煤矿巷道施工组织设计与概预算6928.pdf

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1、1/83 目录 前言1 1 工程概况2 1.1 矿井交通位置2 1.2 矿区气候特征2 1.3 矿区地质条件3 1.4 通讯3 1.5 供电4 1.6 供水4 1.7 排水4 2 巷道断面设计5 2.1 选择巷道断面形状5 2.2 确定巷道净断面尺寸5 2.3 巷道风速验算8 2.4 道床参数的选择9 2.5 布置巷道内水沟和管线12 2.6 绘制断面图12 3 巷道掘进设计13 3.1 炮眼布置和爆破图表编制设计13 3.1.1 炮眼布置13 3.1.2 掏槽方法14 3.1.3 爆破器材选择16 3.1.4 爆破参数的确定16 3.1.5 炮眼布置如图20 3.2 装药结构与起爆21 3.

2、2.1 装药工作21 3.2.2 连线工作21 3.2.3 装药结构22 3.3 钻眼注意事项23 3.4 装岩工作设计24 3.4.2 装岩机具的选择24 3.4.2 装岩效率24 4 巷道围岩压力计算25 4.1 巷道顶压、侧压、底压的计算25 4.2 围岩破碎半径的计算26 5 巷道支护设计27 5.1 支护形式的选择27 5.2 支护参数选择与计算27 5.2.1 锚杆长度27 5.2.2 锚杆杆体直径28 5.2.3 锚杆间、排距29 5.3 喷射混凝土的主要参数30 6 巷道施工组织设计及编制循环图表34 7 概预算39 3/83 7.1 总概算(见 01 表)42 7.2 人工、

3、材料、机械台班数量数量汇总表（见 02 表）43 7.3 建筑安装工程费计算表（见 03 表）44 7.4 其他工程费及间接费综合费率计算表（见 04 表）45 7.5 工程建设其他费用计算表（见 05 表）47 7.6 人工、材料、机械台班单价汇总表（见 06 表）48 7.7 分项工程预算表（见 07 表）50 8 施工期间工程管理56 8.1 工程建设监理的管理和内容56 8.2 建设项目工期控制58 9 结论61 致谢62 参考文献63 附录 A64 附录 B74 前言 本设计为王营子矿的施工组织设计及其概预算。设计中的重要数据和图表都是以王营子煤矿的地质资料、井筒断面图、巷道断面图、

4、等为依据，严格的依照了矿井建设专业毕业设计教学大纲的要求进行计算和描绘。在进行设计过程中，严格遵守煤矿安全规程和煤矿施工设计规 X的有关规定，不仅注重加强了基本理论、基本方法技能的学习和基本能力的培养；而且注重了与其它课程的联系，特别是与课本及规程的衔接与配合。内容和步骤;首先根据巷道的服务年限，用途和围岩的性质，选择巷道断面的形状和支护方式，其次根据巷道中通过的设备尺寸和支护参数和道床参数通风量和行人要求等确定巷道净断面积尺寸（并进行风速运算）计算巷道的设计掘进断面的尺寸然后布置水沟和管缆。最后绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量和材料消耗量。1/83 1 工程概况 1.1 矿

5、井交通位置 王营子矿区位于 XX 盆地中北部，XX 市系 XX 省辖市之一，位于 XX 省西北部，与省会XX 市直线距离 147.5 公里。往南经 XX 可直下京、津；北上经 XX 可到霍林河矿区；东达XX 及辽东沿海城市；西至 XX、XXXX，是 XX 西部的交通要道。XX 全境呈矩形，中轴斜交于北纬 4210和东经 1220的交点上。图 1-1 地理交通位置 figure 1-1 Geographic location of traffic 1.2 矿区气候特征 矿区高空处于西风环流带中，常有气旋(低气压)和反气旋(高气压)由西向东移动。特别是春季，气旋和反气旋常呈追逐式移动，导致西南与西

6、北大风交替出现，气温因之忽高忽低。夏季季风来自南部海上，矿区在副热带高压(或其边缘)控制下，高温高湿，多阴雨天气。冬季季风来自西伯利亚，受大陆冷高压控制，XX 市气温低而多晴。矿区所在地区地势由西北向东南呈阶梯式下降，山丘多由西南向东北伸展，对来自西方的气流有下沉作用。西来气流含水汽较少。所以西来系统过境雨水稀少；南来系统因地形抬升作用降水有所加强。本矿区气候属于北温带大陆季风气候区，四季分明，雨热同季，光照充足。矿区的四季是以候平均气温高于 20为夏季，低于 3为冬季（全国标准：高于 22为夏季，低于10为冬季）。介于二者之间的气温分别为春、秋季。1.3 矿区地质条件 XX 盆地位于中朝地台

7、的东北部,燕辽断隆区东段,是在前寒武纪长期抬升剥蚀的基础上,燕山运动中期断裂作用形成的北北东向断陷盆地。盆内沉积了一套内陆含煤碎屑岩及火山碎屑岩建造,分布面积约 2 0 0 02。王营子矿区位于 XX 盆地中北部,分布面积约102。含煤地层主要为上侏罗统 XX 组,是一套以河流相为主的砂砾岩、粗砂岩、粉砂岩、泥岩夹煤层组合。厚度 530 710,大多为 550 60 0。该组煤层与邻区相比厚度大,层数多,分布广,纵向上自上而下可划分为水泉段、孙家湾段、中间段、太平段和高德段累计煤层厚度 2 0.69 10 2.85,结构较复杂,分叉尖灭现象明显。从煤层平面叠加厚度看,北部和中部厚度相对较大。煤

8、岩类型以亮煤和半亮煤为主,煤岩组分中镜质组含量一般大于 90%。各煤层镜质体反射率值一般在 0.4 2%0.62%之间,挥发分产率一般在 38.36%4 1.81%之间,煤级以长焰煤为主,部分为气煤。在侵入岩影响区镜质体反射率值可高达 1.2 1%,挥发分产率降低.矿区构造属于一个较完整的同生向斜,向斜的走向由西部的北西到东部转为北东。区内发现落差大于20 m 的断层共6 条,均为 X 性或 X 扭性正断层。喜山期区内岩浆活动较为强烈,岩浆侵入均以近东西向高角度辉绿岩岩墙为主。矿区内共发育岩墙 31 条,走向 45 105,宽度 0.8 82 m,规模较大的岩墙对煤层的破坏较大,并对煤的变质程

9、度有一定的影响。1.4 通讯 矿井施工期地面通讯利用永久通讯工程，永久通讯工程在施工准备期形成。行政通讯引自中国铁通或电信网络，采用光缆接入。交换机设在临时办公室内，待永久办公楼建成后，移进楼内机房。变电所之间电力调度通讯先期使用行政通讯，待变电所永久工程完成后，电力调度通讯也同时完成，此后行政通讯为备用通讯方式。3/83 1.5 供电 初步设计王营子煤矿2 回电源均引自多伦110kV 变电站，施工准备期形成2 回 35kVd的 LGJ120/30永久输电线路，保证施工用电。永久变电所形成前设 35/6.3 临时变电所一座，安装 8000kVA 变压器 1 台（可利用永久设备），保证冻结及掘砌

10、施工。临时变及输电线路未形成时，先从场区附近经过的农电10kV 输电线路分接1 条 LJ70/10kV输电线路，引进场区供冻结打钻、四通一平等临时施工用电，待临时变电所投用后拆除。1.6 供水 据水文地质资料，矿井工业场地及井下用水可以采用地下水作为水源。在施工准备期建设矿井永久水井供施工使用。水源地选址为矿井工业场地的西北部，距工业场地 300 米处，设 2 眼水源井，每井井径 330mm，井深 70m，井出水量 20m3/h,一眼井工作，一眼井备用。由于采用冻结施工工艺，用水量将大于设计永久水源井取水量，因此应再打临时水源井做施工补充。1.7 排水 该场区地形较平坦，地势西北高、东南低。周

11、围附近没有河流，故工业场地不存在防洪问题。在确保暴雨期间工业场地不受洪水威胁，除将井口标高提高0.30m 防止内涝外，并在场区北侧和西侧设置截水沟，断面为梯形，底宽0.60m，边坡 1：1.5。在暴雨期间雨水将通过截水沟顺地势排出。2 巷道断面设计 我国煤矿井下使用的巷道断面形状，按其构成的轮廓线可分为折线形和曲线形两大类。前者如矩形、梯形、不规则型，后者如半圆拱形、圆弧拱形，三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩的性质、作用在巷道上地压大小和方向、巷道的用途和服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方法采用的掘进设备等因素，也可以参考邻

12、近矿井同类巷道的断面形状及其维修情况等。作用在巷道上的地压大小和方向，是选择巷道断面形状时需考虑的主要因素；当定压较大，测压较小时，则应选择直墙拱形断面；当顶压、侧压都很大时，同时底鼓严重时，就须选用马蹄形、椭圆形或圆形等封闭式的断面。巷道的用途和服务年限也是考虑选择巷道断面形状不可缺少的重要因素。服务年限长达几十年的开拓巷道，采用砖石、混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利；服务年限 10 年左右的准备巷道以往多采用梯形断面，现在采用锚喷支护的拱形断面日趋增多；服务年限短的回采巷道，多采用梯形断面。巷道断面设计的基本原则：在满足安全生产和施工要求的条件下，力求提高断面的利用率，取得最佳的经济

13、效果。根据王营子矿的工程地质条件以及水文地质条件，计算其服务年限在 20 年以上，可选用拱形断面中的半圆拱形为宜。2.1 选择巷道断面形状 年产 100 万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在20 年以上，采用 600 毫米轨距双轨运输的大巷，其净宽在 3 米以上，又穿过中等稳定岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，巷道为半圆拱形断面。2.2 确定巷道净断面尺寸 1、确定巷道净宽度 B 查表 2.2 可知 ZK106/250电机车宽1A=1060毫米、高 h=1550毫米；1.5 吨矿车宽1050毫米、高 1200 毫米。根据煤矿安全规程并参照标准设计，取巷道人行道宽C=840 毫米

14、、非人行道一侧5/83 宽 a=400 毫米。又查表 2.1 知本巷双轨直线段，中线距 b=1300 毫米，则两电机车之间距离为：1300(1060/2+1060/2)=240(mm)。故巷道净宽度：B=a+2A+c+t=400+21060+840+240=3600(mm)表 2-1 双轨巷道轨道中线距数值 Table2-1 double track tunnel rail line distance value 运输设备 600mm 轨距/mm 900mm 轨距/mm 直线 曲线 直线 曲线 1.0t 矿车 1100 1300 1.5t 矿车 1300 1500 1400 1600 7t，1

15、0t，14t 架线机车 1300 1600 1600 1900 3.0t 矿车 1600 1800 3.0t 底卸式矿车 1500 1700 5.0t 底卸式矿车 1600 1800 1800 2000 8t，12t 蓄电池机车 1300 1600 1600 1900 2、确定巷道拱高0h 半圆拱形巷道拱高0h=B/2=3600/2=1800(mm)。半圆拱半径 R=0h=1800(mm)。3、确定巷道壁高（1）按架线电机车导电弓子要求确定 由表 2.5 中半圆拱形巷道壁高公式得：式中 4h轨面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取=2000 毫米；ch道床总高度。选用 30 公斤/米钢轨，得ch

16、=410 毫米，道渣高度bh=220 毫米；22341()()chhhRnKbn 导电弓子距拱壁安全间距，取 n=300 毫米；K 导电弓子宽度之半，K=718/2=359，取 K=360 毫米；1b轨道中线与巷道中线间距，1b=B/21a=3600/2930=870(mm)；故 3h2000mm+410mm-22(1800300)(360870)mm=1552mm。(2)按管道装设要求确定 h3 3h5h+7h+bh-22()2DRKmb 式中 5h碴面至管子底高度，按煤矿安全规程取5h=1800mm；7h管子悬吊件总高度，取7h=900mm；m导电弓子距管子间距，取 m=300mm；D压气

17、管法兰盘直径，D=335mm；b2轨道中线与巷道中线间距，2b=B/2-1C=3600mm/2-1370mm=430mm。故 3h1800mm+900mm+220mm-223351800(360300430)2mm=1633mm (3)按人行高度要求确定 2231800()bhhRRj 式中，j 为距壁 j 处的巷道有效高度，不小于 1800 毫米。j100 毫米，一般取 200 毫米。3h1800mm+220mm-221800(1800200)mm=1195mm 综上计算，并考虑一定的余量、确定本巷道壁高为3h=1820mm。则巷道净高度 H=3hbh+0h=1820220+1800=340

18、0mm。4、确定巷道净断面积 S 和净周长 P 由表 2.3 得：净断面面积 S=B(0.39B+2h)7/83 式中 2h渣面以上巷道壁高，2h=3hbh=1800200=1600 毫米 故 S=3600(0.393600+1600)=10814400=10.8 净周长 P=2.57B+2h=2.573.6+21.6=12.5 m 2.3 巷道风速验算 巷道通过的风量是根据对整个矿井生产通风网络求解得到的。当通过该巷道的风量确定后，断面越小，风速越大。风速过大，不仅会扬起煤尘，影响工人身体健康和工作效率，而且易引起煤尘爆炸事故。设计时，在不违反煤矿安全规程的情况下，按照煤炭工业设计规 X规定

19、，矿井主要进风巷的风速一般不大于 6m/s，为矿井增产留有余地。按下式进行风速验算：v=SQvmax 式中 v通过该巷道的风速，m/s；Q根据设计要求通过该巷道的风量，50m3/s；S巷道的净断面面积，10.8；vmax该巷道允许通过的最大风速，按下表确定，为 6m/s。由公式得 v=5010.8=4.636m/s。表 2-2 巷道允许的最高风速 Table2-2 the highest wind speed of roadway allowed 井巷名称 允许风速/（m/s）最低 最高 无提升设备的风巷和风硐 15 专为升降物料的井筒 12 风桥 10 升降人员和物料的井筒 8 主要进、回风

20、巷 8 架线电机车巷道 1.0 8 输送机巷，采区进、回风巷 0.25 6 采煤工作面、掘进中的煤巷和平煤岩巷 0.25 4 掘进中的岩巷 0.15 4 其他通风人行巷道 0.15 2.4 道床参数的选择 钢轨型号 钢轨型号是以没米长度的质量来表示的。煤矿常用的钢轨型号是 15,22,30 和 38kg/m。钢轨型号是根据巷道类型、运输方式及设备、矿车容积和轨距来选用的，见下表 9/83 表 2-3 巷道轨型选择及其技术特征 Table2-3 roadway rail type selection and technical characteristic 使用地点 运输设备 钢轨规格/（kgm

21、-1）斜井 箕斗 人车 运送液压支架设备车 30,38 1t，1.5t 矿车 22 平硐 大巷 井底车场 8t 及以上机车 3t 以上机车 运送液压支架设备车 30 1t，1.5t 矿车 22 采区巷道 运送液压支架设备车 30,22 1t，1.5t 矿车 22,15 因此按表知，钢轨规格应选取 30 kgm-1。在倾角大于 150 的巷道中，轨道的铺设应采取防滑措施。轨枕规格 轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。矿井多使用钢筋混凝土轨枕和木轨枕，个别地点也有用钢轨枕的。混凝土轨枕主要是用于井底车场、运输大巷、上（下）山和中巷；木轨枕主要是用于道岔等处；钢轨枕主要是用于固定道床。由于预应

22、力钢筋混凝土轨枕具有较好的抗裂性和耐久性，同时具有构件刚度大、节约木料、造价低等优点，所以应大力推广。常用轨枕规格见下表 表 2-4 常用轨枕规格 Table2-4 mon ponent specifications 轨枕类型 轨距/mm 轨型/（kg/m）全长/mm 全高/mm 上宽/mm 下宽/mm 木轨枕 600 15 22 1200 1200 120 140 120 130 150 160 900 15 22 1600 1600 120 140 120 130 150 160 钢筋混凝土轨枕 600 15 或 22 11001200 120150 110130 140170 900 3

23、0 15001600 150200 140160 180250 预应力混凝土轨枕 600 15 或 22 1200 115 100 140 表 2-5 常用道床参数 Table2-5 track bed parameters used 巷道类型 钢 轨 型 号/（kg/m）道床总高度 hc/mm 道碴高度 hb/mm 道碴面至轨道面高度 ha/mm 井底车场及主要运输巷道 30 410 220 190 22 380 220 160 采取运输巷道 上、下山 22 15 380 350 可不铺道碴，轨枕沿底板浮放，也可以在浮放轨枕两侧充填掘进矸石 运输巷、回风巷 15 250 因此，选用钢筋混凝土

24、轨枕，其道床参数：道床总高度ch=410mm，道碴高度bh=220mm，道碴至轨面高度 ah=ch-bh=410mm-220mm=190mm。8、确定巷道掘进断面尺寸 巷道设计掘进宽度 1B=B+2T=3600+2lO0=3800 毫米 11/83 巷道计算掘进宽度 2B=1B+2=3800+275=3950 毫米 巷道设计掘进高度 1H=H+bh+T=3400+220+100=3720 毫米 巷道计算掘进高度 2H=1H+=3700+75=3795 毫米 巷道设计掘进断面积 1S=1B(0.39+1h)=3800(0.393800+1820)=12571600。取=12.55 巷道计算掘进断

25、面积 2S=2B(0.39+1h)=3950(0.393950+1820)=13213975。取=13.2 2.5 布置巷道内水沟和管线 已知通过本巷道的水量为 160hm/3，现采用水沟坡度为 0.3，水沟深 400 毫米、水沟宽 400 毫米，水沟净断面积 0.16；水沟掘进断面面积 0.203。设置水沟的盖板厚度是 50 毫米。水沟盖板净断面积 0.02。管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。2.6 绘制断面图 图2-1 巷道断面施工图 Figure2-1 section of drawings 13/83 3 巷道掘进设计 3.1 炮眼布置和爆破图表编制

26、设计 3.1.1 炮眼布置 井巷施工首先要破碎岩石，常用的破岩方法有机械破岩和爆破破岩两种。在岩石巷道掘进中，爆破破岩由于操作简单易于掌握，设备轻巧便于灵活移动，适应性强，能在各种坚固程度的岩石中掘出各种形状和尺寸的巷道，而且费用较低，安全上也比较可靠，所以在国外都获得广泛的应用。但是这种破岩方法机械化程度不高，工序多，工作也比较繁重，所以一直处于不断的改进和完善之中。王营子矿采用爆破破岩方法。1)掏槽眼的确定 掏槽眼布置在巷道断面的中部偏下一些，这样便于打眼时掌握方向，并且有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。如果在掘进过程中有显著的软弱岩层，要把掏槽眼布置在这一岩层中。根据王营子矿的岩

27、石性质（中硬岩石偏多），掏槽眼形式采用多向掏槽法的楔形掏槽法，根据巷道的断面面积和岩石情况，决定掏槽眼为5 个，布置在巷道中间偏向底板处。炮眼的距离为200mm 左右，并且要比一般炮眼深200mm。2)辅助眼 辅助眼均匀的布置在掏槽眼和周边眼之间，间距为 500700mm，炮眼方向垂直于工作面，装药系数为 0.5。紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光面层，即光面层厚度要比较均匀，且多于周边眼的最小抵抗线。3)周边眼 周边眼是爆落巷道周边岩石，最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼。王营子矿的爆破采用光面爆破。最小抵抗线长度 W=E/K=625 其中 E 为周边眼间距，王营子矿取 450mm；K

28、 为炮眼的密集系数，取 0.8。按照光面爆破要求，周边眼的中心均应布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，而眼底应稍向轮廓线外偏斜，本巷道的大约偏斜在 150mm 左右。这样可以使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间，同时还要尽量减少超挖量。表 3-1 光面爆破的周边眼爆破参数 Table3-1 smooth blasting around the eye blasting parameters 岩层情况 岩石坚固性系数 f 炮眼直径/mm 炮眼间距/mm 最小抵抗线/mm 炮眼密集系数 装药/kg.1m 完整、稳定中硬以上 810 4245 600700 500700 1.01.1 0.20.3

29、中硬、层节理不发育 68 3542 500600 600800 0.80.9 0.150.2 松软、层节理发育 6 3542 350500 500700 0.70.8 0.10.15 周边眼的底眼负责控制底板的标高。底眼眼口应比巷道底板高出 175mm 左右，但眼底应低于底板标高 150mm 左右，底眼眼距为 450mm，装药系数 0.6 左右，采用光面爆破。3.1.2 掏槽方法 光面爆破：根据施工图纸的要求，在巷道及地下工程掘进爆破后，成形规整，轮廓线以外的岩石不受扰动或破坏很小，尽可能的保持围岩自身强度，这种人为控制爆破的方法，叫做光面爆破。是目前国内应用较多的爆破方法，因此可选择光面爆破

30、进行设计。我国原煤炭工业部对光面爆破的质量标准如下，围岩面上留下均匀眼痕的周边眼数应不少于其总数的百分之五十，超挖尺寸不应大于 150 毫米，欠挖不得超过质量标准规定，围岩面上不应有明显的炮震裂痕。掘进工作面的炮眼，按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼、周边眼（包括底眼）起爆顺序必须是延期起爆，即先掏槽眼、其次辅助眼、最后周边眼。以保证爆破效果。炮眼布置时，首先选择掏槽方式和掏槽位置，其次是布置好周边眼，最后根据断面大小布置辅助眼。掏槽眼通常布置在巷道断面中央偏下，并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其它设备的可能。周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和帮眼按光面爆破要求，底眼不要求光面

31、爆破。辅助眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间，以掏槽眼形成的槽腔作为自由面层层布置。（2）掏槽眼：作用：是首先将工作面上的一部分岩石破碎并抛出，在一个自由面的15/83 基础上爆破出第二个自由面，为后续炮眼的爆破创造有利条件。一般布置在巷道中央偏下。有软弱夹层时布置在易爆破的软弱夹层中。掏槽方式按照掏槽眼的方向可分为斜眼掏槽、直眼掏槽、混合式掏槽。斜眼掏槽的特点是掏槽眼与自由面斜交，可分为单向掏槽和多向掏槽两种。在两炮眼爆破产生的合力作用下，岩石容易掏出，可充分利用自由面逐步扩大爆破 X 围，掏槽面积较大，适用于较大断面的巷道。但因炮眼倾斜，掏槽眼深度受到巷道宽度的限制，碎石抛掷距离较大，易损坏

32、设备和支护体。直眼掏槽特点是所有的炮眼都垂直于工作面,各炮眼之间必须保持平行,炮眼深度不受巷道断面的限制,可用于深孔爆破,便于使用凿岩台车打眼。直眼掏槽必须有空眼，作用有两个：其一是对装药眼起附加自由面的作用，其次是给掏槽 X 围内的岩石破碎提供碎胀空间。缺点是钻眼工作量大，钻眼技术要求高，一般需要的电雷管的段数较多。混合掏槽：直眼为主掏槽，斜眼辅助扩大槽腔，能克服直眼掏槽和斜眼掏槽各自的弊端，发挥其长处，掏槽效果好于单一的掏槽方式。（3）辅助眼又称崩落眼，其作用是最大限度地破碎岩石，位置位于掏槽眼与周边眼之间，均匀布置。间距一般 500700mm。装药长度系数一般为 0.5 0.6。最外一圈

33、辅助眼与周边眼间距为周边眼最小抵抗线，应按光面爆破要求布置。（4）周边眼，其作用是崩落巷道周边内的岩石，使巷道形成设计的轮廓。目前巷道施工均采用光面爆破，周边眼按光面爆破要求布置。炮眼布置的要求是，首先选择掏槽方式和掏槽眼位置，其次是布置周边眼，最后根据断面大小布置辅助眼，最后布置底眼。掏槽眼通常布置在断面的中央偏下，并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设施的可能。周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和帮眼按光面爆破要求布置，各类炮眼相互平行，眼底落在同一平面上。辅助眼均匀地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，并与周边眼保持一定的距离，以利于形成光爆层的形

34、成。在采矿工程中，主要是应用炸药爆炸时所产生的巨大能量破碎岩石，进行巷道掘进。炸药是在一定条件下，能够发生快速化学反应，放出能量，生成气体产物，并产生爆炸效应的化合物或混合物。化学反应的放热性、生成大量气体产物，化学反应和传播的快速性，是炸药爆炸的三个基本特征。3.1.3.爆破器材选择 硝酸铵类炸药价格较低廉，为煤矿普遍使用。采用直径为35mm，质量 150g 的药卷 30cm。起爆材料一般采用8 号电雷管，在穿过有瓦斯底层时，为避免因电雷管爆炸引爆瓦斯的可能性，应采用煤矿许用电雷管。煤矿巷道掘进电爆电源爆网路的起，主要采用防爆型电容式发爆器。3.1.4爆破参数的确定 巷道掘进的爆破参数主要包

35、括：炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。1 炮眼直径 目前国内岩石巷道掘进均采用直径 32,35mm 两种药卷，以炮眼直径比药卷大 6 到 8mm为宜，所以目前的炮眼直径多采用 40 到 42mm。煤矿岩石巷道掘进中，在断面小于 12m2 的条件下应用小直径药卷（25mm 和27mm），炮眼直径为 30mm，因此本次设计采用炮眼直径为 42mm。2 炮眼深度 我国煤矿巷道掘进中，通常是以计划月进度和凿岩、装岩设备的能力来综合确定每一循环的炮眼深度。按计划月进度确定，即 lLNkng 式中 l炮眼深度，m；L计划月进度，m；N每月实际用于掘进的天数，30 天；k正规循环率 0.8；n

36、每日完成掘进循环数，1 次；g炮眼利用系数取 0.9。计算得 暂时假设 L=60；n=1 l60300.810.9=2.78m。采用配有高效凿岩机的凿岩台车，应向深眼发展，一般眼深可达 3 米 根据以上情况，王营子矿炮眼深度定为 3m。3 炮眼数目 炮眼数目可以根据单位炸药消耗量，按下式估算后，再按上述经验方法确定炮眼数目：N=qSmgaP 式中 N炮眼数目；17/83 q单位炸药消耗量，1.48/m3；S巷道掘进断面积，13.2；m每个药卷长度，0.3m；g炮眼利用系数，取 0.9；a装药长度系数，一般取 0.5 到 0.6，此次取 0.6；P每个药卷的质量，0.15kg。带入已知数据得：N

37、=1.4813.20.30.90.60.15=59.5 个。取 60 个 4 单位炸药消耗量 单位炸药耗药量 q 是指爆破 1m3 实体岩石所需要的炸药量，也就是工作面一次爆破所需的总炸药量 Q 和工作面一次爆下的实体岩石总体积 V 之比，即 QqV这是一个很重要的参数，它将直接影响到爆破岩石的块度、钻眼和装岩的工作量、炮眼利用系数、巷道轮廓的整齐度、围岩的稳定性以及爆破成本等。单位炸药耗药量一般按定额选用，见下表。表中所列定额是按 2 号岩石铵梯炸药、毫秒延期电雷管制定的，若采用其他炸药的时候，需根据炸药做功能力大小适当加以修改；表3-2 平洞及水平巷道炸药和电雷管消耗定额 Table 3-

38、2flaand level of hole of explosives and detonators electricity consumption quota 掘进方式 掘进断面/2m f=46 f=810 炸药/kg 电雷管/发 炸药/kg 电雷管/发 光面爆破 4 46 68 810 1012 1215 1520 274 224 202 190 168 148 135 473 385 344 312 295 264 247 294 251 224 202 186 163 145 592 526 448 416 391 358 322 王营子煤矿断面为 13.2m2，岩石等级为级坚固系数

39、f=46。所以单位炸药耗药量为1.48kg/m3。雷管消耗量为 264 个/100m3。每循环爆破实体岩石体积：13.202.7=35.64m 每循环总装药量：13.202.71.48=52.75kg 炸药单耗：52.7535.641.5 m 每米巷道炸药消耗量：52.752.7=19.53 m 每循环炮眼总长度：3.25+3.052=172m 每米巷道消耗雷管数量：2.64113.2=34.84835 个m 表 3-3 爆破原始数据 Table 3-3 blasting the original data 名称 数量 名称 数量 巷道的掘进面积/13.2 炮眼数目/个 60 岩石的坚固系数

40、f 46 雷管数目/个 95 炮眼深度/m 3.0 总装药量(2 号岩石硝铵炸药）/kg 52.75 表 3-4 炮眼布置及装药参数 Table 3-4 arranging boreholes and charge parameters 炮眼名称 眼数/个 炮 眼深 度/m 装药量 起爆顺序 连线方式 装药结构 单孔 小计 卷/眼 质 量/kg 卷/个 质 量/kg 空眼 1 3.2 掏槽眼 4 3.2 9 1.35 36 5.4 串联 连续反向装药 一圈辅助眼 3 3.0 7 1.05 21 3.15 二圈辅助眼 8 3.0 7 1.05 56 8.4 三圈辅助眼 15 3.0 7 1.05

41、 105 15.75 帮眼 6 3.0 4 0.6 24 3.6 顶部眼 13 3.0 3 0.45 39 5.85 底眼 10 3.0 7 1.05 70 10.5 19/83 表 3-5 预期爆破效果 Table 3-5 expected blasting effect 名称 单位 数量 炮眼利用率 90 每循环工作面进尺 m 2.7 每循环爆破实体岩石 3m 35.64 炸药消耗量 Kg/3m 1.48 每米巷道耗药量 Kg/m 19.50 每循环炮眼总长度 m 172 每立方岩石雷管消耗量 个/2m 2.64 每米巷道雷管消耗量 个/m 35 3.1.5炮眼布置如图 Figure 3-

42、1 arranging boreholes as shown in the diagram 3.2 装药结构与起爆 3.21 装药工作 炮眼打好以后，按照相关规定装好炸药。装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。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、电器设备以及掘进机械等导电体相接触。3.2.2 连线工作 在井巷掘进时，电报网路连接方式有串联、并联、串并联等几种。王营子煤矿巷道爆破采用串联电路。将各电雷管脚线连续地一个接一个连在一起，最后联到爆破母线上。这种连接电路

43、的总电流小，适用于发爆器爆破，电路便于用导通表检查，连线容易操作，在21/83 瓦斯矿井中使用安全。是煤矿井下最常用的连接网络，但是由于一发电雷管断路就会导致全部拒爆，因此在装药之前必须对全部电雷管作导通检查。3.2.3 装药结构(1）掏槽眼和辅助眼的装药结构 掏槽眼和辅助眼采用反向装药，先将起爆药包装入眼底，然后在装入被动药包，最后填满炮泥，并且雷管和药包的聚能穴一致朝向眼口。这样爆轰波由里向外传播，与岩石朝自由面运动的方向一致，有利于反射拉伸波破碎岩石，同时起爆药包距自由面较远，爆炸气体不会立即从眼口冲出，爆炸能量能得到充分利用，因此能取得较好的爆破效果。图 3-2 装药结构 Figure

44、 3-2 charging structure (2）周边眼的装药结构 周边眼采用小直径药卷空气间隔分节装药结构，两药包之间的间隔距离，不大于该种炸药在炮眼内的殉爆距离。为了控制间隔距离，防止药包窜动，药包之间还要有间隔物。图3-3周边眼装药结构 Figure 3-3 surrounding eye charge structure(3）炮眼的填塞 为了保质保量地做好装药工作，装药之前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净。起爆药包必须按照规定要求制作。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。用 1:3 的泥沙混合炮泥，

45、湿度为 1820.这种炮泥既有良好的可塑性，又具有较大的摩擦系数。(4)起爆方法 起爆方法、起爆时差和起爆系统的可靠性，是影响爆破安全和爆破效果的重要因素。在王营子煤矿的巷道使用多段毫秒雷管，按照爆破图表规定的起爆顺序全断面一次起爆。在有瓦斯的地段，只能用总延期时间不超过 130ms 的前五段毫秒雷管。3.3.钻眼注意事项(1)打眼前要坚持敲帮问顶，及时处理浮石(煤)，严禁空顶作业。(2)打眼工具要齐备、完好，扶钻杆的人不准戴手套，围着的毛巾不准露在外边，袖口要扎紧，以免咬住伤人。(3)掘进巷道要先延伸中、腰线，按作业规程要求定眼位、定方向、定深度，工作面炮眼眼底要落在同一平面上(掏槽眼应加深

46、150200mm)，各炮眼不得互相打透。(4)随时了解工作面煤(岩)层及其顶、底板岩石性质变化，根据变化及时调整炮眼位置、数量、角度、深度和眼间距离。坚持“八不打眼”，即：工作面通风不良不打眼；瓦斯超限(1.0%)不打眼；顶板不安全不打眼；控顶距离超过作业规程规定不打眼；工作面伞岩超过规定未处理不打眼；瞎炮未处理不打眼；风钻无水不打眼；有灾害预兆不打眼。(5)打眼过程中不准硬压、强推、头顶、肩扛和脚蹬、屁股顶电钻，以免用力过大而烧坏电钻的电动机。(6)风钻打眼时要防止断钎伤人，因此，打眼工应是“丁字步、侧身站、手扶钻”，保持炮眼、钻杆、机身一条线，不准骑钻架打眼。(7)多台钻同时作业时，应使每

47、台钻前后、左右、上下错开一定距离，以方便作业，互不影响，保证安全。(8)在煤层中打眼遇到夹石，应停止钻进，换一个位置另打眼，如遇煤质过硬，电钻出现过负荷现象时，应停止钻进，空转一会儿；如因煤层过松软而排粉不及，会造成夹钎，应注意减轻推力，并每隔一定时间将钎子退出一定距离，排除煤粉，以减轻电钻负荷。23/83 (9)风钻如遇软矸或泥质岩层时，应加大水量和水压，减轻风钻推进力。(10)打完眼后，应将打眼工具放到放炮警戒线以外的安全地点，电缆、风管、水管盘放整齐。(11)使用液压钻机或掘进机时，应遵守该机的操作规程。(12)爆破作业应遵守作业规程中的炮眼布置和爆破说明书的规定 3.4.装岩工作设计

48、3.4.2.装岩机具的选择 巷道施工中，岩石的装载与运输是最复杂、最费时的工序，一般情况下它占掘进循环时间的 3550。因此，做好装岩与运输工作，对提高劳动率、加快掘进速度、改善劳动条件和降低成本具有重要的意义。选择装载机主要考虑轨道断面的大小，装载机的装在宽度和生产率，适应性和可靠性，操作，制作、制造和维修的难易程度，装载机与其他设备的配套，装载机的造价和效率等因素。铲斗侧卸式装载机铲取能力大，生产效率高，对大块岩石、坚硬岩石适应性强；履带行走，移动灵活，装在宽度大，清底干净；操作简单省力，适用于 12 以上的双轨巷道。因此，王营子煤矿采用铲斗侧卸式装载机 3.4.2 装岩效率 装岩效率指标

49、是 m/（台班）。单从巷道经济效果分析，这两项指标越高，成本越低。从组织观点出发，工作面同时工作内容越单一，相互干扰越少，效率越高。在装岩工作时，根据具体要求采取下列不同措施提高装岩效率：1)积极推广和研究装岩、运输机械化作业线，不断提高装载机工时利用率，缩短循环中的装岩时间。2)做好爆破工作。当岩石的块度均匀、适宜、堆放集中，底板平整时，装载机的效率较高。3)加强装岩调车的组织管理工作，保证重车及时推出，空车的及时到位。4 巷道围岩压力计算 4.1 巷道顶压、侧压、底压的计算 我国有关部门推荐的围岩压力计算方法，是以工程模拟法为基础，统计分析了我国数百公（铁）路隧道的塌方调查资料，统计出围岩

50、竖直均布压力计算公式。我国公路隧道设计规 X认为，级围岩中深埋隧道围岩压力为松散荷载时，其垂直均布压力可按下列公式计算，即 q=0.452s-1 式中 q-垂直均布压力；s-围岩级别；-围岩重度；-宽度影响系数，=1+i（B-5）；B-隧道宽度；i-B每增加 1m 时的围岩压力增减率，以 B=5m 的围岩垂直均布压力为准，当 B5m 时，取 i=0.2；B5m 时，取 i=0.1。王营子煤矿运输大巷，深度为 450m，级围岩。重度 r 为 22KN/m3，隧道宽度 3.8m。则由上式得 q=0.4524-1220.76=60.19KN/m2。即为顶压。水平均布压力按下表确定 表 4-1 围岩水