巷道断面及爆破设计Word下载.docx
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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;
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×
h02÷
2
=4.2×
1.6+3.14×
2.12÷
=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
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÷
=4.44×
1.8+3.14×
(4.44÷
2
=15.68㎡
巷道计算掘进断面积:
S2=B2×
(B2÷
=4.59×
(4.59÷
=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×
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:
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
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
16.5
0.04
9
1.294
29.65
9卷
10.03
爆破图表
一、工程概况:
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:
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
巷道掘进断面
岩石的坚固性系数f
炮眼深度
㎡
m
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
㎏
71
70
44.4
表2-2装药量及起爆顺序
眼号
炮眼
数目
眼深
装药量
起爆
顺序
联线
方式
装药
结构
单孔
小计
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
7
15
6
13
10
2.4
5
1.05
0.75
0.30
0.3
28
35
75
12
26
4.20
5.25
10.5
11.25
1.8
3.9
7.5
Ⅰ
Ⅱ
Ⅳ
Ⅴ
VI
串联
连续
反向
合计
296
表2-3预期爆破效果
名称
炮眼利用率
循环进尺
每循环爆破实体岩石体积
炸药单耗
%
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
个/m3
个/m
22.2
157.2
2.3
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