主平硐掘进成本计算及细节资料.docxVIP

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主平硐掘进、支护成本计算 1、掘进工程量计算 主平硐为矿山人员、材料、矿石运输的主要通道,根据初步设计,矿山采用无轨设备运输,根据其尺寸及安全距离要求,确定主平硐规格为:4.8m X 4.0m(宽X高),采用三心拱结构(f0=1/3B0),墙高2.4m,拱高1.6m,坡度+3‰,巷道净断面积17.57㎡。根据可行性研究报告,排水系统应该按照最大排水量 15L/s 来设计,即54m3/h。查表可知,可选择水沟净尺寸为上宽310mm,下宽280mm,深度230mm的直角梯形水沟断面,为便于清理排水,初期不设置盖板。水沟净断面积0.07㎡。 图 主平硐断面图 2、巷道掘进爆破设计 2.1工程内容 主平硐掘进,采用三心拱断面形式,规格:4.8m×4m(墙高2.4m,拱高1.6m),主要布置在安山质火山砾凝灰岩中,岩石硬度系数f=12-14,工程地质条件属中等类型。工程要求每循环进尺达2.7m,巷道断面面积为17.57,每一循环进尺的工程量为47.44m3。由于该巷道为矿山主要运输巷道,服务整个矿山寿命周期,因此巷道采取光面爆破,必须达到光面爆破的技术质量要求。 2.2爆破方案确定 2.2.1掏槽形式选择 根据每一循环进尺的要求,为保证掏槽质量,爆破采用平行空孔直线掏槽的形式(大孔径桶形掏槽),见炮孔掏槽形式放大图。 2.2.2爆破器材选择 根据该工程含水情况,主要使用成本低廉,运输及使用较安全的铵油炸药,部分含水底孔使用乳化炸药。雷管选用毫秒延期非电雷管。 2.2.3起爆网路选择 使用串并联起爆网络。 2.2.4装药结构 周边眼采用不耦合装药结构,采用装药器人工装药的方式。 2.3爆破参数计算 2.3.1炮孔直径的确定 根据凿岩机具确定,爆破炮孔直径?45mm,掏槽空孔直径?102mm,采用扩孔钻头施工。 2.3.2炮孔深度确定 根据每一循环进尺2.7m的钻进要求,炮孔利用率取90%,确定炮孔深度3m,掏槽孔适当延伸0.1m,装药量适当增加。 2.3.3炮孔数量计算: 参照炮孔数量计算公式: 式中: N——炮孔数目,个;f——岩石坚固性系数12-14;S——巷道掘进断 面积 17.57, 岩石硬度f=12~14。由此计算,炮孔数量N=51~54。 2.3.4炮眼布置 = 1 \* GB3 ① 掏槽眼:掏槽眼位于巷道中心偏下位置,距离巷道底板1.8m,间距0.4m = 2 \* GB3 ② 辅助眼:辅助眼间距一般在0.4-0.8m,巷道上部取大值。 = 3 \* GB3 ③ 周边眼:周边眼间距0.5-1.0m,眼口距离巷道轮廓线0.1m,底眼眼底低于底板0.1m,装药量介于掏槽眼和辅助眼之间,装药长度为眼深的0.5-0.7。 炮孔布置平面图如图2所示,炮眼个数54个。 图2 炮眼布置平面图 2.3.5炸药单耗q的确定 根据岩石硬度系数f=12~14,断面面积17.57㎡,查表1得知q=1.67kg/m3。 表1 平巷掘进单位炸药消耗量定额 掘进断面/㎡ 岩石坚固性系数f 2~3 4~6 6~10 12~14 15~20 4~6 6~8 8~10 10~12 12~15 15~20 1.05 0.89 0.78 0.72 0.66 0.64 1.50 1.28 1.12 1.01 0.92 0.90 2.15 1.89 1.69 1.51 1.36 1.31 2.64 2.33 2.04 1.90 1.78 1.67 2.93 2.59 2.32 2.10 1.97 1.85 2.3.6每循环的总药量 式中: Q——每循环爆破岩石体积,S——巷道掘进断面积,L——炮孔深度, ——炮孔利用率,一般取0.8~0.95。 根据以上计算,每一循环炸药消耗量Q=1.67*17.57*3*0.9=79.22kg,每炮进尺2.7m,平均每米炸药消耗29.34kg。 3、支护工程量计算 根据围岩稳固情况,初步选择主平硐支护形式为锚网支护的联合支护形式。锚杆采用?40mm的管缝式锚杆,间距750mm,排拒1m,每排布置7根锚杆,采用气腿式凿岩机安装。锚网采用网孔80mm X 80mm的钢筋网。左右两侧圆弧顶各支护一半,每米巷道护网面积 S=(1.231÷2×2+3.906)×1=5.137㎡。 4、避难硐室及配电柜硐室掘进 每隔80m在巷道无风水管路一侧掘进避难硐室,主要用于行人躲避车辆,规格长X宽X高:2mX2mX2m。 为便于掘进施工用电,主巷道每隔100m掘进配电柜硐室,规格长X宽X高:1.5mX1.5mX2m,设置铁栅栏护门。 5、风、水、电管线安装 在巷道左侧距底板高2m位置敷设动力电缆,巷道另一侧距离底板1.8m位置敷设风、水管线,风筒位于风水管线上方0.4m,照明线

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