巷道掘砌工技师、高级技师培训培训

第一章施工准备

第一节

读图与绘图一、地质构造定义：发生构造变动的岩层所呈现的各种空间形态，称为地质构造。基本类型：单斜构造、褶皱构造、断裂构造。（一）产状要素

虽然构造的类型、成因、规模和形态千差万别，但从几何学上看，其基本结构可归纳为面状结构和线状结构。观察和测定这些面状结构和线状结构的空间位置和产出状态——即产状，则是构造地质学研究的基础。“产状”——是什么？产状要素——产状三要素——面状构造的产状——指面状构造的空间产出状态，即指其与水平参考面和地理方位之间的关系。任何面状构造或地质体界面的产状均以其走向、倾向和倾角的数据表示。其中，倾向和倾角是必要条件。

一般认为：除盆地（包括洋盆和陆盆）的边缘外，沉积岩层的初始产状都是水平的，受到力的作用发生变形后，它们的产状才有可能发生改变。走向、倾向、倾角(

)走向:倾斜面与水平面的交线叫走向线（左图中AE），走向线两端延伸的方向即为该平面的走向。倾向：倾斜平面上与走向线相垂直的线叫倾斜线（OD），倾斜线在水平面上的投影所指的（沿平面向下倾斜的）方位即倾向。倾角(

)：指倾斜面与水平面之间的夹角。(真倾角）产状要素的表示方法图示法——长线表示走向，短线表示倾向，数字表示倾角数字法

SE150

60

象限法

S30

E

60

注意其习惯用法！！60NSEW60产状要素的表示方法图示法——长线表示走向，短线表示倾向，数字表示倾角数字法

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注意其习惯用法！！60产状要素的表示方法图示法——长线表示走向，短线表示倾向，数字表示倾角数字法

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象限法

S30

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注意其习惯用法！！（二）皱褶褶皱－指地质体中呈弯曲形态的构造形迹（现象）。褶皱基本形态:背形、向形基本形态:背斜、向斜褶皱基本形态背斜－指褶皱面上凸式弯曲．向斜－指褶皱面下凹式弯曲．基本类型

根据褶皱面（层）的弯曲形态和岩层变新之关系可分：背斜－核部老岩层、翼部新岩层向斜－核部新岩层、翼部老岩层向斜背斜ＳＤ３

背斜向斜基本要素核翼拐点特征线

枢纽－指同一褶皱面上最大弯曲点的连线

轴迹（褶轴）

特征点

顶（脊）

拐点

槽

特征值

波长、波幅、翼间角特征面褶皱面轴面－各相邻褶皱面的枢纽连成的面背面槽面褶皱的翼间角褶皱描述术语褶皱转折端形态圆弧褶皱尖棱褶皱箱状褶皱挠曲圆弧褶皱尖棱褶皱箱状褶皱挠曲直立水平褶皱直立倾伏褶皱斜歪水平褶皱斜卧褶皱平卧褶皱倾竖褶皱斜歪倾伏褶皱（三）断层断层－指破裂面两侧的岩块发生显著位移的断裂构造。

断层的基本描述术语断层面－岩层断裂后形成的破裂面断层线－断层面与地面的交线断盘－断层面两侧发生相对位移的岩块上盘下盘断层面断层线断盘（上盘）断盘（下盘）断层线

断距－断层位移距离

滑距－是指断层两盘实际的位移距离

地层断距

－是指被错断岩层在两盘上的对应层之间的相对距离（在垂直岩层走向剖面上观测）

平错和落差

在垂直岩层走向剖面上观测断层与有关构造的几何关系分类

1．断层走向与岩层走向的关系：走向断层平行或基本平行倾向断层垂直或基本垂直斜交断层明显斜交顺层断层2．断层走向与褶皱轴向的关系：纵断层横断层斜断层断层两盘相对运动分类正断层：上盘下降、下盘上升的断层。

特征：断面产状陡，倾角一般在450以上。大型正断层往往上陡下缓呈铲状。逆断层：上盘上升，下盘下降的断层。

高角度逆断层：断面倾角在450以上。低角度逆断层：断面倾角小于450。

平移断层－断层两盘顺断面走向相对运动的断层特征：断面近于直立，水平错动

枢纽断层：断层两盘相对发生大的旋转。

断层的识别地形地貌标志断层崖、断层三角面、地形错开等岩石标志体的错开构造标志断层破碎带、面理化带、断层构造岩、构造突变带等断层崖断层三角面地形错开岩石标志体的错开断层破碎带断层破碎带构造透镜体面理化带断层构造岩断层构造岩、构造突变带等二、矿图（一）、矿图的概念和种类为了满足矿井设计、施工和生产管理等工作的需要而绘制的一系列图纸，统称为矿图。矿图是进行矿井设计、科学管理和指挥生产、合理安排生产计划、预防和治理灾害等必备的基础资料。生产矿井必备的基本矿图可分为两大类：矿井测量图，矿井地质图。

矿井测量图中，根据测量成果直接展点绘制的，称为原图；根据原图复制的称为复制图。按照《规程》的规定，常用的矿井测量图有以下八种：(1)井田区域地形图，比例尺为1∶2000或1∶5000；(2)工业广场平面图，比例尺为1∶500或1∶1000；(3)井底车场平面图，比例尺为1∶200或1∶500；(4)采掘工程(分层)平面图，比例尺为1∶1000或1∶2000；

(5)主要巷道平面图，比例尺为1∶1000或1∶2000；(6)井上、井下对照图，比例尺为1∶2000或1∶5000；(7)井筒断面图，比例尺为1∶200或1∶500；(8)主要保护煤柱图，包括平面图和断面图，比例尺一般与采掘工程平面图一致。（二）、矿图的分幅与编号矿图的比例尺一般都不小于1/5000，其分幅方法有正方形分幅和自由分幅两种。1、正方形分幅与编号正方形分幅是以纵横坐标的整公里数或整百米数作为图幅的分界线，图廓呈正方形。一幅1∶5000的图分为四幅1∶2000的图；一幅1∶2000的图分为四幅1∶1000的图；一幅1∶1000的图分为四幅1∶500的图。

采用正方形分幅时，图幅按下述方法编号：比例尺为1∶5000的图幅的编号由该图幅所在投影带中央子午线的经度与图廓西南角点的坐标(以km为单位)组成，如某幅1∶5000的图，所在投影带中央子午线的经度为117°，图廓西南角点的坐标为x=4426km，y=548km，则该幅图的编号为：117°-4426-548。比例尺为1∶2000至1∶500的图的编号是在1∶5000的图的基础上进行的：1∶2000的图的编号是在其所在的1∶5000的图的编号后加甲、乙、丙、丁；1∶1000的图是在其所在1∶5000的图的编号后加1、2…16；1∶500的图是在其所在1∶5000的图幅编号后加(1)、(2)、（3)…(64)。2、自由分幅与编号在实际应用中，大部分矿图都是采用自由分幅的方法，即图幅的大小可自由选定，坐标格网线可与图边斜交。但一般应符合以下要求：(1)便于长期保存；(2)便于绘制和使用；(3)在同一矿井中，图幅的大小应尽量一致。自由分幅的矿图，一般不进行统一的编号，而是在规定的图签中加注图名，以便于查找和使用。（三）、矿图绘制的基本原理矿图实际上是反映矿区范围内地物、地貌以及井下的巷道、地质构造和煤层空间赋存状态的图件。矿图一般都是根据标高投影的原理绘制的。矿井的井筒、钻孔、测量的控制点等就是根据点的标高投影

原理而绘制的；巷道的中心、煤岩层面的交线等在局部可视为直线，煤层面、断层面等在局部可视为平面，因此，绘制和识读的基础就是要掌握点、直线、平面的标高投影的基本方法以及它们间的相互位置关系。标高投影

采用水平面作为投影面，将空间物体上各特征点垂直投影于该投影面上，并将各特征点的高程标注在旁边，这种投影方法称为标高投影。（一）、点的标高投影自空间的被投影点向投影面(水平面)作垂线并在垂足处注明点的标高，即得该点的标高投影。如图所示。由此可见，点在投影面上的位置仅由其平面直角坐标x、y决定，高程位置只能通过注记在旁边的标高数值来区分。（二）、直线的标高投影1、直线的标高投影表示方法直线的标高投影可以用直线上两点的标高投影的连线表示，也可用直线上一点与标明该直线倾角(或斜率)的射线表示。两种表示方法如图。2、直线的要素及其相互关系直线的实际长度称为直线的实长，以L表示；直线在水平面上投影的长度称为直线的水平长度，也称平距，以D表示；直线与其在水平面上投影线的夹角称为直线的倾角，以δ表示；直线两端点的高程之差称为直线的高差，以h表示；直线的高差h与其平距D之比称为直线的斜率，也称坡度，以i表示。3、空间两直线的相互位置空间两直线的相互位置关系有平行、相交和交错三种。若空间两直线的标高投影彼此平行，且倾斜方向一致、倾角相等，则空间两条直线彼此平行；若空间两直线的标高投影相交，且交点的标高相同，则空间两直线相交；若空间两直线既不平行，又不相交，则必交错。

交错有三种情况:①投影相交，交点的标高有两个；②投影平行且倾向相同，但倾角不等；③投影平行，倾向相反。（三）、平面的标高投影1平面标高投影的表示方法平面的标高投影是以平面上的两条等高线在水平面上的投影来表示的。2平面的三要素平面的走向、倾向和倾角统称为平面的三要素。平面的三要素表示了平面的空间状态。等高线的延伸方向称为平面的走向；倾斜平面内垂直于等高线由高指向低的直线，称为平面的倾斜线，倾斜线在水平面上的投影，称为平面的倾向线，倾向线的方向称为平面的倾向；倾向线与倾斜线间的夹角(即图中的β)，称为平面的倾角。

运用标高投影表示平面，也能反映出平面的三要素。等高线的箭头所指方向即为平面的走向；垂直于等高线，由高指向低的方向即为平面的倾向；两条等高线间的高差与对应平距之比的反正切即为平面的倾角。3空间两平面的相互位置空间两平面的相互位置关系有平行和相交两种。若空间两平面的等高线相互平行、倾向相同、倾角相等则它们彼此平行，。空间两平面相交有如下三种情况：(1)两平面的等高线平行，倾向相反；(2)两平面的等高线平行，倾向相同，但倾角不等；(3)两平面的等高线相交。

空间两平面相交时，在标高投影图上求其交线的方法是：第(3)种情况，两平面等高线的交点的连线即为其交线；第(1)、第(2)种情况，由于两平面的等高线平行，因此，它们的交线也必与等高线平行，这时，只要在标高投影图上沿垂直等高线的方向作垂直剖面，求出交线处的标高即可。采掘工程平面图概述采掘工程平面图是将开采煤层或其分层内的采掘工程和地质情况，采用标高投影的原理，按一定比例尺绘制而成的图纸。按照《规定，采掘工程平面图上应绘制以下内容：(1)井田技术边界，保安煤柱及其他边界线，注明名称和批准文号；

(2)本煤层以及与开采本煤层有关的巷道(主要巷道应注明名称和月末工作面位置，斜巷应注记倾向和倾角，巷道交叉口、变坡以及平巷等特征点)，在图上每隔50100mm应注记轨面或底板的高程；(3)回采工作面和采空区，注记工作面月末位置、平均采厚、煤层倾角、开采方法、开采年度和煤层小柱状，丢煤应注明丢煤原因和煤量；

(4)永久导线点和水准点，注明点号和高程；临时点要根据需要注记；(5)钻孔、勘探线、煤层露头线、风化带、煤层变薄区、尖灭区、陷落柱和火成岩侵入区、煤厚点、煤样点以及实测的主要地质构造；(6)发火区、积水区、煤和瓦斯突出区、冒流沙区等；(7)井田边界外100m以内的邻矿采掘工程和地质情况，井田范围内的小煤窑及其开采范围；

(8)根据图面允许和实际要求，还可加绘煤层底板等高线、地面重要工业建筑、居民区、铁路、重要公路、大的河流和湖泊等。可分为设计图和测量图两种。设计图主要用于对采掘工程的规划和设计；测量图主要用于实际指挥生产，必须随测随绘，反映采掘工程的现状。采掘工程平面图一般都要求分煤层绘制。（二）、采掘工程平面图的识读搞清煤层的产状要素和地质构造以及井下各种巷道间的相互位置关系。1煤层的产状要素和地质构造的识读主要是通过煤层底板等高线和有关矿图符号来识别。煤层的走向即煤层底板等高线的延伸方向，煤层的倾向是垂直于煤层底板等高线由高指向低的方向；煤层的倾角则需要通过计算煤层底板等高线的等高距和等高线平距之比的反正切来求取。煤层的地质构造则需要通过煤层底板等高线结合有关矿图符号一起来识读。

2、各种巷道间相互关系的识别①竖直巷道、水平巷道和倾斜巷道的辨别在采掘工程平面图上竖直巷道是用专门符号来表示的，这时关键是区分它们与钻孔符号间的差异，钻孔符号一般是孤立的，而竖直巷道都是与其他巷道连通的。另外，还可利用注记的巷道名称进行区分。水平巷道和倾斜巷道主要是通过巷道内导线点的标高来辨别，也可利用巷道名称来辨别。

②煤巷和岩巷的辨别煤巷和岩巷的辨别主要是通过巷道处煤层底板等高线的标高与巷道内导线点的标高间的关系来区分。若二者标高很相近，则为煤巷，否则为岩巷；也可通过巷道名称来区分一部分煤巷和岩巷。

③巷道相交、相错或重叠的辨别区分巷道相交和相错主要是通过两条巷道内导线点标高间的关系。重叠巷道是指两条标高不同的巷道位于同一竖直面内。此时，在采掘工程平面图上，它们是重叠在一起的，但通过巷道内导线点的标高可区分出上部巷道和下部巷道；另外，上部巷道是用实线绘出的，下部巷道则是用虚线绘制的。（三）、采掘工程平面图的应用采掘工程平面图是了解矿井采掘工程情况和地质构造情况，进行矿井采掘工程设计和采掘工作地质预报以及指挥矿井生产的重要资料，同时还可利用它来绘制生产计划图、通风系统图、井上下对照图和“三量”计算图等图纸。除此之外，采掘工程平面图还有以下用途。1、用于求巷道的长度和倾角要求巷道AB的实际长度LＡＢ和倾角δ。首先用比例尺量取AB两点的水平长度dＡＢ并利用注记的标高计算出A、B两点间的高差hＡＢ，再计算LＡＢ和δ。2、计算煤炭产量要求月煤炭产量,可按下述步骤进行计算：(1)计算四月份回采区域的水平面积S′(2)计算实际回采面积S(3)计算回采体积V(4)计算四月份的煤炭产量Q其他矿井测量图1、井田区域地形图井田区域地形图与一般地形图基本类似，只不过加绘了一些井田范围内的特别地物和境界线，如井筒、钻孔和井田开采边界线等。2、工业广场平面图工业广场平面图的绘制内容和绘制方法与井田区域地形图很相似，但绘制范围要小，一般只绘制工业广场(包括洗煤厂)范围内的主要地物和地貌。3、井底车场平面图井底车场平面图是将井底车场内所有巷道和硐室，按照标高投影的原理，投影到水平面上而绘制的。4、主要巷道平面图主要巷道平面图与采掘工程平面图基本相同，不绘制一些次要的巷道，但要加绘水闸门、水闸墙、永久风门、防火门、突水点和抽放水钻孔等信息。5、井上下对照图井上下对照图是以井田区域地形图为基础加绘主要巷道综合平面图上一部分信息以及井田开采边界和主要保护煤柱边界绘制而成的。6、井筒断面图包括井筒垂直剖面图和横断面图两部分，同时还要以附表形式列出井中坐标、井筒直径和深度、井口和井底高程、提升方位、开工与竣工日期以及施工单位等。7、主要保护煤柱图保护煤柱图是为了保护矿区地表的铁路、建筑物和水体免受地下开采影响所划定的煤层开采边界的综合图纸。主要保护煤柱图由平面图、若干剖面图和附表组成。第二节

掘进施工工艺一、巷道过松软破碎带的施工方法松软岩层具有松、散、软、弱四种不同属性。所谓“松”，是指岩石结构疏松、密度小、孔隙度大的岩层；“散”，则指岩石胶结程度很差或未胶结的颗粒状岩层；“软”，是指岩石强度很低、塑性大或含粘土矿物质易膨胀的岩层；“弱”，则指受地质构造的破坏，形成许多弱面，如节理、层理、裂隙等，破坏了原有的岩体强度。9/22/2023在松软岩层中施工巷道，掘进较容易，维护却极其困难，采用常规的施工方法和支护形式、支护结构，往往不能奏效，因此解决软岩支护问题便成为井巷施工的关键问题。9/22/2023其中最主要的是必须根据岩层性质和地压显现特点选择合理支护方式和结构，正确选择巷道位置和断面形状，同时加强巷道底板的管理，采用合理的掘进破岩工艺以及对围岩进行量测监控等，如能结合工程的具体地质条件，采取相应的技术措施，就有可能顺利地在松软岩层中进行施工，并使巷道易于维护且处于稳定状态。松软岩层巷道施工的几个问题(一)正确选择巷道位置正确选择巷道位置是保证巷道处于稳定状态最关键的条件之一。选择巷道位置应着重考虑以下两个方面：(1)岩石性质。应尽量将巷道布置在遇水膨胀量小、质地均匀、较坚硬的岩层中。在同一条巷道内，即使围岩性质只有微小的差异，巷道压力的显现也有明显的差别。9/22/2023如：辽源梅河三井+180m水平运输大巷，原布置在具有膨胀流变性质的第三纪泥灰质页岩内，采用料石砌碹，收敛量达620mm，60天后碹体逐渐破坏。当大巷后移70m，开掘在白垩纪赤色砂岩中之后，虽然延长了石门长度，但巷道地压显现大为减弱，围岩变形仅有2mm。9/22/2023(2)支承压力的影响。回采动压是造成煤层底板岩石大巷破坏的主要原因。煤层开采以后，其底板岩石大巷的压力就有明显的增加。底板岩石大巷与煤层距离的大小和落煤方式有关。用风镐落煤时，岩石大巷距煤层达20~30m时，基本上可不受动压的影响；而用爆破落煤时，岩石大巷距煤层40m以外仍然遭到破坏。除了要避免支承移动压力的影响外，还必须避开采场上下固定支承压力的影响范围，应把巷道布置在应力降低区或原岩应力区内。某煤矿是将岩巷布置在距煤层垂距20~30m，与采场上端煤柱上角水平线成45°角的范围内，受到压力较小，如图14-1所示。(二)巷道断面形状的选择由于松软岩层地质情况非常复杂，巷道支护不单纯受岩层的重力作用，有时周围还受到很大的膨胀压力。有时巷道的测压比顶压大几倍，若采用常规的直墙半圆拱或三心拱形断面显然难以适应，往往造成巷道的破坏和失稳。因此，合理选择断面形状对维护松软岩层巷道的稳定尤为重要。9/22/2023巷道断面形状应根据地压的大小和方向来选择。若地压较小，选用直墙半圆拱形是合理的；巷道周围均受到很大的压力，则以选择圆形巷道断面为宜；若垂直方向压力特别大而水平压力较小时，则选用直立椭圆形断面或近似椭圆形断面；若水平方向压力特别大而垂直方向比力较小时，则应选用曲墙或矮墙半圆拱带底拱、高跨比小于1的断面，或平卧椭圆形断面。(三)破岩方式的选择在松软岩层中掘进巷道，破岩方法最好以不破坏或少破坏巷道围岩为原则。若采用钻眼爆破破岩，也应采用光面爆破。淮南潘一矿在软岩中采用光面爆破，用超声波测定围岩松动范围，两帮大约为1.0m左右，而拱顶则为1.3~1.5m，对围岩还是有一定的破坏作用。9/22/2023龙口北皂煤矿在软岩中光爆效果不好，采用只放开心炮，而后用风镐或手镐刷大，对围岩稳定有利。沈北前屯矿基本上不用钻眼爆破法，而全部采用风镐掘进。舒兰丰广五井用煤巷掘进机破岩，巷道几乎没有变形。(四)支护方式和支护结构的选择在松软岩层中，巷道一经掘出，若不及时控制，则围岩变形发展很快，甚至围岩深处也有不同程度的位移，继而可能出现围岩碎裂、流变以致垮落。如果架设一般的梯形支架，将会出现断梁、折腿等现象。即使采用拱形料石或混凝土9/22/2023整体支护，也会因巨大的不均匀地压作用而导致巷道失稳和破坏。为了解决松软岩层巷道的支护问题，许多生产和科研部门正在加强这方面的研究工作，并已取得初步成果。他们研究的共同结论是：对于这种特殊的不良地层，其支护结构有“先柔后刚”的特性，一般需要进行二次支护。松软岩层的地压显现属于变形地压，初始支护应按照围岩与支架共同作用的原理，选用刚度适宜、具有一定柔性的可缩性支架。它既允许围岩产生一定量的变形移动，以发挥围岩自承能力，同时又能限制围岩发生过大的变形移动。锚喷支护是具有上述特性的支护形式，因而是一种比较理想的初始支护结构。此外，U形金属可缩性支架也基本上符合上述要求，也可用作初始支护。应该指出，由于各矿区松软岩层的工程地质条件千差万别，必须从实际出发，选用适合本矿区岩层特点的支护形式。有的地层岩石流变很突出，若不立即封闭，围岩就要流动，此时不必采用二次支护，可从支架的结构上采取措施，使9/22/2023之具有一定的可缩量，以便有效地抵御变形地压，仅采用一次支护就可使巷道稳定。有的巷道围岩变形长期不能稳定，二次支护的时间不易控制，有可能初始支护就需要多次，直至巷道基本稳定之后才能进行最后一次支护(即所谓二次支护)。(五)加强巷道底板管理软岩巷道，特别是在具有膨胀性的围岩中掘进巷道，多数是要发生底鼓的，因此安设底拱的作用是不可忽视的。分析一些软岩巷道屡遭破坏的原因，除了施工程序、巷道断面形状和巷道布置等不合理之外，很重要的原因就是底鼓。有的虽然设置了底拱，但因质量不好，等于虚设，底板仍然鼓起，巷道仍遭破坏。目前我国防止底鼓的措施一般是用砌块砌筑底拱，也有个别用锚杆加固9/22/2023的，但效果不好，一旦发生底鼓，锚杆翘起，很难处理。底拱的安置时间应视巷道支护方式而定。若用圆碹或近似圆碹作二次支护，则以先底拱、后墙、最后砌拱的顺序施工，一次完成。若用锚喷支护作初始支护，则可在初始支护完成一段时间，底板应力得以充分释放之后再砌筑底拱，与一次支护同时完成较好。不论采用何种底拱结构，都必须使底拱两端压在墙下，与墙连为一个整体。(六)重视围岩的量测监控在松软岩层巷道采用锚喷支护，一定要配合进行量测监控，以便及时调整支护参数，尤其对巷道围岩的收敛变形应该特别重视，可用收敛计量测巷道的收敛变形，亦可用水准仪测量顶板下沉量和底鼓量，用各种多点式位移计量测岩层内不同深度的位移，从而可以算出位移速度。通过这些量测数据，有助于评价围岩的稳定程度，可以论证各设计9/22/2023参数是否合理和锚喷效果，也是修改设计和确定二次支护时间的依据。锚杆的锚固力可用中空千斤顶式的锚杆拉力计来量测。锚杆的应力状态，可用专门设计的空心“锚杆”(它的构造是聚氯乙烯塑料管内壁用101号胶粘贴电阻片)来测定，以检验锚杆不同深度处的受力状态，从而能推知围岩内应力重新分布的情况，进而可调整锚杆的设计参数。对于重要工程的大断面巷道，还要进行接触应力的量测，可采用电阻应变砖和钢弦压力盒等测试元件；根据测量结果，可以了解喷层的受力状态，有助于设计喷射混凝土的厚度。地应力特大的矿区，还应量测构造应力场，这对巷道合理布置，减轻地应力对巷道支护的破坏影响具有重要意义。理论和实践证明，巷道沿最大主应力的作用方向布置比较有利，如果巷道走向垂直最大主应力的作用方向，则巷道围岩中受力变形现象比较严重，易使巷道的稳定状态恶化，导致失稳破坏。

一、坚持正规循环作业

循环作业

在巷道掘进过程中，包括主要工序(钻眼、爆破、装岩和临时支护)和辅助工序(通风、铺轨和接长管线等)，同样，在永久支护过程中，如锚喷支护，也包括打锚杆眼、安装锚杆和喷射混凝上等工序。这些工序是按一定顺序周而复始进行的，故称循环作业。

正规循环作业图表的编制循环图表

为了组织施工，循环作业要以循环图表的形式表示出来。即是将一个循环中各工序的工作持续时间，先后顺序以及相互衔接的关系，周密地用图表形式固定下来，使全体施工人员心中有数，一环扣一环地进行操作。

正规循环作业

在规定的循环时间内，按作业规程、爆破图表和循环图表的规定，完成全部工序和工作量，取得预期的进度，称为正规循环作业。

二、多工序平行作业为了使一个循环内的时间得到充分利用，将每个循环所耗用的时间压缩到最低限度。凡一个循环内能同时施工的工序，应尽量安排使其同时进行，实现多工序平行作业。

例如:在掘进中，钻眼和装岩这两个工序的工作量大，占用时间长。因此，如果采用气腿式凿岩机钻眼，在工序安排上应使钻眼与装岩两工序进行最大限度的平行作业。具体办法是，爆破后在岩堆上钻上部炮眼(有时包括钻锚杆眼)与装岩平行作业，另外还可适当采取抛碴爆破，减少被矸石所遮盖住的巷道断面使装岩时能多钻些炮眼。装岩工作结束后，钻下部炮眼可与铺没临时轨道，检修维修装岩机平行作业。

在目前我国巷道施工机械化水平和设备生产率不高的情况下，实现多工序平行作业对提高掘进速度和工效是十分必要的，而且是切实有效的。但是，随着大型高效率的掘进设备，特别是一机多用设备的出现，顺序作业必将被扩大使用。

三、循环图表的编制编制图表的原则是：应充分利用时间和空间确保达到先进的技术经济指标和安全施工条件：㈠确定日工作制度我国煤矿采用“三八”作业制、”四八交叉”作业、“四六”作业制，有的矿井实行按工作量分班的“滚刀制”。中国煤炭工业纲领性文件——《国务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见》今日(2005年06月29日

)在国家发改委官方网站上全文公布。该文件敦促有关方面改革煤矿工作制度，尽快实行四班六小时工作制。这份被视为矿工“福音书”的新政明确提出，提高矿工劳动保障水平，将矿工入井时间缩短至八小时之内，并尽快实行四班六小时工作制。

目前，中国诸多煤矿实施的是三班八小时工作制，加之下井及升井时间，不少矿工每班在井下时间均超过十小时。

㈡确定作业方式㈢确定循环方式和循环进度

循环方式

一般条件下可采用每班一个循环或多循环，主要取决于巷道断面大小和施工技术装备。每班的循环次数应为整数，即一个循环不要跨(班)日完成。

循环进度

巷道施工中，每个循环使巷道向前推进的距离称为循环进度，又称循环进尺。循环进尺取决于炮眼深度和爆破效率。根据当前的钻眼爆破技术水平，炮眼深度以1.5～2.0m为宜。随着高效凿岩机、凿岩台车的使用和爆破器材的改进，宜采用2.0～3.5m的中深孔爆破。循环进尺确定后，每个循环各工序的工作量也就确定了，根据施工定额、工作制度使可求出每循环所需的时间和每班的循环次数。

㈣计算循环时间

在所需的全部作业时间中，扣除能够与其他工序平行作业的时间便是一个循环所需要的时间，即：式中，T1—安全检查及交接班时间，一般为20min。T2—为装岩时间，min。

t1—钻上部眼时间，min。

t2—钻下部炮眼时间，min。

φ—钻眼工作单行作业系数，钻眼、装岩平行作业时，

φ一般为0.3～0.6；钻眼、装岩顺序作业时，φ为1。

T3—装药联线时间，min。

T4—放炮通风时间，一般为15～20min。

装药联线时间T3，与炮眼数目和同时参加装药联线的工人组数有关：

式中，N—工作面炮眼总数，个；

t—一个炮眼装药所需时间，min/个；

A—在工作面同时装药的工人组数。

钻眼时间

L—炮眼平均深度，m；m—同时工作的凿岩机(或钻机)台数；

v—凿岩机的实际平均钻速，m/min。装岩时间：

S一巷道掘进断面积，㎡；

η一炮眼利用率，一般为0.8～0.9；

P一装岩机实际生产率(指实体岩石)，m3/h；n一同时工作的装岩机台数。将以上各式代入7—1式得；在实际工作中，有l%的备用时间，故循环时间：

第三节

开工准备钻眼工作的好坏直接影响着爆破效果、循环进尺和巷道的工程质量，所以必须严格按照爆破图表进行打眼，特别要注意掌握好巷道掘进的方向和坡度。一、准备工作为了安全，钻眼前要检查并处理顶、帮的话石、浮矸，靠近工作面的支架要打紧打牢。同时，要检查凿岩机、气腿并上足润滑油，备齐钎子和钎头，并检查钎子中心孔是否通气，检查压气管、水管是否有漏损现象，水压、气压是否满足要求等。为了掌握巷道掘进的方向和坡度，正确布置炮眼的位置，钻眼前应检查巷道的中线和腰线，如图7—7所示。9/22/2023巷道施工测量其简易测量方法如下：巷道中线需由测量人员用仪器测定，并在巷道顶板上每隔一定距离设有标桩与挂线。如果巷道的方向不改变，掘进工人即可用如图7-8所示的“三点延线法”延长中线，并以此为准，在工作面上布置炮眼。9/22/2023131为了控制巷道的坡度，可用腰线测量。通常腰线点设在无水沟一侧巷道的侧墙支架腿上，腰线点距轨面标高通常取1m。延长腰线的方法可用半圆仪(又称度尺)挂在腰线上测定，如图7-9所示；或把腰线的坡度折合成巷道单位长度上升或下降的高度，并用透明软塑料管装水测定出水平后再度量。9/22/2023132近年来已研制生产了供井巷掘进定向用的矿用激光指向仪。利用矿用激光指内仪指示中线位置既准确又省时。气体激光指向仪结构简图1—望远镜；2—激光管；3—外壳；4—接线箱；5—电缆；6—调整螺旋；7—底座激光指向仪标定示意图

第二章巷道掘进

一、炮眼布置㈠掏槽眼㈡辅助眼㈢周边眼㈠掏槽眼1.斜眼掏槽法

⑴单向掏槽法⑵多向掏槽法2．直眼掏槽法

⑴直线掏槽⑵螺旋掏槽

⑶角柱式掏槽

3．混合式掏槽

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，为其它炮眼的爆破创造有利条件。掏槽效果的好坏对循环进尺起着决定性作用。掏槽眼一般布置在巷道断面中央靠近底板处，这样便于打眼时掌握方向，并有利于其它多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。在掘进断面中如果存在有显著的软弱岩层，一般应将掏槽眼布置在这些软弱层中。1.斜眼掏槽法⑴单向掏槽法

这种方法炸药集中程度低，在均质坚硬的岩石中很少使用，只是在有明显松软夹层时才能取得良好的爆破效果。

⑵多向掏槽法1.斜眼掏槽法

斜眼掏槽的特点是：适用于各种岩层，可充分利用自由面，逐步扩大爆破范围；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，循环进尺也同样受到限制；碎石抛掷距离大，易损伤设备和支护，当掏槽眼角度不对称时尤其如此。1.斜眼掏槽法2．直眼掏槽法⑴直线掏槽⑵螺旋掏槽

中心空眼为大直径(d=l00~120mm)的螺旋掏槽

中心空眼为小直径的螺旋掏槽

⑶角柱式掏槽三角柱掏槽菱形掏槽五星掏槽2．直眼掏槽法

直眼掏槽的特点是：所有掏槽眼都垂直于工作面，各炮眼之间保持平行；炮眼深度不受断面限制，利于采用中、深孔爆破，便于采用高效凿岩机和凿岩台车钻眼；直眼掏槽炮眼眼距较小，每一个装药炮眼的爆炸都可以破坏两个炮眼之间的岩石；直眼掏槽一般都有不装药的空眼，它起者附加自由面的作用。

空眼的作用，一方面对爆炸应力和爆破方向起集中导向作用；另一方面使受压岩石有必需的碎胀补偿空间。

2．直眼掏槽法缺点是：凿岩工作量大，钻跟技术要求高，一般需要雷管的段数也较多。3．混合式掏槽

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。㈡辅助眼

辅助眼又称崩落眼，既是大量崩落岩石和继续扩大掏槽的炮眼。辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间，其眼距一般为500~700㎜，炮眼方向一般垂直于工作面，装药系数（装药长度与炮眼长度之比）一般为0.45~0.60，如采用光面爆破，则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，且等于周边眼的最小抵抗线。㈢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。

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，较软时取小值；E为周边眼间距，一般取400~600㎜，W为最小抵抗线。现在光面爆破已较成熟，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，即

⑵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。光面爆破周边眼满足以下要求：⑴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。㈢周边眼二、爆破器材和爆破参数的确定㈠爆破器材的选择㈡爆破参数的确定

㈠爆破器材的选择㈡爆破参数的确定

㈠爆破器材的选择㈠爆破器材的选择我国目前使用的矿用炸药有硝铵类炸药和含水炸药（乳化炸药、浆状炸药、水胶炸药），当穿过有瓦斯地段时，应采用煤矿硝铵炸药和煤矿含水炸药。对于坚硬岩石可考虑采用粉状高威力炸药。硝铵类炸药价格较为低廉，为煤矿普遍使用，一般装成直径32㎜、35㎜、38㎜，重量100g、150g、200g的药卷，有效使用期为6个月。

起爆材料一般采用8号电雷管，其中秒延期雷管、半秒延期雷管以及毫秒延期雷管都能满足巷道爆破的起爆要求，但是在穿过有瓦斯地层时选用豪秒延期雷管，总延期时间不能超过130ms。

㈡爆破参数的确定1．炮眼直径2．炮眼深度

3．炮眼数目4．炸药消耗量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。

在采用气腿式凿岩机的情况下，现场多根据药卷直径来确定。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。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：

1)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2.2~3.0m;采用凿岩台车配备重型凿岩机，炮眼深度在3m以上则更为有利。

2)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。

3)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。

3．炮眼数目

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。

一个掘进循环所需总的装药量：kg

此总的装药量按照一定的炮眼装药系数，平均装入工作面的所有炮眼中去，那么总的装药量又可写成：kg以上两式相等，故得总炮眼数为:

个q—单位炸药消耗量，kg／m3；S一巷道掘进断面积，㎡；L—炮眼平均深度，m；η—炮眼利用率；N—炮眼总数，个；a—炮眼的平均装药系数，一般取0.5~0.7；m——每个药卷的长度，m；P—每个药卷的质量，kg。

4.炸药消耗量炸药消耗量q是爆破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，即影响炸药消耗量的主要因素有以下儿点：

1）炸药性能2）岩石的物理力学性质3）自由面的大小和数目

除以上因素外，还有炮眼直径和炮眼深度等，总之，因影响因素太多，到目前为止，还没有解决精确计算炸药消耗量的问题。

通过实践，国家对各种岩石、不同掘进断面的炸药消耗量进行了统汁。表4-1所列为1981年颁发的《矿山井巷工程预算定额》规定的岩巷掘进炸药消耗量定额。

改用新炸药后的q`值为：

kg/m3

q—采用标准炸药时的炸药消耗量，kg/m3。

P—所用炸药的爆力,mL。

4.炸药消耗量三、装药结构与起爆1．掏槽眼与辅助眼的装药结构2．周边眼装药结构3．炮眼的填塞4．起爆要求

1．掏槽眼与辅助眼的装药结构⑴正向连续装药(a)⑵反向连续装药(b)2．周边眼装药结构单段空气柱式装药空气间隔分段装药不耦合装药3．炮眼的填塞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。

第三百二十八条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。禁裸露爆破。

第三百二十九条炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：

㈠炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。

㈡炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。

㈢炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。

㈣炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。

㈤光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。

㈥工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。

4．起爆要求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。在煤矿巷道掘进中，最好使用多段毫秒雷管，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。四、爆破说明书及爆破图表爆破说明书是井巷施工组织设计中的一个重要组成部分，是指导、检查和总结爆破工作的技术文件。爆破说明书的主要内容有：⑴爆破工程的原始资料，包括掘进井巷名称、用途、位置、断面形状和尺寸，穿过岩层的性质，地质条件以及瓦斯情况；⑵选用的钻眼爆破器材，包括炸药、雷管的品种，凿岩机具的型号和性能；⑶爆破参数的计算选择，包括掏槽方法，炮眼的直径、深度、数目、炸药单位消耗量；⑷爆破网路的计算和设计；⑸安全措施。爆破作业图表是在爆破说明书基础上，编制出来的指导和检查钻眼爆破工作的技术文件，包括炮眼布置图，装药结构图，炮眼布置参数、炸药参数的表格，预期的爆破效果和经济指标。爆破作业图表的编制，首先要调查原始条件，然后根据所用钻眼设备和爆破器材，进行综合分析，确定出一个初步的爆破作业图表，经过若干个循环的爆破实践，发现问题加以改进，使之不断完善，然后才能正式作为指导钻眼爆破工作的依据。三表一图四、爆破说明书及爆破图表爆破原始条件表

装药量及起爆顺序表

预期爆破效果表

工作面炮眼布置图

五、光面爆破

㈠定义光面爆破的实质，是在井巷掘进断面的轮廓线上，布置间距较小、相互平行的炮眼，控制每个炮眼的装药量，选用低密度和低爆速的炸药，采用不耦合装药同时起爆，使爆炸作用刚好产生炮眼连线上的贯穿裂隙，并沿各炮眼的连线——井巷轮廓线，将岩石㈡质量标准光面爆破的质量标准为：1．围岩面上留下均匀眼痕的周边眼数应不少于其总数的50%。2．越挖尺寸不应大于150㎜，欠挖尺寸不得超过质量标准规定；3．围岩面上不应有明显的炮震裂缝。

㈢光面爆破的机理当光爆炮眼同时起爆后，在各炮眼的眼壁上产生细微的径向裂隙，由于起爆器材的起爆时间误差，各炮眼不可能在同一时刻爆炸，先爆炮眼的径向裂隙，由于相邻后爆炮眼所起的导向作用，结果沿相邻两炮眼的连心线的那条裂隙得到优先发展，并在爆生气体的作用下扩展，形成贯穿裂缝。贯穿裂缝形成后，周围岩体内的应力因释放而下降，从而能够抑制其他方向上有裂隙发展，同时又隔断了从自由面反射的应力波向围岩传播，因而爆破形成的壁面平整。

六、爆破事故预防和处理

㈠瞎炮通电起爆后，工作面雷管全部或少数不爆称为瞎炮。⑴原因：全部不爆多由电路断路所致，如母线断了，接头不良，或串联电路中有一发不导通等；发爆器电源不够，使各雷管电流不够；工作失误，错接、漏接、个别雷管短路；残暴，炸药原因引起不爆现象，炸药变质，使用不当；⑵电路故障排除：

观测法：

1/2淘汰法：将整个网路分为两部分，测一部分电阻，正常的抛开，剩下的一部分再分为两半，正常的一部分抛开，不断缩小范围。⑶处理：瞎炮处理应按《煤矿安全规程》进行。由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药,严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸点进行与处理拒爆无关的工作。

㈡早爆爆炸材料比预定起爆时间提前爆炸的现象，这种事故很可能造成人身伤亡。这种事故的发生大多由于下述原因：1．器材问题炸药雷管变质，雷管外客破损，装药时，起爆药受到冲击、摩擦，雷管脚线绝缘损坏，装药时误触带电设备等都可能引起早爆。因此，质量有问题的器材应该报废，不应凑合使用。2．操作问题如砸碰雷管，装引药时冲击挤压了雷管，加深炮窝子，瞎炮未及时处理或采用拉出雷管等危险办法进行处理，放炮器管理不严，放炮信号不明确等都可能产生早爆造成事故。3．杂散电流影响井下杂散电流多由设备漏电、电车线漏电等引起。化学电，硝铵类炸药溶解形成正负离子，在大地正负极的作用下向两极移动，形成电流。

第三章巷道支护

第一节锚喷支护一、锚杆支护二、喷射混凝土支护锚喷三、支护及锚喷网联合支护四、组合锚杆支护

一、锚杆支护㈠锚杆的结构类型㈡锚杆支护的作用原理㈢锚杆支护参数确定㈣锚杆的布置㈤锚杆支护施工㈠锚杆的结构类型1．钢筋或钢丝绳砂浆锚杆⑴钢筋砂浆锚杆⑵钢丝绳砂浆锚秆钢筋或钢丝绳砂浆锚秆是全长锚固型锚杆。设计锚固为为30～50KN。2．全属倒楔式锚杆此种锚杆由杆体、固定楔、活动倒楔、垫板和螺帽组成，如图5-6所示。这种锚杆属端头锚固型，安装后可立即承载，可回收。锚固力达40KN左右。常用于围岩比较破碎，需要立即承载的地下工程。

3．木锚杆普通木锚杆压缩木锚杆

图5-6木锚杆普通木锚杆；b.压缩木锚杆1—外楔；2—铁垫圈；3—木托板；4—木杆体；5——内楔

4.树脂锚杆用树脂为粘结剂，在固化剂和加速剂的作用下，将锚杆的头部粘结在锚杆孔内。端头锚固型树脂锚杆是由树脂药包和杆体组成(图5-7)。使用115型树脂锚固剂，可在3～5min内凝胶达到很高的锚固强度，15min后即可套上垫板紧固螺帽。使用82型锚固剂，可在15～60s内凝胶，5min后锚固力可达40KN以上，可满足5min上垫板拧紧螺帽的要求。

5．快硬水泥锚杆

快硬水泥锚杆的杆体结构与树脂锚杆相同，是端头锚固型锚杆。目前常用的胶结材料有国产定型早强水泥和双快水泥按一定比例混合而成。使用前需浸水2～3min，在锚杆孔内经杆头搅拌，12min后锚固力开始增长，lh后锚固力可达60kN左右。适用于围岩自稳时间超过12min的各类永久性地下工程。配合先喷后锚，在软岩中亦可应用。

6．快硬膨胀水泥锚杆快硬膨胀水泥锚杆是用快硬膨胀水泥卷代替树脂药包，对锚杆杆体进行端头锚固的一种锚杆。

锚杆杆体用φ14㎜或φ16㎜钢筋做成，头部的前端焊一φ38～40㎜的阻挡垫圈，另一端车有螺纹。

7．管缝式锚杆管缝式锚杆又称开缝式或摩擦式锚杆，它是采用高强度钢板卷压成带纵缝的管状杆体外径38.1㎜，用凿岩机强行压入比杆径小2～3mm的锚孔，为安装方便，打入端略呈锥形。由于管壁弹性恢复力挤压孔壁而产生锚固力，属全长锚固型锚杆。对地层横向错动，有良好适应能力，钻孔变弯曲，锚固得更牢。这种锚杆的成本较高，不能回收复用，但锚固性能好，锚固力大。

8．可伸缩式锚杆

⑴结构可伸缩式锚杆。这种锚杆是对杆件、内锚头、外锚头及托板等构件采用特殊结构实现可伸缩的目的。

⑵杆体可伸缩锚杆

用优质钢材，并对材料进行专门加工处理，可制成较大延伸率的锚杆杆体。9.其它锚杆胀裂式速效预应力锚杆玻璃钢锚杆中空自钻式锚杆玻璃钢锚杆中空自钻式锚杆㈡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。图5-15锚杆的悬吊作用

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。图5-16锚杆的组合作用

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，如图5-17所示。

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。

㈢锚杆支护参数确定⑴按悬吊理论确定支护参数

1）锚杆长度锚杆长度的计算公式为式中：L1为锚杆外露长度，一般L1=0.1～0.15m。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。

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：有效长度L2，有以下几种确定方法：

式中，RMR为CSIR地质力学分级岩体总评分；B为巷道跨度。

③一般还可按L2=KH进行计算，H为软弱岩层厚度（或冒落拱厚度），m；

K为考虑软弱岩层变化的安全系数，一般取1.5～2。

软弱岩层H的确定是根据地质资料，实测或经验估计，冒落拱高度是按下式估算，即2）锚杆杆体直径

式中，d为锚杆杆体直径，㎜；Q为锚固力，由拉拔实验确定，KN；σt为杆体材料抗拉强度，MPa。

3）锚杆间、排距锚杆的间距，排距计算，通常间、排距相等，取为a，并根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊岩石的重量的原则确定，即：

式中，γ为岩石体积力，KN/m3。锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即

⑵按挤压加固拱理论计算锚杆参数，它不要求锚杆伸入坚固岩层中。这样锚杆长度和间距之间必须满足某种关系，才能形成一定厚度的挤压加固拱，以支承地压，按照挤压加固拱理论，加固拱厚础与锚杆长度和间距之间的关系可按下式

b——加固拱厚度，m；L——锚杆的有效长度，m；α——锚杆在松散体中的控制角，度；a——锚杆的间距。

根据上式，如果按常用锚杆1600～1800㎜和间、排距500～700㎜，则加固拱厚度将为1000～1200㎜，相当于2～3层料石碹拱的厚度。㈣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，其布置如图5—20所示。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。图5-20锚杆的布置形式（a）方形布置；（b）梅花形布置

㈤锚杆支护施工

1．钻眼、锚杆安装为了获得良好的支护效果，一般在爆破后即安设顶部锚杆。目前可采用气腿凿岩机钻眼，手工安装锚杆。当围岩较稳定时，也可以在爆破后先喷混凝土，等装岩后再用锚杆眼打眼安装机进行文护工作，或者在装岩机后面用此机进行支护。2．锚杆的检验为保证锚杆支护质量，必须对锚杆施工加强技术管理和质量检查，主要检查锚杆孔直径、深度、间距及螺帽的拧紧程度，并对锚杆锚固力进行抽查检验，常用设备是ML-20型锚杆拉力计(图5-23)

㈠支护的作用原理㈡喷射混凝土厚度㈢喷射混凝土施工㈣喷射混凝土支护存在的问题二、喷射混凝土支护㈠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。喷射混凝土的补强作用

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。

喷前围岩强度曲线喷前围岩应力圆

3．柔性支护作用喷射混凝土具有一定的柔性，可以和围岩共同变形产生一定量的径向位移，使围岩的自支承能力得以充分发挥，喷层本身的受力状态得到改善，另一方面，混凝土喷层在与围岩共同变形中受到压缩，对围岩产生支护反力，抑制围岩产生过大的变形，防止围岩发生松动破碎。

4．组台拱作用开巷后及时喷射一层混凝土，抵抗围岩的局部破坏，防止个别危岩活石的滑移或坠落，那么岩块间的联锁咬合作用就能得以保持，这样，不仅能保持围岩自身的稳定，并且与喷层构成共同承载的整体结构—组合拱。

㈡喷射混凝土厚度

由于地质条件十分复杂，计算喷厚的方法，只能供参考或作验算用。现场仍多是根据工程类比按经验数据选取喷厚。当岩体变形小，稳定性较好时，如果选用拱形断面，一般只需喷射混凝土，不必打锚杆，喷厚为50～150㎜。

当岩体变形较大时，混凝土喷层将不能有效的进行支护。实验证明当喷层厚度超过150mm时，不但支护能力不能提高，而且支护成本明显提高，因此应选用锚喷联合支护。这时以锚杆为主的喷混凝土只对锚杆间表面岩石进行局部支护和防止围岩分化。㈢喷射混凝土施工

1．施工机具⑴混凝土喷射机混凝土喷射机按喷射工艺可分为干式和湿式两大类。转子—Ⅱ型喷射机为干式混凝土喷射机，由主机，传动机构、风路系统、电气系统，机架等组成。

转子—Ⅴ型潮喷机保留了转子—Ⅱ型与转予—Ⅳ型的优点，并进行了改造。装入喷射机的是潮湿的混合料，在喷头处再加入适量水后喷向岩面。

转子—Ⅴ型潮喷机

⑵混凝土喷射机配套设备

Ⅳ型混凝土螺旋搅拌机HPLG-5型转子型喷射机供料装置，它可与国内各种型号的转子式混凝土喷射机配套使用，作为配比、搅拌和向喷射机供料之用。简易的杠杆式机械手国产的MK—Ⅱ型机械手

2．喷射混凝土材料⑴材料1）水泥：一般选用硅按盐水泥或普通水泥，其标号不应低于325号。2）砂：以采用粒径为0.35～3.0mm的中、细砂为好。3）石子：一般选用坚硬的河卵石或碎石，其中碎石回弹力低，但易于堵管和磨损管道，而河卵石则相反。石子粒径应根据喷射机性能选取。在实际工作中，为了减少回弹，石子粒径不成大于15mm。石子的合理级配是影响混凝土质量、水泥用量和回弹率的重要因素之一，其合理级配可参考表5—19。表5-19喷射混凝土用石子的合理级配

4）水，要求洁净、不合杂质。污水、pH＞4的酸性水和硫酸盐含量按SO4计超过水重1％的水，都不许使用。5）速凝剂：为了使混凝土速凝，提高早期强度，一般掺入水泥重量的2.5％～4％的速凝剂。要求初凝时间小于5min，终凝时间小于10min。⑵混凝土配合比合适的配合比应使喷层有足够的抗压、抗拉和粘结强度，收缩变形值要小，回弹率要低。水泥、砂的重量配合比为：水泥：砂＝1：2～3，水灰比：0.45～0.55。表5-20混凝土重量配合比

3．工艺参数

1）喷射机的工作风压

工作风压指正常喷射作业时，喷射机工作室里的风压。据实验，干式喷射时喷嘴出口处的风压应控制在0.1MPa，湿喷时应控制在0.15～0.18MPa。对于罐式和转子式干式喷射机水平输料在200m内时，其工作风压可按下式估算：

工作风压（MPa）=0.1+0.001×输料管长度（m）当喷射距离发生变化时，可参考下述数值：水平输料每增加100m，工作风压应提高0.08～0.1MPa；垂直向上每增加10m，工作风压应提高0.02～0.03MPa。

2）水压水压应比风压高0.1MPa左右，以保证喷头处的水环能充分湿润高速流过的拌合料。

3）水灰比喷射泥凝土的最佳水灰比为0.4～0.45。

4）喷头与受喷面的距离及倾角合适的距离应使回弹率低而混凝土强度高，一般控制在0.8～1.2m。

喷头方向除了喷墙下部可下俯l0～15°外，应尽量与受喷面正交。

7）混合料的存放时间由于砂、石含有一定水分，与水泥混合后，存放时间也应该缩短。不掺速凝剂，存放时间不应超过2h；掺速凝剂，存放时间不应超过2min。

5）一次喷射厚度若一次喷射厚度过大，由于重力作用，会使混凝土颗粒之间的凝着力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度过小，石子无法嵌入灰浆层，使回弹增大。经验表明一次喷厚，墙50～100㎜，拱30～60㎜为宜。

6）分层喷射的间歇时间

一般喷射顺序为分段从下向上喷射，一次喷射厚度逐渐减小。需要进行复喷时，其间隔时间与水泥品种、工作温度、速凝剂掺量等因素有关。

4．施工准备工作喷射混凝土前，应按设计要求检查巷道规格，用压风、水冲洗岩面并清除险石，认真检查喷射机具和风、水、电、管线以及准备好照明和防尘设施等。

5．喷射作业1）严格按操作规程正确使用混凝土喷射机，尤其要注意调整好风压、水压，以减少回弹量和粉尘浓度。另外，混合料应随拌随用，其存放时间，掺速凝剂时不应超过20min，不掺速凝剂时不应超过2h。

2）喷头操作，要先给水后送料，及时调整水灰比，喷射顺序应先墙后拱，自下而上呈螺旋状轨迹移动，旋转直径以200mm左右为宜。

3）为了保证喷射质量、提高工效，应合理划分喷射区段。一般以6m长为一基本段，基本段再分为2m长的三小段。喷墙时，每喷完1.5m高使依次向相邻小段前进。图5-33为拱形巷道合理划分喷射区段的一个实例。对于凹凸严重的岩面，应先凹后凸、自下而上地正确选择喷射次序。

㈣喷射混凝土支护存在的问题

⑴回弹在施工中应合理确定工艺参数，使回弹率控制在：边墙不超过15％，拱部不超过25％。

⑶围岩渗漏水的处理岩帮仅有少量渗水、淌水，可用压风清扫，边吹边喷；遇有小裂隙水，可用快凝水泥注浆封堵，然后再喷；若有涌水或大面积漏水，必须将水导出，如图5-35所示。⑵粉尘

1）加强水泥与水的混合2）加强通风3）注意操作人员的个体防护4）采用湿喷机

首先找到水源点，在该处凿一个深约l0㎝左右的喇叭口，冲洗干净后，用速凝水泥浆将导水管理入，再向管子周围喷混凝土，待混凝土达到一定强度后，再向导管内注入水泥浆，将孔封闭。

三、锚喷支护及锚喷网联合支护

锚杆和喷射混凝土虽各自有优点，但也有不足之处。锚喷联合支护，恰能使两着取长补短，互为补充，是一种性能更好的支护形式。

喷射混凝土能有效的控制锚杆间的石块掉落，但其本身是脆弱的，当岩石变形大时，容易开裂剥落。解决办法之一就是在喷射混凝土中加入钢纤维，增加混凝土的抗弯能力和韧性。另外就是喷射混凝土之前敷设金属网，喷后成钢筋混凝土层，提高了混凝土的整体性，改善了喷层的抗拉性能，这就形成了锚喷网联合支护，能有效的支护松散破碎的软弱岩层。金属网用钢筋直径一般为6～12㎜，钢筋间距一般为200～400㎜。

四、组合锚杆支护

锚网支护是将金属网用托板固定或绑扎在锚杆上所组成的支护形式。金属网用来维护锚杆间的围岩，防止小块松散岩石掉落，也可作为喷射混凝土的配筋。被拉紧的金属网还能起到联系各锚杆组成支护整体的作用。

常见的金属网有金属菱形网、经纬网，一般采用直径3～4㎜的铁丝编制而成，一般采用镀锌铁丝，由于金属网消耗钢材较大，目前正在使具有一定抗拉强度和延伸率的玻璃钢纤维或塑料网代替。菱形网经纬网锚网支护梯形巷道锚网支护拱形巷道

锚网带支护锚网带支护由锚杆、钢带及金属网组成。钢带是用扁钢或薄钢板制成，为了便于锚杆安装，在钢带上预先钻好孔，钻孔形状为椭圆形，钻孔直径应由相应锚杆直径确定。也可采用钢筋梯代替钢筋带。

锚杆桁架支护

锚杆桁架主要有锚杆、拉杆、拉紧器及垫块结合而成的。水平拉杆的预紧作用，增大了沿巷道轴向的一组裂隙的摩擦系数，提高了围岩的整体性，有利于顶板围岩的成拱。锚杆桁架特别适宜围岩变形大的软岩巷道，对于锚杆或其它常规支护方法难于维护的复杂地质条