煤矿运输大巷断面设计说明书.doc

课程设计报告

设计课题：某煤矿运输大巷断面设计及施工组织
专业班级： 09级采矿工程
学生姓名：
指导老师： 张建华 孙志文
设计时间： 2011-12-13

目录
前沿……………………………………………………………………4
第一章 矿井及设计巷道概况……………………………… 5
第二章 巷道断面设计……………………………………………6
一巷道断面设计依据………………………………………6
1巷道名称和用途………………………………………6
2巷道运输设备类型和特征……………………………6
3巷道管线敷设情况，风量大小及排水量大小………6
4巷道坡度要求…………………………………………6
5其他要求…………………………………………………6
二巷道断面设计………………………………………………6
1选择巷道断面形状，支护类型，支护参数…………… 6
2确定断面尺寸…………………………………………… 7
3巷道净断面，掘进断面及风量校核…………………… 7
4决定道床参数，水沟步置和管线敷设………………… 8
5巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表… 8
6巷道断面施工图…………………………………………10
第三章 巷道施工……………………………………………… 11
一施工方案确定…………………………………………11
掘砌作业方式，成巷速度…………………………………11
二凿岩爆破工作……………………………………………11
1凿岩设备和爆破器材选择……………………………11
2爆破参数确定…………………………………………11
3凿岩爆破作业……………………………………………12
4爆破图表及技术经济指标………………………………12
三通风及安全………………………………………………14
掘进通风·综合防尘·掘进安全工作
四装岩及调车………………………………………………15
装岩机械选择及主要技术特征，生产能力估算·
调车方法
五巷道支护…………………………………………………17
临时支护结构及永久支架形式选择，材料消耗量计算·
施工方法和质量检查标准………………………………17
巷道施工示意图…………………………………………18
第四章 劳动组织及循环图表……………………… ……19
一劳动组织配备……………………………………………19
1作业方式选择………………………………………19
2循环图表编制………………………………………19
二施工组织、施工进度表………………………………20
第五章技术经济指标………………………………………21
一各项费用…………………………………………… 21
1各种材料费………………………………………… 21
2设备折旧费…………………………………….…… 21
3动力量……………………………………………… 21
4工资费…………………………………………………21
5总挖掘工程费…………………………………………21
6单位原岩或一米掘进成本…………………………21
第六章安全技术措施………………………………………22
施工中对技术安全方面规定………………………… 22
致谢……………………………………………………………24
参考文献…………………………………………………… 25

前言
《井巷工程》课程设计是学生学习井巷工程课程中重要技能，在学习环节课程设计目在于通过课程设计巩固和加深课堂理论知识并使之及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能力和掌握巷道设计中基本方法和基本能力，并初步结合生产实际锻炼解决在生产上所遇到实际问题。培养学生科学思维方法和工程技术人员应具备基本技能。
依据：设计巷道断面直接作为井下巷道施工依据，也是进行井巷工程预算依据。
内容和步骤;首先根据巷道服务年限，用途和围岩性质，选择巷道断面形状和支护方式，其次根据巷道中通过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）计算巷道设计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和材料消耗量。
其他说明巷道断面设计是矿井开采设计中一个重要组成部分，贯穿矿井服务年限属于施工设计范畴。巷道断面设计要求是：在满足安全生产和施工要求条件下，力求提高断面利用率，取得最佳经济效果。严格按照《煤矿安全规程》各项范畴进行井巷工程设计，引用《煤矿安全规程》及其他资料部分，应标注出来，要注意使用先进工艺和技术使课程设计具有一定先进性，本次课程设计是为了满足教学，应独立完成设计

第一章 矿井及设计巷道概况

某煤矿，井田走向3.7km，倾向宽1-2.5km，井田面积5.8km²。矿井开拓方式为斜井单水平开拓，年设计能力为90万t，低瓦斯矿井，中央分区式通风，井下最大涌水量为280m³/h。通过该矿运输大巷流水量为150m³/h，采用ZK10—6/250架线式电机车牵引1吨矿车运输，该大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=3-5，需通过风量为48 m³/s，巷道内敷设一趟直径为100mm压风管和一趟直径为50mm水管。

第二章巷道断面设计
巷道断面设计基本原则：在满足安全生产和施工要求条件下，力求提高断面利用率，取得最佳经济效果。
一巷道断面设计依据
1。巷道断面名称和用途
名称：煤矿水平运输大巷断面设计及施工组织。
用途：这类巷道是煤矿主要通道服务年限较长，对巷道变形及破坏要求较严格。
2. 通过巷道运输设备类型及特征
该运输大巷采用ZK10—6/250架线式电机车牵引1吨矿车运输该运输设备宽A=880㎜，高h=1150㎜；轨距为600㎜
3. 通过巷道管线敷设情况风量大小及排水量大小
巷道内敷设一趟直径为100mm压风管和一趟直径为50mm水管。通风量为48 m³/s，该矿第一水平运输大巷流水量为150m³/h。
4. 对巷道坡度要求
矿井水沟坡度应及巷道坡度一致，平巷坡度不小于0.3%。巷道中横向水沟坡度不宜小于0.2%，采区服务巷道，分层运输巷道和运输门采区回风巷道水沟选用0.5%。采区巷道水沟坡度应考虑巷道用途·疏水·煤损和填充材料含泥率等其他要求。
5.其他要求
根据水沟服务年限，一般将水沟分永久性水沟和临时性水沟两类，永久性水沟应砌筑，临时性水沟可不砌筑。
二 巷道断面设计
1. 选择巷道断面形状、支护类型、支护参数
断面形状：年产90万吨矿井第一水平运输大巷，一般服务年限在
10年以上，采用600轨距双轨运输大巷，其净宽在3米以上，又穿过中等稳定岩层，半圆拱形断面。
支护类型：故选用螺纹钢树脂锚杆及喷射混凝土支护。
支护参数：选用锚杆可靠锚固力大树脂锚杆，杆体为直径18mm螺纹钢，每孔安装俩个树脂药卷，锚固长度》700mm，设计锚杆预紧力》80KN,锚杆长度2.0m，呈方形布置，其排距0.8m*0.8m，托板为8mm后150mm*150mm方形钢板。喷射混凝土厚T1=100mm，分俩次喷射，每次各喷50mm厚。故支护厚度=100mm。
2.确定巷道断面尺寸
（1）确定巷道净宽度B
查表2.2知ZK10—6/250电机车宽A1=1060 mm，高=1550 mm；1吨矿车宽880 mm，高1150 mm。
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽C=840㎜，非人行道一侧宽a =400 mm，又查表2.3知本巷双轨中线距b=1300 mm，则两电机车之间距离为：
1300-（1060/2+1060/2）=240㎜﹥200mm
故巷道净宽度：
B=a1+b+c1=（400+1060/2）+1300+（1060/2+840）
=3600mm
（2）确定巷道拱高h0
半圆拱巷道拱高h0=B/2=3600/2=1800㎜，半圆拱半径=h0=3600/2=1800㎜
（3）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3-6中半圆拱巷道壁高公式得

式中 h4 -----轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取2000
hc -----道床总高度，查表3-10选30钢轨，在查表3-5得hc=410mm，道砖高度hb=220mm
n----导电弓子距拱璧安全间距，取n=300mm
k----导电弓子宽度之半，k=718/2=359mm,取k=360mm
b1---道中线及巷道中线间距，b=B/2-a1=870 mm, 故h3 =1552mm
（2） . 按管道装要求确定

式中h5-道砟面到管子底高度按煤矿安全规程取h5=1800mm
h7-管子悬吊件总高度取h7=800 mm
m-导电弓子距管子间距取m=300 mm
D-压气管法兰盘直径Ｄ＝335 mm
b2=轨道中心线及巷道中心线距b2=B/2-c1=1800-1370 =430mm
故 h3=1533 mm
（3）.按行人高度确定h3

式中j-------距壁j处巷道有效高度不小于1800mm。J》100mm，一般取j=200mm.
根据公式计算得h3=1195mm
1 综上计算，并考虑一定余量，确定巷道壁高h3=1720mm,巷道总高度H=h3-hb+h0=3300mm
3. 巷道净断面面积S掘进断面及风量校核
由表2.6得净断面积S=B（0.39B+h2）
式中：h2为道碴面以上巷道壁高，h2= h3-hb=1720-220=1500㎜。
故S=3.6×（0.39×3.6+1.5）=10·4544㎡
净周长P=2.57B+2h2=2.57×3.6+2×1.5=12.2521m
净断面积尺寸由表3-7计算公式得
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2×100=3800㎜。
巷道计算掘进宽度B2= B1+2δ=3800+2×75=3950㎜。
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3620㎜。
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3695㎜。
巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=12.17㎡
巷道计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=12.88㎡。用风速校核巷道净断面面积
查表3-9，知Vmax=8m/s，已知通过大巷风量Q=48m3/s，计算得：

4.道床参数。水沟布置和管线敷设
（1）道床参数：根据巷道运输设备已选用30kg/m轨道其道床参数hc.hb分别410㎜和220㎜道床至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190㎜采用钢筋混凝土轨枕
（2）布置水沟和管线敖设
已知通过本巷道水量为150 m3/h，采用水沟坡度为0.3%，查表2.12得：水沟深400㎜、水沟宽400㎜，水沟净断面面积0.16㎡；水沟掘进断面面积0.203㎡，每米水沟盖板用钢筋1.633kg、混凝土0.0276㎏，水沟用混凝土0.133m2。
5 。巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表
计算巷道掘进工程量和材料消耗量
由表3-7计算公式得：
每米巷道拱及墙计算掘进体积V1=S2×1=12.88m3；
每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2×（T+δ）×1=0.2×（0.1+0.075）×1=0.04 m3；
每米巷道拱及墙喷射材料消耗V2=[1.57（B2-T1）T1+2h3T1]×1
=0·948m3；
每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T1×1=0.2×0.1×1=0.02 m3；
每巷道喷射材料消耗（不包括损耗）V= V2+ V4=0.948+0.02=0.968m3；
每米巷道锚杆消耗（不包括损失）

式中:
P1为计算锚杆消耗周长, ，P1=1.57B2+2h3=9.65㎡；aa’为锚杆间距、排距a=a’=0.8m。
N=（9.65-0.50×0.8）/（0.80×0.8）=14.45(根)
折合重量为：
14.45×［π×(d/2)2p］=14.45×［2.00×3.14×(0.018/2)2 ×7850］=57.70kg
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
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=28.9取29支
每排锚杆数为：N× 0.8=11.56 取12根
每排树脂药卷数为：M× 0.8=23.2 取24支
每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B×3+2h2
式中：B3-计算净宽 B3=B2-2T=3.75m
故：Sn=1.57×3.75+2×1.5=8.90m2

运输大巷特征表

围岩类型
计算掘进工程量
锚杆数量
材料消耗
粉刷面积/㎡
Ⅲ
巷道
墙角

喷射材料
锚杆

钢筋/kg
树脂药卷/个
12.88
0.04
14.45
0.968
57.70
28.9
8.90

运输大巷每米工程量级材料消耗表
围岩类别
断面/㎡
设计掘进尺寸/mm
喷射厚度mm
锚杆
净周长/m
3
净
设计掘进
宽
高
型式
排列方式
间排距
锚杆长
直径
10.4544
12.17
3800
3620
100
螺纹钢树脂型
方形
800
2000
18
12.25

6巷道断面施工图

运输大巷断面施工图

第三章 巷道施工
一施工方案确定
（1） 掘砌作业方式：一次成巷：是把巷道施工中掘进、永久支护、水沟掘砌三个分部工程视为一个整体，在一定距离内，互相配合，前后连贯，最大限度同时施工，一次成巷，不留收尾工程。
（2） 成巷速度：掘进及永久支护平行作业独占用时间少，可提高成巷速度
二凿岩爆破工作
对钻眼爆破工作要求
1. 爆破后形成断面应该符合设计要求，光面爆破要求超挖不得超过150mm，欠挖不得超过质量标准规定。
2. 爆破岩石块度应该有利于提高装岩生产效率，岩石堆积情况便于组织装运和钻眼及装岩平行作业等。
3. 爆破后对围岩震裂比较小，不蹦到棚子和损坏设备。
4. 爆破单位岩石所需炸药和雷管消耗量低，钻眼工作量小，炮眼利用率达到0.85以上。
1.凿岩设备和爆破器材选择
凿岩设备：该大巷穿过中等稳岩层，用气腿式凿岩机。
爆破器材：2号岩石硝铵类炸药，8号雷管。
2.爆破参数确定
爆破参数主要包括炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目。单位炸药消耗量。
炮眼直径：目前国内岩石巷道掘进均采用直径为32mm,35mm两种药卷，以炮眼直径比药卷直径大7到8mm为宜，所以目前岩巷掘进炮眼直径多采用40～42mm，故选用40mm
炮眼深度：采用气腿式凿岩机时炮眼深度以1.8～2.5m为宜。
炮眼眼数：岩石坚固性系数f=3～5掘进断面面积为12.88㎡
故选59个。
单位炸药消耗量：q=Q/v，kg/ m3

式中 Q—— 工作面一次爆破所需要炸药量
V——工作面一次爆下实体岩石总体积
3 凿岩爆破作业。
爆破作用巷道施工采用光面爆破技术，使用2号岩石硝铵类炸药，8号雷管。249卷，共37.35kg毫秒延期电雷管62个，全断面一次爆破掏槽方式为楔形掏槽。
4 爆破图表及技术经济指标。
运输大巷炮眼布置图

爆破原始条件
名称
数量
名称
数量
巷道掘进断面/㎡
12.88
炮眼数目/个
59
岩石坚固性系数f
3到5
雷管数目/个
58
炮眼深度/m
2.2
总装药量/kg
27.45

预期起爆效果

名称
数量
名称
数量
炮眼利用率/%
91
每米巷道耗药量(kg`m)
13.8
每循环工作进尺/m
2.0
每循环炮眼总长度/m
99.5
每循环爆破实体岩石/m³
17.5
每平方米岩体耗雷管量/（个·㎡）
2.5
炸药消耗量/（kg'm³）
1.6
每米巷道耗雷管量/（个·m）
22.0

装药量及起爆顺序
眼号
眼名
眼数/个
眼深/米
装药量
起爆
联线方式
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
2.2
7
1.05
28
4.20
Ⅰ
6-15
一圈
辅助
眼
10
2.2
5
0.75
30
4.50
Ⅱ
16-30
二圈
辅助
眼
15
2.2
5
0.75
55
8.25
Ⅲ
55-57
38-41
帮眼
8
2.2
2
0.3
8
1.20
Ⅳ
42-54

顶眼
13
2.2
2
0.3
22
3.30
Ⅴ
31-38
58 59
底眼
10
2.2
5
0.75
40
6.00
Ⅵ

三 掘进及通风
掘进通风·综合防尘技术·掘进安全
掘进通风方式：局部通风机通风方式中混合式
确定掘进通风设备：选择bkj66-1型子午加速型系列局部通风机
风筒选择直径为800mm玻璃钢风筒

独头长距离通风应注意问题：
（1） 防止和减少漏风
（2） 降低通风阻力
（3） 保障局部通风机安全正常运转
（4） 局部通风机安装和使用
综合防尘措施：
（1） 湿式钻研
（2） 喷雾洒水，水炮泥
（3） 加强通风排尘工作
（4） 加强个人防护工作
（5） 清扫落尘
掘进安全工作
（1） 预防瓦斯爆炸
预防瓦斯爆炸措施
1加强通风
2加强检查
3及时处理局部聚集瓦斯
4抽放瓦斯
（2） 瓦斯矿井爆破安全
首先，要减少或避免煤尘集聚
其次，开采有煤尘爆炸危险煤层矿井，必须有预防和隔绝煤尘
爆炸措施
最后，要针对炸药爆炸可能引爆瓦斯煤尘不同因素，采取具
体措施
在《煤矿安全规程》中第一百四十九条规定
矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度，并遵守下列规定：
（一）矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳 工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。安全监测工必须 携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。
（二）所有采掘工作面、硐室、使用中机电设备设置地点、有人员作业地点都应纳入检查范
围。
（三）采掘工作面瓦斯浓度检查次数如下：
1．低瓦斯矿井中每班至少 2 次；
2．高瓦斯矿井中每班至少 3 次；
（3） 矿井火灾及其防治
矿井火灾危害
1.使井下人员中毒
2.矿井火灾引起瓦斯和煤尘爆炸
3.损坏设备和损害煤炭资源
（4） 矿井水害及其防治
防治原则：预预报测，有疑必探，先探后掘，先治后采
在《煤矿安全规程》中第259条规定
第259条 规定相邻矿井分界处，应当留防隔水煤柱。矿井以断层分界，应当在断层两侧留有防隔水煤柱。
防隔水煤柱尺寸，应当根据相邻矿井地质构造，水文地质条件，煤层赋存条件，围岩性质，开采方法以及岩层移动规律等因素，在矿井设计中确定。
矿井防隔水煤柱已经确定，不得随意变动，并通报相邻矿井。严禁在各类防隔水矿井中进行采掘活动。

四 装岩及调车
装岩机械选择及主要技术特征，生产能力估算，调车方法（绘制调车示意图）
装岩工作：巷道施工过程中，岩石装载和运输是最繁重，最费时工序，一般情况下站掘进循环时间35%-50%。因此做好装岩工作及运输工作，对提高劳动效率，加快掘进速度，改善劳动条件和降低成本具有重要意义。
装岩机选择主要考虑巷道断面大小，装载机装载宽度和生产率，适应性和可靠性，操作制造和维修难易程度装载机及其他设备配套，装载机造价和效率等因素
装岩速度快慢及调车快慢有一定影响。
装岩机械选择：耙斗式装载机，构造最简单，维修、操作都容易；适应性强，可用于平巷、斜巷以及煤巷、岩巷等。但是，它体积较大，移动不便，有碍于其他机械使用。底板清理不干净，人工辅助工作量大，钢丝绳消耗大。选用YP-60B号耙斗装岩机，铲斗容积0.6,长度7725mm，宽度1850mm工作时最高高度2340mm，行走机构轨距600mm，动力电动，设备总功率30KW，质量6140KG。
生产能力估算：根据选用设备（YP-60号耙斗装岩机）生产能力80~100/M3·h-1
采用活动调车场方法调车
为了缩短调车时间可将固定道岔改为翻框式调车器，浮放道岔等专用调车设备，这些设备能够随工作面前移，能够经常保持较短调车距离，装载机工作工时利用率能达到30%-40%
这次涉及选用双轨巷道浮放道岔即菱形浮放道岔。

活动调车场图

五 巷道支护
支护本质：维持巷道围岩，使其在服务年限内保持稳定，具有需 要
空间
临时支架结构：拱形可缩性金属支架。（附示意图）
永久支护型式选择:该水平运输大巷穿过稳定岩层，为了保障施工安全，采用锚喷支护，防止局部岩块松动和坠落，从而加固和提高了岩石拱承载能力，增加岩层稳定性。
临时性支架示意图（附示意图）

五 施工方法和支护质量检测
在进行锚杆安装时，采用风动凿岩机进行施工，混凝土时选用转子2型喷射机。
锚杆支护及矿压检测及支护不可分割组成部分，为了确保施工质量满足设计要求，应核对各方面进行检测，其内容如下：
岩体深部位移检测，围岩松动圈测式，顶板离层检测，锚杆支护质量检查，喷射混凝土质量检测
六 巷道施工（附示意图）

第四章 劳动组织及循环图表
一劳动组织配备
按一次成巷配备劳动组织，综采队
1.作业方式选择
采用“四六”工作制、掘支平行作业
2.循环图表编制
一个循环所用时间T在所需全部作业时间中，扣除能够及其他工序平行作业时间，便 是一个循环所需要时间，即：
T=T1+T2+T3+T4+T5+T6,T6=Ø(t1+ + t2 )
式中T1——安全检查及准备工作准备时间，亦即接班时间，一班约为20min。
T 2—— 装岩时间
t1—— 钻上部眼时间
t2—— 钻下部眼时间，min；
Ø—— 钻眼工作单位作业系数，钻眼，装岩平行作业时，值取0.3～0.6，取0.5
T3——装药连线时间，min；
T4—— 爆破通风时间，一般为15-20min。
T5—— 支护时间，如果临时支护或永久支护占用循环时间，也应包括在内，
装药连线时间T3及炮眼数目和同时参加装药连线工人组数
关系：
T3=Nt/A=40min 式中 N——工作面炮眼总个数，N为59个
t——一个炮眼装药所需时间，t=2min；
A——在工作面同时装药工人组数，A为2组；
联线时间：T3=60min
t1+t2 =Nl/mv=320.25min =320min
式中 L——炮眼平均深度，2.2m；
m——同时工作凿岩机台数取1台；
v——凿岩机实际平均钻速，取0.4m/min；
钻眼时间: T=170.5min 取2h50min
装岩时间：T2=s×l×ŋ/np= 30.5min 取30min
式中S——巷道掘进断面积，取12.88㎡
ŋ——炮眼利用率，一般为0.8～0.9，取0.91
P——装岩实际生产率m³/h取
n——同时工作装岩机台数；
在实际生产工作中，为了防止难以预见工序延长，应考虑留有10%备用时间，故循环时间为
T=1.1（T1+ s×l×ŋ/np+ Ø Nl/mv+ Nt/A+T4+T5）

循环工作图表

二施工总组织，施工进度表
施工总组织：采用综合掘进队，多工序平行交错和正规循环作业劳动组织型式，六小时工作制，四班掘进，两班复喷及掘进平行作业。

第五章 技术经济指标
一各项费用
1材料费
材料费=主要材料费+其它材料费
主要材料：雷管 62x888x1=54168
锚杆 14.45x1500x180元/个=3901500元
炸药 38.5x1500x8元/kg=462000元
混凝土 (0.968+0.00276)x1500x360元/kg=524210元
故主要材料费=56805+4063500+265200+545400=4930905元493万元
其它材料费=4930000×50%=2465000元
所以材料费=4930000+2465000=7395000元
2 设备折旧费
设备费=主要设备+其它设备 约500万元
3工资费
年薪按8万元计算，所以工资费=万元
4 动力费
指生产经营过程中耗用全部电力
动力费=耗电费×电价=4000×7×0.8元/度=22400元
5 工程费
工程费=主要材料费+设备折旧费+工资费+动力费
=4930000+1250000+202+22400+6202602620万元
6 单位原岩或进木掘进成本
单位每米巷道掘进度=总工程费/1500=0.413万元=4130元
二 成巷成本
指生产巷道和提供劳务而发生直接和间接费用，包括材料费、工资费等。
成巷成本=73950000+1250000+2020000+224000=10687400元1069万元
每米成巷成本=1069/1500=7127元/m、

第六章 安全技术措施
一、顶板管理安全技术措施
1、一般管理
1）、施工人员进入工作面前，必须由班组长由外到里认真检查后巷支护情况，发现问题及时处理。
2）、严格执行敲帮问顶制度，发现问题及时处理。
3）、敲帮问顶过程中,敲帮问顶人员必须站在后退道路畅通安全地点,并用专用长柄工具，由外向里,先顶后帮依次进行。敲帮问顶工作由两名有经验工人担任,一人找顶,一人观察顶板,找顶只准一组进行,不准两组同时进行。
4）、严格按照设计循环图表掘进,每次割煤(爆破)完毕，敲帮问顶后，立即用前探梁进行支护，严禁空顶作业。
5）、永久支护必须及时，锚杆安装质量必须符合设计要求,严禁在后巷锚杆没有支护完毕情况下,继续向前掘进。
2、巷道发生片帮
必须及时将已片帮煤块敲落，并在片帮原位置800×800mm间排距补打锚杆。
3、当巷道出现局部冒顶征兆（如顶板压力异常、顶板离层下沉、裂缝、掉渣、巷道片帮严重、煤壁响动、巷道淋水及瓦斯涌出异常等）时,应立即撤出人员至安全地点,由班（组）长带领有经验老工人由外向里加强支护，进行处理，并及时汇工程技术部。
发生冒顶时，另行编制补充措施。
二、防火、灭火措施
1、预防自燃发火措施
（1）、巷道内浮煤必须清理干净，严禁在巷道内堆放浮煤。
（2）、瓦检员对井筒内空气温度定时进行检测，超过正常温度时（16℃），立即向有关部门汇报并采取相应措施。
（3）、瓦检员对巷道内氧气浓度定时进行检测，氧气浓度呈明显变化状态时,立即向有关单位汇报。
（4）、瓦检员每班对巷道内一氧化碳浓度进行检测一次，若浓度超过0.0024％时，立即撤出所有作业人员，并向有关部门汇报。
2、预防明火措施
（1）、严禁携带烟草，火种用具入井。
（2）、井下严禁私自拆卸矿灯。
（3）、电缆、风筒必须按规定标准要求选用阻燃电缆、阻燃风筒。
（4）、电气设备维修、保养时严禁带电作业；杜绝电气设备失爆。各种保护装置必须齐全有效，防止因漏电、短路、超负荷而发生设备。（5）、井下严禁存放汽油、柴油、及各种润滑油脂。废旧油布、棉纱要及时收集，必须升井处理。
（6）、必须经常清理各转载点浮煤，保持各部转动灵活，无卡阻发热。
（7）、巷道内必须设有消防管路系统，每隔50m设置支管和阀门。
（8）、发现明火要立即组织人员进行灭火。电气设备着火必须先关闭电源后再灭火，灭火只能使用干砂、干粉灭火器扑灭，严禁用水浇灭。

致谢
本课程设计顺利底完成了，在做课程设计过程中，遇见了不少困难，不少疑问，但在老师和同学帮助下，都被攻克了。
首先，我要感谢我们指导老师张建华老师，他细致认真让我们佩服，他敬业让我们动容，身为我们院长，在百忙之中，还能给我们耐心指导，是我们在今后工作中学习榜样。
其次我要感谢孙志文老师，感谢他给我们编排指导大纲，使我们明确设计步骤。
最后，我要感谢09级采矿工程本科班同学，经过我们反复讨论及研究。相互协助圆满完成了本次设计。

参考文献
[1] 宋宏伟。井巷工程 [M]. 煤矿工业出版社
[2] 万寿良．矿井设计及施工标准规范实用手册[M]．北京：当代中国音像出版社 2005．
[3] 何满潮、郭励生.岩巷锚杆支护[M]．徐州：中国矿业大学大学出版社 2009．
[4] 刘殿中．工程爆破实用手册[M]．北京：冶金工业出版社．
[5] 邓文芳. 井巷建井技术及管理[M]. 徐州：中国矿业大学大学出版社 1998．
[6] 东兆星、邵鹏．爆破工程[M]．北京：中国建筑工业出版社 2005．
[7] 国家安监局 煤矿安全规程[M].北京：煤炭工程出版社 2011.

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