巷道断面及爆破设计全解.docx
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巷道断面及爆破设计全解
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180m3/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42m3/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3-6中半圆拱形巷道壁高公式得:
式中h4—轨面起电机车架线高度,按《煤矿安全规程》取h4=2000mm;
hc—道床总高度。
查表3—11,选用24kg/m钢轨,再查表3—13得hc=360mm,道渣高度hb=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;
b1一轨道中线与巷道中线间距,
b1=B/2-a1=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h3
1)按电弓子距管子距离的要求,由表3—6得:
式中h5—渣面至管子底高度,按《煤矿安全规程》取h5=1800mm;
h7—管子悬吊件总高度,取h7=900mm;
m—导电弓子距管子间距,取m=300mm;
D—压气管直径,题给D=259mm;
b2—轨道中线与巷道中线间距,
b2=B/2-c1=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:
式中A1—电机车最大宽度,A1=1350mm;
m1一电机车距管子安全距离取m1=200mm;
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h3,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h3=1800mm,道渣面高度为hb200㎜。
则巷道净高度:
H=h3-hb+h0=1800-200+2100=3700㎜
(四)确定巷道净断面积S和净周长P
S=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-hb=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Vm=8m/s;查设计规范Vm=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
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hc、hb、分别为360㎜和200㎜,渣面至轨顶高度ha=hc-hb=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+hb+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=0.04m3
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=1.27m3
每米巷道墙脚喷射材料消耗:
V4=0.2T1×1=0.2×0.12×1=0.024m3
每米巷道喷射材料消耗(不包括损失):
V=V2+V4=1.294m3
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
围岩类别
断面,㎡
设计掘进尺寸,(mm)
喷射厚度,
mm
净周长(m)
净
设计掘进
宽
高
Ⅲ
13.6
15.68
4440
4020
120
14
表1-2运输大巷每m工程量及材料消耗
围岩类别
计算掘进工程量(m3)
材料消耗
粉刷面积(m2)
喷射材料(m3)
巷道
墙脚
Ⅲ
16.5
0.04
1.294
10.03
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180m3/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42m3/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。
六、一图三表如下:
表2-1爆破原始条件
名称
单位
数量
名称
单位
数量
巷道掘进断面
岩石的坚固性系数f
炮眼深度
㎡
m
15.68
8~10
2.2
炮眼数目
雷管数目
总装药量
个
个
㎏
71
70
44.4
表2-2装药量及起爆顺序
眼号
炮眼
名称
数目
个
眼深
m
装药量
起爆
顺序
联线
方式
装药
结构
单孔
小计
卷数,个
质量,㎏
卷数,个
质量,㎏
1
2~5
6~13
14~27
28~42
43~48
49~61
62~71
空眼
掏槽眼
一圈辅助眼
二圈辅助眼
三圈辅助眼
帮眼
顶部眼
底眼
1
4
7
14
15
6
13
10
2.4
2.4
2.2
2.2
2.2
2.2
2.2
2.2
7
5
5
5
2
2
5
1.05
0.75
0.75
0.75
0.30
0.3
0.75
28
35
70
75
12
26
50
4.20
5.25
10.5
11.25
1.8
3.9
7.5
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
Ⅳ
Ⅴ
VI
串联
连续
反向
装药
合计
71
296
44.4
表2-3预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
循环进尺
每循环爆破实体岩石体积
炸药单耗
%
m
m3
㎏/m3
91
2.0
31.4
1.4
每米巷道炸药消耗量
每循环炮眼总长度
每立方米岩体消耗雷管数量
每米巷道消耗雷管数量
㎏/m
m
个/m3
个/m
22.2
157.2
2.3
35
安全技术措施
一、放炮员、背药工、队组长必须熟悉火药性能及有关爆破说明的规定,熟知火工品管理制度。
二、必须使用黄土炮泥和水炮泥并封满炮孔,严禁使用炮塞。
严格控制装药量。
三、装药联线前,要切断工作面电源,采用矿灯照明,以及顶板、是否符合规程要求,清除炮眼内的岩粉后方可进行装药联线。
除指定的装药人员外,其它人员一律撤离工作面。
四、装药、放炮前后,必须撒水降尘。
五、放炮员持证上岗,并认真执行"一炮三检"和"三人连锁放炮"制度,放炮母线长度不小于150米。
六、装药时,要注意把起爆药包的脚线顺直,使它贴在炮眼顶部,以防止脚线被折断和捣坏,并严禁用炮棍捣实炸药和起爆药卷,以防止产生拒爆、爆燃及捣响雷管等事故。
七、必须按设计的爆破网络联线。
整个爆破网路应从工作面向放炮点方向敷设,即先接好雷管脚线,再把它接到联接线上,把联接线接到放炮母线上,最后再把母线短接上。
切不可反向敷设,以免造成事故。
八、接线时要保证接线牢固,不要松动,裸露的接头互相保持一定距离(10cm以上),不要与岩石或水相接触,接头上要保持清洁,避免污物混入接头,最好用绝缘胶布包好。
九、网路联接好后,必须检查网路的导通情况及电阻。
采用爆破欧姆表测定全线路的总电阻值应与实际计算符合(允许误差10%),若不符合,禁止联线放炮。
十、网路检查合格后,放炮员应先发出信号,然后把母线接到发爆器上,并保证充电时间,氖灯亮后,方可发信号放炮。
十一、井下进行爆破作业,安全的装药应按以下步骤:
1、验孔。
装药前,用炮棍插入炮眼里,检验炮眼的角度、深度、方向和炮眼内的情况。
2、清孔。
待装药的炮眼,必须用掏勺或压缩空气吹眼器清除干净炮眼内的岩粉。
3、装药。
按作业规程及爆破说明书的规定的装药结构进行装药。
4、封孔。
装炮泥时,最初的两段应慢用力轻捣动,以后的各段用力捣实。
装水炮泥时,水炮泥外边剩余部分,应用粘土炮泥填实。
5、电雷管脚线短结。
十二、严禁打眼与装药平行作业,严禁装药时开溜子。
严禁利用残眼、探眼进行装药放炮。
十三、装药前必须先将顶帮活矸找掉。
十四、每次放炮前,风钻等机具挪到离放炮地点至少20m外,同时将放炮地点附近20m范围内的电缆管线遮掩好,防止放炮崩坏。
十五、放炮员对引药制作及火工品管理必须按《掘进安全技术操作规程》第三章爆破第8-10条规定,并随本措施一并执行。
十六、班组长清点人数,确认所有人员已离开工作面并到达安全地点后,方可允许放炮员进行放炮工作。
放炮员必须在有掩护的安全地点放炮,放炮距离:
直巷150米,弯巷100米。
放炮前发出明显信号,等至少5s后,再放炮。
放炮线必须随用随挂,并与电缆分帮悬挂。
十七、每次放炮前,班组长必须派专人在所有可能进入该工作面的所有通路上设警戒。
警戒线距放炮地点直线巷道120米,拐弯巷道70米外有掩护的安全地点。
每一警戒位置去两人,一人返回,队组长只有接到全部返回人员通知后,方可下达放炮命令,放炮员必须最后一个离开工作面,并鸣哨拉炮。
放炮后,警戒人员严禁私自离岗,只有在接到通知后才能撤离。
十八、出现拒爆残爆,严格按《煤矿安全规程》第三百四十二条执行。
由于联线不良造成的拒爆由放炮员重新连线放炮,若仍不响,可在距炮眼0.3米处平行打眼装药放炮,放炮后及时捡出未爆炸的雷管、炸药;处理拒爆残爆时,严禁手拉镐刨,禁止进行与处理拒爆残爆无关的工作。
处理拒爆残爆过程中,放炮员与班组长必须相互呼应配合,并注意清点人数,严禁各行其事。
防止在处理拒爆残爆过程中,出现放炮崩人事故的发生。
十九、放炮期间,必须认真使用好水幕。
放炮后,等至少15分钟炮烟吹散后,班组长、放炮员、首先进入工作面对工作面通风、顶板、拒爆、残爆、粉尘等情况进行检查,发现问题处理后再安排作业。
二十、放炮后,先由班组长或有经验的老工人对顶帮进行审帮问顶。
二十一、1、所有风机均使用双回路双电源供风,一旦一路出现故障,另一路自动供风。
通常情况下,正常使用主风机;主风机副风机不能同时启动。
风机电源必须采用“三专”线路供电,确保专线中除风机外不附带其它任何负荷。
2、局部通风机必须由各班机电工负责并挂牌管理,保证正常运行,严禁失爆,严禁任何人无计划停风机。
3、风筒逢环必挂,靠帮靠顶,吊挂整齐平直,接头严密,反压牢固不漏风,迎头风筒不落地。
风筒距迎头不超过5m。
二十二、巷内必须建立完善的防尘洒水管路,每隔50m安设一道三通阀门。
防尘设施、设备指定专人管理,不得随意拆除。
防尘设施齐全有效,喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。
二十三、发现有下例情况之一,必须停止作业,采取措施,立即报告矿调度,发出警报,撤出所有受威胁地点的人员。
①顶板淋水加大,②顶板破碎、③水色发浑、有臭味。
五、现场管理机构
具体的现场管理机构设置见下图:
现场管理机构图
项目经理:
梁占明
主管副经理:
李军
安全生产委员会
主任:
冀军
副主任:
温春光
组员:
柴万锁张金喜白尚全
杜林宝王平王洪刚
生产技术部:
柴万锁
专职安全员:
张金喜
专职安全员:
白尚全
白乃庙铜业生产技术开发部
2010年12月28日