矿山运输巷道开挖爆破设计.docx
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矿山运输巷道开挖爆破设计
爆破工程课程设计
题目矿山运输巷道开挖爆破设计
学院名称核资源工程学院
指导教师
班级
学号
学生姓名
2014年12月
爆破工程课程设计任务书
1.课程设计的任务
根据爆破安全规程(GB6722-2013)、简明爆破工程设计手册等要求,进行某工程的爆破设计。
2.课程设计内容及要求
(1)熟悉任务书提供的有关设计资料,认真仔细分析和研究各种相关文件及工程资料;
(2)爆破参数设计,爆破方式设计;
(3)爆破网络敷设,爆破效果预测,爆破设计感想;
(4)按时独立完成,字迹清楚、工整,章节顺序安排合理;
(5)设计图用CAD绘制,图纸包括:
爆区环境示意图(可选),孔网参数图,装药结构图,网络敷设图,爆破境界示意图;
(6)胶装订整齐、美观,全班统一封面设计,字数不低于1万字。
3.设计步骤
(1)审题。
(2)环境描绘。
绘出爆区环境示意图及安全注意事项。
(3)设备选型。
根据爆破规模及爆破条件选定供风设备及穿孔设备类型。
(4)确定穿孔爆破参数。
包括孔位、孔径、孔深、孔角、超深、孔间距、排间距等。
(5)确定装药结构。
确定装药结构类型,装药长度、充填长度及偶合系数等。
(6)网络敷设。
确定起爆方式、网络敷设形式、雷管段数、测试并计算电阻值,绘出爆破网络图。
(7)计算爆破工程量。
计算爆破体积、爆破工程量、炸药量、穿孔进尺、炸药单耗、延米爆破量等。
(8)计算安全距离。
计算飞石、地震波、冲击波安全距离。
(9)预测爆破效果及安全距离。
(10)确定警戒距离。
由爆破安全规程及爆破实际确定安全警戒距离,设置相应的岗哨。
(11)施工及安全组织。
组织爆破施工及安全警戒工作,成立相应的管理机构,明确岗位职责、建立安全网络,负责爆破全过程的施工与安全管理工作。
4.课程设计题目
(1)设计题目1矿山运输巷道开挖爆破设计
某矿山主运输巷道开挖,其断面形状设计为半圆拱,其断面宽度约为B米,直墙高为H米,围岩坚固性系数为f,围岩密度为2.65t/m3,炸药单耗根据岩石性质确定。
每次穿爆深度约为L米,则应如何进行爆破设计才能满足要求。
采用一次成型,周边采用光面爆破。
表1巷道掘进爆破参数表
序号
断面宽度(按学号最后第二位)
直墙高
坚固性系数
1
2
3
4
0/5
学号尾数为0
2.8
3.0
3.2
3.4
3.6
1.8
7-8
学号尾数为1
3.0
3.2
3.4
3.6
3.8
1.9
9-10
学号尾数为2
3.2
3.4
3.6
3.8
4.0
2.0
11-15
学号尾数为3
3.4
3.6
3.8
4.0
4.2
2.1
大于15
学号尾数为4
3.6
3.8
4.0
4.2
4.4
2.2
9-10
学号尾数为5
4.4
4.6
4.8
5.0
5.2
2.2
7-8
说明:
学号单号采用斜眼掏槽,双号采用直眼掏槽。
(2)设计题目2某露天矿台阶爆破设计
某露天矿山,设计开采台阶高度为H米,矿石坚固系数为f=8~16炸药单耗为qkg/t,矿山设计年生产能力约为T万吨,要严格控制爆破安全距离。
则应如何进行爆破设计才能满足矿山生产要求。
表2露天矿爆破参数
序号
台阶高度
年生产能力/万吨(按学号最后第二位)
坚固性系数
矿石密度t/m3
1
2
3
4
0/5
学号尾数为6
8
2
-8
2.55
学号尾数为7
1
0
9-10
2.65
学号尾数为8
12
4
11-15
2.78
学号尾数为9
130
大于15
2.65
说明:
矿山工作时间安排,300天/年
5.设计进度安排
(1)本学期14-15周(2014年12月21——2015年01月04日)
(2)2015年1月3-4日答辩及设计成绩评。
6.设计说明书格式要求
①严格按科研论文的排版格式,包括参考文献格式;
②页面设置:
页边距:
上2.5厘米,下2.5厘米,左2.5厘米,右2.5厘米,页眉1.5厘米,页脚1.75厘米间距:
段前0行,段后0行行距:
固定值,15.6磅(题目行、公式行采用单倍行距);
③字体和字号
一级标题:
四号,宋体和TimesNewRoman字体,加粗,靠左顶格;
二级或三级标题:
小四号,宋体和TimesNewRoman字体,加粗,靠左顶格;
正文部分:
五号,宋体和TimesNewRoman字体;希腊字母用Symbol字体;
图题、表题:
小五号,加粗,宋体和TimesNewRoman字体;图、表中文字用小;五号TimesNewRoman字体,量与单位之间用“/”间隔;
图注与说明、表注与说明:
小五号TimesNewRoman字体。
矿山运输巷道开挖爆破设计
1工程概况
某矿山主运输巷道开挖,采用钻眼爆破法开挖,根据矿山的需要及勘察资料,需爆破矿体的参数和地质情况如下,其断面形状设计为半圆拱,其断面宽度约为B为3.6米,直墙高为H为2.1米。
井巷断面图如图1所示。
围岩坚固性系数为f为15~20,围岩密度为2.65t/m3,岩质坚硬致密,可爆性一般。
炸药单耗根据岩石性质确定。
每次穿爆深度约为1.8米,爆破参数和爆破方量不是很大,为一般规模爆破,采用一次成型。
开挖巷道为主运输巷道,周边采用光面爆破,达到光面爆破的技术质量要求。
根据以上资料,对某矿山主运输巷道的开挖的爆破设计按要求进行设计。
图1井巷断面/m
2设计依据
1)爆破工程课程设计任务书。
2)根据设计断面图和说明以及要求。
3)根据现场的实际测量及工程特点。
4)《爆破安全规程》(GB6722-2011)。
5)《采矿设计手册》(井巷工程卷)2006年版。
6)《爆破工程》王玉杰-武汉理工大学出版社。
7)《矿山安全标志》GB14161—1993。
8)《企业职工伤亡事故分类标准》GB6441—1986。
9)《生产过程危险和有害因素分类与代码》GB/T13861—92。
10)《作业场所空气中粉尘测定方法》GB5748—85。
11)《生产经营单位安全生产事故应急预案编制导则》AQ/T9002—2006。
12)《非煤矿山安全评价导则》(国家安全生产监督管理局安监管技装字【2003】93号)。
13)《高危行业企业安全生产费用财务管理暂行办法》(财企【2006】478号)。
14)《劳动防护用品监督管理规定》(国家安全生产监督管理局第1号令)。
15)《生产经营单位安全培训规定》(国家安全生产监督管理局第3号令)。
16)《安全生产事故隐患排查治理暂行规定》(国家安全生产监督管理局第16号令)。
17)《中华人民共和国劳动法》(主席令第28号)。
18)《中华人民共和国环境保护法》。
19)《工伤保险条例》(国务院令第375号)。
20)《安全生产许可证条例》(国务院令第397号)。
21)《地质灾害防治条例》(国务院令第394号)。
22)《民用爆炸物品安全管理条例》(国务院令第466号)。
3爆破设计方案选择
1.掏槽形式的选择:
根据每一循环的进尺要求,此次采取斜眼掏槽形式。
(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,雷管选用毫秒延期电雷管。
3.起爆网路选择:
选择串并联起爆网路。
4.装药结构:
采用间隔不耦合装药结构,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。
4爆破参数的设计
4.1设计原则
只有选定正确的炸药以及确定正确的爆破参数,才能保证取得良好的爆破效果。
井巷光面爆破的主要参数主要有:
炸药消耗量,炮眼直径炮眼间距,炮眼深度和炮眼数目等。
合理确定这些参数十分重要,由于目前还没有一套成熟的理论计算方法,一般计算只是作为参考依据,因此都根据经验类比和直接实验得来。
遵循以下原则:
a)炮眼利用率要高,炸药和雷管的消耗量要小。
b)巷道断面尺寸应符合设计要求和井巷工程施工及验收规范的标准,巷道的方向与坡度均应满足设计规定。
c)对巷道围岩的震动和破坏要小,以利于巷道的维护。
d)岩石块度和岩堆高度要适中,以利于提高装岩效率和钻眼与装岩工作的平行作业。
4.2炮孔布置和起爆方式
4.2.1平巷掘进工作面炮孔布置的原则
工作面各类炮孔布置的顺序是:
首先选择适当的掏槽方式和掏槽位置,其次是布置好周边孔,最后根据断面大小布置辅助孔。
(1)掏槽眼的布置原则
掏槽孔的位置会影响岩石的抛掷距离和破碎块度,通常布置在断面的中央偏下,并考虑辅助孔的布置较均匀。
为了便于石碴装运,爆后找顶,及喷混凝土等作业,要求碴堆集中一些,堆得高一些,掏槽区应布置在断面的中下方。
通常偏中心线1.5~1.8m,设置在中心线的左侧和右侧,距底板线1.5~1.8m。
(2)辅助眼和周边眼的布置原则
周边孔一般布置在断面轮廓线上,按光面爆破要求,各炮孔要互相平行,孔底落在同一平面上,底孔的最小抵抗线和炮孔问距通常与辅助孔相同。
为保证爆破后在巷道底板不留“根底”,底孔孔底要超过底板轮廓线。
布置好周边孔和掏槽孔后,再布置辅助孔。
辅助孔是以槽腔为自由面层层布置,均匀地分布在被爆岩体上,并根据断面大小和形状调整好最小抵抗线和炮孔密集系数。
4.2.2断面相关数据计算
巷道断面面积:
(1)
巷道断面周长:
(2)
式中:
S——巷道断面面积;
P——巷道断面周长;
B——断面宽度;
H——巷道墙高。
拱高
其中B=3.6m,即:
b=1.8m
巷道高度
那么,断面面积S=12.650㎡。
断面周长
。
4.2.3掏槽的方式选择
掏槽眼用于爆出新的自由面,为其他后爆炮眼创造有利的爆破条件。
平巷掘进中只有一个自由面,四周的岩石夹制力很大,爆破条件困难,因此,掏槽眼的布置极为重要。
根据巷道断面、岩石性质和地质构造等条件,掏槽眼的排列形式种类繁多,归纳起来有3种:
倾斜眼掏槽、平行空眼直线掏槽和混合式掏槽。
混合式掏槽是指两种以上的掏槽方式混合使用,在遇到岩石特别坚硬或巷道断面较大时采用,此工程围岩属于中硬岩,且混合掏槽工序复杂,所以此工程不考虑用混合式掏槽。
直眼掏槽和斜眼掏槽的适用条件:
直眼掏槽:
大小断面均可以,小断面更优越;韧性岩石不适用;一次爆破深度可以较大;技术要求高,钻孔精度影响大;炸药用量较多;需用雷管段数多;钻研互相干扰小;碴堆较集中。
斜眼掏槽:
大断面较适用;对各种地质条件均较适用;受隧道深度限制,不易太深(<5m);技术要求相对来说可稍微差一些;炸药用量相对少;需用雷管段数少;钻眼时,钻机干扰大;抛碴远,易打坏设备。
结合两种掏槽方式的适用条件和工程特点,以及提高施工进度的目的,本设计采用斜眼掏槽方式中的楔形掏槽方法,通常由两排或两排以上的相对称的倾斜炮眼组成,爆破后形成楔形槽。
楔形掏槽中,每对掏槽眼间距为0.2~0.6m之间,眼底距为0.1~0.2m。
当岩石更为坚硬时,宜采用双楔形掏槽。
布置楔形掏槽孔的主视图如图3所示。
图2楔形掏槽孔的主视图/m
4.2.4光面爆破设计
(1)光面爆破抵抗线的确定
最小抵抗线即光面层厚度,光面爆破效果的好坏,除受周边眼间距和周边眼装药结构参数的影响外,更主要受最小抵抗线的影响,光面层厚度不仅影响周边眼间裂纹的形成,而且还影响光面层的破碎和开挖后巷道的围岩的稳定。
因此确定合理的光面层厚度,对提高光面爆破效果有积极作用。
一般光面爆破的抵抗线可按式3计算:
(3)
式中:
Wmin——光面爆破最小抵抗线(m);
d——炮眼直径,取d=41mm;
则
。
(2)光面爆破炮孔孔距
光面爆破的孔距可采用式4选定:
(4)
式中:
a——光面爆破孔间距(m)。
得
为使施工方便,取a为0.5m。
4.2.5各炮孔数目及布孔方法
(1)总眼数目N:
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,尽可能的减少炮孔数目。
通常可按式5估算:
(5)
式中:
N0——炮眼数目(个);
f——岩石坚固性系数,本次设计中根据岩石的一般性,取
;
S——巷道掘进断面(m2)。
得N0=45个。
(2)周边眼
由于周边孔按轮廓线布置,因此根据炮孔平均间距及相应周长先求出周边眼数目,按式6计算:
(6)
式中:
B——巷道掘进宽度,m;
a——周边眼平均间距,m;
P——巷道掘进周长,即光面爆破孔间距,m;
得N1=21个。
布置周边眼时,周边眼距巷道轮廓线取0.1~0.2m,由于岩石坚固性系数较大,本次设计中取0.1m。
(3)底孔
底眼间距一般为0.4~0.7m。
取底孔距为0.5m,因底部夹制作用较大,为了有利于控制底脚线的完整性,其孔间距可做适当调整。
根据底边布孔边长可得底孔数目:
N2=7个。
底眼布置较为困难,有积水时易产生盲炮,因此要注意,底眼眼口应比巷道底板高出0.1~0.2m,但其眼底应低于底板0.1~0.2m。
(4)辅助孔
辅助孔的数目
。
辅助眼根据已确定并画好的掏槽眼、周边眼之间的间距和断面面积均匀布置,辅助眼是以槽腔为自由面层层布置,均匀地分布在被爆岩体上,以求扩大掏槽获得均匀岩块并为光面爆破创造条件,
4.2.6工作面炮孔布置
巷道工作面炮孔布置,如图3。
图3巷道工作面炮孔布置/m
经过实际布孔后,布孔总数为50,为理论布孔的10%,符合布孔要求。
4.2.7起爆方式的选择
本次设计为方便施工,采用电雷管混联法起爆起爆网路根据现场测试无杂散电流的影响,采用微差电毫秒雷管串联起爆,当爆破孔周围有动力电抽水或有杂散电流影响时,采用非电微差雷管并联起爆。
电雷管起爆法,采用电引火装置点燃雷管,故也称作电力起爆法。
起爆材料:
电雷管、导线、起爆电源和测量仪器。
优点:
敷设网路前后可以用仪表检查电雷管对网路进行测试检查网路的施工质量,从而保证网路的准确性和可靠性;可以远距离起爆并控制起爆时间,调整起爆参数,实现分段延期爆破。
缺点:
受电的干扰较大,在雷雨季节和存在电干扰的危险范围内不能采用电爆网路;其次在药包数量比较多的爆破工程中,采用电爆网路,对网路的设计和施工有较高的要求,网路连接比较复杂。
起爆方法、起爆时差和起爆系统的可靠性,是影响爆破安全和爆破效果的重要因素,巷道掘进中,最好使用多段毫秒雷管,按照爆破图标规定的起爆顺序全断面一次起爆。
但应注意,不同种类、不同工厂、不同期出厂的雷管不能同时使用,并要求康铜桥丝雷管电阻差不能大于0.3欧,镍铬桥丝雷管电阻不得大于0.5欧。
4.3爆破参数选择
4.3.1炮眼深度L与掘进循环进尺R的确定
由岩石的性质确定孔深,即确定孔深L由岩石坚固性系数f与断面面积S确定,如表1,对照普通型眼径的炮眼深度表(
,且
时,
)。
表1普通型眼径的炮眼深度
岩石坚固性系数f
掘进面积(㎡)
<12
>12
1.6~3
2~3
2.5~3.5
4~6
1.5~2
2.2~2.5
7~20
1.2~1.8
1.5~2.2
初步取L=1.6m。
由炮孔的利用率(≥90%)得:
循环进尺
为使施工方便,确定进尺R=1.5m。
炮孔深度
同样为使施工方便,取L=1.7m。
掏槽眼的实际中掏槽孔一般要加深0.15~0.25m,取0.2m,
掏槽孔眼的深度:
,
周边眼及辅助眼的深度:
。
计算各种炮眼的长度L:
a.掏槽炮眼长度:
如图4楔形掏槽孔的俯视图。
图4楔形掏槽孔的俯视图/m
b.底孔炮眼的长度:
如图5底孔的侧视图。
图5底孔的侧视图/m
c.周边眼的炮孔长度:
如图6周边孔的示意图。
图6周边孔的示意图/m
d.辅助眼
因辅助炮眼垂直于开挖,则
4.3.2单位岩石炸药消耗量
爆破一立方米原岩所需的炸药重量叫做单位炸药消耗量,通常用q来表示,单位用kg/m³。
单位岩石炸药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。
在实际工程中,大多采用经验公式和参考国家定额标准来确定。
修正的普氏公式7具有下列简单的形式:
(7)
式中:
q——单位炸药消耗量,kg/m3;
f——岩石坚固性系数;
k0——考虑炸药爆力的校正系数,k0=525/p(其中,p为爆力,本次2号岩石炸药爆力取260ml);
S——巷道断面面积,m2。
在本次爆破作业设计中岩石坚固性系数f取16,巷道断面面积S为12.650m2。
得单位岩石炸药消耗量:
q=2.50kg/m3,一般取2.0kg/m3。
4.3.3一次起爆总药量
根据每一掘进循环爆破的岩石体积,按下式计算出每循环一次起爆总药量:
(8)
式中:
Q——次起爆总药量(kg);
V——每循环爆破岩石体积(m3);
S——巷道掘进断面面积(m);
L——炮眼深度(m);
η——炮眼利用率,一般取0.8~0.95。
得一次起爆总药量:
Q=38.71kg。
4.3.4各炮眼炸药量的分配
用加权平均值法对药量进行分配,根据爆破效果及药量的合理分配,可确定各炮眼药量的加权系数为掏槽眼0.8,周边眼0.5,底眼0.55,辅助眼0.6。
按式9计算加权后平均药量:
(9)
式中:
Q——一次起爆总药量(kg);
i——关于装药量与加权关系的系数,其i的计算公式如下:
得
。
且本次设计中,药卷直径为32mm,药卷长为200mm,重200g。
a.掏槽眼
单孔装药量=1.33×0.8=1.064(kg),单孔装药药卷数=1.328÷0.2=5(卷),实际单孔药量=5×0.2=1.0(kg),总装药量=1.0×8=8.0(kg)。
b.周边眼
单孔装药量=1.33×0.5=0.665(kg),单孔装药药卷数=0.665÷0.2=3(卷),实际单孔药量=3×0.2=0.6(kg),总装药量=0.6×21=12.6(kg)。
c.底眼
单孔装药量=1.33×0.55=0.732(kg),单孔装药药卷数=0.732÷0.2=3.5(卷),实际单孔药量=3.5×0.2=0.7(kg),总装药量=0.7×7=4.9(kg)。
d.辅助眼
单孔装药量=1.33×0.6=0.798(kg),单孔装药药卷数=0.798÷0.2=4(卷),实际单孔药量=4×0.2=0.8(kg),总装药量=0.8×14=11.2(kg)。
4.3.5炮孔堵塞
工程爆破中,一般都要对炮孔进行堵塞。
用来封闭炮孔的材料统称为炮泥。
用炮泥堵塞炮孔可以达到以下目的:
(1)保证炸药充分反应,使之放出最大热量和减少有毒气体生成量。
(2)降低爆生气体逸出自由面的温度和压力,提高炸药的热效率,使更多的热量转变为机械功。
(3)在有瓦斯的工作面内,除降低爆生气体逸出自由面的温度和压力外,炮泥还起着阻止灼热固体颗粒从炮孔内飞出的作用,提高爆炸安全性。
除此之外,炮泥也会影响爆炸应力波的参数,从而影响岩石的破碎过程和炸药能量的有效利用率。
炮泥长度的计算:
(10)
式中:
d——炮孔直径(m)。
由于d=0.042m,故可将炮孔堵塞长度统一取为0.5m。
4.3.6爆破设计主要技术参数表
如表格1所示:
表格1爆破设计主要技术参数表
炮孔类型
数量(个)
深度(m)
孔长(m)
炮眼角度
装药长度(m)
堵塞长度(m)
单孔装药量(kg)
单孔装药卷数(卷)
合计(kg)
水平
垂直
掏槽眼
8
1.90
1.91
84°
90°
1.41
0.5
1.0
5
8.0
周边眼
21
1.70
1.70
87°
90°
1.20
0.5
0.6
3
12.6
底眼
7
1.70
1.71
90°
83°
1.21
0.5
0.7
3.5
4.9
辅助眼
14
1.70
1.70
90°
90°
1.20
0.5
8.0
4
11.2
合计
实际一次起爆总药量Q实=36.7(kg)q实=1.90kg/m3
实际炸药单耗1.90kg/m3与修正的普氏公式所算理论单耗2.0kg/m的差值在误差范围内,符合要求。
4.4装药结构与爆破网路设计
4.4.1装药结构
a.装药结构类型
装药在炮眼内的安置方式称为装药结构,它是影响爆破效果的重要因素。
最常采用的装药结构形式有:
a.耦合装药:
药包直径与炮孔直径相同,药包与孔壁之间不留间隙。
b.不耦合装药:
药包直径小于炮孔直径,药包与孔壁之间留有间隙。
c.连续装药:
炸药在炮孔内连续装填,不留间隔。
d.间隔装药:
炸药在炮孔内分段装填,炸药之间由炮泥、木垫或空气柱隔开。
由于药卷的规格,采用间断不耦合装药结构,周边眼及光面孔同样采用不耦合装药结构及人工装药法。
b.各炮眼的装药结构及装药结构图
试验证明:
在一定岩石和炸药的条件下,采用空气柱间隔装药,可以增加用于破碎或抛掷岩石的能量,提高炸药能量的利用率,降低装药量。
如图7,掏槽孔的装药结构:
图7掏槽孔的装药结构/m
1 如图8,周边孔的装药结构:
图8周边孔的装药结构/m
2 如图9,底孔的装药结构:
图9底孔的装药结构/m
3 如图9,辅助孔的装药结构:
图10辅助孔的装药结构/m
4.2.3爆破网路设计
爆破网络总体选用导线并联网络,各掏槽孔之间、各辅助孔之间、各周边孔之间采用串联,掏槽孔与个别辅助孔之间采用串联。
通过选择毫秒电雷管实现掏槽孔、辅助孔、周边孔和底孔的起爆。
电爆起爆系统操作简单,成本较低。
敷设网路前后可以用仪表检查电雷管对网路进行测试检查网路的施工质量,从而保证网路的准确性和可靠性;可以远距离起爆并控制起爆时间,调整起爆参数,实现分段延期爆破,既经济方便又简单可靠。
起爆元件用8号延期雷管与脚线装配组成。
起爆电源功率应能保证全部雷管准爆,流经每个雷管的电流应满足:
一般爆破,交流电不小于2.5A,直流电不小于2A。
起爆顺序为1—6,其电雷管段数为6段,对应段延期雷管的延期时间分别为25ms、50ms、75ms、100ms、150ms、200ms。
如图11所示,起爆网络图。
图11起爆网络图
5爆破施工方案
5.1试爆
在进行开挖前,将结合现场的实际情况,在开挖区选择岩类相似的洞段进行现场爆破试
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