井巷工程课程设计

（二）爆破工作
1.炸药和起爆器材的选择 凡口矿山深部裂隙水较大，采用 62%硝化甘油炸药。其药径 为 32±1mm， 药包重大约 150g。 起爆器材选用 8 毫秒延期电雷管。
2.爆破参数的确定 ①单位炸药消耗量 q 炸药单耗参照《竖井掘进（原岩）炸药消耗量定额表》 ，凡口矿 山的围岩坚固性系数 f=8～10，炸药单耗 q 取 1.80kg/m3。 ②炮眼直径 d 炮眼直径选用 38mm，药卷直径为 32mm。 ③炮眼深度 l 在竖井掘进中，炮眼深度 l=(0.3～0.5)D,本设计中 D 为 5.1m， 故炮眼深度取 1.6m。 ④炮眼数目 N 对炮眼数目进行估算： N=
1.3 矿区水文地质
矿区深部(主要分布在-200 米标高以下)矿体处于狮岭背斜东翼， 赋存于天子岭下亚组及东岗岭上亚阶地层中， 含矿层位亦即深层裂隙
承压含水层位， 其补给源有限， 且与其上覆壶天群含水层无水力联系， 以裂隙充水为主、含水层直接进水的水文地质条件中等类型。狮岭矿 段深部与狮岭南水文地质条件属于这种类型。
2.3 井筒断面尺寸的确定
1、选择井筒装备，确定井筒断面布置形式
根据设计手册的数据和箕斗的容积，确定选用翻转式箕斗，型号 为 YJD1.6（3.5） ，其容积为 1.6m3.0 最大载重量为 3.5t，最大外形 尺寸长×宽为 1134×1138mm ，高为 4102mm，箕斗自重 2.717t。选用 刚性罐道， 工字钢做罐道梁， 并布置梯子间， 梯子梁为两槽钢焊成梁。 断面布置见图 2-1。
1.4 围岩的物理性质
矿区内矿岩一般均较稳固，但局部矿体顶板围岩稳固性很差．本 区段主要为致密块状黄铁矿石，普氏系数 f 值 4—17，属稳固至极稳 固矿石．矿石体重：每立方厘米 3.97g，比重：每立方厘米 4.99g，孔 隙度：1.06%，湿度：1.61%，自然安息角 65°～70°，矿岩松散系 数 1.5～1.6．矿石凿岩性等级为Ⅴ-Ⅵ级，爆破性等级为Ⅵ-Ⅶ级。矿 石为高硫矿石，易发热和结块，温度可高达 40～45℃。 围岩种类有： 鲕状灰岩、 块状灰岩、 白云质泥灰岩、 条纹状灰岩、 瘤状灰岩、花斑灰岩、砂岩、黄铁矿化白云岩，围岩普氏系数 f 值为 4—9，属于稳固至极其稳固岩石。
参照图 2-1 确定提升间和梯子间的端面尺寸
图 2-1 竖井尺寸确定计算图
由图可以看出，双侧罐道的罐道梁中心线间距可有下式求得： C=E1+D1+2b+E2 式中 E1、E2——罐道梁与罐道连接部分尺寸。根据所选的罐道，罐道 梁参数分别为：E1=185mm ,E2=188mm； D1 ——两侧罐耳之间的距离。按罐耳类型查表，此间距为： D1=1115mm； b——罐耳的长度。查表，可得 b=170mm。
参照《井巷工程》井壁厚度参考表（表 2-1） ：
表 2-1 井壁厚度参考表
井筒净直径 （m） 3.0～4.0 4.0～5.0 5.5～6.0 6.5～7.0 7.5～8.0 混泥土 250 300 350 400 500
井壁厚度（mm） 混泥土转 300 350 400 450 550 料石 300 300 350 400 500
1.15 800000 =154.88 吨/h 330 18
2、箕斗容积的确定
双箕斗提升时一次提升量： Q′=
As ( K1 H u ) 3600
箕斗容积的计算值： V′= 式中
Q SCm
H——最大提升高度，m； U——箕斗在卸载曲轨处低速爬行的附加时间， 取 u=10～15s; ，为 2.6t/m s ——矿石松散密度（松散容重） Cm——箕斗装满系数，取 Cm=0.85～0.9； K1——系数，取 K=3.7～2.7；
——箕斗装载停歇时间，取
3
Q′——箕斗提升一次提升量，t。 计算如下： Q′=
154.88 ( 3 295 10 8 ) 3600
=2.99t V′=
2.99 =1.35m3 2.6 0.85
3、箕斗一次有效提升量 Q(t)
Q= s CmV 式中 V 为与 V′相近的箕斗容积的标准值 计算如下:Q=2.6×0.85×1.6=3.54t。
1.2 矿区区域地质
凡口矿区位于曲江构造盆地的北缘次一级的凡口倾伏向斜构造 昂起部位．矿区内构造十分复杂，褶皱、断裂均发育，其中尤以断裂 时成矿有明显的控矿作用，矿体主要赋存在泥盆系碳酸岩地层内，部 分也在石炭系碳酸盐岩地层中或者碳酸岩与碎岩的接触部位． 凡口矿床为一超大型隐伏铅锌矿床，矿区面积约 5Km，是东西 向南岭钨、锡、钼、铋、铜、铅、锌、银多金属成矿带的重要代表性 矿床．该矿床具有矿床和矿体规模大、矿石品位高、综合经济价值高 等突出的总体特征。
井巷工程课程设计
凡口铅锌矿盲竖井设计说明书
课程设计题目
凡口铅锌矿盲竖井设计
由于深部开采的需要， 凡口铅锌矿狮子岭矿区去开挖一条盲竖井 用于矿石提升。盲竖井从-455m 中段至-750m 中段，深部设计最低出 矿中段为-650m 中段， 矿石和废石的计量、 装载站设置在-710m 中段。 深部矿体日产矿石 2400t，年产量为 80 万吨。采用中央进风，两翼回 风的对角式通风系统，总进风、回风为 530m3/s。 深部矿石类型为块状黄铁铅锌矿石和块状黄铁矿石两种类型， 其 中以黄铁铅锌矿石为主。矿石稳固性一般较好，f=4~17。深部近矿围 岩一般为中等裂隙状的较完整岩体，稳固性较好，f=8~10。但矿区西 部-500m 标高以下深部溜破系统附近，出露桂头群砂页岩，此部分围 岩稳固性极差， 凡井巷工程通过处均产生冒落塌方， 溜破系统和-710m 中段以下大部分巷道均需混凝土支护， 溜破系统的施工和支护难度是 国内矿山所少见。深部水文地质条件较上部简单，上部属以溶洞充水 为主，顶板直接进水的水文地质条件复杂类型，而深部属以裂隙充水 为主，含水层直接进水的水文地质条件中等类型。
隙水，故采用圆形断面，整体浇灌混泥土支护。
2.2 提升容器的选择
1.容器小时提升量：
As=
CAn t rt s
式中 C——不均衡系数，箕斗提升时取 C=1.15; An——矿石年产量，t/a; tr——年工作日数，凡口铅锌矿采取连续工作制时取 t=330d/a; ts——每日ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ作小时数（按三班作业计） ，h/d: 箕斗提升，并且提升多种矿石，取 18h; As——小时提升量，t/h. 计算如下：As=
5 的绞车， 其电动机功率为 11kw， 400
外形尺寸长×宽×高为 2375×1970×1340mm。
3.3、凿岩爆破
（一）凿岩设备及其数量 1.凿岩设备 根据凡口铅锌矿的设施和目前国内的竖井凿岩设备， 凿岩机选用 手持式改进型 01-30 凿岩机，正常状态下其凿岩速率为 333mm/min， 并配备“一”字型合金钎头。 2. 凿岩机数量 根据《采矿设计手册》设备选择表，手持式 01-30 型凿岩机每台 占用井筒的断面面积为 1.76～2.2m2，考虑井筒的断面面积较小，故 选用 6 台凿岩设备。
图 2-2 竖井近似直径作图法
6、验算安全间隙及梯子间尺寸
按公式计算安全间隙 l 及梯子间尺寸 C1： l=R- 1338 246 2 (567 325 ) 2 =4500-1820》200mm，符合 。
C1= R 2 - J 2 +d0-C2=1582>1497mm，符合。
7、风速验算
5、井筒净直径的确定
根据求得的提升间和梯子间的断面尺寸，采用作图法确定井筒的 近似直径以及罐笼在井筒中的位置。其步骤如下： 按计算出的提升间、梯子间平面结构布置尺寸，画出井筒布置图， 如图 2-2 所示。l 为提升容器到井壁最小安全距离，取 l=200mm。据 此可得到 A,B 两点，再根据 C1 和 J 值得到 C 点。过 A、B、C 三点作 圆，其圆心即为井筒中心。从图中测得井筒近似直径为 4017mm，井 筒中心线到 2#罐道梁之间的距离 d0 为 320.5mm。 直径按 500mm 的模数 进级，取直径为 4500mm。为施工方便 d0 取整数，325mm。
故：C=185+1115+2×170+188=1828mm
4、确定梯子间的断面尺寸
梯子间尺寸 C1、M、N 用下列公式计算： C1=650+650+m+S/2 式中 650——梯子孔宽度，mm； m——梯子孔至 4 号罐道梁的距离，取 150mm； S——4 号罐道梁的宽度，查表，S=94mm 故： C1=650+650+150+94/2=1497mm。 M=2×（700+80）=1560mm 式中 700——梯子孔长度，mm； 80——梯子梁宽度，mm； 如图 2-1，梯子梁偏离井筒中心线的距离 J，取 J 为 300mm。 故： N=M-J=1560-300=1260mm。
2.6 管缆布置
根据该井的实际状况，管缆布置在梯子间旁。
2.7 绘制断面尺寸图 （见图 2-3）
图 2-3 断面尺寸图
第三章
3.1 竖井施工方案
竖井施工
根据掘进、砌壁，安装三项工作在时间和空间上的安排，竖井施 工方案分为以下五种： 掘砌单行作业、 掘砌平行作业、 短段掘砌作业、 掘砌安一次成井、反井刷大与分段多头掘进。 由于设计的井筒断面直径为 4.5m，井深不足 300m，为了方便和 提高效率，采用掘砌单行作业施工方案，全断面从上至下进行掘进， 具体主要用钻爆法进行施工。 基岩施工主要由凿岩、 爆破、 通风、 装岩、 临时支护等工序组成。 临时支护一般采用锚喷支护。
因为深部近矿围岩一般为中等裂隙状的较完整岩体，稳固性较
好，f=8~10，支护采用混泥土整体支护，支护厚度为 300mm。故
掘进井筒直径为 5100mm。 2.5 卷扬机以及提升钢丝绳的选择
深部开采时，矿石提升双箕斗系统仍采用“七五”技改引进的 卷扬机及其电控设施并保持现有提升速度 10m/s 不变， 提升矿石的能 力设计为 4000t/d。