巷道掘进爆破资料

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巷道掘进

第一节钻眼爆破工作

目前,岩巷掘进的破岩方法仍然以钻眼爆破法为主。钻眼爆破工作应该满足以下几项要求:

炮眼利用率要高,爆破材料的消耗量要低;对巷道围岩的破坏要小;巷道的断面规格、方向、坡度应符合设计要求;爆下的岩石块度均匀、适度,岩堆高度适中便于装载。

一、工作面炮眼布置

炮眼布置和岩石性质、结构,巷道断面形状、大小,炸药性能和装药量有关。掘进工作面的炮眼,按其用途和位置不同可分为掏槽眼、辅助眼、和周边眼三种。爆破顺序是:先掏槽眼、其次辅助眼,最后周边眼。

1、掏槽眼的布置

掏槽眼的作用是首先将工作面上某部分岩石破碎下来,使工作面形成第二个自由面,为其余炮眼的爆破创造有利条件。

根据掏槽眼的方向不同,掏槽方式分为斜眼掏槽、直眼掏槽和混合式掏槽三类。

(1、斜眼掏槽法

其特点是:掏槽面积较大,适用于较大断面的巷道,可以充分利用自由面,逐渐扩大爆破范围;钻眼技术要求不甚严格,眼位易于掌握;全断面一次爆破需要的雷管段数较少。炮眼方向不易掌握,钻眼工作不方便,眼深受到很大的限制,从而影响爆破效果。

斜眼掏槽可分为单向和多向两种,多向掏槽包括楔形掏槽和锥形掏槽两种。如下图:

(2、直眼掏槽法

直眼掏槽的特点:直眼掏槽垂直于工作面,适用于深孔爆破,炮眼互相平行,角度在87—90,爆破效率高,岩块块度均匀,岩石抛掷不远,不易崩倒棚子和损坏设备,它使用与无瓦斯工作面,岩石中硬以上,整体性较好和炮眼较深的情况。

(3混合式掏槽法

为了加强直眼掏槽的抛渣力,以提高炮眼利用率,在巷道断面较大,岩石坚硬的情况下,可采用直、斜眼混合掏槽。

2、辅助眼和周边眼的布置

辅助眼是布置在掏槽眼和周边眼之间的炮眼。它是大量崩落岩石和刷大断面的炮眼。其布置原则应当充分利用掏槽眼所创造的自由面,最大限度地爆落岩石。眼距视岩石性质而定,一般为500—800mm辅助眼与掏槽眼的距离,与采用直眼掏槽时,以不大于掏槽腔直径为宜;辅助眼的眼口及眼底应均匀分布在掏槽眼和周边眼的眼口及咽底之间,是崩下的岩块大小和堆集距离都便于装岩工作。

周边眼是控制巷道成型的炮眼。眼距一般为400—700mm。帮眼眼口距岩帮100--200mm。底眼眼口应高出巷道底板水平150mm以防烟内积水;眼底要低于底板标高200mm左右,以保证底板不高,便于铺轨;在有柱窝或水沟时,应多布置1-3个炮眼,与眼底一起爆破。辅助眼与帮、顶眼的眼底应尽量落在同一深度的平面上,使爆出的工作面平整,为下次钻眼爆破创造良好条件。

二、炮眼的主要爆破参数

井巷掘进中,除正确选择掏槽方式和合理布置炮眼外,还应正确确定炸药消耗量、炮眼直径、药包直径、抵抗线、眼距、装药系数、炮眼深度和数目等爆破参数。

(1)单位炸药消耗量。爆破1 原岩所需的炸药量称为单位炸药消耗量。单位炸药消耗量受炸药的种类、品种、岩石的性质及爆破参数等因素的影响。单位炸药消耗量不仅影响岩石破碎块度、岩石飞散距离和爆堆形状,而且影响炮眼利用率、钻研工作量、劳动生产率、材料消耗、掘进成本、巷道轮廓质量及围岩的稳定性等。因此,合理确定单位炸药消耗量具有十分重要的意义。

(2)炮眼直径。炮眼直径对凿岩速度、眼数、单位炸药消耗量和巷道成型等都有影响。炮眼直径一般比照标准药包直径(32mm或35mm)大5mm—7mm 来确定,一般为37mm—42mm。

(3)炮眼深度。确定炮眼深度,要结合钻眼效率、循环工作量和循环时间,劳动力组织、月计划进尺和经济成本等因素来考虑。基本上有两种方式,即浅进度多循环方式和深进度少循环方式。前者占用的辅助工作量和时间多,雷管和炸药消耗量高;后者是实现快速掘进的有效途径。在目前施工技术和设备等条件下,炮眼深度一般不超过4m,以0.8m—2.0m居多。(4)炮眼数目。根据岩石性质、断面尺寸、使用爆炸材料等,按炮眼的不同作用进行合理布置,排列出炮眼数,经实践验证后再作适当调整。炮眼数

目过少,易出大块矸石,不利于装岩,同时巷道周边轮廓成型较差;炮眼数目过多,导致工时和成本的增加。调整后的炮眼数目应满足有较高的爆破效率。爆破后的巷道轮廓应符合施工和设计的要求。

此外,炮眼的利用率也是衡量爆破效果的主要指标。炮眼的利用率是指炮眼爆破后的实际进度与爆破前炮眼深度的比值,即

炮眼利用率应达到90 以上。

第二节光面爆破

一、光面爆破的定义

爆破后巷道成型规整,符合设计断面轮廓要求,保持围岩稳定,不产生或很少产生炮震裂缝的控制爆破为光面爆破(简称光爆)。

在井巷掘进中应用光面爆破有以下优点:

(1)岩面光滑,提高巷道轮廓质量,能减少超挖的岩量。

(2)巷道轮廓外裂隙区范围较小,对围岩破坏不大,提高巷道稳定性。

(3)施工安全,巷道和工作面平整,很少有活石,在围岩稳定性差的情况下也不易发生冒顶、片帮。

(4)巷道成型规整,可减少通风阻力,不易产生瓦斯积聚。

(5)为推广锚喷支护,创造了有利条件。

(6)能加快巷道掘进速度,与锚喷相结合能较大幅度降低成本。

二、光面爆破的方法

光面爆破的方法,目前可归纳为三类:

(1)轮廓线光面爆破法。此法周边眼是沿巷道轮廓线打一排密集而不装药的炮眼,经相邻一排炮眼爆破后与巷道围岩切开。

(2)预裂光面爆破法。此法周边眼是沿巷道轮廓线打一排较密集的炮眼,装少量炸药爆破后与巷道围岩切开。周边眼的爆破在其他炮眼爆破之前。(3)修边光面爆破法。此法周边眼是通过缓冲装药和预留光面层,经爆破后与巷道围岩切开。周边眼的爆破在其他炮眼爆破之后。它是目前广泛采用的光面爆破法。

修边光面爆破法又分为预留光面层光爆法和全断面一次爆破法。前者多用于断面12m以上的巷道(硐石)后者多用于断面12m以下的巷道掘进。所谓光面层,是指周边眼与周边眼内弟一圈辅助眼之间的岩石。预留光面层光爆法就是先用小断面超前掘进,而将顶部或顶、帮的光面层留下进行第

二次起爆。

三、实施光面爆破的安全技术措施

(1)周边眼所用的药卷,有条件时宜选用小直径的药卷。在没有小直径药卷的情况下,当炮眼深度在2m左右时,周边眼也可以使用普遍直径的药卷。

(2)必须正确排列辅助眼。掏槽眼与周边眼的位置方向确定后,按炮眼总数所剩下的眼数,便是辅助眼。布置辅助眼时,要使它的炸药均匀布置在腰爆破下来的岩体中,故眼口与眼底均应处于掏槽眼和周边眼的眼口与眼底中间位置上。

(3)合理选择周边眼参数的装药结构,是实现光爆的关键。由于目前炸药的品种还不多,周边眼多采用低威力的缓冲炸药,以达到光爆的效果。目前采用的小直径(25mm)装药方法,可显著消除围岩的炮震裂隙,有效地保护围岩的稳定,另一种是空气间隔装药方法,它可减少眼壁岩石的局部破碎。这两种方法都能起到减轻爆破作用的冲击和爆生气体在岩壁上的破坏作用。

(4)当工作面有软岩(煤)层或易冒落破碎的岩石时,可根据情况,在周边眼间打空眼,并将周边眼最先起爆,达到预裂的目的,然后进行掏槽眼和辅助眼的爆破。

(5)光面爆破的眼位、眼深及其方向,应力求准确。在硬岩中,周边眼口应在轮廓线上,眼底不宜超过轮廓线100mm处;在软岩中,眼口应在轮廓线内100mm处,眼底应正好落座轮廓线上,周边眼应保证同时起爆。当工作面处在易冒落破碎的软岩夹层(无瓦斯)时,可在软岩夹层上加打空眼,起导向作用。

第三节掘进通风

一、掘进通风

掘进巷道时,必须对工作面进行通风,以排除工作地点的炮烟和围岩中放出的有害气体,降低工作面温度和岩尘浓度、共给工人足够的新鲜空气,以改善劳动条件。掘进通风是保证安全、快速施工的一项重要工作。

1、通风方式

在巷道掘进中,一般都采用局部扇风机通风。通风方式有以下三种:(1)压入式通风

这种方式是由局扇吸入新鲜空气,通过风筒将其压至工作面与污浊空

气混合,再经巷道排出。为保证通风效果和工作安全,局扇和启动装置必须安设在进风巷道内,且距回风口不得小于10m,局扇的吸入风量必须小于全风压供给该处的风量,以免产生循环风流。还要求风筒口到工作面的距离不得超过5m,以保证有效地排除工作面附近的炮烟。

压入式通风的优点是,能迅速地将工作面的有害气体冲淡并排出,可使用胶质或塑料风筒,安设方便,漏风也少,故应用甚广。缺点是,排除的污风蔓延整条巷道。

(2)抽出式通风

这种方式是局扇经风筒将工作面污浊空气抽出并排至回风巷中,新鲜空气则由巷道进入工作面。要求排风口必须处于进风巷下风流,距掘进巷道口不得少于10m。其优缺点与压入式相反。

(3)混合式通风

这种通风方式是压入式和抽出式的联合运用。局扇1的吸风口与抽出式风筒末端的距离不应小于15m,以免造成循环风流。两组风筒末端间距一般以40—50m为宜,当掘进巷道太长,一台局扇满足不了通风要求时,可在距风扇4大约三分之一风筒长度处串联一台局扇3,同时要求局扇3和4的抽出风量大于局扇1的吸入风量约20—25 。混合式通风效果最好,但需要两套通风设备,只有断面大而长的独头巷可考虑采用。

二、通风设施和通风管理

巷道掘进主要通风设施为局扇和风筒。局扇有轴流式和离心式两种。轴流式扇风机的体积小、效率高、使用方便,得到广泛应用。常用的是5.5千瓦和11千瓦两种。

掘进用风筒有金属、帆布、胶质、塑料等几种。金属风筒直径一般为400—600mm,每节长2.5—3m,用法兰盘连接。胶质柔性风筒的直径为400—600mm,每节长度有10、20m等几种。由于柔性风筒重量轻,吊挂容易,且漏风和阻力系数都小,通风效率高,故已获得推广使用。

提高通风效率的关键在于加强通风管理工作。山东枣庄煤矿在北井-110m水平306西运大巷,用一台11千瓦局扇、直径580mm的胶质风筒,单机独

头通风长度达3795m,局扇每千瓦送风距离达345m,远远超过了苏联191m、加拿大174.6m和法国147m的纪录。

搞好长距离独头巷道通风,最主要的措施是最大限度地减少通风阻力和杜绝风筒漏风。这就要求在安设风筒时,必须吊挂平直,拉紧拉稳;歪道处尽量使风筒缓慢拐弯;在同一巷道中尽量使用直径相同的风筒;提高风筒接头质量等。另外,必须加强日常的检查、维修工作,发现问题及时解决。

第九章 井巷掘进爆破

第9章井巷掘进爆破 井巷工程:为进行采矿或其他工程目的,在地下开凿的各类通道和硐室的总称。 爆破是井巷掘进中通常使用的基本方法。爆破效果的好坏直接影响到井巷施工的质量、速度和成本。合理地布置工作面上的炮孔和正确确定爆破参数,是取得良好爆破效果和加快掘进速度的重要保证。 井巷掘进爆破包括:平巷掘进爆破、井筒(立井、斜井)掘进爆破、隧道掘进爆破和硐库开挖爆破。广泛应用于矿山、交通、水利水电、大型油库等工程中。 9.1 平巷掘进爆破 平巷(水平巷道):地下矿山,开凿在岩体或矿层中不直通地表的水平通道。 平硐:地下矿山,开凿在岩体或矿层中直通地表的水平巷道。 平巷掘进爆破的特点:只有一个自由面,且炮孔深度受到限制,一般孔深只有1.5~3m。 9.1.1 工作面炮孔布置 1 2 3 图9-1 炮孔种类 1-掏槽孔;2-辅助孔;3-周边孔

炮孔的种类:平巷掘进中的炮孔,根据所处位置和作用的不同,将其分为掏槽孔、辅助孔(崩落孔)和周边孔。周边孔又分为顶孔、帮孔和底孔(图9-1)。 掏槽眼:在巷道断面的适当位置(一般在中央偏下)布置的几个装药量较多、首先起爆的炮眼。 辅助眼:位于掏槽眼与周边眼之间的炮眼。 周边眼:布置在巷道掘进断面开挖轮廓线上的炮眼。 平巷掘进爆破时,由于只有一个自由面,四周岩石的夹制力很大,爆破条件困难,故掏槽孔的布置极为重要。 各类炮孔的作用:掏槽孔的作用是在工作面上首先炸出一个槽腔,形成第二个自由面,为其他炮孔的爆破创造有力的条件。辅助孔的作用是扩大和延伸掏槽的范围,并将岩石崩落(进一步扩大掏槽和崩落岩石)。周边孔的作用是控制巷道断面的形状和规格。为了提高其他炮孔的的爆破效果,掏槽孔比其他炮孔深0.15~0.25m(一般取0.2m)。 平巷掘进爆破的关键是掏槽眼和周边眼的爆破,掏槽眼为辅助眼和周边眼的爆破创造了有利条件,直接影响循环进尺和掘进效果;周边眼关系到开挖边界的超欠挖和对周围围岩的影响。 (1)掏槽形式 由于巷道断面、岩石性质和地质构造等条件的不同,掏槽孔的排列形式很多,归纳起来有三种:即斜眼掏槽、直眼掏槽(平行空孔直线掏槽)、混合掏槽。

巷道断面及爆破设计

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h 0 半圆拱形巷道拱高h 0=B/2=4200/2=2100mm 。半圆拱半径R = h 0=2100mm 。 (三)确定巷道壁高h 3 1.按架线电机车导电弓子要求确定h 3 由表3-6中半圆拱形巷道壁高公式得: 34c h h +h 式中 h 4—轨面起电机车架线高度,按《煤矿安全规程》取 h 4=2000mm ; h c —道床总高度。查表3—11,选用24kg/m 钢轨,再查表 3—13得h c =360mm ,道渣高度h b =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 ; b 1一轨道中线与巷道中线间距, b 1=B/2-a 1=4200/2-1075=1025mm ;

煤矿井下爆破作业安全规程

煤矿井下爆破作业安全规程 煤矿井下爆破作业安全规程一条为减少煤矿事故,保护国家财产和煤矿职工的安全,健康,制定本规程. 二条煤矿所有爆破作业地点必须编制爆破作业说明书,放炮员必须依照说明书进行爆破作业.说明书内容及要求包括: 一,炮眼布置图必须标明采煤工作面的高度和打眼范围或掘进工作面的巷道断面尺寸,炮眼的位置,个数,深度,角度及炮眼编号,并用正面图,平面图和剖面图表示; 二,炮眼说明表必须说明炮眼的名称,深度,角度,使用炸药,雷管的品种,装药量,封泥长度,连线方法和起爆顺序; 三,爆破作业说明书必须编入采掘作业规程,并根据不同的地质条件和技术条件及时修改补充. 三条瓦斯矿井中的爆破作业,放炮员,班组长,瓦斯检查员都必须在现场执行"一炮三检制"和"三人连锁放炮制"."一炮三检制"是:装药前,爆破前,爆破后要认真检查爆破地点附近的瓦斯,瓦斯超过%,不准爆破."三人连锁放炮制"是:爆破前,放炮员将警戒牌交给班组长,由班组长派人警戒,并检查顶板与支架情况,将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检员,瓦斯检查员经检查瓦斯煤尘合格后,将自己携带的放炮牌交给放炮员,放炮员发出爆破口哨进行爆破,爆破后三牌各归原主. 四条有瓦斯或煤尘爆炸危险的采掘工作面,应采用毫秒爆破.在掘

进工作面必须全断面一次起爆;在采煤工作面,可采用分组装药,但一组装药必须一次起爆.严禁在一个采煤工作面使用台及以上放炮器同时进行爆破. 五条无瓦斯或煤尘爆炸危险的采掘工作面采用毫秒爆破时,应反向起爆;有瓦斯或煤尘爆炸危险的采掘工作面采用毫秒爆破时,可反向起爆,但必须制定安全措施,报矿总工程师批准. 六条煤矿井下严禁明火,普通导爆索,非电导爆管爆破和放糊炮. 七条处理卡在溜煤眼中的煤,矸时,可采用空气炮;无其他办法时,经矿总工程师批准,可爆破处理,但必须遵守下列规定: 一,必须采用经煤炭部批准的用于溜煤眼的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于此安全度的煤矿许用药包; 二,每次爆破只准使用一个煤矿许用电雷管,最大装药量不得超过g; 三,每次爆破前,必须检查溜煤眼内堵塞部位的上部和下部空间的瓦斯; 四,每次爆破前,必须洒水灭尘; 五,威胁安全的地点必须撤人,停电. 八条在高瓦斯矿井和有煤与瓦斯突出危险的采掘工作面的实煤体中,为增加煤体裂隙,煤体松动而进行的m以上的深孔预裂控制爆破,可使用二级煤矿许用炸药,但必须制定安全措施,报矿总工程师批准. 九条在有瓦斯或煤尘爆炸危险的矿井中,放顶煤工作面严禁挑顶煤爆破作业. 十条石门揭穿突出煤层采用震动爆破,必须遵守下列规定:

巷道爆破设计课程设计

西南科技大学环境与资源学院 巷道掘进爆破设计方案 姓名: 学号: 班级: 指导老师: 年月

目录 第一章编制依据、原则 (1) 1.1编制依据 (1) 1.2编制原则 (1) 第二章工程概况 (2) 第三章爆破工程设计 (3) 3.1爆破施工总体方案 (3) 3.2爆破钻孔设备的选择 (3) 3.3爆破参数确定 (3) 3.4布孔、钻孔及验收 (3) 3.5炮孔装药 (3) 3.6 炮孔堵塞 (3) 第四章爆破安全设计 (4) 4.1爆破振动计算及减震措施 (4) 4.2爆破飞石防护 (4) 4.3爆破冲击波 (4) 4.4有毒气体的控制 (4) 4.5爆破后安全检查 (4) 4.6爆破安全管理 (4)

第一章编制依据、原则 1.1编制依据 (1)《爆破安全规程》(GB6722-2014) (2)中华人民共和国《民用爆炸物品安全管理条例》(国务院令第466号) (3)《爆破作业单位资质条例和管理要求》(GA990-2012) (4)《爆破作业项目管理要求》(GA991-2012) (5)《施工机械安全操作规程》(2013) (6)《爆破作业人员安全技术考核标准》(GA 53-1993) (7)《中华人民共和国环境保护法》(主席令第九号) 1.2编制原则 (1)采用合理的开采方法、爆破工艺和技术,保证工程施工安全和效果; (2)所有爆破施工作业的最小抵抗线方向朝向西南山体(凹)或朝向空旷地带,不得将最小抵抗线方向朝向村庄与需要保护的建构筑物等; (3)有效控制爆破飞石、振动、噪声等,避免对周围建筑物、管线、车辆、行人造成损害和影响; (4)采用的合理爆破参数和起爆网路,爆破施工安全、可靠、经济; (5)切实做好安全警戒工作: (6)制定安全施工措施,防止事故的发生; (7)做好安全事故应急措施,一旦发生事故,采取有效措施遏制事故扩大,让损失减小到最小程度; (8)建立文明施工措施,实现文明施工目标。

巷道爆破设计最终版

目录 第一章工程概况 (1) 1.1主要概况 (1) 第二章爆破工作 (1) 2.1炮眼布置 (1) 2.1.1掏槽眼 (1) 2.1.2辅助眼 (2) 2.1.3周边眼 (2) 2.2钻眼爆破参数 (3) 2.2.1炮眼布置图 (3) 2.2.2炮孔侧面图 (4) 2.2.3炮眼直径 (5) 2.2.4炮眼深度 (5) 2.3装药结构与起爆 (6) 2.3.1掏槽眼装药结构 (7) 2.3.2辅助眼装药结构 (7) 2.3.3周边眼装药结构 (7) 2.3.4炮眼的填塞 (8) 2.3.5起爆方法 (8) 2.3.6联接起爆网络 (8) 2.4编制爆破图表 (8) 2.4.1爆破原始条件 (8) 2.4.2炮眼布置及装药参数 (9) 2.5安全检查 (10) 第三章装岩工作 (10) 3.1装岩设备 (10) 3.2提升工作 (11) 3.3工作面调车与转载 (11) 第四章巷道的支护 (12) 4.1锚喷网的概述 (12)

4.2支护材料 (12) 4.2.1锚杆、砂浆的选用 (12) 4.2.2金属网的选用 (13) 4.2.3混凝土的配比 (13) 4.3临时支护 (14) 4.4永久支护施工程序 (14) 4.4.1搭设脚手架、爆破面整修 (15) 4.4.2第一次喷射混凝土 (15) 4.4.3锚杆钻孔及注浆 (16) 4.4.4挂网 (17) 4.4.5第二次喷射混凝土 (17) 4.5锚杆支护图 (17) 4.6支护施工技术要求 (18) 第五章巷道施工组织与管理 (20) 5.1施工组织 (20) 5.1.1正规循环作业 (20) 5.1.2循环图表的编制 (20) 5.2施工管理制度 (21) 5.2.1工程管理 (21) 5.2.2工程质量管理 (22) 5.2.3经济管理 (22) 5.2.4基本管理制度 (22) 5.3质量保证措施 (23) 小结 (24) 参考文献 (25)

最新井下煤矿掘进工作面爆破设计方案 (优选.)

wo最新文件---------------- 仅供参考--------------------已改成-----------word文本--------------------- 方便更改 rd 第六车场掘进工作面爆破设计方案 一、爆破环境描述 第六车场掘进工作面为直墙半圆拱形断面,巷道坡度为 3‰上坡;宽度3.8m、高度3.78m,其断面积约为,支护方式为锚网喷支护。 工程地质条件条件:细砂岩:灰白色细砂岩,粒度均匀,局部夹薄层粘土岩,无层理,上部松散,硬度较大,遇水膨胀变软。岩石坚固性系数 f 为6~8。 二、掘进爆破设计目的及要求 1、设计目的 为有效组织第六车场工作面施工,在保证安全的条件下,选用一种最有效的方案高速度,高质量的将岩石按规定断面爆破下来,并尽可能不损坏巷道围岩,并最大限度的保持岩石原有的强度和稳定性,以利于爆破后围岩长期稳定,并降低爆破地震效应,空气冲击波及飞石距离使爆破对周围物体损伤最小。 2、设计要求

(1)巷道断面符合设计要求,不欠挖、少超挖,巷道的方向和坡度符合设计要求; (2)炮眼利用率高,炸药和雷管等爆破材料消耗低; (3)爆下的岩石块度适中,爆堆集中,便于装岩; (4)对围岩的破坏小,以利于巷道的支护和稳定。 三、爆破参数的确定 为了取得良好的爆破效果,必须根据巷道施工的地质条件、岩石性质、施工工具和爆破材料,确定合理的炮眼直径、炮眼深度、装药量、炮眼数目等。 (1)炮眼直径:炮眼直径应和药卷直径相适应,过大会影响爆破效果。一般情况下,炮眼直径比药卷直径大 4~6mm。目前我国普遍采用的药卷直径为 32mm 和 35mm,本设计所用药卷直径为 32mm,而钎头直径为38mm,钎杆长度为2.2m。 (2)炮眼深度:气腿式凿岩机凿岩,眼深为1.8m~2.0m。 (3)炸药选取:炸药类型为 2#岩石乳化炸药,装药系数为 0.6-0.8,为柱形药包。 (4)炮眼数目:炮眼数目的确定根据工作面的岩石性质、巷道断面形状和尺寸,以及所用的爆破材料,按不同作

掘进作业爆破设计书

宣城华通矿业有限公司掘进作业爆破设计书 设计者:江华 审核者:俞美良 宣城华通矿业有限公司

宣城华通矿业有限公司掘进作业爆破设计 该矿主要是大理岩、白云岩、花岗闪长岩和辉长岩,采用YT29气腿式凿岩机凿岩,炮眼直径为38-40mm,炮眼深度为2.5m,导爆管加非电导爆管一次性点火起爆,炸药采用岩石型粉状乳化炸药,该炸药适用于无沼气和(或)矿尘爆炸危险的爆破工程,规格及主性能指标如下: 表规格及主性能指标表 药卷直径32±l mm 药卷密度0.85-l.05g/m3药卷重量150±7g 殉爆距离≥5cm 每箱净重24±0.2kg 作功能力≥300ml 猛度≥13mm 爆速≥3.4*l03m/s 储存有效期180d 有毒气体含量≤801/kg 一、爆破参数的确定 (1)单位炸药消耗量 采用修正的普氏公式确定,根据该公式 q= l.lko √f/s 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m2; ko ——考虑炸药爆力的校正系数,ko=525/p,p为爆力,ml经计算得q= 2.684 kg/m3。

(2)每一掘进循环所用炸药量 确定了单位炸药消耗量后,根据每一掘井循环爆破体积,按下式计算出每循环所使用的总药量: Q= qV= qSLη 式中:V——每循环爆破岩石体积,m3; S——巷道掘进断面; L——炮眼深度; η——炮眼利用率,一般取0.90. 经计算得:Q= 24.156kg。 二、炮孔布置、装药量及起爆顺序 1.炮眼布置图(附件1) 2.掏槽眼施工大样详图(附件2) 3.炮眼布置、装药量及起爆顺序(表1) 炮眼布置、装药量及起爆顺序表1 孔号炮眼 名称 炮眼 深度(m) 炮眼数 (个) 装药量起爆 顺序 支/眼克/眼总药重 1~4 空眼 2.5 4 0 0 0 5~9 掏槽眼 2.5 5 11 1650 8250 I 10~13 辅助眼 2.5 4 10 1500 6000 II 14~21 周边眼 2.4 8 8 1200 9600 III 小计51.6 21 23850

井下煤矿掘进工作面爆破设计方案

. 大理州双河煤矿有限责任公司 井下巷道掘进 爆破设计 编制单位:大理州双河煤矿有限责任公司 编制部门:矿井小型机械化项目办公室 编制日期: 2016 年 11 月 25 日

编制人员名单表 审核人员

目录 矿井基本情况 井下巷道爆破环境描述掘进爆破设计目的及要求爆破参数的确定 凿岩工作

一、矿井基本情况 (一)项目名称、所在位置及隶属关系 1、项目名称:大理州双河煤矿有限责任公司双河煤矿机械化改造。 2、所在位置:大理州双河煤矿有限责任公司双河河煤矿(以下简称“双河煤矿)位于大理州剑川县城北西330°方向,直距约10km。地处剑川县东岭区石菜江村境内。 3、隶属关系:该机械化改造工程项目法人为大理州双河煤矿有限责任公司,属民营企业。 (二)项目背景 双河煤矿为大理州双河煤矿有限责任公司的子公司。 双河煤矿为一小型矿山企业,主要经营煤炭开采和销售,现在册职工125人。矿山始建于1965年,前身为国有煤矿,年产量1万吨左右。2006年以后,矿井通过技术改造,逐步完善了生产系统,矿井产量逐年增加,近年产量在4.5万吨左右,云煤行管[2008]23号文件核定生产能力5万t/a,在大理州“十一.五”煤炭资源整合中属单独保留型矿井,拟整合规模9万t/a。双河煤矿于2009年1月申请延续办理了采矿许可证,证号:C03120,有效期十年,自2009年1月至2019年1月。 根据《云南省大理州双河煤矿有限公司双河煤矿资源储量核实报

告》,双河煤矿截至2008年12月,矿界范围内共获资源总量386万吨。保有资源储量218万吨。为进一步规范采掘部署,改进采煤工艺,优化施工组织,充分合理地开发利用资源,确保矿井持续稳定发展,并为认真落实安监总煤行【2010】178号、云工信煤技【2012】614号精神,按照“大力推行小型煤矿机械化改造,淘汰落后生产工艺,提高技术装备水平,提升安全保障能力”的要求,双河煤矿拟在对矿井采掘运系统进行机械化改造。目前项目已经取得开工备案并与2015年6月正式开工建设。 二、井下巷道爆破环境描述 1、工作面位置范围:该掘进工作面位于四平硐下部,距四平硐硐口300m,南以16上山二级的上出口为界,北以四平硐运输平巷为界,西以原16上山二级上部的采空区为界,东以五平硐北三运上部的待采掘区域为界。 工作面走向长度为240m,倾向长度为76m,该煤层属双河南井田C1煤层,含矸1~2层,为简单结构煤层,煤层厚度稳定,变化不大,上层煤在1.2~1.6m,(可采煤层),中间夹矸为0.2~0.8m,下层煤0.2~0.5m,(一般不可采),即:1.4~1.8m,平均厚度1.6m;煤层倾角9~13°,平均倾角11°,为进水平煤层,该煤层属长焰煤,煤质中硬,硬度系数f:2~5、岩石硬度系数f:7~11。 2、掘进目的用途:主要为探明一采区的资源及地质构造情况,解决一采区采掘工作面的通风线路(主要是回风)过长等问题。详见

隧道掘进爆破设计

目录 一、编制依据和执行标准 1 二、工程概况1 三、工程地质、水文情况 2 四、交通条件 4 五、进洞及洞口明挖段开挖、支护 4 六、隧道爆破掘进 6 七、钻爆施工12 八、装碴运输25 九、初砌施工方法26 十、通风、供水和供电技术措施40 十一、不良地质地段施工方法45 十二、施工监控量测50 十三、隧道施工安全技术保证措施58 十四、大断面软岩隧道控制变形技术及防坍塌措施73 十五、环境保护的技术保证措施75 十六、雨季施工安全保证措施77 十七、应急救援预案78 十八、机械设备表81 - I -

一、编制依据与执行标准 1 编制依据 1.1 施工现场勘察与调查资料。 1.2现有的爆破技术水平、实际装备能力以及施工管理水平。 1.3施工图纸、设计说明。 1.4《公路隧道设计规范》。 1.5《公路工程技术标准》。 1.6《公路隧道施工技术规范》 1.7《公路隧道通风照明设计规范》 2执行标准 2.1 GB6722-2003《爆破安全规程》; 2.2《中华人民共和国民用爆炸物品管理条例》; 2.3《浙江省民用爆炸物品管理实施细则》; 2.4《公路路基施工技术规范》。 2.5其他有关国家、地方的法规和条例; 2.6 温州市公安机关关于民用爆炸物品的有关管理条例 2.7《公路工程质量检验评定标准》。 二、工程概况 雁楠公路是连接温州市乐清雁荡山和永嘉楠溪江的旅游专线公路,本工程设计采用交通部《公路工程技术标准》(JTGB01-2003)中的二级公路技术标准设计。设计时速为60Km/小时,本合同段起点桩号为K0+000,

终点桩号K15+800,全长15.8公里,其中K0+000—K13+741.4段路基宽度为10m, K13+741.4—K15+800段路基宽度为8.5m。筋竹岭隧道全长849m,起讫桩号为K2+540-K3+389,其主要技术参数如下表: 三、工程地质及水文地质条件 3.1工程地质条件(地形、地貌) 本隧道地段属于低山丘陵区,隧道洞身埋置深度较大,最大埋深约115m,围岩地层为上侏罗统西山头组晶玻屑凝灰岩和霏细岩。微风化为主,岩石致密、坚硬,强度较高,大部分属硬质岩。。 本工程区域构造属华南褶皱系浙东南褶皱带之温州-临海坳陷的东南部,界于温州-泰顺断坳和黄岩-象山断坳之间。构造格式以脆性断裂为主,褶皱不明显。通过本区的大断裂主要有温州-镇海大断裂、泰顺-黄岩北东向大断裂及温州-丽水北西向大断裂。这三条大断裂形成于燕山晚期,在较近地质时期内均有活动迹象,并伴有南北向、东西向的三、四级断裂带。区段内构造格局总体呈网格状,表现为碎裂岩带和碎块岩带,迹象明显。由区域性大断裂派生的次级构造普遍发育,主要表现为小断裂的节理带,影响隧道路堑边坡岩体完整性及稳定性。 本区地震动峰值加速度分区为0.05g区,相当于地震基本烈度为VI 度区。 3.2气象、水文

巷道爆破设计

爆破工程课程设计 题目矿山运输巷道开挖爆破设计 班级 学号 学生姓名 2011年12月 目录 一、爆破工程课程设计任务书 (4) 二、工程概况 (5) 1. 设计依据 (5) 2. 爆破技术要求 (5) 3. 爆区环境 (5) 4.断面相关数据计算 (5)

5.爆破原始条件图表编制 (5) 6.绘制井巷断面图 (5) 7.工程地质条件 (6) 三.设备的选型 (6) 四.爆破参数 (7) 1.单位炸药消耗量 (7) 2.炮眼直径 (7) 3.掘进循环进尺的确定 (7) 4.炮眼深度 (8)

5.确定炮眼间距 (9) 6.最小抵抗线 (9) 7.炮眼密集系数 (9) 8.装药量确定 (9) 9.炮孔数目 (10) 10.布置炮眼 (10) 11.编制炮眼排列及装药量图表 (11) 12.绘制巷道炮孔布置图 (11) 五.爆破方式及网络敷设 (12) 1.爆破器材的确定……………………………………………………………………………………… (12) 2.装药结构……………………………………………………………………………………………… (12) 3.起爆方式的选择…………………………………………………………………………

(14) 4.起爆网路的选择 (14) 5.起爆网络的敷设 (15) 六.爆破效果预测 (15) 1.爆破震动安全距离 (15) 2.冲击波安全距离计算 (17) 3.飞石距离……………………………………………………………………………………………… (17) 4.预期爆破效果图表编制 (17) 七.爆破施工场地前的准备工作及注意事项 (17) 1.钻孔要求与验收 (17) 2.起爆网络的注意事项 (17) 3.现场装填准备工作 (18) 4.现场装填工作 5.施工注意事项 (19) 八.施工与安全组织 (19) 1.爆破警戒 (19) 2.安全组织 3.爆后检查………………………………………………………………………………… (20)

煤矿井下半煤岩巷道的掘进爆破技术浅析 胡延武

煤矿井下半煤岩巷道的掘进爆破技术浅析胡延武 发表时间:2019-04-28T15:31:09.110Z 来源:《基层建设》2019年第6期作者:胡延武[导读] 摘要:煤矿井下半煤岩爆破施工是煤矿井掘进中的重要环节,本文将分析煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破的特点和爆破施工技术,包括煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破网路设计技术、爆破炮孔布置技术、钻机选择以及爆破施工组织选择四方面内容。 山东东山古城煤矿有限公司山东省济宁市 272100摘要:煤矿井下半煤岩爆破施工是煤矿井掘进中的重要环节,本文将分析煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破的特点和爆破施工技术,包括煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破网路设计技术、爆破炮孔布置技术、钻机选择以及爆破施工组织选择四方面内容。 关键词:煤矿井下;半煤岩巷道掘进;爆破技术 0 前言 煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破施工与其他施工不同,其在施工过程中的方法以及设备等都需要经过严格控制,一旦出现施工安全故障,将会对施工人员的生命产生严重威胁,因此必须保证煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破技术的应用质量。 1煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破的特点半煤岩巷道是指沿着薄煤层掘进的巷道,根据煤层在工作面的位置不同有多种情况,在巷道断面上既有煤层也有岩层,当岩层为 1/5?4/5掘进工作面面积时,即称为半煤岩巷道。半煤岩巷道主要分布在采区,在矿井开拓的工程量中约占30%?45%,其爆破开采的特点主要包括以下内容: 第一,爆破现场存在瓦斯,在掘进爆破的过程中,瓦斯会从煤层中间的巷道中涌出,如果瓦斯浓度在5%-15%之间,同时又遇到火源温度在650°C到700°C之间,则会出现爆炸的情况,严重影响施工质量以及施工人员的生命安全。 第二,爆破现场存在大量煤尘,如果爆破现场中煤尘的粒径在10 微米-0.1毫米之间,浓度在300-400g/m3之间,温度为700°C到800°C 时,就会出现爆炸的情况。 第三,爆破施工的危险性较高,由于在爆破过程中存在较多煤尘,一旦达到一定浓度之后,就会出现粉尘爆炸的情况,加上爆破过程中形成的冲击波,一旦遇到高温的火源,则会再次扬尘以及爆炸,甚至出现恶性循环,严重影响施工人员的生命安全以及施工质量。 因此在掘进爆破施工的过程中,具有较高的爆炸危险。由此可以看出,煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破技术在实际应用的过程中,需要对施工环境中的温度、煤尘浓度以及瓦斯浓度等展开有效的监测和控制,保证施工的安全性。 2煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破施工技术(1)爆破网路设计。第一,母线选择,母线是爆破网路中的重要材料,因此母线必须符合相应的规定和标准,不能使用多芯导线或者多根导线作为母线,除此之外,不同材质以及不同规格的导线也不能作为母线。第二,网路连接,在网路连接的过程中,通常使用的连接方式包括串联、并联以及混合连接,为了保证整个网路的设计质量,需要根据实际情况选择合适的网路连接方式,保证网路中的雷管能够全部爆破。第三,网路检测,为了保证爆破网路百分百起爆,则需要对连接完成的网路展开检测,例如,在计算电阻的过程中,需要对网路起爆前的全电阻展开计算,根据最终的计算结果,确定网路中各个设备的连接是否正常。如果实际电阻数值与标准电阻数值误差超出安全值,则需要确定误差出现的原因,修正后再起爆。 (2)爆破炮孔布置技术。半煤岩巷道主要分布在采区,占整个煤矿井下工作的30%-45%,因此对整个煤矿井下掘进的质量起着非常重要的作用。例如,在爆破炮孔布置的过程中,需要根据煤层之间的差异,确定不同的炮孔布置位置。如果煤层在工作面的上方,则在爆破的过程中需要针对顶板掉落采取一定的措施,这种情况下顶板并不稳定,因此非常容易出现塌落的情况。煤层比岩石软,因此在掏槽孔过程中,需要尽量布置在煤层范围中,炮孔需要在槽孔的基础上进行,并在孔间距中装填适当药量,不同岩层性质对应的药量也不同,施工人员需要注意这一问题。通常情况下,炮孔之间的间距为0.4-0.5米,周边孔间距为0.3-0.4米。对于棚架支护的半煤岩巷道,掘进爆破的炮孔深度一般依据棚架的间距进行选择,例如:棚架间距为0.7m时,炮孔深度应为1.5m或2.2m。 (3)钻机选择。半煤岩巷道掘进爆破的钻孔设备一般为煤电钻,钻头直径一般为①32?38mm,钻孔深度多为1.5?2.5m;如果岩石较硬时,则使用风动凿岩机或使用岩石电钻钻孔。 (4)爆破施工组织选择。煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破施工的过程中,设备以及施工组织的选择是两项重要的组成因素,需要根据实际施工情况而定。在施工的过程中,主要采用两种形式,一种为煤、岩不分离的施工形式,全断面掘进,这种方式通常应用在煤层厚度在0.5 米以下或者煤层质量不高的区域。另一种施工方式为将煤和岩相互分离,在此过程中需要先挖掘和运输煤炭,再挖掘岩石,这种方式能够保证最终煤炭挖掘的质量,通常情况下应用在煤质较高的区域施工中。由此可以看出,不同的施工组织对应的施工条件也不同,在实际煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破的过程中,没有固定的施工设备、施工组织以及网路设计方式等,都需要施工人员根据实际施工环境中每层厚度、质量以及结构等展开设计,这就要求施工人员在整个煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破施工中具有较强的专业水平以及严谨性,只有这样才能避免在实际施工中出现失误等情况,最终达到提升煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破技术应用效果的目的,促进我国煤矿井下半煤岩巷道掘进施工的发展。 3结论 综上所述,随着人们对煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破技术的关注程度逐渐提升,如何保证煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破施工质量,成为有关人员关注的重点问题。本文通过研究煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破技术发现,对其进行研究,能够大大提升煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破的安全性,同时还能够保证煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破施工质量。由此可以看出,研究煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破技术,能够为今后煤矿井下半煤岩巷道掘进爆破技术的发展奠定基础。 参考文献: [1]汪旭光.爆破设计与施工[M].冶金工业出版社,2011. [2]钟勇林,廖文德,邹云辉,张小军.一种适用煤矿井下钻孔的高能气体压裂装置的研制与应用J].内蒙古煤炭经济,2018(15):30-33. [3]舒龙勇,霍中刚,张浪,李阳,郝晋伟,常未斌.煤矿井下煤层瓦斯抽采半径直接测定方法——瓦斯储量法的建立与应用[J].煤炭科学技术,2018,46(08):8-15.

(完整版)巷道掘进爆破设计

巷道掘进爆破设计 设计条件: 一、工程概况: 1、工程名称:某煤矿—750m水平大巷 2、工程地址: 3、工程特点:该矿半圆拱断面的运输大巷宽3.2米,高3.2米,本地下巷道的岩性为整体较坚固的砂岩,岩石坚固系数f=8,该巷道不具有沼气与矿尘爆炸的危险,整个工作面无裂隙水渗透或其它潮湿有水现象。该工程的工期短,要求每循环进尺达1.6米。由于该巷道服务年限达3年,因此巷道围壁采取光面爆破,必须达到光面爆破的技术质量要求。 4、工程内容:巷道的断面面积为形10.15m2,每一循环进尺的工程量为16.24m3。 实例: 工程概况: 1、工程名称: 2、工程地址: 3、工程特点:该矿三心拱断面的运输大巷宽3.5米,高3.2米(墙高2.0米,拱高1.2米),本地下巷道的岩性为整体较坚固的砂岩,岩石坚固系数f=8,该巷道不具有沼气与矿尘爆炸的危险,整个工作面无裂隙水渗透或其它潮湿有水现象。该工程的工期短,要求每循环进尺达1.8米。由于该巷道服务年限达3年,因此巷道围壁采取光面爆破,必须达到光面爆破的技术质量要求。 4、工程内容:巷道的断面面积为10.31m2,每一循环进尺的工程量为

18.56m3。 二、设计依据: 1、根据设计断面图和说明以及要求。 2、根据现场的实际测量及工程特点。 3、参照爆破安全规程执行。 三、设计方案选择: 1、掏槽形式的选择:根据每一循环的进尺要求,此次采取直掏槽形式(小孔桶形掏槽)。(见炮孔掏槽形式放大图) 2、爆破器材的选择:由于该工程无裂隙水渗透和其它潮湿有水现象,所以选用2#岩石铵梯炸药,雷管选用毫秒延期导爆管雷管。 3、起爆网路选择:选择串并联起爆网路。 4、装药结构:采用连续不耦合意志装药结构,周边眼及光面孔采用不耦合装药结构,采用人工装药法。 5、施工方法:采用风动凿岩机钻孔,机械挖装出碴。 6、钻凿设备选择:本次选择气腿式风动凿岩机。型号YT28,气腿型号FT160BC/BD。 7、施工流程图: 按现场环境作出施工方案→进行爆破方案设计→申请报批→施工准备→现场施工测量放线→布孔→成孔检查→装药→堵塞→防护→警戒→敷设网路→起爆→检查→解除警戒→效果分析。 四、爆破设计参数的选择和计算: 1、炮孔直径的确定:由于钻孔机具确定,炮孔直径Ф=35mm,在此取Ф=35mm。

井巷掘进爆破课程设计方案

目录 一、工程概况 (1) 二、设计依据 (1) 三、方案选择 (1) 四、施工工机具及爆破器材选择 (1) 五、爆破参数选择 (2) 1、药量及炮孔数量计算 (2) 2、炮孔参数设计计算 (2) 六、起爆网路设计 (5) 七、施工工艺 (7) 八、施工组织 (7) 九、安全与防护措施 (7) 十、爆破设计技术指标 (8)

井巷掘进爆破设计 一、工程概况 本生产巷道位于-20m水平,巷道断面为三心拱断面,宽3.5米,高3.2米(墙高2.0米,拱高1.2米),长120m。巷道的断面面积10.31m2。本地下巷道的岩性为整体较坚固的砂岩,岩石坚固性系数f=8-12。根据巷道服务年限(3年)要求,巷道围壁采取光面爆破,必须达到光面爆破的技术质量要求。 二、设计依据 1、根据设计断面图和说明以及要求。 2、根据现场的实际测量及工程特点。 3、《爆破安全规程》(GB 6722-2003)。 4、《采矿设计手册》(井巷工程卷)2003年版。 5、《爆破设计与施工》汪旭光 - 冶金工业出版社。 6、《民用爆炸物品安全管理条例》国务院令第466号 三、方案选择 1、根据本爆破设计要求及施工环境考虑,采用光面爆破法施工,风动凿岩机钻孔,机械挖装出碴。 2、起爆网路选择串并联起爆网路,采用人工装药法。 3、根据工程量及施工工期要求,每班日工作循环进尺2.0m。 四、施工工机具及爆破器材选择 1、凿岩设备:钻孔采用YTP26型气腿式凿岩机。 2、炸药:选2号岩石乳化卷装炸药,孔径32mm,长度200mm,单卷药量200g。 3、起爆器材:电雷管及塑料导爆管毫秒微差雷管,脚线长5米;导爆索。

井巷掘进爆破设计 2

一、工程简介 因生产要求需在—20m 水平掘进一条120m 长的平巷,使用年限3年。岩层为砂岩f=8—12,断面为3.5×3.2m 2,工期一个月。 二、掘进方案选择 依据岩石地质条件和所给断面积,使用年限,根据以往工程经验,选择三心拱(拱高1.2m ,墙高2m)一次全断面爆破施工。掏槽方式选直孔桶型掏槽。凿岩机选择2台气腿式风动凿岩机(一台备用),型号YT28。炸药选用2#岩石乳化炸药(药卷规格:φ=32mm H=200mm G=150g )。雷管选用毫秒延期导爆管雷管。爆破开挖循环进尺2m 。 三、爆破参数确定 (一)参数确定 炮孔直径:φ=40mm 总孔数:3431.10103.33.33232=?==fs N 个 炸药单耗根据岩石坚固性系数f=8—12断面面积S=10.31m 2,查表取 q=1.89kg/m 3 炮孔深度:L 深=L 进/η=2.5m 。(炮孔利用率取η=80%) 每循环总炸药量:Q=qv=1.89×(10.31×2.5)=48.71kg/m 3 每次循环爆破方量V=S ×L 进=(10.31×2)×2=41.24m 3 (二)炮孔布置 (1)掏槽孔 孔深:L=2.7m (掏槽孔深度比其他孔加深0.2m ) 孔数:3个 孔径:φ=40mm 孔距:D=150mm 单孔装药量:Q 1=αLG/H=(0.55×2.7×0.15)/0.2=1.11kg (7.5卷)(α—平均装药系数,取0.55) 总装药量:Q 总1=Q 1×3=1.11×3=3.33kg (22卷) (2)周边孔 孔深:L=2.5m 孔数:21个 孔径:φ=40mm 周边孔间距顶孔取0.5m ,边孔0.65m ,底孔0.6 单孔装药量:Q 2=αLG/H=(0.55×2.5×0.15)/0.2=1.03kg (7卷)(α—平均装药系数,取0.65) 总装药量:Q 总2=Q 2×21=21.66kg (144卷) (3)辅助孔

平巷掘进爆破设计

江西荡坪钨业有限公司宝山采选车间 -115中段E正巷 爆破设计说明书 20**年5月28日

一、工程概况 某露天矿山开采闭坑后,拟转入地下开采,需要在露天底形成20~50m的覆盖层。露天采场底部走向长约450m,露天底平均宽30m。露天采场实际最高标高为305m,最低标高为-33m,封闭标高为117m,露天采场上口尺寸为:900m×630m,下口尺寸为410m×20m。原台阶高度12m,现已并段。 矿石类型简单,矿石物质组成也较简单,矿石属于中硫、低磷、贫磁铁矿石。矿体围岩主要为石榴黑云斜长片麻岩和混合花岗岩。岩体稳定性中等,岩石坚固性系数f=8~10,节理裂隙发育,岩石一般比较破碎,强度较低。 二、爆破方案 1、爆破类型 为了改善爆破质量,充分利用爆破能量,选择浅孔五星掏槽式爆破,2、爆破方式 导爆管-非电雷管起爆法,即采用非电毫秒导爆管分段簇联起爆方式。 三、爆破参数选择与计算 1、炮破参数选择: 炮孔直径:d=38~50mm; 最小抵抗线:W=(25-30)×d=25×0.038=0.95 炮眼间距:ɑ=(1.0-1.5)W=1.2×0.95=1.14 炮眼排距:b=0.8×a=0.9。 炮孔堵塞长度:l=(20-40)×d,此按20倍计算,即0.76m到 1.0m,取l=0.8m。 炮孔深度:2.2m; 炮眼排距:0.9m 炮眼间距:1.14m 四、装药量计算 由经验公式q=0.3l(f3)?el x/(√d x s x?);s x=s/5,d x=d/32,e=0.5(360/e x+14/h) 查相关数据资料,求得:q=1.85kg/m3,雷管3.91个/m3. 根据现有掘进爆破数据资料,取q=2.5kg/m3 根据公式 Q=qSlη

井巷掘进爆破设计

井巷掘进爆破设计 工程概况:某地下工程的巷道开挖断面底宽 3.0m,直墙高为1.5m,顶部半圆拱。岩性为弱风化花岗岩,岩石硬而脆,坚固性系数f=10。 设计要求如下: 请给出开挖爆破设计:单位体积炸药消耗量;掏槽方式、孔深、孔距、排距、单孔药量;辅助孔的孔距、排距、孔深、单孔药量、填塞长度;周边孔的孔距、孔深、线装药密度、单孔药量、填塞长度;绘出炮孔布置图及掏槽孔布置图,标出各部位孔位间距,起爆顺序号与雷管段别;绘出掏槽孔、辅助卡和周边孔的装药结构图;绘出起爆网路图。 爆破参数选择: 巷道宽度:3000mm 巷道掘进宽度:轮廓线一般取0.1-0.2m,这里取0.15m,掘进宽度为: 3000+300=3300mm 巷道掘进高度:1500+1500+150=3150mm 2 掘进断面面积:3.3 X 1.5 +( 3.14 X 2.7 ) /2=9.22m 查书《凿岩爆破工程》195页表10-5得到炸药单耗q=1.69kg/m3 炮孔布置: 1、掏槽孔形式及参数:因为掘进断面大,为取得较好的掏槽效果,采用锥形倾斜掏槽,掏槽孔4个,空孔1个。 2、辅助孔参数:根据可选参数400-800mm选用间距为600mm 3、顶孔:根据可选参数400-600mm选用间距为500mm 4、边孔:取间距680mm 5、底孔:取间距600mm 爆破参数确定 凿岩机钻孔直径为38mm孔深2.2mm循环进尺2m炮孔利用率80%掏槽孔和地 板取L=3.2m 总药量:Q=qls X 80%=28kg

根据公式N

使用2号岩石炸药,炸药单耗q=1.69kg/m3,每次循环炸药消耗总量为28kg,各项参 数见表: 工艺流程: 倾斜锥形掏槽孔断面图:有四个掏槽孔,与断面的夹角为65°。 装药结构图: 炮孔布置图:掏槽孔,辅助孔连续装药,周边孔间隔装药 起爆网络图;编号为20的先爆,接着40的爆,接着是顶孔60爆,最后60的底孔爆: 爆破中应注意的安全事项 1、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。 2、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。 3、装药联线前,要切断工作面电源,采用矿灯照明,并检查工作面20m范围以内瓦斯情况,以及顶板、支架情况是否符合规程要求,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。 4、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。

井巷掘进爆破

井巷掘进爆破 7.1平巷掘进爆破 平巷掘进爆破的特点是只有一个自由面,炮眼深度一般只有1.5~3.0 m。 7.1.1工作面和炮眼布置 炮眼按其布置位置和作用分为掏槽眼、辅助眼、周边眼(周边眼又分为:顶眼、底眼、帮眼)。 (1)掏槽眼——用于爆破出新的自由面, 为其他炮眼爆破创造有利条件; (2)辅助眼——用来进一步扩大掏槽眼, 为后续爆破提供新的自由面; (3)周边眼——又称轮廓眼,控制井巷 断面规格、形状,实现设计要求。 由于井巷掘进的断面小,只有一个自由面,四周岩体的夹制性很强,不利于一次崩落较深的炮眼。因此,掏槽眼的布置极为重要,目前常用的掏槽形式主要分3类: (1)倾斜掏槽,掏槽眼与工作面斜交:单向掏槽、锥形掏槽、楔形掏槽、扇形掏槽; (2)垂直掏槽(平行空眼直线掏槽),掏槽眼与工作面垂直,且相互平行,其中有不装药的空眼:龟裂(缝形)掏槽、桶形掏槽、螺旋掏槽。 (3)混合掏槽,(1)、(2)在一个断面内同时使用,尤其以桶形掏槽和锥形掏槽的组合居多。 7.1.1.1 倾斜掏槽 (1)单向掏槽——各炮眼指向一条直线,且都排列在这条直线的一侧;适用于软岩或具有层理、节理、裂隙或软弱夹层的岩石中,倾斜角50°~70°,炮眼间距0.3~0.6m。双排更为可靠,近于楔形。 (2)楔形掏槽——炮眼成对相向倾斜指向一条直线,且排列在这条直线的两侧;适用于中等硬度以上均质岩石。 断面尺寸>4m2的巷道掘进爆破中,通常布置2~4对,每对炮眼底部间距0.1~0.2m、每对掏槽眼间距0.2~0.6m,倾斜角α=55°~75°。楔形掏槽的主要参数选取见表7-2,p198。 又分为垂直掏槽和水平掏槽,前者打眼方便,使用广;后者在岩层具有水平层理、节理或巷道宽时

采掘工作面爆破设计

采掘工作面爆破设计 2017年7月

采掘工作面爆破设计 一、采煤工作面爆破设计 1、工程概况 矿井布置一个采煤工作面,首采工作面为六2-11010采煤工作面, 位于矿井六2上山采区东翼,采面剩余走向长度330m,倾斜长度210m,煤层厚度,煤层倾角14-17°,采煤工作面采取三八制正规循环,每天三班生产,班推进,日推进度为。 2、支护形式及规格 六2煤层坚固性系数为f=4,六2-11010工作面采用倾斜长壁采煤法,全部垮落法管理顶板,工作面采用ZH1600/16/19ZL型整体顶梁 组合悬移液压支架支护顶板,支架中心距1000mm,最大控顶距,最 小控顶距,排距; 3、爆破器材确定 我公司为低瓦斯矿井,根据炸药的使用规定,选用Ⅱ级煤矿 许用炸药(32mm药卷,重200g/节)。起爆器材选用选用毫秒电雷管,发爆器选用MFB-100矿用电容式发爆器(引爆能力为100发)。 4、爆破参数确定 炮眼直径选用40mm,采用双层斜眼布置,炮眼深度均为,顶眼距顶板,底眼距煤层地板,与工作面夹角70-80°,眼距。 5、装药连线 采用连续反向装药,每眼装药,连线方式为串联,按自下而上 顺序一次起爆10个眼。

6、一图三表如下 图1 炮眼布置图 该工作面煤质中硬,炮眼布置形式采用双排眼,如下图所示 表1 爆破原始条件

名称单位数量名称单位数量体积m2炮眼数目个420 岩石坚固性系数 f 4 雷管数目个420 炮眼深度m 总装药量kg 168 表2 爆破设计说明书 炮眼指标项目眼距顶距底距仰角水平角装药封泥长度水炮袋孔径单位m m m 度度克/眼mm 个/眼mm 上75~80 0-300 >500 1 35 下10~15 75~80 400-500 >500 1 35 循环指标项目眼数药量雷管水炮袋 其它 起炮方式正向 单位个kg 发个联线方式串联 总计420 168 420 420 爆破方式毫秒 采面爆破采用毫秒爆破法。装药时,按照雷管的段数进行一次装药;采用分组装药、分组起爆;分组 起爆间隔距离不少于2m。 表3 预期爆破效果 名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 93 每循环炸药消耗量Kg/m 168 循环进尺m 循环炮眼总长度m 336 每循环爆破实体岩石体积m3每立方米岩体消耗雷管数量个/ m3 炸药单耗Kg/ m3每循环消耗雷管数量个420 7、采煤工作面每天炸药、雷管消耗量 采煤工作面每天消耗炸药542kg,每天消耗雷管1354个。 二、掘进工作面爆破设计 1、工程概况

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