井巷工程与爆破优秀课程设计完全版

1 爆破及井巷工程课程 设计题目： 某煤矿年设计能力为90万，为低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，其最大涌水量为300m3/h。通过该矿第一水平翼运输大巷的涌量为160m3/h，采用ZK10--9/550架线式电机车牵引3t矿车运输。大巷穿过的岩层为中等稳定，岩石的坚固性系数F=4~6，大巷需通的风量为28m3/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。试设计该运输大巷直线段的断面及掘进施工爆破参数等。 在双轨左侧设有一交岔点，连接与该大巷垂直的一条平巷。机车的运行速度为5m/s，交岔点材料石砌碹支护。试对该道岔点进行设计。 第一章巷道断面及支护支架 第一节选择巷道断面形状 年产90万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在20年以上，采用900mm规矩的双轨运输大巷，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和喷射混凝土支护，巷道为半圆拱形断面。 第二节巷道断面尺寸的确定 （一）确定巷道净宽度B 查3-1可知ZK10--9/550电机车A1=1360mm、高h=1550mm；3t矿车宽1200mm高1400mm。 根据《煤矿安全规程》，取巷道人行侧道宽840mm，非人行道一侧宽a=400mm。又查表6-1-4，知本巷双轨中线距离b=1600mm，则两电机车之间的距离为 1600-（1360/2+1360/2）=240mm 故巷道净宽度B=a1+b+c1=(400+1360/2)+1600+(1360/2+840)=4200mm. （二）确定巷道拱高 h0 半圆拱形巷道拱高h0=B/2=4200/2=2100mm.半圆拱半径R= h0=2100mm. （三）确定巷道壁高h3 1．按架线电机车导电弓子要求确定h3 由表6-1-5中半圆形巷道拱高公式得 h3≥h4+hc- 式中，h4为轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mm；hc为道床总高度。查表6-1-1选30kg/m钢轨，再查表3-7得hc =410mm,道渣高度hb=220mm；n为导电弓子距拱璧安全距离，取n=300mm；K为导电弓子宽度之半，K=718/2=359，取K=360mm；b1为轨道中线与巷道中线的距离，b1=B/2-a1=4200/2-1080=1020mm. 故h3≥2000+360- =1204mm 2．按管道装设要求确定h3 h3≥h5+h7+hb- 式中，h5为渣面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800mm；h7为管子悬吊件总高度，取h7=900mm；m为导电弓子距管子间距，取m=300mm；D为压气管法兰盘直径，D=335mm；为轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-C1=4200/2-1515=585mm. 故h3≥1800+900+220- =1366mm 3． 按人行道高度要求确定h3 h3≥1800+ hb- 式中，j为距巷道壁的距离。距壁j处的巷道有效壁高不小于1800mm.j≥100mm,一般取j=200mm。 h3≥1800+220- =1195mm 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高h3=1500。则巷道高度 H=h0 + h3 – hb=1500-200+2100=3400mm。 （四） 确定巷道净断面面积S和净周长P 由表3-8得净断面积 S=B（0.39B+h2） 式中，h2为道渣面以上巷道的壁高，h2=h3-hb=1500-200=1300mm 故S=4200*（0.39*4200+1280）=12255600mm2=12.3m2 净周长P=2.57B+2h2=2.57*4200+2*1280=13354mm=13.4m. （五） 道床参数的选择 根据本巷道通过的运输设备，选用30kg/m钢轨，其道床参数hc、hb分别为360mm,200mm,道渣面至轨面高度ha=hc-hb=360-200=160mm.采用钢筋混凝土轨枕。 （六）道岔交岔点平面尺寸： 1 水平巷道的设计 水平巷道选用半圆拱形断面。这里主要计算水平巷道的净宽。 查表3-1可知ZK10--9/550电机车A1=1360mm、高h=1550买卖；3t矿车宽1200mm高1400mm。 根据《煤矿安全规程》，取巷道人行侧道宽840mm，非人行道一侧宽a=400mm。 本巷道轨道布置为单轨，故巷道净宽度： B=a1+c1=(400+1360/2)+(1360/2+840)=2600mm. 2 道岔交岔点平面尺寸 为满足矿井井下运输、管线布置、通风、行人和安全的要求，巷道交岔点的布置和断面尺寸设计如下： 由机车型号ZK–9/550、3t固定式矿车，根据表6–2–1选ZDK930/6/30单开道岔，查表5–1–9得a=5160mm,b=6940mm,辙叉角 =9°27′44″。支巷对主巷的转角 =90°。交岔点道岔处的中间断面应加宽，在非分岔一侧加宽250mm,分岔一侧加宽150mm。 主巷加宽段净宽B =B+250+150=4200+250+150=4600mm，其轨道中心线至边墙的距离b =a +150=(1360/2+400)+150=1230mm。 主巷的净宽为B =B=4200mm，主巷的轨道中线至柱墩一侧边墙的距离为b =a =1360/2+400=1080mm。 曲线巷道的净宽B =B+Δ1+Δ2+ΔSp=2600+100+100+7=2807mm.取B =2810mm.其中，查表6-1-10和6-1-11取Δ1=Δ2=100mm.查表6-1-14ΔSp=7mm.曲线巷道的轨道中线至柱墩一侧边墙的距离为b =（1360/2+400）+100=1180mm. 柱墩的宽度为500mm，轨道的曲率半径R=30000mm。 根据表6–2–3计算公式得： 曲率中心O的位置距基本轨中心线的纵轴长度 H=Rcos +bsin =30000cos9°27′44″+6940sin9°27′44″=30609mm。 曲率中心O的位置距离基本轨起点的横轴长度 J=a+bcos -R sin =5160+6940cos9°27′44″-30000sin9°27′44″=7074mm。 曲率中心O与支巷起点T连线OT与O点到主巷中心线的垂线的夹角 =arccos =arccos =20°59′42″。 基本轨起点至变断面终点的水平距离 P=J+(R- B + b )sin =7074+(30000–2810+1180)sin20°59′42″=17239mm。 交岔点最大断面宽度 = ， 式中， =B3cos +500+ B =2810cos20°59′42″+500+4200=7323mm = B3sin =2810sin20°59′42″=1007mm 故 = =7392mm。 曲率中心O的位置距离辙岔点的横轴长度为D D = bcos - Rsin = 6940cos9°27′44″-30000 sin9°27′44″=1914mm。 自辙岔点至柱墩面的距离l =(R+ b )sin +D=(30000+1180)sin20°59′42″+1914=13085mm。 自基本轨起点起至柱墩面的距离L = l +5000+5000=13085+10000=23085mm。 为了计算交岔点的变化，需确定斜墙WQ的斜率i ,先按预定的斜墙起点（即变断面起点）求算斜率i ，然后选用与它最相近的固定斜率i，即： i = = =0.177 根据i 的值，选取i=0.2 故断面变化段水平距离L = = =13615mm 于是，变断面的起点至基本轨起点的距离： y= L - L - =23085-13615-1007=8463mm。 第三节 风速校核巷道净断面积 由式3-9校核巷道净断面面积值 查表6-1-7，知Vmax=8m/s已知通过大巷风量Q=28m3/s，代入下式 V=Q/S=28/12.3=2.28≤8m/s 设计的大巷断面面积，风速每超过限定，可以使用。 第四节确定支架规格 年产90万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在20年以上，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和喷射混凝土支护。 第五节 巷道水沟尺寸选择及管线布置 已知通过本巷道的水量为300m3/h,现采用水沟坡度0.4%，查表3-11得：水沟深450mm、水沟上下宽均为500mm,水沟净断面积0.225m2 ,水沟掘进断面面积 0.272m2 ,每米水沟盖板用钢筋2.036kg，混凝土0.0323m3 水沟用混凝土0.152m3. 管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道侧，通信电缆挂在管子上方，管子悬挂高度为2.0m，通信电缆与管子之间相距0.3m；电力电缆悬挂高度为2.2m，同压电缆相距50mm，高低压电缆之间相距100mm。如附件图（巷道断面设计.CAD）所示： 第六节 确定巷道掘进断面积 （一） 选择支护参数 本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽4.2m、穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩，服务年限大于10a等条件，得锚喷支护参数:锚杆长2.05m，间距a=0.9m排距a’=0.8m锚杆直径d=18mm，喷射混凝土厚T1=80mm，锚杆外露长度T2=50mm. 故支护厚度T=T1=80mm。 由表3-8计算式得: 巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4200+2*80=4360mm 巷道计算掘进宽度B2=B1+2ð=4360+2*75=4510mm 巷道设计掘进高度H1=H+ hb+T=3400+220+80=3700mm 巷道计算掘进高度 H2=H1+ ð=3700+75=3775mm 巷道设计掘进面积 S1=B1(0.39B1+h3)=4360*(0.39*4360+1500)=13953744mm2取S1=14.0m2 巷道计算掘进面积S2=B2(0.39B2+h3)=4510*（0.39*4510+1500）=14697639mm2取S2=14.7m2 （二） 计算巷道掘进工程量和材料消耗量 由《煤矿安全规程》表6-1-62计算公式得： 每米巷道拱与墙计算掘进体积V1==S2*1=14.7*1=14.7m3 每米巷道墙角计算掘进体积V1=0.2*（T+ ð）*1=0.2*（0.08+0.075）=0.031m3 每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=[1.57（B2-T1）T1+2h3T1]*1=0.7964m3 每米巷道墙角喷射材料消耗V4=0.2T1*1=0.2*0.08*1=0.016m3 每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）V=V2+V4=0.7964+0.016=0.8124m3 每米巷道锚杆消耗（仅拱部打锚杆） N`=[2（P`1/2M）+1]/M` 式中，P`1为计算锚杆消耗周长，P`1=1.57B2=1.57*4.51=7.08m；M、M`为锚杆间距、排距，a=0.9，a`=0.8m. 故P`1/2M=7.08/（2*0.9）=3.9333，故N`=（2*3.9333+1）/0.8=11.1根 折合重量为 11.1*[（l+0.05）π(d/2)2 ρ]=11.1*[（2.05+0.05）*3.14*（0.018/2）2*7850]=46.46kg. 其中，l为锚杆深度，l=2.05m,0.05m为露出长度；d为锚杆直径，d=18mm; ρ为锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3. 每排锚杆数为N`*0.8=11.1*0.8=8.88≈9根。 每米巷道锚杆注孔砂浆消耗V0=N`l(Sk-Sm),其中Sk、Sm分别为锚杆孔和锚杆的断面积。则V0=N`l(Sk-Sm)=11.08*2.05*3.14*0.25*(0.0422-0.0182)=0.0257m2 每米巷道粉刷面积Sn=1.57B3+2h2,其中B3为计算净宽，B3=B2-2T=4.51-2*0.08=4.35m.故Sn=1.57*4.35+2*1.28=9.39m2 第七节 绘制巷道断面施工图 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量表。 根据以上计算结果，按适当比例绘制出巷道断面图。 第二章 巷道施工方法 第一节 施工方法的选择 巷道围岩主要是坚硬的砂岩，考虑到经济、技术、效率等综合因素，采用钻眼爆破，一次断面成巷的方法进行施工。 第二节 施工程序 （一）钻眼工作 巷道采用激光指向仪定向，中线为巷道断面正中心，用经纬仪确定坡度。按照设计要求在作业面上画出炮眼数目及分布位置。应用CTHIO-2F型履带式全液压凿岩台车打眼，双臂同时作业，打眼时同时打出锚杆孔。炮眼直径为42mm，深度为2.2m，槽眼2.3m。为避免钻孔定位导臂消耗过长的时间，钻孔要由外向里、先两侧后中间，自上而下钻进。当两个钻臂打眼速度不同时，速度快的钻臂就可以很方便地移过中线支援速度慢的钻臂，以便两钻臂同时结束钻孔作业，减少单臂作业的时间。炮眼布置见附图。 （二）爆破作业 巷道施工采用光面爆破技术。按照《设计守则》要求，使用2号岩石硝铵炸药，通过计算，求得所需炸药263卷，共39.5kg；毫秒延期电雷管63个，全断面一次爆破；掏槽方式为菱形掏槽，掏槽眼为4个。爆破原始条件以及、爆破参数及预期爆破效果见下表1、表2、表3,炮眼分布见附件图： 表1爆破原始条件 名称 单位 数量 名称 单位 数量 巷道掘进断面 m2 14.7 炮眼数目 个 64 岩石坚固性系数f 4～6 雷管数目 个 63 炮眼深度 m 2.2 总装药量 kg 39.5 表2装药顺序及起爆顺序 眼号 眼名 眼数/个 眼深/m 装药量 起爆顺序 连线方式 装药结构 单孔 小计 卷数/个 质量/kg 卷数/个 质量/kg 1 空眼 1 2.3 串联 连续反向装药 2～5 掏槽眼 4 2.3 7 1.05 28 4.2 Ⅰ 6～18 一圈辅助眼 13 2.2 5 0.75 65 9.75 Ⅱ 19～33 二圈辅助眼 15 2.2 5 0.75 75 11.25 Ⅲ 45～47、62～64 帮眼 6 2.2 2 0.30 12 1.8 Ⅳ 48～61 顶部眼 14 2.2 2 0.30 28 4.2 Ⅳ 34～44 底眼 11 2.2 5 0.75 55 8.25 Ⅴ 表3预期爆破效果 名称 单位 数量 名称 单位 数量 炮眼利用率 % 92% 每米巷道耗药量 kg/m 19.7 每循环工作面进尺 m 2.0 每循环炮眼总长度 m 141.3 每循环爆破实体岩石 m3 29.4 每平方米岩体耗雷管量 个/m2 2.1 炸药消耗量 kg/ m3 1.34 每米巷道耗雷管量 个/m 31.5 爆破结束后要通风15～20min左右，待烟尘被除去后，首先由检查人员进入爆破作业面进行检查，确认所有炮眼都已引爆，如发现瞎炮，要严格按照《煤矿安全规程》进行处理。脚线未坏时可以重新联线放炮，或在距炮眼至少0.3m处另打与瞎炮平行的炮眼重新装药放炮。严禁用镐刨，抑或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出雷管。 上述检查工作完成后，即可开始装岩、转运和支护作业。 炮眼分布图三视图见图2：附件爆破施工图。 （三）道岔施工 进行巷道道岔施工作业时，由于交叉点柱墙要用砌碹支护，且巷道围岩属中等稳定岩层，除按上述基本工序进行爆破掘进外，还要按特定顺序进行施工，如下图所示。施工时，先以全断面由主巷向支巷方向掘砌，至断面较大处，改用以小断面向两支巷掘进，架设棚式临时支架维护顶板，掘过柱墩端面2m，先将此2m砌好，然后回过头来，由小断面想柱墩进行刷砌，最后在岔口封顶并做好柱墩端面。 巷道道岔施工顺序 SHAPE \* MERGEFORMAT 第三章 巷道掘进通风 第一节 确定通风方式 巷道掘进过程采用压入式和抽出式联合运用的混合式通风方式。其局部压入式的吸风口与抽出风筒抽入口的距离为16m，压入式出风筒距掘进工作面距离为10m。压入风筒吸风口与抽出风筒抽入口的距离应大于15m。通风机安置在有新鲜空气流通的洞口，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需要求时，可在掘进巷道中添接通风机，使风速达到《安全规程》的要求。 局扇和风筒的布置如图 第二节 掘进通风设备选择 巷道通风距离300m，选用直径为500mm的风筒，根据《煤矿安全规程》，通风机的选择应满足掘进工作面工作人员的呼吸要求（人均4m3/min）,同时要能在规定通风时间能清除工作面因爆破和装岩转运引起的烟尘。根据《设计守则》，风机、风筒规格选择如下表4： 表4：风机规格 型号 外径/mm 转速/r.min-1 全风压/pa 风量/m3.min-1 电机功率/KW 级数 质量/kg JBT-41 400 2900 147.2～735.6 75～112 2 1 120 风筒规格 风筒名称 直径/mm 每节长度/m 壁厚/mm 重量/kg.m-1 胶布风筒（含胶30%） 500 10 1.2 1.9 第四章 装岩与调车 第一节 装岩工作 当爆破、通风、检查、排除危岩（找顶）等工作结束后，就开始对工作面进行装岩、调车、清理等工作。在此过程中，严格执行敲帮问顶制度。 选择装岩机考虑到的因素较多，主要包括巷道端面的大小，装岩机的装载宽度和生产率，适应性和可靠性，操作、制造和维修的难易程度，装岩机与其他设备的配套，装岩机的造价和效率等。选用ZC-2型侧卸式装岩机。因为侧卸式装岩机适用于12m3以上的双轨巷道，其铲取能力大，生产效率高，对大块岩石、坚硬岩石适应性强，且移动灵活，装卸宽度大，清底干净，操作简单、省力。 为调车方便，临时车场每月向前移动一次，一般至距工作面10m左右，以提高装岩生产率。 第二节 调车工作 结合设计的运输巷道和使用的侧卸式装岩机，以及我国统计的采用不同调车和转载方式时装岩机的工时利用率，采用S4梭式矿车进行调车工作。 装岩工作进行时，在距工作面一定距离的位置，同时展开支护工作。 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 巷道在基本轨以前、直线分岔巷道沿岔道2m以后、曲线分岔巷道沿轨道中心线2m以后都采用为选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护。钢筋直径为10mm，砂浆用425号普通硅酸盐水泥、粒径小于3mm的中细砂加水拌和而成，其配合比为，水泥:砂=1:（2～3），水灰比为0.38～0.42。锚杆长度为2000mm，锚固长度为300mm，直径为18mm，仅布置于巷道拱部，间距为0.9m、排距为0.8m。喷射混凝土层厚为80mm。 在道岔分岔处，除了进行锚喷支护，还要将柱墙到分岔巷道2m长的距离进行砌碹，砌筑材料采用料石。柱墙处砌筑厚度按端墙厚度进行砌筑，拱部砌筑厚度取250mm，砌筑完成后喷射80mm厚混凝土。 第二节 永久支架架设方法及施工组织 （一） 支架架设方法： 巷道围岩属于中等稳定的坚硬砂岩，永久支护随着掘进工作的进行同时展开。在基本轨以前、直线分岔巷道沿岔道2m以后、曲线分岔巷道沿轨道中心线2m以后的巷道掘进中，锚喷支护在爆破完成进行装岩的同时即可开始进行，先找顶，将水泥注入锚杆孔中，打入锚杆，然后用ZHP—IV型喷射机喷射80mm厚的混凝土，作为永久支护。对于顶板比较破碎的区域，爆破完成后应立即喷射混凝土，初喷厚度为50mm，初喷段长度不超过40m。初喷混凝土和锚杆既作为临时支护又是永久支护的一部分。经过一段时间再进行复喷，喷射混凝土的厚度为80mm。 对于道岔部分，由于初期施工仍采用全断面一次爆破，故相应地仍采用锚喷支护，爆破完成后应立即喷射混凝土，初喷厚度要比普通断面有所增加，经过一段时间再进行复喷，喷射混凝土的厚度为30mm。当改以小断面向两支巷掘进时，先架设棚式临时支架维护顶板，掘过柱墩端面2m，先将此2m砌好，然后回过头来，由小断面想柱墩进行刷砌，最后在岔口封顶并做好柱墩端面。柱墙处砌筑厚度按柱墩厚度进行砌筑，拱部砌筑厚度取250mm，砌筑完成后喷射50mm混凝土。 （二） 施工组织措施： 掘进面采用“四六制”作业，四个班生产，两个班进行还要额外进行永久支护，并配备工长、班长及维修工个一名。工长负责全面工作，班长负责掘进迎头工作，维修工负责设备的操纵和故障的排除。 第三节 计算永久支护每米巷道材料消耗 编制巷道特征表和每米航道掘进工程量和材料消耗表，见下表5、表6。 表5运输大巷特征 围岩类别 断面面积 /m2 设计掘进尺寸/mm 喷射厚度 /mm 锚杆 净 周 长 净面积 设计掘进 宽 高 型式 外露长度 排列方式 间距 排距 锚杆长 直径 Ⅲ 12.3 14.0 4360 3700 80 钢筋 砂浆 50 方形 900 800 2050 18 13.4 表6运输大巷每米工程量及材料消耗 围岩类别 计算掘进工程量/m3 锚杆数量 材料消耗/mm 粉刷面积/m2 巷道 墙角 喷射材料/m3 锚杆 钢筋/kg 注砂浆/m3 Ⅲ 14.7 0.031 11.1 0.82 46.46 0.0257 9.39 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 （一）时间安排： 巷道普通断面在进行爆破后应立即打锚杆，并喷射混凝土，加盖，作为临时支护；道岔部分进行断面施工时，完成爆破后应立即架设临时支架以维护顶板，以防止掘、砌之间巷道的顶、帮岩石跨落（临时支架采用金属拱形支架，使用的材料为15～24kg/m的钢轨，支架间距一般为0.8～1.0m），然后按要求砌筑，在需要的地方还可以再喷射一层30～50mm厚度的混凝土。 （二）安全措施： 临时支护一般是在刚刚完成爆破后进行，因此一定要注意安全，临时支护必须按照《煤狂安全规程》进行，对围岩稳定性较差的部分，要先初喷一层30～50mm厚的混凝土，防止顶、帮冒落，而且在进行支护之前，一定要先检查巷道顶板，人工排除存在安全隐患的顶板岩石。 第二节 轨道及管路(压风管、水管、风筒)接长的时间安排 轨道的进尺随着掘进工作面的推进而增加，与打眼同步进行；管路（压风管、水管、风筒）的接长与装岩、转运同时进行。 第三节 简述压气供应和工作面排水方式 局部通风机提供动力，通过风筒对掘进工作面进行压气供应，风筒距工作面的距离保持在10m左右；由于掘进的巷道有3%的坡度，对工作面产生的涌水可以通过已掘出的水沟进行排水。 第四节 掘进测量工作 掘进测量工作也随着掘进的进行而同步展开，用激光指向仪定向，中线为巷道断面正中心，用经纬仪确定坡度。按照设计要求在作业面上画出炮眼数目、分布位置。保证掘进工作按照设计要求顺利进行。 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 综合各方面的因素，巷道掘进采用“四六”工作制。 (一) 施工作业方式 巷道围岩较稳定，为达到快速施工的要求，采用掘进与永久支护平行作业的方式。具体说来，采用锚喷联合支护部分，锚杆紧跟掘进工作面安设，根据《矿山井巷工程施工及验收规范》规定，喷射混凝土工作在距工作面30m处进行。如遇顶板围岩不太稳定，可以爆破后立即喷射一层30mm厚的混凝土封顶护帮，然后再打锚杆，最后喷射混凝土和工作面掘进平行作业，直至喷射厚度达到设计的80mm。 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，改用以小断面向前掘进，架设棚式临时支架维护顶板，掘过柱墩端面2m，先将此2m砌好，然后回过头来，由小断面向柱墩进行刷砌，最后在岔口封顶并做好柱墩端面。 (二) 循环方式 为了便于工序间的衔接，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，采用单循环方式进行作业，每个班完成一个循环。 第二节 确定循环进尺 巷道掘进采用台式凿岩机，生产效率较高，通过爆破相关计算，确定循环进尺为2.0m。 第三节 确定各工序和循环时间 由计算出的循环时间，绘制出循环循环图表，综合工作队组成及人员配备， 见第二章图表部分： 第四节 编制循环图表及综合工作队组成、人员配备 由计算出的循环时间，绘制出循环循环图表，综合工作队组成及人员配备， 见表7、表8、表9. 第八章 巷道掘进 第一节 主要技术指标 主要技术指标有： 1 打探孔技术是制约开采前期设计工作的主要指标。 2 凿岩技术是制约爆破快慢的瓶颈。凿岩机的选用。 3 装岩工作是后期工作的前提。裝岩机和运输工具选用。 4 支护工作也极大的制约着掘进进程。临时支护的设备选取。 5 另外工序安排是极其重要的 第二节 主要经济指标 主要经济指标： 1 掘进采用的技术，如大型掘进机比爆破更耗资巨大。 2 岩石的坚硬系数决定着凿岩和掘进成本。 3 采用凿岩设备和动力设备。 4 炸药的选用和爆破设计。 钻眼爆破图见附图。 主、支巷道施工断面图见附图。 交岔点平面图及最大断面图见附图。 设计主要参考书：《设计守则》 《煤矿安全规程》 表7:正规循环图表 正规循环图表 班次 工序名称 时间 一班 二班 三班 四班 h min 1 2 3 4 5 67 8 9 10 11 1213 14 151617 1819202122 23 掘进班 交接班准备 10 打锚杆眼 60 同 同 打 炮 眼 90 装药联线放炮 40 一 一 通 风 20 找顶，安装锚杆 40 班 班 初 喷 40 装 岩 140 重车线钉道 40 移电缆开关 30 喷混凝土班 准 备 60 复喷成巷 240 清 理 60 表8：劳动组织一览表 班次 人数 工种 一 二 三 四 合计 出勤 在册 打眼工 3 3 3 3 12 16 装药工 3 2 2 2 8 12 检查员 1 1 1 1 4 8 放炮员 1 1 1 1 4 8 装岩工 3 3 3 3 12 16 运输工 3 3 3 3 12 16 支护工 5 5 5 5 20 24 验收员 1 1 1 1 4 8 铺轨工 5 4 4 4 16 20 运料工 5 5 5 5 20 24 机修工 1 1 1 1 4 8 班 长 1 1 1 1 4 4 工 长 1 1 1 1 4 4 合 计 33 33 33 33 132 168 表9 设备配备一览表 序号 设备名称 型号 功率/kw 使用数量 电压/V 1 气腿式凿岩机 YTP—26 2 2 耙斗装岩机 P—15B 11 1 3 干式变压器 KBSG-500-6/0.66 500 1 6000/660 4 移动变电站 KBSGZY-630-6/1.14 630 1 6000/660 5 局部通风机 JBT-41 2 2 660 6 照明、信号 ZXZ8—2.5 11.4 3 660 7 激光指向仪 JX—2 1 127 8 馈电开关 DW80—350 2 660 9 控制开关 QC83—80N 视现场情况定 660 10 通讯与控制 TK200 1 127 11 连续牵引车 SQ1200—5 55 1 3 1 4 2 1 _1234567905.unknown _1234567921.unknown _1234567929.unknown _1234567933.unknown _1234567937.unknown _1234567939.unknown _1234567941.unknown _1234567943.unknown _1234567944.unknown _1234567942.unknown _1234567940.unknown _1234567938.unknown _1234567935.unknown _1234567936.unknown _1234567934.unknown _1234567931.unknown _1234567932.unknown _1234567930.unknown _1234567925.unknown _1234567927.unknown _1234567928.unknown _1234567926.unknown _1234567923.unknown _1234567924.unknown _1234567922.unknown _1234567913.unknown _1234567917.unknown _1234567919.unknown _1234567920.unknown _1234567918.unknown _1234567915.unknown _1234567916.unknown _1234567914.unknown _1234567909.unknown _1234567911.unknown _1234567912.unknown _1234567910.unknown _1234567907.unknown _1234567908.unknown _1234567906.unknown _1234567897.unknown _1234567901.unknown _1234567903.unknown _1234567904.unknown _1234567902.unknown _1234567899.unknown _1234567900.unknown _1234567898.unknown _1234567893.unknown _1234567895.unknown _1234567896.unknown _1234567894.unknown _1234567891.unknown _1234567892.unknown _1234567890.unknown