井巷工程课件

第1章岩石的性质及其工程分级井巷工程1岩石性质与工程分级引子井巷施工最基本的工作

——破岩与井巷维护为什么要了解岩石与岩体的物理力学性质?

如何在开挖和支护中利用岩石的强度？为什么要对岩石进行工程分级?第1章岩石的性质及其工程分级1.1

概述1.2

岩石的物理性质1.3

岩石的力学性质1.4

岩石的工程分级

习题1.1概述（1）岩石——组成地壳的基本物质，由矿物或岩屑在地质作用下按一定规律而形成的自然地质体，包括岩浆岩、沉积岩、变质岩。“两相”、“三相”。“最复杂的材料之一”岩石的性质：与其矿物组成有关，与结构、构造有关。（2）岩体

——地下工程周围较大范围内的自然地质体。

特点：非均质、各向异性、不连续、赋存地质因子。（3）岩块

——从地壳中切取出来的小块体，不包含软弱面（岩体中的地质遗迹、层理、节理、断层、裂隙面），近似认为各向同性的连续介质1.1概述（4）弱面：

——层理、节理、断面及裂隙面与所研究岩体的岩块比较,具有强度低、易变形的特点,称为弱面。岩体与岩块的差异：岩体的强度小，岩块的强度大；岩块的各向同性与岩体的各向异性。岩石是不分岩块和岩体的泛称。（5）围岩

——井巷附近受到扰动的岩体。岩块：岩体（6）表土：

——覆盖在地壳上部的第三纪、第四纪沉积物,如黄土、粘土、流砂、淤泥、砾石的统称。（7）基岩：

——表土以下的固结性岩石统称为基岩。（8）煤系地层：

——煤层周围一定范围内的地层。多为沉积岩，如砂岩、灰岩、页岩、泥岩等。1.1概述表土和基岩1.2.1岩石的相对密度和密度1.2.2岩石的孔隙性1.2.3岩石的水理性质1.2.4岩石的碎胀性

1.2岩石的物理性质

1）相对密度(曾称比重)

岩石的相对密度是指岩石固体实体积(不包括孔隙体积)的质量与同体积水的质量的比值。计算公式为：式中：

d—岩石的相对密度(无量纲量);G—绝对干燥时体积为VC的岩石质量，g；

VC—岩石固体实体积(不包括孔隙体积)，cm3；

ρW—水的密度，g／cm3。1.2.1岩石的相对密度和密度

2）密度ρ岩石单位体积〈包括岩石内孔隙体积在内〉的质量，又称质量密度ρ，具有干密度与湿密度之分。a

干密度：是单位体积岩石绝对干燥后的质量。b

湿密度：是天然含水或饱和水状态下的密度。3）重度（容重）γ

：指单位体积岩石所受的重力，又称重力密度。γ=ρg

1.2.1岩石的相对密度和密度1.2.2岩石的孔隙性岩石的孔隙性

——是指岩石的孔隙和裂隙的发育程度，常用孔隙度（率）n和孔隙比e来表示。

1）孔隙度n

岩石试件内各种孔隙、裂隙的体积之和与试件总体积之比。

2）孔隙比e

岩石试件内各种孔隙、裂隙的体积总和与试件内固体矿物体积之比。1.2.2岩石的孔隙性3）孔隙度n和孔隙比e的关系4）孔隙性的作用

——对岩石其它性质有显著影响，如：密度和强度；风化程度，透水性，力学强度等。

吸水、透水、软化、溶蚀、膨胀、崩解。1）岩石的吸水率w：

—岩石试件在大气压力下吸入水的质量g与试件烘干质量G之比。*表1-1列出一些岩石的比重、密度、孔隙比和吸水率等指标1.2.3岩石的水理性质1.2.3岩石的水理性质2）岩石的软化性：岩石浸水饱和后强度降低的性质，称为软化性，用软化系数k表示。k定义为水饱和岩石试件的单向抗压强度(Rb)与干燥试件的单向抗压强度(Rc)的比值，即表1.2（7页）1.2.4岩石的碎胀性（1）碎胀性：岩石破碎后因孔隙或裂隙增多而总体积增大的性质。（2）碎胀系数K：岩石破碎后的总体积V1与原岩破碎前整体状态下的体积V之比。（3）影响碎胀系数大小的因素岩石的物理性质、破碎后的块度大小及其排列状态。（4）残余碎胀系数K'—岩石破碎后经过压实的总体积V1

'与原岩破碎前整体状态下的体积V之比。（5）碎胀系数的意义选择装岩、运输、提升设备；爆破空间大小；直接顶垮落后的高度。1.2.4岩石的碎胀性1.2.4岩石的碎胀性（6）岩石的碎胀应变（体积应变）几种岩石的体积应变数据，见表1.4（第8页）1.3岩石的力学性质

外载作用下：“变形”、“破坏”、“运动”。1.3.1岩石的变形特征1.3.2岩石的强度特征1.3.3岩石的硬度1.3.4岩石的可钻性与可爆性1.3.1岩石的变形特征*荷载（力）与应力：*变形与应变：*应力与应变：*刚度：或力学性能的几个关系：1.3.1岩石的变形特征1）岩石的弹性和塑性岩石是兼有弹性和塑性的材料。岩石受力后既可能出现弹性变形，也可能出现塑性变形，而且弹性变形和塑性变形往往同时出现。岩石的弹性是指在力的作用下，岩石改变形状和体积，而卸载后能完全恢复其原始状态的性质。如煤化程度较高的煤、砂岩、砾岩、石灰岩都具有较好的弹性。塑性是指在力的作用下，岩石改变形状和体积，而卸载后仍保留残余变形的性质。如页岩、粘土岩塑性比较强。岩石的变形特性用岩石的弹性模量E、变形模量EB以及泊松比μ等参数来表示。表1-3几种岩石的弹性模量和泊松比1.3.1岩石的变形特征2）岩石的脆性和流变性岩石的脆性是指岩石在破裂前几乎没有或仅有很短的塑性阶段。如煤化程度较高的煤、砂岩、石灰岩都具有脆性。流变：通常把随时间因素而变化的应力应变现象统称为流变。许多岩石有流变性，而不同岩石的流变性差异很大。流变性表现在蠕变和松弛两个方面。蠕变是在应力一定的条件下，变形随时间的持续而逐渐增长；松弛是在变形量一定的条件下，应力随时间的持续而逐渐减少。㈠静载荷下岩石的变形特征（单向压缩）1.3.1岩石的变形特征⑴应力应变曲线⑵体积应变⑶三种破坏形式⑴应力应变曲线I—OA阶段裂隙压密闭合阶段

Ⅱ—AB阶段线弹性阶段

Ⅲ—BC段破裂发展阶段或称变形屈服阶段

Ⅳ一CD段软化阶段

静荷载下岩石变形特征*一般岩石在室温和大气压条件下的单向压缩试验曲线（P9图1-1）

a、Ⅰ—OA段：σ～ε曲线斜率逐渐增大；称为“裂隙压密闭合阶段”（变弹模）。

b、Ⅱ—AB段：σ～ε曲线近似直线；称为“线弹性阶段”。

c、Ⅲ—BC段：σ～ε曲线的斜率逐渐缩小；称为“破裂发展阶段”，达到极限C。

d、Ⅳ—CD段：刚性试验机时可见σ～ε曲线上应力随应变而下降直至D，这说明了什么？*CD曲线的存在——说明岩石在达到极限强度后，仍然具有相当的承载能力。

⑵体积应变

—岩石的体积改变量ΔV与原体积V的比值,也称体积改变率。一般岩石具有在弹性阶段体积变小和塑性阶段体积增大的特点、转折点在附近。岩石在塑性阶段体积增大的性质称为扩容现象,对于研究巷道变形和围岩对支护造成的压力等问题有重要意义。图1.1（9页）⑶三种破坏形式脆性破坏：永久变形或全变形小于3%者为脆性破坏。具有这种特性的岩石称为脆性岩石；塑性破坏：永久变形或全变形大于5%者塑性破坏。具有这种特性的岩石称为塑性岩石；过度状态：永久变形或全变形在3%到5%之间。(4)有围压作用时的岩石变形特性图1.2（10页）破坏前的应变增加；脆性

塑性，出现硬化现象；变形模量和泊松比有一定程度提高。（二）动载荷下岩石变形特征*动荷载

—外荷载不是常数，而是时间的函数。如冲击凿岩和爆破落岩等，如图1－2所示为凿岩机活塞冲击钎尾时，作用力随时间变化的实测曲线。从图可见，作用力在几十微秒内零骤增到数万牛顿，再经数百微秒重新下降到零。ΔL—质点扰动位移，CP—质点扰动的传播速度（波速），Δt—波的传播时间，CPΔt—在Δt时间内的变形范围。

F⑵岩石在动荷载作用下的变形特征

ΔL*动荷载下岩石变形特征：

a在动荷载作用下，岩石变形不是整体的均匀变形；

b质点的运动速度也不是整体一致的。“变形和速度”都有一个传播的过程。*表1－3列出了几种材料的密度、纵波波速及波阻抗值。表面波(勒夫波)：沿介质边界传播c；体积波：在介质内部传播，分为横波和纵波横波：介质振动方向和波的传播方向垂直，产生剪切变形b；纵波：质点振动方向和波的传播方向一致，产生压缩、拉伸变形a；瑞利波：质点运动轨迹为椭圆的波，为地震波的主要形式

d⑶波的反射和透射

波阻抗ρcp

—介质密度与纵波速度的乘积，它表示介质对应力波传播的阻尼作用。*表1－3列出了几种材料的密度、纵波波速及波阻抗值。岩石强度：

—在外荷载作用下岩石抵抗破坏的能力（静、动荷载作用）。*瞬时强度—岩石在动荷载作用下的强度，又叫动荷载强度*长时强度—岩石在静荷载作用下的强度的强度，又叫做静荷载强度

表1－5列出了几种岩石的动静荷载强度值1.3.2岩石的强度特征（一）静荷载下岩石的强度特征

（1）静荷载下岩石大多表现为脆性破坏。（2）同一种岩石的强度并非常数。（3）不同受力状态下岩石的各种强度极限相差悬殊。

a、从荷载性质来看：单向抗压强度>单向抗剪强度>单向抗弯强度>单向抗拉强度；

b、从应力状态来看：三向抗压强度>双向抗压强度>单向抗压强度；*部分岩石强度试验结果列于表1－4单向抗压强度RC、单向抗剪强度τ、单向抗拉强度Rt之间有下列关系：（一）静荷载下岩石的强度特征（二）动荷载下岩石的强度特征

动载：随着时间变化。（1）外部动荷载解除，质点由运动恢复到静止状态需要一个持续过程，而非立即恢复到位。（2）岩石的动荷载强度（瞬时强度）大于静荷载强度（长时强度）。（3）分析围岩稳定性时，静载强度；分析开挖问题时，动载强度。（三）强度理论强度理论（强度准则）1）莫尔-库伦强度准则思想：在不同正应力和剪应力的组合下发生破坏图1.4~1.5（13页）不足；破坏机理；中间主应力。2）格里菲斯强度准则思想：破裂原因；裂纹扩展方向；裂纹扩展所需能量。*硬度

—抵抗其它较硬物体侵入的能力。根据试验方式可分为：

（1）静压入硬度：采用底面积为1～5mm2的圆柱形平底压模压入岩石试件，该岩石产生脆性破坏或屈服时的强度，作为岩石的硬度指标。（2）回弹硬度：以重物落于岩石表面后回弹高度来表示，常用回弹仪即施米特锤。1.3.3岩石的硬度*岩石的可钻性

—表示岩石钻眼难易程度，是岩石的物理力学性质在钻眼条件下的综合反映。*岩石的可爆性

—表示岩石爆破难易程度，是岩石的物理力学性质在爆破条件下的综合反映。*岩石的可钻性和可爆性度量

——常用工艺性指标来表示。1.3.4岩石的可钻性与可爆性岩石的可钻性：钻速；钻每米炮眼所需时间；钻头在变钝之前的进尺；钻每米炮眼磨钝的钎头数等。岩石的可爆性：爆破单位体积岩石所消耗的炸药；爆破单位体积岩石所需的炮眼长度；单位重量的炸药的爆破量；每米炮眼的爆破量等。1.4.1岩石工程分级概述岩石—“最复杂的材料”。岩块、结构面、地质环境等。分级的目的：给出具有代表性的、单一的性质参数，以便能正确地进行工程设计，合理地选用施工方法、施工设备、机具与器材，准确的制定生产定额和材料消耗定额等。1.4岩石的工程分级1）普氏分级法

2）中国煤炭部门围岩分类法

3）岩石质量指标（RQD）分类

4）Q分类

5）围岩松动圈分类1.4.2工程分级方法

1）普氏分级法

普罗托奇雅克诺夫1926年提出用“坚固性”作为岩石工程分级的依据，即用一个综合性指标“坚固性系数f”来表示岩石破坏的相对难易程度。

f=Rc/10

据f值，分为十级十五种（如表1-6所示）。*Ⅰ级岩石···（最坚固，如石英、玄武岩）···普氏系数f＝20*Ⅴ级岩石···（中等坚固，如页岩）········普氏系数f＝3～4*Ⅵ级岩石···（如无烟煤）···················普氏系数f＝2

*Ⅵa级岩石···（如坚固烟煤）···············普氏系数f＝1.5*Ⅶ级岩石···（如软的烟煤）················普氏系数f＝1.0

*Ⅸ级岩石···（如采下的煤）················普氏系数f＝0.5普氏岩石分级法的不足：1）只反映了岩石（块）的特征而没有反映出岩体（含有弱面）的特征。2）井巷围岩稳定性主要取决于岩体的结构和岩石的强度，而不只是岩石试件的强度，因此，国内外提出了各种“岩石工程分类（级）方法”，如我国煤炭系统的五级分类、西方的RQD分类及围岩松动圈分类等。根据井巷锚喷支护设计与施工需要，按照煤矿岩层的特点，分为五类，如表1-7所示。Ⅰ类稳定岩层：完整、坚硬，层间胶结好，Rb（饱和抗压强度）>60Mpa；

Ⅱ类较稳定~：完整、比较坚硬，层间胶结较好，Rb＝40～60Mpa；

Ⅲ类中等稳定~：完整、中硬，夹有软弱夹层Rb＝20~40Mpa；

Ⅳ类稳定性较差~：较软的完整岩层Rb<20Mpa；

Ⅴ类不稳定~：易风化潮解剥落的软岩和各类破碎岩层。2）中国煤炭部门围岩分类法表1.7煤炭行业岩石分类表五级分类时的岩层描述：*岩体结构描述—

完整的；层状的；块状的；破碎的。

完整的—层理和裂隙的间距大于1.5m；层状的—层间距小于1.5m；块状的—节理裂隙间距小于1.5m，大于0.3m；破碎的—节理裂隙间距小于0.3m。*岩层强度描述：

Rb—单轴饱和抗压强度，Mpa

(较软)20；

(中硬)40；

(较硬)60；

(坚硬)80*层间胶结描述：

胶结好；

较好；

少数软岩夹层；

软岩。*当地下水影响围岩稳定性时，考虑适当降级。五级分类时各类围岩（巷道开挖后）的稳定状态描述（跨度3-5m）I类：围岩稳定，长期不掉块；II类：围岩较稳定，较长时间不支护会有掉小块；III类：一个月以上稳定，局部掉块；IV类：暂时稳定，几天后冒落；V类：瞬时稳定，易产生冒顶片帮，随挖随冒。

RQD：钻探时将钻孔中直接获取的长度大于10cm的坚硬完整岩芯的累计长度，与钻孔总进尺之比，即：具体分为5类，其相应的指标如下：优质的·······RQD＝90~100

良好的······RQD＝75~90

好的·········RQD＝50～75

差的·········RQD＝25～50

很差的·······RQD＝0～253）岩石质量指标（RQD）分类(Deere提出)

挪威NickBarton1974年提出的。

Q分类考虑的因素：

RQD、

节理组数评分Jn、

节理面粗糙度评分Jr、

节理面蚀变程度评分Ja、

裂隙水折减系数Jw，⑥地应力折减系数SRF。

Q分类为7类：如P18图1.8所示A~G（1000~0.001）4）Q分类5）围岩松动圈分类（1）围岩松动圈的形成：开挖后

①应力集中（升高、降低）；

②三向应力变为两向应力围岩强度降低；

集中应力超过浅部围岩强度浅部围岩松动破坏深部处于三向应力平衡状态。（2）特点：变形和强度松动圈内的岩石处于软化和残余强度范围。（3）测量：用超声波或地质雷达测量。围岩类别松动圈支护方法备注小I稳定<40cm喷砼围岩整体性好中II较稳定40~100锚，喷III一般100~150锚，喷刚性支护局部破坏大IV一般不稳定150~200锚，喷，网刚性支护大面积破坏V不稳定200~300锚，喷，网围岩变形有稳定期VI极不稳定>300二次支护无稳定期（4）围岩松动圈分类（I~VI

类）5）围岩松动圈分类（5）围岩松动圈分类的特点：①松动圈厚度是一个综合指标；②松动圈厚度直观，且容易测量；③分类与支护方式直接联系，应用方便。复习思考题岩石与岩块的特点及其力学性质差异？岩体、基岩、表土？相对密度、密度、孔隙性、吸水率、软化性？岩石的碎胀性及其表示？在井巷工程实践中有何意义？岩石静载荷作用下变形特征？用单向压缩实验曲线说明这个阶段意义？动荷载下岩石的变形特征？岩石在动荷载下的强度特征？岩石的可钻性与可爆性？如何表示？岩石工程分级的目的与意义？岩石工程分级方法有几种？什么是普氏系数？普氏系数分级法及其的优缺点？65

第2章巷道断面设计2.1巷道断面形状2.2巷道断面尺寸2.3巷道断面内水沟设计和管线布置2.4巷道断面设计示例

习题662.0引子

巷道净断面应该满足哪些要求？净断面、掘进断面（设计和计算）的区别？断面设计的内容和步骤？672巷道断面设计巷道断面设计原则：在满足安全、生产和施工要求的条件下，力求提高断面利用率，取得最佳的经济效果。

巷道断面设计内容：选择断面形状和确定断面尺寸。68

2巷道断面设计巷道断面设计的步骤㈠

选择巷道断面形状、确定巷道净断面尺寸，并进行风速验算；㈡根据支架参数和道床参数计算出巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许的超挖值求算出巷道的计算掘进断面尺寸；㈢布置水沟和管缆；

㈣绘制巷道断面施工图，巷道特征表、每米工程量及材料消耗量表。692.1巷道断面形状一、常用断面形状二、选择巷道断面形状一般考虑的因素三、

巷道断面选用原则70

一、巷道断面形状

分类：（一）折线型：矩形、梯形、不规则形；（二）曲线型：直墙拱形(如三心拱形、半圆拱形、圆弧拱形)以及封闭拱形、椭圆形、圆形等。2.1巷道断面形状71巷道断面形状72二、影响巷道断面形状选择的因素㈠作用在巷道上的地压大小和方向（在选择巷道断面形状时起主要作用）；㈡巷道用途和服务年限（也是选择巷道断面形状不可缺少的重要因素）；㈢矿区富有的支架材料和习惯使用的支护方式（也直接影响巷道断面形状的选择）；㈣掘进方法和设备（对于巷道断面形状的选择也有一定影响）；㈤需风量大的矿井，选择通风阻力小的断面形状和支护方式，有利于安全和具有经济效益。2.1巷道断面形状73巷道地压大小和方向与断面形状的选择74矿井巷道用途和服务年限与断面形状的选择752.1巷道断面形状三、

巷道断面选用原则①巷道安全稳定性好；②满足生产和施工技术要求；③断面利用率高；④巷道施工速度快、造价低，经济效果好。762.2巷道断面尺寸巷道断面尺寸及巷道断面设计方法与步骤（1）决定巷道净断面尺寸的因素：运输；行人；通风；安全设施及设备的安装、检修和施工等。（2）巷道断面设计方法与步骤：①首先根据运输、通风、行人、安装检修、施工和《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》等的规定，确定巷道的“净断面的尺寸”；②进行风速校验；③根据支护参数和道床参数，计算出巷道的“设计掘进断面尺寸”；④再按允许超挖值，计算出巷道的“计算掘进断面尺寸”；⑤最后按比例绘制包括墙角和水沟在内的巷道断面图，编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表。

77一、巷道净宽度B的确定二、巷道的净高度H三、巷道的净断面面积S四、巷道风速v验算五、巷道的设计掘进断面积和计算掘进断面积2.2巷道断面尺寸78

（1）直墙拱形巷道的净宽度指巷道两侧内壁或锚杆露出长度终端之间的水平间距。（2）矩形巷道的净宽度巷道两侧内壁或锚杆露出长度终端之间的水平间距。

（3）梯形巷道的净宽度1）当其内通行矿车、电机车时，净宽系指车辆顶面水平的巷道宽度；2）当其内不通行运输设备时，净宽系指自底板起1.6m高水平的巷道宽度。一、巷道净宽度B的确定79B＝a十2A1十c十t（2.1）A1—运输设备的最大宽度(表2.2)，m；a—非人行道侧宽度；c—人行道的宽度；t—运输设备最突出部分之间的间距。（具体数值见《煤矿安全规程》的规定）一、巷道净宽度B的确定

（以直墙拱形巷道为例）：

80《煤矿安全规程》（2005）第二十二条运输巷两侧（包括管、线、电缆）与运输设备最突出部分之间的距离，应符合下列要求：(表2.142页)

（一）新建矿井、生产矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道碴面起1.6m的高度内，必须留有宽0.8m（综合机械化采煤矿井为1m）以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m；巷道另一侧的宽度不得小于0.3m（综合机械化采煤矿井为0.5m）。（二）巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于0.7m。（三）巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于0.3m。

（四）在人车停车地点的巷道上下人侧，从巷道道碴面起1.6m的高度内，必须留有宽1m以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m。81《煤矿安全规程》（2005）第二十三条：在双轨运输巷中，2列列车最突出部分之间的距离，对开时不得小于0.2m，采区装载点不得小于0.7m，矿车摘挂钩地点不得小于1m。车辆最突出部分与巷道两侧距离，必须符合本规程第二十二条的要求。82参见教材44页表2.2所示83在确定曲线段巷道净宽度时，按公式计算巷道的净宽，要考虑矿车在弯道上运行，由于车体的中心线和线路的中心线不相吻合，发生矿车外边角外伸和矿车内侧车帮内移现象，内侧和外侧均要加宽0.2m。曲线段巷道加宽范围：除曲线段外，用矿车运输时与曲线段两端相联的各长2m的直线段也要加宽；电机车运输时曲线两端直线段加宽长度为3m。巷道曲线段加宽84双轨巷道线路中心距加宽

双轨巷道对开列车车辆之间应有足够的安全间隙，两条平行轨道的中线距可按表1-2或表2.3选取；表2.345页85巷道净宽度的总体规定1）拱形断面：

(1)主要运输巷道：综采：≥3.0m；其它：≥2.2m。

(2)其它巷道：≥2.0m2)矩形断面：≥2.0m3)梯形巷道：顶部一般要求≥1.8m，具体可根据标准顶梁尺寸和柱腿斜角来推算规定处的净宽度。此外还应满足如下规定：巷道的净宽度必须满足自道渣面起1.6m范围内，人行道宽度≥

0.8m。按公式（2.1）计算的B值按照“只进不舍”的原则，以0.1m进级。86无轨运输巷道的净宽度主要根据通风、行人选取。1）主要运输巷道：(1)人行道：≥1.2m；另外一侧：≥0.5m。(2)列车对开：≥0.5m2)其它巷道：人行道：0.8-1.0m；另外一侧：0.3-0.5m。3)转弯和交叉处，根据列车转弯半径、运输间距确定。87

二、巷道的净高度

1）矩形、梯形巷道：自渣面或底板到顶梁或顶部喷层面、锚杆露出长度终端的高度。表2.42）拱形巷道净高：自渣面至拱顶内沿或锚杆露出长度终端的高度。主要是确定净拱高和自底板起的墙高。

H=h0+h3-hbH—拱形巷道净高；

h0—拱形巷道拱高；

h3—拱形巷道墙高；

hb—巷道内道碴高度。88《煤矿安全规程》第二十一条巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的需要，并符合下列要求：（一）主要运输巷和主要风巷的净高，自轨面起不得低于2m。架线电机车运输巷的净高必须符合本规程第三百五十六条和第三百五十七条的有关要求。（二）采区（包括盘区，以下各条同）内的上山、下山和平巷的净高不得低于2m，薄煤层内的不得低于1.8m。

采煤工作面运输巷、回风巷及采区内的溜煤眼等的净断面或净高，由煤矿企业统一规定。巷道净断面的设计，必须按支护最大允许变形后的断面计算。892）拱形巷道净高（1）拱高h0

常与巷道净宽的比来表示（高跨比）：半圆拱：h０=R=B/2；圆弧拱：h０=B/3、0.4B。（2）墙高h3

自巷道底板至拱基线的距离。90(2)拱形巷道壁高设计要求：(1)架线电机车导电弓子顶端两切线交点处与巷道拱壁间最小安全间隙n；(2)

管道的装设m；(3)

人行高度要求j；(4)1.6m高度人行道宽度C；(5)

设备上缘至拱壁间最小安全间隙C'

。计算壁高h3，然后取大值。“只进不舍，0.1m进级”91(2)拱形巷道壁高h3

半圆拱形巷道的壁高h3(见图2-3)。(1)按“架线电机车导电弓子高度”要求计算：式中，h4—电机车导电弓子高度；2.0m（行人），1.9m（不行人），井底车场2.2m。（356条）

hc—道床总高度；R—半圆拱半径；

n—导电弓子外缘与拱壁之间的安全间隙(一般取300)；

K—导电弓子宽度之半；

b1—轨道中心线与巷道中心线间隙。92(2)拱形巷道壁高h3（2）按“管道的装设高度”要求双轨巷道：单轨巷道：式中，m-导电弓子与管子之间的安全间隙(一般取400~500)；

h5-管子吊挂的下缘高度，h5≥1800mm。（3）按“人行高度”要求计算：式中，j大于100，一般取200mm93(2)拱形巷道壁高h3（4）按“1.6m高度人行宽度”要求

双轨巷道：单轨巷道：式中，C'-运输设备上缘和拱璧间距(一般大于等于700mm)；（5）按“设备上缘距拱璧的最小安全间隙”要求计算：双轨：单轨：非人行侧：941、按架线电机车2、按管道安装3、按人行高度4、按高1.6m处人行宽度5、按设备上缘安全间隙图2.451页95单轨巷道壁高9697

关于巷道的净高度：

（1）一般来说，对于架线电机车运输的巷道，按其中架线电机车导电弓子和管道装设要求计算即能满足要求；

（2）其它如矿车运输、仅铺设输送机或无运输设备的巷道一般只按行人高度要求即能满足要求，但在人行道范围1.8m以下，不得架设管线和电缆。（3）以上计算的墙高h3值，必须按只进不舍的原则，以0.1m进级。

二、巷道的净高度(续)

981）矩形巷道净断面积：S＝BHB—巷道净宽；H—巷道净高。

2）梯形巷道净断面积：S＝(B1+B2)H/2；

B1、B2—巷道顶梁、底板处净宽；H—巷道净高。

3）半圆拱巷道净断面积：S＝B(0.39B+h2)h2—渣面起的巷道壁高。

4）圆弧拱巷道净断面积：S＝B(0.24B+h2)h2—渣面起的巷道壁高。三、巷道的净断面面积99

矩形巷道100梯形巷道101半圆拱形巷道102圆弧（三心）拱形巷道103四、巷道风速验算

生产矿井的巷道通常兼作通风用，因此还要进行最优的风速验算：

V——通过巷道的风速，

Q——通过巷道的风量，

Vmax——巷道允许通风的最高风速，m／s。

104四、巷道风速验算

《煤矿工业设计规范》规定：矿井主要进风巷的风速一般不大于6m/s；输送机巷道采区风巷一般不大于4m/s。《煤矿安全规程》

105五、巷道设计和计算掘进断面积

1．支护参数的选择2．道床参数的选择3．巷道设计掘进断面积4．巷道计算掘进断面积

106（一）支护参数的选择支护是影响煤矿技术经济指标和安全生产的关键技术问题。支护形式过去，棚式支架和砖石、混凝土砌碹是支护的主要形式。近来，锚喷支护和金属支架尤其锚喷支护已成为主要支护形式。支架参数

~是各种支架的规格尺寸，锚喷支护的锚杆类型、长度直径、间距、排距、喷层厚度及标号等。如坑木的直径、金属和钢筋混凝土构件的断面高度以及背板厚度、喷层的厚度或锚杆直径、长度和外露的长度等。107（二）道床参数的选择道床参数：钢轨型号、轨枕规格和道碴厚度。①钢轨型号简称轨型，是根据巷道类型、运输方式及矿车容积和轨距来选取。轨型是以每米长度的质量来表示，如15、22、30、38kg/m等。②轨枕：轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。③道床：一般采用坚硬的碎石或不易自燃的矸石或卵石做道碴，颗粒度以20~30mm为宜。

108（二）道床参数的选择109钢轨型号表2.958页110轨枕规格表2.1058页111常用道床参数表2.1159页112（三）巷道的设计掘进断面积

巷道的净断面尺寸加上支架参数和道床参数便可得到巷道的设计掘进尺寸，从而求得巷道的设计掘进断面积。半圆拱巷道的设计掘进断面积：S1=B1（0.39B1+h3）；

B1—拱形巷道掘进宽度；h3—墙高；圆弧拱巷道的设计掘进断面积：S1=0.24B2+1.27BT+1.57T2+B1h3；

B—巷道净宽；T—墙厚；梯形巷道的设计掘进断面积：S1=（B3+B4）H1/2；

B3、B4—顶梁、底梁设计掘进宽度；H1—设计掘进高度。113（四）巷道的计算掘进断面积

考虑到巷道在施工内出现超挖观象，因此，设计掘进断面尺寸应加上允许超挖值δ，作为计算掘进断面尺寸。并以此计算出巷道的掘进工程量和支炉材料消耗量。114（四）巷道的计算掘进断面积

1152.2巷道断面尺寸五、巷道断面尺寸计算公式梯形巷道断面尺寸和工程量、材料消耗计算公式，如表2.4所示。（47页）半圆拱巷道断面尺寸和工程量、材料消耗计算公式，如表2.6所示。（52页）

圆弧拱巷道断面尺寸和工程量、材料消耗量计算公式，如表2.7所示。（54页）1162.3巷道断面内水沟和管缆布置一、排水沟布置设计1)排水沟断面系根据矿井生产时通过该巷道的排水量设计。2)排水沟一般布置在人行道一侧，并尽量少穿越运输线路。3)平巷排水沟的坡度一般取3‰~5‰(或与巷道坡度相同)。4)常用的水沟断面及尺寸如图2-6、2-7和2-13所示。二、巷道管缆布置(设计)1)巷道内管线布置的原则—“保证安全，便于安装、检修”。2)电力电缆与管道应布置在巷道的不同侧。3)电话和信号电缆应布置在电力电缆的另一侧。117一、水沟设计（一）水沟位置（1）对于倾角<16°的巷道一般布置在人行道一侧，少穿越运输线路。（2）对于倾角>16°的巷道与人行台阶一侧；与人行台阶分设。（3）布置在巷道中间；（4）巷道横向水沟。118一、水沟设计（二）施工要求（1）平巷水沟坡度真可取3‰~5‰，或与巷道的坡度相同，但一般不小于3‰，以利于水流通畅。（2）运输大巷的水沟可用混凝土浇筑，也可用钢筋混凝土预制成构件，然后送到井下铺设，服务年限短，排水量小的巷道其水沟可不用支护。（3）棚式支架巷道水沟一侧的边缘距棚腿距不小于300mm，图2-7。（4）为了行人方便，主要运输大巷和倾角小于15°斜巷的水沟，应铺放钢筋混凝上预制盖板，盖扳顶面要与巷道渣面齐平。119一、水沟设计(续)120一、水沟设计（三）水沟断面常用的水沟断面形状有对称倒梯形、半倒梯形和矩形。各种水沟断面尺寸应根据水沟流量，坡度，支护材料和断面形状等因素决定，常用的水沟断面和尺寸见图2-6和表2-13。为了使巷道内不积水，巷道横向水沟的一侧也应有2‰的坡度，并在水沟的侧面壁上每隔一定距离开设φ50㎜的泻水孔。

121122一、水沟设计(续)123二、管缆布置

（一）管道布置（1）管道通常应布置在人行道一侧，也可布置在非人行道一侧。管道架设可采用管墩架设、托架固定或锚杆悬挂等方式。若架设在人行道上方，管道下部与道渣面或水沟盖板面保持1.8m以上的距离，若架设在水沟上，应以不妨碍清理水沟为原则。（2）在架线式电机车运输巷道内，不要将管道直接置于巷道底板上（用管墩架设），以免电流腐蚀管道。（3）管道与运输设备之间必须留有不小于0.2m的安全距离。

124二、管缆布置

（二）电缆布置（1）通信电缆和电力电缆不宜设在同一侧。（2）高压电缆和低压电缆在巷道同侧布置时，相互之间距离应大于0.1m以上；同时高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm，以便摘挂方便。（3）电缆与管道在同一侧敷设时，电缆要悬挂在管道上方并保持0.3m以上的距离。（4）电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不会撞击电缆，或者电缆发生坠落时，不会落在轨道上或运输设备上。（5）人行道一侧最好不要敷设动力电缆。125126三、绘制巷道断面施工图、编制两表按1:50的比例绘制巷道断面施工图；巷道特征表；每米巷道工程量及材料消耗量表。（如64-65页图2.9，表2.13、2.14所示。）1272.4巷道断面设计示例

已知条件：某煤矿，年设计能力为90万t，低瓦斯矿井，中央分列式通风，井下最大涌水量为320m3/h。通过该矿第一水平东翼运输大巷的流水量为160m3/h，采用ZK10-6/250架线式电机车牵引1.5吨矿车运输.该大巷穿过中等稳定的岩层，岩石坚固性系数f=4～6，需通过的风量为48m3/s。巷道内敷设一道直径为200mm的压风管和一趟直径为l00mm的水管。试设计运输大巷直线段的断面。1282.4巷道断面设计示例

一、选择巷道断面形状年产90万t矿井的第一水平运输大巷，一水平服务年限在20年以上，采用600mm轨距双轨运输的大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定的岩层。故选用螺纹钢树脂锚秆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。锚杆支护参数表（）。129

二、确定巷道断面尺寸㈠确定巷道净宽度B

查表2-2（45页）知ZK10-6/250电机车宽A1=1060㎜，高h=1550㎜；1.5吨矿车宽1050㎜，高1150㎜。根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽C=840㎜，非人行道一侧宽a=400㎜。又查表2-3知本巷双轨中心线b=1300㎜，两电机车之间的距离为：1300-（1060/2+1060/2）=240㎜

故巷道净宽度B=a1+b+c1=a+2A1+C+t=400+2×1060+240+840=3600㎜。㈡确定巷道拱高h0

半圆拱巷道拱高h0=B/2=3600/2=1800㎜；半圆拱半径R=h0=3600/2=1800㎜。2.4巷道断面设计示例1302.4巷道断面设计示例

二、确定巷道断面尺寸㈠确定巷道净宽度B=3600㎜。㈡确定巷道拱高h0=B/2=3600/2=1800㎜㈢确定巷道壁高h31）按架线电机车导电弓子要求确定h3由表2.5中半圆拱巷道壁高公式得1312）按管道装设要求确定h3

2.4巷道断面设计示例

3）按人行高度要求确定h3综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1820㎜。则巷道高度H=h3-hb+h0=1820-220+1800=3400㎜。132㈣确定巷道净断面面积S和净周长P

由表2.6得净断面面积

S=B（0.39B+h2）式中：

h2为道碴面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1820-220=1600㎜。故，S=3600×（0.39×3600+1600）=10.8m2；净周长P=2.57B+2h2=2.57×3600+2×1600=12.5m。2.4巷道断面设计示例(续)

133㈤用风速校核巷道净断面面积查表2.8，知Vmax=8m/s，已知通过大巷风量Q=48m3/s，计算得：2.4巷道断面设计示例(续)

设计的大巷断面面积、风速没超过规定，可以使用。134㈥选择支护参数（180页，表6.6）本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽3.6m、穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩、服务时间大于l0年等条件，得：锚喷支护参数；锚杆长2.0m，间距a=0.8m，排距a'=0.8m，锚杆直径φ18；喷射混凝土层厚T1=l00mm，而锚杆露出长度T2=50mm故支护厚度T=T1=100㎜。2.4巷道断面设计示例(续)135㈦选择道床参数根据本巷道通过的运输设备，选用30kg/m的钢轨，其道床参数hc、hb分别为410㎜和220㎜，道渣至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190㎜。采用钢筋混凝土轨枕。2.4巷道断面设计示例(续)136㈧确定巷道掘进断面面积巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2×100=3800㎜。巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=3800+2×75=3950㎜。巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720㎜。巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3720+75=3795㎜。巷道设计掘进断面面积S1=B1×（0.39B1+h3）=3800×（0.39×3800+1820）=12547600㎜2，取S1=12.55㎡。巷道计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=3950×（0.39×3950+1820）=13273975㎜2，取S2=13.27㎡。2.4巷道断面设计示例(续)137三、布置巷道内水沟和管线（一）水沟已知通过本巷道的水量为160m3/h，采用水沟坡度为0.3%，查表2.12（62页）得：水沟深400㎜、水沟宽400㎜，水沟净断面面积0.16㎡；水沟掘进断面面积0.203㎡，每米水沟盖板用钢筋1.633kg、混凝土0.0276m3，水沟用混凝土0.133m3。（二）管缆管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方，如图2-10（69页）所示。2.4巷道断面设计示例(续)138四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量每米巷道拱与墙计算掘进体积：V1=S2×1=13.27×1=13.27m3；每米巷道墙脚计算掘进体积：

V3=0.2×(T+δ)×1=0.2×(0.1+0.075)×1=0.04m3；每米巷道拱与墙喷射材料消耗：V2=[1.57(B2-T1)T1+2h3T1]×1=[1.57(3.95-0.10)0.10+2×1.82×0.10]×1=0.968m3；每米巷道墙脚喷射材料消耗：V4=0.2T1×1=0.2×0.1×1=0.02m3；每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗）：

V=V2+V4=0.968+0.02=0.988m3；2.4巷道断面设计示例(续)1392.4巷道断面设计示例(续)四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量每米巷道锚杆消耗折合质量式中，P1为计算锚杆消耗周长，P1=1.57B2+2h3=1.57×3.95+2×1.82=9.84m；

M、M'为锚杆间距、排距，M=M'=0.8m。故，1402.4巷道断面设计示例(续)四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量每米巷道锚杆消耗每排锚杆数：N×0.8=14.75×0.8=11.8=12根每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B3+2h2式中，B3—计算净宽，B3=B2-2T=3.95-2×0.10=3.75m所以，Sn=1.57×3.75+2×1.60=9.1m2。1412.4巷道断面设计示例(续)五、绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗量表。根据以上计算结果，按1：50比例绘制出巷道断面图（图2.10），并附上工程量及材料消耗量表，如表2.15及表2.16。这些施工图表发至施工单位，作为指导施工的依据。1421432.4巷道断面设计示例(续)144巷道断面设计习题

某煤矿年设计能力为150万t，低瓦斯矿井，两翼对角式通风，井下最大涌水量为370m3/h，综采矿井。通过该矿第一水平东翼运输大巷的流水量为180m3/h，采用ZK14-9/550架线式电机车牵引5吨底卸式矿车运输.该大巷穿过稳定性较好的岩层，岩石坚固性系数f=6～8，需通过的风量为68m3/s。巷道内敷设一道直径为200mm的压风管和一趟直径为l00mm的水管。试设计运输大巷弯曲段的断面。145复习思考题(1)煤矿常用巷道断面形状及其承载性能特点？

(2)选择巷道断面形状应考虑那些因素？

(3)简述巷道断面设计的步骤？

(4)净宽、净高、拱形巷道墙高？

(5)梯形锚网支护巷道断面的净宽度和净高度如何确定？

(6)巷道断面内水沟和管线的布置有那些要求？146147148149150151152153154155156破岩方法（一）爆破破岩：钻眼+爆破钻机+炸药操作简单、灵活、适用性强、便宜；机械化程度低、工序多、劳动强度大。（二）机械破岩：机械化、自动化，掘进速度快；适用性差、投资大。157第三章巷道破岩第一节钻眼机具第二节炸药和爆炸概论第三节工业炸药第四节起爆材料第五节电雷管起爆法第六节破岩原理和爆破技术第七节钻眼爆破工作第八节掘进机破岩158第一节钻眼机具一、风动凿岩机

二、液压凿岩机

三、电钻

四、凿岩机钎子

五、电钻钻具159一、风动凿岩机概念：以压缩空气为动力的凿岩钻孔机具。按支架形式分为：手持式、气腿式、向上式、导轨式。按冲击频率分为：低频：2000次/min以下；中频：2000～2500次/min；高频：超过2500次/min。应用广泛的是气腿凿岩机，其结构见图气腿凿岩机结构。160凿岩机破岩原理冲击力F

侵入岩石，形成深为h的沟槽；扭矩M，转动；再次冲击，形成第二条沟槽；剪切槽间岩石；同时，及时排除岩粉；轴向推力P

接触岩石。161风动凿岩机162163YT23（7655）型气腿凿岩机的工作系统㈠冲击机构：由气缸、活塞和配气系统组成，借助配气系统自动变换压气进入气缸的方向，使活塞完成往复运动，冲程和回程(冲击作用原理)。

㈡转钎机构:

YT23（7655）型采用棘轮、螺旋棒、并利用活塞的往复运动，经过转动套筒等运动来转动钎子（见转钎机构及炮眼形成过程）。㈢排粉机构:

湿式排粉，利用轴向供水系统，水经过柄体上的给水接头和水道进入水针，水针插入钎子中心内，水经由钎子中心孔进入钻眼的眼底。注水与岩粉形成浆液后从钎杆与钻眼壁之间的间隙流出孔外，见排粉系统。㈣润滑系统:

凿岩机正常工作减少机件磨损、延长机件寿命。现代凿岩机均采用独立的自动注油器实现润滑，悬挂式注油器见图。164165转钎机构及冲击式凿岩炮孔形成过程

166167压气与油雾168风动凿岩机参数凿岩机性能参数，表3.15（101页）169凿岩台车凿岩台车：为了提高钻眼机械化程度，出现了高效能的凿岩台车，组成：行走部分、钻臂和凿岩机的推进机构。结构：推进器、支臂（钻臂）、车体、行走机构、供风供水及液压操控系统。CTH10-2F型表3.16（105页）170三臂凿岩台车171凿岩台车

172以液压为动力的新型凿岩机械。压力大（10MPa）、不可压缩、油循环使用。二、液压凿岩机

㈠冲击机构。液压凿岩机借助配油阀使高压油交替的进入活塞的前后油腔形成压力差，使活塞做往复运动。

㈡转钎机构。采用独立机构，由液压马达带动一组齿轮再带动钎子转动。㈢排粉机构。侧向供水排除岩粉。液压凿岩机参数表3.17（106页）173二、液压凿岩机优点：钻速高；噪音低；无油雾水汽。适用：深度大、直径大的炮孔174175176液压钻车177三、电钻破岩原理：切割型钻头在轴压力P作用下，侵入h；然后，在回转力Pc的作用下，克服岩石的抗切削强度，将岩石一层层的切割下来；钻头运行轨迹是沿螺旋线前进；破碎的岩屑被排至孔外。

178㈠煤电钻：构成：电动机、减速器、散热风扇、开关、手柄、钻杆。179㈡岩石电钻：适用在中等硬度（σc=40～80MPa）岩石上钻眼、扭矩功率大于煤电钻。

1-钻头；2-导轨；3-钻杆；4-链条；5-供水装置；6-手轮；7-导向链轮；8-离合器；9-滑架；10-岩石电钻；11-电缆；180181电钻参数表3.18（108页）182四、凿岩机钎子两种：组合钎子和整体钎子

钻眼工具是安装在钻眼机械上用以破碎岩石的工具，在凿岩机上使用的叫钎子。(a)组合钎子1-钎头；2-钎梢；3-钎身；4-钎肩；5-钎尾；6-中心水孔

(b)整体钎子1-钎头；2-钎杆；3-钎肩；4-钎尾183㈠钎头：钎头形状,一字型、十字型和球齿钎头。184㈡钎头结构参数指标刃角：钎头两个刃面夹角，一般90°～120°，多为110°；隙角：钎头体两侧面夹角，3°，球齿钎头7°；钎刃：端面为一字型做成曲率为18㎜的弧型，球齿钎头周边齿向外倾斜30°～35°；钎头直径：38～43㎜，保证药卷装入炮眼；排粉沟：布置在钎头顶端和侧面的排出底部岩浆的沟槽。

钎头材料：除硬质合金片外的钎头部分称为钎头体，合金钢。镶嵌在钎头上的硬质合金为钨钴类合金。炭化钨高硬度、高耐磨性、高抗压强度，钴韧性好。185186

㈡钎杆：承受活塞冲击力和回转力矩，传递到钎头上去的细长杆体。两种：中空六角形和中空圆形。材料：钎钢。中空8铬、中空55硅锰钢、中空40硅钼钒。

㈢钎尾：承受和传递能量的部位，钎尾规格和淬火硬度对凿岩速度有很大的影响。

㈣钎肩：六角形钎杆用环行钎肩，圆形钎杆用耳形钎肩。187（a）环形钎肩的钎尾；（b）耳形钎肩的钎尾；（c）无钎肩的钎尾188五、电钻钻具㈠煤电钻:钻具由钻头和麻花钻杆组成；麻花钻杆用菱形断面或矩形断面T7、T8钢加热状态扭制而成。㈡岩石电钻：钻杆由六角中空钢制成。189第二节炸药和爆炸概论一、炸药爆炸的基本特征二、炸药的分类三、炸药的氧平衡和爆热四、炸药的爆轰五、炸药的猛度和爆力六、炸药的敏感度190一、炸药爆炸的基本特征

爆炸：物质发生快速的物理或化学变化，瞬间放出大量能量，借助于系统原有气体或生成的气体的膨胀，对周围介质做功，使之发生巨大的破坏效应，同时可能伴随有声光热效应。爆炸现象可分为三类：物理爆炸：

化学爆炸：炸药爆炸的基本特征

1．放出大量热

2．生成大量气体

3．反应过程必须高速进行核爆炸:191192二、炸药的分类

炸药：在一定条件，能够发生快速的化学反应，放出能量，生成气体产物，显示爆炸效应的化合物或混合物，主要元素C、H、O、N，爆炸过程的实质是H、C被氧化的过程，O是炸药本身所含有，自带氧。

炸药按其组成成分可分为：

1.单质炸药（单体炸药）如硝化甘油，梯恩梯。

2.混合炸药硝酸铵类炸药、硝化甘油类炸药。炸药按其用途可分为：１.起爆药雷汞（Hg(CNO)2）、叠氮化铅Pb(N3)2、和二硝基重氮酚C6H2（NO2）2N2O等。

2.猛炸药黑索金梯恩梯。

3.发射药(火药)如黑火药。193三、炸药的氧平衡和爆热㈠炸药的氧平衡（1）O平衡：

C+O2→CO2+395KJ/mol；

2H2+O2→2H2O+240.7KJ/mol；

N→N2

（2）O不足

CO、H2、C；（3）O剩余

NO、NO2

。

氧平衡：就是用来表示炸药内含氧量与充分氧化可燃元素所需氧量之间的比例关系，用每克炸药不足或多余氧的克数来表示。单质炸药的分子式可写成CaHbNcOd，a、b、c，d分别代表一个炸药分子中碳、氢、氮、氧的原子个数，或一摩尔质量炸药中，碳，氢、氮、氧的克原子数。194适用混合炸药

⑴Kb>0时正氧平衡,剩余的氧和N反应生成NO和N2O5，等有害物质，吸热反应，氮氧化物还对瓦斯爆炸起催化作用。⑵Kb<0时负氧平衡，生成CO、C、H2，CO有毒气体。⑶Kb=0时，零氧平衡,充分氧化，生成大量热。

g/g适用单质炸药CaHbNcOd

氧平衡计算公式195例题：①计算硝酸铵（NH4NO3）的氧平衡值②在铵油炸药中，（硝酸铵和柴油混合物）加入4%的木粉做松散剂，按氧平衡配方。x=92.21克，y=3.79克，NH4NO3=92.2%，柴油=3.8%，木粉=4%。

设100g中，NH4NO3x克，柴油y克解：查表P31NH4NO3+0.2g/g，柴油-3.42g/g，木粉-1.37g/g。196（二）爆热

爆热：单体质量炸药在定容条件下爆炸时放出的热量，KJ/mol，KJ/kg，是评价炸药威力的直接标志。爆热的计算理论：

盖斯定律：化学反应的热效应与反应进行的路径无关，而只取决于反应的初态和终态。

盖斯三角形Q1=Q+Q2

爆热

Q=Q1-Q2197

例题：计算太恩C（CH2ONO2）4的爆热。C（CH2ONO2）4→3CO2+2CO+4H2O+2N2

查表得各物质生成热：CO2395KJ/mol；CO113.8KJ/mol；H2O240.7KJ/mol；太恩512.5KJ/molQ1=395×3+113.8×2+240.7×4=2375.4KJ/molQ2=512.5KJ/molQ=Q1-Q2=2375.4-512.5=1862.9KJ/mol，或Q=1862.9×1000/316=5895.3KJ/Kg198199四、炸药的爆轰㈠炸药的燃烧和爆轰㈡冲击波㈢爆轰波㈣爆速及其影响因素㈤炸药传播的间隙效应200㈠炸药的燃烧和爆轰

炸药有三种化学反应形式：

⑴缓慢分解（热分解）：缓慢进行的化学变化过程，环境温度升高，热分解速度加快，有可能发生爆炸。

⑵燃烧：在热源火焰作用下，引起温度、压力升高，极限情况可能发生爆炸。

⑶爆轰：炸药瞬间反应的一种形式，是爆轰波的传播形式。201燃烧和爆轰的区别：

传递方式：

燃烧：通过热传导传递能量，激起化学反应；爆轰：通过压缩冲击波的作用传递能量和激起化学放应；受环境影响不同

燃烧：受环境影响大；爆轰：不受环境影响；反应状态不同燃烧：反应速度慢，几十米每秒，最大几百米，反应产物运动方向与传播方向相反；爆轰：反应速度快，2000～9000m/s，反应产物运动方向与传播方向相同。燃烧爆轰202㈡冲击波1、压缩波基本概念（1）实验

在无限长气筒活塞右侧充满压力为P0的气体，当活塞在F力的作用下向右运动时，活塞右侧气体存在三个区域：压力为P1的均匀区；压力介于P1与P0之间的扰动区；压力仍为P0的未扰动区。

F203

（2）压缩波的定义扰动传播后，使介质状态参数(P、ρ、T)增加的波称为压缩波。在均匀区与未扰动区之间，存在过渡的扰动区。（3）压缩波的特点

1）其介质质点运动方向u与波的传播方向c相同；

2）其压力的增加是连续的。（4）波阵面介质中已受扰动区和未受扰动区的界面。（5）波速扰动波沿介质传播的速度，也就是波阵面的传播速度。2042、冲击波P0Rt0R0R=R0瞬间，管中的气体未受扰动。

在R=R1瞬间，活塞从静止开始运动，前端的气体受到压缩，产生一道压缩波，在未扰动的介质中传播，波阵面在A1-A1,

传播速为未扰动气体介质的音速。

在R=R2

瞬间，活塞前端气体产生了第二道压缩波，波阵面为A2-A2，波速大于音速，与第一道压缩波叠加。

在R=Rn

瞬间，第n道压缩波会与n-1道压缩波叠加，形成一个强压缩波，波阵面An-An上的介质参数突跃性变化，从而产生冲击波。

A1t1PA1RR1PA2t2R2A2R·PRnAntnAnR（1）冲击波的形成205（2）冲击波定义冲击波是炸药爆炸后在介质中产生的传播速度高于介质声速的一种压缩波，其波阵面有陡峭的前沿，介质压力在波阵面发生突跃上升。经长距离传播后，压力上升逐渐趋于平缓或下降，冲击波最终将衰减成声波。（3）性质

1）其波速D大于介质音速C；

2）其波阵面是完全陡峭的，在此面上介质参数剧增；3）当D<C时，其复原为压缩波，扰动区重新出现，过程复原。206㈢爆轰波

⑴定义：带有化学反应区的冲击波称为爆轰波。冲击波头与其后的化学反应区以相同的速度向前传播，称为爆速。爆轰波在药包中的传播爆轰波模型

207⑵爆轰波波头的理想模型：爆轰波是在炸药中传递的带有反应能以补充能量稳定的特殊冲击波，是爆轰作用的激发源。由捷里道维奇、诺依曼和达尔林各自独立提出的爆轰波结构模型如图所示，称为Z-N-D模型：208㈣爆速及其影响因素：测定仪器，专用BS-1型爆速仪。

209爆速的影响因素：

1.药卷直径：

D—药卷直径d

时的爆速；

D1—理想爆速；

a—与炸药性质有关的常数。

2.装药密度单质炸药随密度增加，爆速增大，D=a+bρ0，a、b随炸药品种变化的常数，ρ0—炸药密度。混合炸药在达到最佳密度前，随炸药密度增加，爆速增加，超过最佳密度，随密度增加有压死现象。D1210炸药爆速—装药密度2113.装药外壳在极限直径范围内，增加外壳，限制爆炸产物飞散。4.炸药粒度一般，同一种炸药粒度越细，会增加爆速，临界直径、极限直径减小。但混合炸药，敏感成分粒度越细，临界直径小，爆速高，钝感成分粒度细，临界直径增大，爆速减小，但粒度小到一定程度，临界直径随粒度减小，爆速增加。212㈤炸药传播的间隙效应⑴定义连续多个混合炸药药卷在空气中都能正常传爆，但在