巷道断面及爆破设计全解.doc

巷道断面及爆破图表设计

生产技术开发部
2010年12月28日

公司概况
白乃庙铜业公司白乃庙铜矿位于四子王旗白音朝克图镇，1976年建成投产，当时采、选矿石规模16.5万吨/年，1992年扩大到33万吨/年，目前正在扩建200万吨/年、计划2014年完成。公司有完整采、选系统，其他供电、供水、运输、排尾等设施齐全。年设计生产能力90Mt，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180 m3/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=8～10，需通过的风量为42 m3/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。该巷道采用砼喷支护，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《矿山安全规程》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=200 mm；
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hb 200㎜。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
本巷道采用砼喷支护，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）得砼喷支护参数：
喷射混凝土层厚T1=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= 0.04 m3
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=1.27 m3
每米巷道墙脚喷射材料消耗： V4=0.2T1×1=0.2×0.12×1=0.024 m3
每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）：
V=V2＋V4=1.294 m3

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
净周长(m)
净
设计掘进
宽
高
Ⅲ
13.6
15.68
4440
4020
120
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)
材 料 消 耗
粉刷面积 （m2）
喷射材料（m3）
巷道
墙脚
Ⅲ
16.5
0.04
1.294
10.03

爆破图表
一、 工程概况：
公司年设计生产能力90Mt，中央分列式通风，井下最大涌水量为320m3/h。通过我矿第一水平东翼运输大巷的流水量为180 m3/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=8～10，需通过的风量为42 m3/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。该巷道采用砼喷支护，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，药卷长度200mm，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=8～10，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，采用三圈辅助眼，辅助眼共计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
装药结构：采用连续装药结构，
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
8～10
2.2
炮眼数目
雷管数目
总装药量
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

安全技术措施
一、放炮员、背药工、队组长必须熟悉火药性能及有关爆破说明的规定，熟知火工品管理制度。
二、必须使用黄土炮泥和水炮泥并封满炮孔，严禁使用炮塞。严格控制装药量。
三、装药联线前，要切断工作面电源，采用矿灯照明，以及顶板、是否符合规程要求，清除炮眼内的岩粉后方可进行装药联线。除指定的装药人员外，其它人员一律撤离工作面。
四、装药、放炮前后，必须撒水降尘。
五、放炮员持证上岗，并认真执行"一炮三检"和"三人连锁放炮"制度，放炮母线长度不小于150米。
六、装药时，要注意把起爆药包的脚线顺直，使它贴在炮眼顶部，以防止脚线被折断和捣坏，并严禁用炮棍捣实炸药和起爆药卷，以防止产生拒爆、爆燃及捣响雷管等事故。
七、必须按设计的爆破网络联线。整个爆破网路应从工作面向放炮点方向敷设，即先接好雷管脚线，再把它接到联接线上，把联接线接到放炮母线上，最后再把母线短接上。切不可反向敷设，以免造成事故。
八、接线时要保证接线牢固，不要松动，裸露的接头互相保持一定距离（10cm以上），不要与岩石或水相接触，接头上要保持清洁，避免污物混入接头，最好用绝缘胶布包好。
九、网路联接好后，必须检查网路的导通情况及电阻。采用爆破欧姆表测定全线路的总电阻值应与实际计算符合（允许误差10%），若不符合，禁止联线放炮。
十、网路检查合格后，放炮员应先发出信号，然后把母线接到发爆器上，并保证充电时间，氖灯亮后，方可发信号放炮。
十一、井下进行爆破作业，安全的装药应按以下步骤：
1、验孔。装药前，用炮棍插入炮眼里，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干净炮眼内的岩粉。
3、装药。按作业规程及爆破说明书的规定的装药结构进行装药。
4、封孔。装炮泥时，最初的两段应慢用力轻捣动，以后的各段用力捣实。装水炮泥时，水炮泥外边剩余部分，应用粘土炮泥填实。
5、电雷管脚线短结。
十二、严禁打眼与装药平行作业，严禁装药时开溜子。严禁利用残眼、探眼进行装药放炮。
十三、装药前必须先将顶帮活矸找掉。
十四、每次放炮前，风钻等机具挪到离放炮地点至少20m外，同时将放炮地点附近20m范围内的电缆管线遮掩好，防止放炮崩坏。
十五、放炮员对引药制作及火工品管理必须按《掘进安全技术操作规程》第三章爆破第8-10条规定，并随本措施一并执行。
十六、班组长清点人数，确认所有人员已离开工作面并到达安全地点后，方可允许放炮员进行放炮工作。放炮员必须在有掩护的安全地点放炮，放炮距离：直巷150米，弯巷100米。放炮前发出明显信号，等至少5s后，再放炮。放炮线必须随用随挂，并与电缆分帮悬挂。
十七、每次放炮前，班组长必须派专人在所有可能进入该工作面的所有通路上设警戒。警戒线距放炮地点直线巷道120米，拐弯巷道70米外有掩护的安全地点。每一警戒位置去两人，一人返回，队组长只有接到全部返回人员通知后，方可下达放炮命令，放炮员必须最后一个离开工作面，并鸣哨拉炮。放炮后，警戒人员严禁私自离岗，只有在接到通知后才能撤离。
十八、出现拒爆残爆，严格按《煤矿安全规程》第三百四十二条执行。由于联线不良造成的拒爆由放炮员重新连线放炮，若仍不响，可在距炮眼0.3米处平行打眼装药放炮，放炮后及时捡出未爆炸的雷管、炸药；处理拒爆残爆时，严禁手拉镐刨，禁止进行与处理拒爆残爆无关的工作。处理拒爆残爆过程中，放炮员与班组长必须相互呼应配合，并注意清点人数，严禁各行其事。防止在处理拒爆残爆过程中，出现放炮崩人事故的发生。
十九、放炮期间，必须认真使用好水幕。放炮后，等至少15分钟炮烟吹散后，班组长、放炮员、首先进入工作面对工作面通风、顶板、拒爆、残爆、粉尘等情况进行检查，发现问题处理后再安排作业。
二十、放炮后，先由班组长或有经验的老工人对顶帮进行审帮问顶。
二十一、1、所有风机均使用双回路双电源供风，一旦一路出现故障，另一路自动供风。通常情况下，正常使用主风机；主风机副风机不能同时启动。风机电源必须采用“三专”线路供电，确保专线中除风机外不附带其它任何负荷。
2、局部通风机必须由各班机电工负责并挂牌管理，保证正常运行，严禁失爆，严禁任何人无计划停风机。
3、风筒逢环必挂，靠帮靠顶，吊挂整齐平直，接头严密，反压牢固不漏风，迎头风筒不落地。风筒距迎头不超过5m。
二十二、巷内必须建立完善的防尘洒水管路，每隔50m安设一道三通阀门。防尘设施、设备指定专人管理，不得随意拆除。防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。
二十三、发现有下例情况之一，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度，发出警报，撤出所有受威胁地点的人员。
①顶板淋水加大，②顶板破碎、③水色发浑、有臭味。

五、现场管理机构
具体的现场管理机构设置见下图：
现场管理机构图

项目经理:梁占明

主管副经理:李军

安全生产委员会
主 任: 冀军
副主任: 温春光
组 员: 柴万锁 张金喜 白尚全
杜林宝 王 平 王洪刚

专职安全员:
白尚全
专职安全员:
张金喜
生产技术部:
柴万锁

白乃庙铜业生产技术开发部
2010年12月28日