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文档简介
井巷工程课程设计概述
作者:
日期:
《井巷工程》课程设计
学院
班
级
姓
名
学
号
指导教师
日期
前言
煤炭工业是国民经济中的基础工业,它为许多重要工业部门提供原料和能源。我国能源结构以煤为主的格局在今后较长的一段时间内不可能改变,国民经济的发展将对煤炭产业的增长提出更高的要求。而煤炭工业生产的发展,又取决于煤炭工业基本建设及开拓延伸工作能否及时的、持续不断的提供煤炭的场地。所以为了更好的将所学到的知识运用到实践当中,学习井巷课程设计是《井巷工程》课程的重要环节之一。
为了使我们对《井巷工程》这门课程中所学的基本知识、基本理论及基本方法有个全面系统的掌握,并进行井巷设计和施工设计。通过本设计,我们将对《井巷工程》课程有个深入的全面的了解,并学会利用各种工具书及参考文献资料来解决设计中相关的问题。巩固提高所学的专业知识,使其理论联系实际。培养和锻炼学生独立工作能力,分析和解决问题的能力。培养学生在设计、计算、绘图、查阅和运用科技文献资料、正确编写专业技术文件等方面的能力。熟悉煤炭工业有关的方针政策、规程、规范和技术规定等,充分开发智力潜力,建立全面经济观念,为毕业后工作奠定坚实的基础。
目录
TOC\h\z\t"一级标题,1,二级标题,2,三级标题,3"
第一章概述
3
1.1工程概况
3
1.2设计依据
3
第二章工程地质与水文地质条件
2
2.1岩层柱状
2
2.2涌水量
2
2.3有害气体
2
第三章巷道断面设计及支护
3
3.1巷道断面形状的选择
3
3.2巷道断面净尺寸的确定
4
3.2.1巷道净宽度的确定
4
3.2.2巷道净高度的确定
5
3.2.3巷道净断面面积和净周长
7
3.2.4巷道净断面面积的风速校核
7
3.3巷道支护设计
7
3.3.1巷道支护形式的选择
7
3.3.3支护材料
9
3.4道床参数的选择
9
3.5巷道掘进断面尺寸的确定
9
3.6巷道内水沟和管线的布置
10
3.6.1水沟布置
10
3.6.2管线布置
10
3.7巷道掘井工程量和材料消耗
11
3.8相关图表
12
第四章爆破图表的编制
14
4.1爆破参数的确定
15
4.1.1炮眼直径
15
4.1.2炮眼深度
15
4.1.3单位炸药消耗量
16
4.1.4炮眼数目估算
17
4.1.5爆破网路的设计和计算
17
4.1.6装药结构与起爆
17
4.2工作面炮眼布置
18
4.2.1掏槽眼的布置
18
4.2.2辅助眼的布置
18
4.2.3周边眼的布置
18
4.2.4工作面实际炮眼数目
19
4.3钻眼机具及爆破器材的选择
19
4.3.1钻眼机具的选择
19
4.3.2炸药和爆破器材的选择
19
4.4对爆破工作的主要要求
19
4.4.1总体要求
19
4.4.2钻眼安全注意事项
19
4.4.3爆破安全注意事项
20
4.5爆破作业图表
20
第五章生产系统
22
5.1岩石的装载与转运
22
5.1.1岩石的装载
22
5.1.2岩石的转运
22
5.2支护
23
5.2.1锚杆安装工艺
23
5.2.2锚杆支护质量要求
24
5.2.3喷砼工艺流程
24
5.2.4混凝土材料要求
24
5.2.5喷射混凝土时的注意事项
24
第六章施工组织及主要技术经济指标
25
6.1施工组织
26
6.1.1工作制度
26
6.1.2作业方式
26
6.1.3劳动组织
26
6.2循环图表
26
6.2.1循环方式和循环进度
27
6.2.2循环时间
27
6.2.3循环图表
29
6.3主要技术经济指标
30
6.3.1设备配备
30
6.3.2经济指标
30
参考文献
31
第一章概述
1.1工程概况
某煤矿年产设计能力为1.2Mt,高沼气矿井,中央分列通风。井下最大涌水量550m3/h,通过第二生产水平东运输大巷的流水量为150m3/h,通过的风量为35m3/s。采用ZK10-9/550直流架线电机车牵引3.0t底卸式矿车运输。运输大巷长度950m。巷道内敷设一趟φ200mm的压气管和一趟φ100mm的供水管。
大巷穿过的岩层有砂岩、泥岩。主要以泥岩为主,f=4~6。实测围岩松动圈:砂岩lp=0.4~0.5m;泥岩lp=1.0~1.4m。试设计运输直线段断面,计算单位工程掘进工程量和材料消耗量,并绘制巷道断面施工图。
1.2设计依据
地质部门提供的××矿的地质精查报告
经过审批的××矿的初步设计、施工设计
矿井设计手册
井巷工程教材
煤矿安全规程及其他相关规范
《井巷设计基础》
《煤矿安全规程》
《矿山井巷工程施工及验收规范》。
第二章工程地质与水文地质条件
2.1岩层柱状
大巷穿过的岩层有砂岩、泥岩。主要以泥岩为主,f=4~6。实测围岩松动圈:砂岩lp=0.4~0.5m;泥岩lp=1.0~1.4m。根据围岩普氏分级法,由f=4~6,可得岩层为“相当坚固的岩石”。根据围岩松动圈分级法,由砂岩lp=0.4~0.5m、泥岩lp=1.0~1.4m,可得围岩为“一般围岩”分级。支护方式拟考虑以锚杆悬吊理论,喷层局部支护方式为主。
2.2涌水量
井下最大涌水量550m3/h,通过第二生产水平东运输大巷的流水量为150m3/h。
2.3有害气体
主要有害气体为沼气。
第三章巷道断面设计及支护
巷道断面设计是矿井开采设计中的一个重要组成部分,贯穿矿井服务年限,属于施工图设计的范畴。设计的巷道断面直接作为井下巷道施工的依据,也是进行井下工程概预算的依据。巷道断面设计的原则是:在满足安全、生产和施工要求的条件下,力求提高断面利用率,取得最佳的经济效果。
巷道断面设计的内容与步骤是:首先,根据巷道的服务年限、用途和围岩性质,选择巷道断面形状和支护方式;其次,根据巷道中多通过的设备尺寸、支护参数与道床参数、通风量和行人要求等确定巷道净断面尺寸(并进行风速验算),计算巷道的设计掘进断面的尺寸,并按允许的超挖值,求算出巷道的计算掘进断面尺寸;然后,布置水沟和管缆;最后绘制出巷道断面施工图,编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗表。
3.1巷道断面形状的选择
巷道断面形状的选择,主要应考虑巷道所处的位置及穿过的围岩性质、作用在巷道上地压的大小和方向、巷道的用途及其服务年限、选用的支护材料和支护方式、巷道的掘进方法和采用的掘进设备等因素,也可以参考邻近矿井同类巷道的断面形状及其维护情况等。亦可参照表3-1进行选择。
表3-1巷道断面形状适用表
断面形状
适用条件
半圆拱形
目前开拓,准备巷道,而硐室普片采用的断面形状,多在顶压大侧压小,无底鼓得条件下使用。
圆弧拱形
由于光爆锚喷支护的推广,拱部成型好,施工方便,多用于准备巷道。当跨度较大时,较半圆拱形断面利用率高。
三心圆拱形
与半圆拱形相比,拱顶承压能力差,但断面利用率较高,适用于围岩坚硬的开拓巷道、上(下)山和硐室。
梯形
顶板暴露面积较矩形小,可减少顶压,能承受稍大的侧压,多用于采区巷道。
矩形
断面利用率较高,多用于顶压,侧压都较小,维护时间不长的回采巷道。
马蹄形
用于围岩松软,有膨胀性,顶、侧压力很大,且有一定底压的巷道。
圆形
围岩松软、四周压力均很大,用其他形状不能抵抗围岩压力时采用。
椭圆形
当巷道四周压力很大,且分布不均时,根据顶压和侧压的大小,采用竖直或水平布置。
不规则形
在薄煤层中,为了不破坏顶板,使顶板保持一定的稳定性,断面形状视煤层赋存条件而定。
该巷道为运输大巷,属于煤层大巷,年产量1.2Mt,穿过普氏系数f=4~6的岩层,围岩情况较为良好,为稳定性较差的3类围岩,故选择承受地压性能好,通风阻力小,维护费用少、便于施工的半圆弧拱形断面,选用锚杆喷射混凝土支撑。
3.2巷道断面净尺寸的确定
《煤矿安全规程》规定:巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、安装、检修施工的需要。因此,巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途,存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格,人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量、风速要求等。同时,还要考虑敷设于巷道中的各种巷道、电线的合理布局。专做通风或行人用的巷道断面尺寸,只需要满足通风或行人的要求即可。
巷道断面设计计算图如下所示:
3.2.1巷道净宽度的确定
双轨巷道净宽度按下式进行计算:
(3.1)
式中:a——非人行道一侧的宽度,
A1——运输设备的最大宽度;
c——运输设备最突出部分的距离;
t——非人行道一侧的宽度。
运输设备采用ZK10-9/550直流架线电机车牵引3.0t底卸式矿车。
查《井巷工程》表3-2知ZK10-9/550电机车宽A1=1360mm,高h=1550mm;3t底卸式矿车宽1200mm,高1400mm,故选A1=1360mm。
根据《煤矿安全规程》,取巷道人行道宽c=900mm,非人行道一侧宽a=440mm。又查《井巷工程》表3-3知本巷双轨中线距b=1600mm,两侧电机车之间距离为:
故巷道净宽度:
3.2.2巷道净高度的确定
《煤矿安全规程》规定:主要运输巷道和主要风巷的净高,自轨面起不得低于2m。架线电机车运输巷道的净高、电机车架空线的悬挂高度,自轨面算起在行人的巷道内、车场内以及人行道同运输巷道交叉的地方不得小于2m;在不行人的巷道内不得小于1.9m;在井底车场内,从井底到乘车场不得小于2.2m。电机车架空线和巷道顶或棚梁之间的距离不得小于0.2m。采区(盘区)内的上山、下山和平巷的净高不得低于2.0m,薄煤层内的不得低于1.8m。
计算拱形巷道的净高度,主要是确定他的拱高和自底板起的壁高,即:
(3.2)
式中:H——拱形巷道的净高度,m;
h0——拱形巷道的拱高,m;
h3——拱形巷道的壁高,m;
hb——巷道内道砟高度,m。
(1)拱高h0的确定
圆弧形巷道拱高:h0=B/2=2150mm。
圆弧形巷道半径:R=2150mm。
(2)壁高h3的确定
eq\o\ac(○,1)
按架线电机车导电弓子要求确定h3
由《井巷工程》表3-6中圆弧拱形巷道壁高公式得:
(3.3)
式中:h4——轨道起电机车架线高度,按《煤矿安全规程》取h4=2000mm;
hc——道床总高度。查表《井巷工程》表3-10选择30kg/m钢轨,在查表3-5的hc=410mm,道砟高度hb=220mm;
n——导电弓子距壁安全距离,取n=300mm;
K——导电弓子宽度之半,K=718/2=359,取K=360mm;
b1——轨道中线与巷道中线间距,b1=B/2-a1=2150-(440+1360/2)=1030mm。
所以:。
eq\o\ac(○,2)
按管道装设要求确定h3
(3.4)
式中:h5——道砟面至管子底高度,按《煤矿安全规程》取h5=1800;
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——压气管法兰盘直径,D=335mm;
b2——轨道中线与巷道中线间距,b2=B/2-c1=2150-(1360/2+900)=570mm。
所以:1280mm。
eq\o\ac(○,3)
按人行道高度要求确定h3
(3.5)
式中j为距巷道壁的距离。距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。j>=100mm,一般取200mm。
所以:
eq\o\ac(○,4)
按设备上缘至拱璧最小安全间隙要求确定h3
a.人行侧:
b.非人行侧:
式中:C'——砟面起1.6m水平处,运输设备上缘与拱璧间距C'≥700mm,取C'=700mm。
综上计算,并考虑一定的余量,确定本巷道壁高为h3=1370mm,则巷道净高度为H=h3-hb+h0=1370-220+2150=3300mm。
3.2.3巷道净断面面积和净周长
半圆拱巷道净断面面积按照如下公式求得:
(3.5)
h2=h3-hb=1150mm,可得S=12.16m2。
半圆拱巷道净断面周长按照如下公式求得:
3.2.4巷道净断面面积的风速校核
已知通过的风量为35m3/s。根据《煤炭工业矿井设计规范>的规定,矿井主要进行风巷的风速一般不大于6m/s。巷道风速按下式进行验算:
(3.6)
式中:v——通过该巷道的风速,m/s;
Q——根据设计要求通过的风量,m3/s;
S——巷道的净断面面积,m2;
Vmax——该巷道允许通过的最大风速,按表3-9确定,m/s。
计算得:,可得巷道净断面面积满足风速要求。
3.3巷道支护设计
为了保证巷道围岩的稳定,防止出现围岩垮落或产生过大变形,无法满足正常的生产的安全要求,巷道掘进后一定都要立即进行支护。从目前各类支护形式及支护效果上来看,巷道支护主要分为三种类型:第一种为被动支护形式,包括木棚支架、钢筋棍凝土支架、金属型钢支架、料石碹、混凝土及钢筋混凝土碹等;第二类是以各类普通锚杆支护为主,旨在改善围岩应力学性能的积极支护形式,包括锚喷支护,锚网支护等;都三类是以高强预应力锚杆和注浆加固为主的积极主动加固形式,如锚喷支护等,能明显改善破裂岩体力学性能,支护结构整体性好,承载能力高,支护效果好。
3.3.1巷道支护形式的选择
该巷道设计选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护,局部需加强支护地段铺设钢筋网形成锚网喷联合支护。
3.3.2巷道支护参数的设计
(1)永久支护
巷道永久支护方式采用锚网喷,巷道交叉口、岩层松软、过断层等地段采用锚网喷+锚索支护。
按悬吊理论计算锚杆参数:
eq\o\ac(○,1)
锚杆长度计算:
(3.7)
式中:L——锚杆长度,m;
H——冒落拱高度,m;
K——安全系数,一般K=2;
L1——锚杆锚进稳定岩层的深度,一般按0.5m;
L2——锚杆的外露长度,一般取0.05m;
其中:
H=B/2f=4.3/(2×4)=0.54
B——巷道掘进宽度,为4.3m;
f——岩石坚固系数,取4;
K——安全系数,一般K=2;
则:
L=2×0.54+0.5+0.05=1.63m,取2.0m
eq\o\ac(○,2)
锚杆间距、排距计算:设计时间距、排距均为a,则
a=(Q/KHγ)/2=1.19m
式中:a——锚杆间排距,m;
Q——锚杆设计锚固力,64kN/根;
H——冒落拱高度,0.54m;
γ——被悬吊砂岩的密度,取25kN/m³;
K——安全系数,一般K=2;
通过以上计算,选用直径20mm螺纹钢树脂锚杆,长度为2.0m,锚杆间、排距为1.0m。网片采用钢筋网,相邻网片要压茬连接,搭接长度不小于100mm。爆破前锚网支护距迎头不大于0.7m,炮后不大于2.4m。围岩性较好时,采用先锚后喷的方式;围岩稳定性较差是,锚杆间、排距应适当缩小,并要先及时喷射混凝土,喷浆厚度不小于30mm,然后打设锚杆,复喷必须达到设计厚度。
初喷距工作面不超过5m,复喷距工作面不超过10m。洒水养护时间不少于28天。
(2)临时支护
eq\o\ac(○,1)
由于锚杆机手柄长度为1.3m,锚杆间距为0.9m,因此,在炮后及时进行敲帮问顶,然后操作人员站在支护完好的地点打设顶锚杆作为临时支护。
eq\o\ac(○,2)
初喷工作面作临时支护。炮后及时找掉,冲刷巷帮后立即进行初喷,初喷厚度不小于30mm,喷体初凝20min后,施工人员方可进入迎头。
(3)加强支护
巷道交叉口、岩层松软、过断层等地段采用锚网喷+锚索支护。
3.3.3支护材料
eq\o\ac(○,1)
锚杆、锚索及锚固剂:锚杆采用直径为20mm螺纹钢树脂锚杆,长度为2.0m,锚索长6.2m,每根锚杆使用树脂锚固剂锚固长度大于0.5m,锚杆外露长度为30~50mm。托盘120mm×120mm×5mm的正方形钢板制成。锚固剂型号为CK2350型,长度为500mm。
eq\o\ac(○,2)
锚网采用金属网片,网片规格为长×宽=2000mm×1000mm,网格为长×宽=50mm×50mm。
eq\o\ac(○,3)
混凝土:喷射混凝土采用复合硅酸盐水泥﹙P·C42·5﹚,纯净的山砂、粒度不大于10mm,按配比为水泥:砂=1:3.6均匀搅拌而成,混凝土标号为C20。
eq\o\ac(○,4)
速凝剂:型号为J85,掺入量为水泥重量的4%,速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺入,不得提前掺入混凝土内。
3.4道床参数的选择
根据巷道通过的运输设备,已选用30kg/m钢轨其道床参数hc与hb分别为410mm和220mm,道砟面至轨道面高度为ha=hc-hb=410-220=190mm,采用钢筋混凝土轨枕。(查(井巷工程)表3-5与3-10与3-11)。
3.5巷道掘进断面尺寸的确定
由《井巷工程》表3-7计算公式得:
巷道设计掘进宽度:;
巷道计算掘进宽度:;
巷道设计掘进高度:巷道计算掘进高度:;
巷道设计掘进断面积:
取S1=14.2m2。
巷道计算掘进断面积:
取S2=14.8m2。
3.6巷道内水沟和管线的布置
3.6.1水沟布置
已知通过巷道的水量为150m3/h,现采用水沟坡度为3‰,由《井巷工程》查表3-12得:水沟深度400mm,水沟净断面积为0.16m2,水沟掘进断面积为0.203m2,每米水沟盖板用钢筋1.633kg,混凝土0.0276m3,水沟用混凝土0.133m3。一般要求下:
eq\o\ac(○,1)
水平巷道及倾角小于16度的倾斜巷道的水沟,一般布置在人行侧。当非人行侧有适当空间时,亦可布置水沟,但应尽量避免水沟穿越轨道和输送机。
eq\o\ac(○,2)
在倾角大于16度的巷道中,当涌水量小或巷道较窄时,水沟与人行台阶可在巷道同侧平行或重叠布置;当涌水量较大或巷道较宽时,水沟和人行台阶可分设在巷道两侧。
eq\o\ac(○,3)
专用排水巷道、中间设人行道的巷道、有底鼓的巷道和铺设整体道床的巷道,水沟也可布置在巷道中间。
eq\o\ac(○,4)
巷道横向水沟,一般应布置在含水层的下方、上(下)山下部车场的上方、胶带机接头硐室的下方或出水点初。
3.6.2管线布置
(1)管道的布置要考虑安全、架设与检修的方便,一般应符合如下要求:
eq\o\ac(○,1)
管道应布置在人行道一侧,管道的架设一般采用托架、管墩及锚杆吊挂等方式,并要考虑检修的方便;若架设在人行道上方管道上方,管道下方距道砟或水沟盖板的垂直高度不应小于1800mm,若架设在水沟上,应以不妨碍水沟清理为原则。锚喷支护的主要运输巷道,可将管路锚吊在行人侧的顶部。
eq\o\ac(○,2)
当管道与管道呈交叉或平行布置时,应保证管道之间有足够的更换距离。管道架设在平巷顶部是时,应不妨碍其他设备的维修与更换。
eq\o\ac(○,3)
管道与运输设备之间必须留有不小于200mm的安全距离。
(2)电缆布置一般有如下要求:
eq\o\ac(○,1)
电力电缆和通讯电缆一般不要敷设在巷道的同一侧。如受条件限制设在同一侧时,通讯电缆设在动力电缆上方0.1m以上的距离处,以防电磁场作用干扰通讯信号。
eq\o\ac(○,2)
电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时,必须敷设在管子上方,并保持0.3m以上的距离。
eq\o\ac(○,3)
电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不会撞击电缆,或者电缆发生坠落时,不会落在轨道上或运输设备上,所以电缆悬挂高度一般为1.5~1.9m,电缆到巷道顶板的距离不小于300mm;电缆两个悬挂点的间距不大于3.0m;电缆与运输设备之间距离不小于0.25m,电缆与风筒相互之间应保持0.3m以上距离。
eq\o\ac(○,4)
高压电缆和低压电缆在巷道同侧敷设时,相互之间距离大于0.1m以上。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm,以便摘挂方便。
eq\o\ac(○,5)
有煤尘瓦斯突出煤层中的回风巷,禁止设置动力电缆。
3.7巷道掘井工程量和材料消耗
由《井巷工程》查表3-7计算公式得:
每米巷道拱与墙计算掘进体积:
每米巷道墙脚计算掘进体积:
每米巷道拱与墙喷射材料消耗:
每米巷道墙角喷射材料消耗:
每米巷道喷射材料消耗(不包括损失):
每米巷道锚杆消耗:
(3.8)
式中:P1——计算锚杆消耗周长,;
a、a′——锚杆间距、排距,a=a′=0.8m。
所以;
折合重量为:
式中:l——锚杆长度,l=2.0m;
d——锚杆直径,d=18mm;
——锚杆材料密度,=7850kg/m3。
计算得G=60.17kg/mm3。
因每根锚杆安装2个树脂药卷,则每米巷道树脂药卷消耗支。
每排锚杆数为根
每排树脂药卷数根
每米巷道粉刷面积
式中:B3——计算净宽,
3.8相关图表
图3-1巷道断面施工图
表3-15运输大巷特征
围岩类别
断面面积/m2
设计掘进尺寸/mm
喷射厚度/mm
锚杆/mm
净
周
长
/m
净面积
设计掘进
宽
高
形式
排列方式
间、排距
锚杆长
直径
3
12.16
14.8
4300
3300
100
螺纹钢树脂锚杆
方形
120
2000
20
13.4
表3-16运输大巷每米工程量及材料消耗表
围岩类别
计算掘进工程量/m3
锚杆
数量
材料消耗/mm
粉刷面积
/m2
巷道
墙角
喷射材料/m3
锚杆
钢筋/kg
树脂药卷/支
3
13.27
0.04
14.75
0.98
58.90
29.5
9.1
第四章爆破图表的编制
我国煤矿岩巷的钻眼,从手工凿岩、硝铵炸药、普通雷管,前眼爆破起步,到手持式凿岩机、液压凿岩台车、高威力水胶炸药,高精度毫秒电雷管、非电起爆器材以及各类起爆器、中深孔光面爆破,使我国凿岩爆破技术得到了长足的发展。与此同时,凿岩机理、破岩机理、爆破技术以及施工设备的可靠性,自动化程度也有了较大的发展。
目前,钻眼爆破技术的发展趋势是中深孔、光面爆破和断裂成型(刻槽)爆破技术。
采用钻眼爆破法掘进岩巷,施工的基本工序包括工作面定向、炮眼布置、钻眼工作、装药连线、爆破通风、安全检查、洒水、临时支护、装岩与运输、清底、永久支护、水沟倔砌和管线安设等。各工序的质量及工序间的衔接,特别是作为第一道工序——钻眼爆破工作的质量,对巷道的施工安全、施工质量、掘进速度及功效、成本等,都有较大的影响。因此,钻眼爆破工作除符合安全施工的要求外,还应当做到以下几点:
eq\o\ac(○,1)
巷道断面形状与规格、方向与坡度均应符合设计要求和施工规范、验收规范的标准,要求巷道超挖不得大于150mm,欠挖不得超过质量标准规定。
eq\o\ac(○,2)
爆破后的岩石块度应有利于提高装岩生产率(一般不大于300mm),岩堆形状有利于组织装运与钻眼的平行作业,巷道底板平整有利于各种设备和人员行走。
eq\o\ac(○,3)
对围岩的震动和破坏要小,以利于巷道支护和长期稳定。
eq\o\ac(○,4)
爆破单位体积岩石所需炸药和雷管的消耗量低,炮眼利用率要达到85%以上。
因此,为了获得良好的爆破效果,必须正确地布置工作面的炮眼,合理确定爆破参数,选用适宜的炸药和不断改进爆破技术。
4.1爆破参数的确定
爆破参数主要包括炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量等
4.1.1炮眼直径
炮眼直径对钻眼效率、全断面炮眼数目,炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响。因此,应根据巷道断面大小、块度要求、炸药性能和凿岩机性能综合考虑,进行选择。
炮眼直径大,可减少炮眼数目,炸药能量相对集中,可提高爆破效率,但钻速下降,影响爆破质量和降低围岩稳定性。现场多根据药卷直径来确定炮眼的直径。目前国内岩巷掘进均采用直径为27mm、32mm、和35mm三种药卷,炮眼直径需比药卷直径大6-8米左右,所以目前岩巷掘进的炮眼直径多采用35-42mm。
在这里我们采用药卷直径为32mm,炮眼直径为41mm。
4.1.2炮眼深度
炮眼深度决定了每一掘进循环钻眼和装岩的工作量、循环进尺以及每班的循环次数。炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素确定。从今年发展趋势来看,炮眼平均深度逐渐由浅孔向中深孔(2.0~2.5m)发展,一些采用凿岩台车凿岩的掘进队正在向较深孔发展。
合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正规循环作业为原则。采用气腿凿岩机时,炮眼深度以1.6~2.3m为宜,眼深超过2.5m后,钻眼速度则明显降低。采用配有高效凿岩机的凿岩台车时,应向深眼发展,一般眼深可达3.0m以上。我国煤矿巷道掘进中,通常是以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力来确定每一循环的炮眼深度,即
(4.1)
式中:——炮眼深度,m;
L——计划月进度,m;
k——每月实际用于掘进的天数,30天;
n——正规循环率,即每月实际用于掘进工作的天数与30天之比,一般取0.8~0.9;
N——每日完成掘进循环数,次;
——炮眼利用系数,一般要求。
本次施工中设定计划月进度为150m,正规循环率设为0.9,每日完成掘进的循环次数为4次,炮眼利用率为0.8。
所以即炮眼深度选为1.8m。
4.1.3单位炸药消耗量
单位炸药消耗量是指爆破1.0m3实体岩石所需的炸药量,也是工作面一次爆破所
需的总炸药量和工作一次爆下的实体岩石总体积V之比。即
(4.3)
不过计算数据一般仅作为参考,所以多按定额选用,查《井巷工程》表4-2知q=1.48kg/m3。
4.1.4炮眼数目估算
炮眼数目直接影响着钻眼工作量、爆破岩石的块度、巷道形成质量等。炮眼数目取决于岩石性质、巷道断面形状和尺寸、炮眼直径和炸药性能等因素。合理的炮眼数目一般先以岩层性质和巷道断面大小进行初步估算,然后再设计断面图上作炮眼布置图,得出炮眼总数,并通过实践调整与修正。
炮眼数目也可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。
(4.2)
式中:N——炮眼数目;
q——单位炸药消耗量,kg/;
S——巷道掘进断面积,;
m——每个药卷长度,m;
a——装药系数,即装药长度与炮眼长度之比,一般取0.5左右;
P——每个药卷的重量,kg。
采用光面爆破,掘进断面14.8m2,f=4~6。查《井巷工程》表4-2得,采用光面爆破掘进100m³需消耗炸药148kg/100m3。
计算得:,拟取53个。
4.1.5爆破网路的设计和计算
采用电力起爆法,因矿井中含有沼气,故采用安全性较高,不易产生火花的串联方式来连接电路。
4.1.6装药结构与起爆
装药结构是指炸药药卷在炮眼内的装填情况,有连续装药和间隔装药、耦合装药和不耦合装药、正向起爆装药和反向起爆装药之区别,是影响爆破效果的重要因素。
(1)掏槽眼和辅助眼的装药结构
本工程中掏槽眼和辅助眼采用正向不耦合装药结构。
(2)周边眼的装药结构
在药卷直接为32mm的情况下,为实现光面爆破,周边眼采用单段空气柱式装药结构。
(3)炮眼填塞
炮眼封泥用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用黏土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。
4.2工作面炮眼布置
由于爆破工作是在只有一个自由面的狭小空间内进行的,要达到理想的爆破效果,必须将各种不同作用的炮眼合理地布置在相应位置上,使每个炮眼都能起到应有的爆破作用。掘进工作面的炮眼,按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼、周边眼三类,采用延期爆破的技术,其起爆顺序是先掏槽眼,然后辅助眼,最后周边眼,以保证爆破效果。
4.2.1掏槽眼的布置
因为掘进断面较大,为取得较好的掏槽效果,采用楔形掏槽。内楔由2~4个眼组成,眼深较小,它最先起爆掏出小槽,外楔眼随后起爆扩大,并加深掏槽。楔形掏槽法的炮眼与工作面夹角也大致在65~75°之间;成对的两眼口间距离,一般为1.0~1.5米,眼底间距为450毫米左右,眼深比一般炮眼加深掏槽眼的排距约为0.4~0.6米。掏槽眼具体炮眼数目布置如下:
掏槽眼共4个,每个孔均装药,每个深度为2000mm。
4.2.2辅助眼的布置
辅助眼共25个,每个孔与相邻的孔间距为400~600mm,每个深度为1800mm。
其中第一圈辅助眼8个,第二圈辅助眼8个,第三圈9个。
4.2.3周边眼的布置
(1)顶眼及帮眼的布置
顶眼共11个,帮眼共6个,相邻的孔间距为500m其他与辅助眼类似。
(2)底眼的布置
底眼共7个,每个孔与相邻的孔间距约为200mm,其他与辅助眼类似。
4.2.4工作面实际炮眼数目
经作图效验,实际炮眼数目为:54个
4.3钻眼机具及爆破器材的选择
4.3.1钻眼机具的选择
在煤矿岩巷中,一般采用以压风为动力的各种凿岩设备和设施,包括凿岩机、钎头,钎杆和钻架等。而在煤巷中,多采用煤电转、麻花钎杆和两翼(或三翼)旋转式钻头。井巷掘进中,在岩石上钻眼,主要采用冲击式钻眼法;在煤上钻眼,主要采用旋转式钻眼法。冲击式钻眼法使用的钻眼机械师凿岩机;旋转式钻眼法使用的钻眼机械多是电钻。凿岩机以使用的动力不同,分风动凿岩机、液压凿岩机及电动凿岩机。
本次工程采用气腿式YT-23风动凿岩机,3台共同作业。
4.3.2炸药和爆破器材的选择
起爆方法选择电雷管起爆法,炸药选用乳化炸药EL-103,因采用光面爆破,使用毫秒延期电雷管,起爆器则选用MFB-100型矿用电容式发爆器。
4.4对爆破工作的主要要求
爆破工程不仅在总成本中占有重要位置,而且还将直接或间接的影响采矿生产各个工艺环节;爆破工作的好坏,在很大程度上决定着露天矿的生产、安全和工作质量。
4.4.1总体要求
在巷道掘进中,一般是以采装工作为中心组织生产的。为了保证挖掘机连续作业,要求工作面每次爆破的矿岩量至少能满足挖掘机5~10d的采装要求。近年来,随着大型设备和多排微差爆破的应用,贮备量已超过该数字。
露天爆破后的矿岩块度,既要小于挖掘机铲斗允许的块度,又要小于破碎机入口允许的块度。
4.4.2钻眼安全注意事项
eq\o\ac(○,1)
开眼时必须使用钎头落在岩石上,如有浮矸,应处理好后再开眼;
eq\o\ac(○,2)
不允许在残眼内继续钻眼;
eq\o\ac(○,3)
开眼时给风阀门不要突然开大,待钻进一段后,再开大风阀门;
eq\o\ac(○,4)
为防止断钎伤人,推进掘进机时不要用力过猛,更不要横向用力,凿岩时钻工应站稳,应随时堤防突然断钎;
eq\o\ac(○,5)
一定要注意把胶皮风管与风钻接牢,以防脱落伤人;缺水或停水时,应立即停止钻眼。
4.4.3爆破安全注意事项
eq\o\ac(○,1)
规定的安全地点装配起爆药卷。
eq\o\ac(○,2)
爆破母线要妥善地挂在巷道的侧帮上,并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离;装药前要试一下爆破母线是否导通。
eq\o\ac(○,3)
装药前应检查顶板情况,撤出设备与机具,并切断除照明以外的一切设备的电源,照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。
eq\o\ac(○,4)
检查工作面20m范围内瓦斯含量,并按《煤矿安全规程》有关规定处理。
eq\o\ac(○,5)
装药时要细心地将药卷送到眼底,防止擦破药卷、装错雷管段号、拉断脚线。有水的炮眼,尤其是底眼,必须使用防水药卷或药卷加防水套,以免受潮拒爆。
eq\o\ac(○,6)
装药、联线后应有爆破员与班、组长进行技术检查,作好爆破前的安全布置。
4.5爆破作业图表
表4-1爆破原始条件
名称
单位
数量
名称
单位
数量
巷道的掘进断面
岩石的坚固性系数f
炮眼深度
m2
m
14.8
4~6
1.8
炮眼数目
雷管数目
总装药量(2号岩石硝铵炸药)
个
个
kg
54
54
63.2
表4-2预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
每循环工作面进尺
每循环爆破实体岩石
炸药消耗量
%
m
m3
kg/m3
90
1.8
26.60
2.38
每米巷道耗药量
每循环炮眼总长度
每立方岩石雷管消耗量
每米巷道雷管消耗量
kg/m
m
个/m2
个/m
35.11
98
2.03
30
表4-3炮眼布置及装药参数
眼号
炮眼名称
眼数
(个)
炮眼
深度
(m)
装药量
起爆
顺序
联线方式
装药结构
单孔
小计
卷/眼
质量(kg)
卷
(个)
质量
(kg)
0
1~4
5~29
30~32,42~44
33~41
45~54
空眼
掏槽眼
辅助眼
帮眼
顶部眼
底眼
0
4
25
6
9
10
0
2
1.8
1.8
1.8
1.8
0
8
6
5
6
5
0
1.6
1.2
1.0
1.2
1.0
0
32
150
30
54
50
0
6.4
30
6
10.8
10
0
1
2
3
3
3
串
串
串
串
串
正向
正向
正向
正向
正向
合计
图3-1工作面炮眼布置图(三视图)
第五章生产系统
5.1岩石的装载与转运
巷道施工中,岩石的装载与运输是最繁重、最费工时的工序,一般情况下他站掘进循环时间的35%-50%。它的速度快慢,直接影响掘进进度、效率和成本,因此做好装岩与运输工作,对提高劳动效率,加快掘进速度、改善劳动条件和降低成本具有重要意义。
5.1.1岩石的装载
选择装岩机考虑的因素是比较多的,主要包括巷道断面积的大小;装岩机的装载宽度和生产效率,适应性和可靠性,操作、制造与维修的难易程度;与其他设备的装岩机得造价和效率等。
铲斗后卸式装载机,构造简单,适应性好,但生产能力为25-40m3/h,装岩方式不合理,间歇作业,效率低,容易起扬尘,装岩宽度小,要求有熟练的操作技术,一般应用于单轨巷道。
铲斗侧卸式装载机,铲取能力大,生产效率高。对大块岩石、坚硬岩石的适应性强;履带行走,移动灵活,装载宽度大,清底干净;操作简单、省力,但是构造复杂,造价高,维修要求高,间歇装岩,适应于断面积为12m3以上的双轨巷道。
耙斗装载机,构造简单,维修操作容易;可适用于斜巷、平巷以及煤巷、岩巷等,但是它的体积大移动不方便,妨碍其他机械使用,间歇装岩,且底板清理不干净,人工辅助工作量大,耙齿和钢丝绳损耗量大,效率低,应用于单轨巷道较为合理。
蟹爪式、利爪式转载机的装岩动作连续,可与大容量、大转载能力的运输设备和装岩机使用,生产效率高,但是构造复杂,造价高,蟹爪与铲板易损耗,装坚硬岩石时,对制造工艺和材料耐磨要求高。
本次施工选择型号为ZLC-60型侧卸式装载机一台。
5.1.2岩石的转运
巷道掘进调车采用活动错车场调车方式。为了缩短调车时间,将固定道岔改为翻框式调车器,浮放道岔等专用调车设备,这些设备可紧随工作面向前移,能经常保持较短的吊调车距离,装载机的工作时间可达30%~40%。
浮放道岔结构简单,可以移动,现场可自行设计与加工。
翻框调车器具有结构简单、重量轻、移动方便等优点,可以保证调车位置接近工作面,为独头巷道快速掘进创造了有利条件。
运输方式采用胶带转载机:结构简单,长臂较短,行走方便,可适应弯道装岩。
表5-1装载与运输设备配备表
序号
设备名标
型号
数量
安装位置
固定方式
运输方式
运输距离
备注
1
侧卸式装载机
ZLC-60
1
巷道中央
卡轨式
胶带转载机
950m
5.2支护
本巷道结合巷道支护原理、方法,永久支护选用锚喷支护施工的方法。
5.2.1锚杆安装工艺
(1)打锚杆眼:
eq\o\ac(○,1)
打眼前,首先严格按照中、腰线检查巷道规格,不符合设计要求时必须先进行处理;打眼前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮、找掉活矸危岩,确认安全后方可作业。
eq\o\ac(○,2)
锚杆眼位要准确,眼位误差不得大于100mm,眼向误差不得大于15°,锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻杆上做好标志,严格按锚杆长度打锚杆眼,深度为1.9m。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。
eq\o\ac(○,3)
打锚杆眼使用锚索钻机(型号MQT—120)),钻头采用PCDφ28,使用时要先送水、后送风、停机要先停风、后停水。
(2)安装锚杆
锚杆孔钻好后,拱基线以上眼孔用水冲洗干净,帮眼先用吹管吹尽孔内矸碴、泥浆,再用锚杆将树脂药卷轻轻送入眼底,再用锚矸钻机进行搅拌,搅拌40s±5s凝固后取下钻机,20min后拧紧螺母,要求托盘紧贴岩面,确保支护有效,避免顶板离层。
eq\o\ac(○,1)
顶锚杆施工工艺:
掘进→找掉危岩后出矸→临时支护→钻顶板中部锚杆眼→清孔→用锚杆装树脂药卷→按规定时间搅拌树脂药卷→待1分钟后铺金属网上托盘和螺母→安装其它锚杆。
eq\o\ac(○,2)
帮锚杆施工工艺
钻孔→清孔→安装树脂药卷和锚杆→按规定时间搅拌树脂药卷→待1分钟左右→﹙铺网﹚上托盘拧紧螺母→安装其它帮锚杆。锚杆安装示意图
5.2.2锚杆支护质量要求
eq\o\ac(○,1)
锚杆间排距为900mm×900mm,锚索2.4m一组,每组2棵。
eq\o\ac(○,2)
锚杆要求与顶板或巷道轮廓尽量垂直,与岩石面夹角75°≤β≤105°。
eq\o\ac(○,3)
锚杆外露长度为30mm~50mm。
eq\o\ac(○,4)
网片要压茬连接,搭接长度不小于100mm。
eq\o\ac(○,5)
每300根锚杆进行一组(一组三根)锚杆拉力试验,锚固力顶锚杆必须达到10t、帮锚杆必须达到5t以上,拧紧力矩不小于120N.m,不合格的必须重新补打。
5.2.3喷砼工艺流程
喷砼人员进班后首先对喷射段巷道进行几何尺寸检查、是否符合设计要求。发现不符合设计要求的地方必须先进行处理,进行喷射柱埋设,拉喷砼线,冲洗巷道顶帮,喷砼,喷后清理回弹物。
喷射机的开机顺序:首先开风,接着开水,紧接着送电,最后上料;关机顺序:首先停料,待料完毕停电,接着关水,最后关风。
5.2.4混凝土材料要求
eq\o\ac(○,1)
喷射混凝土必须使用不低于42.5#的水泥、纯净的山砂粒度不大于10mm,按配比为水泥:砂=1:3.6均匀搅拌而成。混凝土标号C20。
eq\o\ac(○,2)
速凝剂:型号为J85型,掺入量为水泥重量的4%。速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺入。不得提前掺入混凝土内。
eq\o\ac(○,3)
支护所用的水泥、砂和速凝剂要分类存放,水泥和速凝剂的存量分别控制在50吨和15吨左右,不得大量存放,以防长时间存放受潮失效;砂不少于50吨。
5.2.5喷射混凝土时的注意事项
eq\o\ac(○,1)
检查待喷巷道内的所有锚杆、锚索、金属网是否合格,无问题时方可进行喷射工作。
eq\o\ac(○,2)
清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等,接好风、水管路,输料管路要摆放平直不得有急弯,接头要严密不得漏风。
eq\o\ac(○,3)
检查喷浆机是否完好,磨擦板是否紧固,有无漏风等,无问题时,方可进行喷射工作。
eq\o\ac(○,4)
检查风、水压是否符合要求,风压应控制在0.1~0.12Mpa,水压应控制在0.25MPa。
eq\o\ac(○,5)
在喷浆前,先检查待喷巷道的规格质量,必须符合设计要求,方可进行喷射混凝土工作。
eq\o\ac(○,6)
砼配比为水泥:砂=1:3.6,水泥标号不低于42.5#,砂粒度不大于10mm,速凝剂掺量为水泥重量的4%。
eq\o\ac(○,7)
人工搅拌料时要将料搅拌均匀,配比符合要求。
eq\o\ac(○,8)
为保证喷浆厚度和表面光滑,必须挂线喷浆,即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线,作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。
eq\o\ac(○,9)
喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净,并将电缆和其它设备保护好,用木板盖严。
eq\o\ac(○,10)
喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。
第六章施工组织及主要技术经济指标
6.1施工组织
6.1.1工作制度
过去我国煤矿都采用“三八”工作制(即每天分为3个工作班,每班工作8个小时),建井单位多采用“四六”工作制(地面辅助工为“三八”制),“滚班制”该变了过去工作制中的分配不公现象,调动了职工的积极性,但也给管理工作带来了一定的难度。它要求正在施工的班组在完成工作量之前一小时就要电话通知工区值班室,值班员再通知下一班职工做好接班准备。目前大多数矿井仍采用“三八”制或“四六”制的日工作制度。我们这里采用“四六制”。
6.1.2作业方式
在工作制确定以后,要根据巷道设计断面和地质条件、施工任务、施工设备、施工技术水平和管理水平,进行作业方式的比选,确定巷道施工的作业方式。我们这里采用“四倔两支”平行作业方式。
6.1.3劳动组织
表6.1施工组织表
一
二
三
四
合计
出勤
在册
钻眼
2
2
2
6
9
装药联线放炮
2
2
2
6
8
装岩
1
1
1
3
4
转载运输
2
2
2
6
9
轨道工
2
2
4
验收员
1
1
1
防尘员
2
2
3
支护工
9
9
9
27
30
机修工
1
1
1
3
6
9
运料工
4
4
6
班长
1
1
1
1
4
4
工长
1
1
1
1
1
4
合计
19
19
19
14
68
91
6.2循环图表
6.2.1循环方式和循环进度
巷道掘进循环方式可根据具体条件选用单循环(每班一个循环)或多循环(每班完成两个以上的循环)。每个班完成的循环数应为整数,即一个循环不要跨班(日)完成,否则不便于工序间的衔接,施工管理比较困难,也不利于实现正规循环作业。当求得小班的循环数为非整数是应调整为整数。调整方法应以尽量提高工效和缩短辅助时间为原则。对于断面大、地质条件差的巷道,也可以实行一日一个循环。20世纪70年代,应用浅眼(1.0~1.2m)多循环的方式曾取得过岩石平巷施工的好成绩。由于岩巷施工中大型设备日渐增多,单循环的方式应用的更为普遍。当采用超深孔光爆是,亦可能为多个小班一个循环。我们这里采用一个班一个循环。
在巷道施工中,每个循环使巷道向前推进的距离称为循环进度,又称循环进尺。循环进尺主要取决于炮眼深度和爆破效率。在目前我国大多数煤矿仍用气腿式凿岩机的情况下,炮眼深度一般为1.5~2.0m较为合理。当采用凿岩台车配以高效凿岩机时,采用2.0~3.5m的中深孔爆破,对提高掘进速度更为有利。
6.2.2循环时间
在确定了炮眼深度,也就知道了各主要工序的工作量,然后可根据设备情况、工作定额(或实测数据)计算各工序所需要的作业时间。在所需的全部作业时间中,扣除能够与其他工序平行作业的时间,便是一个循环所需要的时间T,即:
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