《井巷工程》课程设计大纲
总学时：1周
河南理工大学土木工程学院岩土工程系
2015.12
前言
井巷工程课程设计是教学环节的重要一环。
它是学生学过《井巷工程》课程之后进行的。
其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业生在在以后的工作岗位上对中井巷工程实施技术、工艺、施工组织与安全等管理奠定基础。
井巷工程课程设计是属于教学性设计，设计题目由指导教师拟定。
学生应根据设计题目按照本大纲的要求，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。
设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。
设计力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。
一、设计内容及重点：
1、设计内容：
（1）巷道(或硐室)断面设计；
（2）爆破作业图表的编制；
（3）掘进工作面通风与防尘(可略)
（4）岩石装载与转运；
（5）巷道(或硐室)支护；
（6）施工组织与管理
（7）安全技术措施(略)
2、课程设计重点
巷道(或硐室)断面设计、爆破作业图表及循环作业图表的编制是本次课程设计的重点。
即巷道作业规程的编制。
二、设计说明书内容及要求
1 概述
1.1工程概况
巷道(或硐室)名称、位置、用途、工程量、巷道(或硐室)施工的进度及工期要求以及与其他巷道(或硐室)的关系。
1.2设计依据
质部门提供的××矿的地质精查报告
经过审地批的××矿的初步设计、施工设计
矿井设计手册
井巷工程教材
煤矿安全规程及其他相关规范
2 地质与水文地质条件
详细说明巷道(或硐室)穿过岩层柱状，地质构造，巷道(或硐室)顶底板岩层名称、性质、硬度、涌水量、瓦斯等有害气体及煤尘情况
3 巷道(或硐室)断面设计及支护
3.1 巷道(或硐室)断面形状的选择
3.2 巷道(或硐室)断面净尺寸的确定
3.2.1巷道(或硐室)净宽度的确定
3.2.2巷道(或硐室)净高度的确定
3.2.3巷道(或硐室)净断面面积和净周长
3.2.4巷道(或硐室)净断面面积的风速校核
3.3 巷道(或硐室)支护设计
3.3.1巷道(或硐室)支护形式的选择
3.3.2巷道(或硐室)支护参数的设计
3.4 道床参数的选择
3.5 巷道(或硐室)掘进断面尺寸的确定
3.6 巷道(或硐室)内水沟和管线的布置
3.7 巷(或硐室)道掘进工程量和材料消耗
4 爆破图表(爆破说明书)的编制
4.1 工作面炮眼布置
4.1.1炮眼数目估算
4.1.2掏槽眼的布置
包括掏槽方式的选择、炮眼的数目、打眼方向。
4.1.3周边眼的布置
(1)顶眼及帮眼的布置
(2)底眼的布置
4.1.4辅助眼的布置
4.1.5工作面实际炮眼数目
4.2钻眼机具及爆破器材的选择
4.2.1钻眼机具的选择
凿岩机具的型号、数量；
4.2.2炸药和爆破器材的选择
包括起爆方法的选择，炸药、雷管的品种和起爆器的选择。
4.3 爆破参数的确定
4.3.1炮眼直径
4.3.2炮眼深度
4.3.3炸药消耗量
4.3.4爆破网路的设计和计算
4.3.5装药结构与起爆
(1)掏槽眼和辅助眼的装药结构
(2)周边眼的装药结构
(3)炮眼填塞
4.4 对爆破工作的主要要求
4.4.1总体要求
4.4.2钻眼安全注意事项
4.4.3爆破安全注意事项
4.5 爆破作业图表
表1 爆破原始条件
表2 炮眼布置及装药参数
表3 预期爆破效果
工作面炮眼布置图（三视图）
5 生产系统
5.1 通风(可略)
5.1.1通风方式及供风距离 5.1.2风量计算
（—）按瓦斯涌出量计算
qk Q 1001= m 3/min
（二）按炸药使用量计算
A Q 252= m 3/min
（三）按人数计算
n Q 43= m 3/min
（四）按局部通风机的实际吸风量计算
l Ik Q Q 局=4 m 3/min
（五）确定需要的风量
Q= m 3/min
5.1.3风量验算 （一)按最低风速验算
(1)岩巷掘进工作面的最低风量(Q 岩)：
岩岩S 9⨯≥Q m 3/min
(2)煤巷掘进工作面的最低风量(Q 煤)：
煤煤S 15⨯≥Q m 3/min
（二）按最高风速验算
岩巷、煤巷或半煤岩甚掘进上作面的最高风量
S 240⨯≤Q m 3/min
(三）按掘进工作面温度和炸药量验算
(四)按有害气体的浓度验算
回风流中瓦斯或二氢化碳浓度不得超过1%，其他有害气体符合《煤矿安全规程》
5.1.4局部通风机的选型及安装地点
附图：通风系统示意图
5.2 岩石的装载与转运
5.2.1 岩石的装载
包括装岩方式的选择、装岩设备的选型等
5.2.2 岩石的转运
包括转载、运输设备、调车方式等
装载与运输设备配备表
附图：运输系统示意图。
5.3 支护
说明永久支护的施工工艺过程，包括选用的配套设备及相关的技术参数要求等。
附图：永久支护与掘进工作的平面布置示意图。
6 施工组织及主要技术经济指标
6.1 施工组织
6.1.1工作制度
6.1.2作业方式 6.1.3劳动组织
6.2 循环图表
6.2.1循环方式和循环进度 6.2.2循环时间
在确定了炮眼深度，也就知道了各主要工序的工作量，然后可根据设备情况、工作定额（或实测数据）计算各工序所需要的作业时间。
在所需的全部作业时间中，扣除能够与其他工序平行作业的时间，便是一个循环所需要的时间T ，即：
432121)(T T t t T T T +++++=φ （1）
式中 T ——个循环的总时间，min 。
T 1——安全检查及准备工作时间，亦即交接班时间，一般约为 20 min 。
T 2——装岩时间，min 。
t 1——钻上部眼时间，min 。
t 2——钻下部眼时间，min 。
φ——钻眼工作单行作业系数。
钻眼装岩平行作业时，一般为0．3～0．6；钻眼装岩顺
序作业时，t 1=0，φ=1。
T 3——装药联线时间，min 。
T 4——放炮通风时间，一般为 15～20 min 。
(一)装岩时间T 2的计算
nP
SL T η
602=
（2） 式中 S ——巷道掘进断面积，m 2
； L ——炮眼平均深度，m ；
η——炮眼利用率，一般为0.8～0.9；
n ——同时工作的装岩机台数；
P ——装岩机实际生产率（实体岩石），m 3
/h 。
(二)装药时间T 3的计算
装药联线时间与炮眼数目、炮眼深度、装药量及同时参加装药联线的工人组数有关，可用下式计算：
A
Nt
T =
3 （3） 式中 N ——工作面炮眼总数，个；
t ——平均一个炮眼装药联线所需时间，min ；
A ——在工作面同时装药的工人组数。
(三)钻眼时间总时间的计算
mv
NL
t t =
+21 （4） 式中 t 1+t 2——钻眼总时间，其中t 1是钻上部眼的时间，t 2是钻上部眼的时间，min ； N ——工作面炮眼总数，个； L ——炮眼平均深度，m ； M ——同时工作的凿岩机台数； v ——凿岩机的实际平均钻速，m/h 。
(四)钻眼工作单行系数φ的计算
2
11
t t t +=
φ （5） 式中符号意义同前。
钻眼、装岩平行作业时，φ值一般为0.3～0.6；钻眼装岩顺序作业时，
t 1=0，φ=1。
(五)一个循环的总时间
将以上各式代入（1），同时，为防止实际工作中，为了防止难以预见的工序延长，应考虑留有10%的备用时间，故一个循环的总时间为：
)60(1.141t A
Nt
mv NL nP SL T T ++++
=φη （6） 应当注意，由上式计算出的循环总时间，与每小班的作业时间不相适应，还需要进行调整。
这样较为麻烦，为此，也可以先确定与小班作业时间相适应的每一循环的总时间，反算出相应的炮眼深度，即
nP
S mv NL T A Nt
T T L η
φ+++
-=
)(9.041 （7）
6.2.3循环图表
6.3 主要技术经济指标
6.3.1设备配备
巷道施工过程中包括“破、装、运、支”等工艺过程的设备配备。
设备配备一览表
工作面长度、巷道掘进断面、净断面、巷道岩性、支护形式、工效、月循环次数、月进尺、循环率、日出勤人数、日进尺及各种材料消耗等。
主要技术经济指标表
7 施工安全技术措施（可简略）
7.1顶板管理
7.2凿岩放炮
7.3岩石运输
7.4通风防尘
7.5水患预防
10。