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2001万吨/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2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h31.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：2234c1hh+h-R-n-K+b（）（）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；3故h3≥2000+360－／（2100－300）2－（360+1025）2=1210㎜2.按管道装设要求确定h31）按电弓子距管子距离的要求，由表3—6得：223572/2bhhhhRKmDb（）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：22357112/2bhhhhRAmDb（）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，4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PS=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III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：5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6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运输大巷特征围岩断面，㎡设计掘进尺寸，(mm)喷射净周长(m)7类别净设计掘进宽高厚度,mmⅢ13.615.684440402012014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Ⅲ16.50.041.29410.038图1-1：运输大巷施工断面图（1：50）爆破图表9一、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；10Q—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：1115.68×2.0≈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㎡m15.688～102.2炮眼数目雷管数目总装药量个个㎏717044.4表2-2装药量及起爆顺序眼号炮眼名称数目个眼深m装药量起爆联线装药单孔小计12卷数，个质量，㎏卷数，个质量，㎏顺序方式结构12～56～1314～2728～4243～4849～6162～71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1471415613102.42.42.22.22.22.22.22.275552251.050.750.750.750.300.30.75283570751226504.205.2510.511.251.83.97.5ⅠⅡⅢⅣⅣⅤVI串联连续反向装药合计7129644.4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%mm3㎏/m3912.031.41.4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㎏/mm个/m3个/m22.2157.22.3351312345678910111213141516171819202122232425262728293031323334353637383940414243444549505152535455565758596061464748626364656667686970