某煤矿双轨运输水平大巷断面及爆破设计

PAGEADDINCNKISM.UserStylexxxxx学院《井巷与隧道工程》课程设计某煤矿双轨运输水平大巷断面及爆破设计学生姓名：学生学号：201510学院：安全工程学院专业班级：采矿工程1542班专业课程：井巷与隧道工程指导教师：20xx年12月15日

《井巷与隧道工程》课程设计题目题目：某煤矿年设计生产能力180万吨t，为瓦斯矿井，采用立井单水平上下山开拓方式，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为400m3/h。设计巷道为双轨水平运输大巷，长3000m，服务年限为25年；巷道通过的流水量为120m3/h，风量为42m3/S；采用ZK10-9/550型直流架线式电机车牵引1.5t矿车运输。巷道内铺设一趟直径Φ为200mm的压气管和一趟直径Φ为100mm的供水管。设计的大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数=4～6。该矿实行“三八”工作制，敷设有动力电缆和通讯电缆；计划月进尺180m，每月实际工作30d，实行掘支平行作业，每一掘进班完成一个循环。预计正规循环率为0.9，炮眼利用率为0.9。设计内容：1、选择合适的巷道断面形状。2、设计双轨直线段的巷道断面。确定巷道净宽、拱高、墙高、净断面面积、净周长，并进行风速校核。选择合适的支护方式，确定支护参数。最后确定巷道的掘进断面尺寸。3、布置巷道内水沟和管线。4、计算巷道掘进工程量和材料消耗量。5、绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗表。6、根据设计的断面图，编制爆破作业图表。包括爆破原始条件，三个方向的炮眼布置图、装药量及起爆顺序、预期爆破效果表。设计要求：1、在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使设计成果达到较高水平。2、要通过计算确定的，必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的，请说明确定理由。设计参照依据：《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程质量验收规范》、《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》、《煤矿矿井采矿设计手册》、《井巷工程》东兆星等。3、说明书用稿纸手写（或打印），要求字迹工整，内容完整，表格要用统一编号和表头。图纸绘制用CAD，绘图比例用1：50，纸型为A4。图纸格式要求按示例一，示例二；线型、线宽及图例，参照采矿设计手册采矿制图部分要求。4、提交的设计成果包括：设计说明书及有关图纸（巷道断面施工图，炮眼布置图）。目录第一节选择巷道断面形状与支护方式 1第二节巷道净断面尺寸确定 1一、确定巷道净宽度B 1二、确定巷道净高度H 1三、确定巷道净断面面积S和净周长P 3第三节风速校核巷道净断面面积 3第四节巷道水沟尺寸选择及管线布置 3第五节确定巷道掘进断面尺寸 3一、选择支护参数 3二、选择道床参数 4三、确定巷道掘进断面尺寸 4四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量 5第六节绘制巷道断面施工图 6第二部分爆破说明书及爆破图表编制 7第一节爆破工程的原始条件 7第二节爆破器材选择 7一、炸药 7二、雷管 7三、凿岩机具的型号 7四、起爆器材 7第三节爆破参数的设计与计算 8一、掏槽方法、炮眼直径、深度、数目、单位炸药消耗量 8二、炮眼的名称、位置、个数、深度、角度及炮眼编号 9三、各类炮眼的装药结构、装药量、炮泥填塞长度、连线方法和起爆顺序 10第四节爆破作业安全措施 11一、钻眼安全技术措施 11二、爆破安全技术措施 12第五节爆破图表 13参考文献 14

第一部分巷道断面设计第一节选择巷道断面形状与支护方式设计年产180万吨t矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在20年以上，采用900mm轨距双轨运输的大巷，其净宽在3m以上，巷道穿过中等稳定岩层，在简化设计同时既有利于施工和安全生产，又具有明显的经济效益的条件下，设计该巷道断面为圆弧拱形，采用钻眼爆破方法掘进。该巷道设计选用螺纹钢树脂锚杆和喷射混凝土支护，局部需要加强支护地段铺设钢筋网，形成锚喷网联合支护。第二节巷道净断面尺寸确定一、确定巷道净宽度B查《井巷工程》【1】表3-2知ZK10－9/550电机车宽A1=1360mm、高h=1550mm；1.5t矿车宽1050mm、高1150mm。根据《煤矿安全规程》【2】，取巷道人行道宽C=840mm>800mm，非人行道一侧安全间隙宽a=400mm。又查《井巷工程》表3-3知巷双轨中线距b=1600mm，则两电机车之间距离为1600－（1360/2+1360/2）=240mm>200mm故巷道净宽度:B=a1+b+c1=（400+1360/2）+1600+（1360/2+840）=4200mm二、确定巷道净高度H（一）确定巷道拱高h0一般情况下，圆弧拱形巷道拱高h0取h0=B/3=4200/3=1400mm。圆弧拱半径R由《井巷工程》【1】图3-7（b）圆弧拱行巷道断面壁高几何分析：B3+R2-解的R=2275mm。（二）确定巷道壁高h31．按架线电机车导电弓子要求确定h3查《井巷工程》表3-6中圆弧拱形巷道拱高公式：h3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《井巷工程》【1】表3-10选30kg/m钢轨，再查《井巷工程》表3-5得hc=410mm，道碴高度hb=220mm；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——轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2－a1=4200/2－1080=1020mm。由于本设计中断面形式是圆弧拱且R=2275mm故h3≥h4+hc+R2-B22.查《井巷工程》【1】表3-6中圆弧拱形巷道拱高按管道装设要求确定h3h3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=4200/2－1520=580mm。h3=1800+900+220+875-1787=2008mm3．查《井巷工程》【1】表3-6中圆弧拱形巷道拱高按人行高度要求确定h3：h3式中j——距壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。j≥100mm，一般取j=200mm，h3≥1800+hb+R综上计算，并考虑一定的富余量，确定本巷道壁高为h3=2220mm。则巷道净高度H=h3－hb+h0=2220－220+1400=3400mm。三、确定巷道净断面面积S和净周长P查《井巷工程》【1】中圆弧拱形巷道表3-8净断面积S=B(0.24B+h2)式中h2——道碴面以上巷道壁高，h2=h3－hb=2220－220=2000mm故S=B(0.24B+h2)=4200×（0.24×4200+2000）=12633600mm2=12.6m2查《井巷工程》中圆弧拱形巷道断面计算公式表3-8净周长P：P=2.27B+2h2=2.27×4200+2×2000=13534mm=13.5m第三节风速校核巷道净断面面积查《井巷工程》【1】中巷道允许的最高风速表3-9，知vmax=8m/s；已知通过大巷风量Q=42m3/s，代入式（1-4）得v=QS=故设计的大巷断面积，风速没超过规定，可以使用。第四节巷道水沟尺寸选择及管线布置已知通过本巷道的水量为120m3/h，现采用水沟坡度为3‰，查《井巷工程》中巷道水沟规格和材料消耗表3-12得：水沟深400mm、水沟宽400mm，水沟净断面积0.16m2；水沟掘进断面积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。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。第五节确定巷道掘进断面尺寸一、选择支护参数本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽4.2m、穿过中等稳定岩层即属Ⅳ类围岩、服务年限大于20年等条件，确定选用锚固可靠、锚固力大并且能迅速安装的树脂锚杆。锚杆杆体为φ20mm螺纹钢，每个孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm，设计的锚杆预紧力≥50kN，锚固力≥120kN。锚喷支护参数：锚杆长度选取2.0m，间距0.78≈0.8m，排距0.8×0.8m，喷射混凝土层厚T1=100mm，设计强度为C18,分两次喷射，每次喷射50mm厚，故支护厚度T=T1=100mm。巷道局部需加强支护段，在首次喷射50mm厚混凝土后铺设φ6mm的钢筋网，网格尺寸为100mm×100mm，形成锚喷网联合支护。二、选择道床参数根据本巷道通过的运输设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数hc、hb分别为410和220mm，道渣面至轨面高度ha=hc－hb=410－220=190mm。采用钢筋混凝土轨枕。三、确定巷道掘进断面尺寸查《井巷工程》【1】中圆弧拱形巷道断面计算表3-8计算公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4200+2×100=4400mm。巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4400+2×75=4550mm。巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm。巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3720+75=3795mm。巷道设计掘进断面面积：S1=0.24B2+1.27BT+1.57T2+B1h3=0.24×42002+1.27×4200×100+1.57×1002+4400×2220=14550700mm2取S1=14.6m2。巷道计算掘进断面积S2=0.24B2+1.27BT+1.57T2+0.24T+0.1B+0.01+B2h3则：s2=0.24×42002+1.27×4200×100+1.57×1002+0.24×100+0.1×4200+0.01+4550×2220=14884144mm2，取S2=14.9m2四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量查《井巷工程》【1】中圆弧拱形巷道断面计算表3-8计算公式得：每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×1=14.9×1=14.9m3每米巷道墙脚计算掘进体积V1=0.2（T+δ）×1=0.2×（0.1+0.075）×1=0.04m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=(1.27B+1.57T+0.24)T1+2h3T1则：V2=（1.27×4.2+1.57×0.1+0.24）×0.1+2×2.22×0.1=1.02m每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T1×1=0.2×0.10×1=0.02m3每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）V=V2+V4=1.02+0.02=1.04m3每米巷道锚杆消耗N=（P1-0.5M）/(MM')式中P1——计算锚杆消耗周长且P1=1.27×4.2+3.14×0.1+0.24+2×2.22=10.3（根）故N=（P1-0.5M）/(MM')=（10.3-0.5×0.8）/（0.8×0.8折合重量为：G=15.5×[l×π×d24×ρ]=15.5×[2.0×3.14×0.022/4×7850]=76.41kg式中l——锚杆长度，l=2.0m；d——锚杆直径，d=20mm；ρ——锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3。经计算的G=76.41kg。由于每根锚杆安装两个树脂药卷，则每米树脂药卷消耗M=2×N=31（支）每排锚杆数为：N'×0.8=15.5×0.8≈13（根每排树脂药卷数： M×0.8=31×0.8≈25（支）每米锚喷巷道粉刷面积：Sn=1.27B3+2h2+0.24式中B3=B2－2T=4.55－2×0.10=4.35m故Sn=1.27×4.35+2×2.0+0.24=9.8m2第六节绘制巷道断面施工图表1-1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型式外露长度排列方式间距排距锚杆长直径Ⅳ12.614.644003720100螺纹钢树脂锚杆50方形80080020002013.5表1-2运输大巷每米工程量及材料消耗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巷道墙脚喷射材料/m3锚杆锚杆消耗/kg树脂药卷/支Ⅳ14.90.0415.51.0476.41319.8图1-1运输大巷断面施工图

第二部分爆破说明书及爆破图表编制第一节爆破工程的原始条件水平运输大巷长度3000m，服务年限为25年；采用圆弧拱型巷道断面，巷道设计掘进面积14.6m2,巷道设计掘进宽度4.4m，掘进高度3.72m。该大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数=4～6。并有少量瓦斯与少量涌水，该矿实行“三八”工作制，计划月进尺180m，每月实际工作30d，实行掘支平行作业，每一掘进班完成一个循环。预计正规循环率为0.9，炮眼利用率为0.9。第二节爆破器材选择一、炸药我国目前使用的矿用炸药有煤矿许用乳化炸药、水胶炸药根据《煤矿安全规程》采用规格性能为直径：32mm，长度：160mm，质量：150g的煤矿许用乳化炸药药卷。二、雷管采用瞬发雷管或总延期时间在130ms内的煤矿许用毫秒延期雷管。三、凿岩机具的型号根据设计条件，岩石的坚固性系数（f=4～6）、土壤及岩石分类选用YT-24型气腿式凿岩机。本设计选用防爆型组合钎子，且规格为L（mm）：3500mm；Φ（mm）：38，钎头的规格为一字形钎头，直径与钎杆吻合为Φ40～45。四、起爆器材煤矿井下均采用电力起爆发，是通过由电雷管、导线和起爆电源（专用发爆器）三部分组成的起爆网路来实现的。巷道掘进电爆网络的起爆电源，主要采用防爆型电容式发爆器。电容式发爆器所能提供的电流不太大，一般只用于起爆串联网络的电雷管。MFB系列煤矿许用电容式发爆器（简称发爆器）适用于具有甲烷、煤尘爆炸性气体混和物的煤矿井下，在周围环境温度为-20℃～40℃，相对湿度为95%左右时作起爆电雷管之用。也可适用于其他矿业、开山、采石及消除障碍等爆破工程中作起爆电雷管之用。此次施工选用型号为MFB-80A的电容式发爆器，其发爆器的性能指标由《井巷工程》表2-14查的：引发能力为80/发，峰值电压为950/V，主电容量为40×2/µF，输出冲能27/A2·ms，供电时间4-6/ms，最大外阻260/Ω。第三节爆破参数的设计与计算一、掏槽方法、炮眼直径、深度、数目、单位炸药消耗量1.掏槽方法本次设计采用直眼掏槽。因为设计巷道穿过岩层的岩石坚固性系数ƒ＝4～6，并且这种掏槽方式简单，易于掌握，适用于各种岩层条件，效果较好。2.炮眼直径设计使用炸药药卷直径为32mm，根据设计经验，一般炮眼直径比药卷直径大6～8mm,所以，确定炮眼直径为40mm。不偶合系数D为1.25。3.炮孔深度炮眼深度可按计划月进度确定，即l≥LyN·n式中l—炮眼深度，m；—计划月进尺,180m；N—每月实际用于掘进的天数，30d；n—每日完成掘进循环数，3次；—正规循环率，0.9；—炮眼利用率，0.9。根据气腿式凿岩机最佳深度范围（1.82～2.5），确定炮眼深度为2.5m。4.炮眼数目：查《平巷掘进》炸药消耗定额，确定单位炸药消耗量q＝2.15kg/m³，雷管消耗定额为2.64个/m³。（1）每循环理论炸药消耗量和雷管消耗炸药=2.15×14.6×2.5×0.9=70.6kg雷管2.64SLη=2.64×14.6×2.5×0.9=86.7个式中S—掘进断面积，14.6m²q—单位炸药消耗量，2.15η—炮眼利用率，0.9:L—炮眼深度，2.5m（2）炮眼个数可按下式估算（2-2）式中N—炮眼数目m—设计使用炸药药卷长度，0.16m;P—设计使用炸药每个药卷的重量，0.15kg；S—巷道掘进面积，14.6m²；q—单位炸药消耗量，2.15a—装药系数，0.5N≥2.15×14.6×0.16×0.90.5×0.15=5.单位岩石消耗量确定单位炸药消耗量q＝320220×1.48=2.15kg/m二、炮眼的名称、位置、个数、深度、角度及炮眼编号（一）掏槽眼由于巷道宽度较小，根据掏槽眼类型和适应条件，确定采用以直眼掏槽。掏槽眼共布置5个，其中装药眼4个，编号空2～5。空眼1个，编号1。掏槽眼、空眼布置成近似菱形，眼深加长0.2m为2.2m。（二）周边眼中硬岩石光面爆破周边眼间距一般为400～600mm，炮眼密集系数为0.8～1.0。根据该石门岩石性质和石门宽度确定顶眼间距400mm、帮眼间距均为500mm，炮眼密集系数取0.8，则周边眼最小抵抗线（光面层厚度）为600mm，共布置顶眼10个，编号43～52。帮眼9个，编号40～42和53～58。底眼布置8个，编号59～66，间距为500mm，眼深度为2.0m,另外加一个水沟眼，将水沟一起爆出（三）辅助眼根据周边眼最小抵抗线和掏槽眼的位置，确定布置二圈辅助眼。第一圈间距600mm，炮眼为7个，编号6-12；第二圈间距400mm,炮眼27个，编号13～39。三、各类炮眼的装药结构、装药量、炮泥填塞长度、连线方法和起爆顺序（一）装药结构：掏槽眼、辅助眼、底眼和水沟眼均采用反向连续装药结构，药卷直径为φ32mm。（二）装药量1、掏槽眼装药系数取为0.6，则其每个炮眼装药卷数为 N=（L×式中，L为炮眼深度，a为装药系数，m为药卷长度故N=2.2×2、辅助眼装药系数取为0.5，则其每个炮眼装药卷数为N故N=则掏槽眼所需质量共M=73、周边眼顶眼和帮眼装药集中度均取200g/m，炮泥填封长度取0.3m。则炮眼可装药长度＝炮眼长度－封泥长度＝2.0－0.3＝1.7m每眼装药量＝0.2×1.7＝0.34kg，可取为0.4kg，合直径35mm和32mm各一卷顶眼装药量＝0.4×10＝4kg帮眼装药量＝0.4×9＝3.6kg底眼装药系数取为0.55，则其每个炮眼装药卷数为 N=（故N=M水沟眼装药量N综上，工作面每循环使用炸药炸药量=5.4+35.7+4+3.6+8.4+1.03=58.1kg设计总装药量小于循环理论炸药消耗量70.6kg,符合定额要求。第四节爆破作业安全措施一、钻眼安全技术措施1.操纵中必须精力集中，发现不正常的声音或震动，应立即停机进行检查，并及时排除故障，方准继续作业；2.换钎、检查风钻加油时，应先封闭风门，方准进行，在进行中不得碰触风门以免发生伤亡事故。3.钻眼机具要扶稳，钻杆与钻孔中心必须在一条线上；钻机运转过程中，严禁用身体支撑风钻的转动部分；4.经常检查风钻有无裂纹，螺栓有无松动，长套和弹簧有无松动是否完整，确认无误后方可使用，5.工作时必须戴好风镜、口罩和安全帽。二、爆破安全技术措施1.装药时必须采取连续装药，药卷间不得留有间隙，装药剩余部分使用黄土泥封填，封泥长度不得小于0.5m，严禁用块状材料或可燃性材料做封泥，无封泥炮孔严禁放炮，严禁放糊炮和明火放炮。

2.装药时，每装好一个炮眼，其雷管脚线，必须及时拧成短路，严禁拖在刮板运输机上，不得与电缆、电线等导体接触。

3.放炮母线必须用绝缘的双线，严禁用金属管或大地做回路，不得有明接头。

4.放炮联线串联，严禁并联或串并联。

5.采用分组装药时，一组装药必须一次起爆。严禁在一个采煤工作面使用两台放炮器同时进行放炮。

6.有下列情况之一者，不准装药放炮：

(1)风量不足或无风时；

(2)放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1％及以上时或局部瓦斯浓度达到2％及以上时；

(3)炮眼内出现水异状，温度骤高、骤低有显著瓦斯涌出，煤岩变松，透老空等情况时；

(4)炮眼质量不合格或数量不足时，放炮时\o"煤矿安全网"安全员、放炮员、\o"煤矿班组建设"班组长三者缺一人时。

7.放炮时放炮员和\o"煤矿班组建设"班组长派责任心强人员在工作面的运输巷和回风巷站岗警戒，所有人员必须撤到