阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算文档格式.docx
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喜山期区内岩浆活动较为强烈,岩浆侵入均以近东西向高角度辉绿岩岩墙为主。
矿区内共发育岩墙31条,走向45
~105
宽度0.8~82m,规模较大的岩墙对煤层的破坏较大,并对煤的变质程度有一定的影响。
1.4通讯
矿井施工期地面通讯利用永久通讯工程,永久通讯工程在施工准备期形成。
行政通讯电话引自中国铁通或电信网络,采用光缆接入。
交换机设在临时办公室内,待永久办公楼建成后,移进楼内机房。
变电所之间电力调度通讯先期使用行政通讯电话,待变电所永久工程完成后,电力调度通讯也同时完成,此后行政通讯电话为备用通讯方式。
1.5供电
初步设计王营子煤矿2回电源均引自多伦110kV变电站,施工准备期形成2回35kVd的LGJ12030永久输电线路,保证施工用电。
永久变电所形成前设356.3临时变电所一座,安装8000kVA变压器1台(可利用永久设备),保证冻结及掘砌施工。
临时变及输电线路未形成时,先从场区附近经过的农电10kV输电线路分接1条LJ—7010kV输电线路,引进场区供冻结打钻、四通一平等临时施工用电,待临时变电所投用后拆除。
1.6供水
据水文地质资料,矿井工业场地及井下用水可以采用地下水作为水源。
在施工准备期建设矿井永久水井供施工使用。
水源地选址为矿井工业场地的西北部,距工业场地300米处,设2眼水源井,每井井径330mm,井深70m,井出水量20m3——导电弓子距拱壁安全间距,取n=300毫米;
K——导电弓子宽度之半,K=7182=359,取K=360毫米;
——轨道中线与巷道中线间距,
=B2-
=36002-930=870(mm);
故
≥2000mm+410mm-
mm=1552mm。
(2)按管道装设要求确定h3
≥
+
-
式中
————碴面至管子底高度,按《煤矿安全规程》取
=1800mm;
————管子悬吊件总高度,取
=900mm;
m————导电弓子距管子间距,取m=300mm;
D————压气管法兰盘直径,D=335mm;
b2————轨道中线与巷道中线间距,
=B2-
=3600mm2-1370mm=430mm。
故
≥1800mm+900mm+220mm-
mm=1633mm
(3)按人行高度要求确定
式中,j为距壁j处的巷道有效高度,不小于1800毫米。
j
100毫米,一般取200毫米。
≥1800mm+220mm-
mm=1195mm
综上计算,并考虑一定的余量、确定本巷道壁高为
=1820mm。
则巷道净高度H=
-
=1820-220+1800=3400mm。
4、确定巷道净断面积S和净周长P
由表2.3得:
净断面面积S=B(0.39B+
——渣面以上巷道壁高,
=
=1800-200=1600毫米
故
S=3600(0.39×
3600+1600)==10.8
净周长
P=2.57B+2h=2.57×
3.6+2×
1.6=12.5m
2.3巷道风速验算
巷道通过的风量是根据对整个矿井生产通风网络求解得到的。
当通过该巷道的风量确定后,断面越小,风速越大。
风速过大,不仅会扬起煤尘,影响工人身体健康和工作效率,而且易引起煤尘爆炸事故。
设计时,在不违反《煤矿安全规程》的情况下,按照《煤炭工业设计规范》规定,矿井主要进风巷的风速一般不大于6ms,为矿井增产留有余地。
按下式进行风速验算:
v=
≤vmax
式中v————通过该巷道的风速,ms;
Q————根据设计要求通过该巷道的风量,50m3s;
S————巷道的净断面面积,10.8㎡;
vmax————该巷道允许通过的最大风速,按下表确定,为6ms。
由公式得v=50÷
10.8=4.63≤6ms。
表2-2巷道允许的最高风速
Table2-2theandtechnicalcharacteristic
使用地点
运输设备
钢轨规格(kg·
m-1)
斜井
箕斗人车
运送液压支架设备车
30,38
1t,1.5t矿车
22
平硐
大巷
井底车场
8t及以上机车
3t以上机车
30
采区巷道
30,22
22,15
因此按表知,钢轨规格应选取30kg·
m-1。
在倾角大于150的巷道中,轨道的铺设应采取防滑措施。
轨枕规格
轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。
矿井多使用钢筋混凝土轨枕和木轨枕,个别地点也有用钢轨枕的。
混凝土轨枕主要是用于井底车场、运输大巷、上(下)山和中巷;
木轨枕主要是用于道岔等处;
钢轨枕主要是用于固定道床。
由于预应力钢筋混凝土轨枕具有较好的抗裂性和耐久性,同时具有构件刚度大、节约木料、造价低等优点,所以应大力推广。
常用轨枕规格见下表
表2-4常用轨枕规格
Table2-4commoncomponentspecifications
轨枕类型
轨距mm
轨型(kgm)
全长mm
全高mm
上宽mm
下宽mm
木轨枕
600
15
1200
120
140
130
150
160
900
1600
钢筋混凝土轨枕
15或22
1100~1200
120~150
110~130
140~170
≥30
1500~1600
150~200
140~160
180~250
预应力混凝土轨枕
115
100
表2-5常用道床参数
Table2-5trackbedparametersused
巷道类型
钢轨型号(kgm)
道床总高度
道碴高度
道碴面至轨道面高度hamm
井底车场及主要运输巷道
410
220
190
380
采取运输巷道
上、下山
350
可不铺道碴,轨枕沿底板浮放,也可以在浮放轨枕两侧充填掘进矸石
运输巷、回风巷
250
因此,选用钢筋混凝土轨枕,其道床参数:
=410mm,
=220mm,
道碴至轨面高度
=
=410mm-220mm=190mm。
8、确定巷道掘进断面尺寸
巷道设计掘进宽度
=B+2T=3600+2×
lO0=3800毫米
巷道计算掘进宽度
+2δ=3800+2×
75=3950毫米
巷道设计掘进高度
=H+
+T=3400+220+100=3720毫米
巷道计算掘进高度
+δ=3700+75=3795毫米
巷道设计掘进断面积
=
(0.39+
)=3800(0.39×
3800+1820)=。
取=12.55
巷道计算掘进断面积
)=3950(0.39×
3950+1820)=。
取=13.2
2.5布置巷道内水沟和管线
已知通过本巷道的水量为160
,现采用水沟坡度为0.3﹪,水沟深400毫米、水沟宽400毫米,水沟净断面积0.16㎡;
水沟掘进断面面积0.203㎡。
设置水沟的盖板厚度是50毫米。
水沟盖板净断面积0.02㎡。
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。
2.6绘制断面图
图2-1巷道断面施工图
Figure2-1sectionofdrawings
3巷道掘进设计
3.1炮眼布置和爆破图表编制设计
3.1.1炮眼布置
井巷施工首先要破碎岩石,常用的破岩方法有机械破岩和爆破破岩两种。
在岩石巷道掘进中,爆破破岩由于操作简单易于掌握,设备轻巧便于灵活移动,适应性强,能在各种坚固程度的岩石中掘出各种形状和尺寸的巷道,而且费用较低,安全上也比较可靠,所以在国外都获得广泛的应用。
但是这种破岩方法机械化程度不高,工序多,工作也比较繁重,所以一直处于不断的改进和完善之中。
王营子矿采用爆破破岩方法。
1)掏槽眼的确定
掏槽眼布置在巷道断面的中部偏下一些,这样便于打眼时掌握方向,并且有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。
如果在掘进过程中有显著的软弱岩层,要把掏槽眼布置在这一岩层中。
根据王营子矿的岩石性质(中硬岩石偏多),掏槽眼形式采用多向掏槽法的楔形掏槽法,根据巷道的断面面积和岩石情况,决定掏槽眼为5个,布置在巷道中间偏向底板处。
炮眼的距离为200mm左右,并且要比一般炮眼深200mm。
2)辅助眼
辅助眼均匀的布置在掏槽眼和周边眼之间,间距为500—700mm,炮眼方向垂直于工作面,装药系数为0.5。
紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光面层,即光面层厚度要比较均匀,且多于周边眼的最小抵抗线。
3)周边眼
周边眼是爆落巷道周边岩石,最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼。
王营子矿的爆破采用光面爆破。
最小抵抗线长度W=EK=625
其中E为周边眼间距,王营子矿取450mm;
K为炮眼的密集系数,取0.8。
按照光面爆破要求,周边眼的中心均应布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上,而眼底应稍向轮廓线外偏斜,本巷道的大约偏斜在150mm左右。
这样可以使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间,同时还要尽量减少超挖量。
表3-1光面爆破的周边眼爆破参数
Table3-1smoothblastingaroundtheeyeblastingparameters
岩层情况
岩石坚固性系数f
炮眼直径mm
炮眼间距mm
最小抵抗线mm
炮眼密集系数
装药kg.
完整、稳定中硬以上
8~10
42~45
600~700
500~700
1.0~1.1
0.2~0.3
中硬、层节理不发育
6~8
35~42
500~600
600~800
0.8~0.9
0.15~0.2
松软、层节理发育
<6
350~500
0.7~0.8
0.1~0.15
周边眼的底眼负责控制底板的标高。
底眼眼口应比巷道底板高出175mm左右,但眼底应低于底板标高150mm左右,底眼眼距为450mm,装药系数0.6左右,采用光面爆破。
3.1.2掏槽方法
光面爆破:
根据施工图纸的要求,在巷道及地下工程掘进爆破后,成形规整,轮廓线以外的岩石不受扰动或破坏很小,尽可能的保持围岩自身强度,这种人为控制爆破的方法,叫做光面爆破。
是目前国内应用较多的爆破方法,因此可选择光面爆破进行设计。
我国原煤炭工业部对光面爆破的质量标准如下,围岩面上留下均匀眼痕的周边眼数应不少于其总数的百分之五十,超挖尺寸不应大于150毫米,欠挖不得超过质量标准规定,围岩面上不应有明显的炮震裂痕。
掘进工作面的炮眼,按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼、周边眼(包括底眼)起爆顺序必须是延期起爆,即先掏槽眼、其次辅助眼、最后周边眼。
以保证爆破效果。
炮眼布置时,首先选择掏槽方式和掏槽位置,其次是布置好周边眼,最后根据断面大小布置辅助眼。
掏槽眼通常布置在巷道断面中央偏下,并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其它设备的可能。
周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上,顶眼和帮眼按光面爆破要求,底眼不要求光面爆破。
辅助眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间,以掏槽眼形成的槽腔作为自由面层层布置。
(2)掏槽眼:
作用:
是首先将工作面上的一部分岩石破碎并抛出,在一个自由面的基础上爆破出第二个自由面,为后续炮眼的爆破创造有利条件。
一般布置在巷道中央偏下。
有软弱夹层时布置在易爆破的软弱夹层中。
掏槽方式按照掏槽眼的方向可分为斜眼掏槽、直眼掏槽、混合式掏槽。
斜眼掏槽的特点是掏槽眼与自由面斜交,可分为单向掏槽和多向掏槽两种。
在两炮眼爆破产生的合力作用下,岩石容易掏出,可充分利用自由面逐步扩大爆破范围,掏槽面积较大,适用于较大断面的巷道。
但因炮眼倾斜,掏槽眼深度受到巷道宽度的限制,碎石抛掷距离较大,易损坏设备和支护体。
直眼掏槽特点是所有的炮眼都垂直于工作面,各炮眼之间必须保持平行,炮眼深度不受巷道断面的限制,可用于深孔爆破,便于使用凿岩台车打眼。
直眼掏槽必须有空眼,作用有两个:
其一是对装药眼起附加自由面的作用,其次是给掏槽范围内的岩石破碎提供碎胀空间。
缺点是钻眼工作量大,钻眼技术要求高,一般需要的电雷管的段数较多。
混合掏槽:
直眼为主掏槽,斜眼辅助扩大槽腔,能克服直眼掏槽和斜眼掏槽各自的弊端,发挥其长处,掏槽效果好于单一的掏槽方式。
(3)辅助眼又称崩落眼,其作用是最大限度地破碎岩石,位置位于掏槽眼与周边眼之间,均匀布置。
间距一般500~700mm。
装药长度系数一般为0.5
~0.6。
最外一圈辅助眼与周边眼间距为周边眼最小抵抗线,应按光面爆破要求布置。
(4)周边眼,其作用是崩落巷道周边内的岩石,使巷道形成设计的轮廓。
目前巷道施工均采用光面爆破,周边眼按光面爆破要求布置。
炮眼布置的要求是,首先选择掏槽方式和掏槽眼位置,其次是布置周边眼,最后根据断面大小布置辅助眼,最后布置底眼。
掏槽眼通常布置在断面的中央偏下,并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设施的可能。
周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上,顶眼和帮眼按光面爆破要求布置,各类炮眼相互平行,眼底落在同一平面上。
辅助眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间,以掏槽眼形成的槽腔为自由面层层布置,并与周边眼保持一定的距离,以利于形成光爆层的形成。
在采矿工程中,主要是应用炸药爆炸时所产生的巨大能量破碎岩石,进行巷道掘进。
炸药是在一定条件下,能够发生快速化学反应,放出能量,生成气体产物,并产生爆炸效应的化合物或混合物。
化学反应的放热性、生成大量气体产物,化学反应和传播的快速性,是炸药爆炸的三个基本特征。
3.1.3.爆破器材选择
硝酸铵类炸药价格较低廉,为煤矿普遍使用。
采用直径为35mm,质量150g的药卷30cm。
起爆材料一般采用8号电雷管,在穿过有瓦斯底层时,为避免因电雷管爆炸引爆瓦斯的可能性,应采用煤矿许用电雷管。
煤矿巷道掘进电爆电源爆网路的起,主要采用防爆型电容式发爆器。
3.1.4爆破参数的确定
巷道掘进的爆破参数主要包括:
炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。
1炮眼直径
目前国内岩石巷道掘进均采用直径32,35mm两种药卷,以炮眼直径比药卷大6到8mm为宜,所以目前的炮眼直径多采用40到42mm。
煤矿岩石巷道掘进中,在断面小于12m2的条件下应用小直径药卷(Ф25mm和Φ27mm),炮眼直径为30mm,因此本次设计采用炮眼直径为42mm。
2炮眼深度
我国煤矿巷道掘进中,通常是以计划月进度和凿岩、装岩设备的能力来综合确定每一循环的炮眼深度。
按计划月进度确定,即
l≥
式中l————炮眼深度,m;
L————计划月进度,m;
N————每月实际用于掘进的天数,30天;
k————正规循环率0.8;
n————每日完成掘进循环数,1次;
g————炮眼利用系数取0.9。
计算得暂时假设L=60;
n=1
l≥60÷
30÷
0.8÷
1÷
0.9=2.78m。
采用配有高效凿岩机的凿岩台车,应向深眼发展,一般眼深可达3米
根据以上情况,王营子矿炮眼深度定为3m。
3炮眼数目
炮眼数目可以根据单位炸药消耗量,按下式估算后,再按上述经验方法确定炮眼数目:
N=
式中N————炮眼数目;
q————单位炸药消耗量,1.48㎏m3;
S————巷道掘进断面积,13.2㎡;
m————每个药卷长度,0.3m;
g————炮眼利用系数,取0.9;
a————装药长度系数,一般取0.5到0.6,此次取0.6;
P————每个药卷的质量,0.15kg。
带入已知数据得:
N=1.48×
13.2×
0.3×
0.9÷
0.6÷
0.15=59.5个。
取60个
4单位炸药消耗量
单位炸药耗药量q是指爆破1m3实体岩石所需要的炸药量,也就是工作面一次爆破所需的总炸药量Q和工作面一次爆下的实体岩石总体积V之比,即
这是一个很重要的参数,它将直接影响到爆破岩石的块度、钻眼和装岩的工作量、炮眼利用系数、巷道轮廓的整齐度、围岩的稳定性以及爆破成本等。
单位炸药耗药量一般按定额选用,见下表。
表中所列定额是按2号岩石铵梯炸药、毫秒延期电雷管制定的,若采用其他炸药的时候,需根据炸药做功能力大小适当加以修改;
表3-2平洞及水平巷道炸药和电雷管消耗定额
Table3-2flaandlevelofquota
掘进方式
掘进断面
f=4~6
f=8~10
炸药kg
电雷管发
光面爆破
≤4
4~6
10~12
12~15
15~20
274
224
202
168
148
135
473
385
344
312
295
264
247
294
251
186
163
145
592
526
448
416
391
358
322
王营子煤矿断面为13.2m2,岩石等级为Ⅳ级坚固系数f=4~6。
所以单位炸药耗药量为1.48kgm3。
雷管消耗量为264个100m3。
每循环爆破实体岩石体积:
13.20×
2.7=35.64m³
每循环总装药量:
2.7×
1.48=52.75kg
炸药单耗:
52.75÷
35.64≈1.5㎏m³
每米巷道炸药消耗量:
2.7=19.53㎏m
每循环炮眼总长度:
3.2×
5+3.0×
52=172m
每米巷道消耗雷管数量:
2.64×
1×
13.2=34.848≈35个m
表3-3爆破原始数据
Table3-3blastingtheoriginaldata
名称
数量
巷道的掘进面积㎡
13.2
炮眼数目个
60
岩石的坚固系数f
4——6
雷管数目个
95
炮眼深度
m
3.0
总装药量(2号岩石硝铵炸药)kg
52.75
表3-4炮眼布置及装药参数
Table3-4arrangingboreholesandchargeparameters
炮眼名称
眼数个
炮眼深度m
装药量
起爆顺序
连线方式
装药结构
单孔
小计
卷眼
质量kg
卷个
空眼
1
3.2
掏槽眼
4
9
1.35
36
5.4
Ⅰ
串联
连续反向装药
一圈辅助眼
3
7
1.05
21
3.15
Ⅱ
二圈辅助眼
8
56
8.4
Ⅲ
三圈辅助眼
105
15.75
Ⅳ
帮眼
6
0.6
24
3.6
Ⅴ
顶部眼
13
0.45
39
5.85
底眼
10
70
10.5
Ⅵ
表3-5预期爆破效果
Table3-5expectedblastingeffect
单位
炮眼利用率
%
90
每循环工作面进尺