《中段主溜井设计》word版.docx

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《中段主溜井设计》word版

CentralSouthUniversity

井巷工程

课程设计报告书

学院:

资源与安全工程学院

名称：

中段主溜井断面设计与施工

班级:

采矿工程1201班

姓名:

111

学号:

1111

导师:

刘晓明

2014年12月29日

第一章设计条件

（1）溜井通过能力：

20万吨/年，矿石块度400毫米以下。

（2）地质条件：

通过岩层的普氏系数f=12-16，为稳固岩层。

（3）溜井深度15米，倾角90度。

（4）施工方式：

深孔一次成井。

第二章主溜矿断面设计

2.1溜井认识

溜矿井放矿不仅适用于平硐开拓的矿山，也适用于竖井开拓矿山（采用溜矿井放矿、集中出矿的运矿方式），在我国不仅大中型矿山，而且在一些小型矿山应用也广泛。

采用溜矿井集中出矿的方式，可以大大提高矿山建设初期的提升效率和运输能力。

天、溜井工程约占采准工程量的30-45%，是矿山建设和生产的重要工程之一。

2.2溜井参数

2.2.1溜井断面形状

溜井的断面形状有矩形、方形、圆形等，可根据围岩性质、用途、支护材料和掘进方法确定。

由于圆形断面的稳固性好，断面利用率高，受力状况好，矿石对溜井磨损较小且较均匀，故采用圆形断面为佳。

溜井断面尺（直径和最小边长D）主要取决于所溜放矿石的最大块度，同时考虑矿石的颗粒级配情况以及矿石的粘结性和粉矿含量的多少，可按下式计算：

D=Kdmax

式中K—通过系数

dmax—矿石的最大块度，m.

溜井通过系数可查表1和表2

表1

溜放矿石的最大块度

溜井通过系数

800

500800

300500

300

35

56

58

8

表2

溜放矿石块度

（mm）

非储矿段

（mm）

储矿段（mm）

无粘性矿石

粘结性交大矿石

0350

0500

0750

01200

2000

2500

3000

4000

3000

3500

4000

5000

5000

≫5000

≫5000

≫6000

取K=5，所以D=Kdmax=5400=2.0m,（矿石块度不大于400mm）

（2）储矿段的断面大小取决于矿山的日出矿能力、允许通过块度等。

其直径一般应大于溜矿段的1.5-2.0m，故取储矿段直径φ=4.0m。

矿山日出矿能力20W365=548t/天，考虑到各方因数取矿山日出矿量为600t左右，储矿在400t即可，储矿段的高度与储矿段的直径和粉矿堆积角有关，因此其高度取6m与溜矿段之间以60°收缩角接界，收缩段高1.5m。

2.2.2溜井上口

地下矿上常见的运输设备分为有轨和无轨两种，有轨矿车又分为侧卸式、底卸式和固定式，这里选用侧卸式作为矿山的运输设备。

在卸矿口位置安装格筛，以阻止大块卸入。

格筛安装成15°的倾角，使不能过筛的大块滚到卸矿方向进行处理，卸矿方向留出0.6m作为处理大块的工作平台。

格筛用钢轨加工制成。

选厂粗碎进矿块度要求不大于400mm，因此格筛网度取0.4m×0.4m。

2.2.3溜井下口

溜口是溜井的咽喉，溜口结构是溜井的重要组成部分。

溜口结构参数应根据所溜矿石的块度、粘结力等物理力学性质来确定。

而且对溜口位置、溜口形状和生产管理情况等因数也要考虑。

（1）溜口宽度

为溜口两侧板之间的水平距离。

溜口最小宽度计算如下：

bK1dmax

式中b—溜井最小宽度，m；

K1--系数，一般取3；

dmax–矿石的最大块度尺寸，m。

bK1dmax=30.4=1.2m，取1.5m。

（2）溜口最小高度

为溜口顶板到粉矿堆积线之间的垂直距离，通常大于溜口高度的0.8倍，即：

h0.8b

式中h—溜口的最小高度，m；

b—溜口的最小宽度，m。

h0.81.5=1.2m,取1.2m。

（3）溜口顶板

溜口的顶板倾角应满足党溜口底板堆积粉矿后，溜口高度仍能满足矿石流动性的要求，使矿石顺利流通。

为此，溜口顶板倾角应等于或大于矿石流动角（粉矿堆积角），即：

0

式中β—溜口顶板倾角（°）；

β0—矿石流动角，见表3。

表3矿石流动角β0值

矿石名称

矿石粘结性

β0值

白云岩（含铜）

不粘

65°70°

石英岩（含钨）

不粘

65°70°

鮞装赤铁矿

不粘

55°60°

钒钛磁铁矿

不粘

60°

磁铁矿

不粘

60°61°

赤铁矿

粉矿较多

60°70°

矽卡岩型磁铁矿（绿色）

粘矿多，含泥

80°

矽平岩型磁铁矿（黑色）

不粘

65°70°

石英岩

--

60°70°

赤铁矿（富矿）

粘性较大

65°80°

故取β=75°

（4）溜井底板倾角

溜口外段溜口底板与水平面之间的夹角称为溜口底板倾角α。

计算公式如下：

αΦ+δ

式中α—溜口底板倾角（°）；

Φ—矿石与溜口底板的静摩擦角（°），表4；

δ—角度增加值，一般取δ=2°3°

表4

矿石名称

溜口底板的材料

静摩擦角Φ

铁矿石

钢材

33°42°

白云岩

钢材

30°40°

花岗岩

钢材

31°42°

岩盐

钢材

25°41°

石膏

钢材

31°38°

砂岩

钢材

32°42°

铁砂岩

钢材

28°40°

煤

钢材

20°40°

焦炭

钢材

24°37°

为保证溜口顺利放矿，且不至于发生跑矿现象，取α=40°。

（5）溜口斜脖长度

溜口斜脖长度计算如下；

L=

式中L—溜口斜脖长，m；

Δ—溜井内井壁至额墙内壁距离，一般取01m；

β—溜口顶板倾角（°）

当溜口顶板角度大于或等于粉矿堆积角时，则斜脖长度介意不受限制。

但是，为了控制放矿速度，减少磨损，保护放矿闸门的安全，也不应把斜长取得太长或太短。

取得太长，易造成放矿堵塞，又浪费材料；取得太短，易造成跑矿事故，操作不安全。

故取L=1m。

（6）震动出矿机选型

综合矿山的出矿量、岩石块度的要求，选用FZC-2.5/1.2-3.0。

参数详见下表：

表四

型号

L（m）

B（m）

a（°）

Q（t/h）

眉线高（m）

FZC-2.5/1.2-3.0

2.5

1.2

16

590720

0.8

（7）其他

与矿车距离保持为L=0.2m。

2.3装卸矿硐室

2.3.1装矿硐室

（1）卸矿方式

常见的矿山卸矿方式有底卸式、侧卸式、翻滚式等，考虑到经济效益等因数，采用侧卸式较合理。

（2）尺寸

长6m宽5.1m高4m，顶部采用弧形顶。

2.3.2卸矿硐室

长3.4m宽2.5m高4.5m，顶部弧形顶。

2.4断面图

详见附图一。

第三章凿岩

3.1钻机硐室

先在溜井的最上一个中段开挖4m高的钻机硐室，作为钻机的的作业空间。

3.2凿岩工艺

3.2.1钻机

由于溜井高15m，属于中深孔。

中深孔凿岩一般采用接杆式凿岩，如YG-40、YD-80、YGZ-90、YQ-100型等，这三种凿岩机的技术性能如下表5：

表5

名称

单位

YG-40

YG-80

YGZ-90

YQ-80

YQ-100

机重

kg

36

74

90

98

150

全长

mm

680

900

876

1700

1800

气缸直径

mm

85

120

125

90

90

耗气量

m3/min

5

8.1

11

3.5

6

使用气压

MPa

0.5

0.5

0.5-0.7

0.5-0.8

0.5-0.7

钻孔直径

mm

4050

5075

5080

5080

83100

最大孔深

m

15

40

30

15

30

综合矿山的生产规模、岩石的普氏系数、溜井高度等因数，选择两台YQ-100较为合理。

3.2.2钻具

（1）钻杆

使用60的钻杆，能够减小与孔径只差，有效改善作业环境、钻进速度等。

（2）开门钻头

为消除或减少钻孔开门时炮孔偏斜，采用了l70mm的开门钻头，首先将岩石凿平，保证开孔时钻孔不移位，对提高炮孔质量起到了良好作用

（3）钻头

改用柱齿钻头，一方面，提高了钻头的使用寿命，在ƒ=12～16的花岗岩中：

片状钻头寿命为16～20m，柱齿钻头为50～60m，在灰岩中，片状钻头寿命为36～50m，柱齿钻头为300m左右；另一方面，因提钻更换钻头次数大大减少而减少了辅助时间，使纯凿岩时间的比例由原来32％～35％提高到50％～55％；使台班效率由6～8m/台班提高到15～20m/台班。

同时省去了钻头修磨工序，减少了辅助作业人员。

此外，孔径变化均匀。

采用柱齿钻头对保证炮孔质量、减少粉尘浓度、提高凿岩效率、降低凿岩成本是有利的。

（4）扩孔钻头。

溜井爆破效果的好坏，取决于初始补偿空间和破碎角的大小，为扩大空孔面积，改进扩孔方式，采用了150mm的扩孔钻头。

3.3钻孔工艺

开钻前根据设计要求检查硐室，测定好溜井方位和倾角，给出中心点和孔位；打好吊环孔，然后安装钻机，并调整好钻机的方位和倾角，使之符合设计要求。

开孔时首先用170mm开门钻头，将孔口凿平，然后用130mm或150mm左右的开孔钻头开孔，开孔要慢速、减压、精心操作，当孔深钻到原岩深0.1～0.2m时，停止钻进，校核钻机的方位和倾角。

使之符合设计要求，并清除孔内积渣、埋设套管，换上90mm的钻头进行凿岩，并在冲击器后接2～3根导向钻杆，以控制炮孔偏斜在1%。

3.4通风

局部通风：

选用5.5×2的轴流风机。

第四章爆破

4.1爆破参数

4.1.1孔径

根据使用的钻孔、钻具，装药孔径定为90mm，以130mm作为空孔。

以90作为周边孔。

4.1.2孔距

（1）初始补偿系数

理论上，对松散系数为1.5的岩石，当补偿系数为O.5时，空孔或槽腔空间就能容纳槽孔崩落的岩渣，但应考虑孔偏、岩矿的黏结性和装药量，否则会使实际的槽腔面积减小、甚至形成再生岩，把槽腔堵死。

因此，取0.7以上。

为合适。

（2）计算

第一响槽孔至大空孔（130mm）的距离L，根据补偿空间大小和自由面宽度来确定，根据图一，导出计算公式：

图一

当D、d、K等均为定值时，得：

a=

式中：

D—空孔直径，mm；

d—1号掏槽孔直径，mm；

K—岩石碎胀系数，取1.5；

a—1号掏槽孔到空孔的中心距离，mm。

将相关数值代入上式，D=130mm，d=90mm,K=1.5。

得a=446.2mm，取a=450mm。

4.1.3炮孔数目

炮孔数目可以根据下式进行计算：

N=+n,

式中：

s为溜井断面面积,s=3.14m2;g为单位炸装药量,g=2.9kg/m3;为每米炮孔药量,r=1.6kg/m;为炮孔装药系数,=0.45;n为补偿孔数,取2个;k为断面系数,取k=1.2。

得N=10.8，考虑到炮孔直径较小,为获得好的爆破效效果，取N=10。

4.1.4炮孔布置图

根据岩石普氏系数、炮孔数目等因数，附图二。

4.1.5炸药消耗量

掏槽孔装药集中度取2.05kg/m,周边孔装药集中度取3.6kg/m。

根据矿山的实际经验,确定单位炸药消耗量g=2.9kg/m3

4.2爆破分段高度

由于岩石爆破后会产生碎胀,为保