井巷工程课程设计正文 张一伟

前言
《井巷工程》课程设计是学生学习井巷工程课程过程中的重要技能学习环节，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，以培养学生运用所学知识独立解决巷道施工中主要问题的能力和掌握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，培养学生正确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、生产和施工运输，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。

巷道断面设计的内容与步骤是：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，根据巷道中所通过的设备尺寸、支护（架）参数与道床参数、通风量和行人要求等确定巷道断面尺寸（并进行风速测算）。

计算巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许的超挖值求算出巷道的计算掘进断面尺寸；然后，布置水沟和管缆；最后，绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗表。

课程设计的主要内容包括：矿井及设计巷道的概况、巷道断面设计、巷道施工、劳动组织及循环图表、技术经济指标、安全技术措施这六大部
分。

第一章矿井及设计巷道的概况
灵泉煤矿，煤层赋存简单,属低瓦斯矿井，煤炭属于不易自燃煤质。

运输大巷流水量为500m3/h，矿井的开拓方式为立井多水平分区式开拓。

该巷道为运输大巷，服务年限在28年，主要用于煤炭、矸石、材料、设备、人员的运输。

井田走向9.8km，倾向宽3.4km,井田面积33.32km2。

年设计能力180万吨，低瓦斯矿井，中央分区式通风，现在正开采一水平，通过该大巷的流水量为500m3/h,采用ZK14—9/550架线式电机车牵引，运煤采用5吨矿车运输，辅助运输为900mm轨距，1.5吨矿车，该大巷穿过中等稳定的岩层，岩石坚固性系数f=5～6,需要通风的风量为62m3/s,巷道内敷设一趟200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。

水沟布置在人行侧，水沟应砌碹，材料的消耗为盖板的钢筋和混凝土，水沟的混凝土。

巷道的掘进采用光面爆破和锚喷支护并行，在钻眼爆破中采用风动凿岩机，型号为YT-24，二号岩石抗水硝铵炸药。

施工实行四六制作业方式，每四个班为一个循环。

巷道为双轨运输大巷，掘进中的排矸采用活动式错车场调车法，耙斗式装岩机，有利于提高装岩效率。

矿井的排水在巷道的掘进中采用局部水泵和水沟的排放措施。

经济技术指标：服务年限在28年，各项费用包括材料费、设备折旧费、工资费、总挖掘工程量、掘进成本等。

井巷施工的月进度为180m。

第二章巷道断面设计
2.1 巷道断面的设计依据
2.1.1 巷道的名称和用途
该巷道为一水平运输大巷，主要用于煤炭、矸石、材料、人员的运输以及行人，通风和安全设施及设备安装、检修、施工等。

2.1.2 通过巷道的运输设备类型及特征
通过巷道的运输设备主要为电机车，采用ZK14—9/550架线式电机车牵引，运煤采用5吨矿车运输，辅助运输为900mm轨距，1.5吨矿车。

2.1.3 通过巷道的管线敷设情况，风量大小及排水量大小
管道布置的原则，主要是保证安全和便于安装、检修。

管道敷设在人行道侧的顶部，动力电缆敷设在非人行道的一侧，并保证车辆掉道时不受撞击，而且电缆挂在掉落时不至于掉在轨道或输送机上，所以悬挂高度一般为1.7～2.0m.通讯、信号电缆挂在人行道的一侧，敷设在管子上方，并保证在0.3m以上的距离。

通过的风量为62m3/s,排水量为500m3/h。

2.1.4 对巷道坡度的要求
此巷道为运输大巷，为水平布置，故采用3‰～5‰的坡度。

2.1.5 其他要求
根据《煤矿安全规程》取巷道人行道宽880mm, 非人行侧宽400mm。

两列对开列车最突出间距不小于200mm。

2.2 巷道断面设计
2.2.1 选择巷道断面的形状、支护类型、支护参数
该矿井年生产能力180万吨，此运输大巷的服务年限为28年，采用900mm轨距双轨运输大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定岩层，故巷道断面形状为半圆拱形，且选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护。

确定选用锚固可靠，锚固力大的树脂杆体，杆体直径为18mm,每孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm，锚固力≥80kN.锚杆长度2.0m，其间排距0.8m×0.8m,托板为8mm厚150m×150m的方形钢板，喷射混凝土层厚T1=100mm,分两次喷射，每次各喷50mm厚，故支护厚度T=T1=100mm。

2.2.2确定断面尺寸
⑴确定巷道净宽度B
查表知ZK14—9/550电机车宽1335mm，高h=1550mm；5吨矿车宽A1=1520mm，高1550mm。

根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽C=880mm，非人行道一侧宽a=400mm。

又查表可知：本巷双轨中心线b=1800mm，两电机车之间的距离为：1800mm-（1520/2+1520/2 mm = 280mm﹥200mm
故巷道净宽度B=a1+b+c1=（400+1520/2）mm+1800mm+（1520/2+880）mm=4600 mm
⑵确定巷道拱高h0
半圆拱巷道拱高h0=B/2=4600/2mm=2300mm
半圆拱半径R=h0=4600/2mm=2300mm
⑶确定巷道壁高h3
①按架线电机车导电弓子要求确定h 3查表得半圆拱巷道壁高公式得
式中 h 4---轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》h 4=2000mm;
h c --道床总高度。

查表选30kg/m 的钢轨,再查表得h c =410mm,道碴
高度h b =220mm;
k---导电弓子宽度之半，k=718mm/2=359mm,取k=360mm;
n---导电弓子距拱璧安全间距，取n=300mm;
b 1---轨道中线与巷道中线间距，b 1=B/2-a 1=4600mm/2-1160mm=1140mm
故
②按管道装设要求确定h 3
式中 h 5—道碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h 5=1800mm ；
h 7—管子悬吊件总高度，取h 7=900mm;
m —导电弓子距管子间距，取m=300mm;
D —压气管法兰盘直径，D=335mm;
b 2—轨道中线与巷道中线间距，
b 2=B/2-
c 1=4600mm/2-1640mm=660mm;
故 ③按人行高度要求确定h 3
2
1243)()(b k n R h h h c +---+≥mm 1087mm
1140)(360300)(2300mm 410mm 2000h 223=+---+≥2
22753)2/(b D m K R h h h h b +++--++≥mm
1166mm )6602/335300360(2300mm 220mm 900mm 1800223
=+++--++≥h
式中 j —距巷道壁的距离。

距墙壁j 处的巷道有效高度不小于1800mm 。

j ≥100mm ，一般取j=200mm.
故 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h 3=1420mm 。

则巷
道高度 H=h 3-h b +h 0=1420mm-220mm+2300mm=3500mm
2.2.3巷道的净断面、掘进断面及风量校核
①确定巷道净断面积S 和净周长P 。

由表得净断面面积 S=B （0.39B+h 2）
式中 h 2—道碴面以上巷道壁高，h 2=h 3-h b =1420mm-220mm=1200mm,
故 S=4600（0.39×4600+1200）mm 2=13.77m 2
净周长 P=2.57B+2h 2=2.57×4600mm+2×1200mm=14.2m
②确定巷道掘进断面尺寸
查表计算公式得：
巷道设计掘进宽度 B 1=B+2T=4600mm+2×100mm=4800mm
巷道计算掘进宽度 B 2= B 1+2δ=4800mm+2×75mm=4950mm
巷道设计掘进高度 H 1=H +h b
+T=3500mm+220mm+100mm=3820mm
巷道计算掘进高度 H 2=H 1+δ=3820mm+75mm=3895mm
巷道设计掘进断面面积 S 1=B 1（0.39B 1+h 3）=4800×（0.39×
4800+1420）mm ²=15801600mm 2，取S 1=15.8m ²。

2
23)(1800j R R h h b ---+≥mm
mm h 1082)2002300(2300mm 220mm 1800223=---+≥
巷道计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=4950×（0.39×4950+1420）mm²=16584975mm2，取S1=16.6m²。

③用风速校核巷道净断面积
查表知V max=8m/s,已知通过大巷风量Q=62m3/s,代入下式得
V=Q/S=62/13.77=4.5m/s < 8m/s
设计的大巷净断面面积，风速没有超过规定，可以使用。

2.2.4、确定道床参数、水沟布置和管线敷设。

①选择道床参数
根据该巷道通过的运输设备，选用30kg/m的钢轨，道床参数h c,h b 分别是410mm和220mm，道碴面至轨面高度h a= h c- h b= 410-220=190mm，采用钢筋混凝土轨枕。

②水沟布置
已知通过本巷道的水量为500m3/h，采用水沟坡度为5‰，查表得：水沟深550mm、水沟宽600mm，水沟净断面面积0.330m2；水沟掘进断面面积0.390m2，每米水沟盖板用钢筋2.436㎏、混凝土0.0371 m3，水沟用混凝土0.180m3。

③管线敷设
管道敷设在人行道侧的顶部，动力电缆敷设在非人行道的一侧，并保证车辆掉道时不受撞击，而且电缆挂在掉落时不至于掉在轨道或输送机上，所以悬挂高度一般为1.7～2.0m.通讯、信号电缆挂在人行道的一侧，敷设在管子上方，并保证在0.3m以上的距离。

如巷道断面施工图所示。

2.2.5巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表。

每米巷道拱与墙计算掘进体积
V 1=S 2×1=16.6 m ²×1m=16.6m 3；
每米巷道墙脚计算掘进体积
V 3=0.2（T+δ）×1=0.2（0.1+0.075）m 3=0.04 m 3
每米巷道拱与墙喷射材料消耗
V 2=[1.57（B 2-T 1）T 1+2h 3T 1]×1
=[1.57（4.95-0.10）0.10+2×1.42×0.10]㎡×
1m=1.045m 3；
每米巷道墙脚喷射材料消耗
V 4=0.2T 1×1=0.2×0.10 m 3×1m=0.02m 3；
每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗）
V= V 2+ V 4=1.045m 3+0.02 m 3=1.065 m 3；
每米巷道锚杆消耗
式中 P 1 — 计算锚杆消耗周长，P 1=1.57B 2+2h 3=1.57×4.95m+
2×1.42m=10.61m ；
a 、a ,— 锚杆间距、排距a=a ’=0.8m 。

故 折合质量为：
'
5.01a a a
p N ⨯-='根95.158
.08.08.05.061.10=⨯⨯-='N kg d l 69.63]7850)2
018.0(14.300.2[95.15])2([95.1522=⨯⨯=ρπ
式中L—锚杆长度，L=2.0m；
d—锚杆直径,d=18mm；
p—锚杆材料密度，p=7850kg/m3
每排锚杆数为:
N×0.8=15.95×0.8=12.76根≈13根
由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗：M=2×N=2×15.95≈31.9个
每排树脂卷数：M×0.8=31.9×0.8=25.52个
每米巷道粉刷面积：S n=1.57B3+2h2
式中B3—计算净宽，B3=B2-2T=4.95m-2×0.10m=4.75m 故S n=1.57×4.75m+2×1.20m=9.86m2.
运输大巷断面特征表2.1和运输大巷每米工程量及材料消耗表2.2
表2.1 运输大巷断面特征表
表2.2 运输大巷每米工程量及材料消耗表
钢筋/kg树脂药卷/个积/m2Ⅲ16.60.0415.95 1.06563.6931.99.86 2.2.6巷道断面施工图
根据以上计算结果，按1：50比例绘制巷道断面施工图，见图2-1
图2.1 断面巷道施工图
第三章巷道施工
3.1施工方案的确定
掘砌作业方式：岩巷掘进采用钻眼爆破方法破岩，主要采用光面爆破，锚喷支护，成巷速度为160～200/月。

3.2凿岩爆破工程
（一）对钻眼爆破工作的要求
要求：①、爆破后所形成的巷道断面、方向与坡度应符合设计要求和《井巷工程施工及验收规范》的标准。

②、爆下的岩石块度应有利于提高装岩生产率（一般不大于
300mm）, 岩石堆积状况便于组织装运、便于钻眼与装岩平行
作业。

③、对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道的维护。

④、爆破单位体积的岩石所需的炸药和雷管的消耗量要低，钻眼工
作量要小，炮眼利用率要达到85%以上。

⑤、符合安全施工的要求。

3.2.1 凿岩设备和爆破器材的选择
巷道掘进中凿眼放炮选用风动凿岩机，型号为YT-24；质量为21kg，气缸直径为70mm，冲击频率为1800次/min，扭矩大于12.7N·m，使用风压为0.5MPa。

炸药选用二号岩石抗水硝铵炸药，起爆器材选用8号延期电雷管，起爆电源采用MFB-100型发爆器。

3.2.2 爆破参数的确定 ①炮眼直径
炮眼直径对钻眼效率，全断面炮眼的数目、炸药消耗量和爆破岩石的块度与岩壁平整度均有影响。

因此，根据巷道断面大小、块度的要求、炸药的性能和凿岩机性能综合考虑，进行选择。

因为采用直径为32mm 的药卷，炮眼直径需比药卷直径大6～8mm 左右。

所以采用40mm 的炮眼直径。

②炮眼深度
m Nkn L l 96.19
.0485.030180
=⨯⨯⨯=≥
η
式中 l — 炮眼深度，m ； L — 计划月进度，180m ；
N — 每月实际用于掘进的天数，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k=0.8～0.9；取k
n — 每日完成掘进循环数，4次； η — 炮眼利用系数，一般要求≥0.8。

③炮眼数目 43.611
.05.09
.016.08.1535.1=⨯⨯⨯⨯==
ap qSm N η
式中 N —炮眼数目
q —单位炸药消耗量，kg/m 3； S —巷道掘进断面面积，m 2；
a —装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5-0.6左右；取0.5
p — 每个药卷的重量，kg ； m — 每个药卷的长度，m 。

④炸药的消耗量
单位炸药消耗量q 是指爆破1m 3实体岩石所需要的炸药量也就是工作面一次爆破所需要的炸药Q 和工作面一次爆下实体岩石总体积V 之比，即
V
Q
q
，kg/m 3 由平硐、平巷炸药和雷管消耗定额表知，炸药消耗量为1.35kg/m 3,雷管的消耗量为2.47个/m 3。

3.2.3 凿岩爆破作业
①凿岩作业：在钻眼爆破中，主要采用冲击式钻眼法，使用风动凿岩机。

②爆破作业：采用全断面一次爆破，光面爆破。

各项爆破参数见表3-1～表3-3。

表3.1 爆破原始条件
表3.2 装药量及起爆顺序
表3.3 预期爆破效果
3.2.4 爆破图表及技术经济指标。

工作面炮眼布置如图3.1
图3.1 工作面炮眼布置图
3.3装岩与调车
3.3.1装岩机械的选择及主要技术特征
装岩选择耙斗装载机,耙斗式装载机构造简单，维修量小，制造容易、
铺轨简单、适用性强，可用于平巷、斜巷以及煤巷、岩巷等装岩生产率高。

主要技术特征：装岩机型号ZYC-21-1型号的耙斗装岩机。

,铲斗容积为0.2m3,长度2450mm,宽度（不包括踏板）1643mm,行走机构是轨轮，轨距是900mm,动力来自电动，设备总功率17kw,质量为5800kg。

3.3.2生产能力的计算
ZYC-21-1耙斗装载机生产能力为30～45m3·h-1
3.3.3调车方法（绘制调车示意图）
图3.1菱形浮放道岔调车
3.4支护方法
3.4.1估算巷道地压
根据岩石坚固性系数公式f=R c/10,岩石坚固性系数为5～6，估算巷道地压大概为50～60Mpa.
3.4.2临时支架结构，永久支架型式的选择
临时支架结构选择金属支架中的拱形可缩性金属支架，永久支架型式选择锚柱支护。

3.4.3材料消耗量计算
材料消耗量见第二章（表2.2）
3.4.4施工方法
采用一次成巷的施工方法。

3.4.5质量检查标准
⑴锚杆托板安装质量检查符合下列要求：
①锚杆托板应安装牢固，与组合构体一同贴围岩表面、不松动。

②锚杆托板安装质量检查一般采用实地观察和现场扳动的方式进行。

③每个测点应以一排锚杆托板为一组检测。

⑵支护质量检测包括锚杆拉紧力检测，锚杆预紧力检测。

①一般情况下，锚杆安装方向与巷道轴线垂直，可用锚杆轴线与水平的夹角表示锚杆安装角度。

②组合构件与铺网安装质量检测应符合以下要求：采用现场观测方法
检测，组合构件与金属网应紧贴巷道表面，网片搭接长度及连网点距离，应符合设计要求，网间要求连接牢固。

3.4.6绘制巷道断面施工图
见图2.1巷道断面施工图
第四章、劳动组织及循环图表
4.1 劳动组织配备
选用一次成巷配备劳动组织
4.1.1选择作业方式
选用掘进与永久支护平行作业。

4.1.2编制循环图表
⑴确定日工作制度
采用“四六”制的日工作制度
⑵确定循环方式和循环进尺
循环方式：每一个班为一个循环。

炮眼平均深度为2m，炮眼利用率为90%,循环进尺为1.8m
⑶确定循环掘进时间
一次循环作业所需的时间是掘进各连锁工序时间的总和，可用下式表示：
T=T1+T2+T3+T4+T5+T6
①安全检查及准备工作时间T1，也就是交接班时间，一般约为
20min。

②装岩时间T2，T2=60SLηk/np
式中：S—巷道掘进断面积，㎡；为15.8 ㎡
L—炮眼平均深度，m；为2m
η—炮眼利用率，一般为0.8～0.9；
P—装载机实际生产率，m3/h；耙斗式装载机生产能力为30～45m3/h，取40 m3/h；
n—同时工作的装载机台数，一台装载机；
k—爆破后的岩石松散系数，取1.5；
③钻眼时间T3, T3=Φ(t1+t2）= NLΦ/mv
式中：t1—钻上部眼的时间；
t2—钻下部眼的时间；
Φ—钻眼工作单位作业系数。

钻眼、装岩平行作业时，Φ一般取值0.3～0.6；钻眼装岩作业顺序作业时，Φ值
等于1.
N—工作面炮眼总数，个；
m—同时工作的凿岩机台数
v—凿岩机的实际平均钻速，m/min
④装药联线时间T4，与炮眼数目和同时参加装药联线的工人组数有关T4=Nt/A =33 min
式中：N—工作面炮眼总数，个
t—一个炮眼装药所需时间，min/个
A —在工作面同时装药的工人组数 ⑤ T5—爆破通风时间，一般为15～30 min ⑥ T6—支护时间，min
在实际生产中，为了防止难以预见的情况造成的工序时间延长，应考虑留有10﹪的备用时间，提高循环图表完成的概率。

故循环总时间为 ()6
51k 601.1T T A
Nt
mv Nl np Sl T T +++++⨯=φη
表4.1 循环图表
4.2施工总组织、施工进度表
表4.2 施工总组织表
表4.3 施工进度表
五技术经济指标
5.1 各项费用
5.1.1 材料费
材料费=主要材料费+其他材料费。

每米成本：
雷管：30.5×1元／个=30.5元
锚杆：15.95×150元／根=2392.5元
炸药：21.4×8元／kg=171.2元
混凝土：1.42×300元／3m=426元
主要材料费用：30.5+2392.5+171.2+426=3020.2元
总材料费：3020.2×55％+3020.2=4681.31元
5.1.2 设备折旧费
年折旧费=∑分类固定资产×综合年折旧率
年折旧率=1／折旧年限
故折旧费为1200万元×6.67％=80万元
5.1.3 动力费
指生产经营过程中耗用的全部电力。

每天用电500度，平均电价为0.6元/度。

动力费=500×0.6=300元/天
5.1.4 工资费
井下工人平均工资单价为80000元/人·年，地面工人年平均工资单
价为50000元/人·年,管理人员年平均工资为70000元/人·年。

主要工资：80×80000+40×50000+15×70000=945万元/年
工资=主要工资+主要工资×系数=945+945×25％=1181.25万元5.1.5 总挖掘工程费
预计巷道180天完工
总挖掘工程费=材料费+折旧费+动力费+工资费
=4681.31×1080+800000/2+300×180+11812500/2
=11416064.8元
5.1.6单位原岩的掘进成本
单位原岩的掘进成本=总挖掘工程费/掘进巷道长度
=11416064.8/1080=10570.43元
5.2 成巷成本
成巷成本见表5.1
表5.1成巷成本
第六章安全措施
6.1发生火灾、瓦斯灾害时避灾措施
1、发生火灾、瓦斯灾害时，工作面所有人员应在瓦检员、队长、班长或有经验的老工人的带领下按照避灾路线尽快撤离到安全地点。

2、受到火灾、瓦斯灾害威胁的人员，应迅速带好自救器，位于事故上风侧人员要迎着风流走，位于下风侧人员应尽快撤离到新鲜风流处。

3、撤退中如果巷道充满烟雾切不可惊慌、不要乱跑，要认真辨别风流方向，俯身摸着铁道或管路撤退。

4、如果无法撤退时，应尽快在附近找一处利于避难的硐室暂时躲避，避难时应把出口关好并做好标记等待救护人员救援。

6.2 发生水灾时避灾措施
1、发生水灾事故时，工作面所有人员应在瓦检员、队长、班长或有经验的老工人的带领下按照避灾路线尽快撤离到安全地点。

2、发生水灾时，不要惊慌；要团结协作尽量减少体力消耗。

3、如果撤退中巷道积水造成巷道堵塞，无法撤退时，可临时在附近寻找最高点搭建临时避难所，采用标记或在有管路或轨道地点采用敲击的方法与外界取得联系。

6.3开拉门措施
1、拉门前测量人员必须核实好拉门点位置、标高、巷道坡度和方位、并及时准确标定。

2、拉门前要先加固好拉门点处的支护，保证安全可靠。

3、拉门放炮前，必须把拉门点附近30米范围内的电缆、水管、设备用皮带掩护好，防止放炮崩坏。

4、拉门前采用少装药放小炮的爆破方法施工。

5、拉门放炮前，必须在能进入放炮地点的各个通路上设岗警戒、警戒人员必须在规定距离的有掩护的安全地点警戒。

6.4打眼放炮措施
1、打眼前，认真进行敲帮问顶、除掉伞檐，在支护安全情况下打眼，严禁空顶作业。

2、使用电钻前，要认真检查电钻、电缆、开关是否完好。

3、严禁在残炮、瞎炮眼内放炮，必须处理完残炮、瞎炮后方可正式打眼。

4、处理瞎炮时要距离瞎炮眼0.3米以上处，另打平行炮，重新装药放炮。

5、放炮员必须经过培训、持证上岗。

6、放炮时要执行“一炮三检”、“三人连锁放炮制度”。

7、放炮母线长度不得小于75米。

8、严禁放明炮、糊炮。

9、放炮时必须使用炮泥，封泥长度不得小于0.5米。

10、放炮前必须在规定距离的、有掩护的安全地点设岗警戒。

11、放炮时要求不崩坏顶板、不留伞檐、不留底根。

12、放炮时必须通知作业地点所有人员撤离。

13、火药雷管严禁在作业地点内存放。

火药、雷管必须由专人管理，火药、雷管箱必须上锁且雷管、火药的箱子要放置有一定的间隔距离。

6.5凿岩应注意的问题
1、停水停电时，应立即停止打眼。

2、确定风管与风钻连接牢固，防止脱落伤人。

3、推进凿岩机不要用力过猛，更不要横向用力，钻眼时防止断钎伤人。

4、残眼内不允许继续打眼。

6.6打锚杆眼，安装锚杆的措施
1、打锚杆眼前，必须进行敲帮问顶，处理掉危岩后，方可进行打眼。

2、打眼前，必须对巷道进行整形，符合设计形状断面尺寸要求时方可打眼。

3、应先打顶部锚杆眼，安装顶部锚杆后，再打帮眼安装帮部锚杆。

4、锚杆眼应尽量与巷壁垂直，锚杆眼角度不应小于75º。

5、锚杆必须严格按规程规定的间排距打眼安装。

6、锚杆外露长度不得大于5cm，锚杆的托盘必须紧贴巷壁。

7、用树脂锚杆时，要保证煤电钻搅拌时间不小于30秒。

8、树脂锚杆严禁在0℃以下运输、保管与使用。

9、使用树脂锚杆时，先要把锚杆眼内的煤灰掏净，否则严禁安装树脂锚杆。

6.7通风措施
1、局扇和启动装置必须要放在进风巷内，距回风巷口不得少于10米。

2、局扇吸入风量必须小于全风压供给该处的风量。

3、局扇必须有风电闭锁装置。

4、风筒口距工作面不得大于5米。

5、局扇要专人管理，保证局扇正常运转，其他人员不得随意操作。

6、因故停风时，工作面所有人员必须撤到安全地点，并切断电源、恢复通风前，局扇开关地点附近10米以内风流中的瓦斯浓度不得超过0.5%，方可开启局扇。

7、风筒必须吊挂整齐，百米漏风率不得大于2%。

8、严禁无风或微风作业。

6.8电气设备措施
1、非电气人员严禁检修电气设备。

2、电气设备应放在支护安全，无淋水，无积水的地点，开关要有接地装置，保护装置，且要灵敏可靠。

3、接线做到无鸡爪子，无羊尾巴，无明接头。

4、电缆要悬挂整齐。

5、严禁带电检修，搬运电气设备。

6、严格执行停送电制度。

6.9支架操作安全技术措施
1、移架时支架工要戴头盔，追机移架，架前和架间不准有人工作或停留，确保移架安全。

2、支架工要经常检查支架完好情况，做到支架不串液不漏液，不自动下降，发现问题应该及时处理，确保支架各部分螺丝紧固，齐全各种胶管完好，v型销应符合规定。

3、支架工在操作支架之前，要对支架进行一次仔细的检查，发现问题应及时处理，做到不完好不使用。

6.10贯通措施
1、巷道贯通前50米，测量人员必须下达预透通知书。

2、巷道贯通前50米，必须停止一头掘进，但停头侧必须保持正常通风。

3、贯通时，必须在停头侧派专人在规定距离的有掩护的安全地点警戒。

4、巷道贯通前要检查停头巷道内的瓦斯、积水，巷道支护及顶板发现问题及时处理后方可贯通。

5、巷道贯通前要加固透点处支护，并且要放小炮贯通。

6.11过钻孔措施
1、距离钻孔50m范围内的巷道打探钻孔。

2、打超前探眼时要长探短掘。

3、接近钻孔时，如果压力增大，必须加强支护，探眼每隔0.5m一个。

4、提前准备好草袋和木楔，揭露后及时封闭。

5、及时检查工作面顶板是否有淋水情况、顶板围岩变化情况、气体变化情况，是否有异常，如果探眼内有水涌出，不得拔出钎子，必须停止作业，所有人员撤到安全地点并及时向矿调度室汇报。

6、测量人员掌握好掘进进度，及时下达预到通知书。

7、瓦检员必须每班在现场观测气体变化情况。

8、距钻孔50m时，必须有队级领导现场指挥作业。

9、距离钻孔50m时，掘进机每循环不得超过0.6m。

致谢
首先，感谢老师对本次设计的关心和帮助。

通过课程设计，使我巩固和加深课堂理论知识并使之与实际结合。

在设计的过程中，发现了许多自己不懂的问题。

在老师的帮助下，能够很好的解决和处理疑难问题，培养了运用所学知识独自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。

其次，在设计过程中，同学们之间相互讨论，发扬了相互学习，共同进步的精神。

所以我也要感谢同学们对我的帮助。

最后，本次课程设计得到了学院领导老师的亲切关怀和指导，正是因
为各位老师认真耐心的指导，我才能圆满完成本次设计。

在此，我特别感谢教研室老师对我们本次设计的精心安排，更感谢我的指导老师张建华教授，感谢他这段时间对我们的悉心指导。

张一伟
2014年12月23日
参考文献：
[1] 宋宏伟，刘刚《井巷工程》北京：煤炭工业出版社，2007.
[2] 张荣立,何国纬,李铎.采矿工程设计手册.北京:煤炭工业出版社,2003.
[3] 国家煤矿安全监察局，煤矿安全规程.北京:煤炭工业出版社,2012.
[4] 高尔新,杨仁树.爆破工程.徐州：中国矿业大学出版社，1994.
[5] 王文龙.钻眼爆破.北京：煤炭工业出版社，1984.
[6] 董方庭,等.井巷设计与施工(修订版).徐州：中国矿业大学出版社，1994.
[7] 煤炭工业部.矿山井巷工程施工及验收规范.北京:中国计划出版社,1991.
2 目录第一章、运输大巷断面设计
[8] 全国煤炭技工教材编审委员会.矿井通风与安全.北京: 煤炭工业出版社，2002.
[9] 洪晓华.矿井运输提升. 徐州：中国矿业大学出版社，2002.
[10] 赛云秀.现代矿山井巷施工技术.西安:陕西科学出版社,2000.
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