巷道断面设计爆破说明书及爆破图表编制.doc

巷道断面设计、爆破说明书及爆破图表编制

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2014年 5 月 30 日
《井巷工程》课程设计任务书
题目：
某煤矿年设计生产能力90万t吨，为瓦斯矿井，采用立井多水平开拓方式，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为450m3/h.
第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限为25年；通过的流水量为 220 m3/h ，风量为 34m3/s ；采用XK8-9/132A蓄电池式电机车，牵引3.0 t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，计划月进尺140m，每月实际工作30d，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）

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
根据设计要求，年产90万吨的矿井的第一水平运输大巷，服务年限在25a以上，采用900mm轨距双轨运输的大巷，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支。在简化设计同时既有利于施工和安全生产又具有明显经济效益的条件下，设计该巷道采用直墙半圆拱形断面,采用钻眼爆破方法掘进。
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》书本表3-1得，XK8-9/132A蓄电池机车的宽度A1=1354mm,高度h=1550mm；3t矿车宽1320mm,高1300mm。
根据《煤矿安全工程》，取巷道人行道宽度c=840mm,非人行一侧宽a=400mm.又巷道双轨中线距b=1600mm, 两电机车之间的距离为：
1600-(1354/2+1354/2)=246mm >200mm,
故巷道净宽度B=(400+1354/2)+1600+(840+1354/2)=4194mm，取B=4200mm。
二、确定巷道净高度H
（一）确定巷道拱高 h0
半圆拱h0=R=B/2=4200/2=2100mm。
（二）确定巷道壁高h3
1.按管道装设要求确定h3

式中, h5为渣面至管子低高度，按《煤矿安全工程》取h5=1800mm；
为管子悬吊件总高度，取=900mm；
D为压气管法兰盘直径，D=335mm，
=B/2-c1=3900/2-1367=593mm，
故：

2.按人行高度要求确定h3

式中, j为距巷道壁的距离。距壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。j≥100mm,一般取j=200mm,故：

3.根据1.6m高度人行宽度要求确定h3
h3取1600mm
综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高h3=1700mm。则巷道高度H=h3-+h0=1700+1950-200=3450mm
三、确定巷道净断面面积S和净周长P
半圆拱断面的净断面面积：
S=B（0.39B+h2）
=4200×（0.39×4200+1500）
=13179600mm2=13.2㎡
式中, h2为道碴面以上巷道壁高，h2= h3-hb=1700-200=1500㎜
净周长: P=2.57B+2h2=2.57×4200+2×1500=13794mm=13.8m
第三节 风速校核巷道净断面面积
由《煤矿安全规程》第2章第101条规定巷道的最大风速：石门巷道vmax=8m/s；运输巷道vmax=6m/s，vmin=0.25m/s。已知通过大巷的风量Q=34m³/s,故：
V=Q/S=34/13.2=2.58m/s<8m/s
设计的大巷断面面积、风速没有超过规定，可以使用。
第四节 巷道水沟尺寸选择及管线布置
在本设计中，已知通过本巷道的水量为220m³/h,现采用水沟坡度为0.3%，根据《煤矿设计手册》可知：水沟深400㎜、水沟宽400㎜，水沟净断面面积0.16㎡；水沟掘进断面面积0.203㎡，每米水沟盖板用钢筋1.633kg，混凝土0.0276m3，水沟用混凝土0.133 m³。 管子悬吊在人行道一侧，通信电缆挂在管子上方。
第五节 确定巷道掘进断面尺寸
一、选择支护参数
采用锚喷支护，根据巷道净宽4.2m、穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩、服务时间为25年以上等条件，得锚喷支护参数:
a、 锚杆长度： L=n(1.1+B/10)=1.1×(1.1+4.2/10)=1.672m,取L=1.7m；
b、 锚杆间距： a0.5×1.7=0.85m
c、 锚杆直径： d=L/110=1.7/110= 0.155m,取d=16mm；
综上所述，锚杆直径d=16mm,锚杆长度L=1.7m,锚杆间距a=0.85mm。喷射混凝土层厚度T1=100mm，锚杆外露长度50mm。
故支护厚度T=T1=100mm。
二、选择道床参数
据本巷道通过的运输设备，选用30kg/m钢轨，其道床参数hc和hb，分别为360mm和200mm，则到渣面至轨面：ha=hc-hb=360-200=160mm。采用木轨枕。
三、确定巷道掘进断面尺寸
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=3450+200+100=3750mm
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3750+75=3825mm
巷道设计掘进断面面积S1=B1(0.39B1+hb)=4400×(0.39×4400+1700)=15.0㎡
巷道计算掘进断面面积S2=B2(0.39B2+hb)=4550×(0.39×4550+1700)=15.8㎡
四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量
每米巷道拱与墙计算掘进体积 V1=S2×1=15.8×1=15.8m3；
每米巷道墙脚计算掘进体积 V3=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=[1.57（B2-T1）T1+2h3T1]×1
=[1.57×（4.55-0.10）×0.10+2×1.70×0.10]×1=1.04m3；
每米巷道墙脚喷射材料消耗 V4=0.2T1×1=0.2×0.1×1=0.02m3；
每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗） V= V2+ V4=1.04+0.02=1.06m3；
每米巷道锚杆消耗（仅拱部打锚杆）

式中，P1,为计算锚杆消耗周长, P1,=1.57B2=1.57×4.55=7.14m；
M、M,为锚杆间距、排距M=M，=0.8m
==4.4625m，取为4m,
所以 N==11.3根。
折合重量为11.3×[(I+0.05)(d/2)2]
=11.3×[(1.70+0.05)×3.14×0.00064×7850]=31.20kg。
其中，I为锚杆深度，I=1.7m，0.05m为露出长度；
d为锚杆直径，d=0.016m，
为锚杆材料密度，=
每排锚杆数为N,×0.8=11.3×0.8≈9根。
每米巷道锚杆注孔砂浆消耗为：
V0 = N,I(SK-SM)，
=11.3×1.7×3.14×(0.042×0.042-0.016×0.016)=0.023/m3
其中SK，Sm分别为锚杆孔和锚杆的断面积
每米巷道粉刷面积: Sn=1.57B3+2h2,
=1.57×4.35+2×1.50=9.83㎡
其中B3为计算净宽，B3=B2-2T=4.55-2×0.10=4.35m。
第六节 绘制巷道断面施工图
巷道断面施工图见附图1-1

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
Ⅲ
13.2
15.0
4400
3750
100
树脂锚杆
50
方形
850
850
1700
16
13.8

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
注孔砂浆/m3
Ⅲ
15.8
0.04
11
1.06
31.20
0.023
9.39

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
该煤矿年设计生产能力90万t吨，为瓦斯矿井，采用立井多水平开拓方式，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为450m3/h.第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限为25年；通过的流水量为220m3/h ，风量为 34m3/s ；采用半圆拱型巷道断面，巷道净宽4.2m，墙高1.22m，巷道净高3.45m，巷道掘进宽度4.4m，掘进高度3.75m。该大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数=4～6。
第二节 爆破器材选择
一、炸药
根据《煤矿安全规程》可知该矿为低瓦斯、有水涌出矿井,炸药采用不低于一级煤矿许用硝铵类炸药,采用2号煤矿许用硝铵类炸药。其规格性能为药卷直径：35mm，长度：165mm,质量：150g,密度：0.95g/m3，爆速：3050m/s，猛度：12mm，爆力：320m。
二、雷管
立井爆破常使用的电雷管一般只有毫秒和瞬发雷管两种，本次设计使用8号煤矿许用毫秒延期电雷管。使用毫秒爆破可以减轻地震波，减少二次爆破，提高爆破效率等优点。
三、凿岩机具的型号
根据设计条件岩石的坚固性系数（ƒ＝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；（mm）：38，钎头的规格为一字型钎头，直径与钎杆吻合为40～45。
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，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.掏槽方式与掏槽孔数目
该设计采用菱形掏槽。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。根据菱形掏槽的主要参数，可确定该岩层掏槽孔数目为4个。眼深2.2m
2. 炮眼直径
设计使用炸药药卷直径为35mm，根据设计经验，一般炮眼直径比药卷直径大68mm,所以，确定炮眼直径为42mm。不偶合系数D为1.2.
3.炮孔深度的确定
炮眼深度可按计划月进度确定，即
L=1.92m 取L=2.0m
式中 —炮眼深度，m；
—计划月进尺,140m；
N —每月实际用于掘进的天数，30 d；
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2.0m。
4.炮孔数目
炮眼个数可按下式估算：
=34.3 取N=35
式中 N—炮眼数目
f—岩石坚固性系数 ,取f=5
S—巷道掘进断面积
为了保证爆破质量，增加20个炮眼，取N=55
5.单位炸药消耗量
根据经验公式即修正的普氏公式：=1.12kg/m2
式中，K0为炸药爆力校正系数，K0=525/p；
p为炸药的爆力,p=320m；
f取值为5。
即估算单位炸药消耗量为q=1.12kg/m2
二、炮眼的名称、位置、个数、深度、角度及炮眼编号
1.掏槽方式与掏槽孔数目
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！根据菱形掏槽的主要参数，可确定该岩层掏槽孔数目为4个，眼距一般为200-400mm,眼深2.2m。
2.周边眼布置与数目
周边眼包括顶眼、帮眼和底眼，是爆落巷道周边的岩石，最后形成设计断面轮廓的炮眼。周边眼的中心均应布置在巷道设计掘进断面的轮廓上，而眼底应稍向轮廓线外偏斜，一般不能超过100-150mm，底眼的眼距一般为500-700mm，装药系数为0.5-0.7。其数目为帮顶眼20个，底眼7个，眼深2.0m。
3.辅助眼布置与数目
辅助眼又称崩落眼，是大量崩落岩石和继续扩大掏槽的炮眼。辅助眼要成圈且均匀布置在掏槽眼与周边眼之间。辅助眼分为第一圈辅助眼、第二圈辅助眼和第三圈辅助眼，其数目门别为9个、3个和11个,眼深2.0m。其间距一般为500-700mm，炮眼方向一般垂直于工作面，装药系数一般为0.45-0.60。
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
1.掏槽孔的装药结构与炸药消耗量
在巷道掘进中，主要采用连续、不耦合、反向起爆装药结构。掏槽孔即采用此装药结构。
掏槽孔的炸药消耗量=装药的掏槽孔数×每个炮孔的装药量=4×8×0.15=4.8kg。
2.周边孔的装药结构与炸药消耗量
周边孔采用连续、不耦合、反向起爆装药结构
周边孔的炸药消耗量=周边孔数×每个炮孔的装药量=20×3×0.15+7×6×0.15=15.3kg。
3.辅助孔的装药结构与炸药消耗量
辅助孔采用连续、不耦合、反向起爆装药结构。
辅助孔的炸药消耗量=辅助孔数×每个炮孔的装药量=23×6×0.15=20.7kg。
4.连线方法和起爆顺序
岩巷掘进一般采用发爆器起爆，所以雷管多采用串联方式，连接简单，不易遗漏，可用于有瓦斯或煤尘爆炸危险的工作面。因为该矿井为瓦斯矿井，所以爆破的所有炮眼都反向装药，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→第二圈辅助眼→帮眼→顶部眼→底眼。
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，放炮时安全员、放炮员、班组长三者缺一人时。
7.放炮时放炮员和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，所有人员必须撤到安全地方躲炮。放炮员必须最后离开放炮地点，并发出警号，在支架完整避开电气设备的地方放炮。放炮前先发出信号至少再等5s，方可放炮。放炮时，警戒人离放炮下口不得少于50m，所有人员不得进入回风巷。
8.处理拒爆、残爆、瞎炮时，严格按照《煤矿安全规程》第三百四十一条、第三百四十二条规定进行处理。
9.爆破后，待工作面的炮烟被吹散，班组长、放炮员及时检查爆破地点的通风、瓦斯、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。
10.放炮前后，在放炮地点附近30m内洒水降尘。
第五节 爆破图表
工作面炮眼布置图见图2-1
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
m2
13.2
工作面涌水情况
m3/h

岩石坚固性系数f

4～6
炸药的类型

2号煤矿许用硝铵类炸药
工作面瓦斯情况

有瓦斯
雷管的类型

8号煤矿许用毫秒延期电雷管

表2-2 装药量及起爆顺序

眼号

炮眼名称
眼数/个
眼深/m
装药量
起爆顺序
连线方式
装药结构
单孔
合计
卷数/个
质量/kg
卷数/个
质量/kg
1
空眼
1
2.4

串联

连续反向装药
2～5
掏槽眼
4
2.2
8
1.2
32
4.8
Ⅰ
6～14
一圈辅助眼
9
2.0
6
0.9
54
8.1
Ⅱ
15～17
二圈辅助眼
3
2.0
6
0.9
18
2.7
Ⅲ
18～28
三圈辅助眼
11
2.0
6
0.9
66
9.9
IV
29～48
帮顶眼
20
2.0
3
0.45
60
9
V
49～55
底眼
7
2.0
6
0.45
42
3.15
VI

合计

55

37.65

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
%
90
每米巷道炸药消耗量
kg
37.65
每循环工作面进尺
m
1.56
每循环炮眼总长度
m
111
每循环爆破实体岩石
m3

每立方米岩石雷管消耗量
个

炸药消耗量
kg/ m3
1.12
每米巷道雷管消耗量
个

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年 月 日