井巷工程毕业设计(完整版)

1、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，对以完工运输大巷进行设计与施工。使期具有更强的实用性、经济安全性，延长其使用寿命、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，结合矿车型号合理布置各类管线、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，采用锚喷支护进行设计；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，使运输大巷具有更合理的经济优越性，合理的服务性，对提高采煤工作效率有一定的提高和优化。关键

2、词：地质构造；半圆拱形；锚喷支护；钻眼爆破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 perfor

3、mance 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

4、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 se

5、rvice, to improve the efficiency of coal was improved and optimized.keywords: geological structure; emicircle arch; bolt-shotcrete support; drill eye blasting- 78 - 目 录摘要1第一章 地面相对位置及地质情况71.1 矿区自然地理概况71.1.1 地理位置71.1.2 交通81.2 地层概况81.3 水文地质81.4 设计巷道所处位置81.5 煤岩层的赋存特征91.5.1 煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距91.5.2 煤

6、层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数101.5.3 地质构造101.6 矿井服务年限按下式计算：13第二章 巷道断面设计142.1 选择巷道断面形状142.2 确定巷道断面尺寸142.2.1 确定巷道净宽b142.2.2 确定巷道拱高142.2.3 确定巷道壁高152.2.4 确定巷道精短面积s和净周长p162.2.5 用风速校核巷道净断面面积162.2.6 选择支护参数162.2.7 选择道床参数162.2.8 确定巷道掘进断面尺寸162.3 布置巷道内水沟和管线172.4 计算掘进工程量和材料消耗量172.5 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18第

7、三章 井巷掘进213.1 钻眼爆破213.2 钻眼工作213.2.1 测量定眼工作213.2.2 凿岩机的选择223.2.3 工作面供风、供水设备223.3 炮眼布置223.4 爆破器材和爆破参数的确定253.4.1 爆破器材选择253.4.2 爆破参数确定253.5 装药结构与起爆283.5.1 掏槽眼和辅助眼的装药结构283.5.2 周边眼的装药结构283.5.3 装配起爆药卷时，必须遵守下列规定283.5.4 装药293.5.5 炮眼填塞293.5.6 起爆方法303.6 钻眼爆破安全313.6.1 钻眼安全注意事项313.6.2 爆破安全注意事项313.6.3 爆破警戒与爆破操作管理3

8、23.6.4 爆炸材料领取，运送和贮存管理343.6.5 井下爆破一般管理343.7 爆破说明书及爆破图表363.7.1巷道掘进爆破炮眼布置图(如图3-3)363.7.2 爆破工作材料消耗量表（如表3-1、3-2）36第四章 巷道支护说明384.1 巷道支护形式选择384.2 锚杆支护的作用原理384.3 锚杆支护参数确定394.3.1 按悬吊原理设计锚杆支护参数394.4 锚杆的布置404.5 锚杆施工404.5.1 钻眼404.5.2 锚杆安装414.5.3 锚杆质量检查414.5.3 锚杆施工工艺424.6 喷射混凝土支护434.6.1 支护的作用原理434.6.2 喷射混凝土施工44第

9、五章 局部通风设计484.1 风量计算484.2 风量验算494.3 风机选型及风筒直径选择494.4 局部通风方式494.5 局部通风机安装位置494.6 风电闭锁装置的安装及局部通风机供电系统50第六章 一通三防及安全管理制度516.1 局部通风管理516.2 瓦斯管理526.3 矿尘管理536.4 防火管理54参考文献55附录56致谢76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 地理位置矿区位于河南汝州市小屯镇境内，小屯镇位于河南省汝州市区东南15公里处,北依汝河,南部,东部与宝丰(县)接壤,东北部与郏县隔汝河相望。（如图1-1） 图1-1 矿区地理位置图1.1.

10、2 交通地理位置优越，交通便利，位于汝州市东南部，距汝州市区11公里，总面积132平方公里，矿区铁路专用线在小屯街站与焦枝铁路接轨，焦枝铁路线横贯东西,小屯街火车站紧临镇政府所在地,并设有多个货位,207国道和在建的洛-平-漯高速公路穿越镇区。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：230246；倾向为：320336；倾角为：810，深部受断层影响倾角变化较大，深部倾角为：2025。1.3 水文地质本区为新开拓区，因此不涉及积水和老空问题。但区内设计在己组煤顶板中，顶板砂岩局部裂隙发育地段可能含有裂隙水，水量最大不超过20/，一般为510/；由于区内有

11、一正断层，因此施工中有可能发生断层导水现象，本区属北温带大陆性干旱型季风气候，年平均气温最高15.3（1963年），最低13.1（1964年），一般14.5。气温极值最高42.3（1967年6月4日），最低-15.5（1967年1月15日）。据汝州市气象局1988年至1999年气象资料，年降水量371.88825.71mm，平均635.26mm，年蒸发量1637.42016.6mm，平均1711.25mm，年平均相对湿度为60.43%。1.4 设计巷道所处位置待掘巷道地面相对位于平媒一井井工业广场北部山地，地面：+172+189；井下：-240.97 -252。待掘巷道井下位于我井井田北部，南

12、为二水平井底大巷，东、西为矿井实体煤层（未采掘），北部以-450m煤层等高线为下限。 图1-2 巷道布置图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，走向为：230246；倾向为：320336；倾角为：810，深部受断层影响倾角变化较大，深部倾角为：2025。 己组煤层为焦煤，以粉煤为主，无光泽，平均厚度为2 .5。煤层坚固性系数为1.01.5。 煤层顶板由下向上依次为泥岩与砂质泥岩、中粒砂岩。泥岩与砂质泥岩厚22m左右，岩石坚固性系数为34，层状结构；中粒砂岩厚10m左右，长石为主，石英次之，

13、灰白色，中粗粒结构，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固性系数为6。煤层底板岩层由上向下依次为砂质泥岩、石灰岩。砂质泥岩厚度为2.0m左右泥质含量较高，灰黑色坚固性系数为2，层状结构；石灰岩厚度为4.0m左右，局部以燧石为主，块状岩层，坚固性系数为46。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1.97m3/t，绝对涌出量2.02 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 地质构造本区地质构造特性间表1-1矿区地质构造表1-1序项 目内 容 说 明1地质综合柱状图地质综合柱状图见附图（1-3）2顶底板岩特

14、征顶板岩性伪顶：砂质泥岩；黑色泥岩含碳质高，层厚0.050.3m；直接顶：灰色砂质泥岩，夹细细砂岩条带，含黄铁矿结核；老顶：灰白色中粒砂岩，富含云母片底板岩性直接底：灰黑色泥岩，含致密黄铁矿结核；老底：灰色中砬砂岩，节理面充填方解石脉。巷道所处层位位于己16-17-21080工作面以北，巷道以北为未采动区，二水平暗主斜井以西，第五勘探线以西，二水平西翼泄水巷上部。岩石特性=4 6，平均抗压强度 =58.66 ，岩石间摩擦系数 = 0.25，岩石重度=25。3煤层赋存条件煤层瓦斯情况及管理形式相对涌出量1.97m3/t，绝对涌出量2.02 m3/min。按低瓦斯管理突出危险性无突出危险性煤尘情况

15、爆炸指数：22.225.3% ;自然发火期：12个月。该煤层煤尘具有爆炸性地质构造地质构造较复杂水文地质巷道平均涌水量为450图 1-1 地质综合柱状图1.6 矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：t= （1-1）式中：t矿井设计服务年限，a；矿井可采储量，mt；zk =2700 mta矿井设计年产量，mt/a；a=60 mt/ak储量备用系数，k=1.31.5。k=1.4故 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 巷道断面设计平媒一矿一井年设计产量60万吨，属于高涌水低瓦斯煤矿，设计巷道作为永久性运输大巷，采用zk1.5-6/100架线式电机车牵引1t固定式矿车。巷道所

16、处中等稳定岩层，演示坚固平均系数=4 6，大巷需通风风量为30，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 选择巷道断面形状年产60万吨矿井的第二水平的轨道运输大巷，服务年限在20年以上，采用600mm轨距双轨运输大巷，其净宽在3米以上，又穿过中等稳定的岩层，矿井深度在300米以内，故选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护，巷道为半圆拱形断面。2.2 确定巷道断面尺寸2.2.1 确定巷道净宽b查表3-1得zk1.5-6/100电式机车宽=950mm，高度h=1550mm，1t矿车净宽880高度1150根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽c=850mm，非人行过一侧宽a=40

17、0mm，查表3-2得本巷道双轨中心线b=1200mm，则两电车之间的距离为1200-（950/2+950/2）=250mm故巷道净宽b= （400+950/2）+1200+（950/2+850）=875+1200+1325=3400mm2.2.2 确定巷道拱高 半圆拱形巷道的拱高=b/2=3400/2=1700mm，半圆拱半径r=17002.2.3 确定巷道壁高（1）按架线式电机车导电弓子要求确定 由表3-8中半圆拱形巷道拱高公式得 式中，为轨道面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取= 2000mm，为道床总高度。查表3-5选15kg/m钢轨，查表3-7得220mm，n为导电弓子距拱璧安全间距，

18、取n=300mm，k为导电弓子宽度之半，k=340mm，为轨道中心线间距=b/2-=3400/2-875=825mm。故 = =1444mm（2）按管道装设要求确定，式中为渣面至管子底部高度,按煤矿安全规程取=1800mm；为管子悬吊件总高度，取=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；为轨道中心线与巷道中心线间距，=b/2-=3400/2-1325=375mm。故 = =1567mm（3）按人行高度确定，式中为距巷道道璧的距离。距璧处的巷道有效高度不小于1800mm。100mm，一般取200mm。故 = =1200mm综上计算，并考虑一定的

19、余量，确定巷道壁高为=1800mm，则巷道高度h=-+=1800-200+1700=3300mm。2.2.4 确定巷道精短面积s和净周长p由表3-8的净断面面积s=b(0.39b+)式中为道渣面以上巷道壁高，=- =1800-200=1600mm。故s=3400(0.393400+1600)=9.95净周长p=2.57b+2=2.573400+21600=12.5m2.2.5 用风速校核巷道净断面面积查表3-4得=8，已知通过大巷风量=30用式得=3.028 设计的大巷断面面积，风速没超过规定，可以使用。2.2.6 选择支护参数本巷道采用锚杆支护，根据巷道净宽3.4m，穿过中等稳定岩层即属类围

20、岩、服务年限大于10年等条件，拟锚杆支护参数：锚杆长2.1m，间距a=0.8m，排距=0.8m，锚杆直径d=20mm，喷射混凝土层厚度mm，锚杆外露长度mm故支护厚度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=340mm，=200mm。到渣至轨面的高度=-=340-200=140mm。采用钢筋混凝土轨枕。2.2.8 确定巷道掘进断面尺寸巷道设计掘进宽度mm巷道计算掘进宽度mm巷道设计掘进高度mm巷道计算掘进高度mm巷道设计掘进断面面积巷道计算绝境断面面积2.3 布置巷道内水沟和管线已知通过本巷道的水量为450，现采用0.4%，查表3-11得水沟上宽50

21、0mm，下宽450mm，水沟深550mm，水沟净断面面积0.216；水沟掘进断面面积0.309，每米水沟沟盖板用钢筋2.036kg，混凝土0.0323，水沟用混凝土0.145。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，如图（2-1）所示：2.4 计算掘进工程量和材料消耗量由表3-8公式得：每米巷道于墙计算掘进体积每米巷道墙脚计算掘进体积每米巷道拱与墙喷射材料消耗0.93每米巷道墙脚喷射材料消耗每米巷道材料消耗每米巷道拟锚杆消耗量（仅拱部打锚杆）式中为计算锚杆消耗周长=1.57=1.573.75=5.9m，、为锚杆间距、排距，=0.8故，取为4，故折合重量为=59.

22、88kg，其中为拟锚杆长度，=2.1m，0.05m为露出长度，为锚杆直径=20mm，为锚杆材料密度，=7850kg/。每排锚杆数为根。每米巷道锚杆注孔砂浆消耗，其中、分别为锚杆和锚杆的断面面积。则:=每米巷道粉刷面积式中为计算宽度=故=。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，按1：50比例绘制巷道断面如图2-1，并附工程量及材料消耗表，如表2-1及表2-2。 图2-2 运输大巷断面施工图表2-1 运输大巷特征表围岩类别断面面积（/）设计掘进尺寸（/mm）喷射厚度/mm锚杆/mm净周长净面积设计掘进宽高形势外露长度排列方式间、排距锚杆长直径9

23、.9511.734003300100钢筋砂浆100方形80021002012.5表 2-2 运输大巷每米工程量及材料消耗围岩类别计算掘进工程量(/)锚杆数量材料消耗(/mm)粉刷面积/巷道墙脚喷射材料锚杆钢筋/kg注砂浆/12.20.03611.30.9559.550.0358.8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

24、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，要达到理想的爆破下苹果，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

25、 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.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，采用多台钻机同时做艺人是行之有效的措施，一般情况下，每台

26、凿岩机所占的面积为1.5-2.0，在坚硬岩石中可少到1.0-1.2。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，下图是多台凿岩机同时作业时工作面风、水管路的布置图。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

27、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

28、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。其中中间眼可设为空眼。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，

29、即 ，式中，k为炮眼密集系数，一般为0.61.0，岩石坚硬时取大值，较软时取小值；e为周边眼间距，一般取400600，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100150mm,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150200，以利钻眼和防止灌水，但眼底应低于底板标高100200，以免巷道底板漂高。底眼眼距一般为500700，装药系数一般为0.50.7。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

30、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12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：7585，装药系数不要太大，以0.40.5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

31、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。（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

32、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4245.20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（25、27），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9.95，小于12，选用32

33、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8590%）；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

34、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（12m）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

35、公式 （3-1）式中：为普式演示坚固系数，本行到取=5，为巷道掘进断面积，根据上述计算本巷道=9.95，为考虑炸药修正系数， ，为所选炸药的爆力（单位ml）。查表2-8得2号硝铵炸药的爆力取320ml，故=1.23。(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8590%)，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确定 （3-2）式中q为单位炸药消耗量，s为巷道掘进断面积，为炮

36、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0.50.8，p为每个药卷的重量。取0.15kg/卷。故=48个爆破施工图见图3-3（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500mm，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p/e=12.5/0.5=25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18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

37、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。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 3-1 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

38、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 3-2 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

39、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

40、填塞为了保质保量的做好装药工作，装药浅必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净，起爆药包必须暗战规定要求制作。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1820%。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

41、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。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0.3 ，镍铬桥丝雷管电阻差不能超过0.5。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

42、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

43、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。（5）一定要注意把胶皮风管与风钻接牢，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）

44、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

45、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。（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，

46、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

47、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

48、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

49、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

50、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

51、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

52、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。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(如图3-3)3.7.2 爆破工作材料消耗量表（如表3-1、3-2） 图3-3 巷道掘进爆破炮眼布置图表3-1 爆破原始条件矿井瓦斯等级低瓦斯掘进断面面积9.95 m2岩石普氏系数=46钻眼机具气腿式凿岩机炸药种类2号硝铵炸药雷管类别毫秒电雷管炮眼数目48雷管数目48表 3-2 装药量及起爆顺序眼号眼名眼数眼深装药量起爆顺序连线方式装药结 构单孔小计卷数/个质量/kg卷数/个质量/kg1-5 掏槽眼52.271.05355.251串、并联连续反 向装 药、部分单段空气柱式装 药6-13崩落眼82.161.05488.4214-23辅助眼202.161.0512021325-2739-41帮眼62.161.05366.3428-38顶眼112.161.056611.55524、42-47底眼72.161.05427.35648水沟眼12.161.0561.057总计炮眼个数为48个，药卷数为353卷，药卷质量为60.9kg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