煤矿巷道施工组织设计与概预算讲义

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1、目录前言11 工程概况21.1 矿井交通位置21.2 矿区气候特征21.3 矿区地质条件31.4 通讯31.5 供电41.6 供水41.7 排水42 巷道断面设计52.1 选择巷道断面形状52.2 确定巷道净断面尺寸52.3 巷道风速验算82.4 道床参数的选择92.5 布置巷道内水沟和管线122.6 绘制断面图123 巷道掘进设计133.1 炮眼布置和爆破图表编制设计133.1.1 炮眼布置133.1.2 掏槽方法143.1.3 爆破器材选择163.1.4 爆破参数的确定163.1.5 炮眼布置如图203.2 装药结构与起爆213.2.1 装药工作213.2.2 连线工作213.2.3 装药

2、结构223.3 钻眼注意事项233.4 装岩工作设计243.4.1 装岩机具的选择243.4.2 装岩效率244 巷道围岩压力计算254.1 巷道顶压、侧压、底压的计算254.2 围岩破碎半径的计算265 巷道支护设计275.1 支护形式的选择275.2 支护参数选择与计算275.2.1 锚杆长度275.2.2 锚杆杆体直径285.2.3 锚杆间、排距295.3 喷射混凝土的主要参数306 巷道施工组织设计及编制循环图表347 概预算397.1 总概算（见01表）427.2 人工、材料、机械台班数量数量汇总表（见02表）437.3 建筑安装工程费计算表（见03表）447.4 其他工程费及间接费

3、综合费率计算表（见04表）457.5 工程建设其他费用计算表（见05表）477.6 人工、材料、机械台班单价汇总表（见06表）487.7 分项工程预算表（见07表）508 施工期间工程管理568.1 工程建设监理的管理和内容568.2 建设项目工期控制589 结论61致谢62参考文献63附录A64附录B74刖百本设计为王营子矿的施工组织设计及其概预算。设计中的重要数据和图表都是以王营子煤矿的地质资料、井筒断面图、巷道断面图、等为依据，严格的依照了矿井建设专业毕业设计教学大纲的要求进行计算和描绘。在进行设计过程中，严格遵守煤矿安全规程和煤矿施工设计规范的有关规定，不仅注重加强了基本理论、基本方法

4、技能的学习和基本能力的培养；而且注重了与其它课程的联系，特别是与课本及规程的衔接与配合。内容和步骤;首先根据巷道的服务年限，用途和围岩的性质，选择巷道断面的形状和支护方式，其次根据巷道中通过的设备尺寸和支护参数和道床参数通风量和行人要求等确定巷道净断面积尺寸（并进行风速运算）计算巷道的设计掘进断面的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和材料消耗量。1工程概况1.1 矿井交通位置王营子矿区位于阜新盆地中北部，阜新市系辽宁省辖市之一，位于辽宁省西北部，与省会沈阳市直线距离147.5公里。往南经锦州可直下京、津；北上经通辽可到霍林河矿区;东达沈阳及辽东沿海城

5、市；西至朝阳、内蒙古赤峰，是辽宁西部的交通要道。阜新全境呈矩形，中轴余交于北纬4210和东经1220的交点上。FMKWuFFBB?北一寓密子Er：! ?ea美第三商四中中,z七卜第 十大卬学L SX. .3口至Ji!E品碧山如修力 u我2gM声时号必.茴nr 1 , . a亮中，册*L斗,* i./Jlift jfF金站X.图1-1地理交通位置figure1-1Geographiclocationoftraffic1.2 矿区气候特征矿区高空处于西风环流带中，常有气旋（低气压）和反气旋（高气压）由西向东移动。特别是春季，气旋和反气旋常呈追逐式移动，导致西南与西北大风交替出现，气温因之忽高忽低。

6、夏季季风来自南部海上，矿区在副热带高压（或其边缘）控制下，高温高湿，多阴雨天气。冬季季风来自西伯利亚，受大陆冷高压控制，阜新市气温低而多晴。矿区所在地区地势由西北向东南呈阶梯式下降，山丘多由西南向东北伸展，对来自西方的气流有下沉作用。西来气流含水汽较少。所以西来系统过境雨水稀少；南来系统因地形抬升作用降水有所加强。本矿区气候属于北温带大陆季风气候区，四季分明，雨热同季，光照充足。矿区的四季是以候平均气温高于20c为夏季，低于3c为冬季（全国标准：高于22c为夏季，低于10为冬季）。介于二者之间的气温分别为春、秋季。1.3 矿区地质条件阜新盆地位于中朝地台的东北部,燕辽断隆区东段,是在前寒武纪长

7、期抬升剥蚀的基础上,燕山运动中期断裂作用形成的北北东向断陷盆地。盆内沉积了一套内陆含煤碎屑岩及火山碎屑岩建造，分布面积约2000km2o王营子矿区位于阜新盆地中北部，分布面积约10km2。含煤地层主要为上侏罗统阜新组，是一套以河流相为主的砂砾岩、粗砂岩、粉砂岩、泥岩夹煤层组合。厚度530710m,大多为550600m。该组煤层与邻区相比厚度大,层数多,分布广,纵向上自上而下可划分为水泉段、孙家湾段、中间段、太平段和高德段累计煤层厚度20.69102.85m，结构较复杂，分叉尖灭现象明显。从煤层平面叠加厚度看,北部和中部厚度相对较大。煤岩类型以亮煤和半亮煤为主,煤岩组分中镜质组含量一般大于90%

8、。各煤层镜质体反射率值一般在0.42%0.62%之间，挥发分产率一般在38.36%41.81%之间，煤级以长焰煤为主，部分为气煤。在侵入岩影响区镜质体反射率值可高达1.21%,挥发分产率降低矿区构造属于一个较完整的同生向斜,向斜的走向由西部的北西到东部转为北东。区内发现落差大于20m的断层共6条,均为张性或张扭性正断层。喜山期区内岩浆活动较为强烈,岩浆侵入均以近东西向高角度辉绿岩岩墙为主。矿区内共发育岩墙31条,走向45105,宽度0.882m,规模较大的岩墙对煤层的破坏较大,并对煤的变质程度有一定的影响。1.4 通讯矿井施工期地面通讯利用永久通讯工程，永久通讯工程在施工准备期形成。行政通讯电

9、话引自中国铁通或电信网络，采用光缆接入。交换机设在临时办公室内，待永久办公楼建成后，移进楼内机房。变电所之间电力调度通讯先期使用行政通讯电话，待变电所永久工程完成后，电力调度通讯也同时完成，此后行政通讯电话为备用通讯方式。1.5 供电初步设计王营子煤矿2回电源均引自多伦110kV变电站，施工准备期形成2回35kVd的LGJ120/30永久输电线路，保证施工用电。永久变电所形成前设35/6.3临时变电所一座，安装8000kVA变压器1台（可利用永久设备），保证冻结及掘砌施工。临时变及输电线路未形成时，先从场区附近经过的农电10kV输电线路分接1条LJ70/10kV输电线路，引进场区供冻结打钻、四

10、通一平等临时施工用电，待临时变电所投用后拆除。1.6 供水据水文地质资料，矿井工业场地及井下用水可以采用地下水作为水源。在施工准备期建设矿井永久水井供施工使用。水源地选址为矿井工业场地的西北部，距工业场地300米处，设2眼水源井，每井井径330mm井深70nl井出水量20m3/h,一眼井工作，一眼井备用。由于采用冻结施工工艺，用水量将大于设计永久水源井取水量，因此应再打临时水源井做施工补充。1.7 排水该场区地形较平坦，地势西北高、东南低。周围附近没有河流，故工业场地不存在防洪问题。在确保暴雨期间工业场地不受洪水威胁，除将井口标高提高0.30m防止内涝外，并在场区北侧和西侧设置截水沟，断面为梯

11、形，底宽0.60m,边坡1:1.5。在暴雨期间雨水将通过截水沟顺地势排出。2巷道断面设计我国煤矿井下使用的巷道断面形状，按其构成的轮廓线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的性质、作用在巷道上地压大小和方向、巷道的用途和服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方法采用的掘进设备等因素，也可以参考邻近矿井同类巷道的断面形状及其维修情况等。作用在巷道上的地压大小和方向，是选择巷道断面形状时需考虑的主要因素；当定压较大，测压较小时，则应选择直墙拱形断面；当顶压、

12、侧压都很大时，同时底鼓严重时，就须选用马蹄形、椭圆形或圆形等封闭式的断面。巷道的用途和服务年限也是考虑选择巷道断面形状不可缺少的重要因素。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10年左右的准备巷道以往多采用梯形断面，现在采用锚喷支护的拱形断面日趋增多；服务年限短的回采巷道，多采用梯形断面。巷道断面设计的基本原则：在满足安全生产和施工要求的条件下，力求提高断面的利用率，取得最佳的经济效果。根据王营子矿的工程地质条件以及水文地质条件，计算其服务年限在20年以上，可选用拱形断面中的半圆拱形为宜。2.1 选择巷道断面形状年产100万吨矿井的第一水平运输

13、大巷，一般服务年限在20年以上，采用600毫米轨距双轨运输的大巷，其净宽在3米以上，又穿过中等稳定岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，巷道为半圆拱形断面。2.2 确定巷道净断面尺寸2.3 定巷道净宽度B查表2.2可知ZK106/250电机车宽A1=1060毫米、高h=1550毫米；1.5吨矿车宽1050毫米、高1200毫米。根据煤矿安全规程并参照标准设计，取巷道人行道宽C=840毫米、非人行道一侧宽a=400毫米。又查表2.1知本巷双轨直线段，中线距b=1300毫米，则两电机车之间距离为：1300(1060/2+1060/2)=240(mm)。故巷道净宽度：B=a+2A+c+t=400

14、+21800mm+900mm+220mm-2mm=1633mm(3)按人行高度要求确定h31800hbJr2(Rj)2式中，j为距壁j处的巷道有效高度，不小于1800毫米。j100毫米，一般取200毫h31800mm+220mm-800(1800200)mm=1195mm综上计算，并考虑一定的余量、确定本巷道壁高为h3=1820mm则巷道净高度H=h3hb+h0=1820220+1800=3400mm4、确定巷道净断面积S和净周长P由表2.3得：净断面面积S=B(0.39B+h2)式中h2渣面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1800-200=1600毫米故S=3600(0.39X3600+16

15、00)=10814400=10.8净周长P=2.57B+2h=2.57X3.6+2X1.6=12.5m2.3 巷道风速验算巷道通过的风量是根据对整个矿井生产通风网络求解得到的。当通过该巷道的风量确定后，断面越小，风速越大。风速过大，不仅会扬起煤尘，影响工人身体健康和工作效率，而且易引起煤尘爆炸事故。设计时，在不违反煤矿安全规程的情况下，按照煤炭工业设计规范规定，矿井主要进风巷的风速一般不大于6m/s,为矿井增产留有余地。按下式进行风速验算：Qv=Svmax式中v通过该巷道的风速，m/s；Q根据设计要求通过该巷道的风量，50m3/s；S巷道的净断面面积，10.8m2;vmax该巷道允许通过的最大

16、风速，按下表确定，为6m/so表2-2巷道允许的最高风速井巷名称允许风速/ (m/s)最低最高15由公式得v=50+10.8=4.63301500-1600150200140160180250预应力混凝土轨枕60015或221200115100140表2-5常用道床参数Table2-5trackbedparametersused钢/道床总高度道不查高度道硝向全轨道(kg/m)hc/mmhb/mm面图度ha/mm井底车场及主要运输巷道30410220190采取运输巷道上、下山2238022016022380可不铺道能，轨枕沿底板浮15350放，也可以在浮放轨枕两侧充运输巷、回风15250填掘进肝

17、后巷因此，选用钢筋混凝土轨枕，其道床参数：道床总高度hc=410mm道磴高度hb=220mm道磴至轨面高度ha=hc-hb=410mm-220mm=190mm8、确定巷道掘进断面尺寸巷道设计掘进宽度B=B+2T=3600+2100=3800毫米巷道计算掘进宽度B2=+25=3800+2X75=3950毫米巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720i米巷道计算掘进高度H2=H1+J=3700+75=3795毫米巷道设计掘进断面积S1=B1(0.39+h1)=3800(0.39X3800+1820)=12571600。取=12.55巷道计算掘进断面积S2=B2(0.39

18、+h1)=3950(0.39X3950+1820)=13213975。取=13.22.5 布置巷道内水沟和管线3 ,已知通过本巷道的水量为160m/h,现米用水沟坡度为0.3%,水沟深400毫米、水沟宽400毫米，水沟净断面积0.16m2;水沟掘进断面面积0.203小设置水沟的盖板厚度是50毫米。水沟盖板净断面积0.02m20管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。2.6绘制断面图3800_图2-1巷道断面施工图Figure2-1sectionofdrawings3巷道掘进设计3.1 炮眼布置和爆破图表编制设计3.1.1 炮眼布置井巷施工首先要破碎岩石，常用的破岩

19、方法有机械破岩和爆破破岩两种。在岩石巷道掘进中，爆破破岩由于操作简单易于掌握，设备轻巧便于灵活移动，适应性强，能在各种坚固程度的岩石中掘出各种形状和尺寸的巷道，而且费用较低，安全上也比较可靠，所以在国外都获得广泛的应用。但是这种破岩方法机械化程度不高，工序多，工作也比较繁重，所以一直处于不断的改进和完善之中。王营子矿采用爆破破岩方法。1) 掏槽眼的确定掏槽眼布置在巷道断面的中部偏下一些，这样便于打眼时掌握方向，并且有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。如果在掘进过程中有显著的软弱岩层，要把掏槽眼布置在这一岩层中。根据王营子矿的岩石性质(中硬岩石偏多)，掏槽眼形式采用多向掏槽法的楔形掏槽法，

20、根据巷道的断面面积和岩石情况，决定掏槽眼为5个，布置在巷道中间偏向底板处。炮眼的距离为200mmfc右，并且要比一般炮眼深200mm2) 辅助眼辅助眼均匀的布置在掏槽眼和周边眼之间，间距为500700mm炮眼方向垂直于工作面，装药系数为0.5。紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光面层，即光面层厚度要比较均匀，且多于周边眼的最小抵抗线。3) 周边眼周边眼是爆落巷道周边岩石，最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼。王营子矿的爆破采用光面爆破。最小抵抗线长度W=E/K=625其中E为周边眼间距，王营子矿取450mmK为炮眼的密集系数，取0.8。按照光面爆破要求，周边眼的中心均应布置在巷道设计掘进断面

21、的轮廓线上，而眼底应稍向轮廓线外偏斜，本巷道的大约偏斜在150mm左右。这样可以使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间，同时还要尽量减少超挖量。表3-1光面爆破的周边眼爆破参数Table3-1smoothblastingaroundtheeyeblastingparameters岩层情况岩石坚固性系数f炮眼直径/mm炮眼间距/mm最小抵抗线/mm炮眼密集系数1装药/kg.m完整、稳定中硬以上81042456007005007001.01.10.20.3中硬、层节理不发育6835425006006008000.80.90.150.2松软、层节理发育Nkng式中i炮眼深度，mL计划月进度，m；N每

22、月实际用于掘进的天数，30天；k正规循环率0.8;n每日完成掘进循环数，1次；g炮眼利用系数取0.9。计算得暂时假设L=60;n=1l60-30-0.8+1+0.9=2.78m。采用配有高效凿岩机的凿岩台车，应向深眼发展，一般眼深可达3米根据以上情况，王营子矿炮眼深度定为3m3炮眼数目炮眼数目可以根据单位炸药消耗量，按下式估算后，再按上述经验方法确定炮眼数目：qSmgN=aP式中N炮眼数目；q单位火药消耗量，1.48kg/m3;S巷道掘进断面积，13.2nf；m每个药卷长度，0.3m；g炮眼利用系数，取0.9;a装药长度系数，一般取0.5到0.6,此次取0.6;P每个药卷的质量，0.15kgo

23、带入已知数据得：N=1.48X13.2X0.3X0.9+0.6+0.15=59.5个。取60个4单位炸药消耗量单位炸药耗药量q是指爆破1m3实体岩石所需要的炸药量，也就是工作面一次爆破所需的总炸药量Q和工作面一次爆下的实体岩石总体积V之比，即QqV这是一个很重要的参数，它将直接影响到爆破岩石的块度、钻眼和装岩的工作量、炮眼利用系数、巷道轮廓的整齐度、围岩的稳定性以及爆破成本等。单位炸药耗药量一般按定额选用，见下表。表中所列定额是按2号岩石俊梯炸药、毫秒延期电雷管制定的，若采用其他炸药的时候，需根据炸药做功能力大小适当加以修改；掘进方式掘进断面2/mf=46f=810炸药/kg电雷管/发炸药/k

24、g电雷管/发042744732945924622438525152668202344224448光面爆810190312202416破101216829518639112151482641633581520135247145322王营子煤矿断面为13.2m2,岩石等级为IV级坚固系数f=46。所以单位炸药耗药量为1.48kg/m3。雷管消耗量为264个/100m3。每循环爆破实体岩石体积：13.20X2.7=35.64m3每循环总装药量：13.20X2.7X1.48=52.75kg炸药单耗：52.75+35.64=1.5kg/m3每米巷道炸药消耗量：52.75+2.7=19.53kg/m每循环

25、炮眼总长度：3.2X5+3.0X52=172m每米巷道消耗雷管数量：2.64X1X13.2=34.848=35个/m表3-3爆破原始数据Table3-3blastingtheoriginaldata名称数量名称数量巷道的掘进面积/Itf13.2炮眼数目/个60岩石的坚固系数f46雷管数目/个95炮眼深度/m3.0总装药量（2号岩石硝钱炸药）/kg52.75表3-4炮眼布置及装药参数Table3-4arrangingboreholesandchargeparameters炮眼名称眼数/个炮眼深度/m装药量起爆顺序连线方式装约结构单孔小计卷/眼质量/kg卷/个质量/kg空眼13.2掏槽眼43.29

26、1.35365.4I串联连续反向装药一圈辅助眼33.071.05213.15n二圈辅助眼83.071.05568.4m三圈辅助眼153.071.0510515.75w帮眼63.040.6243.6V顶部眼133.030.45395.85V底眼103.071.057010.5VI表3-5预期爆破效果Table3-5expectedblastingeffect名称单位数量炮眼利用率%90每循环工作面进尺m2.7每循环爆破实体岩石3m35.64炸药消耗量3Kg/m1.48每米巷道耗药量Kg/m19.50每循环炮眼总长度m172每立方岩石雷管消耗量2个/m2.64每米巷道雷管消耗量个/m353.1.5

27、炮眼布置如图3.2装药结构与起爆1.1.1 药工作炮眼打好以后，按照相关规定装好炸药。装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电器设备以及掘进机械等导电体相接触。1.1.2 连线工作在井巷掘进时，电报网路连接方式有串联、并联、申并联等几种。王营子煤矿巷道爆破采用串联电路。将各电雷管脚线连续地一个接一个连在一起，最后联到爆破母线上。这种连接电路的总电流小，适用于发爆器爆破，电路便于用导通表检查，连线容易操作，在瓦斯矿井中使用安全。

28、是煤矿井下最常用的连接网络，但是由于一发电雷管断路就会导致全部拒爆，因此在装药之前必须对全部电雷管作导通检查。1.1.3 装药结构(1)掏槽眼和辅助眼的装药结构掏槽眼和辅助眼采用反向装药，先将起爆药包装入眼底，然后在装入被动药包，最后填满炮泥，并且雷管和药包的聚能穴一致朝向眼口。这样爆轰波由里向外传播，与岩石朝自由面运动的方向一致，有利于反射拉伸波破碎岩石，同时起爆药包距自由面较远，爆炸气体不会立即从眼口冲出，爆炸能量能得到充分利用，因此能取得较好的爆破效果。图3-2装药结构Figure3-2chargingstructure(2)周边眼的装药结构周边眼采用小直径药卷空气间隔分节装药结构，两药

29、包之间的间隔距离，不大于该种炸药在炮眼内的殉爆距离。为了控制间隔距离，防止药包窜动，药包之间还要有间隔物。(3)炮眼的填塞为了保质保量地做好装药工作，装药之前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净。起爆药包必须按照规定要求制作。炮眼的填塞质量对提高爆破效率和减少爆破有害气体也有很大作用。因此，装药完毕必须充填以符合安全要求长度的炮泥并捣实。用1:3的泥沙混合炮泥，湿度为18%20%.这种炮泥既有良好的可塑性，又具有较大的摩擦系数。(4)起爆方法起爆方法、起爆时差和起爆系统的可靠性，是影响爆破安全和爆破效果的重要因素。在王营子煤矿的巷道使用多段毫秒雷管，按照爆破图表规定的起爆顺序全断面一次起爆。

30、在有瓦斯的地段，只能用总延期时间不超过130ms的前五段毫秒雷管。3.3. 钻眼注意事项(1)打眼前要坚持敲帮问顶，及时处理浮石(煤)，严禁空顶作业。(2)打眼工具要齐备、完好，扶钻杆的人不准戴手套，围着的毛巾不准露在外边，袖口要扎紧，以免咬住伤人。(3) 掘进巷道要先延伸中、腰线，按作业规程要求定眼位、定方向、定深度，工作面炮眼眼底要落在同一平面上(掏槽眼应加深150200mm)各炮眼不得互相打透。(4) 随时了解工作面煤(岩)层及其顶、底板岩石性质变化，根据变化及时调整炮眼位置、数量、角度、深度和眼间距离。坚持“八不打眼”，即：工作面通风不良不打眼；瓦斯超限(1.0%)不打眼；顶板不安全不

31、打眼；控顶距离超过作业规程规定不打眼；工作面伞岩超过规定未处理不打眼；瞎炮未处理不打眼；风钻无水不打眼；有灾害预兆不打眼。(5) 打眼过程中不准硬压、强推、头顶、肩扛和脚蹬、屁股顶电钻，以免用力过大而烧坏电钻的电动机。(6) 风钻打眼时要防止断钎伤人，因此，打眼工应是“丁字步、侧身站、手扶钻”，保持炮眼、钻杆、机身一条线，不准骑钻架打眼。(7) 多台钻同时作业时，应使每台钻前后、左右、上下错开一定距离，以方便作业，互不影响，保证安全。(8) 在煤层中打眼遇到夹石，应停止钻进，换一个位置另打眼，如遇煤质过硬，电钻出现过负荷现象时，应停止钻进，空转一会儿；如因煤层过松软而排粉不及，会造成夹钎，应注

32、意减轻推力，并每隔一定时间将钎子退出一定距离，排除煤粉，以减轻电钻负荷。(9) 风钻如遇软矸或泥质岩层时，应加大水量和水压，减轻风钻推进力。(10) 打完眼后，应将打眼工具放到放炮警戒线以外的安全地点，电缆、风管、水管盘放整齐。(11) 使用液压钻机或掘进机时，应遵守该机的操作规程。(12) 爆破作业应遵守作业规程中的炮眼布置和爆破说明书的规定3.4. 装岩工作设计3.4.2. 装岩机具的选择巷道施工中，岩石的装载与运输是最复杂、最费时的工序，一般情况下它占掘进循环时间的35%50%。因此，做好装岩与运输工作，对提高劳动率、加快掘进速度、改善劳动条件和降低成本具有重要的意义。选择装载机主要考虑

33、轨道断面的大小，装载机的装在宽度和生产率，适应性和可靠性，操作，制作、制造和维修的难易程度，装载机与其他设备的配套，装载机的造价和效率等因素。铲斗侧卸式装载机铲取能力大，生产效率高，对大块岩石、坚硬岩石适应性强；履带行走，移动灵活，装在宽度大，清底干净；操作简单省力，适用于12褶以上的双轨巷道。因此，王营子煤矿采用铲斗侧卸式装载机3.4.2装岩效率装岩效率指标是m/(台班)。单从巷道经济效果分析，这两项指标越高，成本越低从组织观点出发，工作面同时工作内容越单一，相互干扰越少，效率越高。在装岩工作时，根据具体要求采取下列不同措施提高装岩效率：1) 积极推广和研究装岩、运输机械化作业线，不断提高装

34、载机工时利用率，缩短循环中的装岩时间。2) 做好爆破工作。当岩石的块度均匀、适宜、堆放集中，底板平整时，装载机的效率较高。3) 加强装岩调车的组织管理工作，保证重车及时推出，空车的及时到位。4 巷道围岩压力计算4.1 巷道顶压、侧压、底压的计算我国有关部门推荐的围岩压力计算方法，是以工程模拟法为基础，统计分析了我国数百公(铁)路隧道的塌方调查资料，统计出围岩竖直均布压力计算公式。我国公路隧道设计规范认为，IVVI级围岩中深埋隧道围岩压力为松散荷载时，其垂直均布压力可按下列公式计算，即q=0.45X2s-1X式中q垂直均布压力；5 围岩级别；围岩重度；-宽度影响系数，=1+i(B-5);B隧道宽

35、度；i-B每增加1m时的围岩压力增减率，以B=5m的围岩垂直均布压力为准，当5m时，取i=0.1王营子煤矿运输大巷，深度为450mlIV级围岩。重度r为22KN/m3隧道宽度3.8m。则由上式得q=0.45X24-1X22X0.76=60.19KN/m2。即为顶压。水平均布压力按下表确定表4-1围岩水平均布压力（kn/m2）Table4-1surroundingrockstresslevelofcloth围岩级别InmIVV均布00.15q(0.150.3)q(0.30.5)q(0.51.0)q可知，水平均布压力为（0.150.3）底压的计算根据普氏公式X60.19即9.02818.056kN

36、/m2。即为侧压。Dtg450底压N=X0V2h0D0=X0 tg2 450 -2X 02Ttg式中沿巷道轴线每米巷道之底压值,kN/m；D0两侧围岩对同一侧围岩产生的压力差,kN/m；围岩重度，kN/m3;hgtg44501tg4450X0h0换算高度，为3.4m；d1底板围岩内摩擦角，26 ;3.4 tan4 450经计算X0=1 tan4(4502602 260 2)=0.6122 0.61D0=2-22 3.4 0.61 tg026045 一 2220.61 20 260tg 4522=16.79kn/m。N=16.79Xtg(450-27+2)=10.49kN/m2。4.2围岩破碎半

37、径的计算根据弹塑性理论计算公式，围岩破碎半径为rHRp=.HC?cos式中r巷道半径，1.80m；H巷道埋深，450m围岩容重，22kN/M;C、围岩粘结强度和内摩擦角，分别为，0.2MPa,26;on224501.80:0经计算得Rp=224500.2cos26=1.80m。5巷道支护设计5.1 支护形式的选择1 .为了保持巷道的长期稳定，在开挖后需要用结构物对开挖的巷道进行必要的支护，实践证明煤矿巷道需要支护的情况占了绝大多数，因此支护是巷道施工的一个主要的工作支护的本质就是维护巷道围岩使其在服务期间保持稳定，具有需要的空间。王营子煤矿巷道支护形式采用锚喷支护形式。锚杆支护是把一些材料如钢

38、、木、竹等加工成杆状安装于围岩之中，通过杆件与围岩的结合来提供力，以保证围岩的稳定的一种支护形式。喷射混凝土则是在围岩表面喷射混凝土，待混凝土快速凝固之后而形成支护的一种支护形式。锚杆支护和喷射混凝土支护虽各有优点，但是也有不足之处。锚喷联合支护恰能使二者取长补短，是一种性能更好的支护形式。锚杆与其穿过的岩体形成承载加固拱，喷射混凝土层的作用则在于封闭围岩，防止风华剥落，和围岩结合在一起，能对锚杆间的表面岩石起到支护作用。5.2 支护参数选择与计算5.2.1 锚杆长度锚杆的长度L由锚杆锚固段长度L1、软弱岩层厚度或冒落拱高度H及锚杆外露长度L2三部分组成，即L=L1+H+L2L图5-1按悬挂理

39、论设计锚杆支护参数Figure5-1presssuspensiondesigntheoryboltsupportparameters锚杆锚固段长度L1通过拉拔试验确定，为0.3-0.4m;锚杆外露长度L2为0.10m。软弱岩层的厚度H=1.7。因止匕，锚杆长度L=0.4+1.7+0.10=2.25.2.2 锚杆杆体直径锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则估算，然后按照直径为14,16,18,20,22mm等规格来选取。估算式为QV-d=35.52t式中d锚杆杆体直径，mmQ设计的锚固力，60KNt杆体材料抗拉强度，140MPaQ为55KNt为77.10MPa60一经过计算得d=35.5

40、2X丫140=23.25mm因此选用锚才f杆体直径为24mm5.2.3锚杆间、排距表5-1不同类型围岩巷道和碉室锚喷支护参数围岩分类锚喷参数服务10a以上净跨v3m净跨35m净跨510m喷混凝土厚度锚杆喷混凝土厚度锚杆喷混凝土厚度锚杆类别名称锚深间距锚深间距锚深间距I稳定10120石层2030n稳定70100性较50100120好岩70501400800层7016001000m中等70120稳定1001501001600600石层5014008007016008001201800800701600100010018001000w稳定7014006001001600600P1201700600性

41、差100160080012018008001502000800石层V不而急1001600600125180060015020005007E石120180080015020002002200600层加网加网锚杆间距和排距可根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量大于（等于）锚杆的锚固力，按照间、排距相等原则排列，即a=式中a锚杆间、排距，mK锚杆安全系数，取K=1.9;岩体重力密度，22KN/m380计算得a=1.9221.7=1.12m根据上述计算，并且结合5-1表王营子矿巷道围岩等级为IV级，途径的岩石坚固系数为f=46服务年限在20a,所以根据上表根据地压理论，巷道的净宽360

42、0mm穿过的岩石为IV级围岩坚固系数46属于中等稳定兼有不稳定岩石的软岩，并且服务年限于20a确定锚杆长度为2.2米方形布置，其间距0.8X0.8,选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为直径24mm勺螺纹钢5.3喷射混凝土的主要参数(1)工作风压。工作风压是指正常喷射作业时，喷射机工作室里的风压。工作风压将直接影响回弹率与混凝土喷层质量。风压与混凝土强度、回弹率之间的关系如图5-1所示;图5-1工作风压与回弹率和强度关系底面是工作风压/MPa,左面是回弹率/%,右面是喷混凝土抗压强度/%1 工作风压与回弹率的关系曲线2工作风压与强度的关系曲线在施工过程中输料管长度增加时，工作风压也要适当加大

43、。在对于罐式和转子式干式喷射机水平输料在200m以内时，工作风压=0.1+0.001X输料管长度(2)水压。水压比风压大0.1MPa左右，以利于水环喷出的水能充分湿润瞬间通过喷头的拌合料。(3)水灰比。水灰比适宜在(0.40.45),喷层表面平整、潮润光泽、黏塑性好、密实。如图5-2所示底面是水灰比，左面是回弹率/%,230_25205200.30.50.40.6350.7图5-2水灰比与回弹率和混凝土强度关系1水灰比与回弹率的关系2 水灰比与混凝土强度的关系(4)喷头与受喷面的距离与倾角喷头距受喷面的距离以0.81.2m为宜。喷头与受喷面垂直时，回弹率低。因此，距离为2.0m,倾角为90。(

44、5)一次喷射厚度若一次喷射厚度过大，由于重力作用会使混凝土颗粒间的粘结力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度太小，石子无法嵌入灰浆层，将会使回弹率增大。经验表明，一次喷层厚度，以墙50100mm拱3060mm宜。因此口射层厚度T=100mm分两次喷射，每次各口50mnS(6)喷射机具的选择喷射混凝土机具包括喷射机及其配套机械。混凝土喷射机采用转子-R型喷射机，配套机械使用喷射机器人，它操作简单、动作灵活，喷射混凝土的回弹率能降低至15%,省料效果明显。(7)水泥的选取水泥是水硬性胶凝材料，即与水混合后不但能在空气中硬化，而且能在潮湿环境和水中硬化。在巷道的支护中喷浆及喷射混凝土等要求早期强度高、

45、凝结快的用硅酸盐水泥和普通水泥。根据钢筋混凝土工程施工及验收规范(GB50204-2002推荐的常用水泥选用见表5-1。表5-2常用水泥的选用混凝土工程特点或所处环境条件优先选用不得使用环境条件在普通气候环境中的混凝土普通水泥在干燥环境中的混凝土普通水泥火山灰水泥、粉煤灰水泥在局温环境或永远处在水下的混凝土矿渣水泥严寒地区的露天混凝土普通水泥（称号325号）火山灰水泥、粉煤灰水泥受侵蚀环境水或侵蚀性气体作用的混凝土根据侵蚀界面种类、浓度等具体条件按专门规定选用工程特点厚大体积的混凝土粉煤灰水泥、矿渣水泥硅酸盐水泥、快硬硅酸盐水泥要求快硬的混凝土快硬硅酸盐水泥、硅酸盐水泥矿渣水泥、火山灰水泥、粉煤灰水泥高强混凝土（大于C40）硅酸盐水泥火山灰水泥、粉煤灰水泥有抗渗性要求的混凝土普通水泥、火山灰水泥矿渣水泥有耐磨性能要求的混凝土硅酸盐水泥、普通水泥（标号大于325号）火山灰水泥、粉煤灰水泥表5-3硅酸盐水泥的强度（GB175-1999品种强度等级抗压弓虽度/MPa抗折强度/MPa3d28d3d28d硅酸盐水泥42.