麦地掌煤矿主斜井井筒施工作业规程
第三节 爆破作业
一、爆破材料说明
炸药:选用煤矿安全许用三级乳化炸药。
雷管：煤矿许用毫秒延期电雷管，I～V段。最后一段的延期时间不得超过130ms，电雷管必须编号。
二、装药结构
采用正向连续装药结构，装药前要将迎头20m范围内的电源切断，装药时严禁从事其它与装药无关的工作，每装一个炮眼后要将雷管脚线扭结短路并悬空。
附：图4-3-1 主斜井井筒装药结构示意图 三、起爆方式 起爆使用MFB-200型发爆器，风化基岩段采用松动爆破，基岩段采用全断面一次爆破，联线方式为串联联线。装药完毕后，由经过培训的人员协助放炮员联线，雷管脚线连接好后，最后由放炮员亲自连接放炮母线，并由迎头向外敷设至警戒线外，放炮员最后撤离工作面。 四、爆破 全断面一次起爆，起爆顺序从中心到周边依次起爆（风化基岩段采用周边眼隔眼装药）。班长清点人数，确认无误下达爆破命令，放炮员接到放炮命令后，连接发爆器充电，发出警号进行放炮。 五、钻眼爆破注意事项 钻眼前要检查井帮围岩，处理掉活矸、浮石后方可钻眼，各炮眼的眼位和方向要准确，严格按设计要求施工；雷管下井前要检查雷管的段号和型号，不同型号、不同厂家生产的雷管严禁混用。 放炮前工作面所有的设备要掩护好，人员撤离到120m以外安全有掩护地点躲避，进行安全确认后方可放炮
后附：图4-3-2 主斜井井筒风化基岩段炮眼布臵图 图4-3-3 主斜井井筒基岩段2-2断面炮眼布臵图 附：表4-3-1 主斜井井筒风化基岩段爆破参数表
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表4-3-2 主斜井井筒风化基岩段爆破效果表
表4-3-3 主斜井井筒基岩段2-2断面爆破效果表 表4-3-4 主斜井井筒基岩段2-2断面爆破效果表
表4-3-1 主斜井井筒风化基岩段爆破参数表
眼号 炮眼 名称 掏槽眼 辅助眼 辅助眼 辅助眼 周边眼 底 眼 每孔装眼深 眼数 眼距 药量 （m） （个） （m） （kg） 1.7 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 7 18 18 21 33 11 108 0.64 0.55 0.6 0.6 0.4 0.61
表4-3-2 主斜井井筒风化基岩段预期爆破效果表
序号 1 2 3 4 5 名称 单位 m % m m3 m 数量 序号 6 7 名称 单位 数量 0.6 0.4 0.4 0.4 0.2 0.6 总装药量 kg 起装爆 联线药顺方式 结序 构 1-7 8-25 26-43 44-64 65-97 98-108 合计 4.2 Ⅰ 7.2 7.2 8.4 3.4 Ⅵ 6.6 37 Ⅱ 正向串联 装Ⅳ 药 Ⅲ 炮眼深度 炮眼利用率 每循环进尺 每循环爆破实体岩石 每循环炮眼长度 1.5 80 1.2 32.3 岩石硬度系数 每循环炸药用量 Kg F﹤6 37 1.15 92 2.9 8 单位原岩炸药用量 Kg/m3 9 每循环雷管用量 个 163.4 10 单位原岩雷管用量 个/m3
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眼号
表4-3-3 主斜井井筒基岩段2-2断面爆破参数表
起每孔装总装炮眼 眼深 眼数 眼距 爆 药量 药量 名称 （m） （个） （m） 顺（kg） kg 序 掏槽眼 辅助眼 辅助眼 辅助眼 周边眼 底 眼 2.4 2.2 2.2 2.2 2.2 2.2 6 15 22 22 29 11 105 0.6 0.6 0.6 0.6 0.4 0.6 0.8 0.6 0.6 0.4 0.3 0.7 4.8 Ⅰ 9 13.2 8.8 8.7 Ⅵ 7.7 52.2 Ⅱ 联线方式 装药结构 1-6 7-21 22-43 44-65 66-94 95-105 合计 正串向联 装Ⅳ 药 Ⅲ
表4-3-4 主斜井井筒基岩段2-2断面预期爆破效果表
序号 名称 单位 数量 序号 名称 单位 数量 1 2 3 4 5 炮眼深度 炮眼利用率 每循环进尺 每循环爆破实体岩石 每循环炮眼长度 m % m m3 m 2.2 80 1.75 42.05 185.2 6 7 8 9 10 岩石硬度系数 每循环炸药用量 单位原岩炸药用量 每循环雷管用量 单位原岩雷管用量 Kg F＞6 52.2 Kg/m3 1.24 个 105 个/m3 2.5
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第四节 装载及运输
一、装岩方式
巷道掘进施工中，用装岩机装岩，工作后侧布臵装岩机，矸石由装岩机装岩，装岩与迎头施工实行平行作业方式。装岩机在装岩时平铲必须抵住底板进行固定，以防止装岩机下滑；装岩机不用时平铲及挖斗必须抵住底板，后用钢丝绳固定，防止下滑伤人及设备。
二、运输方式
初期采用人工配合风镐的方式进行挖掘，JD-4型绞车提升运输，配装岩机、1.5吨GM1.7-9B矿车出矸。当掘进困难时采用钻爆法施工，形成提升系统时，用主、副提升机提升运输，施工中采用8m3箕斗运输岩石，采用JK-2.5×2/11.5型提升机进行提升；采用1.5吨GM1.7-9B矿车运送物料，采用JK-2.5/20(改)提升机进行提升。斜井运输严格执行?一坡三挡?，主、副道在上部车场距变坡点0.5-1m处安装一道挡车栏，在上部车场变坡点以下略大于一列车长度的地点安装一道挡车栏，这两道挡车栏必须实现联动；副道在装岩机以上10米处安装挡车栏，在斜井的上口设臵防止跑车装臵，主道每隔100m设臵跑车防护装臵。
三、主提升机强度核算
（一）提升机JK-2.5×2.0/11.5最大静张力核算：FjC=9000㎏ 提升机最大提升重量Fj：
8m3箕斗自重 Q1=5800㎏ 矸石重 Q2=8×0.80×1600=10240㎏ 0.80--箕斗装满系数 1600—矸石容重 kg/m3
总 重 16040㎏ 选用钢丝绳重 6×7-30-1770型 Qd=61097kg。 绳重 Q3=3.16kg/m×1200m=3792kg 钢丝绳的终端载荷
FJ=（Q1＋Q2）（sinα＋f1cosα）+Q3(sinα＋f2cosα) 式中： α—井筒的倾角、α=20°。 f1—箕斗运行阻力系数f1=0.01。
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f2—钢丝绳运行阻力系数f2=0.2。 将α、f1、 f2代入上式解得：
FJ=16040×(sin20°+0.01cos20°)+3792×(sin20°+0.2cos20°) =16040×0.3514＋3792×0.53 =7646kg
9000kg＞7646kg 满足要求 （二）提升钢丝绳安全系数校核： 安全系数验算na?61097?7.99?6.5 满足要求
7646 （三）电动机功率校核：
P?KBFJV102?C?1.2?7646?5.5?538kW?570kW102?0.92 满足要求
式中：KB—电机功率储备系数 KB=1.2 ηc—传动效率 ηc=0.92 （四）最大油压值的确定 FJC=7646kg=74931N PX :贴闸油压： PX?2.75?K1?K?FJCA?n
?PfPm :最大油压：Pm?PX?Pf?2.75?K1?K?FJCA?n
Pf为综合阻力，包括蝶形弹簧阻力、制动状态的残压等一般取Pf=2.1MPa A：制动油缸有效面积13430mm2 n：制动器油缸数 16个 K：制动力矩计算倍数 K=3
∑m:整个提升机系统的变为质量13712.5（kg） ∑G整个提升机重量37300（kg）
K1为倾角影响因子
其中：K1：矿井井巷的倾角影响系数，见下表。 井巷倾角α影响系数K1 30° 1.0 25° 20° 15°～0.89 0.8 0.72～0.6 注：实际矿井井巷倾角若为任意角时，K1可用插值法近似地求出相应值。 因为:α—井筒的倾角、α=20°。 则：K1=0.8
Pm?PX?Pf?2.75?0.8?3?74931?2.1?4.4MPa13430?16
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