545m中段三号四号矿体施工方案井巷.docx

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545m中段三号四号矿体施工方案井巷

 

铜绿山矿-545m~-605m中段开拓工程

-545m中段开拓工程

 

湖北鑫力井巷有限公司

二O一五年八月十六日

附:

1、-545无轨运输巷道炮眼布置图

2、铜绿山矿-545m中段开拓工程施工进度横道图

第一章编制的依据和原则

1.1编制依据

1.1.1根据设计文件的要求,本施工组织设计执行如下规程、规范、标准:

《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213-90

《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GB50086-2001

《金属非金属地下矿山安全规程》GB16424-1996

《爆破安全规程》GB6722-2011

《工程测量规程》GB50026-2008

《混凝土结构设计规范》GB50010-2010

1.2编制的指导思想和原则

1.2.1切实执行国家的有关政策、法令、法规和各项基本建设经济政策及现行的技术规范、标准。

1.2.2方案选择经过全面的技术经济比较,以可行、可靠,有成功经验,实现快速、优质、安全、高效为首要原则。

1.2.3采用适宜的无轨机械施工作业,提高施工效率,减轻劳动强度。

配套装备适合本工程条件,技术先进,使用成熟,备品备件采购渠道有可靠保障。

1.2.4对工程实施项目法管理,配备具有丰富经验的项目经理和技术管理干部,组织精干和善打硬仗的施工队伍。

尽量减少不必要的管理环节,形成优质高效的运行机制。

1.2.5贯彻ISO9001:

2008质量保证体系,针对本工程项目建立可操作性强、运行效率高的质量管理和质量保证体系。

坚持严格的质量标准,采取强有力的组织措施,确保优质工程目标的实现。

1.2.6根据本公司在类似工程施工中已实现的水平,结合国内先进水平,确定本工程进度指标,并确保具有一定潜力可挖。

1.2.7狠抓关键线路工程及关键工程施工,有计划、有重点地组织人力、设备,尽可能缩短工期,确保各项技术指标和施工工期的实现。

1.2.8积极推广和采用国内外行之有效的先进技术和先进施工组织管理经验,积极推行技术进步、技术创新。

尽可能降低业主成本和施工成本。

1.2.9按照系统工程理论和方法,对本工程进行总体规划,编制项目实施网络计划,并以此为依据控制项目的工期。

以现场动态管理为基础采用可行的施工技术,按ISO9001:

2008质量保证体系要求进行全面质量控制,用事故树和生物钟进行安全隐患预测分析和控制,精心组织,统筹安排,实现优质高效、安全文明施工。

第二章工程概况

2.1项目施工地点

项目施工地点:

大冶有色金属有限责任公司铜绿山矿

2.2工程简介

本工程主要包含Ⅲ号矿体平面开拓、Ⅳ号矿体平面开拓、水平钻探硐室、侯罐和交接班硐室、采区变电所和废石转运溜井。

Ⅲ号矿体平面开拓全部为平巷施工,掘进断面为12.05m2~14.15m2,净断面为11.13m2~13.03m2,支护形式为喷砼或砌砼,支护厚度为100mm,对重要性较低的联络道,本设计暂不考虑进行支护,当现场围岩较差时,可按实际情况提出支护形式,经矿方和监理等相关单位现场确认后组织实施;Ⅲ号矿体平面开拓需独头掘进约700m。

Ⅳ号矿体平面开拓全部为平巷施工,掘进断面为12.05m2~14.15m2,净断面为11.13m2~13.03m2,支护形式为喷砼或砌砼,支护厚度为100mm;Ⅳ号矿体平面开拓需独头掘进约1100m。

水平钻探硐室、采区变电所、侯罐和交接班硐室全部由小断面的巷道组成,施工难度较低。

废石转运溜井是从-545m中段~-725m中段,总高度180m,该溜井为圆形竖井,直径为2.0m,不支护,在-545m中段、-605m中段开有联络道路,两中段可将渣石倒入该井,并在-725m中段安装一台振动放矿机进行出碴;-545m中段在井口处要加安全格筛,防止大块、人员和设备坠落,确保施工安全。

综上所述,-545m中段开拓工程除废石转运溜井施工难度较高,危险性高外,其他基本都是断面适中的巷道或硐室施工,施工难度不高,但独头掘进距离大,通风困难,运输难度大,需要配备较多通风机和运矿卡车。

现副井石门巷在原副井延伸时已完成石门巷施工约150m,按照图纸还剩306.86m石门巷未施工。

当前在-545m中段摇台尚未恢复,照明也未恢复,现场遗留粉矿初步估计有500m3未清理。

2.3工程量

本工程的工程量主要包含图纸设计量(见表2-1)和施工措施工程量,其中措施工程量主要是现场倒车硐室的设置,倒车硐室应尽量利用现场的各种硐室和穿脉,当现场没有条件可以利用时,按100m左右设置一个倒车硐室,倒车硐室的规格和数量在实际施工时按业务联系函和现场工程量签证单进行确认。

表2-1Ⅲ号矿体开拓工程量表

序号

工程名称

支护形式

面积(m2)

长度

(m)

掘进量

(m3)

混凝土量

(m3)

备注

一、-545m中段Ⅲ号矿体开拓

2

沿脉(直)

喷砼

13.43

14.57

136.9

1994.633

156.07

 

3

沿脉(弯)

喷砼

14.93

16.10

42.72

687.79

49.98

 

4

穿脉(直)

喷砼

13.43

14.57

239.23

3485.58

272.72

 

10

交岔点圆角部分

喷砼 

130

13

 

11

采区变电所硐室

砼+喷砼 

12.87

14.27

13.80

196.93

22.17 

 

12

采区变电所硐室电缆沟

0.3 

0.49 

13.15

6.44

2.59

 

采区变电所硐室联络道

喷砼

8.36

9.18

9.60

88.13

7.87

 

小计

 

 

 

455.4

6589.503

524.4

 

序号

工程名称

支护形式

净面积(m2)

掘面积(m2)

长度

(m)

掘进量

(m3)

混凝土量

(m3)

备注

二、-605m中段Ⅳ号矿体开拓

1

石门

喷砼

11.13

12.05

32.52

391.91

29.92

 

2

上盘沿脉(直)

喷砼

11.13

12.05

716.06

8628.53

658.78

 

3

上盘沿脉(弯)

喷砼

13.03

14.15

28.12

397.85

31.49

 

4

穿脉(直)

喷砼

11.13

12.05

363.32

4377.96

334.25

 

5

穿脉(弯)

喷砼

13.03

14.15

54.11

765.64

60.6

 

6

石门水沟

0.2

0.36

32.52

11.71

5.2

 

7

沿脉水沟

0.2

0.36

742.73

267.38

118.84

 

8

穿脉水沟

0.16

0.3

418.7

125.61

58.62

 

9

弯道过渡段刷帮

 

 

 

12×1.5

18.9

 

 

10

Ⅳ号矿体水平钻探硐室

喷砼

 

 

9个

736.2

56.83

 

 

小计

 

 

 

1194.13

15721.7

1354.53

 

三、-545m中段Ⅲ号矿体采区变电所

1

联络道

喷砼

8.36

9.18

9.6

88.13

7.87

 

2

硐室

砼+喷砼

12.87

14.27

13.8

196.93

22.17

 

3

硐室电缆沟

0.3

0.49

13.15

6.44

2.59

 

4

小计

 

 

 

23.4

291.5

32.63

 

四、-545m中段Ⅳ1矿体采区变电所

1

联络道

喷砼

8.36

9.18

9.6

88.13

7.87

 

2

硐室

砼+喷砼

12.87

14.27

13.8

196.93

22.17

 

3

硐室电缆沟

0.3

0.49

13.15

6.44

2.59

 

 

小计

 

 

 

23.4

291.5

32.63

 

五、-545m中段Ⅳ3矿体采区变电所

1

联络道

喷砼

8.36

9.18

9.6

88.13

7.87

 

2

硐室

砼+喷砼

12.87

14.27

13.8

196.93

22.17

 

3

硐室电缆沟

0.3

0.49

13.15

6.44

2.59

 

 

小计

 

 

 

23.4

291.5

32.63

 

序号

工程名称

支护形式

净面积(m2)

掘面积(m2)

长度

(m)

掘进量

(m3)

混凝土量

(m3)

备注

六、废石转运溜井

1

措施井

 

3.14

3.14

117

367.38

 

 

2

-725钻机刀盘硐室

 

9

9

4.1

36.9

 

 

3

-545硐室及刷帮

 

16

16

11.5

211.45

 

 

4

-605联络巷及斜溜口

 

4

4

5

20

 

 

小计

635.73

 

合计

 

 

 

 

44517.6

3813.46

 

第三章施工准备及施工设施布置

3.1技术准备

组织生产管理人员和施工技术骨干,认真阅读施工图纸。

按基本建设程序进行图纸会审,发现问题及时与设计院、监理单位和业主商议,提出解决问题的办法和建议。

组织全体施工人员学习有关技术规程、施工规范、规定及标准,组织人员的安全培训工作。

在领会设计意图后,分析施工技术上的难点问题,编制切实可行的《施工作业指导书》,并按程序审批。

按照业主提供的测量三角网点及水准点的数据,进行复核验算,并进行现场施工测量标定及放线工作。

建立健全技术管理规章制度,规范工序交接验收,规范复测复量和工程交接纪录。

按业主要求规范各种安全技术报表。

3.2三通一平

3.2.1风通:

-545m中段施工用风从副井马头门处续接至施工现场,风管尽量按正规风管进行安装,根据-545m中段风水管安装图(13112-03-KG-03采矿专业),主石门巷采用Φ273×9,Ⅲ号矿体沿脉采用Φ219×7,Ⅳ矿体沿脉采用Φ219×7和Φ159×6,各岔点续接闸阀采用Φ57×3.5。

正规风管离作业面距离应小于150m,正规风管到作业面间采用4寸白塑料风管。

3.2.2水通:

-545m中段施工用水从副井马头门处续接至施工现场。

水管尽量按正规水管进行安装,根据-545m中段风水管安装图(13112-03-KG-03采矿专业),主石门巷采用Φ108×6,Ⅲ号矿体沿脉采用Φ89×4,Ⅳ矿体沿脉采用Φ89×4和Φ57×4,各岔点或和续接闸阀采用Φ38×3。

正规水管离作业面距离应小于150m,正规水管到作业面间采用2寸白塑料水管。

3.2.3电通:

-545m中段施工用电可选用高压铜芯绝缘电缆VLV50-6KV3×95从-365m中段水泵房中央变电所配电点通过措施井下放到-545m中段的临时配电硐室,再送到施工作业点。

临时配电硐室按采区变电所规格施工,掘进量为291.5m3,支护量为32.63m3。

高压电缆采用VLV50-6KV3×95长度约为320m,报材料计划时需先取得相关单位的同意并再次确认实际长度(-365m中段水泵房中央变电所至措施井90m、措施井井筒180m、措施井至-545m中段至临时配电硐室50m)。

临时配电硐室内配一台500KVA变压器和一台高压配电柜、一台低压配电柜。

电动铲运机电缆离配电点超过500m时,电压压降较大,将影响电动铲运机的使用,此时Ⅲ号矿体变电所硐室开拓已完成,应尽早完成Ⅲ号矿体变电所电气安装,形成正规供电,同时当Ⅳ号矿体变电所硐室开拓完成时,也应尽早完成Ⅳ号矿体变电所电气安装,形成正规供电。

3.2.4通讯:

恢复副井马头门处信号硐室的通信设施。

3.2.5废石排放:

按照甲方指定的地点、线路排弃和堆放。

3.3人员调整及培训

根据施工组织设计分阶段编制劳动力使用计划。

项目部的相关管理人员、技术人员、技术操作工、设备维修工等由公司统一调配,临时用工项目部自主招聘。

人员进场后,由专业人员组织安全知识、操作技能、工序质量检验等有关培训工作,考核通过后上岗。

3.4设备物资准备

以施工组织设计为依据,编制设备使用计划,按照设备进场时间组织设备进场,避免因设备延误而影响施工。

公司内部调配和采购的设备进场后按程序检查验收、安装调试。

以施工图纸和施工组织设计为依据,编制材料供应计划,按照材料表中的材料进场时间组织材料,避免因材料而影响施工。

工程质检部门协助物资供应部门做好工程所需材料订货工作,材料供应部门及时提供原始质保资料,工程质检部门做好有关原始材料复试报告,对于不合格的设备、材料严禁入场。

第四章施工方案和施工方法

4.1总体施工方案

铜绿山矿-545m中段的开拓工程,主要由Ⅲ、Ⅳ号矿体的沿脉和穿脉运输巷组成,其中包括少量相关的硐室和溜井。

就整个工程特点而言,占主导地位的是平巷开拓。

其施工断面在8~14㎡,较为适中,围岩坚固性为8~10,也比较适宜,涌水量也不大。

问题是主施工线路沿脉大巷为独头施工,且距离较长,达1000多米,穿脉巷也比较多,对通风和平行作业面的组织安排都增加了困难。

对硐室和溜井而言,是一般的小硐室和高度以及断面都比较适中的普通天溜井。

从施工角度来讲,均为常规工程,只要按常规的作业方法和设备配套组织施工就没有问题。

但从工期进度劳动组织来讲,由于线路独头施工距离长,分支施工线路多,总工程量也较大,达4.5万m³左右,工期较紧,所以必须创造条件,合理组织多工作面平行作业,即达到劳动力的充分利用和合理安排,又能满足工期的要求。

综上所述,该平巷开拓的总体施工方案可简述为:

以普通钻爆法凿岩爆破,前期为常规装岩机配矿车装岩排渣,后期用电动铲运机配装矿卡车为基础进行平巷开拓,以中段沿脉主线路为关键工作,积极创造条件,及时开展4至5个工作面同时平行作业,争取安全优质的完成该平巷开拓任务。

4.2施工方法

4.2.1平巷施工方法

4.2.1.1凿岩

采用气腿式凿岩机打眼。

考虑岩石较硬,选用冲击力强,扭矩大的YT-28凿岩机。

凿岩时安排2~3台YT-28型凿岩机打眼,配Ф22mm六角中空钎杆,长度为2.5m,使用直径38mm“一字”型钎头,炮眼直径为40mm~42mm。

作业机制为“定人、定机、定眼位”的方式。

凿岩作业前检查巷道中腰线、坡度,在工作面上标定出中线、巷道轮廓线和炮眼位置,并检查上一炮爆破效果。

如果上一炮有超欠挖,根据实际情况适当调整炮眼位置、增减炮眼数量和调整部分炮眼角度,在欠挖处标定出补眼位置,处理欠挖。

光爆眼和底眼布置在巷道轮廓线上。

凿岩作业,严格按照标定的炮眼位置开孔,炮眼方向严格平行于设计巷道轴线,控制炮孔方向,确保炮孔平行,并保证炮孔角度和深度。

掏槽眼眼口间距误差和眼底间距误差不得大于50mm,辅助眼眼口排距和行距误差不得大于50mm。

光爆眼和底眼外倾角为1~2°,其外斜率不得大于50mm/m,眼底不超出开挖轮廓线100mm,最大不超过150mm。

采用激光指向配合常规测量仪确定巷道的中线和边线,利用凿岩平台打上部炮眼,周边眼采用光面爆破参数控制眼位、眼深、角度、最小抵抗线和不耦合装药起爆方法进行控制,断面中部根据围岩情况采用不同参数的普通凿岩爆破法施工。

采用电雷管带动毫秒导爆管分组分段全断面爆破。

对涌水量大的地段适当采用防水材料进行爆破。

4.2.1.2爆破

4.2.1.2.1炸药选型

理论和实践证明,炸药爆速对爆破质点震动速度有直接影响,爆速越高,爆破产生的震动越大,综合本巷道的地质特点,炸药使用2#岩石硝铵炸药,规格为32×200×200g,使用国产非电延期导爆管,起爆器点火方式。

装药前,检撬浮石,清理工作面和炮眼,查清炮孔数目和深度。

装药时,控制好各类炮孔装药量,分清导爆管段数,对号入座,光爆孔要同段起爆,装完药,孔口需堵塞。

施工时,根据工程所揭露的岩性特征,对光爆参数进行调整,控制好线装药量密度。

如果局部区域节理裂隙发育,应适当增加导向空孔,岩石越破碎越要多打眼少装药,把爆破对围岩的影响降低到最低程度,保证巷道断面的成形质量。

4.2.1.2.2微差起爆网络设计

爆破震动与同段起爆的炸药用量密切相关,采用微差起爆技术,不但控制单段雷管的起爆药量,又能有效地控制每段雷管的起爆时间,使爆破震动波形不形成叠加。

这样既能保证岩石破碎达到理想爆破效果,又能消除爆破震动的有害效应。

选用国产非电延期导爆管,按先掏槽眼,随后辅助眼、周边眼,最后底眼的起爆顺序起爆。

周边眼按光面爆破参数设计,眼距400mm~600mm,倾角87。

,装药系数0.35~0.40,采用φ25小药卷空气间隔装药,底部垫一个φ32普通药卷,用炮泥封堵。

4.2.1.2.3装药结构

掏槽眼、辅助眼采用标准药卷(φ32)连续装药结构。

如下图:

 

周边眼采用φ25间隔装药,底部垫一个φ32普通药卷的装药结构。

如下图:

为了减小震动、飞石,保证洞内初期支护及作业安全,采用降震设计,堵塞长度不小于20d(d为炮眼孔径),并保证堵塞材料质量,避免飞石,降低噪声,减弱震动。

4.2.1.2.4装药参数

光面爆破参数如周边眼间距(E)、最小抵抗线(V)、相对距(E/V)和装药集中度(q)等,应采用工程类比或根据爆破漏斗及成缝试验确定。

初始的光爆参数可按下表选用:

参数

 

岩石

种类

饱和单轴抗

压极限强度

R(MPa)

装药不偶

合系数D

周边眼

间距

E(cm)

周边眼最

小抵抗线

V(cm)

相对距

E/V

周边眼装

药集中度

q(kg/m)

硬岩

>60

1.25~1.50

55~60

60~70

0.8~1.0

0.3~0.35

注:

装药集中度按2号岩石硝铵炸药考虑,当采用其它炸药时,应进行换算,换算指标主要是猛度和爆力(平均值),换算系数K按下式计算:

K=1/2(2号岩石炸药猛度/换算炸药猛度+2号岩石炸药爆力/换算炸药爆力)

-545无轨运输巷道炮眼布置图表详见附录1;

4.2.1.3通风洒水

通风是为了排除掌子面的有毒有害气体,以防止作业人员中毒发生事故。

通风方式有自然通风和机械通风,自然通风全部依靠巷道内外气压调整,且受季节影响,通风时间较长,一般需8小时以上人员方可进入掌子面,为加快施工进度本设计采取机械通风方式。

机械通风采用抽排结合的混合通风方式,从副井马头门或斗井处获取新鲜风,抽至工作面,稀释工作面污风,再用轴流式风机将污风抽出,工作面,通风要设计好通风回路,防止风流短路,造成污风在中段内不断循环。

为改善通风环境,应尽快将天井、斗井等与上一中段或下一中段贯通,以此形成良好的通风回路。

通风设备主要选用5.5KW轴流式风机,配直径400风筒,巷道内按每60米左右增加一个风机,接力将新鲜风压至工作面。

4.2.1.4安全处理

安全处理主要是处理已掘巷道顶板和帮边爆破松动浮石,确保施工人员安全的一项重要工序。

工作面爆破后进入工作面的作业人员主要是装矸司机和助手,装岩司机和助手首先将工作面的灯线恢复,确保照明亮度,尔后一人使用撬棍另一人监护处理工作面浮石,在绝对保证安全的前提下,方可进入下一道工序。

4.2.1.5装岩及运输

-545m中段施工前期要先将矿方存放在石门巷的粉矿清走,从地面下放一台铲运机至-545m中段,将粉矿铲运至其他闲置巷道存放。

粉矿数量初步估计有500m3,具体数量待清理完成后汇总提升车数进行计量。

现场粉矿清理完成后,恢复现场临时设施,开始进行副井石门巷施工,按原实测图显示,石门巷作业面至废石转运溜井有125m,该段可小断面掘进,用Z30电动装岩机出碴,铺临时轨道将0.75m3矿车运至副井罐笼,提升到-485m中段废石卸载站排弃。

石门巷与废石转运溜井贯通后,改用电动铲运机配小型运矿卡车出碴,矸石通过转运溜井卸至-605m中段,再运至废石卸载站排弃。

4.2.1.6排水

-545m中段平面开拓施工过程中产生的废水沿水沟流至泄水井,通过泄水井排至-725m中段中央水泵房。

4.2.1.7支护

喷射混凝土采用湿式喷射机,既可提高喷射混凝土的质量,又可减少作业面的粉尘,改善作业面的施工环境。

支护用的砂子、石子和水泥等材料,在地面搅拌成半成品,经新副井或混合井下放至中段马头门,再加水搅拌均匀后运输到喷砼作业面使用。

4.2.1.8过不稳定地段的施工方法

对于围岩稳定性较差的局部地段,一般在放炮通风安全检查后立即采用喷射混凝土支护,封闭巷道围岩,阻止围岩的过大变形,保持巷道的稳定。

而后根据实际情况,在适当时机进行复喷,施工锚杆。

当巷道围岩稳定性很差时,采用预裂控制爆破方法。

通过改变爆破顺序,调整爆破参数,尽量减少爆破对围岩的破坏影响,保持围岩的自身稳定性,延缓围岩片帮、冒落的时间。

而后按照设计要求进行支护加强处理。

4.2.2天溜井的施工方法

对于该标段内的转运溜井以及措施井拟采用人工普通法上掘。

4.2.2.1天井凿岩

采用普通挂桩法上送,凿岩采用一台YSP-45型风动凿岩机,Φ22mm合金成品钢钎,两种长度规格,即L=800mm、1500mm和L=2200mm,套钎打眼,Ф40mm“一字”合金钻头。

4.2.2.2装药爆破

上向凿岩炮孔中含水几乎没有,可以不吹眼;爆破采用半秒导爆管电起爆方式,配套起爆器使用FD200或FD300。

4.2.2.3出碴

天井爆破的岩石自然下落至天井反送开凿水平,使用WJD-1.5电动铲运机定点铲装到矿车,通过电机车运到废石卸载站倾倒。

4.2.2.4通风

使用凿岩压风进行强制通风。

4.2.2.5搭设平台

使用Φ30A3圆钢加工为挂钩插销,配钢制吊环与[16a槽钢连接,在槽钢面铺设δ70mm木板(用10#铁丝与槽钢帮扎),人员上下采用Φ16A3圆钢焊接钢梯,钢梯与沿线挂钩插销帮扎连接。

4.2.2.6辅助设施

1自制配电盘一个;

2380V/36V4KVA变压器一台;

反掘天井爆破图

4.2.2.7炮眼布置及爆破图表

爆破图表

A原始条件

1

井筒直径

2米

5

炸药种类

胺油炸药

2

井筒断面积

3.14米2

6

药包规格

32×200×200

3

岩石种类

花岗闪长岩

7

雷管种类

半秒导爆管

4

坚固性系数

8~10

 

天井爆破参数表

炮眼

名称

圈径(米)

眼距

(mm)

炮眼角度

眼深(米)

眼径(mm)

眼数(个)

装药量(kg)

总装药量(kg)

爆破顺序

联线方式

掏槽眼

0.4

0.3

85○

2.2

40

5

1.0

5

辅助眼

1.0

0.75

90○

2.0

40

4

0.8

3.2

周边眼

1.9

0.5

91○

2.0

40

12

0.6

7.2

合计

21

15.4

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