巷道断面及爆破设计.docx
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巷道断面及爆破设计
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，㎏
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