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×4831mm
002L m h b =++
1
()2
x 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=1576
A —─箕斗的宽度;取A ＝1452
a—─罐道宽度；取a=62（设计3,1149页）
h—─罐道的高度;根据型号取h=200
b—─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=131mm
t—─罐道卡与罐耳之间的间距;一般取t=10
x—─罐道梁中心线至箕斗外边缘的距离。
故L＝1576+2×200+131=2107
x=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，mm
M=1200+m+b3/2
S=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=80
b3——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=350mm
M=1200+80+122/2=1341
H=1600
S=1600-350=1250
3）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=5500mm
4）验算并调整M，Δ1，Δ2
Δ2=R- [x2+（C+e）2] 1/2 ≥200
Δ1=（R2-S2）1/2+e-M-B- b2/2≥150
M=（R2-S2）1/2+e-B- b2/2-Δ1≥m+1200+ b2/2
Δ1——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=726
C——罐道中心线距箕斗另一端的距离，C=726
b 2——梯子梁的宽带，b 2=100
e ——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=1341
3.4风速验算：（课本313）
max 0
Q
v 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/s
0s —─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 2
max 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
1
m——提升容器要求的罐道之间水平净间距，由罐笼型号确定0
b1,2,3——罐梁的宽度
其他符号同主井。
故L1=1350+2×（62+10）+360+1/2（122+110）=1970
L=1350+2×（62+10）+360+1/2（122+122）=1976
2)梯子间的布置及其结构尺寸，mm
M=1200+m+b3/2
S=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=77
b3——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=400mm
M=1200+77+122/2=1338
H=2×（700+50+40）=1580
S=1580-400=1180
3)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=740
Δ2=R- [C2+（N+e）2] 1/2 –r≥200
M=（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=0
R——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=0
C——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=1100
e——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≥200
M =（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 0
Q
v 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/s
0s —─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 2
max 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。 4.5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，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 ＝500mm(课本313)
4.6管缆布置及各部分尺寸计算
两条200mm Φ供风管，一条100mm 供水管布置在梯子间左侧，管路用U 型螺杆卡固定在罐道梁上，2条动力电缆及照明电缆布置在梯子间右侧。通讯电缆布置在左侧管路上方。具体情况见断面图。
4.7计算材料消耗（每米井筒）
井筒净周长：P= 22 3.14318.84R m π=??=
井筒净断面：2
2
21 3.14628.2644
D S m π?===
井筒设计掘进面积：
22
2 2
3.14(61)
S=38.47 m 44
D
π?+
==
每米井筒掘进体积，V1=S2×1=38.47×1=38.47 3m
每米井筒浇注混泥土消耗材料，
V2＝（S2-S1）×1＝（38.47-28.26）×1=10.213m
每米井筒粉刷面积，S n=S1×1=18.84m2
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333mm，从图中测量井筒断面上共用I28a型钢罐道梁长12.61m重量取43.49kg/m，I22a型钢罐道梁长3.72m重量33.07 kg/m，I20a型钢罐道梁长2m重量取27.93kg/m，14号工字钢罐道梁长3.8m重量取16.89kg/m，罐道梁层间距为4.168m。故每米巷道罐道梁消耗钢材：
（12.61×43.49+3.72×33.07+2×27.93+3.8×16.89）/4.168=189.90kg 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189.90+152=341.9kg/m
副井特征
副井井筒每米工程量和材料消耗
4.8井筒断面图
按1:50绘制井筒断面图，见附图.
5.运输巷道
5.1选择巷道断面形状
矿山年产200吨矿井的第一水平大巷，服务年限30年，采用900mm 轨距双轨运输，其净宽度在3米以上，穿过稳定性较差岩层，选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。
5.2确定巷道断面尺寸
1）确定巷道净宽度B:
电机车型号：ZK14-9/500，宽A=1335 mm ,高h=1550 mm ；矿车型号MG1.7/9，长2400mm，宽1150 mm ，高1150 mm。
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行侧宽度c=800mm，非人行侧宽度a=300mm. 查表知该巷双轨中线距b=1600 mm,则两电机车之间距离t=1300-1335=265mm。
故巷道净宽B=a+2A1+c+t=300+2×1335+800+200=3970mm
按0.1m进级，取B=4000mm
2)确定巷道拱高h0
半圆形巷道拱高h0=B/2=1750mm
3)确定巷道壁高h3
①按架线式电机车导电弓子要求确定h 3
34c h h h ≥+式中4h ——轨道起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取4h =2000 mm h c ——道床总高度 查表2.9选 30kg/m 钢轨，再查表2.11得h c =410mm ，道碴高度h b =220mm
n ——导电弓子距拱壁安全间距取n=300
K ——导电弓子宽度之半，K=718mm/2=359mm 取K=360mm
1b ——轨道中线与巷道中线间距
1b =B/2-1a =40000mm/2-（300+1335/2）mm=1032.5 mm 故 h 3≥1435mm ②按管道装设要求确定h 3
357b h h h h ≥++5h ——道碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取5h =1800mm 7h ——管子悬吊件总高度，取7h =900mm
m ——导电弓子距管子间距，取m =300mm D ——压气管法兰盘直径，取D =335mm
2b ——轨道中线与巷道中线间距，2b =B/2-1C =3500/2-（1060/2+800）=420 mm
故 h 3≥1555 mm
③按人行高度要求确定3h
h 3≥1800+ h b
式中j ——距壁 j 处的巷道有效高度不小于1800mm 。100j mm ≥，一般取j=200mm
故 h 3≥=1195mm 综上计算确定巷道壁高h 3 =1555mm ，按10mm 进级则h 3 =1560mm 巷道净高H=h3-hb+h0=1555-220+2000=3335mm 4）巷道净断面积S 和周长P ： S=B(0.39B+2h )
P=2.57B+22h
式中2h 为道碴面以上巷道壁高；2h =3h -b h =1555-220=1335mm 故 S=4×(0.39×4+1.335)= 11.6m 2 P=2.57×4+2×1.335=13m 用风速校核巷道净断面积：
查表知最大允许风速为8m/s ，(书中57页)已知通过大巷风量
360/Q m s =，v=Q/S=60/11.6=5.173/m s 38/m s ≤ 符合要求。
断面尺寸说明图
选用支护方式和支护参数
采用锚喷支护，巷道净宽度4.0米，服务年限为30年，穿过中等稳定的岩
层，属III 类围岩。杆体直径为18φmm 螺纹钢，每孔安装两个树脂药圈，锚固长度≥700mm,设计锚固力80kN ≥。锚杆长度 2.0m,呈方形布置，其间距
0.80.8m m ?,托板为8mm 厚150mm ×150mm 方形钢板。喷射混凝土厚度T 1=100mm ，分两次喷射，每次50mm 厚度。故支护厚度T=100mm
选择道床参数
根据本巷道的运输设备，已选用30kg/m 钢轨，其道床参数c h 、b h 分别为410mm 和220mm,道碴面至轨面高度a h =c h -b h =410-220=190mm 。采用钢筋混凝土轨枕。
确定巷道掘进断面尺寸
巷道设计掘进宽度1B =B+2T=4000+2×100=4200 mm 巷道计算掘进宽度2B =1B +2δ=4200+2×75=4350 mm
δ——允许的掘进超挖误差（书中60页）
巷道设计掘进高度1H = b H h T ++=3335+220+100=3655mm 巷道计算掘进高度H2=H1+ δ=3730mm 巷道设计掘进断面积
S1=B1(0.39B1+h3)=4.2×（0.39×4.2+1.56） 取S1=13.41
巷道计算掘进断面积
S2=B2(0.39B2+h3)=14.41 2mm
取S 2=14.41m 2
5.3布置巷道内水沟和管缆
已知通过该巷道的水量为400m 3/h ，将水沟布置在人行侧，现采用水沟坡度为5‰查表得水沟深500mm ，净宽500mm ，净断面积0.250m 2，掘进断面积0.306m 2，水沟每米消耗混凝土0.161 m 3；每米水沟盖板用钢筋2.036kg ，
混凝土0.03233m 。水沟盖板比水沟宽100mm ，厚为60mm 。
管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方。具体情况见石门断面图。
5.4计算巷道掘进工程量及材料消耗量
每米巷道拱与墙计算掘进体积 V 1=S 2×1=14.14m 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)=0.04m 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=0.98m 3
每米巷道墙脚喷射材料消耗 V 4=0.2T 1×1=0.2×0.1×1=0.02m 3 每米巷道喷射材料消耗 V=V 2+V 4=0.98+0.02=1.0m 3 每米巷道锚杆消耗 1'
0.5P a N aa -=
式1P -计算锚杆消耗周长P 1=1.57B 2+2h 3=1.57×4.35+2×1.56=9.9495m
a 、'a 锚杆间距、排距，a ='a =0.8m ， 故 N=(9.9495-0.5×0.8)/0.8×0.8=14.92根
折合质量为： 14.22[2()2
d
l πρ]=59.57kg
l-锚杆深度，l=2m ； d-锚杆直径，d=18mm ；
ρ-锚杆材料密度，ρ=7850（kg/3m ）
每排锚杆数为N ×0.8=14.92×0.8=11.93根 ,取12根。 每米巷道粉刷面积321.572n S B h =+2 B3=B2-2T=4.35-2X0.1=4.15m
故321.572n S B h =+2=1.57×3.65+2×1.335=8.4m 2 每米工程量及材料消耗
运输大巷特征
1)主要施工设备：
选择以液压钻车、侧卸式装载机为主的钻眼爆破掘进作业线，用活动调车法进行调车，利用菱形浮放道岔调车。
施工主要设备表
5.5巷道断面图和水沟断面图
按1:50绘制巷道断面图，按1:25绘制水沟断面图。
5.6施工组织设计
1)爆破作业设计：
①爆破器材选择。选用直径为35mm，重150g，长150mm的药卷。使用煤矿许用2号岩石硝酸铵炸药，起爆电雷管采用8号，130ms延迟的毫秒电雷管；采用矿用防爆型电容式发爆器，型号MFB-100，用串联方式起爆。
②爆破参数的确定。巷道掘进的爆破参数主要有炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。
炮孔直径40mm，炮眼深度为2.0m，炸药单耗为，炮孔数目N=qSmη/（ap）N——炮眼数目
q——单位炸药消耗量，kg/3m
S——巷道掘进断面积，m2
m——每个药卷长度，m
η——炮眼利用率
a——装药长度系数，一般取0.5~0.6
P——每个药卷的质量，kg
则N=1.48×13.41×0.15×0.9/（0.5×0.15）≈36考虑到实际布置情况，炮孔数量偏差为1个。空孔直径为40mm
③炮孔布置。采用光面爆破的方法。掏槽采用直眼掏槽的方式，掏槽眼布置在断面中央偏下。周边眼布置在巷道断面轮廓线附近，顶眼和帮眼按光面爆破的要求，各炮眼相互平行，眼底落在同一平面上，并且稍向轮廓线外偏移，一般不超过100 mm。辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间，炮眼方向垂直于工作面。具体布置情况见炮眼布置图。
④根据实践经验，煤矿岩石巷道掘进采用光面爆破时掏槽眼，辅助眼，控制光爆层的辅助眼和周边眼（顶，帮）的每眼装药数量的比例大致为4:3:2:1。具体装药量见炮孔排列说明简表。
⑤装药结构与起爆顺序。采用反向装药方式；炮眼的填塞，装药之前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净。
起爆顺序：应按掏槽眼——辅助眼——帮眼——顶眼——底眼的顺序先后起爆。
⑥电爆网路计算。
i=I=U / (R线+nr）≥i准
I——网络总电流
i——通过每个电雷管的电流A
U——起爆电源电压V取V=900v
R线——网络主线电阻考虑《爆破作业安全规程》规定距离不小于150m时取R
=7.0×0.15=1.1
线
n——串联电雷管个数取n=36
r——每个电雷管的全电阻取r=4欧
I准——式要求通过每个电雷管的准爆电流按《爆破作
=2.5A
业安全规程》规定取I
准
故i=900v/（36×4+1.1）=5.88A＞2.5A
⑦爆破作业附表。
爆破原始条件
预期爆破效果