩层层的性质质,矿压压的大小小和方向向;(2) 巷道的的服务年年限和用用途;(3) 支护方方式和支支护材料料。这三个因因素之间间是互相相联系的的,通常常是根据据前两个个因素选选择出支支护和支支架材料料以后,就就能得出出巷道断断面的形形状。在稳定或或中等稳稳定、地地压较大大的岩层层中,
6、开开掘断面面小、服服务年限限不长的的巷道,选选用木支支架,或或服务年年限较长长,用工工字钢或或形支架架支护的的巷道,多多采用梯梯形或矩矩形断面面。在不稳定定、地压压大的岩岩层中,或或服务年年限长而而用混凝凝土、砖砖或金属属支架支支护时,巷巷道多采采用拱形形断面;当围岩岩特别松松软、底底鼓严重重时,则则常采用用带底拱拱的封闭闭拱形、椭椭圆形或或圆形断断面。当巷道通通过薄煤煤层时,为为了保护护顶板岩岩层的完完整和便便于开掘掘,巷道道断面的的形状常常采用不不规则形形,如半半梯形、半半拱形等等。采用锚喷喷支护的的巷道,断断面形状状选择较较灵活,此此时主要要考虑巷巷道的服服务年限限和地压压大小;采用综综
7、合掘进进机掘进进的巷道道,其巷巷道断面面形状由由破岩机机构决定定。巷道断面面形状确确定以后后,就要要确定巷巷道的断断面尺寸寸。巷道道断面尺尺寸是根根据通过过巷道中中运输设设备的类类型和数数量、运运行速度度、轨道道数目、支支护材料料及结构构形式和和各种安安全间隙隙等来确确定的。最最后,还还必须用用通过该该巷道的的风量来来校验,应应满足通通风要求求。第三章 井巷巷断面尺尺寸计算算确定(包包括设备备选型)主要任务务是井巷巷净断面面的选择择确定、井井巷断面面积计算算与校核核、 井井巷支护护的选择择与确定定、 道道床、罐罐道参数数确定、 井巷掘掘进尺寸寸计算与与确定、井井巷水沟沟、管缆缆布置及及其他计计
8、算一、巷道道净宽度度的确定定拱形巷道道的净宽宽度是指指直壁内内侧的水水平距离离。对梯梯形巷道道,当其其内设置置运输机机械或者者通行矿矿车、电电机车时时,净宽宽度是指指运输设设备顶面面的巷道道宽度;当巷道道内不设设置也不不通行运运输设备备时,则则净宽度度是指其其净高11/2处处的水平平距离。二、巷道道净高度度的确定定巷道净高高度必须须保证车车辆运行行的安全全和行人人的方便便。煤煤矿安全全规程规规定:主主要运输输巷道和和主要风风道净高高(架线线式电机机车运输输巷道除除外),自自轨面起起不得小小于2.0 mm,采区区(包括括盘区)内内的上下下山和平平巷的净净高不得得小于22.0 m,薄薄煤层内内不得
9、小小于1.8 mm。架空空线的悬悬挂高度度,自轨轨面起不不得小于于下列规规定:有有行人的的巷道内内、车场场内以及及人行道道同运输输巷道交交叉的地地方为22.0 m;不不行人的的巷道内内为1.8 mm;在井井底车场场内,从从井底到到乘人车车场为22.2 m。三、风量量演算井下在用用巷道都都要通风风,当通通过巷道道的风量量按需要要确定后后,巷道道断面越越小,风风速就越越大。风风速过大大,不仅仅会扬起起煤尘,影影响工人人健康和和降低生生产效率率,而且且易引起起煤尘爆爆炸事故故。为此此,煤煤矿安全全规程规规定了各各种用途途巷道允允许通过过的最大大风速用风速验验算巷道道断面尺尺寸的公公式如下下:v=QS
10、Sv(5-1)式中v巷道道通过的的风速,mm/s;Q通通过巷道道的风量量,m33/s;S巷巷道净断断面面积积,m22;v巷道道允许通通过的最最大风速速,m/s。第四章 爆破破设计一、 凿凿岩爆破破(1)凿凿岩设备备和工具具的选择择;(2)炮炮眼布置置和爆破破参数的的选择设设计:炮炮孔布置置方式、最最小抵抗抗线、孔孔底距、孔孔口距、排排距、炮炮孔倾角角、炮孔孔直径和和深度、崩崩矿层的的厚度;计算一一次崩落落量和每每米炮孔孔的崩落落量;(3)根根据凿岩岩机的凿凿岩台效效,确定定工作面面的凿岩岩时间和和所需要要的凿岩岩机台数数;(4)炸炸药的选选择,单单位炸药药消耗量量的决定定,装药药量的计计算,装
11、装药设备备的选择择,装药药方法,起起爆器材材和起爆爆方法,爆爆破网路路的设计计计算;二、通风风(1)通通风系统统、线路路、方式式和制度度;(2)防防尘措施施;(3)风风量计算算和通风风时间。三、出渣渣与运搬搬(1)出出渣设备备和运搬搬设备的的选择;(2)出出渣管理理和制度度;(3)二二次爆破破方法;(4)确确定出渣渣设备台台效和工工作面出出渣时间间。四、地压压管理巷道支护护材料和和方式,支支护厚度度等的详详细计算算。五、作业业循环(1)简简要说明明所采用用的掘进进工作队队形式和和人员组组成。(2)根根据前面面的计算算,编制制完成一一个掘进进作业循循环的图图表,计计算一个个掘进循循环的时时间,计
12、计算掘进进效率。掘掘进循环环图按下下表方式式编制。第五章 循环环图表的的编制循环图表表的编制制,就是是要将一一个循环环中各个个工序的的工作持持续时间间和其相相互在时时间上的的衔接关关系用图图表的形形式表示示出来,以以指导巷巷道施工工。一、合理理选择施施工作业业方式和和循环方方式首先应根根据设计计的巷道道断面和和地质条条件、施施工任务务以及施施工技术术水平和和设备等等因素,选选择并确确定巷道道施工的的作业方方式。在在我国目目前条件件下,应应尽可能能采用一一次成巷巷多工序序平行作作业,但但随着掘掘进机械械化水平平的提高高,以钻钻眼和装装运岩石石为主要要工序的的顺序作作业也应应予以考考虑。循循环方式
13、式,一般般条件下下可采用用每班一一个循环环或每班班233循环,若若断面大大、地质质条件差差的巷道道,亦可可实行一一日一循循环。施施工中应应尽量做做到小班班循环次次数为整整数,即即一个循循环不要要跨班(日)完完成,否否则易造造成工序序之间互互不衔接接,施工工管理困困难,这这对实现现正规循循环作业业是不利利的。因因此,当当求得的的小班循循环次数数非整数数时,应应调整为为整数。调调整方法法应以尽尽量提高高工效和和缩短辅辅助作业业时间为为原则。关于工作作制度,目目前我国国煤矿多多数都采采用“三八”作业制制,但有有的煤矿矿在组织织岩巷快快速施工工时,因因劳动强强度大,辅辅助工作作量多,也也常采用用“四八
14、交交叉”作业制制,这种种作业制制度对提提高劳动动生产率率、加快快掘进速速度是有有利的。二、确定定循环进进尺掘进循环环进尺与与掘进循循环次数数是密切切相关、互互相制约约的。只只要循环环进尺确确定了,则则每个循循环的工工作量也也就确定定了,同同时也就就确定了了每个循循环所需需的时间间,从而而可求得得每小班班的循环环次数。但是,循环进尺决定于炮眼深度,因此还必须根据钻眼爆破效果的合理性来确定。根据我国目前的钻眼爆破技术条件,一般以1.52.0 m的炮眼深度较为合理。当然,随着高效率凿岩机和爆破器材的应用,可进一步采用2.53.0 m的中深孔爆破,这对提高掘进速度更为有利。三、确定定各工序序和循环环时
15、间当确定了了炮眼深深度,也也就知道道了各主主要掘进进工序的的工作量量,然后后可根据据设备情情况、工工作定额额(或实实测数据据)计算算各工序序所需要要的作业业时间。在在所需的的全部作作业时间间中,扣扣除能够够与其他他工序平平行作业业的时间间,便是是一个循循环所需需要的时时间,即即T=T11+T22+(t11+t22)+TT3+TT4一般情况况下,交交接班时时间T11为200 miin;爆爆破通风风时间TT4为115220 mmin。装药联线线时间TT3与炮炮眼数目目和同时时参加装装药联线线的工人人组数有有关,即即T3=NN tAA(111-3)式中N工作作面炮眼眼总数;t一一个炮眼眼装药所所需时
16、间间;A在在工作面面同时装装药的小小组数。钻眼时间间:t1+tt2=NNLmvv(111-4)式中L炮眼眼平均长长度,mm;m同同时工作作的凿岩岩机台数数;v凿凿岩机的的实际平平均钻速速,mh。装岩时间间:T2=SSLsinn nP(111-55)式中S巷道道掘进断断面积,mm2;炮炮眼利用用率,一一般为00.800.9;P装装载机实实际生产产率(指指实体岩岩石);n同同时工作作的装载载机台数数;炮炮眼的平平均倾角角。将以上各各式代入入式(111-22)得:T=T11+T22+t22+T33+T44=T11+T22+(t11+t22)+TT3+TT4T1+SLsiin nP+NLmmv+NNt
17、A+T4(111-66)在实际工工作中,为为了防止止难以预预见的事事故及短短时间停停工而打打乱循环环,应考考虑留有有10%的备用用时间,故故循环时时间为T=1.1(TT1+SSLsinn nP+NLmmv+NNtA+T4) (111-77)从式(111-77)还可可以看出出,如先先确定循循环时间间,也可可以求出出相应的的平均炮炮眼深度度。即L=0.9T-(T11+NttA+TT4)Nmvv+Ssinn nP(111-88)平均炮眼眼深度为为L1=LLsinn m(111-99)通过以上上的计算算及初步步确定的的数据,即即可着手手编制循循环图表表。编制制出来的的循环图图表还要要在实践践中进一一步
18、检验验修改,使使之不断断完善,才才能真正正起到指指导施工工的作用用掘进工作作面循环环图表工序名称工作量定额时间/mmin循环时间间/h12345678交接班安全检查查看中腰线线准备打眼眼打眼装岩清扫炮眼眼装药联线线爆破通风临时支护护铺轨砌水沟永久支护护其 他第六章 支护护方案选选择与设设计一、 木木支架巷道中常常用的木木支架是是梯形支支架,由由顶梁、棚棚腿和背背板、木木楔等组组成,其其结构如如图100-1所所示。顶顶梁承受受顶板岩岩石给它它的垂直直压力和和由棚腿腿传来的的水平压压力,为为压弯构构件。棚棚腿承受受顶梁传传给它的的轴向压压力和侧侧帮岩石石给它的的横向压压力,也也是压弯弯构件。背背板
19、将岩岩石压力力均匀地地传给主主要构件件梁与腿腿上,并并能阻挡挡岩石垮垮落。根根据围岩岩的稳定定程度,背背板可密密集或间间隔布置置。木楔楔的作用用是使支支架与围围岩紧固固在一起起,防止止爆破崩崩倒支架架,木楔楔应向工工作面方方向打紧紧。撑柱柱的作用用是加强强支架在在巷道轴轴线方向向上的稳稳定性。二、金属属支架金属支架架常用111116号矿矿用工字字钢或118224 kkg/mm钢轨制制成。其其结构和和梁、腿腿结合形形式如图图10-3所示示。梁腿腿连接要要求牢固固可靠,安安装、拆拆卸方便便。但不不够牢固固,支架架的稳定定性较差差;为了了防止棚棚腿受压压陷入底底板,可可在其下下端焊一一块钢垫垫板或加
20、加垫木。金属支架架具有强强度高、体体积小、坚坚固耐久久、防火火和可回回收复用用等一系系列优点点,是良良好的坑坑木代用用品。其其缺点是是不能封封闭围岩岩,不能能阻水和和防止岩岩石风化化,初期期投资大大。金属支架架常用于于采煤巷巷道,在在断面较较大、地地压较大大的其他他巷道也也可采用用。在一一次成巷巷中,利利用它作作临时支支架较为为理想,但但在有酸酸性水腐腐蚀的地地区不宜宜使用。U形钢可可缩性金金属拱形形支架,适适用于地地压大、地地压不稳稳定、围围岩变形形较大的的地段。三、装配配式钢筋筋混凝土土支架这种支架架简称水水泥支架架。它充充分利用用了混凝凝土与钢钢筋的受受力特性性,使混混凝土在在构件中中承
21、受压压力,钢钢筋承受受拉力,不不但提高高了结构构的承受受能力,而而且又节节约了材材料。这这种支架架可分为为普通型型和预应应力型两两种。四、锚杆杆的类型型、结构构和适用用条件锚杆有木木锚杆、金金属锚杆杆、水泥泥锚杆和和树脂锚锚杆等类类型。(一) 金属倒倒楔式锚锚杆此种锚杆杆由杆体体、固定定楔、活活动倒楔楔、垫板板和螺帽帽组成,如如图100-188所示。杆杆体用114222 mmm的圆圆钢制作作,其一一端有螺螺纹,另另一端与与固顶楔楔浇注在在一起。固固定楔、倒倒楔、垫垫板用铸铸铁制作作。安装装时,将将活动倒倒楔的小小头朝向向孔底并并与固定定楔绑在在一起,一一齐送入入锚杆孔孔的底部部,然后后用一专专
22、门锤击击杆插入入孔内,打打击倒楔楔尾部,最最后套上上垫板,拧拧紧螺帽帽。这种锚杆杆属端头头锚固型型,安装装后可立立即承载载,结构构简单,易易于加工工,并可可回收。锚锚固力达达40 kN左左右。常常用于围围岩比较较破碎,需需要立即即承载的的地下工工程,220世纪纪80年年代我国国矿山使使用广泛泛。(二) 钢筋或或钢丝绳绳砂浆锚锚杆(1) 钢筋筋砂浆锚锚杆。施施工时,先先向锚杆杆孔内注注满标号号为255号以上上的水泥泥砂浆(砂砂浆用3325号号或4225号普普通硅酸酸盐水泥泥和粒径径小于33 mmm的中细细石英砂砂,按水水泥砂=11(23),水水灰比为为038042制制成),然然后插入入1620
23、mm螺螺纹钢筋筋,利用用砂浆与与钢筋、孔孔壁间的的粘结力力锚固岩岩层图图10-19(a)。图10-19钢钢筋、钢钢丝绳砂砂浆锚杆杆1钢丝丝绳;22砂浆;3钢筋(2) 钢丝丝绳砂浆浆锚杆。它它是利用用直径110119 mmm的废废旧钢丝丝绳代替替钢筋插插入锚杆杆孔内,然然后注入入砂浆固固结而成成图110-119(bb)。设设计锚杆杆固力330550 kkN。钢钢丝绳砂砂浆锚杆杆成本低低,广泛泛用于有有一定自自稳时间间的岩石石巷道,特特别是巷巷道两帮帮。由于于不能立立即承载载,在围围岩破碎碎处不宜宜使用。 (三) 树脂锚锚杆树脂锚杆杆是由树树脂药包包和杆体体组成(图100-200)。安安装时,药药
24、包用锚锚杆体送送入孔后后,转动动杆体将将药包捣捣破,随随之上垫垫板拧紧紧螺帽,使使化学药药剂混合合进行化化学反应应,将锚锚头与孔孔壁岩石石粘结在在一起。使使用1115型树树脂锚固固剂,可可在35 mmin内内凝胶,115 mmin后后即可套套上垫板板紧固螺螺帽;使使用822型锚固固剂,可可在155600 s内内凝胶,55 miin后锚锚固力可可达400 kNN以上。树脂锚杆杆多为端端头锚固固型,不不宜用于于软岩。由由于成本本高,220世纪纪80年年代后,有有被快硬硬水泥锚锚杆和快快硬膨胀胀水泥锚锚杆取代代的趋势势。图10-20树树脂锚杆杆及药包包示意图图1树脂脂、加速速剂与填填料;22固化剂剂
25、和填料料; 33玻璃管管纤;4玻璃璃纸或聚聚脂薄膜膜外袋;5左旋麻麻花;66挡圈图10-21快快硬水泥泥卷结构构1滤纸纸内套;2快硬水水泥;3玻璃璃纤维砂砂网外套套(四) 快硬水水泥锚杆杆快硬水泥泥锚杆的的杆体结结构与树树脂锚杆杆相同,只只是用快快硬水泥泥卷代替替了树脂脂药卷(图100-211)。水水泥卷直直径377 mmm,长度度为2770 mmm、2055 mmm时水泥泥装量分分别为4421 g、3200 g,使使用前需需浸水223 minn,在锚锚杆孔内内经杆头头搅拌,112 mmin后后锚固力力开始增增长,11 h后后锚固力力高达660 kkN左右右。由于于成本(约为树树脂锚杆杆的1/
26、4)低低,材料料来源广广,很有有前途。适适用于围围岩自稳稳时间超超过122 miin的各各类永久久性地下下工程。配配合先喷喷后锚,在在软岩中中亦可应应用。图10-22快快硬膨胀胀水泥卷卷结构1塑料料袋;22套;33水纸;4锚固固剂;55空心纱纱网(五) 快硬膨膨胀水泥泥锚杆快硬膨胀胀水泥锚锚杆是用用快硬膨膨胀水泥泥卷(图图10-22)取取代快硬硬水泥卷卷。锚杆杆前端焊焊有14 mm或或6 mmm钢筋筋,杆前前端焊有有3840 mm的的阻挡垫垫圈,另另一端车车有螺纹纹。安装装时,把把水泥卷卷的塑料料袋、纱纱网内的的圆纸筒筒去掉,把把水泥卷卷串入杆杆体放在在阻挡垫垫圈上,并并在水泥泥卷上套套加一垫
27、垫圈,将将水泥卷卷插入水水中浸泡泡355 s后后送入锚锚孔中用用冲压管管轻轻压压实后,用用力冲几几下,而而后套上上垫板,紧紧固螺母母(图110-223)。用用一个水水泥卷,225 minn后锚固固力可达达2040 kN;用两个个水泥卷卷,锚固固力可达达6090 kN。图10-23快快硬膨胀胀水泥锚锚杆结构构及使用用过程1金属属锚杆杆杆体;22阻挡垫垫圈;33水泥卷卷;4垫圈圈;5冲压管管;6垫板;7螺帽快硬膨胀胀水泥锚锚杆井下下工业试试验效果果良好,由由于锚固固剂来源源丰富、锚锚速快、锚锚固力大大、成本本低,可可大量推推广应用用。图10-24管管缝式锚锚杆(六) 管缝式式锚杆管缝式锚锚杆又称称
28、开缝式式或摩擦擦式锚杆杆,由美美国詹姆姆斯斯特科科于19972年年发明。它它是采用用高强度度钢板卷卷压成带带纵缝的的管状杆杆体(图图10-24),外外径388.1 mmm,用用凿岩机机强行压压入比杆杆径小11.522.5 mmm的锚锚孔。为为安装方方便,打打入端略略呈锥形形。由于于管壁弹弹性恢复复力挤压压孔壁而而产生锚锚固力,属属全长锚锚固型锚锚杆。我国于220世纪纪80年年代初引引进,试试制用的的材料为为屈服应应力大于于3500 MPPa的116Mnn和200MnSSi钢,管管壁厚22.02.55 mmm,管径径3841.5 mmm,开开缝为110114 mmm。由由于锚固固力大(60 kN
29、以以上),结结构简单单,制作作容易,安安装方便便,质量量可靠,因因而迅速速在全国国推广。五、 锚锚杆支护护设计各类锚杆杆的结构构和尺寸寸已逐步步标准化化,使用用时可根根据地质质条件、技技术情况况,参照照有关的的经验数数据进行行选取。必必要时,可可通过锚锚固力试试验和巷巷道围岩岩移动观观测予以以调整。下下面介绍绍的计算算方法,可可供锚杆杆参数选选用时参参考。(一) 按加固固拱原理理确定锚锚杆参数数按挤压加加固拱原原理(图图10-13),锚锚杆长度度和间距距可按下下式确定定:b=(LLtaan-)/tann(100-1)式中b加固固拱厚度度,m;L锚锚杆有效效长度,mm;锚锚杆在松松散体中中的控制
30、制角,();a锚锚杆的间间距,mm。锚杆的控控制角如如果按445计(对对于破裂裂体较安安全),则则b=L-a(110-22)图10-25锚锚杆悬吊吊作用计计算图根据上式式,如果果按常用用锚杆长长度L=1 66001 8800 mm,锚锚杆间距距a=66007000 mmm,则加加固拱厚厚度b=90001 2000 mmm,这相相当于223层层的料石石碹拱厚厚度,并并且还具具有料石石拱所不不具有的的可塑性性。(二) 按悬吊吊理论计计算参数数按锚杆的的悬吊作作用,锚锚杆参数数可参照照图100-255按以下下公式求求得。(1) 锚杆长长度:L=KHH+L11+L2(100-3)式中L锚杆杆全长,mm
31、;K安安全系数数,一般般取2;H软软弱岩层层厚度(或或冒落拱拱高度),mm;L1锚杆锚锚入稳定定岩层的的深度,一一般为00.250.3 mm;L2锚杆外外露长度度,一般般为0.1 mm。(2) 锚杆间间距。要要求每根根锚杆悬悬吊岩石石的重量量要小于于或等于于锚杆设设计锚固固力Q或或杆体拉拉断力PP。即Q=KHHa2 (110-44)P=dd2/4=KHHa2 (110-55)式中Q锚杆杆锚固力力(取现现场实测测数的平平均值),kkN;a锚锚杆的间间排距,mm;软软弱岩层层(被悬悬吊岩层层)的平平均重度度,kNN/m33;P锚锚杆杆体体拉断力力,kNN;d杆杆体直径径,m;杆杆体材料料的设计计抗
32、拉强强度,2210 MPaa。由上面的的公式,可可以得到到锚杆间间排距计计算公式式:a=(QQ/KH)1/22(100-6)或a=00.8877d(/KH)1/22 (100-7)(三) 锚杆的的布置根据围岩岩的性质质,锚杆杆可排成成方形、三三花形、五五花形等等。方形形、三花花形适用用于比较较稳定的的岩层;五花形形适用于于稳定性性较差的的岩层,其其布置如如图100-266所示。锚锚杆的锚锚入方向向,应与与岩层面面或主要要裂隙面面成较大大的角度度相交,尽尽可能与与其正交交;层面面与裂隙隙面不明明显时,锚锚杆应垂垂直于巷巷道周边边锚入。图10-26锚锚杆的布布置方式式(a) 方形布布置;(b) 五
33、花形形布置第七章 井巷工工程掘进进技术经经济指标标编制井巷巷工程掘掘进的主主要技术术经济指指标汇总总表,包包括巷道道断面特特征,支支护形式式、厚度度,每米米巷道掘掘进工程程量,材材料消耗耗表等,可可采用列列表的形形式。结束语(或或者致谢谢)对整个课课程设计计进行必必要的总总结,包包括设计计内容及及设计过过程中所所帮助过过或者其其他人员员致谢。参考文献献1周周昌达 主编井巷工工程,第第二版北京:冶金工工业出版版社,1199442东东兆星 吴士良良 主编编. 井井巷工程程,第一一版.徐徐州:中中国矿业业大学出出版社, 200063煤煤矿安全全规程编编写组 编煤矿矿安全规规 第一一版. 北京:煤炭工工业出版版社, 201104吴吴再生 主编. 井巷巷工程,第第一版.北京:中国矿矿业大学学出版社社, 220066注:时间间安排1准备备与答辩辩:0.5天;2初步步确定巷巷道形式式及相关关计算:1天;3爆破破设计:1天;4支护护方案与与设计11天5.完成成巷道断断面图、爆爆破施工工图的制制图工作作:1天天;6编写写说明书书:0.5天。考核方式式 答辩辩成绩+表现成成绩+课课程设计计成果成成绩,各各占1/3。19
限制150内