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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
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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
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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：
N?3.3?3fS2
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 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 辅助眼：辅助眼间距一般在0.4-0.8m，巷道上部取大值。
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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/㎡ 2~3 4~6 1.05 岩石坚固性系数f 4~6 1.50 6~10 2.15 12~14 2.64 15~20 2.93 可编辑
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6~8 8~10 10~12 12~15 15~20 0.89 0.78 0.72 0.66 0.64 1.28 1.12 1.01 0.92 0.90 1.89 1.69 1.51 1.36 1.31 2.33 2.04 1.90 1.78 1.67 2.59 2.32 2.10 1.97 1.85 2.3.6每循环的总药量
Q?qV?qSL?
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
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主平硐掘进成本计算及细节资料
