舒兰煤矿开拓掘进爆破设计.docx
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舒兰煤矿开拓掘进爆破设计.docx
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舒兰煤矿开拓掘进爆破设计
爆破设计说明书
一、工程概况、环境与技术要求
舒兰矿区-80m水平右十五层运输道,工程量700m,预计工期97天,巷道类别为准备巷道,严格按中心沿层施工层位要求以下帮不破煤层底板为准。
支架材料U29型钢,荒断面7.6m2,净断面6.5m2,净尺寸下宽3.3m,中高2.4m,棚距0.8m,柱窝深0.2m。
前探铁刹杆长为2.4米,最大控顶距不许超过1.0米,循环进度0.8m,日进度7.2m。
二、爆破地质条件、爆破工程量计算
该掘进区底板标高—80m,地表为丘陵、河流水库,地表与掘进工作面垂深在258m~308m范围内,对掘进工作无影响。
十五层煤及其稳定,为单一煤层。
煤层厚度1.7m~1.9m,平均1.8m,煤层为劣煤、煤页、煤组成。
煤层伪顶为0.3m~0.5m黑页岩,破碎易脱落,直接顶为1.0m厚的砂岩或砂页岩,胶结性好,老顶为2.0m厚灰页岩,胶结性好,上部为刹页岩,底板为砂页岩,且顶、底板及煤层都不含水。
每循环爆破工程量0.8m,每循环爆破煤岩体积7.6m2×0.8m=6.08m3,每日爆破工程量9.6m,每日爆破煤岩体积7.6m2×9.6m=72.96m3,累计爆破工程量700m,累计爆破煤岩体积7.6m2×700m=5320m3。
三、设计方案选择
该爆破属于平巷半圆拱形掘进爆破,依据钻孔直径和深度分类其为小直径、浅孔爆破。
平巷掘进爆破的特点是只有一个自由面,同时炮眼深度受限制。
由于只有一个自由面,四周岩石夹制力很大,爆破条件困难。
平巷掘进中的炮眼,按其位置和作用布置掏槽眼、辅助眼和周边眼,其中周边眼包括顶眼、底眼和帮眼。
掏槽眼的作用就是在工作面首先造成一个槽腔作为第二个自由面,为其他炮眼创造有利条件。
周边眼的作用是控制平巷断面规格形状。
为提高其他炮眼的爆破效果,掏槽眼比其他炮眼加深0.15~0.25m。
放炮顺序见表
四、爆破参数选择与装药量计算
(一)爆破参数选择
1、炮眼直径
炮眼直径的大小直接影响钻眼速度、工作面炮眼数目、单位炸药量消耗、爆落岩石的块度和巷道轮廓的平整性。
炮眼直径跟药卷直径的匹配有利于炸药稳定性的提高,爆速增大。
根据该矿所使用的打眼机具型号及煤矿许用炸药的参数,本设计选取炮眼直径φ40mm,药卷直径φ35mm,药卷长度为170mm。
2、炮眼深度
眼深的大小,不仅影响着掘进工序的工作量和完成工序的时间,而且影响爆破效果和掘进速度。
该矿一般都采用的打眼机具有手持式1.5KW矿用强力电煤钻打眼、φ40mm麻花钎子杆、φ40mm十字型钎子头。
该矿属于松软岩层。
根据《煤矿安全规程》中对前探支护的规定及控顶距的要求对炮眼深度进行确定:
掏槽眼深1.0m,帮眼、顶底眼深0.8m。
3、炮眼数目
炮眼数目与掘进断面、岩石性质、炮眼直径、炮眼深度和炸药性能等因素有关。
确定炮眼数目的基本原则是在保证爆破效果的前提下,尽可能地减少炮眼数目。
通常可按下式估算:
N=3.3
式中N—炮眼数目,个;
f—岩石坚固性系数(取f=1.6);
S—巷道掘进断面(S=7.6m2)。
N=3.3
=3.3×
=14.9(个),可取15个。
(二)装药量计算
单位炸药消耗量的大小取决于炸药性能、岩石性质、巷道断面、炮眼直径和炮眼深度等因素。
1、单位炸药消耗量
单位炸药消耗量根据经验公式和参考国家定额标准来确定。
公式q=1.1k0
式中q—单位炸药消耗量,kg/m3;
f—岩石坚固性系数;
S—巷道掘进断面(S=7.6m2);
k0—考虑炸药爆力的校正系数,k0=525/p,P为爆力,(二级煤矿许用乳化炸药爆力不小于240ml)。
q=1.1k0
=1.1×525/240×
=1.1kg
2、每循环使用的总药量
公式Q=qv=qslη
式中Q—每循环所使用的总炸药量,kg/m3;
q—单位炸药消耗量,kg/m3;
v—每循环爆破岩石体积,m3;
S—巷道掘进断面(S=7.6m2);
l—炮眼深度(l=0.8m)m;
η—炮眼利用率,取0.8。
Q=qv=qslη=1.1×7.6×0.8×0.8=5.35kg
根据以上估算炸药量分配及放炮顺序详见下表及炮眼布置图。
爆破说明
爆破顺序
炮眼号
眼深m
角度
装药量g
爆破顺序
炮眼号
眼深m
角度
装药量g
垂直
水平
垂直
水平
Ⅰ
1、
2、3
1.0
90o
0o
78o
1350
Ⅱ
4、5、6、7
0.8
90o78o
78o
1200
Ⅲ
9、10、
8、11、12
0.8
78o
78o0o
1500
Ⅳ
13、14、15
0.8
78o
0o
78o
900
炮眼总长度12.6m
炮眼总个数15个
爆破进度0.8m
每循环火药量4.95kg
平均每米火药消耗量6.1875kg
每循环雷管耗量15个
平均每米雷管消耗量19个
注:
炮眼布置平面图、剖面图、断面图见附图
五、装药、填塞和起爆网络设计
(一)装药
在井下放炮地点放炮作业时,放炮员、班组长和瓦斯检查员必须对放炮地点的通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、爆破器材等全面检查,确认可以装药时,方可按下列程序进行装药。
1、验孔
在装药前,用炮棍插入炮眼内,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净炮眼内的煤、岩粉,以防止煤岩粉堵塞,使药卷不能密接或装不到眼底。
使用吹眼器时,附近人员必须避开压风吹出气流方向,以免炮眼内飞出的粉块杂物伤人。
3、装药
井下放炮地点使用的炸药和雷管的种类、品种、数量、电雷管的段数必须符合爆破作业说明书的规定。
并严格按下列规定进行装药。
(1)装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉,在用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。
炮眼内的各药卷必须彼此密接。
(2)装药时,所有炸药和电雷管的聚能穴方向必须一致。
4、电雷管脚线悬空
《煤矿安全规程》规定:
装药后必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。
(二)填塞
1、装炮眼时,最初的两段炮泥应慢用力、轻捣动,以后各段炮泥需依次用力一一捣实。
装水炮泥时,水炮泥外面剩余部分,应用黏土炮泥封实。
对无封泥、封泥不足或不实的炮眼,都严禁爆破。
严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料做炮眼封泥。
封泥长度必须符合《煤矿安全规程》的规定。
2、炮眼深度和炮眼的封泥长度,应符合下列要求:
(1)炮眼深度。
周边眼0.8m,掏槽眼1.0m,封泥长度不得小于0.5m。
装药和填塞结构见附图。
(2)工作面有两个或两个以上自由面时,在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m。
(三)起爆网络设计
起爆网络由放炮器、连接线、主线(放炮母线)组成,网络连接方式采用串联。
放炮顺序按Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ顺序(详见表一)。
连接线采用长度L1=3m、断面为S1=1mm2的铜芯塑料皮线,主线采用长度L2=80m(根据作业规程规定主线(放炮母线)长度必须大于75m)、断面为S2=16mm2铜芯电缆线。
铜的电阻率为ρ=0.0175Ω.mm2/m煤矿许用放炮器的电压为U=9V。
煤矿许用瞬发电雷管单发电阻为3.5Ω。
最小发火电流I0=0.45A。
串联起爆最多为5发雷管。
根据以上情况按公式I=U/R;R=R1+R2+R3;R1=5R0;
R2=ρL1/S1;R3=ρL2/S2;
通过代如数据计算得出:
I=0.50A>I0=0.45A;即能够满足起爆要求。
起爆网络敷设见附图。
六、爆破安全距离计算
爆破飞石距离按下式估算:
公式RF=20KF×n2×W
式中RF——个别飞石(土)的安全距离,m;
KF——安全系数,取1.5;
n—最大一个装药爆破指数,取1.2;
W—最大一个装药的最小抵抗线,取1.0;
RF=20×1.5×1.2×1.0=36m
作业规程规定放炮设岗及躲炮位置与炮源距离必须大于75m,所以爆破最小安全距离定为75m。
七、安全技术与防护措施
1、必须严格执行“一炮三检”制度。
2、执行“三人连锁放炮制”,实行换牌制。
3、巡视放炮地点。
放炮后,爆破工、班组长和瓦斯检查员必须巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、瞎炮、残炮等情况,发现问题应立即处理。
4、撤除警戒。
检查放炮地点后,班组长亲自将警戒撤回。
5、发布作业命令。
只有在工作面的炮烟吹散,警戒人员按规定撤回,检查瓦斯不超限,影响作业安全的崩倒、崩坏的支架已修复的情况下,班组长才能发布人员可以进入工作面正式作业的命令。
6、洒水降尘。
放炮后,放炮地点附近20m的巷道内都必须洒水降尘。
7、处理残、瞎炮。
发现并处理残、瞎炮时,必须在班组长直接领导下进行,并应在当班处理完毕,如果当班未能处理完毕,爆破工必须同下一班爆破工在现场交接清楚。
8、必须严格执行《煤矿安全规程》、作业规程、操作规程。
9、支护形式采用U29型钢半圆拱支护,使用金属网及木刹杆刹帮刹顶,棚距0.8m。
详见巷道断面及支护图。
八、施工机具、仪表及器材表
施工机具仪表及器材
名称
型号
强力电煤钻
1.5kw
钎子头
φ40mm
钎子杆
φ40mm×1.2m
瞬发电雷管
8号
二级煤矿许用乳化炸药
φ35×170mm
放炮器
FMB
欧姆表
ZKB9
塑料皮铜芯线
1mm2
铜芯电缆
16mm2
九、工程投资概算
1、巷道总工程量700m,循环进度0.8m,每班循环进度2.4m;
2、人工费320元/m;
3、支架U29型钢半圆拱1625元/m;
4、木材640元/m3×0.07m3/m=44.8元/m;
5、金属网21.5元/m2×7.5m2/m=161.25元/m;
6、16mm2电缆44元/m×80m=3520元;
7、1mm2塑料皮铜芯线2.8元/m×3m=8.4元;
8、电钻1100元/台;
9、钎子头6.5元/个;平均每米道消耗一个钎子头;
10、钎子杆20元/根;平均6米道消耗一个钎子杆;
11、雷管0.85元/个;
12、炸药6元/kg;
13;放炮器160元/台
14、欧姆表80元/块;
根据以上进行核算该工程量总费用为155.4630万元;平均每米工程量费用2221元。
十、主要技术经济指标
主要技术经济指标
项目单位数量
项目单位数量
循环要求
进度
米
0.8
坑木消耗
班消耗
米3
0.168
日次数
个/日
9
月消耗
米3
15.120
循环率
%
100
日消耗
米3
0.504
月循环次数
次/月
270
火药
班消耗
Kg
14.85
进度要求
班进度
米
2.4
月消耗
Kg
1336.5
日进度
米
7.2
日消耗
Kg
44.55
月进度
米
216
雷管
班消耗
个
36
定额效率
在册
人
30
月消耗
个
3240
直接工
人
30
日消耗
个
108
-38m水平永久避难硐室掘进使用火药及雷管用量预计
1、根据设计该矿永久避难硐室由避难硐室通道、过度室、生存室组成。
2、避难硐室通道、过度室设计总长度为20m,掘进断面为圆形,断面半径为1.763m,周长为11.072m。
生存室设计总长度为35m,掘进断面为圆形,断面半径为1.963m,周长为12.328m。
3、按巷道岩性及断面要求避难硐室通道、过度室布置装药孔预计23个/m,其中:
一圈眼14个/m,二圈眼5个/m,掏槽眼4个/m。
生存室布置装药孔预计26个/m,其中:
一圈眼15个/m,二圈眼7个/m,掏槽眼4个/m。
4、经以上分析:
①预计使用雷管量:
23个/m×20m+26个/m×35m=1370个。
②预计使用火药量:
避难硐室通道、过度室预计使用火药量:
(14×1+5×1.5+4×2)×20×0.150=88.5kg
生存室预计使用火药量:
(15×1+7×1.5+4×2)×35×0.150=175.875kg
预计使用火药量为85.5+175.875=261.375kg
5、综上所述:
预计使用雷管量:
1370个
预计使用火药量为261.375kg
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