爆破与井巷工程课程设计.docx

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1、设计任务书设计任务书1设计题目巷道交岔点设计设计条件某燥矿年设计实力为0.9,为低瓦斯矿井，采纳中心分列式通 风，其最大涌水量为320m3。通过该矿第一水平（东、西）两翼运 输大巷的涌水量分别为140m3和200m3,主石门与运输大巷穿过 的岩层为（较为稳定）岩层，岩石的坚实性系数（/=68）,主石 门的通风量为22m3,（东、西）两翼运输大巷通风量为14m3.巷 道内敷设一趟直径为200的压风管和一趟直径为100的水管。轨 距（600、900）,采纳直墙拱形巷道断面。.主石门向南掘进，通过 交岔点与西翼运输大巷相连。设计内容1、试设计主石门直线段的断面及支护参数2、设计主石门掘进施工爆破参数

2、。3、机车的运行速度为3 ,试对该交岔点进行设计。设计要求1、供应设计说明书，设计说明书中的论证与说明，必需简明 扼要，故宜采纳小插图及附表加以说明。相关参数的计算应列出公 式，并说明公式中符号所代表的意义和取值依据，运算过程可省略， 干脆写出计算结果。设计说明书的基本内容包括：1）巷道断面（包括主石门、运输大巷、交岔点最大宽度断面、 曲线轨道巷道）的设计2）主石门掘进爆破设计3）交岔点的设计4）主石门掘进通风5）装岩与调车6）巷道支护（包括主石门、运输大巷、交岔点最大宽度断面、 曲线段巷道）7）主石门掘进循环图表的编制2、供应相关图纸，依据采矿工程设计手册的绘图要求绘 制，包括：1）主石门工

3、作面炮眼布置图2）交岔点平面图3）主石门断面图4）运输大巷断面图5）交岔点最大宽度断面图6）曲线段巷道断面图综上计算，并考虑肯定的剩余量，确定本巷道壁高危=2020 mm。则由设计手册6-1-6巷道得净高度：H = % -丽+九。=3000o运输巷道净断面积与风速校核据采矿工程设计手册下一巷道断面设计巷道净断面 S= 8（0.398 +电）h2：昨道面起巷道的壁高h2 = h3-hb =2020 - 220 = 1800 mm故S = 2400（0.39 x 2400 + 1800） = 6.57 m2巷道净周长P = 2.57B + 2h2= 2.57 x 2400 + 2 x 1800 =

4、 9.77 m由采矿工程设计手册表6-1-7,架线电机车巷道= 8 m/s,已知通过的 最大风量Q = 14 m3/st则v = Q/S= 14/6.57 = 2.13 m/s 8 mJs,所以设计的巷道净断面面积，风速没超过规定，可以运用。运输巷道掘进断面设计运输巷道支护参数设计运输巷道穿过的岩层为较为稳定岩层，岩石的坚实性系数（尸68）,巷道净宽3.6m, 故选用锚杆和喷射混凝土支护。依据采矿工程设计手册表6-1-86,选用锚固牢靠, 锚固力大的树脂锚杆，选杆体为020螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚杆长度2000 , 呈方形布置，其间排距800 x800 ,托板10厚、120 x120的

5、方形钢板。喷射混凝土厚 7 = 100 mm,分两次喷射，每次各喷50 ,故支护厚度T = 7 = 100 mm.运输巷道道床参数设计依据巷道通过的运输设备，选用30 kg/m钢轨。其道床参数上、M分别为410和 220 ,道昨至轨面高度ha = hc-hb = 410-220 = 190 mm.采纳钢筋混凝土轨枕。运输巷道设计及计算掘进断面设计巷道设计掘进宽度 Bi = B + 2T = 2400 4- 2 x 100 = 2600 mm巷道计算掘进宽度 4 =当+ 26 = 2600 + 2 x 75 = 2750 mm巷道设计掘进高度 / = H +丽+ T = 3000 + 220 +

6、 100 = 3320 mm巷道计算掘进高度“2 = ”1 + 6 = 3320 + 75 = 3395 mm巷道设计掘进断面面积Si = Bi(0.39Bi + h3) = 2600 X (0.39 X 2600 + 2020) = 7888400 mm2 取 Si = 7.89 m2o巷道计算掘进断面积S2= 82(0.394 + h3)= 2750 x (0.39 x 2750 + 2020) = 8504375 mm2 取 Si = 8.5 m2运输巷道水沟尺寸选择及管线布置已知通过西翼运输大巷涌水量200 m3/h,据煤矿巷道和交岔点设计规范水沟 设计要求：“轨道运输巷的水沟布置在人

7、行道侧，锚喷支护的巷道水沟应紧贴巷道侧帮， 井底车场和主要巷道水沟坡度不应小于3%”，所以采纳水沟坡度为4%。，并在人行侧紧 贴侧帮；“构筑水沟，紧贴巷道侧帮布置或加设盖板宜选用倒直角梯形和矩形断面”所 以选用矩形断面；据采矿工程设计手册表6-1-19选得：净宽为40(),深400 ,净 断面为0.160 m2,掘进断面为0.203 m2；据采矿工程设计手册表6-1-19,选择盖 板宽550，厚50。每米水沟盖板用钢筋1.633 kg,混凝土0.0276 m3,水沟用混凝土 0.133 m30管道悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行到一侧，通讯电缆挂在管子上方。1.3曲线巷道断面尺寸设计曲线巷

8、道断面形态的选择曲线巷道与运输大巷相连，作为煤炭运输和通风和行人运用，服务年限较长。穿过 的岩层为较稳定岩层，岩石的坚实性系数(六6-8),由采矿工程设计手册表6-1-2 巷道断面及其运用条件，巷道断面采纳直墙半圆拱形巷道断面，更加稳定牢靠。曲线巷道净断面设计曲线巷道净宽曲线段巷道的净宽在运输大巷的基础上加宽，依据采矿工程设计手册表6-1-99, 取曲线巷道外侧加宽值 j=20() mm,内侧加宽值a2=100 mmo又有运输大巷净宽 2400 ,人行道宽900 ,非人行道一侧宽400。曲线巷道净宽 B= 2400 + 200 + 100 = 2700 mm曲线巷道净高直墙拱形巷道拱高 垢=B

9、/2= 2700/2 = 1350 mm.巷道壁高取运输巷壁高h3= 2020 mm,则由设计手册6-1-6巷道得净高度：H = h3 hb+ hQ= 2020 220 + 1350 = 3150 mmo曲线巷道净断面积与风速校核据采矿工程设计手册下一巷道断面设计巷道净断面S = B(0.39B +九2)h2：昨道面起巷道的壁高h2 = h3-hb =2020 - 220 = 1800 mm故S = 2700 X (0.39 X 2700 + 1800) = 7.7 m2巷道净周长P = 2.57B + 2h2= 2.57 x 2700 + 2 x 1800 = 10.5 m由采矿工程设计手册

10、表6-1-7,架线电机车巷道vmax= 8 m/s,已知通过的 最大风量Q = 14 m3/s,则v - Q/S= 14/7.7 = 1.82 m/s 8 m/s,所以设计的巷道净断面面积，风速没超过规定，可以运用。曲线巷道掘进断面设计曲线巷道支护参数设计曲线巷道穿过的岩层为较为稳定岩层，岩石的坚实性系数(/=68),巷道净宽3. 6m, 故选用锚杆和喷射混凝土支护。依据采矿工程设计手册表6-1-86,选用锚固牢靠, 锚固力大的树脂锚杆，选杆体为020螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚杆长度2000 ,呈方形布置，其间排距800 x800 ,托板10厚、120 x120的方形钢板。喷射混凝土厚

11、% = 100 mm,分两次喷射，每次各喷50 ,故支护厚度T = 100 mm.曲线巷道道床参数设计依据巷道通过的运输设备，选用30钢轨。其道床参数上、3分别为410和220 , 道昨至轨面高度ha= hc hb= 410 220 = 190 mmo采纳钢筋混凝土轨枕。弯道处为了平衡矿车曲线运输产生的离心力，需将曲线轨道外轨抬高Ah,机车的运 行速度为36/s,依据采矿工程设计手册表6-1-8取曲线轨道半径为15m,又有采 矿工程设计手册表6-1-13,公式 h = 100 V2/K = 100SV2/RV：车辆运行速度，m/s；K：曲线轨道的半径与轨距之比；S：轨距，m；R：曲线轨道的半径

12、，m。故 h = 100 x 0.6 x 32/15 = 36 mm曲线巷道设计及计算掘进断面设计巷道设计掘进宽度 Bi = B + 2T = 2700 4- 2 x 100 = 2900 mm巷道计算掘进宽度 为 =当+ 25 = 2900 4- 2 x 75 = 3050 mm巷道设计掘进高度 % = H +诙+ 7 = 3150 + 220 + 100 = 3470 mm巷道计算掘进高度 % = 1 + 6 = 3470 + 75 = 3545 mm巷道设计掘进断面面积Si =+ 电)=2900 x (0.39 x 2900 + 2020) = 9137900 mm2取 Si = 9.1

13、4 m2o巷道计算掘进断面积S2= 82(0.39B2 + /i3) = 3050 x (0.39 x 3050 + 2020) = 9788975 mm2 取 s2=9.79 m2o曲线巷道水沟尺寸选择及管线布置已知通过西翼运输大巷涌水量200 m3,据煤矿巷道和交岔点设计规范水沟 设计要求：“轨道运输巷的水沟布置在人行道侧，锚喷支护的巷道水沟应紧贴巷道侧帮， 井底车场和主要巷道水沟坡度不应小于3%”，所以采纳水沟坡度为4%。，并在人行侧紧 贴侧帮；“构筑水沟，紧贴巷道侧帮布置或加设盖板宜选用倒直角梯形和矩形断面”所 以选用矩形断面；据采矿工程设计手册表6-1-19选得：净宽为400 ,深4

14、00 ,净 断面为0160 m2,掘进断面为0.203 m2；据采矿工程设计手册表6-1-19,选择盖 板宽550，厚50。每米水沟盖板用钢筋1.633 kg,混凝土0.0276 m3,水沟用混凝土 0.133 m3o管道悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行到一侧，通讯电缆挂在管子上方。2交岔点平面设计2.1交岔点道床参数的选择该交岔点为双轨大巷与单轨支巷相交，主巷（主石门大巷）为双轨巷道，净宽3600 ； 支巷（运输大巷）为单轨巷道，净宽240（）,采纳锚喷支护，各断面喷射混凝土厚度为 100 ,锚杆长度2000 ,半圆拱形断面。本矿井服务年限在20年以上，围岩比较稳定, 可采纳柱墙式交叉点

15、（“牛鼻子”交叉点）。在该交叉点长度内两巷道的相交部分，共同 形成一个渐变跨度的大断面。交岔点道岔的选择依据运输设备类型10-6/250式直流架线式电机车、机车运行速度3、主巷及支巷 轨距轨型等综合因素,查采矿工程设计手册P2759表6-2-1规定，选择600轨距，轨 型30kg/m,岔道号码5,平曲线半径15 m的5号窄轨单开道岔（630/5/15）0* (mm) 9 x 与3.01 tooJ43*3IMO04. S114 A. 窸*10.，)a一部M54底HRMOMBI A009000.，R-Sl ot NtfXMOn43|：-ISIS 攵，noMOi. 91n-Ntoo4. S27$1.

16、* m*noIS-W. $anueiil6 食箕tnis- nI. 1*MOi*n39*-11图2-1线路轨型、道岔及平面曲线半径交岔点曲线轨道参数的计算查采矿工程设计手册P2567表6-1-10, 1.5 t固定式矿车轴距750 ,查P2944表7-2-25 可知10-6/250式直流架线式电机车轨距1100 ,故选择曲线轨道轴距1100 o依据所选 运输设备和轨距，查采矿工程设计手册表6-1-8,选择曲线半径R = 15 m。图2-2井下曲线轨道通用半径 6 1 B H下今长林一公父c f tt.fftf 1 tf 力ljtsstt vHBVX一iAII15s n,KUSh1241S)nl

17、llXI-IHi$a-N-k-n-rj其中 乙炮眼深度；L：支配月进度；N：每月实际用于掘进的天数，一般取30天；K：正规循环率。即每月实际用于掘进工作的天数与30天之比，一般取0.80.9；N：每日完成掘进循环数；炮眼利用系数，一般要求大于0.8。循环进尺二炮眼深度x炮眼利用率，则循环进尺为2.4x0.9=2.16 DK3.2 掘进爆破施工工艺及参数设计爆破器材的选择由于岩石坚实系数为68,岩石较硬，所以本次凿岩我们选用26型气腿式风动凿岩 机，质量较轻为20 ,冲击频率为2000/次X,冲击功大于70,运用风压0.5,耗气量小 于3.5 m3/min,运用水压().2().3 ,推动方式1

18、6()型，钻孔直径3442 ,最大转深 5 mo运用炸药药卷直径为35 nun的2号岩石硝铉炸药，依据设计阅历，一般炮眼直径 比药卷直径大68,所以，确定炮眼直径为40 o煤矿平安规程第320条：在采掘工作面，必需运用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿 许用毫秒延期电雷管。运用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最终一段的延期时间不得超过 130 o依据煤矿平安规程和巷道设计要求，选段毫秒延期雷管。爆破参数的设计炸药单耗的初选和炮孔数估算平洞、平巷炸药和雷管消耗定额1.52T468To12715*20道 斯 而m*普通爆破光面爆破普通爆破光面爆破好通爆破光面爆破普通爆破光面爆破通破-普爆面破光爆普通 爆破面破光爆

19、4114 218114 327199 292199 390274 370274 47?294 542294 5924047124叫694851033696 16996 303160 273160如224 357224 385251 492251 526323627323667酒825389848891 157乳265M4 232144 305M2 310202 344224 419224 448298578298前9%13叫31108 13980 244129 209129 279190 294190 3122。2 371202 416267向2675463M6543146691272 128

20、n 235121 208121 272168 265168 295186 354避391241472忆942955892956131568 11668 202104 182104 239“8 242148 264163 315163 358212,29212455266附叫7。2059 11】59 19896 16596 22013521f135 247145 288145 322192浦叫23%9232630注左上角数字为炸药消能*kg/wom,右下角数字为雷管消耗量个/loom，.本设计主要为巷道的交岔点的设计。某煤矿年设计实力为0.9 ,为低瓦斯矿井, 采纳中心分列式通风，其最大涌水量为

21、320 m3。通过该矿第一水平（东、西）两翼 运输大巷的涌水量分别为140 和200 n?,主石门与运输大巷穿过的岩层为（较 为稳定）岩层，岩石的坚实性系数（/=68）,主石门的通风量为22 m3,（东、西） 两翼运输大巷通风量为14 nA。巷道内敷设一趟直径为200的压风管和一趟直径为 100的水管。运输巷道为单轨，主石门为双轨，轨距（600、900）o采纳直墙半圆拱形巷道 断面。交岔点类型为牛鼻子交岔点，采纳直墙拱形巷道断面。主石门向南掘进，通 过交岔点与西翼运输大巷相连。课程设计内容应包括：1、主石门直线段的断面及支护参数；2、主石门掘进施 工爆破参数；3、对该交岔点进行设计。包括设计说

22、明书和图纸两大部分。关键词：主石门，曲线巷道，运输巷，交岔点，直墙半圆拱，爆破掘进表3-1平碉、平巷炸药和雷管消耗定额依据上图平碉、平巷炸药和雷管消耗定额初选炸药单耗量为q = 2.70 kg/m 炮眼数目.r qSmriN = - = 67.09aP取68式中q：单位炸药消耗量，kg/mS：巷道掘进断面积，血2；(有前面计算得12.55)m：每个药卷长度，m；(查炸药参数表得0.165)装药长度系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5左右;P：每个药卷的质量，。掏槽方式及掏槽孔布置依据岩石等级/=68,属中硬岩层，一般采纳垂直楔形掏槽效果较好，所以掏槽 方式为垂直楔形掏槽，掏槽眼深度为2

23、.4 m。掏槽眼装药系数为0.40.6,采纳6个掏槽 眼，两两对称地布置在巷道断面中心偏下位置.，炮眼与工作面夹角75 ,槽口宽1.6 rn, 掏槽的排距为0.4 m,各对掏槽眼在同一个水平面上，两眼底距离为200左右，眼深要 比一般炮眼加深200 o周边孔的布置最小反抗线 W = E/K= 0.48/0.8 = 0.60 m式中 K：炮眼密集数，一般为0.61.0,岩石坚硬时取大值，较软时取小值；E：周边眼间距，一般取().4().6；W：最小反抗线，即最外一圈协助眼与周边眼的距离，mo采纳光面爆破，炮眼直径35 ,采纳垂直楔形掏槽，周边眼距外轮廓线100,炮眼 深为2.4 m。帮眼与顶眼的

24、炮眼深度2.4 m。底眼的眼深2.6 m。协助孔布置协助眼匀称分布在掏槽眼和周边眼的之间，炮眼深度为2.4 mo炮孔装药结构及装药量由煤矿平安规程低瓦斯矿井可采纳反向装药，反向装药起爆后爆轰波有里向外 传播，与岩石朝自由面运动方向一样，有利于反射拉伸波破裂岩石，同时起爆药包较远， 爆炸气体时间上相对较迟从眼口冲出，爆炸能量能得到充分利用，因此能取得较好的爆 破效果。所以本次炮眼的装药结构都采纳反向装药。依据阅历掏槽眼的装药系数一般为0.70.8,取0.7。掏槽眼深度为2.6 m。掏槽孔 装药结构采纳反向装药,炸药卷大约每孔消耗2.6义。7/。165=11卷，约11X0.15=1.65 0 总炸

25、药量1.65X6=9.9 o依据阅历周边眼中的帮眼和顶眼的装药系数为().50.6取().5,周边眼的装药结构 采纳反向装药，炸药卷大约每孔消耗卷，约8X0.15=1.2。总炸药量1.2 X21 =25.2。底眼的装药系数为 0.50.6 取 卷，约 8义0.15=1.2。 总装药量I.2X 10=12 o依据阅历协助眼的装药系数为0.40.6,取0.4。协助眼的装药结构采纳反向装药, 炸药卷大约每孔消耗2.4X04/0.165=6卷,约6X0.15=0.90。总炸药量0.90X31=27.9。炸药单耗和炮孔数核算依据实际装药量9.9+30+10.8+25.2=75，进行设计时初选循环炸药消耗

26、量2.7X 12.55 X2.4X0.9=73.19。两者基本相符，故初选的循环炸药消耗量与单位炸药消耗量较合适。在现实施工过程中，可依据实际爆破状况最终校定，最终选择实际设计的装药量和 炮孔数目。3.3 主石门巷道掘进通风通风方式的选择己知矿井是低瓦斯矿井，主石门计算掘进高度也=3795 mm,主石门计算掘进 断面面积S?= 9.79 mm,属于大断面短距离掘进通风，据采矿工程设计手册表8-2-2 通风方式分类，并综合抽出式和压入式通风的优缺点，采纳压入式局部通风方式通风。据煤炭平安规程第一百二十八条规定，压入式局部通风机和启动装置，必需安 装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全

27、风压供应当处的风量必需大于局 部通风机的吸入风量。通风机安置在有簇新空气流通的洞口，风筒随着掘进距离增大而加长，当距离过长而风速达不到所须要求时，可在掘进巷道中添接通风机，使风速达到 煤矿平安规程的要求。掘进通风设备选择据采矿工程设计手册矿井风量计算1)按井下同时工作的最多人数人数计算 Q = 4N式中 Q：所需风量；4：每人每分钟供风标准，m3/min；N：井下同时工作的最多人数，设计每班掘进人数16人，16；4x16=64 m3/min2)按解除炮烟计算风量：2525x75.9=1897.5 m3/min式中 Q：稀释炮眼时没爆破1炸药的供风量；A：一次爆破的最大炸药量。爆破设计中每次爆破

28、最大炸药量75.9。3)按最低排尘风速计算风量：Q = 60VS = 60 x 0.15 x 12.55 = 112.95 m3/min式中 V：独头巷道要求的最低排尘风速，取().15；S：掘进巷道的最大断面，设计掘进最大断面S = 12.55 m2o4)按炸药运用量计算Ajb式中Q = -tc4产掘进而一次爆破所需炸药量。Aj =75.9 kgt ：通风时间，25；b：每公斤炸药爆破后产生的量，b = 0.1 m3/kg;c：爆破后经过通风，允许工人进入工作面的浓度，0.02%。75.9 x 0,1Q =八.cc.=1518 m3/miny 25 x 0.02%/综上因素应取最大风量：15

29、18 m3/min采纳压入式通风，据设计手册选用直径600的柔性风筒，节长10m,壁厚1.2 ,风筒质量2.3 kg/m风筒断面0.238 m2o依据采矿工程设计手册表8-3-4,选择62 (28)型风机，其额定风量为300 m3。四台通风机同时工作。3.4 主石门巷道装岩与调车装岩设备选型配套巷道设计掘进宽度反=3800 mm,巷道设计掘进断面面积S】=12.55 m2巷道设计掘进高度匕 = 3720 mm,据采矿工程设计手册P59i的装岩机的技术 特征表和巷道的尺寸，选择30B型耙斗装岩机，其轮轨宽度600,每小时的生产实力是 4560 m3,其生产实力完全能满意现实需求，铲取实力大，生产

30、效率高，且移动敏捷, 清底干净，操作简洁，省力。调车工作依据巷道特点，采纳菱形浮放道岔适用于双轨巷道两列机车可在两条轨道上交替装 岩，大大提高装岩效率。为了调车便利，临时车场每月向前移动一次，一般距离工作面 40 m处。为提高生产率，采纳-200型胶带输送机与30B型耙斗装岩机协作，提高装煤 和装岩效率。3.5 主石门巷道掘进协助工作压气供应和工作面排水方式据煤矿平安规程第一百二十八条规定：有瓦斯涌出的岩巷掘进通风方式应采纳 局部通风机压入式通风。故在主石门掘进工程中，局部通风机供应动力，通过风筒对掘 进工作面进行压气供应，局部通风机位置距掘进巷道口回风10 m以外的进风巷内，风 筒距工作面的

31、距离不大于5 m,且在掘进工作面旁边增设仪器监控，保证工作面CO?、 ch4, h2s.氮氧化物、空气中粉尘浓度符合相关规定。由于掘进的巷道有3%。的坡度，工作面产生的涌水可以通过已掘出的水沟进行排水。掘支工序的时间及空间支配在巷道断面进行爆破后应马上进行临时支护，支护工序依次是打锚杆，喷射混凝土, 加盖模板；道岔部分进行断面施工时，完成爆破后应马上架设临时梯形金属支架以维护 顶板，以防止掘、砌之间巷道的顶、帮岩石跨落（临时支架采纳梯形金属支架，运用的 材料为1824的钢轨，或1620号工字钢制作，由两条腿一梁构成，支架间距一般为 0.81.0 m）,然后按要求砌筑，在须要的地方还可以再喷射一

32、层3050厚度的混凝土。临时支护一般是在刚刚完成爆破后进行，因此肯定要留意平安，临时支护必需依据 煤矿平安规程进行，对围岩稳定性较差的部分，肯定要用临时金属支架进行支护, 而且在进行支护之前，肯定要先检查巷道顶板，人工解除存在平安隐患的顶板岩石垮落。轨道及管路（压风管、水管、风筒）接长的时间支配轨道的连接随着掘进工作面的推动而增加，与打眼同步进行；管路（压风管、水管、 风筒）的接长与装岩、转运、支护同时进行。留意风筒接长时不能停风，风筒口到工作 面距离应当不能超过5米。掘进测量工作掘进测量采纳低精度经纬仪、测角仪、皮尺等进行测量。其测量的主要内容有：掘 进面的长度和高度、进度、巷道坡度、水沟坡

33、度等。掘进测量随着掘进的进行而同步绽 开，用激光指向仪定向，中线为巷道断面正中心，用经纬仪确定巷道坡度,在掘进工作进 行中，每前进10 m就应作一次延长测量，确保巷道的平直。水沟的坡度采纳现代传感器为核心的坡度测试仪进行测量。每次炮眼的孔应当依据设计的位置进行测量定位。其中测量工作面长度和进度的相对精度依据煤炭平安规程规定不超过1/200。3.6 主石门巷道掘进循环图表的编制施工作业方式和循环方式1）作业方式主石门设计掘进断面面积为12.55血2,服务年限较长，围岩较稳定（68），且断面 形态是直墙拱形，掘进面岩石结构差异较小，宜采纳全断面施工法。掘进面一次钻眼， 一次爆破，一次成巷，利用爆破

34、后的肝石堆作为打上部眼和拱顶锚杆眼及安装锚杆的工 作台的掘进方法。巷道采纳锚喷支护，采纳先掘进，打拱顶锚杆眼及安装锚杆，再向锚 帮喷一次40混凝土的方式，再向前掘进约20 m后，再对该处进行第2次锚喷40混凝 土的两掘进一锚喷的方式。进行巷道道岔施工作业时，先以全断面由主巷向支巷方向掘 砌，至断面较大处，改用以小断面对前掘进，架设棚式临时支架维护顶板，掘过柱墩端面2 m,先将此2 m砌好，然后回过头来，由小断面对柱墩进行刷砌，最终在岔口封顶 并做好柱墩端面。2)循环方式为了便于工序间的连接，易于施工管理，实现正规循环作业，在考虑岩巷断面面积， 掘进设备和掘进技术等综合因素后，采纳“四六”工作制

35、单循环方式进行作业，每个班 完成一个循环。循环进尺的确定巷道掘进采纳26型气腿式风动凿岩机打眼，通过爆破相关计算，由炮眼深度2.3 m 和爆破效率0.90确定循环进尺为2.07mo各工序和循环时间的确定丁 = T + 丁2 + * + 切 + / + 痣式中 T：掘进一个循环所须要的总时间；交接班时间，20 ；72：装岩时间，；0：钻眼工作单行作业系数，取；ti：钻上部眼时间，；t2：钻下部眼时间，；?3：装药联线时间，；n：放炮通风时间，取2。为宜；1 .装药联线时间T3：73 二 (N x T)/A = (69 x 2)/2 = 69 min式中 N：工作面炮眼总个数，按实际布置数经最终验

36、算代入约为69个。T：一个炮眼装药所需时间，取2()。A：在工作面同时装药的小组数，对于装药人员要符合煤矿平安规程 的规定，取1组。2 .钻眼时间：NI69 x 2.4 _ 亡1 + 12 =4 x 0.45450 mm/minx取4台。mv 式中 /：炮眼平均深度，2.4m； v：凿岩机的实际平均钻速， m：同时工作的凿岩机台数，3 .装岩时间：式中Sm 12.55 x 2.4 x 0.9np2 x 5.0=2.60/i = 156 minS ：巷道掘进断面积，12.55 m2n：炮眼利用率（一般为0.80.9）,取0.9。：工作面同时工作的装岩机台数，2台。P：装岩机实际生产率（指实体岩石

37、），计算取50 m3,依据现场实际阅 历，装岩机实际生产率（实体）约为铭牌生产率的3040%,对于不便计算p的装岩机 可按比例确定P。在实际工作中，为了防止难以预见的工序延长，应考虑留有10%的备用时间，故循 环时间：（SiriNL NT7=1.17；+,+。+ + 7；npmv A/=1.1 x （20 + 156 + 0.6 x 92 + 69 + 20）=352 min循环图表编制依据以上的计算及初步确定的数据，编制循环图表，采纳“四六”工作制单循环方 式进行作业，每个班完成一个循环。3.7平安技术措施尽管该矿井为低瓦斯矿井，出于平安考虑，还是要保证通风机的正常运转，保证工 作面有足够的簇新空气，另一方面要要求施工人员遵守煤矿平安规