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文档简介
1、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180 m3/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=810,需通过的风量为42 m3/s。巷道内敷设一
2、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ZK109/550-7电机车宽A1130mm、高h1600mm;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C840mm、非人行道
3、侧宽a=400mm。又查表33知1.5t矿车巷道双轨中线距b1300mm,则两电机车之间距离为:1300(1350/2+1350/2)=50200,故轨道中心距应选1600。验算:1600(1350/2+1350/2)=250200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h0B/242002=2100mm。半圆拱半径Rh0=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36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
4、规程取h4=2000mm;hc道床总高度。查表311,选用24kg/m钢轨,再查表313得hc=360mm,道渣高度hb200mm;n导电弓子距拱壁安全间距,取n300mm;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-a14200/2-10751025mm;故 h32000+360(2100300)2 (360+1025)2 =12102. 按管道装设要求确定h31)按电弓子距管子距离的要求,由表36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
5、,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:h31800+900+25921002 (360+300+259/2+585)2 =29591588=1371 2)按电机车距管子距离的要求,由表35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=200 mm;故:h31800+900+20021002 (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
6、道壁高为h31800mm,道渣面高度为hb 200。则巷道净高度: H=h3-hb+h03700(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 =4.2×1.63.14×2.12÷2 =13.6m2净周长 : P=3.14×B&
7、#247;2B 2h2=3.14×4.2÷24.22×1.6=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310,知Vm8m/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=3.106m/s8m/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410(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
8、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hahc-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36计算公式得:巷道设计掘进宽度 B1=B+2T4200+2×1204440mm巷道计算掘进宽度 B2B1+24440+2×75=4590mm巷道设计掘进高度 H1H+hb+T3700+200+1204020mm巷道计算掘进高度 H2H1十4020754095mm巷道设计掘进断面积:S1= B1×h33.14×(B1÷2)2÷2=4.44×
9、1.8+3.14×(4.44÷2)2÷2 =15.68巷道计算掘进断面积: S2= B2×h33.14×(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314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
10、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)×1=0.2×(0.120.075)×1= 0.04 m3 每米巷道拱与墙喷射材料消耗: V2=1.57×(B2T1)×T12×h3×T1×1=1.57×(4.590.12)×0.122×1.8×0.12
11、×1=1.27 m3 每米巷道墙脚喷射材料消耗: V4=0.2T1×1=0.2×0.12×1=0.024 m3每米巷道喷射材料消耗(不包括损失):V=V2V4=1.294 m3五、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13.615.684440402012014表1-2 运输大
12、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16.50.041.29410.03 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180 m3/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=810,需通过的风量为42 m3/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
13、,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=810,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=QV式中,q炸药消耗量;Q工作面一次爆破所需要的总炸药量;
14、V工作面一次爆下的实体岩石总体积。炮眼数目:N=qSmP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; 炮眼利用率; 装药系数,即装药长度与炮眼长度之比,一般取0.50.7; P每个药卷质量,。辅助眼布置,其间距和最小抵抗线为400mm800mm,炮眼方向一般垂直于工作面,装药系数一般为0.50.6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0.51.0; E周边眼间距,一般取350600mm; W最小抵抗线。钻眼爆破的炮眼利用率要达到85以上。每循
15、环爆破实体岩石体积: 15.68×2.031.4m³炸药单耗:44.4÷31.41.4m³每米巷道炸药消耗量:44.4÷2.0=22.2m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÷15.68×2.02.3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:
16、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m15.68810 2.2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装药量起爆顺序联线方式装药结构单孔小计卷数,个质量,卷数,个质量,12561314272842434849616271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1471415613102.42.42.22.22.22.22.22.275552251.050.750.750.750.300.30.75283570751226504.205.2510.511.251.83.97.5VI
17、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/m22.2157.22.33518安全技术措施一、放炮员、背药工、队组长必须熟悉火药性能及有关爆破说明的规定,熟知火工品管理制度。二、必须使用黄土炮泥和水炮泥并封满炮孔,严禁使用炮塞。严格控制装药量。三、装药联线前,要切断工作面电源,采用矿灯照明,以及顶板、是否符合规程要求,清除炮眼内的岩粉后方可进行装药联线。除指定的装药人员
18、外,其它人员一律撤离工作面。四、装药、放炮前后,必须撒水降尘。五、放炮员持证上岗,并认真执行"一炮三检"和"三人连锁放炮"制度,放炮母线长度不小于150米。六、装药时,要注意把起爆药包的脚线顺直,使它贴在炮眼顶部,以防止脚线被折断和捣坏,并严禁用炮棍捣实炸药和起爆药卷,以防止产生拒爆、爆燃及捣响雷管等事故。七、必须按设计的爆破网络联线。整个爆破网路应从工作面向放炮点方向敷设,即先接好雷管脚线,再把它接到联接线上,把联接线接到放炮母线上,最后再把母线短接上。切不可反向敷设,以免造成事故。八、接线时要保证接线牢固,不要松动,裸露的接头互相保持一定距离(10c
19、m以上),不要与岩石或水相接触,接头上要保持清洁,避免污物混入接头,最好用绝缘胶布包好。九、网路联接好后,必须检查网路的导通情况及电阻。采用爆破欧姆表测定全线路的总电阻值应与实际计算符合(允许误差10%),若不符合,禁止联线放炮。十、网路检查合格后,放炮员应先发出信号,然后把母线接到发爆器上,并保证充电时间,氖灯亮后,方可发信号放炮。十一、井下进行爆破作业,安全的装药应按以下步骤:1、验孔。装药前,用炮棍插入炮眼里,检验炮眼的角度、深度、方向和炮眼内的情况。2、清孔。待装药的炮眼,必须用掏勺或压缩空气吹眼器清除干净炮眼内的岩粉。3、装药。按作业规程及爆破说明书的规定的装药结构进行装药。4、封孔
20、。装炮泥时,最初的两段应慢用力轻捣动,以后的各段用力捣实。装水炮泥时,水炮泥外边剩余部分,应用粘土炮泥填实。5、电雷管脚线短结。十二、严禁打眼与装药平行作业,严禁装药时开溜子。严禁利用残眼、探眼进行装药放炮。十三、装药前必须先将顶帮活矸找掉。十四、每次放炮前,风钻等机具挪到离放炮地点至少20m外,同时将放炮地点附近20m范围内的电缆管线遮掩好,防止放炮崩坏。十五、放炮员对引药制作及火工品管理必须按掘进安全技术操作规程第三章爆破第8-10条规定,并随本措施一并执行。十六、班组长清点人数,确认所有人员已离开工作面并到达安全地点后,方可允许放炮员进行放炮工作。放炮员必须在有掩护的安全地点放炮,放炮距
21、离:直巷150米,弯巷100米。放炮前发出明显信号,等至少5s后,再放炮。放炮线必须随用随挂,并与电缆分帮悬挂。十七、每次放炮前,班组长必须派专人在所有可能进入该工作面的所有通路上设警戒。警戒线距放炮地点直线巷道120米,拐弯巷道70米外有掩护的安全地点。每一警戒位置去两人,一人返回,队组长只有接到全部返回人员通知后,方可下达放炮命令,放炮员必须最后一个离开工作面,并鸣哨拉炮。放炮后,警戒人员严禁私自离岗,只有在接到通知后才能撤离。十八、出现拒爆残爆,严格按煤矿安全规程第三百四十二条执行。由于联线不良造成的拒爆由放炮员重新连线放炮,若仍不响,可在距炮眼0.3米处平行打眼装药放炮,放炮后及时捡出未爆炸的雷管、炸药;处理拒爆残爆时,严禁手拉镐刨,禁止进行与处理
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