坑道工程课程设计

姓名：廖坤

专业：勘查技术与工程（勘察方向） 学号：63100922

2013年5月15日

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目录

一、坑道断面设计 ..................................................................................2

二、采用工程类比法对IV级围岩进行初级支护设计...........................5

三、钻爆说明书........................................................................................5

四、压缩空气量计算 ..............................................................................11

五、通风及风量计算..............................................................................12

六、围岩分级.............................................................................................14

七、结束语.................................................................................................17

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坑道工程课程设计 一、坑道断面设计

1、某坑道运输设备如下：架线式机车ZK14外形尺寸：长×宽×高=4900×1335×1550，轨距900，ZK10外形尺寸：长×宽×高=4500×1360×1550，轨距900，单位均为mm；6m3矿车长×宽×高=5250×2010×15，4m3矿车长×宽×高=3700×1550×1330，人行道宽度c为800-1000mm；非人行道侧运输设备与直墙间的安全距离a为300mm；采用双轨运输，双轨之间安全距离300mm；围岩压力中等水平，采用三心圆拱断面形式，高跨比统一取1/4，h4－轨面至集电弓子的高度1800-2200mm；ha－道渣面至轨面的高度160mm；道碴高度220mm，试确定坑道净断面和掘进断面规格，并绘图、标注，计算坑道净断面和掘进断面面积，进行通风校核。

1.确定坑道净断面和掘进断面规格，并绘图、标注，计算坑道净断面和掘进断面面积，进行通风校核。

（一）坑道净宽度=非人行道侧运输设备与直墙间的安全距离a为300mm+2×（4m3矿车长×宽×高=3700×1550×1330）+双轨之间安全距离300mm+人行道宽度c为800mm=300+2×1550+300+900=4600 mm 三心拱的净高度：围岩压力中等水平。常用的高跨比为1/4，净高度=1/4坑道净宽度=1150 mm

画图后测量得：r=0.1727B=795.42mm R=0.9045B=4170.7mm 墙的净高: h2=1800-r2(r100)2=1800-386=1417mm

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（二）坑道墙高（h2) 1）按行人要求确定墙高

h2=1800-r2(r100)2=1800-386=1417mm 2）根据架线要求确定墙高 a1=A+a=

21550+300=1075mm 2取K=400mm D=ra1K=794.421075400=0.224＜0.445

r250794.42250表明导电弓子已进入大拱范围内，取架线高度距轨面高度h1=2000mm,此时从道碴面起算墙高为：

h2=h4+ha+R-h0-(R250)2(bK)2

=2000+160+4160.7-1150-(4160.7250)2(1225400)2 =1617mm

式中：h4－轨面至集电弓子的高度，mm； ha－道渣面至轨面的高度，mm；

b1－轨道中心线与坑道中心线距离，mm； b1 ＝B/2-A/2-a k－集电弓子宽度之半，400－450mm。 3）按装设管道确定墙高

B h21800h'r2[r(b2k300D')]22 =1800+305-794.422[794.42( =1323mm

4600625400300300)]2 2b2－双轨坑道人行道一侧轨道中心线至坑道中心线间的距离，（B/2－A/2－c）

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根据以上计算，从道碴面算起墙高取 h2=1700mm

（三）、坑道的净断面积与净周长 1.坑道的净断面积

Sji=B (h2+0.198B)=4600×(1700+0.198×4600)=12m2 2.坑道的净周长

L=2h2+1.22B=2×1700+1.22×4600=9012mm （四）、风速校核

2.查表得运输坑道允许通过的最大风速υy=6m/s, v=

QS=509=5.05m/s<6m/s,符合规定。 ji9.故此坑道断面设计合理。 （五）掘进断面规格 1.坑道掘进宽度

B=B0+2T=4600+2×200=5000mm 2.坑道掘进高度

H=h2+hb+d0+h0=1700+220+1150+200=3270mm 3.坑道拱面积 S

go=2[（r+0.20）2-r2]×α+[(R+0.20)2-R2]=0.792+0.791=1.583 m2 4.坑道墙面积

Sq=2h3T=2×1.92×0.20=0.768m2 5.道碴面积

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×—

Sz=h5B0=0.22×4.6=1.012m2 6.坑道掘进断面积

Sju=Sji+Sgo+Sq+Sz=12+1.583+0.768+1.012=15.363m2 7.每米巷道砌碹所需混凝土

V=Vgo+Vq+Vgi=1.583+0.768 =2.351 m3 8.掘进断面面积：S=15.36m2

二、采用工程类比法对IV级围岩进行初级支护设计

以坑道断面设计所得净断面采用工程类比方法对Ⅳ级围岩进行初期支护设计，说明设计过程并绘图。

根据题中给出围岩压力中等水平，一般的IV级围岩条件下，采用喷射混凝土，其设计强度一般不低于c20，围岩松散、稳定性极差的土岩体中，可采用喷射钢纤维混凝土，其设计强度一般不低于c25，喷射混凝土厚度应不小于5cm，不大于25cm，隧道喷混凝土一般配合使用单层准6.5钢筋网，钢筋间距150250mm，隧道系统锚杆 一 般 采 用 准 25-准27中空注浆锚杆和砂浆锚杆，对于岩体破碎、成孔困难的围岩，可采用准27-准32自进式锚杆，锚杆露头部分加垫板，锚杆长度根据围岩地质情况确定。钢架支撑一般用在地质条件较差，自稳时间短、初期变形大的地层中。隧道的洞口浅埋段及围岩中常用到钢架支撑。隧道的钢架支撑常用格栅钢架、工字钢钢架，也有用到型钢架，钢架间距根据地质情况一般为0.6-1.0m。 三、钻爆说明书

以坑道断面设计所得掘进断面进行全断面开挖，对其进行钻爆设计，绘制炮孔布置三面投影图，并按照爆破说明书内容编制爆破说明

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书。 （1）爆破原始条件 级及级以上围岩，采用全断面开挖的方法。 （2）选用的凿岩爆破器材： 1、炸药：选用铵梯炸药 2、雷管品种：电雷管起爆、导爆索起爆 3、凿岩机：气腿式凿岩机7655 一个工作面上同时开动凿岩机的数量： NLdS VdTf其中，S----开挖断面积，15.36m2； f----每台凿岩机的工作面积，取4m2 求得N=3.84，取整得4 因此，根据工程需求凿岩机的数量预备8台。 凿岩机械生产效率： VdV0 其中，Vd----凿岩机实际生产效率，mmin； V0----纯钻速，取1.0mmin； ----同时开动干扰系数，取0.8； ----工作时间利用系数，取0.8； 求得Vd=0. 确定凿岩爆破综合参数 钻孔爆破基本参数包括：单位岩体炸药消耗量q、单孔装药量qd、工欢迎下载

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作面总钻孔数量N，一次开挖循环炸药量Q、周边孔平均炸药量qp、辅助孔（崩落孔）平均炸药量qn、掏槽孔炸药量qc以及掏槽形式等。 1）单位岩体炸药消耗量q 单位岩体炸药消耗量，取决于岩石性质，隧洞断面、炮孔深度及掏槽方式等各种因素。 以全断面开挖为例，根据经验，隧洞断面在4～100m2时，按如下经验公式计算： q＝14a S式中：S—断面面积m2，洞室开挖断面积S＝15.36m2； a—修正系数，取0.6～0.8，炮孔偏差取值，本次取0.7。 故q＝14a＝14/15.36+0.7=1.611（kg3） mS2）单孔装药量qd 根据如下经验公式计算： qdd24La 式中：qd—每个炮孔的装药用量，kg； d—药卷直径，m；取d＝0.035m； △—药卷装药密度kgm3，△＝1.1103kgm3； L—炮孔平均深度，m；本工程取L=2.3m； a—充填系数，取a＝0.5。 故qdd24La＝1.058（kg） 3）工作面总钻孔数N 用如下经验公式计算： N＝欢迎下载

qV qd8

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式中：N—工作面总钻孔数； q—单位耗药量，kgm3,由前面可知：q＝1.611kgm3； V—爆破岩体的体积，m3。按进尺2m计算，V＝30.72m3； qd—单孔装药量kg，由前知：qd＝1.058kg。 故 N＝qVq＝1.611×30.72/1.058=47孔 d4）一次开挖循环炸药量 用如下经验公式计算： Q =qdN 式中：Q—一次开挖循环的炸药用量，kg 故Q＝qd×N＝1.058×47＝49.726kg 5）掏槽孔炸药量qc 按如下经验公式计算： qc=1.25Q/N 式中：qc—掏槽孔的炸药用量 故qc＝1.25×Q/N＝1.25×49.726/47=1.323kg/孔 4）周边孔平均炸药量qp， 按如下经验公式计算： qpEWLP(0.5~0.8)q 式中：qp—周边孔的平均炸药量，kg； E—周边孔间距，本次取E＝0.5m； W—周边孔的最小抵抗线，本次取W＝0.65m； 欢迎下载

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Lp—周边孔的孔深，m 本次取Lp＝2.3m； q—单位耗药量kg/m3，由前可知，q＝1.611 kgm3 故 qpEWLP(0.5~0.8)q＝0.50.652.30.81.6110.963kg 5）辅助孔（崩落孔）平均炸药量qn， 按如下经验公式计算： qnQ(qcNcqpNp)N(NcNp)49.726(1.32340.96322)1.107kg 47(422) 式中：qn—辅助孔的平均炸药量，kg； ；（4个） Nc—掏槽孔数（不含空孔）Np—周边孔孔数辅助孔的间距取100～120cm，布孔时，如果孔内放不下所需药量，可适当增加辅助孔数。（22个） 8）掏槽方式 根据洞室工程地质条件，石方洞挖时采用直眼掏槽，形式为对称形。 钻孔参数 类围岩 单位岩体耗药量（kg/m3） 单孔装药量（kg） 工作面总钻孔数（个） 一次开挖循环药量（kg） 掏槽形式 掏槽孔炸药量（kg/孔） 周边孔平均炸药量（kg） 1.611 1.058 47 49.726 对称形 1.323 0.963 欢迎下载 10

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辅助孔平均炸药量（kg） 周边光爆孔间距（m） 循环进尺（m） 钻孔深度（m） 炮孔直径（mm） 开挖断面积（m2） 光爆孔线装药密度（g/m） 辅助孔炮孔间距（m） 9）单孔药卷个数的确定： 'Nn1.107 0.5 2 2.3 42 15.36 230 1～1.2 qn1.3236.615,0.5取整得7 0.20.2qp0.20.9634.815，0.5取整得5 0.2N'pNc'qc1.1075.535，0.5取整得6 0.20.29.钻孔孔位布置钻孔孔位布置钻孔孔位布置钻孔孔位布置 根据前面的爆破参数对各洞段石方洞挖的钻孔孔位进行布置。 周边孔间距为0.5m，辅助孔间距为0.8~1.0m。 10.钻孔 采用风钻进行钻孔。钻孔孔位根据测量定出的中线、腰线及开挖轮廓线确定；周边孔应在断面轮廓线上开孔，沿轮廓线的调整范围和掏槽孔的孔位偏差不应大于5cm，其它炮孔的孔位偏差不得大于10cm。炮孔的孔底应落在爆破图规定的平面上。炮孔经检查合格后，方可装药爆破。 欢迎下载 11

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11.吹孔、装药、封堵

钻孔完毕后，要及时对每个炮孔进行吹孔。吹孔完毕后根据各孔的装药量用人工进行装药，装药应先将药卷放进炮孔口，再用胶棒轻轻推至炮孔深处，装药后，用粘土塞进行封堵，炮孔封堵一定要紧密，牢固。 12.点火起爆

起爆顺序为：掏槽孔先起爆，再起爆辅助孔，周边孔最后同时起爆。 起爆方式：周边孔采用导爆索引爆，掏槽孔、辅助孔均采用电雷管起爆。爆破指挥人员要确认洞内的安全警戒工作完成，并发布放炮信号后，方可发出起爆命令；警戒人员应按规定警戒点进行警戒，在未确认撤除警戒前不得擅离职守；要有专人核对装药，起爆炮孔数。起爆后，确认炮孔全部起爆，经检查后方可发出解除警戒信号，撤离警戒人员。如发现盲炮，及时处理。 四、通风及风量计算

根据施工各工序情况，自行安排该坑道内施工人员数，并利用爆破设计所需炸药量，确定掘进该坑道通风所需风量。

通风排烟的目的是为了排除爆破后的有害气体、机动车辆排放的有害气体和岩石粉尘，净化洞内空气，缩短散烟和作业循环时间，以加快施工进度，并保证洞内施工人员的身体健康。 通风采用压入式通风方式 人员配置：

钻孔：4台7655式风动凿岩机同时工作，每台1个人计4个人，机

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动1人，总计5人；

装药，连接爆破网络：2~3个人； 出渣：2~3个人

支护：由于围岩级别不需要超前支护，进行初级支护，锚喷支护，6~7个人

外加监理等初步估计同时洞内工作人数在20人左右。 1）根据同一时间，洞内工作人员数及内燃机功率计算：

Qk(mq1nq2)

k－风量备用系数，取1.1； m－同时在洞内工作人数，取20；

3mq1－每一工作人员所需新鲜空气量，取4min；

n－洞内同时工作的内燃机功率，HP或KW；

q2－每马力或每千瓦功率的耗气量，取28m3/min·HP或4m3/min·KW； 2.按爆破作业确定通风量 压入式通风量：

21.4QSL QytQy－压人式通风计算风量(m3/min)；

S－隧洞的断面面积(m2)，15.36m2； L－隧洞长度(m),2m；

Q－同时爆破的炸药量(kg)，49.726kg；

ｔ－通风时间,按掘进循环图表中确定的通风时间计算,一般定为

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0.5～1h,取0.5h

Qy21.449.72615.3621672.81m3

0.5五、压缩空气量计算

确定该坑道掘进时所需压缩空气量（假定只有凿岩机需要空压机供给压缩空气，凿岩机数量自行确定）。

qNqK同K磨 其中：N－使用台数,4台； q－每台耗风量，3.2m3（查）；

K同－同时工作系数，取0.95；

K磨－风动机具磨损系数，凿岩机取1.15；

得qNqK3同K磨43.20.951.1513.984mQqqn

其中：qn－管道漏风系数，取1.15； ∑q－同时工作的各种风动机具耗风量： 得Qqqn13.9841.1516.08

Q总Q（1）KKm δ－空压机使用安全系数，取电动为1.4； K－效率降低的修正系数，一般采用1.05；

Km－不同海拔高度增加高压风耗风量的修正系数，取1.01； ∑Q－风动机具同时工作耗风量总和：

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Q总16.08（11.4）1.051.0140.93m3

六、围岩分级

某隧道岩石点荷载试验数据表

日期: 2008.9.12 岩石名称： 花岗闪长岩 取样地点：RK343+660 表1

参点间试件等效直破坏荷强度指强度抗拉强抗压强数 距 D(cm ) 编号 4.721 2 4.212 2 4.2712.213 2 3.654 2 8.11 37.718 16.20 0.430 0.167 0.359 5.961 4 66.448 5.40 0.081 0.036 0.077 1.886 5.118 27.452 9.33 0.340 0.123 0.2 4.740 9.112 54.794 4.90 0.0 0.038 0.082 1.9 L(cm) De2(cm2) P(kN) ) Mpa) Is(MPaIs(50)( t(Mpa) 宽度 径 载 数 指数 度 度 σc(Mpa) 欢迎下载 15

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4.205 8 12.706 4.84 2 5.467 8 8 5.01 8.158 52.049 7.51 6.369 2 15.11 6.606 42.988 10.39 0.242 0.097 0.209 0 15.59 6.672 47.496 13.96 0.294 0.121 0.260 1 15.51 7.8 53.665 11.19 0.209 0.088 0.1 2 13.56 8.22 37.266 10.36 0.278 0.108 0.232 3 14.47 14.97 85.216 24.59 0.2 0.135 0.290 4 16.74 7.408 63.585 20.13 0.317 0.139 0.299 5 5.195 5.082 4.299 3.687 4.682 3.966 6.402 51.868 9.93 0.191 0.080 0.172 3.433 0.144 0.060 0.129 2.766 4.82 33.5 11.12 0.331 0.125 0.269 4.797 78.291 2.93 0.037 0.017 0.037 1.074 7.128 38.198 11.11 0.291 0.114 0.245 4.477 欢迎下载 16

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15.527.69 54.097 3.68 0.068 0.029 0.062 1.604 6 4 某隧道RK343+660岩体声波测试数据表 某道

11 掌子面 面 掌子12 掌子面 面 平均波速： 3730.37 m/s RK343+660岩石声波测试数据表

时间速编号 1 2 测距S（m） (us) 0.22 0.16 47.9 33.6 Vpr(m/s) 4592.90 4563.61 4761.90 度平均波速 Vpr(m/s) 1.48 460 3217.39 9 掌子面 面 掌子1.48 449 3296.21 6 掌子面 面 掌子1.48 467 3169.16 隧

3 掌子面 面 掌子1.16 2 4393.94 编发射点 测点 位置 掌子1.4 306 4575.16 测 距时 间 S(m) Tp(us) 波 速 （m/s） 号 位置 欢迎下载 17

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0.16 36.9 4336.04 某隧道RK343+660岩体完整性系数Kv值

岩体声波波速岩石声波波速岩体完整性系数Vpm(m/s) 3730.37

结构面走向与洞轴线夹角28°，结构面倾角53°，地下水为淋雨状，水压较小，初始应力状态影响修正系数K3=0。 试根据工程岩体分级标准对围岩进行分级。

解：对上述表一抗压强度用excel取平均值得岩石单轴抗压强度：

Vpr(m/s) 4563.61 Kv(m/s) 0.67 c3.881MPa

,

围岩分级计算公式：

BQ903c250Kv因为：取：

KV0.670.04C0.40.56

Kv0.56BQ903c250Kv9033.8812500.56241.3对岩体质量指标修正值[BQ]按下式计算： [BQ]=BQ -100(K1+K2 + K3) 查表得：K1=0.5，K2=0.5，K3=0. [BQ]=2.3-100(0.5+0.5）=1.3

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所以查岩体质量分级表得该围岩为Ⅴ级围岩 七、结束语：

感谢老师！老师辛苦了！我五一前一周那次缺了一次课，恳请老师谅解。祝老师身体健康，万事如意。哈哈。

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