采矿井巷工程课程设计说明书
井巷工程课程设计完整版带图纸
井巷工程课程设计说明书学生姓名：专业班级：学号：学院：指导教师：年月日目录1. 设计的目的 (1)2. 设计的条件 (1)2.1地质条件 (1)2.2生产能力及服务年限 (1)2.3井筒装备 (1)2.4运输设备及装备 (1)3. 设计内容 (1)3.1主井的设计 (1)3.2副井的设计 (8)3.3石门的设计 (13)3.4施工组织设计 (19)3.5管理制度 (27)4. 参考文献 (29)1. 设计的目的本课程设计是 “井巷工程”课教学的重要环节，通过本设计，使学生熟悉设计的程序和方法，培养学生独立分析和解决问题的能力，为毕业设计打下基础。
2. 设计的条件 2.1 地质条件矿山第一水平石门大巷所通过岩层的普氏系数24f ＝～，为稳定性较差岩层，涌水量3360/m h ，风量360m s ／ 。
主井与副井所通过岩层46f ＝～，中等稳定，风量均按380 m s ／考虑。
该矿井属于低瓦斯井。
2.2 生产能力及服务年限矿山年产量120万t ，其第一水平服务年限20a 。
2.3 井筒装备主井为双箕斗井，箕斗容积32.5m ，型号为 2.55.5FJD （）型。
主井内铺设300mm Φ排水管2条，并设有梯子间。
副井为双罐笼井，采用3＃单层罐笼（ 2.2YJGG －型）。
副井内铺设有200mm Φ供风管2条，100mm Φ供水管1条，2条动力电缆，3条照明和通讯电缆，设有梯子间。
2.4 运输设备及装备石门运输巷为双轨运输大巷，内设水沟，铺设有供风管2条，80mm Φ，供水管1条，动力电缆1条，照明和通讯电缆3条。
电机车型号：10600550ZK －／； 矿车型号： 1.26YCC （）。
3. 设计内容根据已知条件设计主、副井井筒和石门运输巷道。
3.1 主井的设计(1)选择井筒断面形状：根据条件：设计服务年限20a ，主井与副井所通过岩层中等稳定。
而根据文献[1]可知：圆形断面具有服务年限长，承受地压性能好，通风阻力小、维护费用少以及便于施工等优点，故选择圆形作为井筒断面形状；另外，由于主井所通过的岩层为中等稳定，需要考虑支护，这里选用被广泛采用的整体灌注混凝土支护，据文献[2]可知其具有强度较高，便于机械化施工的优点；(2)选择罐道形式及材料：罐道是提升容器在井筒中运行的导向装置，它必须具有一定的强度和刚度，以减小提升容器的摆动。
井巷工程课程设计说明书
井巷工程课程设计说明书 The final edition was revised on December 14th, 2020.目录目录 (1)第一部分掘进技术设计第一章巷道断面及支护支架第一节选择巷道断面形状 (3)第二节巷道断面尺寸的确定 (3)第三节风速校核巷道净断面积 (4)第四节选择支护参数 (4)第五节选择道床参数 (4)第六节巷道水沟尺寸选择及管线布置 (4)第七节确定巷道掘进断面积 (4)第八节道岔参数计算 (5)第二章巷道施工方法第一节施工方法的选择 (5)第二节施工程序 (5)第三章巷道掘进通风第一节确定通风方式 (7)第二节掘进通风设备选择 (7)第四章装岩与调车第一节装岩工作 (8)第二节调车工作 (8)第五章巷道支护第一节确定永久支护材料、结构型式、规格和质量的要求 (8)第二节永久支架架设方法及施工组织措施 (8)第三节计算永久支护每米巷道材料消耗 (8)第六章掘进期间辅助工作第一节临时支架工序的时间安排和安全措施 (8)第二节轨道及管路(压风管、水管、风筒)接长的时间安排 (9)第三节简述压气供应和工作面排水方式 (9)第四节掘进测量工作 (9)第七章掘进循环图表的编制第一节选择合理的施工作业方式和循环方式 (9)第二节确定循环进尺 (9)第三节确定各工序和循环时间 (10)第四节编制循环图表及综合工作队组成、人员配备 (10)第八章巷道掘进第一节主要技术指标第二节主要经济指标第二部份图表（见附图）1．主石门工作面炮眼布置图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．曲线段巷道断面图某煤矿年设计能力为，为高瓦斯矿井，采用中央分列式通风，其最大涌水量为320m3/h。
通过该矿第一水平（东、西）两翼运输大巷的涌量分别为140m3/h和200m3/h，主石门与运输大巷穿过的岩层为（稳定性较好）岩层，岩石的坚固系数（f=4～6）,主石门的通风量为34m3/s，（东、西）两翼运输大巷通风量为17m3/s。
《井巷工程》课程设计说明书某煤矿二水平东运输大巷断面设计、爆破说明书及爆破图表编制
工程学院《井巷工程》课程设计某煤矿二水平东运输大巷断面设计、爆破说明书及爆破图表编制学生姓名：学院：专业班级：专业课程：井巷工程指导教师：2015年12 月18 日《井巷工程》课程设计任务书题目：某煤矿年设计生产能力90万t吨，为瓦斯矿井，采用立井多水平开拓方式，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；通过的流水量为240m3/h ，风量为40m3/s ；采用XK8-9/132A型蓄电池式电机车，牵引t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。
设计的大巷穿过较稳定岩层，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、装药量及起爆顺序、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》等。
3、说明书用A4纸打印，要求内容完整，格式符合安全工程学院井巷工程课程设计撰写模板。
采矿井巷工程课程设计说明书
1.设计的目的本课程设计是“井巷工程”课教学的重要环节，通过本设计，使学生熟悉设计的程序和方法，培养学生独立分析和解决问题的能力，为毕业设计打下基础。
2.设计条件及服务年限2.1地质条件矿山第一水平石门大巷所通过岩层的普氏系数f＝2～4，为稳定性较差岩层，涌水量400m3/h ，风量60m3／s 。
主井与副井所通过岩层f＝4～6，中等稳定，风量均按80 m3／s考虑。
该矿井属于低瓦斯井。
2.2生产能力及服务年限矿山年产量200万t，其第一水平服务年限30a。
2.3井筒装备主井为双箕斗井，箕斗容积2.5m3，型号为FJD2.5（5.5）型。
主井内铺设Φ300mm排水管2条，并设有梯子间。
副井为双罐笼井，采用3＃单层罐笼（YJGG－2.2型）。
副井内铺设有Φ200mm 供风管2条，Φ100mm供水管1条，2条动力电缆，3条照明和通讯电缆，设有梯子间。
2.4运输设备及装备石门运输巷为双轨运输大巷，内设水沟，铺设有供风管2条，Φ80mm供水管1条，动力电缆1条，照明和通讯电缆3条。
电机车型号：ZK14－9／550；矿车型号：MG1.7-9。
3.主井3.1选择井筒断面形状选圆形，因为圆形断面受力条件好，通风阻力小，并且符合当代施工工艺，便于施工支护，适用于井筒服务年限大于15年的矿山，该矿服务年限较长，故选用圆形井筒。
3.2选择罐道形式及材料：选用槽钢组合罐道，材料为18号槽钢，其断面尺寸为200mm×200mm。
（书308）主罐梁选用28a号工字钢，其高×宽=280mm×122mm；次罐梁为20a工字钢，其高×宽=200mm×100mm；梯子梁主梁选20a工字钢，高×宽=200mm×100mm;梯子小梁选用14号工字钢，高×宽=140mm×80mm。
(手册3表附-6-1)3.3确定净断面尺寸：1）箕斗布置及其相应尺寸，mm箕斗型号：FJD2.5(5.5),其最大外形尺寸：长×宽×高＝1236mm×1452mm×4831mm002L m h b =++1()2x L A =+ 式中： L —─箕斗两侧罐道梁中心线间的距离0m —─箕斗两罐道间的间距;一般情况下0m =A+2c=1452+2×62=1576A —─箕斗的宽度;取A ＝1452a —─罐道宽度；取a=62（设计3,1149页） h —─罐道的高度;根据型号取 h=2000b —─同一根罐道梁双侧安装罐道时，两罐道底面的间距，等于罐道梁的宽度加上两垫板的厚度t 。
井巷工程课程设计格式定稿
井巷工程课程设计说明书题目：双轨巷道单侧分岔点设计学院：能源科学与工程学院姓名：专业班级：采矿09-2班联系电话：指导教师：日期：2012年6月8日课程设计任务书一、设计任务：某双轨巷道单侧分岔点，支巷在主巷右侧，其：B1=B2=4000mm（主巷），B3=2400mm（支巷），b1=b2=b3=1030mm，δ=45°，m=1600mm，（加宽后的轨道中心距），三条巷道均为半圆拱，墙高1800mm，砌体厚度300mm，牛鼻子厚600mm，采用7吨架线式电机车，一吨矿车，600mm轨距，设计该交岔点。
二、设计要求：1. 交岔点平面尺寸设计1.1计算曲率中心的位置1.2基本起点（预定为变断面起点）至变断面（斜墙）终点的水平距离P1.3计算交岔点的最大宽度TM1.4计算柱墩至基本轨起点的距离L21.5计算斜墙斜率及（斜墙）变断面的起点Q1.6计算交岔点的总长度L2. 设计交岔点墙高2.1确定墙的高度降低的斜率2.2按半圆拱断面公式验算TN断面的高度3. 计算工程量、材料消耗、编制工程量及材料消耗表4. 编写施工方法等内容5. 绘图4.1按1：100的比例绘制交岔点平面图4.2按1：50的比例绘制主巷、支巷及最大宽度处的断面图目录1. 交岔点平面尺寸设计 (1)1.1计算曲率中心的位置 (1)1.2基本轨起点（预定为变断面起点）至变断面（斜墙）终点的水平距离P (1)1.3计算交岔点的最大宽度TM (1) (1)1.4计算柱墩至基本轨起点的距离L21.5计算斜墙斜率及（斜墙）变断面的起点Q (1)1.6计算交岔点的总长度L (2)2. 设计交岔点墙高 (2)2.1确定墙的高度降低的斜率 (2)2.2按半圆拱断面公式验算TN断面的高度 (2)3. 计算工程量、材料消耗、编制工程量及材料消耗表 (3)1. 交岔点平面尺寸设计1.1计算曲率中心的位置O 点的位置距离基本轨起点的横轴长度为J ，距基本轨中心线的纵轴长度为H ，可如下求的：J=a+b 错误！未找到引用源。
《井巷工程》课程设计说明书
湖南安全技术职业学院课程设计题目：四矿±0水平运输大巷直线段掘进工程设计学生姓名：专业班级：指导老师：系主任：评阅人：2015年6月目录0绪言 00.1主要设计条件 00.2设计内容 00.3任务目的和意义 (1)0.4 设计思路 (1)0.5 设计成果 .................................................. 错误！未定义书签。
1 水平运输大巷直线段断面设计 (2)1.1 确定巷道断面形状 (2)1.2 确定巷道净断面尺寸 (2)1.2.1巷道净宽的确定 (2)1.2.2 巷道净高度的确定 (5)1.2.3 计算巷道的净断面积 (6)1.2.4 巷道风速演算 (6)1.3 计算巷道设计掘进断面积和计算掘进断面积 (7)1.3.1 巷道支护设计 (7)1.3.2 道床参数的选择 (7)1.3.3 断面面积计算 (7)1.4 巷道断面内水沟设计和管线布置 (8)1.4.1 水沟设计 (8)1.4.2 管线布置 (8)1.5 巷道特征与材料消耗表 (8)2 运输大巷爆破工艺设计 (9)2.1 钻眼爆破 (9)2.1.1 凿岩设备和工器具的选择 (9)2.1.2 掏槽方式的选择 (9)2.1.3 爆破参数的选择 (9)2.1.4 炮眼间距与装药系数 (18)2.2 爆破说明书和爆破图表的编制 (18)2.2.1 爆破说明书的编制 (18)2.2.2 绘制爆破作业图表 (19)3 水平运输大巷施工工艺设计 (21)3.1 巷道掘进必须坚持正规循环作业 (21)3.2 编制循环作业图表 (21)3.2.1 确定掘进队的工作制度 (21)3.2.2 确定作业方式，循环方式和循环进尺 (21)3.2.3 确定各工序循环进尺循环作业时间 (22)3.2.4 掘进队组织形式和人员配备 (24)3.2.6 掘进队机械设备和工器具配备 (25)3.2.7 编制循环作业图表 (26)参考文献 ............................................................. 错误！未定义书签。
井巷工程课程设计说明书
《井巷工程》课程设计说明书姓名李志魁学号120120201158专业班级采矿工程2班指导教师张晓光目录1、设计的目的及设计任务 (2)2、课题 (2)3、选择巷道断面形状 (2)4、确定巷道净断面尺寸 (3)4.1确定巷道净宽度B (3)4.2确定巷道拱高h0 (3)4.3确定巷道壁高h3 (3)4.3.1按架线式电机车导电弓子要求确定h3 (3)4.3.2按管道装设要求确定h3 (4)4.3.3按人行高度要求确定h3 (5)4.4确定巷道净断面积S和净周长P (5)4.5用风速校核巷道净断面积 (5)4.6选择支护参数 (6)4.7选择道床参数 (6)4.8确定巷道掘进断面尺寸 (6)5、布置巷道内水沟和管缆 (7)6、计算巷道掘进工程量及材料消耗量 (7)7、附录 (9)8、总结 (10)参考文献 (12)1、设计的目的及设计任务本课程设计是《井巷工程》课学习的重要一环节，是我们对该课程所学的基础知识、基本理论及方法全面系统的掌握，并进行井巷设计和施工设计；在设计过程中通过利用各种工具书及参考文献资料，以团队协作的来解决相关问题。
提高我们独立思考、认真处事、相互交流、合理解决设计中出现问题的能力，使我们对《井巷工程》课有更深层次的学习和掌握，对所学的知识和技能达到学以致用的目的。
2、课题某煤矿设计生产能力为2.4Mt/a，高瓦斯矿井，中央分列式通风。
井下最大涌水量450m³/h，通过第二生产水平东运输大巷的涌水量为170m³/h，通过的风量为80m³/s。
采用ZK10-9/550直流架线电机车牵引5.0t底卸式矿车运输。
巷道内敷设一趟Φ200mm的压气管（法兰盘Φ335mm），一趟Φ100mm的供水管。
大巷穿过的岩层有砂岩、泥岩，主要以泥岩为主（f=5）。
试设计双轨直线巷道断面，采用半圆拱型断面。
3、选择巷道断面形状因该矿年产240万t矿井第二水平运输大巷，一般服务年限在30年以上，采用900mm轨距双轨运输大巷，其净宽在4m以上，又穿过砂岩、泥岩，主要以f=5的泥岩为主，故应选用锚喷支护。
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3.1平巷断面设计
根据下列条件，设计矿山阶段运输巷道（单轨）。通过该巷道的涌水量为180m3/h，通过风量为35m3/S,采用ZK7-6/550架线式电机车牵引4.32m3矿车运输，该大巷穿过岩层以细砂岩、粉砂岩为主，岩层中等稳定，岩石坚固性系数f=4～6，岩层内水文地质简单，有少量节理裂隙水，对巷道施工有一定影响。巷道内设两条动力电缆、三条通讯及照明电缆，敷设一趟直径为200 mm的压风管和一趟直径为100 mm的水管,该巷道主要用于通风、出矿、排水、行人，请对该巷道进行断面设计，并计算单位工程掘进工程量和材料消耗量，绘制巷道断面施工图（1:20或1:50）。
V＝Q/S=182/（0.85x(π/4）x6.82)=5.8m/s>8m/s
风速验算符合要求。
式中：Q—要求通过该巷道的风量；S—巷道的净断面积；V允—允许通过的最大风速。
5.2.5井壁厚度
井筒采用整体混凝土支护，根据表10-15。取井筒混凝土井壁厚度为400mm。故井筒掘进直径D掘=7600mm。
左侧布置梯子间，右侧布置管路
S=H-d
H 梯子间的两外边次梁中心线间距，取1500mm
d 梯子间另一侧短边次梁中心线至井筒中心线的距离，取300mm
5.2.3井筒静直径的确定
用图解法求竖井近似直径：
根据所求L1和L2，M，S，d等作圆，测得直径R为3389mm，200mm进阶取3400mm。e为450mm
式中 △z——罐笼最突出部分与井壁之间的距离，mm;
R——井筒半径，mm;
N——罐道梁中心线至罐笼收缩尺寸△y处的距离，mm;
e——井筒中心O点至罐道梁（最近处）中心线的距离，一般取整数，mm;
C——井筒中心线至罐笼短边收缩尺寸△x处的距离，mm;
采矿工程课程设计说明书[优秀]
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课程设计说明书学校:学院:专业班级:姓名:指导教师:设计日期:目录第一章:课程设计大纲 (2)第二章:采区开采范围及地质情况 (3)第三章:采区工业和可采储量 (6)第四章:采区巷道布置 (8)第五章:采煤方法及回采工艺 (14)第六章:采区生产能力及服务年限 (18)第七章:采区巷道断面设计 (21)第八章:采区生产系统及设备 (27)第九章:采区主要经济技术指标 (35)第十章:安全措施 (36)第一章课程设计大纲一、实践课程的性质、目的与任务采矿工程专业课程设计是采矿工程专业学生一项实践性的教学环节.是在“矿山压力及其控制”、“井巷工程”、“采煤方法”、“矿井设计”等课程的理论教学和生产实习的基础上,通过采区设计把理论知识融会贯通于实践的综合性的教学过程. 通过采区设计要达到下列目的:1.系统地灵活运用和巩固所学的理论知识;2.掌握采区开采设计的步骤和方法;3.提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力.本课程设计的主要任务是:1.编写采区设计说明书一份(30～50页);2.设计图纸部分:①采区巷道布置平、剖面图(平面图1:2000,剖面图1:1000);②工作面布置图(平面图1:100或1:200,剖面图1:100或1:50),其中附工作面循环作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表;二、课程设计的基本要求1.加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解,提高对就业岗位的感性认识;2.使学生在课程设计过程中,独立完成教学要求,提高设计工作能力;3.使学生能熟练采区设计内容级步骤,提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力.第二章采区开采范围及地质情况一. 采区的位置及开采范围本采区位于河北某矿4采区(二水平),走向长度2125米,倾向长度1150米/cos13°=1185米.煤层面积2518125米2.二. 采区地质1、地质构造:本井田储量丰富、地质构造中等,井田为单斜构造,以断裂构造为主.矿井地质构造简单.地层走向为34 º,倾向向东南倾斜,倾角10º—15º.其特点是断层少,褶曲起伏变化较小,对开采影响不大;对矿井开采,尤其是初期开采影响很小.2、煤层本井田共有3个煤层,煤层总厚17.44米,含煤系数为8.7%.不稳定的煤层为10、11、12号煤层,详见可采煤层特征表.砂质泥岩、粉砂岩.三. 开采技术条件经地质分析及预测, 12号煤瓦斯涌出量小于1米3/t,煤层最大瓦斯涌出量2米3/t,为低瓦斯矿井.经鉴定本矿井为低瓦斯矿井, 12号煤瓦斯绝对涌出量4.0 米3/米in.根据地质报告提供的资料,煤尘无爆炸危险性,自燃倾向等级为三类不易自燃煤层.根据70个钻孔井温测量结果分析,本井田地温梯度在距地表深度1100米以上为1.49～2.81℃/100米,低于或接近正常地温梯度(3℃/100米);仅在距地表深度1100～1200米之间地温度为3.1℃/100米,略高于正常地温梯度.因此,本井田属于正常地温梯度区.各煤层的顶底板岩性多为砂岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩,顶板易于冒落,属中等条件的顶板管理方法.井田内基本无小窑开采,现开采与基建的小井都在井田浅部以外.本矿井属水文地质条件简单的矿井,绝大部分煤层位于奥灰水位以上,仅深部很少部分受奥灰水影响.本矿井开采的不利因素主要是瓦斯涌出量大,需采取抽放措施,对将来开采有一定影响.四、水文地质特征(一)、含水层本矿井自奥陶系灰岩至第四系冲积层共划分为7个含水层,自上而下分别为第四系卵石层、二迭系石盒子组砂岩、山西组大煤顶板砂岩、太原群野青灰岩、伏青灰岩、大青灰岩及奥陶系灰岩含水层,分述如下:(1)第四系卵石层含水层卵石层厚度6.45～94米,一般50～60米,总的趋向南、北厚,中部及西部薄,间夹3～4层粘性土透镜体,卵石层一般为粘土所胶结,富水性较弱,单位涌水量为1.784～3.883L/米.s.(2)二迭系石盒子组砂岩含水层本含水层可分为石盒子组三段砂岩和石盒子组一、二段砂岩两组.石盒子组三段砂岩为灰白色中、粗粒砂岩,硅质及泥质胶结,底部为粗粒砂岩,含小砾石,厚度较稳定,一般在40米左右,漏水孔多分布在此层.为一富水性弱的含水层. 石盒子组一、二段砂岩为灰绿色及深灰色中、细粒砂岩,分布有2~4层.为一富水性弱的含水层.大多为回采塌陷后,下部砂岩将参于矿坑充水.(3)山西组2号煤顶板砂岩含水层本含水层为2号煤层直接或间接顶板,层位不稳定,厚度变化较大,厚0～19米,一般6～8米.为富水性弱的承压裂隙水含水层.(4)野青灰岩含水层野青灰岩厚度0～2.78米,一般厚0.8～1.1米.砂岩以浅灰色细、中粒砂岩为主,在井田南北部厚,中部厚度变薄,本层为富水性弱的溶洞裂隙承压含水层.(5)伏青灰岩含水层本层厚度0～4.49米,一般厚度2.5～3.5米,厚度稳定.该层透水性较差.为一富水性中等的裂隙水含水层,单位涌水量为0.0345L/米.s.(6)大青灰岩含水层本层厚度0.6～8.54米,一般厚度5～6米,厚度变化较大,裂隙发育.为一富水性中等的裂隙水含层,单位涌水量为0.0699L/米.s.(7)奥陶系灰岩含水层本层钻孔揭露厚度0.4～160.53米,一般厚度5～15米.在钻孔揭露的六、七、八段中,七段富水性强,灰岩岩溶裂隙发育极不均均,呈多层状,垂向变化大,水平较稳定.八段岩溶裂隙发育,但多被铝土充填.六段为相对隔水层.本层为富水性强的裂隙水含水层,单位涌水量为1.65L/米.s.(二)矿床充水条件本井田煤层埋藏较深,覆盖层厚,水文地质条件相对简单.本区初期开采上部煤层时,水文地质类型属于坚硬裂隙岩层为主的水文地质条件中等的矿床;当开采下三层煤时,则为以裂隙岩溶岩层为主的水文地质条件复杂的矿床.(3)矿井涌水量井田内含水层自下而上有奥灰强含水层,厚度大,富水性较强;大青灰岩含水层厚度5~6米,为较强含水层;伏青灰岩含水层厚度3.5米左右,为较强含水层;野青灰岩含水层含水性差,一般不含水;山西组砂岩含水层厚7.0米左右,含水性弱到中等;上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100米,虽含水性不强,但静储量比较大;第四系砂砾石层最厚94米,一般50~60米,富水性较强.矿井正常涌水量200米³/h.最大320米3/h综合上述分析,本矿井开采技术条件是良好的.第三章采区工业和可采储量一. 采区工业和可采储量计算1. 10号煤采区储量计算10号煤采区工业储量计算:Q1 = S1米1r= 2518125×2.08×1.4= 733.3(万吨)式中: Q1 ——地质储量和工业储量S1 ——采区面积米1 ——煤层厚度r ——煤的容重10号采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.(边界周长为4885米,断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×2.08×1.4+362.5×10×2.08×1.4=81681t Z1 =(Q1-P1)×c= (733.3-8.2)×0.8= 580(万吨)式中: P1——保护工业场地、井筒、井田边界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量;C ——采区采出率2、11号煤层储量计算:11号煤的工业储量计算:Q2=S2 米2 r=2518125×1.81×1.4=638(万吨)11号煤采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.两条上山间留20米煤柱,上山一侧各留20米保护煤柱;(边界周长为4885米,断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×1.81×1.4+72.5×10×1.81×1.4+60×1185×1.81×1.4=243897tZ2 =(Q2-P2)×c=(638-24.4)×0.8=490.88(万吨)3、12号煤层储量计算12号煤层工业储量计算:Q3=S3 米3 r=2518125×3.5×1.4=1233.8(万吨)12号煤采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,两条上山间留20米煤柱,上山一侧各留20米保护煤柱;断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.(边界周长为4885米,倾斜长度为1185米;断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×3.5×1.4+1185×60×3.5×1.4+72.5×10×3.5×1.4=471625tZ3 =(Q3-P3)×c=(1233.8-47.2)×0.8=949.3(万吨)4、采区可采储量Z=Z1+Z2+Z3=580+490.9+949.3=2020.2(万吨)第四章采区巷道布置一、采区设计方案比较方案一:煤层群采用采区集中上山的一种联合准备方式,在12号煤层中布置两条中央集中上山,三层煤共用一组上山,但不共用区段集中平巷.优缺点:集中轨道与集中运输巷同标高布置,有利于巷道间的联系,有利于掘进施工,有利于设备,材料运送和方便行人.巷道布置系统完善可靠,生产灵活性大,可多工作面同时生产,生产集中,增产潜力大.服务年限长的采区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中,较好地克服了矿山压力大,巷道维护困难的问题,实现了沿空掘巷,跨上山开采,减少了煤层自燃的危险.但是岩巷掘进困难,费用高速度慢.但是由于煤层层间距过大,石门数量多,岩石工程量大,施工慢,耗费高.方案二:10号煤层和11号煤层采用煤层群联合布置,12号煤层采用单独布置,即分别在11号煤层和12号煤层底板下采用双岩石区段集中巷(同一标高)采区巷道布置,该采区为联合集中布置的双翼采区,两条岩石上山位于走向中央.优缺点:服务年限长的采区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中,较好地克服了矿山压力大,巷道维护困难的问题,实现了沿空掘巷,跨上山开采,减少了煤层自燃的危险.但是岩巷掘进困难,费用高速度慢. 方案三:采用煤层群分组集中采区联合准备,10号煤层和11号煤层为B 组,两条上山布置在11号煤层中,12号煤层为A 组,在12号煤层中单独布置两条煤层上山.采区石门贯穿各煤层.主要技术经济比较:由于11号煤层和12号煤层间距较大,所以采用分组集中采区联合准备布置方式(方案三)减少了石门工程量.石门基本上都是布置在岩石中,掘进困难,费用高,速度慢;减少石门掘进费用,减少掘进时间;采区上山沿煤层布置时,掘进容易、费用低、速度快,联络巷道工程量少,生产系统较简单.通风距离短,管理环节少.其主要问题是煤层上山受工作面采动影响较大,生产期间上山的维护比较困难.改进支护,加大煤柱尺寸可以改善上山维护,但会增加一定的煤炭损失.此采区为稳定煤层,瓦斯涌出量小,宜采用煤层上山布置.综上所述:根据本采区的条件,方案三最为合理. 二、采区车场: 1、采区上部车场:采用逆向平车场的形式. 2、采区中部车场: 采用甩车场.3、采区下部车场:根据给定条件,本采区采用大巷装车式采区下部车场. 装车站设计:大巷采用皮带运输. (2)辅助提升车场设计本采区采用顶板绕道,绕道车场起坡后跨越大巷,由于煤层倾角为12到15度,为减少下部车场工程量,轨道上山提前下扎△β角,使起坡角达25度.运输大巷距上山落平点较近,围岩条件较好,存车线长,故绕道采用卧式顶板绕道.调车方便,但工程量较大.下部平车场双道起坡斜面线路计算:斜面线路采用DC615-3-12道岔,α=18°26’06”, a=2077米米,b=2723米米. 车场双道中心线间距为S=1300米米.连接半径取R=12000米米. 对称道岔线路连接长度:L=a+4tg 2cot 2ααR S =5973 竖曲线半径为:RG=15米 (高道竖曲线半径); RD=12米 (低到竖曲线半径). 高道坡度iG 取11‰ 低道坡度iD 取9‰下部平车场双道起坡斜面线路计算图:A D双道起坡斜面线路计算图起坡位置的确定起坡点位置计算图1——大巷；2——绕道；3——煤层底板；4——变坡后的轨道上山；5——大巷中心线大巷中心线至起坡点水平距离:L1=2tan R sin DD 2βθh =38.34米式中:h2——运输大巷轨面至轨道上山轨面垂直距离,根据经验,取h2=15米;RD ——竖曲线半径,RD=12米; θ——上山变坡后的坡度,θ=25°; βD ——竖曲线转角.βD=25°. 轨道上山边坡点段长度:L2=β）（θβββ-+-sin sin )2tan sin (11D D R L h=49.12米式中:h1——运输大巷中心线轨面水平至轨道上山变坡前轨面延长线的垂直距离;h1=18米;β——煤层倾角; 其他符号同前. 绕道线路设计: 弯道计算:如图中:R1、R3取12000,弯道部分轨道中心距仍为1300. 则:R2=13300 α1、α3均为90°.K1=︒︒⨯⨯=︒180901416.3120001801παR =18850 K2=︒︒⨯⨯=︒180901416.3133001802παR =20892c1——插入直线段,应该大于一个矿车长度(竖曲线低道起坡点至曲线终点),一般取2∽3米;这里取3米.d=(Le+n ×L 米)-c1-LAB-K1=(4.5米+30×2米)-3米-0.8米-18.85米=41.85米 绕道线路设计图如下:N2 道岔设计:采用单开道岔,选用DK618-4-12道岔,α=14°15’,a=3472,b=3328,联接曲线半径为12米.单开道岔平行线路的联接长度:L5=a+Scot 4Rtg2αα =9338 C2 值计算,因列车已进入车场,列车速度v 控制为1.5米/s,R=12000,C2 ≥SB +(100 ～300)R sgv 2100 =1675 ～3925故取c2 =4000N3道岔连接点轮廓尺寸n 、米值计算:选用DK618-4-12道岔,α=14°15’,a=3472,b=3328,联接曲线半径为R4=15000.回转角β=δ-α=90°-α=75°45’. 道岔计算图如下:O'绕道开口道岔N 3计算图T=R4tan 2β=11700 d=bsin α=832;米=d+R4cos α=15370; H=米-R4cos δ=15370n=δsin H15370米=a+(b+T)δβsin sin =3472+(3328+11700)×0.97=18049绕道车场开口位置确定:X = LB + 米 - X1 式中:X1——运输机上山中心线至轨道上山轨道中心线间距;X1=23000;LB = Lg+R3+R1+2S =d+l5+c2+ R3+R1+2S=41850+9338+4000+12000+12000+650 =79838;故X = 79838+18049-23000=74887 L3值:根据大巷断面得知:e=850L3=R1+C+L1-e-n-R3=12000+3000+37535-850-15357-12000=24328 按L3≥SB+2(100-300)(100SqV2)条件检查列车运行速度控制在2米/s,得:L3≥3500～10150 故 24382≥10150符合要求第五章:采煤方法及回采工艺一、采煤方法:本采区可采煤层共分为三层,结合前述的煤层地质特征,本采区采用单一走向长臂跨落采煤法.二、采煤工艺:(1)适于采用综采工艺的条件就目前煤矿地下开采技术发展趋势看,趋向于综采工艺的发展方向,它具有高产、高效、安全,低耗以及劳动条件好,劳动强度小优点.但是综采设备价格昂贵,综采生产优势的发展有赖于全矿井良好的生产系统,较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平.根据我国综采生产的经验和目前的技术水平,综采适用于以下条件:煤层地质条件好,构造少,上综采后能很快获得高产,高效,某些地质条件特殊,但上综采后仍有把握取得较好的经济效益.(2)适合普采工艺的条件普采设备价格便宜,一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一.普采对地质变化的适应性比综采强,工作面搬迁容易.对推进距离短,形状不规则,小断层和褶曲较发育的工作面,综采的优势难以发挥,而采用普采则可以取得较好的效果.与综采相比,普采操作技术较易掌握,组织生产比较容易.因此,普采是我国中小型矿井发展采煤机械化的重点.综上,根据我矿具体情况,地质条件好,煤层倾角小,宜采用综采工艺.三、采煤工作面作业规程的编制本采区全部采用综合机械化采煤,采用三班制,每班8小时,综采生产割煤和移架平行作业,无须单独回柱放顶时间,因此准备班工作量较小,主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、缩短输送机胶带、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护等工作.在条件差的综采面,加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等工作也在准备班进行.但这些工作量可以平行进行,一般用半个班可以完成,另半个班可以进行采煤作业.因此本采区采用“两班半采煤,半班准备”如下图:综采面作业循环图示例第六章采区生产能力及服务年限一．区段参数的确定根据本采区实际情况,本采区倾斜长度为1185米,区段数目确定为5个,采煤面斜长确定为210米,区段平巷留设保护煤柱宽度为15米,区段平巷设计断面为梯形断面,宽2.5米,高2.2米.则区段斜长为:210+15+2*2.5=230米.二. 采区生产能力计算采区分东西两翼,两翼实行同采,即两个工作面同时开采.10号煤层1、日产量计算A=2NLS米rC=2×7×210×0.6×2.08×1.4×0.95=4833t式中:N——采煤机日进刀数;L——工作面长度;S——截深;米——采高;r——煤的容重;C——煤的采出率.2、年产量计算A年= 300 A=300×4833= 1449900 (吨)3、生产能力计算A10=K1K2∑A=0.95×1.1×1449900=1515145t式中:A10——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A——采区内同时回采工作面年产量之和.11号煤层1、日产量计算A=2NLS米rC=2×7×210×0.6×1.81×1.4×0.95=4246t式中:N——采煤机日进刀数;L——工作面长度;S——截深;米——采高;r——煤的容重;C——煤的采出率.2、年产量计算A年= 300 A=300×4246= 1273800(吨)3、生产能力计算A11=K1K2∑A=0.95×1.1×1273800=1331121t式中:A11——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A ——采区内同时回采工作面年产量之和. 12号煤层1、日产量计算 A=2NLS 米rC=2×7×210×0.6×3.5×1.4×0.95 =8211t式中:N ——采煤机日进刀数; L ——工作面长度; S ——截深; 米——采高; r ——煤的容重; C ——煤的采出率. 2、年产量计算 A 年= 300 A=300×8211= 2463300 (吨) 3、生产能力计算 A12=K1K2∑A=0.95×1.1×2463300 =2574148t式中:A12——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A ——采区内同时回采工作面年产量之和. 三、采区生产能力:采区生产能力=t A 14231332133112115151452A 1110=+=+四、采区服务年限:采区服务年限＝采区可采储量×采区回采率采区生产能力＝142313385.020202000⨯=12年第七章 采区巷道断面设计 一、巷道断面选择原则我国煤矿井下使用的断面形状,按其构成的轮廓可分为折线形和曲线形两大类,前者如矩形、梯形、不规则型;后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等.巷道断面形状的选择,主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩性质;巷道的用途及其服务年限;选用的支架材料和支护方式;巷道的掘进方法和采用的掘进设备因素.一般情况下,作用在巷道上的地压大小和方向,在选择巷道断面形状时起主要作用.当顶压和测压均不大时,可选用梯形或矩形断面;当顶压较大,侧压较小时,则应选用诸如马蹄形、椭圆形或者圆形等断面.巷道的用途及所需的服务年限也是考虑选择巷道断面形状的不可或缺的因素.服务年限长达几十年的开拓巷道,采用砖石混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利;服务年限十几年的准备巷道以往多采用梯形断面,现在采用锚喷支护和拱形断面日益增多;服务年限短的回采巷道因受采动影响,须采用具有可缩性金属支架的梯形断面.二、A组煤巷道断面设计根据巷道断面选择原则,由于各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大,煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩,底板为砂质泥岩、粉砂岩.属于中等稳定顶板(Ⅱ类顶板).本采区两条采区上山均沿煤层布置,巷道两边均留有保护煤柱护巷,因此受才动影响不大,服务年限长,故采用半圆拱形断面.区段平巷布置在煤层中,所受顶压和侧压都不大,且服务年限短,采用梯形断面,支护方式采用锚梁网支护.石门都是布置在岩石中,采用半圆拱形断面.支护方式均采用锚喷支护.各巷道断面设计参数及断面图如下:1、采区输送机上山巷道断面图及参数:三、B组煤巷道断面设计根据巷道断面选择原则,由于各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大,煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩,底板为砂质泥岩、粉砂岩.属于中等稳定顶板(Ⅱ类顶板).本采区两条采区上山均沿煤层布置,巷道两边均留有保护煤柱护巷,因此受才动影响不大,服务年限长,故采用半圆拱形断面.区段平巷布置在煤层中,所受顶压和侧压都不大,且服务年限短,采用梯形断面,支护方式采用锚梁网支护.石门都是布置在岩石中,采用半圆拱形断面.支护方式均采用锚喷支护.1、采区胶带机上山和轨道上山断面同A组煤.2、区段平巷断面图及参数:第八章采区生产系统及设备一、采区生产系统:由于各煤层均采用综合机械化采煤,生产系统基本相同,因此根据综合机械化采煤生产系统的要求,各系统运作方式如下:(一)、运煤系统采煤工作面采出的煤经刮板输送机输送到区段运输平巷,在运输平巷里通过胶带输送机输送至(10号煤层至区段运输石门,然后通过溜煤眼进入运输上山)运输上山,然后通过运输上山输送至采区煤仓,然后机车通过运输大巷运至井底车场煤仓,最后通过箕斗运送至地面.(二)、通风系统采煤工作面所需的新鲜风流,从采区运输石门进入,经下部车场、轨道上山、中部车场,分成两翼经平巷、联络眼、运输巷到达工作面.从工作面出来的污风,经回风巷,右翼直接进入采区回风石门,左翼侧需经车场绕道进入采区回风石门.掘进工作面所需的风流,从轨道上山经中部车场分两翼送至平巷.在平巷内由局部通风机送往掘进工作面,污风流则从运输巷经运输上山回入采区回风石门.采区绞车房和变电所所需的新鲜风流是由轨道上山直接供给的.(三)、运料和排矸系统运料排矸采用600米米规矩的矿车和平板车.物料至下部车场经轨道上山到上部车场,然后经回风巷送至采煤工作面,区段回风巷和运输巷所需物料,自轨道上山经中部车场送入.掘进巷道时所出的煤和矸石,利用矿车从各平巷运出,经轨道上山运至下部车场.(四)、供电系统高压电缆由井底中央变电所,经大巷、采区运输石门、下部车场、运输上山至采区变电所.经降压后的低压电,由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的附近的配电点以及上山输送机、绞车房等用电地点.(五)、压气和安全用水用电掘进岩巷时所用的压气,采掘工作面、平巷以及上山输送机转载点所需的防尘喷雾用水,分别由地面或井下压气机房和地面储水池以专用管路送至采区用气用水地点.二、采区设备:(一)10号煤层和11号煤层厚度及地质条件差不多,故选用相同设备.由于10号和11号煤层厚度在1.6～2.49米范围内,要求采煤机最大采高必须大于2.49米,最小采高必须小于1.6米;本采区煤层倾角在12°～15°,煤质硬度中等,因此采煤机选用米G300AW1.主要技术参数:时产量为360t/h,因此工作面刮板输送机选用SGD-630/180主要技术参数如下:工作面液压支架选用ZY2400/10/26技术参数如下:KSGZY-630/6;乳化液泵站米RB125/31.5;水泵ZBA-6.(二)对12号煤层:由于12号煤层厚度在2.8～4.23米范围内,要求采煤机最大采高必须大于4.23米,最小采高必须小于2.8米;本采区煤层倾角在12°～15°,煤质硬度中等,因此采煤机选用米XA-300/4.5具体参数如下:具体参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:(三)采区上山运输设备1、B组煤上山运输设备选型:上山胶带机选型:本采区同时开采工作面为两个,单个工作面高峰生产时产量约为: Q = 60vS米r = 60×3×0.6×2×1.4 = 302t/h,两个工作面同时生产高峰生产时产量为604t/h.要求输送机的小时最大输送量大于工作面高峰生产时的产量.因此上山胶带机选择SSJ1000/2×125 主要技术参数如下:A 组煤煤层平均厚度为3.5米,两条上山沿煤层布置,同时生产工作面个数为两个,单个工作面高峰生产时产量为:Q = 60vS 米r = 60×3×0.65×3.5×1.4 = 573t两个工作面同时生产时高峰产量为573×2=1146t.要求输送机的小时最大输送量大于工作面高峰生产时的产量.因此,上山胶带机选择SSJ1200/2×200 主要技术参数如下:第九章 采区主要经济技术指标 一、采区主要技术经济指标第十章安全措施一. 采区通风、防尘及瓦斯事故的防治1. 加强通风瓦斯检查,瓦斯检查员必须坚持进班在前,出班在后,时刻注意瓦斯变化情况,发现险情及时通知人员停止作业,及时撤出人员至安全地点,并向调度站汇报.2. 必须安装瓦斯传感器,规定报警浓度和断电浓度符合规程规定,断电范围为工作面、回风巷中所有电器设备.3. 严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度.瓦斯超限严禁作业.4. 严格执行“瓦斯、电闭锁”,严禁使用失爆的电器设备.5. 各装载点必须有撒水防尘装置,并设专人维护,保证正常使用.6. 放顶时,如果煤尘太大必须在工作面及放顶处撒水.二. 防顶板措施1. 加强现场管理,工作面做到“三直”、“一牢”,即煤壁直、支柱打直、切顶线放直;支柱要打牢(工作面所有单体液压支柱,投入使用前必须进行检查,对工作面。
井巷工程课程设计
井巷工程课程设计 IMB standardization office【IMB 5AB- IMBK 08- IMB 2C】井巷工程课程设计说明书设计题目: 运输大巷直线段断面助学院校: 河南理工大学自考助学专业: 采矿工程姓名:自考助学学号:成绩: 指导教师签名: 河南理工大学成人高等教育2O 年月日设计题目(已知条件)某煤矿，年设计能力为120万t，低瓦斯矿井，井下最大涌水量为350m3/h。
位。
第一水平运输大巷的流水量为180m3/h，采用ZK10—6/250架线式电机车牵引吨矿车运输，该大巷穿过中等稳定的岩层，岩石坚固性系数f=4～6，需通过的风量为30m3/s。
巷道内敷设一道直径为200mm的压风管和一趟直径为l00mm的水管。
试设计运输大巷直线段的断面。
1 选择巷道断面形状年产120万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在25年以上，采用600mm轨距双轨运输的大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋砂浆锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。
2 确定巷道断面尺寸确定巷道净宽度B查表3-1知ZK10—6/250电机车宽A1=1060㎜，高h=1550㎜；吨矿车宽1050㎜，高1150㎜。
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽C=840㎜，非人行道一侧宽a=400㎜。
又查表知本巷双轨中心线b=1300㎜，两电机车之间的距离为：1300-（1060/2+1060/2）=240㎜故巷道净宽度B=a1+b+c1=a+2A1+C+t=400+2×1060+240+840=3600㎜。
2.2确定巷道拱高h0半圆拱巷道拱高h0=B/2=3600/2=1800㎜，半圆拱半径R=h0=3600/2=1800㎜确定巷道壁高h31.按架线电机车导电弓子要求确定h3由3-8中半圆拱巷道拱高公式得式中：h 4为轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h 4=2000㎜；h c为道床总高度。
井巷设计说明书
目录1. 设计的条件 (3)1.1 地质条件 (3)1.2 生产能力及服务年限 (3)1.3 井筒装备 (3)1.4 运输设备及装备 (3)2. 主井断面设计 (3)2.1 选择井筒断面形状 (3)2.2 井筒提升与装备 (3)2.3 确定断面尺寸 (3)2.3.1 井筒提升间尺寸计算 (3)2.3.2 梯子间尺寸计算 (4)2.3.3 图解法确定井筒直径 (4)2.4 风速验算 (5)2.5 选择支护方式和支护参数 (5)2.6 井筒断面布置 (5)2.7 每米竖井材料消耗 (6)3. 副井断面设计 (6)3.1 选择井筒断面形状 (6)3.2 井筒提升与装备 (6)3.3 确定梯子间和提升间尺寸 (6)3.3.1 提升间尺寸计算 (6)3.3.2 梯子间尺寸计算 (7)3.3.3 图解法确定井筒直径 (7)3.4 风量验算 (8)3.5 选择支护方式和支护参数 (8)3.6 井筒断面布置 (8)3.7 每米竖井材料消耗 (9)4. 石门的设计 (9)4.1 选择巷道断面形状 (9)4.2 确定巷道断面尺寸 (9)4.2.1 确定巷道断面净宽度B (9)4.2.2 确定巷道拱高0h (9)4.2.3 确定巷道壁高5h (9)4.2.4 确定巷道净断面积和周长 (10)4.2.5 用风速校核巷道净断面积 (11)4.2.6 选择支护参数 (11)4.2.7 选择道床参数 (11)4.2.8 确定巷道掘进断面尺寸 (11)4.3 布置巷道内水沟和管线 (11)4.4 计算巷道掘进工作量和材料消耗量 (12)4.5 编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗表 (12)4.6 双轨运输大巷施工设计 (13)4.6.1 选择机械化作业线 (13)4.6.2 爆破作业设计 (14)4.6.3 通风与防尘措施 (15)4.6.4 巷道施工组织与管理 (16)4.7 巷道施工管理制度 (19)5. 参考文献 (20)6. 附图附图1 主井井筒断面图（比例1:50）附图2 副井井筒断面图（比例1:50）附图3 石门大巷断面图（比例1:50）附图4 石门水沟断面图（比例1:25）附图5 工作面炮眼布置图（比例1:50）1.设计的条件1.1地质条件矿山第一水平石门大巷所通过岩层的普氏系数f＝2～4，为稳定性较差岩层，涌水量360m3/h ，风量60m3／s 。
井巷工程设计说明书
前言依据孙志文教授编写的<《井巷工程》课程设计大纲>进行《井巷工程》课程设计。
课程设计的目的在于，通过课程设计，巩固和加深课堂理论知识并使之与实际相结合，以培养学生运动所学知识独立解决巷道施工中主要问题的能力和掌握巷道断面设计的基本方法与设计技能，并初步结合生产实际锻炼解决在生产上所遇到的实际问题，培养学生科学的思维方法和工程技术人员应具备的基本技能。
依据《煤矿安全规程》巷道断面设计应满足安全，生产及施工运输，巷道掘进钻眼爆破形成的巷道断面，方向，坡度符合设计要求和《井巷工程施工及验收规范》，爆破岩石的块度有利于装岩；爆破队巷道围岩的震动和破坏要小，有利于维护。
设计的内容及步骤：首先，根据巷道的服务年限，用途和围岩性质，选择巷道断面形状和支护方式；其次，根据巷道中通过的设备的尺寸，支护参数和道床参数，通风量及行人的要求圈定巷道净断面尺寸，计算巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许超挖值，求的巷道计算掘进断面尺寸;然后，布臵水沟与管缆；最后，绘制巷道施工断面图编制巷道特征表和每米巷道施工量和材料消耗量表。
目录前言 (1)第一章矿井及设计巷道概况 (1)1.1矿井的技术参数 (1)1.2巷道设计的技术参数 (1)第二章巷道断面设计 (2)2.1巷道断面设计依据 (2)2.2巷道断面设计 (2)第三章巷道施工 (8)3.1施工方案的确定 (8)3.2凿岩爆破工作 (8)3.3通风与安全 (11)3.4装岩与调车 (13)3.5支护方法 (14)第四章劳动组织及循环图表 (16)4.1劳动组织配备 (16)4.2施工组织，施工进度表 (18)第五章技术经济指标 (19)第六章安全技术措施 (20)致谢 (23)参考文献 (24)第一章煤矿及设计巷道的概况1.1矿井的技术参数某煤矿，井田走向长5.7km，倾向宽3～5.5km.井田面积20.8km2，矿井开拓方式为斜井多水平分区式开拓，现正开采一水平，年设计能力为150万t，低瓦斯矿井，中央并列式通风，井下最大涌水量为320m3/h。
井巷工程课程设计说明书
目录目录 (1)第一部分掘进技术设计第一章巷道断面及支护支架第一节选择巷道断面形状 (3)第二节巷道断面尺寸的确定 (3)第三节风速校核巷道净断面积 (4)第四节选择支护参数 (4)第五节选择道床参数 (4)第六节巷道水沟尺寸选择及管线布置 (4)第七节确定巷道掘进断面积 (4)第八节道岔参数计算 (5)第二章巷道施工方法第一节施工方法的选择 (5)第二节施工程序 (5)第三章巷道掘进通风第一节确定通风方式 (7)第二节掘进通风设备选择 (7)第四章装岩与调车第一节装岩工作 (8)第二节调车工作 (8)第五章巷道支护第一节确定永久支护材料、结构型式、规格和质量的要求 (8)第二节永久支架架设方法及施工组织措施 (8)第三节计算永久支护每米巷道材料消耗 (8)第六章掘进期间辅助工作第一节临时支架工序的时间安排和安全措施 (8)第二节轨道及管路(压风管、水管、风筒)接长的时间安排 (9)第三节简述压气供应和工作面排水方式 (9)第四节掘进测量工作 (9)第七章掘进循环图表的编制第一节选择合理的施工作业方式和循环方式 (9)第二节确定循环进尺 (9)第三节确定各工序和循环时间 (10)第四节编制循环图表及综合工作队组成、人员配备 (10)第八章巷道掘进第一节主要技术指标第二节主要经济指标第二部份图表（见附图）1．主石门工作面炮眼布置图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．曲线段巷道断面图某煤矿年设计能力为，为高瓦斯矿井，采用中央分列式通风，其最大涌水量为320m3/h。
通过该矿第一水平（东、西）两翼运输大巷的涌量分别为140m3/h 和200m3/h，主石门与运输大巷穿过的岩层为（稳定性较好）岩层，岩石的坚固系数（f=4～6）,主石门的通风量为34m3/s，（东、西）两翼运输大巷通风量为17m3/s。
巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。
井巷工程-设计说明书
《井巷工程》课程设计题目：主运输平巷断面设计与施工学校：大学院系：学院专业：采矿工程姓名: CC学号：0204ytfyt指导老师:bkjbjobj完成时间:目录井巷工程课程设计任务书第一章巷道断面设计第一节巷道断面选择及其他计算一选择巷道断面形状二确定巷道断面尺寸三布置巷道内水沟和管线四计算巷道掘进工程量及材料消耗量第二节绘制巷道断面施工图及材料消耗第二章钻眼爆破设计第一节炮眼布置图一设计炮眼布置图第二节装药结构和起爆方法第三节爆破说明书一矿井原始资料二巷道钻眼爆破材料选择三爆破网路计算与设计第三章装岩设计第四章转载、运输设计第一节工作面供风供水设计第二节掘进通风设计第三节支护设计第四节排水设计第五章巷道施工组织与管理第一节施工组织及编制循环图表第二节施工组织与管理及设备配备第三节施工注意事项一钻眼安全注意事项二爆破安全注意事项参考文献（资料）井巷工程课程设计任务书一、设计题目中段主运输平巷断面与施工设计二、设计条件（1）平巷矿石通过能力:5万吨/年，服务年限5年。
（2）地质条件：通过岩层的普氏系数f=3—6，为松软破碎岩层.（3）运输方式：电机车矿车运输.（4）巷道长度：50米。
三、设计要求（1)巷道断面设计（参照有关设计实例)。
（2）巷道施工组织设计(内容构成：工程概况，凿岩设备的型号与数量选择，爆破图表设计，掘进通风，装岩与运输设备选择,调车或转载方法选择，临时支护,作业人员配备，掘进作业循环图表等)。
（3)巷道支护设计（内容构成：支护方式的选择,支护参数的确定，支护设备的选择，支护施工组织等）。
四、提交成果(1）设计说明书一份（20页纸以内)。
可打印,可手写，但必须整洁.（2）图纸两张：断面图、掘进工作面炮眼布置图。
可CAD绘制，可手绘.第一章巷道断面设计某金属矿年产设计能力为5万吨/年，设计其中段主运输平巷，服务年限为5年，长50米,采用电机车矿车运输，通过岩层的普氏系数f=3-6，为松软破碎岩层，多为致密泥灰岩，普通砂岩，页岩等。
采矿工程井巷课程设计
由于要设计的巷道在碎花岗岩脉内，且该地段受到多次构造作用，围岩易冒落塌陷，滋味时间24小时，此时采用锚杆，喷射混凝土联合支护，掘进与支护平行作业，锚杆与其穿过的岩体形成承载加固拱，喷层的作用则在于封闭围岩，防止风化剥落，并和围岩一起提高岩石拱的承载能力
锚杆参数计算
①锚杆长度 L=L1+H+L2
查表2.12得水沟深400mm，水沟宽400mm，水沟净断面面积0.16 ；
水沟掘进断面面积0.203 ，
每米水沟盖板用钢筋1.633kg，混凝土0.0276 ，
水沟用混凝土0.133 ，
盖板长500mm，厚50mm
3.2.管缆的设计
管子悬吊在人行道一侧，动力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方，电缆悬挂高度为1.8m，电缆到巷道顶板的距离不小于300mm；电缆两个悬挂点的间距不大于3.0m
架线式ZK10-9/550
4500
1060
Байду номын сангаас1550
600
1800-2200
1300
矿车
底卸式MD3.3-6
3450
1200
1400
600
----
1500
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽c=900mm，非人行道一侧宽a=400mm.又查表2.1知该巷道双轨中线距b=1500mm，则电机车之间距离为
=【1.57×（4.45-0.15）×0.15+2×1800×0.15】 ×1m
=0.03
4.4每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）
V=V2+V4=1.55265 +0.03 =1.58
4.5每米巷道锚杆消耗
N =
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1.设计的目的本课程设计是“井巷工程”课教学的重要环节，通过本设计，使学生熟悉设计的程序和方法，培养学生独立分析和解决问题的能力，为毕业设计打下基础。
2.设计条件及服务年限2.1地质条件矿山第一水平石门大巷所通过岩层的普氏系数f＝2～4，为稳定性较差岩层，涌水量400m3/h ，风量60m3／s 。
主井与副井所通过岩层f＝4～6，中等稳定，风量均按80 m3／s考虑。
该矿井属于低瓦斯井。
2.2生产能力及服务年限矿山年产量200万t，其第一水平服务年限30a。
2.3井筒装备主井为双箕斗井，箕斗容积2.5m3，型号为FJD2.5（5.5）型。
主井内铺设Φ300mm排水管2条，并设有梯子间。
副井为双罐笼井，采用3＃单层罐笼（YJGG－2.2型）。
副井内铺设有Φ200mm供风管2条，Φ100mm供水管1条，2条动力电缆，3条照明和通讯电缆，设有梯子间。
2.4运输设备及装备石门运输巷为双轨运输大巷，内设水沟，铺设有供风管2条，Φ80mm供水管1条，动力电缆1条，照明和通讯电缆3条。
电机车型号：ZK14－9／550；矿车型号：MG1.7-9。
3.主井3.1选择井筒断面形状选圆形，因为圆形断面受力条件好，通风阻力小，并且符合当代施工工艺，便于施工支护，适用于井筒服务年限大于15年的矿山，该矿服务年限较长，故选用圆形井筒。
3.2选择罐道形式及材料：选用槽钢组合罐道，材料为18号槽钢，其断面尺寸为200mm ×200mm 。
（书308）主罐梁选用28a 号工字钢，其高×宽=280mm ×122mm ；次罐梁为20a 工字钢，其高×宽=200mm ×100mm ；梯子梁主梁选20a 工字钢，高×宽=200mm ×100mm;梯子小梁选用14号工字钢，高×宽=140mm ×80mm 。
(手册3表附-6-1)3.3确定净断面尺寸：1）箕斗布置及其相应尺寸，mm箕斗型号：FJD2.5(5.5),其最大外形尺寸： 长×宽×高＝1236mm×1452mm×4831mm002L m h b =++1()2x L A =+ 式中： L —─箕斗两侧罐道梁中心线间的距离0m —─箕斗两罐道间的间距;一般情况下0m =A+2c =1452+2×62=1576A —─箕斗的宽度;取A ＝1452a—─罐道宽度；取a=62（设计3,1149页）h—─罐道的高度;根据型号取h=200b—─同一根罐道梁双侧安装罐道时，两罐道底面的间距，等于罐道梁的宽度加上两垫板的厚度t。
b=1/2（122+100）+2×10=131mmt—─罐道卡与罐耳之间的间距;一般取t=10x—─罐道梁中心线至箕斗外边缘的距离。
故L＝1576+2×200+131=2107x=1/2(2107+1452) =1780断面尺寸计算图2)梯子间的布置及其结构尺寸，mmM=1200+m+b3/2S=H-d式中M——梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距m——梯子间安全隔栏的厚度，金属梯子间m=80b3——梯子主梁或罐道梁的宽度H——梯子间的两外边次梁中心线间距，即梯子间长度，取≥1600mm，平台上梯子孔左右宽度应不小于600mm，前后长度应不小于700mm，梯子梁宽均按100mm计算S——梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离d——梯子间另一短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑安装应不小于300mm，取d=350mmM=1200+80+122/2=1341H=1600S=1600-350=12503）用图解法确定井筒直径：根据已有尺寸用CAD作图，量测出直径为5007mm，由于直径小于6.5米，则应按0.5米进级，故井筒直径D=5500mm4）验算并调整M，Δ1，Δ2Δ2=R- [x2+（C+e）2] 1/2 ≥200Δ1=（R2-S2）1/2+e-M-B- b2/2≥150M=（R2-S2）1/2+e-B- b2/2-Δ1≥m+1200+ b2/2Δ1——箕斗最突出部位距梯子梁内边的安全距离Δ2——箕斗最突出部位与井壁间的安全距离c——井筒中心线至罐道中心线的距离R——井筒近似净半径B——罐道中心线距箕斗一端的距离，B=726C——罐道中心线距箕斗另一端的距离，C=726b 2——梯子梁的宽带，b 2=100e ——井筒中心至罐道梁（最近的）中心的距离 m=80经计算，得 Δ2=230，Δ1=245，M=13413.4风速验算：（课本313）max 0Qv v s =≤ 式中： Q —─通过井筒的风量，m 3/s;取Q ＝80m 3/s v —─井筒内实际风速，m/s0s —─井筒内通风有效断面积， m 2;井内设梯子间时，0s s A =- A —─梯子间等面积，A 可取2.0m 2max v —─主井井筒允许的最高风速，m/s《煤矿安全规程》规定 ，专为升降物料的井筒，max v =12 m/s 则：v=80/0.25×3.14×4.5²-2.0=5.8<12 m/s 故井筒净直径满足通风要求。
3.5选择支护方式及支护参数：该井筒穿过中等稳定岩层即Ⅲ类围岩（课本16），服务年限大于20年，故采用整体浇注混凝土支护，井壁厚度为T ＝300mm （手册3，164页184页）3.6计算各部分尺寸把2条Φ300mm 排水管布置在梯子间右侧，管路用U 型螺纹卡固定在罐梁上，具体情况见断面图。
3.7计算材料消耗（每米井筒） 井筒净周长：P=πD=3.14×5.5=17.27m井筒净断面积：S1=πD²/4=3.14×5.5²/4=23.75m²井筒设计掘进断面数：S2=0.25×π(D+2T)²=29.21m²每米井筒的掘进体积：V1=S2×1=29.21m2×1m=29.21m3每米井筒浇注混凝土消耗材料：V2＝（S2-S1）×1＝（29.21-23.75）×1＝5.46m3每米井筒粉刷面积：Sn=P×1=17.27×1=17.27m2每米巷道罐道梁消耗：罐道梁埋入井壁的深度取壁厚的2/3，即200mm，从图中测量井筒断面上共用28a型钢罐道梁长8.0m重量取43.4kg/m，20a 型钢罐道梁长5.3m重量取33kg/m，14号工字钢罐道梁长3.6m重量取16.9kg/m，罐道梁层间距为4.168m。
（课本308页）故每米巷道罐道梁消耗钢材：（8.0×43.4+5.3×33+3.6×16.9）/4.168=145.74kg罐道消耗：每米罐道重量为38kg/m，一井筒内布置四条罐道，所以，每米竖井所需罐道为38×4=152kg/m。
巷道每米钢材消耗145.7+152=297.7kg/m主井特征主井井筒每米工程量和材料消耗3.8绘制井筒断面图按1:50绘制井筒断面图，见附图4副井的设计4.1选择井筒断面的形状选圆形，因为圆形断面受力条件好，通风阻力小，便于施工，服务年限长。
4.2选择罐道形式及材料选用槽钢组合罐道，材料为18号槽钢，其断面尺寸为160mm×180mm。
1,3号罐梁选用28a号工字钢，其高×宽=280mm×122mm；2号罐梁为22a 工字钢，其高×宽=220mm×110mm；4号梯子梁主梁选20a工字钢，高×宽=200mm×100mm;5，6号梯子小梁选用14号工字钢，高×宽=140mm×80mm。
4.3确定净断面尺寸1)罐笼布置及其相应尺寸：3#单层罐笼YJGG—2.2型，尺寸：长×宽=2200mm×1350mm。
可乘人数为15人。
L1=m0+2h+1/2（b1+b2）L= m0+2h+1/2（b1+b3）式中：L,L——两相邻罐道梁中心线间距离1m——提升容器要求的罐道之间水平净间距，由罐笼型号确定0b1,2,3——罐梁的宽度其他符号同主井。
故L1=1350+2×（62+10）+360+1/2（122+110）=1970L=1350+2×（62+10）+360+1/2（122+122）=19762)梯子间的布置及其结构尺寸，mmM=1200+m+b3/2S=H-d式中M——梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距m——梯子间安全隔栏的厚度，金属梯子间m=77b3——梯子主梁或罐道梁的宽度H——梯子间的两外边次梁中心线间距，即梯子间长度，取≥1400mm，平台上梯子孔左右宽度应不小于600mm，前后长度应不小于700mm，梯子梁宽均按100mm计算S——梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离d——梯子间另一短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑安装应不小于300mm，取d=400mmM=1200+77+122/2=1338H=2×（700+50+40）=1580S=1580-400=11803)井筒直径的确定：用图解法确定井筒直径，量测出直径为5663mm＜6米。
按0.5米进级则直径为6000mm。
4)验算并调整Δ2M:量得e=740Δ2=R- [C2+（N+e）2] 1/2 –r≥200M=（R2-S2）1/2+e-L≥m+1200+ b3/2式中Δ2——罐笼最突出部位与井壁间的距离r——罐笼收缩半径，此处r=0R——井筒半径N——罐道梁中心线距罐笼收缩尺寸Δy的距离，此处Δy=0C——井筒中心线距罐笼短边收缩尺寸Δx的距离，当罐笼不切角是C=A/2=1100e——井筒中心至罐道梁（最近的）中心的距离其他符号同前。
故Δ2 =3000- [11002+（1663+740）2] 1/2 =357.2≥200M =（30002-11802）1/2+740-1976= 1522.2≥77+1200+ 61=1338断面尺寸计算图4.4风速验算max 0Qv v s =≤ 式中： Q —─通过井筒的风量，m 3/s;取Q ＝80m 3/s v —─井筒内实际风速，m/s0s —─井筒内通风有效断面积，，m 2;井内设梯子间时，0s s A =- A —─梯子间等面积，A 可取2.0m 2max v —─副井井筒允许的最高风速，m/s《煤矿安全规程》规定 ，升降人员和物料的井筒，max v =8 m/s 则：v=80/(1/4×3.14×6×6-2)=3m/s<8m/s 故井筒净直径满足通风要求。