巷道断面及爆破设计.docx

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巷道断面及爆破设计

巷道断面及爆破图表设计

系部：

矿业工程系

指导老师：

杨军伟

姓名：

管忠浩

班级：

10级煤矿开采技术班

学号：

103381761005

设计课题

某煤矿，年设计生产能力90Mt，低瓦斯矿井，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=4～6，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。

该巷道采用锚喷支护，锚杆型号为Φ18×1600mm，间排距为1000×1000mm，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矿井的第一水平运输大巷，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，故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，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《煤矿安全规程》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h3

1.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：

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；

故h3≥2000+360－／（2100－300）2－（360+1025）2=1210㎜

2.按管道装设要求确定h3

1）按电弓子距管子距离的要求，由表3—6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，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：

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，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P

S=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

本巷道采用锚网喷支护，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）得锚喷支护参数：

锚杆采用Φ18×1600mm螺纹钢锚杆，使用一卷K2333和一卷Z2360树脂药卷全长锚固，锚杆间排距：

1000×1000mm；顶板破碎时，可以缩小顶锚杆的间排距。

喷射混凝土层厚T1=120mm，而锚杆露出长度T2＝50mm，故支护厚度T＝Tl＝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

每米巷道锚杆消耗（仅拱部打锚杆）：

N`=22（P11/2M）＋L

M1

式中P11—计算锚杆消耗周长,P11=1.57×B2=1.57×4.59=7.21m

、

—锚杆间距、排距，M=

=1.0m，故:

P11/2M=7.21÷2×1=3.61取：

4

故：

N1=9根

折合质量为：

9×【（1.6＋0.05）×3.14×（d÷2）2×Y】=29.65㎏

式中l—锚杆深度，l=1.6m，0.05m为露出长度；

d—锚杆直径，d=0.018m；

—锚杆材料容重，

每排锚杆数为：

9×1=9根

每米巷道锚杆树脂锚固剂消耗：

9卷K2333和9卷Z2360

每米巷道粉刷面积：

式中B3—计算净宽：

B3=B2－2T=4.59－2×0.12=4.35㎡

故，Sn=1.57×4.35＋2×1.6=10.03㎡

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

锚杆，（mm）

净周长（m）

净

设计掘进

宽

高

型式

外露长度

排列方式

间、排距

锚杆长

直径

Ⅲ

13.6

15.68

4440

4020

120

树脂锚杆

50

方形

1000

1600

18

14

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）

锚杆数量（根）

材料消耗

粉刷面积（m2）

喷射材料（m3）

锚杆

锚固剂

巷道

墙脚

钢筋

（kg）

K2333

Z2360

Ⅲ

16.5

0.04

9

1.294

29.65

9卷

9卷

10.03

爆破图表

一、工程概况：

某煤矿，年设计生产能力90Mt，低瓦斯矿井，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=4～6，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。

该巷道采用锚喷支护，锚杆型号为Φ18×1600mm，间排距为1000×1000mm，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，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=4～6，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，采用三圈掏槽眼，掏槽眼共计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；

Q—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：

15.68×2.0≈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

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

㎡

m

15.68

4～6

2.2

炮眼数目

雷管数目

总装药量（2号岩石硝铵炸药）

个

个

㎏

71

70

44.4

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，㎏

1

2～5

6～13

14～27

28～42

43～48

49～61

62～71

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

1

4

7

14

15

6

13

10

2.4

2.4

2.2

2.2

2.2

2.2

2.2

2.2

7

5

5

5

2

2

5

1.05

0.75

0.75

0.75

0.30

0.3

0.75

28

35

70

75

12

26

50

4.20

5.25

10.5

11.25

1.8

3.9

7.5

Ⅰ

Ⅱ

Ⅲ

Ⅳ

Ⅳ

Ⅴ

VI

串联

连续

反向

装药

合计

71

296

44.4

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

%

m

m3

㎏/m3

91

2.0

31.4

1.4

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

㎏/m

m

个/m3

个/m

22.2

157.2

2.3

35