井巷工程课程设计.doc
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目录 一.设计的目的 二.设计的任务 三.斜井巷道断面的设计 (一) .已知参数 (二) 巷道断面形状的选择 (三) .确定巷道净断面尺寸 (四) .确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸 (1).支护参数的选择 (2).道床参数的选择 (3).巷道掘进断面设计 (五) .布置巷道管线 (六) .计算巷道掘进工程量及材料消耗量 (七) .绘制巷道断面施工图及编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表 四.斜井巷道断面的施工 (一) .爆破参数的确定 (二).选择钻眼爆破的器材 (三).炮眼布置 (四).选择装药结构与起爆方法 (五).拟定爆破说明书和爆破参考图表 (六).定向与钻眼工作 (七).钻眼爆破安全及注意事项 (八).通风防尘及风机的选择 (九).巷道支护 (十).施工方法 五.装岩与运输 (一).选择装岩设备 (二).选择运输方式 六.施工组织循环图表的制定 七.结束语 八.参考文献 一.设计的目的 为了使我们对《井巷工程》这门课程中所学的基本知识、基本理论及基本方法有个全面系统的掌握,并进行井巷设计和施工设计。通过本设计,我们将对《井巷工程》课程有个深入的全面的了解,并学会利用各种工具书及参考文献资料,我们以团队协作的方式来解决设计中相关的问题。提高学生独立思考、认真处事、相互交流、合理解决设计中出现的问题的能力,使我们对《井巷工程》这门课程有了一个全面的认识,对该门课程所学到的知识、技能初步达到一个学以致用的目的。 二.设计任务 某铅锌矿山年设计能力为30万t。该矿采用斜井开拓,其副斜井的倾斜角为25°,采用1.5t固定式矿车组提升。该斜井穿过中等稳定的石灰岩层和白云岩层,其坚固性系数为f=6~8,斜井需要通过的风量为60m3/秒 ,斜井掘进中估计涌水量为2~3m3/小时。巷道内敷设一趟直径为300mm的压风管,一趟直径为300mm的排水管和一趟直径为150mm供水管。试进行该斜井直线段的断面设计和施工设计。 三.倾斜巷道断面的设计 (一).已知参数 1).年生产能力为30万吨 2).斜井掘进中估计涌水量2~3m3/小时 3).采用1.5t固定式矿车组提升 4).斜井穿过中等稳定的石灰岩层和白云岩层,其坚固性系数f=6~8 5).斜井需风量为60m3/秒 6).巷道内敷设直径为300mm的压风管,一趟直径为 300mm的排水管和一趟直径为150mm的供水管 (二).巷道形状的选择 我国矿井下使用的巷道断面形状,按其结构的轮廓可分为折线型和曲线型两大类.前者如矩形、梯形、不规则形等;后者如半圆拱形、圆形拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。 断面形状 适用条件 半圆供形 目前开拓,准备巷道,而硐室普片采用的断面形状,多在顶压大侧压小,无底鼓得条件下使用。 圆弧拱形 由于光爆锚喷支护的推广,拱部成型好,施工方便,多用于准备巷道。当跨度较大时,较半圆拱形断面利用率高。 三心圆拱形 与半圆拱形相比,拱顶承压能力差,但断面利用率较高,适用于围岩坚硬的开拓巷道、上(下)山和硐室。 梯形 顶板暴露面积较矩形小,可减少顶压,能承受稍大的侧压,多用于采区巷道。 矩形 断面利用率较高,多用于顶压,侧压都较小,维护时间不长的回采巷道。 马蹄形 用于围岩松软,有膨胀性,顶、侧压力很大,且有一定底压的巷道。 圆形 围岩松软、四周压力均很大,用其他形状不能抵抗围岩压力时采用。 椭圆形 当巷道四周压力很大,且分布不均时,根据顶压和侧压的大小,采用竖直或水平布置。 不规则形 在薄煤层中,为了不破坏顶板,使顶板保持一定的稳定性,断面形状视煤层赋存条件而定。 (摘自采矿设计工程设计手册2554页) 巷道断面形状的选择,主要应考虑巷道所处的位置及穿过的围岩性质(即作业在巷道上地压的大小和方向)、巷道的用途及其服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方法和采用的掘进设备等因素。 一般情况下,作用在巷道上的地压和方向在选择巷道断面形状是起主要作用。当顶压和侧压均不大时,可选用矩形或梯形断面:当顶压较大、侧压较小时,则选用直樯拱形断面(半圆拱,圆弧拱或三心拱);当顶压、侧压都很大的同时低鼓严重时,就必须选用诸如马蹄形、椭圆形等封闭式断面。 矿区富有的支架材料和习惯使用的支护方式,往往也直接影响道巷断面形状的选择。木架和钢筋混凝土棚子,多适用于梯形和矩形断面。 掘进方法和掘进设备对于巷道断面形状的选择也有一定影响。目前,岩石平巷掘进仍是采用钻眼爆破方法占主要地位,它能适应任何新装的断面。近年来,由于锚喷支护广范应用,为了简化设计和有利于施工,巷道端面多采用半圆拱和圆形拱,三心拱也逐渐被淘汰。在使用全断面掘进机掘进的岩石平巷,选用圆形断面无疑是最为合适的。 在需要通风量很大的矿井中,选择通风阻力较小的断面形状和支护方式,既有利于安全生产又具有明显经济效益。 在满足安全与技术要求的条件下,力求提高断面利用率,缩小断面降低造价并有利于加快施工速度。 综上所述:选择巷道断面尺寸应考虑诸多因素,联系以上所有因素和已知参数,根据《采矿守则》,年产量在30万t其服务年限应在15年以上,该运输大巷穿过中等稳定的石灰岩层和白云岩层,其岩石坚固性系数又在6~8,因此选择半圆形拱最合适。 (三). 巷道净断面尺寸 《矿山安全规程》内有明确规定:机械运输巷道的一侧,必须留有0.7米以上的人行道。另一侧,如果巷道是用木材,混泥土棚或金属支架时,不得小于0.2米,用砖、石、 混泥土砌璇以及锚杆喷浆时,不得小于0.2米。运输机距支架或璇墙之间的距离得小于0.4米。(摘自《井巷工程》112页) (一).井巷巷道进宽度 据《井巷工程》62页查表3-2可知MG1.1-6A固定式矿车宽A1=1050mm、高h=1200mm、长L=2400mm。 根据《煤矿安全规程》且巷道人行道宽C=840mm、非人行道一侧宽a=400mm。 故巷道净宽度:B=a+ A1+c=400+1050+840=2290mm (二).确定巷道拱高h0 半圆拱形巷道拱高h0=B/2=2290/2=1145mm 半圆拱半径R= h0=1145mm (三).确定巷道壁高h3 1.按管道装设要求确定h3 h3≥h5+h7+hb-≥1816.5mm 2.按人行高度要求求h3≥1800+hb-≥1800+220-647=1373mm 综上所述,考虑一定的余量,确定本巷道的壁高为h3=1820mm。则本巷道高度为H=h3-hb+h0=18200-220+1145=2745mm (三) 确定巷道净断面尺寸 掘进断面面积的确定由《井巷工程》表3-7得净断面积 S=B(0.39B+h2) h2=h3-hb=1820-220=1600mm 故 S=2290(0.39×2290+1600)=5709199=5.7㎡ 净周长P=2.57B+2h2+9085.3mm=9.1m (四) .确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸 1.支护参数的选择 过去大多数是架设棚式支架与砌筑石材整体支架来维护巷道,现在锚喷支护在矿山得到了较为广泛的使用。而支护主要包括下列几种方法; 1. 采用锚杆支护巷道,就是巷道掘进后向围岩中钻锚杆眼,然后将锚杆架设在锚杆眼内,对巷道围岩给予人工加固。从而维护巷道的稳定性。锚杆的类型①钢筋或钢丝绳砂浆锚杆;②金属倒锲式锚杆;③木锚杆;④树脂锚杆;⑤快硬水泥锚杆;⑥快硬膨胀水泥锚杆;⑦管缝式锚杆;⑧可伸缩式锚杆。 其作用原理:悬吊作用、组合梁作用、锚杆锲固作用、挤压加固作用。 图表文献来自《地下建筑工程设计与施工》表9-4 2.喷射混凝土支护 喷谁混凝土支护作用是用喷射机将混凝土混合物喷射在岩面上凝结硬化而成的一种支护。其特点是: ① 凝土在高速喷浆过程中,水泥颗粒受到碰撞冲击,混凝土喷层受到连续冲击压密,而且喷射工艺又允许采用较小的水灰比,因此喷射混凝土喷层具有致密的组织结构和良好的物理力学性能。特别是它的粘结力大,能同岩石紧密粘结,是形成喷射混凝土独特支护作用的重要因素。 ② 喷射混凝土能随着巷道掘进及及时施工,且加入速凝剂后其早期强度成倍增长,因而能够控制围岩的过度变形和松弛。 ③ 喷层较薄,具有一定的柔性,可以和围岩共同变形产生一定量的径向位移。 其作用原理:加固与防止风化作用;改善围岩应力状态和作用;柔性支护结构作用;组合梁作用。 喷射混凝土支护结构和支护厚度的选择,应综合考虑,围岩地质条件、结构物的工作条件、巷道有效跨度和服务年限等因素。 3.锚喷支护及锚喷网联合支护 锚杆和喷射混凝土虽各有优点,但也都有不足之处。锚杆联合支护,恰能做到使二者相互取长补短,互为补充,是一种性能更好的支护形式。锚杆与其穿过的岩石形成承载加固拱,喷射混凝土层的作用则在于封闭围岩,防止风化剥落,和围岩结合在一起,对锚杆间的表面岩石起支护作用。光弹模拟实验表明,用锚杆进行支护时,在两锚杆之间的围岩表面附近,会产生拉应力。如果岩石松软,则在拉应力作用下。可能产生局部的破坏和掉快,而局部小岩块的坠落又可能导致深部岩石的松动和破坏,这样将消弱岩石加固拱稳定性和承载能力。因此,锚杆与喷射混凝土联合使用,就可以防止局部岩块的松动和坠落,从而加固与提高了岩石拱的承载能力。 喷射混凝土能有效控制锚杆间的石块掉落,但其本身是脆性的,当岩石变形大时,易开裂剥落。解决方法之一就是在喷射混凝土中加刚纤维,增加混凝土的抗弯强度和韧性。另外就是在喷射混凝土之前敷设金属网,喷后形成钢筋混凝土层,提高了喷层的整体性,改善了喷层的抗拉性能,这就形成了锚喷网联合支护,能有效的支护松散破碎的软弱岩层,金属网用钢筋直径一般为6~12mm,钢筋间距一般为200~400mm。 4联合锚杆支护 组合锚杆支护是以锚杆为主要构件并辅以其他支护构件而组成的锚杆支护系统。其类型主要有锚网支护、锚梁(带)网支护和锚杆木行架支护。 5.普通支架 包括:木支架、金属支架、钢筋混凝土(棚式)、石材整体支护。 摘自《井巷工程》教材p107~139 6.选用的支护方式、优点及作用原理,以及支护材料的选取。 锚杆支护是锚杆与喷射混凝土联合支护的简称,二和又可单独使用,成为锚杆支护与混凝土支护。锚杆支护还可与金属网联合进行支护。它具有施工速度快、施工机械化高、成本低及节约材料等优点。本巷道穿过坚固性系数为6~8的中等稳定的石灰岩和白云岩,因此我们选择的是锚喷支护。 ㈠. 锚喷支护的优点: 锚喷支护突破传统的支护形式和支护理论,吧再是消极的承受围岩压力,而是尽量保持围岩的完整性,限制岩石的变形、位移和裂隙发展,充分发挥岩体自身的支承作用。把围岩从荷载变为承载,变消极因素为积极因素,这是锚喷支护和一切旧支护形式最根本最本质的差别,也是锚喷支护大大优于其他支护形式的根本所在。 我国矿山大量使用锚喷支护的实践证明,锚喷支护不但可以用于比较稳定的岩层中,而且可以用于破碎带、断层多、有底鼓受强烈采动地压影响的巷道和大跨度的硐室。锚喷支护与其他支护形式相比,在技术上和经济上具有以下优越性。 ① 由于锚喷支护是高压喷射成的混凝土层,致密、强度高,能提高井巷围岩的自身稳定性和承载能力,并与岩层构成共同承载整体。这样,支护厚度可减薄一半以上,掘进断面可减少10%~20%。某矿对26000米锚喷巷道同料石碹巷道比较,少掘岩石91000m3,节省炸药91吨,料石78000 m3,坑木3600 m3,工日21.8万个,大大节约了投资。 ② 工艺简单,操作方便,混凝土、砂浆直接喷到岩面,省去立模、拆模邓繁琐工序,节省了木材和钢材。 ③ 机械化程度高,减轻工人的笨重体力劳动。在平巷和立井施工中,料石砌碹,每个工人一个班搬运料石多则一万多井,而锚喷支护,除喷射手劳动强度较大外,其余工序都是机械操作。随着平巷喷射混凝土简易机械手的推广,以及立井喷射机械手的使用,为实现锚喷支护全部机械化施工打下良好的基础。 ④ 施工速度快、效率高,可以实现远距离输料,占用巷道空间少,为快速掘进,掘喷平行作业创造有利条件,平巷中锚喷支护功功效一般为0.2~0.35米/工,每米成巷3~5个工,掘进速度为100~120米/月。最高700米/月以上,而料石碹每米成巷10~15个工,一般掘进速度为60~70米/月。最高240米/月。 ⑤ 锚喷支护可以紧跟工作面,取消临时支护,基本上解决支护落后掘进的矛盾。支护后的巷道失修率低,维护方便,并且可以处理冒顶,有利于安全生产。 ⑥ 节约坑木,减少巷道维修量。根据某矿对26054m巷道普查,锚喷15789.7m由于严重破坏而需要返工维修的占19%。锚喷支护巷道质量良好和基本良好的占全部锚喷巷道的96.5%,严重破坏而需要返修的仅占3.5%,锚喷支护的巷道局部破坏时 ,只在破坏处进行补喷即可,而坏棚坏碹返修时间需要全部拆除,重新砌碹和架棚。 ㈡.作用原理:: ①. 悬吊作用:当巷道的直接顶板是一层或几层不稳定的岩层时,通过锚如一系列的锚杆,将直接顶板吊挂在其上部坚硬稳固的上部岩层上; ②. 组合梁作用:将层状岩石的巷道顶板中安设锚杆以后,将锚杆长度以内的薄岩层石锚成一个整体,组合成一个岩石 板梁,从而提高了顶板岩层的强度和刚度。工人们形象的把这一作用比喻为“纳鞋底”、“打锚杆后围岩锚成一个整体,打多深的锚杆就等于砌了多厚的碹”。显然,以上两种支护原理,可以解释在层状岩层起到支护作用的道理,而对于块状层岩的支护作用就无法解释了。 ③. 挤压加固作用:锚杆将巷道围岩锚牢挤紧,起到对围岩的挤压加固作用。但这些作用原理,无法解释我国当时应用最广泛的钢丝绳砂浆锚喷的支护作用。因为这类锚杆无预应力,同样可以起到良好的支护作用。 ④. 减小跨度的作用:巷道顶板打了锚杆,就相当于在该处打了点柱,因而相当于使巷道顶板岩石悬露的跨度缩小了。 7.锚喷材料的选择 ㈠.几中常用锚杆 锚杆种类很多,而且常用的有金属楔缝式锚杆、金属倒楔式锚杆、普通木锚杆、压缩木锚杆和钢丝绳砂浆锚杆等几种。 一般应根据地层、围岩性质、层节理的发育情况以及技术及原材料的供应情况来选定使用锚杆支护的形式。 ①① 金属楔缝式锚杆 安设锚杆时,先把楔块夹在杆体上端的楔缝中,一同轻轻送入钻孔,然后再杆体下端加保护套或拧上螺丝帽保护螺纹,在不断地锤击下,使楔快在尖劈作用下挤入楔缝,而使杆体上端张开并牢牢嵌紧孔底眼壁,最后,穿上托板,拧紧螺帽锚杆安装完毕。 楔缝式锚杆的锚固力一般可达到8~10t。 安装锚杆时,拧紧螺帽是保证安装质量的重要的措施。拧紧了螺帽,杆体就会给予围岩一个大小相等、方向相反的挤压力,即所谓“预应力”,以防围岩发生裂隙或冒落。 楔缝式锚杆结构简单,易于加工,在硬岩中锚固力也不小,但对于钻孔的深度要求严格;又须锤击安装,故其杆体直径要求较大,用钢材也较多,种种锚杆不能回收、复作。在软岩中,由于锚固力不足,不宜使用这种锚杆。 (2).道床参数的选择 道床参数的选择是指钢轨型号,轨枕规格和道咋高度三者的确定。下面可根据图表说明道床参数。 常用道床参数 表3-5 巷道类型 钢轨型号/kg·m-1 道床总高度hc 道咋高度hb 道咋面至枕轨面垂高ha 井底车场及主要运输巷道 30 410 220 190 22 380 220 160 采区运输巷道 上,下山 22 380 可不铺道砟,轨枕沿底板浮放,也可在浮放轨枕两侧充填掘进矸石 15 350 运输巷,回风巷 15 250 钢轨型号是以每米长度的重量来表示的。煤矿常用的型号是15,22, 30和38kg/m。钢轨型号是根据巷道类型,运输方式及设备,矿车容积与轨枕来选用。 巷道轨枕选择 表3-10 使用地点 运输设备 轨枕规格/kg·m1 斜井 箕斗人车 运送液压支架设备车 30,38 1.0t,1.5t 22 平硐 大巷 井巷车场 8t及以上机车 3t及以上矿车 2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车 30 1.0t ,1.5t 22 采区巷道 2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车 30,22 1.0t ,1.5t 22,15 对轨道敷设的要求是:钢轨的型号应与行驶车辆的类型相适应,轨道敷设应平直,且具有一定的强度和弹性;在弯道处,轨道连接应光滑,接运输巷道内同一线路必须采用同一型号的钢轨;道岔的型号不得低于线路的钢轨型号;在倾角大于15°的巷道中,轨道的辅设应采取防滑措施。轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。矿井多使用钢筋混凝土轨枕或木轨枕,个别地点也有用轨枕的。混凝土轨枕主要用于井底车场,运输大巷,上(下)山和中巷;木轨枕主要用于道岔等处,钢轨枕主要用于固定道床。由于预应力钢筋混凝土轨枕具有较好的抗裂性和耐久性,构建刚度大,节约木料,造价低等优点,所以应大力推广使用。常用的桂珍规格见表3-11。 常用轨枕规格 表3-11 单位:mm 轨枕类型 轨距 轨型/kg ·m-1 全长 全高 上宽 下宽 木轨枕 600 15 22 1200 1200 120 140 120 130 150 160 900 15 22 1160 1600 120 140 120 130 150 160 钢筋混凝土轨枕 600 15或22 1100~1200 120~150 110~130 140~170 900 ≥30 1500~1600 150~200 140~160 180~250 预应力钢筋混凝土轨枕 600 15或22 1200 115 100 140 道咋道床有钢轨及连接件,轨枕,道咋等组成。道咋道床的优点是施工简单,容易更换,工程造价较低,有一定的弹性和良好的排水性,并有利于轨道调平。但在生产过程中,煤,岩粉洒落在道床上之后,使其弹性降低,排水受到阻碍,可能影响机车正常运行。只要加强维修,这种道床完全能够满足机车运行要求。 道砟应选用坚硬和不易风化的碎石或卵石,粒度以20~30MM为宜,并不得参有碎末等杂物,使其具有适当空隙度,以利排水和有良好的弹性。道砟的高度以应与选用的钢轨型号相适应。在主要运输巷道,其厚度不小于100mm,并至少不轨枕1/2~2/3的 高度埋入道砟内,二者关系如图3-8所示。 道床宽度可按轨枕长队再加200mm考虑。相邻两轨枕中心线距一般为0.7~0.8m,在钢轨接头,道岔和弯道处应适当减小。道床参数见表3-5. 为了减少维护工作量和提高列车运行速度,大型矿井,特别是采用底卸式矿车运输时,井底车场和主要运输大巷应积极推广整体道床。固定道床一般是用混泥土整体浇注,将枕轨和道床固定在一起,这种道床具有维修工程量小,运营费用低,车辆运行平稳,运输速度高,服务年限长等优点。因此,这种道床主要用于大型矿井的斜井井筒,井底车场和个别运输大巷的轨道铺设中。但这种道床初期投资高,施工复杂,道床的弹性也较差。 无轨运输巷道底板的岩石强度要求f>4。否则需铺混泥土,其强度等级不低于C20. (3).巷道设计掘进断面 巷道的净尺寸加上支护和床参数后,道便可获得巷道的设计掘进尺寸,进而求算出巷道的设计掘进断面积。 半圆拱巷道设计掘进断面积: S1=B1(0.39B1+h3) (3-7) 圆形拱巷道设计掘进断面积: S1=0.24B2+1.27BT+1.57BT2+B1h3 (3-8) 梯形拱巷道设计掘进断面积: S1=(B3+B4)H1/2 (3-9). 巷道设计掘进断面尺寸加上允许的掘进超挖误差值&(75mm),即可求算出巷道计算掘进断面尺寸。因此在计算布置锚杆的巷道周长,喷射混泥土周长和粉刷面积周长时,就应用比原设计净宽大2&的计算净宽作为计算的基础,以便保证巷道施工时材料应有的消耗量。 则斜井巷道掘进断面尺寸为:由表3-7的公式得 巷道设计掘进宽度B1=B+2T=2290+200=2490mm 巷道计算掘进宽度B2= B1+2δ=2490+150=2640mm 巷道设计掘进高度A1=H+hb+T=3065mm 巷道计算掘进高度H2=H1+S=3065+75=3140mm 巷道设计掘进断面面积S1=B1(0.39B1+h3) =2490(0.39×2490+1820)=6949839mm2=6.95㎡ 巷道计算掘进断面面积:S2=B2(0.39B2+h3)=2640(0.39×2640+1820)=7522944 mm2=7.52㎡ (五) .巷道管线布置 巷道内排水沟外尚有管线需要布置,为了保证安全和便于检修,布置要点如下:一侧棚腿上部,管线则布置在另一侧棚腿下部,管径细的在上,粗的在下,与道渣面保持150mm距离,且任何一根管子与运行车辆的距离都不应小于200mm 拱形巷道内,管道一般布置在人行道一侧,管子最下部距道渣面或水沟盖板不小于1800mm,电力电缆布置在另一侧,距底板不小于1000mm,与运行车辆的间距不小于250毫米,并力求布置在运行车辆高度之上。 电话和信号电缆应布置在电力电缆的另一侧。若条件所限制不能满足时,应布置在电缆之上300毫米以外。另外,电缆若与管道同侧布置时,应在管道之上不小于300毫米的地方。 (六) .计算巷道掘进工程量及材料消耗量 由3-7计算公式得: 每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×1=7.52m3 每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2(T+δ)×1=0.2×(0.1+0.75)×1=0.04 m3 每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=【1.57×(3.95-0.10)×0.10+2×1.82×0.10】×1=0.968 m3 每米巷道墙脚喷射材料消耗:V4=0.2T×1=0.2×0.10×1=0.02 m3 每米巷道喷射材料消耗(不包括损失):V=V2+V4=0.968+0.02=0.988 m3 每米巷道锚杆消耗N=P1-0.5a/a· a‵ P计算锚杆消耗周长P1=1.57B2+2h3=1.57×2640+2×1280=6.78m a· a‵锚杆间距:a·=a‵=0.8m N=6.3/0.64=9.84根 折合量为:9.84×[l兀(d/兀)2ρ ]=9.84×[2.00×3.14×(0.018/2)2×7850 ] =39.29㎏. l—锚杆长度,l=2.00m d—锚杆直径,d=18mm, ρ-锚杆材料密度,ρ=7850㎏/ m3 由于每根锚杆安装两个树脂药卷,则每米巷道树脂药卷消耗:M=2×N=19.68支。 每排锚杆数为N×0.8=9.84×0.8=7.87≈8根 每排树脂药卷M×0.8=19.68×0.8=15.74≈16之支 每米巷道粉刷面积Sn=1.57B3+2h2 B3 计算净宽,B3=B2-2T=2.64-2×0.010=2.44m Sn=1.57B3+2×1.6=7.03㎡ (七). 绘制巷道断面施工图及编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表 材料消耗量表 运输大巷特征 围岩类别 断面面积/㎡ 设计掘进尺寸/mm 喷射厚度/mm 锚杆/mm 净周长/m 净断面 设计掘进 宽 高 型式 排列方式 间、排距 锚杆长 直径 Ⅲ 5.7 6.95 2490 3060 100 螺纹钢树脂锚杆 方形 800 2000 18 9.1 运输大巷每米工程量及材料消耗 围岩类型 计算掘进工程量/ m3 锚杆数量 材料消耗/mm 粉刷面积/㎡ 巷道 墙脚 喷射材料/ m3 锚杆 钢筋/kg 树脂药卷/支 Ⅲ 7.52 0.04 9.84 0.98 39.29 19.68 7.03 四.斜井巷道断面的施工 在进行凿岩爆破施工前,首先要确定凿岩爆破参数,其涉及的因素很多,大的方面有设备类型与状态、岩石与岩体条件、施工方案与方法、施工队伍与施工技术及使用的材料等。一般先根据经验公式或定额计算基本参数取值范围,然后按计算值进进行炮孔布置设计,根据炮孔布置的结果和预先确定的施工方案修正并重新确定凿岩爆破基本参数。目前,岩巷掘进扔主要采用钻眼爆破方法破岩,而且在今后相当长的时期内任然是煤矿岩巷主要的掘进方法。岩巷或半煤岩巷的部分断面掘进机开始在我国煤矿中使用,全断面掘进机(TBM)也已在个别矿区开始使用。但是,这两类掘进机在我国煤矿岩巷中的推广应用还需要很长的过程。 我国煤矿岩巷的钻眼爆破,从手工凿岩.硝铵炸药.普通雷管.浅眼爆破起步,到手持式凿岩机.液压凿岩台车.高威力水胶炸药.乳化炸药.高精度毫秒电雷管.非电起爆器材以及各类起爆器.中深孔光面爆破,使我国的凿岩爆破技术得到了长足的发展。与此同时,凿岩机理.破岩机理.爆破技术以及施工设备的可靠性.自动化程度也有了较大的发展。 目前,钻眼爆破的发展趋势是中深孔.光面爆破和断裂成型(刻槽)爆破技术。 (一).爆破参数的确定 爆破参数主要包括炮眼直径.炮眼深度.炮眼数目.单位炸药消耗量等。 1. 炮眼直径 炮眼直径对钻眼效率.全断面炮眼数目,炸药消耗量和爆破岩石块度等与岩壁平整度均有影响。因此,应根据巷道断面的大小.块度要求.炸药性能和凿岩机性能综合考虑,进行选择。 炮眼直径大,可以减少炮眼数目,炸药能量相对集中,可提高爆破效率,但钻速下降,影响爆破质量和降低围岩稳定稳定性。在采用气腿式凿岩机的情况下,现场多根据药卷直径确定炮眼直径。目前国内岩巷掘进均采用直径27mm.32mm和35mm三种药卷,炮眼直径需比药卷直径大6~8mm左右,所以目前沿岩巷掘进的炮眼直径多采用35~42mm。 2.炮眼深度 炮眼直径决定了每一掘进循环钻眼和装岩的工作量、循环进尺以及每班的循环伺候、次数。炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面大小、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素来确定。从今年发展趋势来看,炮眼平均深度逐渐由浅孔向中深孔(2.0~2.5m)发展,一些采用凿岩台车凿眼的掘进队正在向较深孔发展。 合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正规循环作业为原则。采用气腿式凿岩机时,炮眼深度以1.8~2.5m为宜,眼深超过2.5m后,钻眼速度明显降低。采用配有高效凿岩机的凿岩台车时,应向深眼发展,一般眼深可达3.0m以上。我国煤矿巷道掘进中,通常是以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力来 l≥L/(N·k·﹫) 式中l——炮眼深度,m; L——计划月进度,m; N——每月实际用于掘进的天数,30天; K——正规循环率,即每月实际用于掘进工作的天数与30 天之比,一般取k=0.8~0.9; n——每日完成掘进循环数,次; @——炮眼利用系数,一般要求≥0.8。 炮眼深度的取值也可参见下表。 掘进段面面积/㎡ 岩石坚固系数f 2~4 5~7 8~10 4~6 1.8~2.1 1.6~1.9 1.4~1.6 6.1~8 2.1~2.3 1.9~2.0 1.6~1.8 8~10 2.3~2.4 2.0·2.2 1.8~1.9 10.1~12 2.4~2.5 2.2~2.3 1.9~2.0 12.1~14 2.4~2.5 2.2~2.3 2.0~2.1 14.1~16 2.5~2.6 2.3~2.4 2.0~2.1 16.1~18 2.5~2.6 2.3~2.4 2.1~2.2 2. 炮眼数目 炮眼数目直接影响着钻眼工作质量、爆破岩石的块度、巷道形状等。炮眼数目取决于岩石性质、巷道断面形状和尺寸、炮眼直径和炸药性能等因素。合理的炮眼数目应以保证爆破效果的实现为原则。一般是先以岩层性质和断面大小进行初步估算,然后在设计断面图上作炮眼布置图,得出炮眼总数,并通过实践调整修正。炮眼数目的取值可参照下表: 掘进断面面积 岩石坚固系数f 2~4 5~7 8~10 4~6 8~11 12~16 16~20 6.1~8 12~16 17~21 21~26 8~10 17~21 22~27 27~32 10.1~12 22~27 28~33 33~37 12.1~14 28~33 34~38 38~42 14.1~16 34~38 39~42 43~46 16.1~18 39~42 43~46 47~50 炮眼数目也可以根据单位炸药消耗量,按上述经验方法确定炮眼数目。 N=qSm@/ap 式中N——炮眼数目; q——单位炸药消耗量,㎏/m3; S——巷道掘进断面积,㎡; m——每个药卷长度,m; a——装药系数,即装药长度与炮眼长度之比,一般取0.5左右; P——--每个药卷的重量,㎏。 4单位炸药消耗量q 单位炸药消耗量是指爆破1.0m3实体岩石所需要的炸药量,也就是工作面一次爆破所需的总炸药量Q和工作面一次爆下的实体岩石总体积V之比,即 q=Q/V,㎏/m3 单位炸药消耗量是一个很重要的参数一个很重要的参数,它将直接影响到岩石块度、钻眼和装岩的工作量、炮眼利用率、巷道轮廓的整齐度、围岩稳定性以及爆破成本等。 影响单位炸药量消耗的主要因素有炸药性能、岩石的物理力学性质和自由面的大小和数目以及炮眼直径和炮眼深度等。到目前为止,还没精确计算单位炸药消耗量的方法,计算数据一般只作参考,所以多按定额选用。 5装药结构和起爆 按光面爆破的要求,装药延炮孔应纵向均匀分布,并有合理的不偶合系数。当炮孔较浅时(<2m),可采用连续装药,这样才能保证钻凿的岩体全部爆落。 光面爆破采用现场制作的细药卷,也可直接从厂家购买光 爆炸药,炸药卷直径按照不耦合系数确定。 光面爆破应使用毫秒微差雷管,且周边孔一般应通段起爆才能保证光面爆破效果。炮孔的爆破顺序及分段段数应根据地下工程断面大小确定。一般掏槽孔按设计分1~3段起爆。辅助孔按圈数自内向外选择起爆段数。辅助孔起爆后,再起爆底(板)孔。周边孔最后起爆(预裂爆破的周边孔要1段起爆)。周边炮孔的底脚应装一个粗药卷,以克服岩体的挟制作用。 (二).选择钻眼爆破器材 1.爆破器材的选择 我国目前使用的,矿用炸药有硝铵类炸药和水炸药(乳化、浆化、水胶炸药),当穿过有瓦斯地段时,应采用煤矿硝铵炸药和煤矿含水炸药。对于坚硬石可考虑采用粉状搞威力炸药。硝铵类炸药价格较低廉,为煤矿普通使用,一般装成直径32mm、35mm、38mm,重量100g、150g、200g的药卷,有效使用期为6个月。 起爆器材一般采用8号雷管,延秒、半秒、毫秒等都能满足使用,但是在穿过有瓦斯的底层时, 不能选用有瓦斯的雷管,毫秒延期雷管时间也不能大于135ms。 本次施工选用2号硝铵岩石炸药,8号雷管要卷直径选35mm,质量为150g。 (三).炮眼布置 除合理选择掏槽方式和爆破参数外,还需要合理布置炮眼,以取得理想的爆破效果。炮眼布置方法和原则如下: 工作面上各类炮眼布置是“抓两头,带中间”。即首先选择掏槽方式和掏槽眼位置,其次是布置好周边眼,最后根据断面大小布置崩落眼。掏槽眼通常布置在断面的中央偏下,并考虑崩落眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设备的可能。周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上,顶眼和帮眼按光面爆破要求,各炮眼相互平行,眼底落在同一平面上。崩落眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间,以掏槽眼形成的槽腔为自由面层层布置。为了获得良好的爆破效果,必须正确地布置工作面炮眼,合理确定爆破参数,选用适宜的炸药和改善爆破技术。掘进工作面的炮眼,按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼三类。其起爆顺序是延期起爆,即先掏槽眼,其次辅助眼,最后周边眼,以保证爆破效果。 ⑴. 掏槽眼 掏槽眼的作用是首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出,在一个自由面的基础上崩出第二个自由面来,为其他炮眼的爆破创造有利条件。掏槽效果的好坏对循环掘进起着决定性作用。 掏眼槽一般布置在巷道断面中央靠近底板处,这样便于打眼时掌握方向,并有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落,两眼底距离为200mm左右,眼深比一般炮眼深200mm。每眼装药长度系数为0.4—0.6.适用于各种岩层。可充分利用自有面,逐步扩大爆破范围;掏眼槽面积较大,适用于较大面积巷道,但因炮眼倾斜,掏槽眼深度受到巷道宽度的限制;碎石抛掷距离较大,易损伤设备和支护,当掏槽眼角度不对称时尤其如此。 3. 辅助眼 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。 辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间,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.如采用光面爆破,则紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光面层,即光面厚度比较均匀,且多与周边眼的最小抵抗线。 2.辅助眼 周边眼是爆落巷道周边岩石,最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼。周边眼布置合理与否。直接影响巷道成型是否规整。现在光面爆破已经较为成熟,一般应按光爆要求进行周边眼布置。光面周边眼的间距与其最小抵抗线存在着一定的比列关系你,即 K=E/W 式中,K为炮眼密集系数,一般为0.8―1.0,岩石坚硬时取最大值,较小时取最小值;E为周边眼距,一般取400―600mm,W为最小抵抗线。 按照光面爆破要求,周边眼的中心都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,一般不超过100―150mm,这样可是下一循环打眼的凿岩机有足够的工作空间,同时还要尽量减少超挖量。光爆周边眼的装岩量必须严格控制。 (四).选择装药结构与起爆方法 根据起爆药包所在位置不同,有正向装药与反向装药两种方式。 正向装药如图4-8(a)所示,先将被动药包依次装入眼内,然后装入起爆药包。所有药包和雷管的聚能穴一致朝向眼底,最后用炮泥填满炮孔。 反向装药如图4-8(b)所示,先将起爆药包装入眼底,然后再装被动药包,最后装满炮泥,并且雷管和药包的聚能穴一致朝向眼口。这样炮轰波由里向外传播,与岩石朝向自由面的方向一致,有利于反射拉伸波破碎岩石,同时起爆药距自由面较远,爆炸气体不会立即从眼口冲出,爆炸能量能得到充分利用,因此能取得较好的爆破效果。 2周边眼的装药 在光面爆破中,周边眼的装药结构,在目前普片采用32~35~mm粉状硝铵类炸药卷的情况下,可采用单段空气柱式装药结构,见图4-9(a)- 配套讲稿:
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