井巷工程毕业设计

河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

摘要

本设计围绕地质资料、地层构造，对底部瓦斯抽放巷道进行设计与施工。使其具有一定实用性、经济安全性和使用寿命、加大其更人性化的服务性。

本巷道处于围岩性能相对稳定的的岩层，选用半圆拱形巷道，结合相应环境和规范合理布置各类管线、通风管及水沟；采用爆破掘进对其进行掘进施工，各程序按照《规程》进行施工；根据各种参数计算支护参数；施工过程中严格围绕安全、经济、人性化等进行施工管理，是整个施工安全稳定的顺利完成，并达到设计要求。

通过设计，使巷具有更合理的经济优越性，合理的服务性，达到一定的工作效率。

关键词：地质构造；半圆拱形；锚喷支护；钻眼爆破

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

Abstract

This design, structure around geological data for the completion of China for design and construction. That period has stronger practicability, economic security and prolong the service life, the more personalized service.

The roadway surrounding relatively stable performance in the rock, choose semicircle arch tunnel, combining harvester of pipeline, reasonable arrangement type ventilation tube and ditch, By blasting excavation of its construction, according to the rules of procedure for construction, According to various parameters are calculated by rockbolt and supporting parameters and design, Construction process strictly on safety, economy, humanized management, as is the construction safety and stability of successfully completed, and meet the design requirements.

Through the design, make China has more reasonable economic superiority, the reasonable service, to improve the efficiency of coal was improved and optimized.

Keywords: geological structure; emicircle arch; Bolt-shotcrete support; Drill eye blasting

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

摘要 ............................................. 1 第一章 地面相对位置及地质情况 .................... 7

1.1 矿区自然地理概况 ....................................................................................... 7

1.1.1 地理位置 ............................................................................................ 7 1.1.2 交通 .................................................................................................... 7 1.2 地层概况 ....................................................................................................... 8 1.3 水文地质 ....................................................................................................... 8 1.4 设计巷道所处位置 ....................................................................................... 8 1.5 煤岩层的赋存特征 ....................................................................................... 9

1.5.1 煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距 .................... 9 1.5.2 煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 .............. 10 1.5.3 地质构造 .......................................................................................... 10

第二章 巷道断面设计 ............................. 12

2.1 选择巷道断面形状 ..................................................................................... 12 2.2 确定巷道断面尺寸 ..................................................................................... 12

2.2.1 确定巷道净宽B .............................................................................. 12 2.2.2 确定巷道拱高 .................................................................................. 13 2.2.3 确定巷道壁高 .................................................................................. 13 2.2.4 确定巷道净断面面积S和净周长P .............................................. 15 2.2.5 用风速校核巷道净断面面积 .......................................................... 15 2.2.6 选择支护参数 .................................................................................. 15 2.2.7 选择道床参数 .................................................................................. 15 2.2.8 确定巷道掘进断面尺寸 .................................................................. 15 2.3 布置巷道内水沟和管线 ............................................................................. 16

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

2.4 计算掘进工程量和材料消耗量 ................................................................. 16 2.5 绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和美米巷道掘进工程量和材料消耗表 .................................................................................................................... 17

第三章 井巷掘进 ................................. 19

3.1 钻眼爆破 ..................................................................................................... 19 3.2 钻眼工作 ..................................................................................................... 19

3.2.1 测量定眼工作 .................................................................................. 19 3.2.2 凿岩机的选择 .................................................................................. 20 3.2.3 工作面供风、供水设备 .................................................................. 20 3.3 炮眼布置 ..................................................................................................... 20 3.4 爆破器材和爆破参数的确定 ..................................................................... 22

3.4.1 爆破器材选择 .................................................................................. 22 3.4.2 爆破参数确定 .................................................................................. 23 3.5 装药结构与起爆 ......................................................................................... 25

3.5.1 掏槽眼和辅助眼的装药结构 .......................................................... 25 3.5.2 周边眼的装药结构 .......................................................................... 26 3.5.3 装配起爆药卷时，必须遵守下列规定 .......................................... 26 3.5.4 装药 .................................................................................................. 27 3.5.5 炮眼填塞 .......................................................................................... 27 3.5.6 起爆方法 .......................................................................................... 28 3.6 钻眼爆破安全 ............................................................................................. 28

3.6.1 钻眼安全注意事项 .......................................................................... 28 3.6.2 爆破安全注意事项 .......................................................................... 29 3.6.3 爆破警戒与爆破操作管理 .............................................................. 29 3.6.4 爆炸材料领取，运送和贮存管理 .................................................. 31 3.6.5 井下爆破一般管理 .......................................................................... 32 3.7 爆破说明书及爆破图表 ............................................................................. 33

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

3.7.1巷道掘进爆破炮眼布置图 ............................................................... 33 3.7.2 爆破工作材料消耗量表 .................................................................. 33

第四章 巷道支护说明 ............................. 35

4.1 巷道支护形式选择 ..................................................................................... 35 4.2 锚杆支护的作用原理 ................................................................................. 35 4.3 锚杆支护参数确定 ..................................................................................... 36

4.3.1 按悬吊原理设计锚杆支护参数 ...................................................... 36 4.4 锚杆的布置 ................................................................................................. 37 4.5 锚杆施工 ..................................................................................................... 37

4.5.1 钻眼 .................................................................................................. 37 4.5.2 锚杆安装 .......................................................................................... 38 4.5.3 锚杆质量检查 .................................................................................. 38 4.5.3 锚杆施工工艺 .................................................................................. 39 4.6 喷射混凝土支护 ......................................................................................... 40

4.6.1 支护的作用原理 .............................................................................. 40 4.6.2 喷射混凝土施工 .............................................................................. 41

第五章 局部通风设计 ............................. 45

4.1 风量验算 ..................................................................................................... 45 4.2 风机选型及风筒直径选择 ......................................................................... 45

第六章 一通三防及安全管理制度 ................... 46

6.1 局部通风管理 ............................................................................................. 46 6.2 瓦斯管理 ..................................................................................................... 47 6.3 矿尘管理 ..................................................................................................... 48 6.4 防火管理 ..................................................................................................... 49

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

参考文献 ........................................ 50 附 录 ........................... 错误！未定义书签。 致谢 ............................................ 51

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

第一章 地面相对位置及地质情况

1.1 矿区自然地理概况

1.1.1 地理位置

车集煤矿位于河南省永城市，矿区中心位置地理坐标为东经116?30?00??，北纬33?57?00??，车集井田位于永城市东南部，行政区划属永城市茴村镇、高庄镇及侯岭乡管辖矿区面积为61.44平方公里矿区中心距永城市5km。

1.1.2 交通

图1.1 车集煤矿交通位置图

井田内地势平坦，交通方便。永城市西北至陇海铁路商丘东站约95km，夏

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

邑东站62km；东北至京沪铁路徐州站约100km，东南至宿州车站约75km，距京九铁路亳州车站55km，均有公路相通。

1.2 地层概况

本区地层为一北倾单斜构造，产状大部稳定，岩层厚度变化不大，走向为：230°~246°；倾向为：320°~336°；倾角为：8°~10°，深部受断层影响倾角变化较大，深部倾角为：20°~25°。

1.3 水文地质

11131底抽巷为沿一

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煤掘进，施工地点在掘进过程中涌水量不大，预计

对掘进造成影响的含水层为煤层顶板砂岩含水层和11151采空区和11111采空区。该巷道附近无老窖水。

1.4 设计巷道所处位置

（一）巷道名称：11131底抽巷

（二）巷道用途：为11131工作面抽放瓦斯使用

（三）设计长度：11131底抽巷东段567.4m，西段187.4m （四）工程量：754.8m

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作面工1311111131底抽巷平面图1:2000104°11131底抽巷下联巷空区采1511111131机巷 11131底抽巷平面图

1.5 煤岩层的赋存特征

1.5.1 煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距

本区岩（煤）层为一北倾单斜构造，产状大部稳定，岩层厚度变化不大，

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外455244656744615000 河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第一章 地面位置及地质概况

走向为：230°~246°；倾向为：320°~336°；倾角为：8°~10°，深部受断层影响倾角变化较大，深部倾角为：20°~25°。

己组煤层为黑色鳞片状粉煤为主，有光泽，平均厚度为4.0ｍ。煤层坚固性系数为1.0~1.5。

煤层底板岩层由上向下依次为泥岩、粉砂岩、灰岩等。粉砂岩厚度为6.4m左右，坚固性系数为5，层状结构；泥岩厚度为0.5m左右，均匀岩层，坚固性系数为4~6。

1.5.2 煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

相对涌出量6.97m3/t，本巷道大部分为岩巷，绝对涌出量0.62 m3/min，属低瓦斯；有自然倾向性，自然发火期为6个月；煤尘爆炸质数Vd为4.42. ，具有爆炸性。

1.5.3 地质构造

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11131底抽巷综合柱状图系统 组.（群）山........................................................................................柱 状1:200层号层厚标志层二1煤泥岩岩 性 描 述二1煤：黑色，鳞片状、粉末状，半暗半亮型。泥岩：灰黑色，富含植物根化石。二叠系下统124.0m0.5m西34567.64m粉砂岩0.2mL11灰岩1.97m1.57m粉砂岩：灰色、深灰色，具有较多的泥质条带及白云母，缓波状层理，顶部夹泥岩。组.........L11灰岩：深灰色，隐晶质，含百合茎化石，具垂直裂隙。砂质泥岩：深灰色，致密，细腻，含一19煤，砂质泥岩 厚0.3m。泥岩泥岩：黑色，致密、细腻。L10灰岩：深灰色，具缝合线构造，含炭质，具方解石脉，下部含蜓科等动物化石。泥岩：灰黑色，炭质泥岩厚0.5m，一18煤厚0.31m。L9灰岩：深灰色，具缝合线构造，含蜓科等动物化石，具方解石石脉。粉砂岩：深灰色，上部含植物根化石，下部含小鲕粒。一17煤：黑色，局部发育，局部相变为炭质泥岩。L8灰岩：深灰色，具方解石石脉。细粒砂岩：灰色，石英为主，次为长石、岩屑，硅质胶结，致密坚硬，含一16煤，厚0.3m，一16煤局部相变为炭质泥岩。L7灰岩：深灰色，具方解石石脉。石太炭原系组上.......................................................................7894.4mL10灰岩0.81m泥岩1.48mL9灰岩102.99m粉砂岩110.4m一17煤121.67mL8灰岩136.6m细粒砂岩统143.18mL7灰岩

图 1-1 地质综合柱状图

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第二章 巷道断面设计

第二章 巷道断面设计

11131底抽巷为11131工作面抽放瓦斯使用，掘进过程中需要出碴，运输材料。抽放干管吊挂在巷道上部，风筒吊挂在巷道左侧，风管和水管吊挂在巷道右侧。轨道为临时轨道，采用ZK10-6/250型直流架线式电机车牵引MG1.7-6A型1.5t固定箱式矿车运输。巷道所处中等稳定岩层，演示坚固平均系数f=4

?6，巷道需通风风量为42m3/s，涌水量为160m3/h。巷道内铺设一趟直径为

200mm的压风管和一趟直径100mm的水管。

2.1 选择巷道断面形状

11131底抽巷为水平的瓦斯抽放巷，服务年限为临时巷道，采用600mm轨距单轨运输，其净宽较小，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护，巷道为直墙半圆拱形断面。

2.2 确定巷道断面尺寸

2.2.1 确定巷道净宽B

表2.1 巷道安全间隙表 项目 人行侧从道砟面起1.6m高范围内设备与拱、壁间 非人行侧设备与拱、壁间 移动变电站或平板车上综采设备最突出部分 综采矿井 其他矿井 综采矿井 其他矿井 与拱、壁间 与输送机间 规定数值/mm 1000 800 500 300 300 700 1000 500 200 700 200 300 人车停车地点人行侧从道碴面起1.6m高度范围内设备与拱、壁间 安设输送机巷道输送机与拱、壁间 两列对开列车最突出部分间 采区装载点两列车最突出部分间 电机车架空线与巷道顶或棚梁间 导电弓据拱、壁间 - 12 -

河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第二章 巷道断面设计

矿车摘挂钩地点两列车最突出部分间 导电弓子据管道最突出部分间 运输设备与管道最突出部分间 设备上面最突出部分据巷道顶或棚梁间、壁间 用架空乘人装置运送人员时，蹬座中心至巷道一侧的距离

表2.2 运输设备主要尺寸

运输设备及类型 XK2.5/48A电池电机车 XK8-6/110A蓄电池电机车 ZK10-6/250架线式电机车 ZK10-9/架线式电机车 ZK14-9/550架线式电机车 1.5t矿车（600mm轨距） 1t矿车（600mm轨距） 3t矿车（900mm轨距）

设备宽度A 920 1060 1060 1360 1335 1050 880 1200

设备高度h 1550 1550 1550 1550 1600 1150 1150 1400 1000 300 300 300 700

查表3-1得ZK10-6/250型直流架线式电机车宽A1=1060mm，高度h=1550mm，1.5t矿车净宽1050mm，高度1150。

根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽c=1000mm，非人行过一侧宽a=500mm，

故巷道净宽

B= a?A1?c?500+1060+1000=2560mm

2.2.2 确定巷道拱高h0

半圆拱形巷道的拱高h0=B/2=2560/2=1280mm，半圆拱半径R=h0=1280mm

2.2.3 确定巷道壁高h3

（1）按架线式电机车导电弓子要求确定h3 由表3-8中半圆拱形巷道拱高公式 h3?h4?hc?(R?n)2?(K?b1)2

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第二章 巷道断面设计

式中，h4为轨道面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4= 2000mm，hc为道床总高度。查表3-5选15kg/m钢轨，查表3-5得hc250mm，n为导电弓子距拱璧安全间距，取n=300mm，K为导电弓宽度之半，K=340mm，b1为轨道中心线间距b1=B/2-A1=2560/2-1060=230mm。

故h3?h4?hc?(R?n)2?(K?b1)2

?2000?250??1280?300???340?230?22 ?1453mm

（2）按管道装设要求确定h3

h3?h5?h7?hb?R2?(K?m?D/2?b1)2，式中h5为渣面至管子底部高度,

按《煤矿安全规程》取h5=1800mm；h7为管子悬吊件总高度，取h7=900mm，m为导电弓子距管子间距，取m=300mm，D为压气管法兰盘直径，D=335mm；b2为轨道中心线与巷道中心线间距，b2=B/2-c1=3400/2-1325=375mm。

故h3?h5?h7?hb?R2?(K?m?D/2?b1)2 22?1800?900?0?1280?(340?300?335/2?230) ?1563mm（3）按人行高度确定h3

h3?1800?hb?R2?(R?j)，式中j为距巷道道璧的距离。距璧j处的巷

道有效高度不小于1800mm。j?100mm，一般取200mm。

故h3?1800?hb?R2?(R?j) 22?1800?0?1280?(1280?200) ?1113mm综上计算，并考虑一定的余量，确定巷道壁高为h3=1600mm，则巷道高度

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第二章 巷道断面设计

H=h3-hb+h0=1600+1280=2880mm。

2.2.4 确定巷道净断面面积S和净周长P

由表3-7的净断面面积 S=B(0.39B+h2)

式中h2为道渣面以上巷道壁高，h2=h3-hb =1600-0=1600mm。

故S=2560?(0.39?2560+1600)=6.65m2 净周长P=2.57B+2h2=2.57?2560+2?1600=9.78m

2.2.5 用风速校核巷道净断面面积

查表3-9得vmax=8m/s，已知通过大巷风量Q=30m3/s 用式v?可以使用。

Q42得v==6.3<8m/s 设计的大巷断面面积，风速没超过规定，S6.652.2.6 选择支护参数

本巷道采用锚杆支护，根据巷道净宽2.56m，穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩、服务年限不大等条件，拟锚杆支护参数：锚杆长2.1m，间距a=0.8m，排距a?=0.8m，锚杆直径d=20mm，喷射混凝土层厚度T1?100mm，锚杆外露长度

T2?50mm

故支护厚度T?T1?100

2.2.7 选择道床参数

根据本巷道通过的运输设备，已选用15kg/m钢轨，其道床参数hc=250mm，

hb=0mm。轨面的高度ha=250mm。由于是临时轨道，为便于施工，选用木轨枕。

2.2.8 确定巷道掘进断面尺寸

巷道设计掘进宽度B1?B?2T?2560?2?100?2760mm

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第二章 巷道断面设计

巷道计算掘进宽度B2?B1?2??2760?2?80?2920mm 巷道设计掘进高度H1?H?hb?T?2880?0?100?2980mm 巷道计算掘进高度H2?H1???2980?80?3060mm 巷道设计掘进断面面积

S1?B1(0.39B2?h3)?2760?(0.39?2920?1600)?7.56m2 巷道计算掘进断面面积

S2?B2(0.39B2?h3)?2920(0.39?2920?1600)?8.00m2

2.3 布置巷道内水沟和管线

已知通过本巷道的水量为160m3/h，现采用坡度0.4%，查表3-11得水沟上宽400mm，下宽400mm，水沟深400mm，水沟净断面面积0.160m2；水沟掘进断面面积0.203m2，每米水沟沟盖板用钢筋1.633kg，混凝土0.0270m323，水沟用混凝土0.133m3。

通风管子悬吊在人行道一侧，电力电缆在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方。

2.4 计算掘进工程量和材料消耗量

每米巷道于墙计算掘进体积 V1?S2?1?8.00?1?8.0m3 每米巷道喷射材料消耗

V3?(1.27B?1.57T?0.24)T1?2h3T1

?(1.27?2.56?1.57?0.1?0.24)?0.1?2?1.6?0.1?0.69m3

每米巷道拟锚杆消耗量（仅拱部打锚杆）

?2(P1/2M)?1?N? M???式中P1为计算锚杆消耗周长P1=1.57?B2=1.57?2.92=4.58m，M、M?为锚杆间距、排距，a?a?=0.8

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第二章 巷道断面设计

?2?3?1P4.581?8.75m ??2.85，取为3，故N??0.82M2?0.8折合重量为

d 8.75?[(l?0.005)?()2?]

20.022)?7850?46.36kg， =8.75?[(2.1?0.05)?3.14(2其中l为拟锚杆长度，l=2.1m，0.05m为露出长度，d为锚杆直径d=20mm，

故

?为锚杆材料密度，?=7850kg/m3。

每排锚杆数为N??0.8?8.75?0.8?7根。

每米巷道锚杆注孔砂浆消耗V0?N?l(Sk?Sm)，其中Sk、Sm分别为锚孔尺寸和锚杆的断面面积。

则:

1V0?N?l(Sk?Sm)=V0?N?l(Sk?Sm)?8.75?3.14?(0.0482?0.022)?0.013m34每米巷道粉刷面积

Sn?1.57?B3?2h2 式中B3为计算宽度

B3=B2?2T?2.92?0.2?2.72m 由于没有道砟

h2?h3?1.6m

故Sn?1.57?B3?2h2=1.57?2.72?2?1.6?7.47m2。

2.5 绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和美米巷道掘进工程量和材料消耗表

根据以上计算结果，绘制巷道断面图，并附工程量及材料消耗表，如表2.3及表2.4。

图2-2 运输大巷断面施工图

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第二章 巷道断面设计

表2.3 运输大巷特征表

断面面积 围岩类别

净 面 积

设 计 掘 进

钢

Ⅲ

7.56

8.00

2760

2980

100

筋砂浆

100

方形

800

2100

20

9.78

宽

高

（/m）

2设计掘进尺寸（/mm）

喷 射 厚 度 /mm

锚杆/mm

净

排

形势

外露

列式

长度 方

周

间 、排 距

锚杆长

直 径

长

表 2.4 运输大巷每米工程量及材料消耗

计算掘进工程量 (/m)

围岩类别

巷 道

墙 脚

锚 杆 数 量

喷 射 材 料

锚杆 钢 筋 /kg 59.55

注 砂 浆/m 0.035

8.8

3

3

材料消耗 (/mm)

粉 刷 面 积 /m

2Ⅲ 12.2 0.036 11.3 0.95

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第三章 井巷掘进

第三章 井巷掘进

3.1 钻眼爆破

在井巷掘进中，破碎岩石是一项主要工序，是掘进施工的第一个主要工序，钻眼爆破工作做的好与坏直接影响巷道掘进速度、规格质量、支护效果、掘进成本等，良好的钻眼爆破工作应该是：

（1）爆破后所形成的巷道断面应符合设计要求和《井巷工程施工及验收规范》的标准，巷道的方向与坡度应符合设计规定。

（2）爆下的岩石块度应有利于提高装岩生产率, 岩石堆积状况便于组织装运、便于钻眼与装岩平行作业。

（3）对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道的维护。 （4）爆破单位体积的岩石所需的炸药和雷管的消耗量要低，钻眼工作量要小，炮眼利用率要达到85%以上。

巷道掘进的爆破工作是在只有一个自由面得狭小工作面进行，因此，要达到理想的爆破效果，必须将各种不同作用的炮眼合理地不知在相应位置上，使每个炮眼都能起到应有的爆破作用。

3.2 钻眼工作

凿岩工作必须严格按照爆破图所要求的眼位、深度和角度进行，并组织好凿岩机的分区、分工作业，以保证咱眼质量提高钻眼速度。

3.2.1 测量定眼工作

测定位眼工作：为了在工作面上正确布置炮眼位置和掌握巷道的方向和坡度，钻眼前应将巷道的中线和腰线引到工作面，根据中线定出周边眼、辅助眼和掏槽眼的位置，巷道坡度可用腰线来控制。 （1）巷道中线的延长方法,三点延线法 .

（2）巷道腰线的延长法,延长腰线的方法用倾斜仪挂在腰线上延至工作面.

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工作面上的炮眼布置，以巷道中心线为基准，准确的定出周边眼、辅助眼和掏槽眼的位置，做好标记。 腰线设在巷道无水沟侧的墙上，距轨面1.0m。

3.2.2 凿岩机的选择

巷道掘进中，采用气腿式凿岩机，钻眼工序一般用的时间比较长，为提高掘进速度，缩短钻眼时间，采用多台钻机同时施工是行之有效的措施，一般情况下，每台凿岩机所占的面积为1.5-2.0m2，在坚硬岩石中可少到1.0-1.2m2。气腿式凿岩机机动性强，辅助工作时短，便于组织快速施工，因此对于月进度要求达到百米以上的工程，较为适宜。

3.2.3 工作面供风、供水设备

掘进工作面特别是多台凿岩机同时作业时，使用风、水的设备较多，并且装卸、移动频繁。为了提高钻眼工作的效率和使各种工序互不影响，必须配备专用的供风、供水设备，并且予以恰当布置，特点是在工作面集中供风、供水，将分风、分水器设置在巷道两侧，既方便了钻眼，又不影响其它工作。

3.3 炮眼布置

（一）掏槽眼

掏槽眼的作用是首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出，在一个自由面的基础上崩出第二个自由面来，为其他炮眼的爆破创造有利条件。 掏槽眼布置在巷道断面中央靠近底板处，便于打眼时掌握方向，并有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落，

（1） 斜眼掏槽法

方法特点是在掏槽眼与自由面斜交。

巷道断面施工钻眼爆破，掏槽眼由单向掏槽法和多向掏槽法（包括楔形和锥形）配合施工，便于取得良好的爆破效果。

（2） 直眼掏槽法

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方法特点是所有的掏槽眼都垂直于工作面，各炮眼之间保持平行；炮眼深度不受巷道断面的限制，用于深孔爆破，同时便于凿岩台车打眼，直眼掏槽眼的间距很近，其中每个装药炮眼的爆炸，都可以破坏两个炮眼之间的岩石，另外直眼掏槽一般都有不装药空眼，起附加自由面的作用。

直眼掏槽法德形式可分为直线掏槽（又称龟裂法）、角柱式掏槽法和螺旋掏槽法。

角柱式掏槽法中菱形掏槽，在本巷道中，a取150mm，b取200mm。其中中间眼设为空眼。掏槽眼布置图（如图3-1）

图 3.1 菱形掏槽

(二) 辅助眼

辅助眼即崩落眼，是大量崩落岩石和继续扩大的炮眼，辅助眼药均匀分布在掏槽眼与周边眼之间，其间距Y为500-700mm，炮眼方向垂直工作面，装药系数在0.49-0.60。

(三)周边眼

周边眼时爆落巷道周边岩石，最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼，周边眼布置合理与否，直接影响巷道成型是否规整，一般应按光爆要求进行周边眼布

E置。光面爆破周边眼间距与其最小抵抗线存在着一定的比例关系，即 K?，

W式中，K为炮眼密集系数，一般为0.6～1.0，岩石坚硬时取大值，较软时取小

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值；E为周边眼间距，一般取400～600㎜，W为最小抵抗线。光面爆破周边眼满足以下要求：

(1)周边眼中心都应应布置在巷道设计掘进断面轮廓线上，而眼底应稍向轮廓线外偏斜，一般不超过100～150mm,可使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间，同时要尽量减少超挖量。

（2）底眼负责控制标高。底眼眼口位置应比巷道底板高出150~200㎜，以利钻眼和防止灌水，但眼底应低于底板标高100～200㎜，以免巷道底板漂高。底眼眼距一般为500～700㎜，装药系数一般为0.5～0.7。水沟的炮眼应与其它炮眼同时钻眼与爆破。有时为了给钻眼与装岩同时作业创造条件，需采用抛渣爆破，则将底眼眼距缩小为400㎜左右，眼深增加200㎜左右，每个底眼增加1～2个药卷。

（3）为了加强直眼掏槽的抛渣力和提高炮眼利用率，形成了以直眼掏槽为主并吸取斜眼掏槽优点的混合式掏槽。斜眼布置成垂直楔形，与工作面的夹角为：75～85°，装药系数不要太大，以0.4～0.5为宜。其起爆顺序应安排在所有垂直槽眼起爆之后，以发挥抛渣扩槽的作用。

（四）炮眼布置方法原则及注意事项

（1）工作面上各类炮眼布置是“抓两头，带中间“。即首先选择掏槽方式和掏槽眼位置，其次是布置好周边眼，最后根据断面壁纸崩落眼。

（2）掏槽眼布置在断面的中央偏下，并考虑使崩落眼的布置较为均匀和较少崩坏支护及其他设施问题。

（3）周边眼布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和帮眼按光面爆破要求，各炮眼相互平行，眼底落在同一平面上。

（4）崩落眼均匀布置在掏槽眼和周边眼之间，以掏槽眼形成的槽腔为自由面层层布置。

3.4 爆破器材和爆破参数的确定

3.4.1 爆破器材选择

（1）炸药、雷管：使用矿用2号硝铵炸药、毫秒电雷管，电雷管必须编号。

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（2）装药结构：反向装药结构。

（3） 起爆方式： 起爆使用MFd-100型发爆器全断面一次起爆，联线方式 为串、并联联线。

（4）钻眼机具：气腿式凿岩机。

3.4.2 爆破参数确定

（1）炮眼直径

炮眼直径的大小对钻眼效率、全断面炮眼数目、单位炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度等均有影响，因此，应根据巷道断面大小、块度要求、炸药性能和凿岩机性能等综合考虑，进行选择。炮眼直径大，可减少炮眼数目，炸药能量相对集中，也可提高爆破效率，但钻速下降，影响爆破质量和降低围岩稳定性。

目前国内岩巷掘进均采用32㎜、35㎜两种药卷。因炮眼直径比药卷直径大10㎜左右，所以目前的炮眼直径多采用42～45㎜.20世纪80年代后期，我国煤矿岩巷掘进中，在断面12m2的条件下应用小直径药包（φ25㎜、φ27㎜），炮眼直径为30㎜，采用同一规格钻锚杆眼和掘进炮眼，可提高钻眼速度，弥补了由于眼径减小而增加炮眼数目，提高了掘进速度，而且节约了支护成本，取得了良好的综合技术经济效益，这种方法称为“三 小”技术。

本巷道断面面积为6.65㎡，小于12㎡，选用φ32㎜直径药包，炮眼直径为42mm。

（2）炮眼深度

影响炮眼深度的主要因素有：岩石性质、巷道断面大小、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素来确定。确定合理的炮眼深度的依据是：炮眼利用率比较高（一般根不低于85~90%）；钻眼和掘进速度快；掘进成本低。据此分三个方面来讨论炮眼深度的合理性：

A 合理的炮眼深度必须与具体施工条件相适应：气腿式轻型凿岩机，较适宜的钻眼深度一般为1.8-2.5m为宜;眼深超过2.5m后钻眼速度下降。 B 合理的炮眼深度必须保证较高内爆破效率，为了达到较高的炮眼利用

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率，除了考虑岩石条件和合理的炮眼布置外，还与炮眼的质量和爆破材、装药结构等有密切关系。

C 合理的炮眼深度应尽可能使每班能够完成整循环。这样每班的工作任务明确，便于组织和管理，有利于实现正规循环作业，眼深与循环时间的确定必须和现有技术装备水平和施工条件密切结合，在合理的炮眼深度范围内，应力争达到每班多循环，以加快掘速度。

炮眼深度决定了每一掘进循环的钻眼和装岩工作量、循环进尺以及每班的循次数，但从爆破理论分析，采用中深孔（大于2.5m）爆破最为合理，但是在我国浅眼（1～2m）多循环再一定时期取得了较好的成绩。由趋势看来，炮眼平均深度逐渐由浅孔向中孔发展，一些采用台车凿眼的工作队伍在向较深孔发展，合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正循环作业为原则。

(3)炸药消耗量

根据单位炸药消耗量公式

q?1.1Kf/S （3-1）

式中：

f—为普式演示坚固系数，本巷道取f=5，

S—为巷道掘进断面积，根据上述计算本巷道S=6.65m2，

K—为考虑炸药修正系数，K=525/P ，

（单位ml）。查表2-8得2号硝铵炸药的爆力取320ml， P—为所选炸药的爆力故q?1.1Kf/S=1.1?525/320?5/6.65kg/m3=1.56kg/m3。

(4) 炮眼数目

炮眼数目主要与挖掘面尺寸、岩石性质、炸药性能、临时面数目等有关

合理的炮眼数目应当保证有较高的爆破效率(炮眼利用率不小于

85~90%)，

爆下的岩块和爆破后的巷道轮廓均能符合施工和设计要求。另外，也可以按一个循环的总装药量平均装入所有炮眼的原则进行估算，作为实际排列炮眼的参考。

本巷道的炮眼数目可根据公式估算

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q?S???mN? （3-2）

a?p式中

q—为单位炸药消耗量， S—为巷道掘进断面积，

?—为炮眼利用率，取95%

M—为每个药卷的长度，取0.3m， a—为炮眼的平均装药系数，取0.5～0.8， P—为每个药卷的重量。取0.15kg/卷。 故N?q?S???m1.56?6.65?0.95?0.3=24个

a?p=0.8?0.15（5）周边眼个数

中硬岩石光面爆破孔间距一般取400-600mm，最小抵抗距w取600-700mm，根据实际情况，选取本巷道爆破周边眼间距为600mm，周边眼向外倾斜，眼底轮廓线为100mm。

周边眼格数可根据巷道周长与间距之比求得： 即N??P/E=9.78/0.6=17个 （6）辅助眼个数

为减小钻眼工作量，加快施工速度辅助眼间距取y=700，辅助眼共布置5个。

3.5 装药结构与起爆

装药结构及起爆是控制爆破作用范围、性质和方向的重要因素，因此在爆破工作中决定不能轻视。

3.5.1 掏槽眼和辅助眼的装药结构

根据起爆要保所在位置不同，有正向装药与反向装药两种方式。

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反向装药结构如图（3-1）所示先将起爆药包装入眼底，然后再装被动药包，最后装满炮泥，并且雷管和药包的聚穴一致朝向眼口，这样炮轰波由里向外传播，与岩石朝自由面运动方向一致，有利于反射拉伸破碎岩石，同时起爆药包距自由面较远，爆炸气体不会立即从掩口冲出，爆炸能量能得到充分利用，能取得较好的爆破效果。

图 3.2 反向装药结构

3.5.2 周边眼的装药结构

在光面爆破中，周边眼的装药结构可采用单段空气柱式装药结构，如图（3-2）眼口泥必须堵塞好，以使炸药爆炸后空气柱能起到缓冲作用，延长眼内爆生气体做工时间，将眼口部分岩石爆破下来，避免眼口出现“鼓包”现象，这种装药结构简单易行，使用与1.5-2.5m深的炮眼。

图 3.3 单段空气柱式装药结构

3.5.3 装配起爆药卷时，必须遵守下列规定

（1）必须在顶板完好，支架完整，避开电气设备和导体的爆破工作地点附近进行，严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷，装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限；

（2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动，冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层，严禁起炸药卷与炸药或与装其它材料配件装在同一容器内；

（3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上；

（4）电雷管插入药卷内，必须用脚线将药卷缠住，将电雷管脚线扭结成短

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路。

3.5.4 装药

（1）装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉，用木质炮棍探明炮眼深度，然后将药卷一个挨一个轻轻推入眼底，不得冲撞或捣实，炮眼内的各药卷必须彼此密接。

（2）对仰角大的炮眼装药时，将药卷一个挨一个的送入炮眼时，最后装一节炮泥随药卷一起推进眼底，以防止去掉炮棍后药卷掉下来。

（3）对潮湿可能有水的炮眼，应用防水炸药或将药卷装入防水套内，装药前必须把电雷管脚线未端扭成短路。

（4）装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线，爆破母线与运输设备。电气设备以及采掘机械等导电体相接触，装药必须按设计要求装药。

3.5.5 炮眼填塞

为了保质保量的做好装药工作，装药前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净，起爆药包必须按规定要求制作。

炮眼的填塞质量对提高爆破效率和减少爆破有害气体也有很大作用。因此，装药完毕必须充填以符合安全要求长度的炮泥并捣实。常用1：3的泥沙混合炮泥，湿度为18~20%。这种炮泥既有良好的可塑性，又具有较大的摩擦系数。炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。装炮泥有以下注意事项：

（1）装炮泥时，开始送入一、二节炮泥要轻捣，再送进两卷水泡泥，然后送炮泥，依次用力捣实，达到规定封泥长度。

（2）装炮泥时，要一手拉脚线，另一手持炮棍送炮泥。 （3）每装好一个炮眼后，随既将脚线端部捆结盘放在眼口。

（4）严禁用煤粉，块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥，无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。

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3.5.6 起爆方法

（1）岩巷掘进多采用发爆器起爆，网路连接多采用串联，雷管不能使用不同种类、不同工厂、不同期出厂的雷管，并且要求康铜丝雷管的电阻差不能超过0.3Ω ，镍铬桥丝雷管电阻差不能超过0.5Ω。起爆方法，起爆时差及起爆系统的可靠性，是影响爆破安全和爆破效果的重要因素。在巷道掘进中，使用多段毫秒雷管，按照爆破图表规定的起爆顺序全断面一次起爆。在有瓦斯爆炸危险的地点，只能使用毫秒雷管，且总延期时间不能超过130ms起爆方法和起爆时差及起爆系统的可靠性，是影响爆破安全和爆破效果的重要因素。

（2）爆破母线和连接线应符合下列要求： A 掘进工作面爆破母线必须符合标准。

B 爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。

C 巷道掘进时，爆破母线应随用随挂，不得使用固定爆破母线。 D 爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧，如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。

E 必须采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网等当作回路。

F 爆破前，爆破母线必须扭结成短路。

3.6 钻眼爆破安全

3.6.1 钻眼安全注意事项

（1）开眼时必须是针头落在实岩上，如有浮石，应处理后在开眼。 （2）不允许在残眼内继续钻眼。

（3）开眼时给风阀门不能突然开大，待钻进一点后在开大风门。 （4）为避免断钎伤人，推进凿岩机不要用力过猛，更不要横向用力。

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（5）一定要注意把胶皮封管与风钻接牢，以防脱落伤人。 （6）缺水或停水时应立即停止钻眼。

（7）工作面全部钻眼完毕后，要把凿岩机清理好，并撤离规定的存放点。

3.6.2 爆破安全注意事项

（1）装药前应检查顶板情况，撤出设备与机具，并切断除照明以外的一切设备的电源。照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。

（2）放炮母线要妥善的挂在巷道的侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线离开一定的距离，装药装药前腰试一下放炮母线是否通电。

（3）在规定的安全地点装配引药

（4）检查工作面20m范围内的瓦斯含量，并按《煤矿安全规程》有关的规定处理。

（5）装药是要细心的把药卷送到眼底，防止擦破药卷，装错雷管管段号，拉断脚线，有水的炮眼，尤其是底眼，必须使用防水药卷或者给药卷加个放水套，以免受潮拒爆。

（6）装药、联线后应由放炮员与班、组长进行技术检查，做好放炮前的安全布置。

（7）放炮后要检查工作面通风散烟后，放炮员率先进入工作面，检查认为安全后方能进行其他工作。

（8）发现瞎炮应及时处理，如瞎炮是由联线不良或错联所造成，则可中心联线补爆，如不能补爆，则应在距原炮眼0.3m外钻一个平行的炮眼，重新装药放炮。

3.6.3 爆破警戒与爆破操作管理

（1）爆破时，警戒人员和爆破工必须躲在顶板和支架完整的安全地方。 （2）警戒线按规定设置好后，警戒线以内掘进工作面巷道全部人员撤到警戒线以外，并对爆破地点的支架、煤壁、安全设施等进行详细检查，确认无误后，爆破工最后离开爆破地点，并在警戒线以外的安全地点爆破。

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（3）每次爆破前，炸药箱都必须移放在顶板完好，支架完整，避开机械电气设备的警戒线以外的安全地点。

（4）爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒，警戒线处应设置警戒牌，栏杆或拉绳，爆破时，采掘面的所有人员都必须躲在爆破警戒牌和拉绳以外的安全地点。

（5）掘进工作面爆破前后，附近20m的巷道内，必须洒水降尘。 （6）掘进工作面爆破作业，爆破工、班组长、群监员必须在现场执行“一炮三检”和“三人连锁”爆破制。“一炮三检”就是在掘进工作面装药前、爆破前和爆破后，由群监员检查瓦斯，爆破地点附近20m内风流中的瓦斯浓度达到0.5%时，不准装爆破，掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.5%时，必须停止用电钻打眼，爆破后瓦斯浓度达到0.5%时，必须立即查明原因，进行处理。“三人连锁”爆破制是指爆破工、班组长、群监员三个必须自始至终参加爆破的全过程，并执行爆破换牌制，换牌的程序为：爆破工在完成装药工作检查连线无误后，将警戒牌交给班组长，由班组长亲自布置专人担任警戒，并检查顶板、支架、安全设施等情况，经清点人数，确认无误后，将自己所携带的爆破命令牌交给群监员，群监员经检查瓦斯、煤尘等符合规定后，将自己携带的爆破牌交给爆破工，爆破工接到放炮牌，等班组长发出爆破命令后，然后发出爆破口哨，到至少再等5s，然后进行爆破，爆破后，三牌各归原主。

（7）掘进工作面爆破必须使用发爆器，严禁使用其它任何电源爆破。 （8）严禁裸露爆破。

（9）必须全断面一次起爆，严禁一次装药分次爆破，严禁使用同段雷管爆破。

（10）爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令，爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。

（11）装药的炮眼，应当班爆破完毕，特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

（12）发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人，不到

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爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器，爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。

（13）爆破后，待工作面的炮烟被吹散后，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，如有危险情况必须立即处理。

（14）通电以后产生的拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线 从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间，至少等15min，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。

（15）处理拒爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

(16)处理拒爆时，必须遵守下列规定： A 由于联线不良造成瞎炮，可重新联线爆破。

B 在距瞎炮0.3m处平行与瞎炮眼位置，重新打眼爆破。

C 严禁用镐刨和从炮眼中取出原放置的引药和从引药中拉出雷管， D 严禁将炮眼残底继续加深，严禁用打眼的方法向外掏。

E 在处理瞎炮工作未完毕前，严禁在该地同时进行与处理瞎炮无关的工作。

3.6.4 爆炸材料领取，运送和贮存管理

(1) 井下接触爆炸材料的人员，必须穿棉布或抗静电衣服。

(2) 爆破工应凭爆破资格证和炸药、雷管领取单领取炸药和雷管，并执行领退制度。

(3) 领取炸药雷管时，按规定手续办理，亲自填写领取单，填清数量和种类，对发给的炸药，雷管要当面点清数量，检查炸药的质量，一切都符合要求时，方可签名盖章。

(4) 电雷管和炸药必须分开运送。

(5) 爆炸材料必须由经过专门培训的专人运送。

(6) 领取的炸药和电雷管必须分别放在不同的木箱内并加锁，严禁药管混

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装，严禁乱扔乱放。

(7) 人力运送爆炸材料时，应遵守下列规定：

A 电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其它人员运送；

B 严禁将爆炸材料装在衣袋内，领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。

C 雷管必须放在距离炸药25m以外的地点。

D 当班使用不完的爆炸材料，必须退还炸药库，禁止将爆炸材料存放在巷道内。

3.6.5 井下爆破一般管理

(1) 所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和《煤矿安全规程》规定。

(2) 井下爆破工作必须由专职爆破工担任，爆破工必须依照说明书进行爆破作业。

(3) 爆破作业必须执行“一炮三检制”和“三人联锁换牌制”。

(4) 不得使用过期或严重变质爆炸材料，不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。

(5) 井下爆破作业，必须使用煤矿许用电雷管，在开掘工作面必须使用煤矿许用岩石毫秒延期电雷管，使用煤矿许用岩石毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。开掘工作面必须使用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药；

(6) 爆炸材料箱必须放在顶板完好，支架完整，避开机械，电气设备的地点，爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

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3.7 爆破说明书及爆破图表

3.7.1巷道掘进爆破炮眼布置图

图3.4巷道掘进爆破炮眼布置图

3.7.2 爆破工作材料消耗量表

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第三章 井巷掘进

表3.1 爆破原始条件

矿井瓦斯等级 岩石普氏系数 低瓦斯 掘进断面面积 6.65 m 气腿式凿岩机 2f=4～6 钻眼机具 雷管类别 炸药种类 2号硝铵炸药 毫秒电雷管 26 炮眼数目 27 雷管数目 表 3.2 装药量及起爆顺序

装药量

眼号

眼 名

眼 数

眼 深

单孔 卷数/个

2-5 6-9 10-12 18-21

掏槽眼 辅助眼

4 5

2.1 1.9

质量/kg 5 0.75 5 0.75

小计 卷数/个 20 25

起 爆 顺

质量/kg 序 3.00 3.75

1 2

连续反 向

帮眼

7

1.9

5 0.75

25

5.25

3

串、

13-17 顶眼

5

1.9

5 0.75

30

3.00

3

并 联

22-26 底眼

5

1.9

5 0.75

25

3.75

3

装 药 、 部分单段空气柱式装 药

27 总计

水沟眼

1

1.9

5 0.75

5

0.75

4

连 线 装药方 结 构 式

炮眼个数为27个，药卷数为130卷，药卷质量为19.5kg

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河南理工大学本科生毕业设计（论文） 第四章 巷道支护说明

第四章 巷道支护说明

4.1 巷道支护形式选择

此巷道所处位置为中等稳定岩层，岩石坚固系数f=4～6，平均抗压强度

fv=58.66 ?106N/m2，岩石间摩擦系数 f1= 0.25，岩石重度?=25kN/m3。服务年限较短，锚杆支护方便有效，成本较低。选用成本较低的普通圆钢水泥锚固锚杆。

4.2 锚杆支护的作用原理

(1) 悬吊作用

悬吊作用是利用锚杆将软弱的直接顶悬吊于上部坚固稳定的岩层上，或者是用锚杆将因巷道开挖而引起松动的岩块连结在松动区外的完整坚固岩体上，使松动岩块不致冒落。

(2) 组合梁作用

组合梁作用是将层状岩体各层用锚杆连接并紧固,锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，从而提高了岩层的整体抗弯能力。

(3) 锚杆的楔固作用

锚杆的楔固作用是在围岩中存在一组或几组不同产状的不连续面的情况下，由于锚杆穿过这些不连续面，防止或减少了围岩沿不连续面的移动。

(4) 挤压加固拱作用

对于被纵横交错的弱面所切割的块状或破裂状围岩，如果及时用锚杆加固，就能提高岩体结构弱面的抗剪强度，在围岩周边一定厚度的范围内形成一个不仅能维持自身稳定、而且能阻止其上部围岩松动和变形的加固拱，从而保持巷道的稳定。

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4.3 锚杆支护参数确定

4.3.1 按悬吊原理设计锚杆支护参数

（1）锚杆长度

L?L1?L2?L3 (3-1) 式中L1 为锚杆外露长度，一般L1=0.05～0.15m。对于端头锚固型锚杆，L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.03～0.05）m；对于全长锚固锚杆，还要加上穹形球体的厚度。L2为锚杆锚有效长度。L3为锚杆锚固段长度，一般端锚L3=0.3～0.4m，由拉拔实验确定；当围岩松软时还要加大。 对于全长锚固锚杆，锚杆的有效长度则为L2+ L3。

有效长度L2，有以下几种确定方法：①当直接顶需要悬吊而它们的范围易于划定时，L2应大于或等于它们的厚度。②当巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大于巷道松动破碎区高度hi，hi可按下式确定：

(100?RMR)Bhi? (3-2)

100式中，RMR 为CSIR地质力学分级岩体总评分； B 为巷道跨度。

L2取1280mm

则L?L1?L2?L3=50+1280+350=1680mm (2）锚杆杆体直径

锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定

d?35.52Q?i （3-3）

式中， d为锚杆杆体直径，㎜；Q为锚固力，Q=75KN；σt为杆体材料抗拉强度，σt=235MPa。

d?35.52Q?i =35.52?75?20mm 235- 36 -

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（3）锚杆间、排距

锚杆间、排距根据每根锚杆的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量等于锚杆的锚固力，通常锚杆按等距排列，即a?a?

a?Q (3-4) K?L2式中，a、a?为锚杆间、排距，K为锚杆安全系数，一般取K=1.5-2，?为岩石重度， ?=25kN/m3。

故a?Q75??1.1m K?L22?25?1.28通上计算锚杆长为2.1m，间距a=1.1m，排距a?=1.1m，锚杆直径d=20mm，喷射混凝土层厚度T1?100mm，锚杆外露长度T2?50mm..

在支护中，围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式,初喷距工作面不得超过10m；复喷距工作面不得超过20m。初喷厚度为50~70mm，复喷后厚度不得小于150mm，洒水养护时间不小于28d，台阶、水沟距工作面不得超过30m。

4.4 锚杆的布置

根据围岩的性质，锚杆可排列成方形、五花形等。方形适用于稳定的岩层，梅花形适用于稳定性较差的岩层，锚杆的锚入方向，应与岩层面或主要裂隙面成较大的角度相交，尽可能与其正交；层面与裂隙面不明显时，锚杆应垂直于巷道周边锚入。

4.5 锚杆施工

4.5.1 钻眼

选用MGJ-1型锚杆打眼安装机钻眼，可提高锚杆施工的机械化水平。 MGJ-1型锚杆打眼机，由工作机构、大臂、仰角油缸、支护油缸、支撑油缸、液压系统液压泵站、电控系统、操作台、注浆罐、台车体和座椅等部分组成。

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4.5.2 锚杆安装

安装锚杆是先把楔子夹在楔缝中，然后轻轻插入眼底，为了保护杆体和螺纹，在杆体外端加上保护套筒，不断锤击保护套筒，楔子便挤入楔缝中，从而迫使杆体的锚入端张开而锚入岩体之中，最后取下保护套筒，安上垫板拧紧螺帽，锚杆便安装完毕。

为了保证“机械锚固型”锚杆的安装质量，应注意以下几个问题： 第一，锚杆孔的深度应与锚杆长度配合适当，锚杆孔过深过浅都会造成安装垫板和螺帽的困难。

第二，锚杆孔的直径与锚杆头的直径必须配合适当，能保证锚杆的锚固力。楔缝式锚杆以符合下式要求为宜： d???b?d1?4?6mm 式中,d—为锚杆直径 b—为楔子厚度 ?—为楔缝厚度 d1—为锚杆孔直径

第三，安装锚杆托板时应尽量将岩面找平，是托板和岩面全部接触，以求托板受力均匀，增加其承载能力。

第四．拧紧螺帽要用大扳手，拧的越紧越好，以便使托板与岩面贴紧，在杆体中产生较大的欲张力拉力。

4.5.3 锚杆质量检查

为力保证锚杆支护质量，必须加强技术管理和质量检查，主要注意检查锚杆眼的直径、深度、间距以及螺帽的拧紧程度，并对锚杆的锚固力进行定期抽查试验，如发现锚固力不符合设计要求，则重打或补打锚杆。锚杆的锚固力可用锚杆拉力计进行拉拔试验来测定，锚杆的材质在实验室进行检验，其他检验则应在施工过程中即时进行检查，用螺帽拧紧锚固时，其锁紧力应达到锚固力的40%-80%，在其未被混凝土覆盖前要进行检查，如发现有松动，应及时拧紧。

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4.5.3 锚杆施工工艺

（1）锚杆的安装施工注意事项 A 打锚杆眼应符合下列规定：

a、按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时须先进行处理；

b、打锚杆眼前要敲邦问顶，仔细检查顶帮围岩情况 排除活矸、危石及离层脱皮危块，确保工作环境安全；

c、按作业规程规定的锚杆布置确定眼位，并用作好标志；锚杆眼的方向应尽量垂直布置，无明显层理时垂直于轮廓线；

d、严禁空顶作业，必须在前探梁等掩护下打眼。打眼的顺序，应由外向里进行。

e、锚杆眼的直径、深度、间距及布置形式应符合设计要求，间距允许偏差不得超过±100mm，深度允许偏差不得超过±50mm。

f、根据设计要求测量巷道规格，定出眼位，做出标记。锚杆眼直径20mm，深度为2100mm，打好眼后应将眼内岩粉和积水等杂物吹干净。打锚杆眼必须采用专用钻头，且自上而下，由外向里逐步进行。

B 打锚杆眼：

a、首先要认真进行敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。

b、打眼前，要根据中腰 线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。

c、打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm；风钻头直径为32mm。使用锚杆机打眼时要先送水，后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。

d、打眼深度为2100m，锚杆外露长度小于100mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75°。打完眼后，要用压风把眼内的积水、岩粉清理干净。

C 安装锚杆应遵守下列规定：

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a、安装前必须检查锚杆眼的位置、眼径、眼深、眼距、井巷规格、锚杆规格、各种部件是否符合设计要求。不合格部位，必须先行处理，再安装。

b、安装前，应将眼孔内的积水、岩粉先用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。

c、托板应紧贴岩壁面，并不得有松动现象；接触不严时必须用水泥砂浆填实，不得填木材，石块等。锚杆安装时的预应力必须符合作业规程规定。锚杆 的外露长度要符合规定，一根锚杆不允许上两个托板或螺帽。

d、若出现下列情况应及时补打锚杆：错误！未找到引用源。、锚杆托盘没有紧贴岩壁，接触面积小于80%的要补打或加木垫板。错误！未找到引用源。、托盘脱落或锚杆拉断时，应在4小时内补打锚杆，失效一根补打两根。

D 孔内并用杆体将锚固剂缓推至孔底。

a、在杆体尾部上好连接头，用风动搅拌器连续搅拌，搅拌时间要符合规定。 B、搅拌后，用木楔塞卡住杆体，然后轻轻取下搅拌钻具，不许出现杆体下滑现象。树脂经15分钟固化后，安装托板，并按作业规程规定的时间和扭矩拧紧螺帽，使托板紧贴岩壁面。

4.6 喷射混凝土支护

4.6.1 支护的作用原理

(1) 加固与防止风化

喷射混凝土以较高的速度射入张开的节理裂隙，产生如同石墙灰缝一样的粘结作用，从而提高了岩体粘结力和内摩擦角，也就是提高了围岩的强度。同

时喷射混凝土层封闭了围岩，能够防上因水和风化作用造成围岩的破坏与剥落。

(2) 改善围岩应力状态

一方面将围岩表面的凹凸不平处填平，消除因岩面不平引起的应力集中现象，避免过大的集中应力所造成的围岩破坏；另一方面，使巷道周边围岩由双向受力状态变成三向受力状态，提高了围岩的强度。

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