巷道断面及爆破设计
- 格式:doc
- 大小:419.00 KB
- 文档页数:19
小断面巷道掘进爆破方案优化摘要:巷道掘进效率一直受到各种因素的影响,本文根据爆破基础理论和岩体的物理力学性质,着重分析了爆破设计方案对巷道掘进速度的影响,追求最安全,最高效率,低成本的施工。
关键词:巷道掘进;爆破参数;爆破效率中图分类号: tu751.9 文献标识码: a 文章编号:在巷道掘进爆破中,炮孔的利用率决定了掘进的质量和成本,而要提高炮孔的利用率,加快掘进速度,必须根据爆破点的地质情况采用正确的掏槽方式、合理的爆破参数设计、性能合格的爆破器材、合理的炸药单耗、可靠的起爆方法等。
1 影响因素分析1.1 掏槽方式和炸药性能从大量实践和研究文献可知:掏槽爆破是岩石爆破掘进的关键,要提高炮孔利用率,首先应该选择合理的掏槽方式和掏槽孔参数。
目前主要的掏槽方式有直眼掏槽和斜眼掏槽,在掘进实践中,利用斜眼掏槽爆破效率比较低,甚至完全无法把岩石爆破下来;而改用直眼掏槽后,同等炮眼和装药量前提下爆破效率有较大幅度提高。
由于不同的炸药具有不同的密度、爆热、爆速、做功能力和猛度等,所以炸药类型的选取直接影响了爆破的效果。
1.2 爆破参数和炮眼的布置爆破参数包括炮眼深度、钻孔直径、炮眼数目、装药量、炮眼间距等。
炮眼深度、直径的大小和数目的多少直接影响钻眼的速度和工作量;其中炮眼深度是井巷掘进的基本技术参数,它对整个钻爆工作及其技术经济效果有决定性的作用。
掏槽眼爆破直接影响着炮眼利用率或循环进尺,而周边眼的爆破效果直接影响着隧道断面的成型质量和围岩稳定及完整程度,周边孔和崩落孔布置不合理均会影响爆破效果。
装药结构和装药量也是影响爆破效果的主要因素之一,爆破断面不同的掏槽眼的装药结构以及不耦合系数的确定对爆破效果均有影响;装药量取决于岩石的物理力学性质、炸药品种、岩石所处状态以及布孔参数。
由爆破漏斗理论可知:并不是装药量越大,爆破效果越好,装药量过大还会影响围岩的稳定。
1.3 地质条件在爆破中,断层或一些大裂隙可以影响爆破漏斗的形状和大小,影响抛掷效果;溶洞能改变最小抵抗线大小和方向,影响抛掷方向和抛掷量。
支护设计一、巷道断面巷道断面直墙半圆拱型,净下宽:3.6m,净高:3.0m,净断面:9.4㎡,掘进下宽:3.8m,掘进中高:3.1m,掘进断面:10.6㎡。
二、支护方式(一)、永久支护巷道永久支护方式采用锚网喷,巷道交叉口、岩层松软、过断层等地段采用锚网喷+锚索支护。
按悬吊理论计算锚杆参数:1、锚杆长度计算:L=KH+L1+L2式中 L---锚杆长度,m;H---冒落拱高度,m;K---安全系数,一般K=2;L1---锚杆锚进稳定岩层的深度,一般按0.5m;L2---锚杆的外露长度,一般取0.1m;其中:H=B/2f=3.8/(2×3)=0.63B---巷道掘进宽度,取3.8m;f---岩石坚固系数,取3;K---安全系数,一般K=2;则:L=2×0.63+0.5+0.1=1.862、锚杆间距、排距计算:设计时间距、排距均为a,则a=[Q/KHγ]1/2=1.02式中 a---锚杆间排距,m;Q---锚杆设计锚固力,64kN/根;H---冒落拱高度,0.63m;γ---被悬吊砂岩的密度,取25kN/m³;K---安全系数,一般K=2;通过以上计算,选用直径20mm螺纹钢树脂锚杆,长度为2.0m,锚杆间、排距为 0.9m。
网片采用钢筋网,相邻网片要压茬连接,搭接长度不小于100mm。
爆破前锚网支护距迎头不大于0.7m,炮后不大于2.4m。
围岩性较好时,采用先锚后喷的方式;围岩稳定性较差是,锚杆间、排距应适当缩小,并要先及时喷射混凝土,喷浆厚度不小于30mm,然后打设锚杆,复喷必须达到设计厚度。
初喷距工作面不超过5m,复喷距工作面不超过10m。
洒水养护时间不少于28天。
(二)、临时支护1、由于锚杆机手柄长度为1.3m,锚杆间距为0.9m,因此,在炮后及时进行敲帮问顶,然后操作人员站在支护完好的地点打设顶锚杆作为临时支护。
2、初喷工作面作临时支护。
炮后及时找掉,冲刷巷帮后立即进行初喷,初喷厚度不小于30mm,喷体初凝20min后,施工人员方可进入迎头。
巷道掘进爆破设计设计条件:一、工程概况:1、工程名称:某煤矿—750m水平大巷2、工程地址:3、工程特点:该矿半圆拱断面的运输大巷宽3.2米,高3.2米,本地下巷道的岩性为整体较坚固的砂岩,岩石坚固系数f=8,该巷道不具有沼气与矿尘爆炸的危险,整个工作面无裂隙水渗透或其它潮湿有水现象。
该工程的工期短,要求每循环进尺达1.6米。
由于该巷道服务年限达3年,因此巷道围壁采取光面爆破,必须达到光面爆破的技术质量要求。
4、工程内容:巷道的断面面积为形10.15m2,每一循环进尺的工程量为16.24m3。
实例:工程概况:1、工程名称:2、工程地址:3、工程特点:该矿三心拱断面的运输大巷宽3.5米,高3.2米(墙高2.0米,拱高1.2米),本地下巷道的岩性为整体较坚固的砂岩,岩石坚固系数f=8,该巷道不具有沼气与矿尘爆炸的危险,整个工作面无裂隙水渗透或其它潮湿有水现象。
该工程的工期短,要求每循环进尺达1.8米。
由于该巷道服务年限达3年,因此巷道围壁采取光面爆破,必须达到光面爆破的技术质量要求。
4、工程内容:巷道的断面面积为10.31m2,每一循环进尺的工程量为18.56m3。
二、设计依据:1、根据设计断面图和说明以及要求。
2、根据现场的实际测量及工程特点。
3、参照爆破安全规程执行。
三、设计方案选择:1、掏槽形式的选择:根据每一循环的进尺要求,此次采取直掏槽形式(小孔桶形掏槽)。
(见炮孔掏槽形式放大图)2、爆破器材的选择:由于该工程无裂隙水渗透和其它潮湿有水现象,所以选用2#岩石铵梯炸药,雷管选用毫秒延期导爆管雷管。
3、起爆网路选择:选择串并联起爆网路。
4、装药结构:采用连续不耦合意志装药结构,周边眼及光面孔采用不耦合装药结构,采用人工装药法。
5、施工方法:采用风动凿岩机钻孔,机械挖装出碴。
6、钻凿设备选择:本次选择气腿式风动凿岩机。
型号YT28,气腿型号FT160BC/BD。
7、施工流程图:按现场环境作出施工方案→进行爆破方案设计→申请报批→施工准备→现场施工测量放线→布孔→成孔检查→装药→堵塞→防护→警戒→敷设网路→起爆→检查→解除警戒→效果分析。
第一章概况第一节概述一、巷道名称:西翼K3运输巷和回风上山二、巷道掘进目的及巷道用途:巷道掘进目的是为了解决明年生产的接替及西翼K3准备工作面形成单独的回风系统。
三、巷道设计长度及服务年限巷道的设计长度:运输平巷150m,回风上山100m;巷道的服务年限:至矿井西翼K3煤层回采完毕约3年。
四、预计开、竣工时间经矿委会议研究决定,本巷道预计2011年3月开工,预计2011年5月底竣工。
第二节编写依据《煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》、《国有煤矿安全质量验收标准》、《工种岗位责任制》、《矿山安全法》、《矿山安全条例》、《矿山安全监察条例》及公司下发的《安全生产管理制度汇编》。
第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近开采情况第二节岩层赋存特征矿区范围内出露地层由老至新依次有:二叠系上统峨眉山玄武岩组(P2β)、宣威组(P2X)、三叠第下统卡以头组(T1k)、飞仙关组(T1f)、永宁镇组(T1y)及第四系(Q)。
现分述如下:(一)二叠系上统峨眉山玄武岩组(P2β)块状玄武岩、玄武质凝灰岩、呈细晶等粒结构,具杏红状结构,属一套火山岩建造,于茅口组灰岩之上和宣威煤组之下呈假整合接触关系。
区内地表未出露,据邻区资料厚约300~500m。
(二)二叠系上统宣威组(P2X)为一系列粉砂岩、泥岩、细砂岩夹煤层组成的连续沉积含煤岩系,地层厚度约226~251m,平均233m,按岩性组合、特征不同划分为二段。
1.宣威组第一段(P2X1):自玄武岩顶到K1煤层底。
出露于矿区东部外围,厚100~140m,由薄至中厚层状中砂砾岩、细砂岩、粉砂岩、煤线及厚度小于0.30m的不可采煤层,与下伏玄武岩(P2β)地层呈假整合接触。
2.宣威组第二段(P2X2):自K1煤层底板至K3煤层顶板上部约18m,出露于矿区南东部及外围,平均厚113m,岩性主要为细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。
本层含煤线及煤层9~23层,为矿区主含煤段。
巷道断面设计、爆破说明书及爆破图表编制学生姓名:学院:专业班级:专业课程:指导教师:2014年 5 月30 日《井巷工程》课程设计任务书题目:某煤矿年设计生产能力90万t吨,为瓦斯矿井,采用立井多水平开拓方式,采用中央分列式通风,井下最大涌水量为450m3/h.第二水平东运输大巷长度1600m,服务年限为25年;通过的流水量为 220 m3/h ,风量为 34m3/s ;采用XK8-9/132A蓄电池式电机车,牵引3.0 t矿车运输。
巷道内铺设一趟直径Φ为200mm的压气管和一趟直径Φ为100mm的供水管。
设计的大巷穿过中等稳定岩层,岩石坚固性系数f=4~6。
该矿实行“三八”工作制,计划月进尺140m,每月实际工作30d,掘支平行作业,每一掘进班完成一个循环。
预计正规循环率为0.9,炮眼利用率为0.9。
设计内容:1、选择合适的巷道断面形状。
2、设计双轨直线段的巷道断面。
确定巷道净宽、拱高、墙高、净断面面积、净周长,并进行风速校核。
选择合适的支护方式,确定支护参数。
最后确定巷道的掘进断面尺寸。
3、布置巷道内水沟和管线。
4、计算巷道掘进工程量和材料消耗量。
5、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表。
6、根据设计的断面图,编制爆破作业图表。
包括爆破原始条件,三个方向的炮眼布置图、装药量及起爆顺序、预期爆破效果表。
设计要求:1、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。
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,力争使设计成果达到较高水平。
2、要通过计算确定的,必须有必要的计算步骤和过程。
要参照有关规范和经验确定的,请说明确定理由。
设计参照依据:《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程质量验收规范》、《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》、《煤矿矿井采矿设计手册》、《井巷工程》东兆星等.3、说明书用稿纸手写(或打印),要求字迹工整,内容完整,表格要用统一编号和表头。
某铁矿水平巷道掘进爆破设计崟仂一、基本情况某一地下铁矿,掘进分段下盘联络道,用于1.0m³电铲运搬矿石及行人,断面为宽2.8米,高2.6米的矩形断面,岩石硬度系数f=10,岩石结构稳定,无节理,渗水很小。
二、爆破器材和钻机炸药采用乳化炸药,雷管采用毫秒导爆管雷管,传爆用塑料导爆管,起爆器用gygn-2000fz型非电导爆管电子激发起。
钻机为气腿式YT28凿岩机,钻头直径40mm。
三、爆破参数1、炮孔直径炮孔直径D=42mm2、炮孔深度掏槽孔炮孔深度2.7米,其他孔炮孔深度2.5米。
3、炮孔数目N=3.3(fs2)1/3式中:N—炮孔数目,个f—岩石坚硬系数,10s—巷道掘进断面面积,2.6*2.8 m2矩形断面N=3.3(fs2)1/3=3.3(10*(2.6*2.8)2)1/3=27个另在掏槽孔加3个不装药孔,共30个。
3、炸药单耗q=1.1K0(f/s)1/2式中:q—单位炸药消耗量,kg/m3f—岩石坚硬系数,10s—巷道掘进断面面积,2.6*2.8 m2矩形断面K0—炸药爆力校正系数。
(525/300=1.75),得2.25 kg/m3因炸药爆力校正系数,无法求取,经查阅资料,炸药单耗确定为2.42kg/m34、炸药消耗量Q=qSLη式中:Q—每循环应使用的炸药量,kgq—单位炸药消耗量,kg/m3S—开挖断面积,m2L—平均炮孔深度,mη—炮孔利用率,取90%-95%围岩的炸药消耗量q取2.42kg/m³,经验值选取。
S为7.28m2L设计为2.5m故Q=2.42×7.28×2.5×90%=39.63kg炸药采用环保乳化炸药,选用φ32规格药卷。
5、炮孔、药卷直径炮孔直径为42,mm,药卷直径 d=32mm。
不耦合系数K=D/d=1.316、凿岩布孔掏槽孔布置:桶形掏槽周边孔布置:周边孔原则上应布置在设计轮廓线上。
炮孔间距水平方向(W1)a=650mm,竖直方向(E)a=600mm 掘进用全断面开挖法光面爆破,其开挖爆破布孔示意图和起爆顺序见图1。
目录第一章工程概况......................... 错误! 未定义书签主要概况.......................... 错误! 未定义书签第二章爆破工作......................... 错误! 未定义书签炮眼布置.......................... 错误! 未定义书签掏槽眼 ........................ 错误! 未定义书签辅助眼 ........................ 错误! 未定义书签周边眼 ........................ 错误! 未定义书签钻眼爆破参数........................ 错误! 未定义书签炮眼布置图...................... 错误! 未定义书签炮孔侧面图...................... 错误! 未定义书签炮眼直径 ...................... 错误! 未定义书签炮眼深度 ...................... 错误! 未定义书签装药结构与起爆....................... 错误! 未定义书签掏槽眼装药结构.................... 错误! 未定义书签辅助眼装药结构.................... 错误! 未定义书签周边眼装药结构.................... 错误! 未定义书签炮眼的填塞...................... 错误! 未定义书签起爆方法 ...................... 错误! 未定义书签联接起爆网络...................... 错误! 未定义书签编制爆破图表........................ 错误! 未定义书签爆破原始条件...................... 错误! 未定义书签炮眼布置及装药参数................... 错误! 未定义书签安全检查.......................... 错误! 未定义书签第三章装岩工作......................... 错误! 未定义书签装岩设备.......................... 错误! 未定义书签提升工作.......................... 错误! 未定义书签工作面调车与转载...................... 错误! 未定义书签第四章巷道的支护........................ 错误! 未定义书签锚喷网的概述 ....................... 错误! 未定义书签支护材料.......................... 错误! 未定义书签锚杆、砂浆的选用 ................... 错误! 未定义书签金属网的选用...................... 错误! 未定义书签混凝土的配比...................... 错误! 未定义书签临时支护.......................... 错误! 未定义书签永久支护施工程序...................... 错误! 未定义书签搭设脚手架、爆破面整修................ 错误! 未定义书签第一次喷射混凝土 ................... 错误! 未定义书签锚杆钻孔及注浆.................... 错误! 未定义书签挂网......................... 错误! 未定义书签第二次喷射混凝土 ................... 错误! 未定义书签锚杆支护图 ......................... 错误! 未定义书签支护施工技术要求...................... 错误! 未定义书签第五章巷道施工组织与管理..................... 错误! 未定义书签施工组织.......................... 错误! 未定义书签正规循环作业...................... 错误! 未定义书签循环图表的编制.................... 错误! 未定义书签施工管理制度 ....................... 错误! 未定义书签工程管理....................... 错误! 未定义书签工程质量管理...................... 错误! 未定义书签经济管理....................... 错误! 未定义书签基本管理制度..................... 质量保证措施 ........................ 错误!未定义书签错误!未定义书签小结............................. 错误!未定义书签参考文献错误!未定义书签第一章工程概况主要概况某矿西翼胶带机巷主要为解决采区运输、通风、行人等,工程量。
大断面巷道中深孔全断面一次爆破技术研究目前我矿面临的重大难题就是生产接替比较紧张,所以必须加快巷道掘进速度,为工作面的及时接替提供保障。
而我矿现在的掘进速度并不理想,特别是大断面岩石巷道掘进速度较慢,无法满足矿井实现生产接替连续性的需要。
为此,必须改进传统的施工工艺、工序,优化岩巷施工的生产环节,改进爆破工艺,使用大功率装备加大排矸效率,合理利用工时,实现高效、高产、快速掘进的的目标。
一、课题攻关实施内容优化炮眼布置及爆破参数其中重点是掏槽方式、联线方式、爆破器材的选择、炮眼布置四个环节。
经试验证明,针对不同的围岩情况,要合理确定炮眼个数及循环进尺,如果岩石的抗拉强度较大,也就是说岩石较硬,则应该适当增加炮眼个数、减少循环进尺;反之,则应适当减少炮眼个数、增大循环进尺。
因此要科学合理的确定炮眼参数,根据48采区运输石门的现场跟班研究得出,针对不同岩性进行炮眼布置优化设计,在坚持光面爆破一次成巷的情况下,炮眼布置应在不同岩性阶段有适当调整。
(一)课题现场试验阶段自10份以来,掘进区针对全断面中深孔一次爆破自主攻关课题所需的材料工具进行准备完全后,11月初在48采区运输石门进行课题实验研究。
1.材料。
目前使用长度为2.3m长钢钎、进尺眼使用Φ32mm钎花,煤矿许用水胶炸药Φ27mm,迎头防片帮网,MQT-130锚杆机,YT28风锤。
2.炮眼布置(按相关规定进行布置)(二)某日中班现场试验阶段1.岩性较一般,多为砂岩,炮眼数目:掏槽眼10个、周边眼30个、辅助眼10个、底眼8个,共58个。
2.装药量:掏槽4卷、周边眼2卷、底眼2卷、辅助眼3卷3.联线方式:“四并一串”4.爆破效果:进尺1.4m,炮眼利用率较差,巷道拱顶成型较好。
总结:进尺少、掏槽效果差,周边眼拔炮500—700mm。
分析原因:(1)掏槽及周边眼装药量不够。
(2)辅助眼数目较少。
(3)巷道下半部分中间存有托底现象,积货未用耙矸机出净形成(大肚子)。
巷道断面及爆破图表设计生产技术开发部2010年12月28日公司概况白乃庙铜业公司白乃庙铜矿位于四子王旗白音朝克图镇,1976年建成投产,当时采、选矿石规模16.5万吨/年,1992年扩大到33万吨/年,目前正在扩建200万吨/年、计划2014年完成。
公司有完整采、选系统,其他供电、供水、运输、排尾等设施齐全。
年设计生产能力90Mt,中央分列式通风,井下最大涌水量为320m3/h。
通过该矿第一水平东翼运输大巷的流水量为180 m3/h,采用ZK10-9/550-7C架线式电机车牵引1.5t 矿车运输,该大巷穿过中等稳定的岩层,岩石坚固性系数f=8~10,需通过的风量为42 m3/s。
巷道内敷设一趟直径为259mm的压风管和一趟直径为108mm的水管。
该巷道采用砼喷支护,喷砼厚度120mm。
根据以上资料,设计运输大巷直线段的断面并编制爆破图表。
一、选择巷道断面形状年产90Mt矿井的水平运输大巷,一般服务年限在15--20a以上,根据其电机车可知,采用900mm轨距双轨运输的大巷,其净宽在3m 以上,又穿过中等稳定的岩层,故选用喷射混凝土支护,半圆拱形断面。
二、确定巷道断面尺寸(一)确定巷道净宽度B查《井巷工程》表3-4知ZK10—9/550-7C电机车宽A1=1350mm、高h=1600mm;1.5t矿车宽1050mm、高1150mm。
根据《矿山安全规程》并参照标准设计,取巷道人行道宽C=840mm、非人行道侧宽a=400mm。
又查表3-3知1.5t矿车巷道双轨中线距b =1300mm ,则两电机车之间距离为:1300-(1350/2+1350/2)=-50㎜<200㎜,故轨道中心距应选1600㎜。
验算:1600-(1350/2+1350/2)=250㎜>200㎜ 故巷道净宽度,B=a1+b+c1=(400+1350/2)+1600+(1350/2+840)=4190㎜,选巷道为净宽度4200㎜ (二)确定巷道拱高h 0半圆拱形巷道拱高h 0=B/2=4200/2=2100mm 。
半圆拱半径R =h 0=2100mm 。
(三)确定巷道壁高h 31.按架线电机车导电弓子要求确定h 3 由表3-6中半圆拱形巷道壁高公式得:34c h h +h 式中 h 4—轨面起电机车架线高度,按《煤矿安全规程》取h 4=2000mm ;h c —道床总高度。
查表3—11,选用24kg/m 钢轨,再查表3—13得h c =360mm ,道渣高度h b =200mm ;n —导电弓子距拱壁安全间距,取n =300mm ;K —导电弓子宽度之半K=718/2;=359 取K=360mm ; b 1一轨道中线与巷道中线间距, b 1=B/2-a 1=4200/2-1075=1025mm ;故 h3≥2000+360-/(2100-300)2 -(360+1025)2=1210㎜2. 按管道装设要求确定h 31)按电弓子距管子距离的要求,由表3—6得:357b h h h h ≥++式中 h 5—渣面至管子底高度,按《煤矿安全规程》取h 5=1800mm ; h 7—管子悬吊件总高度,取h 7=900mm ; m —导电弓子距管子间距,取m=300mm ; D —压气管直径,题给D=259mm ; b 2—轨道中线与巷道中线间距, b 2=B/2-c 1=4200/2-1515=585㎜。
故:h3≥1800+900+259/21002 -(360+300+259/2+585)2 =2959-1588=1371㎜2)按电机车距管子距离的要求,由表3—5得:357b h h h h ≥++式中 A 1—电机车最大宽度,A 1=1350mm ;m 1一电机车距管子安全距离取m 1=200 mm ;故:h3≥1800+900+200-/21002 -(1350/2+200+259/2+585)2 =1528㎜因是架线电机车运输巷,故按上述要求即可确定h 3,不必再用其它要求计算。
综上计算,并考虑一定的余量、确定本巷道壁高为h 3=1800mm ,道渣面高度为h b 200㎜。
则巷道净高度:H=h3-h b+h0=1800-200+2100=3700㎜(四)确定巷道净断面积S和净周长PS=B×h2+3.14×h02/2式中B—巷道净宽,由上面计算得知,B=4200㎜=4.2m;h2—渣面以上巷道壁高,h2= h3-h b =1800-200=1600㎜=1.6m;h0--巷道拱高,由上面计算得知,h0=2100㎜=2.1m;故S=B×h2+3.14×h02÷2=4.2×1.6+3.14×2.12÷2=13.6m2净周长: P=3.14×B÷2+B+ 2h2=3.14×4.2÷2+4.2+2×1.6=14m(五)用风速校核巷道净断面积用风速对断面进行校核:查《井巷工程》表3-10,知V m=8m/s;查设计规范V m=6m/s,已知通过大巷风量Q=42m3/s,代入下式得:V=Q/S=42÷13.6=3.10<6m/s<8m/s设计的大巷断面积,风速没超过规定,可以使用。
(六)选则支护参数本巷道采用砼喷支护,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10年等条件,查《井巷工程》表4-10(a)得砼喷支护参数:喷射混凝土层厚T1=120mm。
(七)选择道床参数根据本巷道通过的运输设备,己选用24kg/m钢轨,其道床参数h c、h b、分别为360㎜和200㎜,渣面至轨顶高度h a=h c-h b=360-200=160㎜。
采用钢筋混凝土轨枕。
(八)确定巷道掘进断面尺寸由《井巷工程》表3-6计算公式得:巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4200+2×120=4440mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4440+2×75=4590mm巷道设计掘进高度 H1=H+h b+T=3700+200+120=4020mm巷道计算掘进高度H2=H1十δ=4020+75=4095mm巷道设计掘进断面积:S1= B1×h3+3.14×(B1÷2)2÷2=4.44×1.8+3.14×(4.44÷2)2÷2=15.68㎡巷道计算掘进断面积:S2= B2×h3+3.14×(B2÷2)2÷2=4.59×1.8+3.14×(4.59÷2)2÷2=16.5㎡三、布置巷道内水沟和管线已知通过本巷道的水量为180m3/h,现采用水沟坡度为3‰,查《井巷工程》表3-14得:水沟深500mm、水沟宽500mm,水沟净断面积0.225m2;水沟掘进断面积0.272m2,每米水沟盖板用钢筋2.036kg、混凝土0.0323m3;每米水沟用混凝土0.152m3。
管子悬吊在人行道一侧,电力电缆挂在非人行道一侧,通讯电缆挂在管子上方,见图1。
四、计算巷道掘进工程量及材料消耗由《井巷工程》表3-6计算公式得:每米巷道拱与墙计算掘进体积: V=S2×1=16.5×1=16.5m3每米巷道墙脚计算掘进体积:V3=0.2×(T+δ)×1=0.2×(0.12+0.075)×1= 0.04 m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗:V2=〔1.57×(B2-T1)×T1+2×h3×T1〕×1=[1.57×(4.59-0.12)×0.12+2×1.8×0.12]×1=1.27 m3每米巷道墙脚喷射材料消耗: V4=0.2T1×1=0.2×0.12×1=0.024 m3每米巷道喷射材料消耗(不包括损失):V=V2+V4=1.294 m3五、绘制巷道断面施工图、编制巷道特征表和每m巷道掘进工程量及材料消耗表根据以上计算结果,按1:50比例绘制出巷道断面图(图1-1),并附上工程量及材料消耗量表1-1及表1-2。
这些施工图表发至施工单位、作为指导施工的设计依据。
表1-1 运输大巷特征表1-2 运输大巷每m工程量及材料消耗图1-1:运输大巷施工断面图(1:50)爆破图表一、工程概况:公司年设计生产能力90Mt,中央分列式通风,井下最大涌水量为320m3/h。
通过我矿第一水平东翼运输大巷的流水量为180 m3/h,采用ZK10-9/550-7C架线式电机车牵引1.5t矿车运输,该大巷穿过中等稳定的岩层,岩石坚固性系数f=8~10,需通过的风量为42 m3/s。
巷道内敷设一趟直径为259mm的压风管和一趟直径为108mm 的水管。
该巷道采用砼喷支护,喷砼厚度120mm。
二、爆破器材的确定:采用8号毫秒延期雷管,2号岩石硝氨炸药,35㎜直径药卷,药卷长度200mm,重150克,发爆器作起爆电源,按顺序全断面一次起爆。
三、爆破参数的选择:炮眼直径选45㎜,炮眼深度,采用直眼掏槽,掏槽眼深2.4m,其它眼深2.2m周边眼向轮廓线外偏100㎜,底眼眼口位置比巷道底板高100㎜,眼底位置低于巷道底板标高100mm。
四、炮眼布置:该巷道岩石坚固性系数f=8~10,采用直眼掏槽方式,掏槽眼共5个,其中1个为中空眼;根据巷道断面较大的特点,结合辅助眼布置特点,采用三圈辅助眼,辅助眼共计37个;帮眼6个;顶部眼13个,底眼10个。
共计71个炮眼。
炸药消耗量:q=Q/V式中,q—炸药消耗量;Q—工作面一次爆破所需要的总炸药量;V—工作面一次爆下的实体岩石总体积。
炮眼数目:N=qSmη∕αP式中,N—炮眼数目;q—单位炸药消耗量,㎏/m³;S—巷道掘进断面面积,㎡;m—每个药卷长度,m;η—炮眼利用率;α—装药系数,即装药长度与炮眼长度之比,一般取0.5~0.7;P—每个药卷质量,㎏。
辅助眼布置,其间距和最小抵抗线为400mm~800mm,炮眼方向一般垂直于工作面,装药系数一般为0.5~0.6之间。
周边眼布置,周边眼的最小抵抗线和周边眼的间距的比例关系,可根据岩石坚硬性的不同按下式选择:K=E/W式中,K—炮眼密集系数,一般取0.5~1.0;E—周边眼间距,一般取350~600mm;W—最小抵抗线。
钻眼爆破的炮眼利用率要达到85﹪以上。
每循环爆破实体岩石体积:15.68×2.0≈31.4m³炸药单耗:44.4÷31.4≈1.4㎏/m³每米巷道炸药消耗量:44.4÷2.0=22.2㎏/m每循环炮眼总长度:2.4×5+2.2×66=157.2m每立方米岩体消耗雷管数量:70÷﹙15.68×2.0﹚≈2.3个/m³每米巷道消耗雷管数量:70÷2.0=35个/m装药结构:采用连续装药结构,各种炮眼布置详见图表五、装药连线采用连续反向装药,连线方式为串联,起爆顺序为掏槽眼→第一圈辅助眼→第二圈辅助眼→第三圈辅助眼→帮眼→顶部眼→底眼。