井巷设计与施工课程设计.docx

《井巷设计与施工》
课程设计说明书

前言
矿产资源是我国国民经济赖以可持续发展的重要基础，它为许多重要工业部门提供原料和能源。随着科学技术的发展，以及我国城镇化进程的不断推进，矿产资源需求量持续增长，造成能源资源日益枯竭，环境污染也日趋严重。因此，采取措施，改变资源浪费、环境污染的现状，提高资源开发利用率，努力研究和探索矿产资源开发与生态环境保护并举的新技术，是我国矿业发展以及整个国民经济发展亟待完成的任务。岩石平巷设计与施工在矿区新井建设和生产矿井的开拓工程中占有很重要的地位，也将是矿产资源开采技术改革的重点。《井巷设计与施工》是一门实践性很强的应用学科,要通过实习、课堂教学、课程设计三个环节紧密配合，才能使学生较好地掌握其内容。采矿专业的学生，经生产实习，并学完专业基础课程和《井巷设计与施工》第一篇巷道及硐室工程后，即可具备了巷道课程设计的条件。
本次课程设计是《井巷设计与施工》课程的重要教学环节之一，其任务是设计巷道断面施工图和编制巷道施工技术措施。通过设计来巩固我们所学的专业理论知识，使自己掌握巷道断面施工图和巷道施工技术措施的设计内容和编制方法，使我们对一次分析和解决工程技术问题能力的得到的基本训练，并进一步提高自我的运算和绘图能力，培养自己独立阅读资料、掌握技术信息和编写技术文件的能力。
设计严格按照所学理论知识的要求，不仅有理论分析得出数据，还参考了大量文献，结合工程类比法得出结论。但设计说明书中的一些参数是借鉴相关参考书，或者依据工程类比法借鉴其他矿山的实践数据，同时，由于时间紧迫，以及部分数据各参考书不尽相同，说明书中难免存在一些缺点和不足，恳请读者不吝批评和教。

编者
2014年1月

目录
设计条件 5
第一部分 巷道断面施工图设计
一 选择巷道断面形状 6
二 道床参数选择 7
2.1 钢轨型号的选取 7
2.2 轨枕规格的选取 7
2.3 道碴高度的确定 8
三 确定管线布置位置 8
3.1 管道布置 8
3.2 电缆布置 9
四 确定巷道断面尺寸 9
4.1 巷道净宽度B的确定 9
4.2 巷道净高度H的确定 10
4.2.1 拱高h0的确定 10
4.2.2 壁高h3的确定 10
五 巷道风速验算 14
5.1 巷道净断面积的确定 14
5.2 风速验算 15
六 支护参数的选择 15
6.1 理论计算法参数设计 16
6.1.1 锚杆长度L计算 16
6.1.2 17
6.1.3 17
6.2 经验法参数设计 18
七 确定水沟参数 18
7.1 水沟布置 18
7.2 水沟坡度和流速 19
7.3 水沟断面形状及参数 19
7.4 水沟盖板 19
八　 确定巷道掘进断面尺寸 19
8.1 巷道设计掘进断面 19
8.2 巷道计算掘进断面 20
九　 编制巷道断面特征表以及每米巷道工程量表 20
9.1 巷道断面特征表 20
9.2 每米巷道工程量表 21
十　 绘制巷道断面施工图 22
第二部分 巷道施工技术措施
一 钻眼工作 23
1.1 钻眼机具的选择 23
1.1.1 23
1.1.2 24
1.1.3 24
1.2 爆破器材的选择 25
1.2.1 25
1.2.2 26
1.2.3 26
1.3 爆破参数的确定 26
1.3.1 26
1.3.2 27
1.3.3 27
1.3.4 27
1.3.5 工作面炮眼布置 28
1.3.6 设计爆破网络，装填结构 30
1.4 编制爆破图表 31
1.5 钻眼爆破工作组织 32
1.2 钻眼爆破工作的技术要求及安全措施 32
二 巷道掘进的通风工作 33
2.1 确定通风方式 33
2.2 选择局扇和风筒 34
2.2.1 34
2.2.2 风筒选择 35
2.3 通风设备的布置 35
2.4 通风管理工作 35
2.4.1 保证工作面有足够的新鲜风量 35
2.4.2 保证局扇安全运转 36
2.4.3 降低局扇噪音 36
三 岩石装运工作 36
3.1 岩石装运工作的重要性，计算每一循环出矸量 36
3.1.1 岩石装运工作的重要性 36
3.1.2 计算每一循环出矸量 37
3.2 装岩机型号和数量的确定 37
3.3 确定巷道掘进调车和运输方式 38
3.4 装岩机与调车设备在巷道中的布置 38
四 支护工作 39
4.1 临时支护方式确定及其施工 39
4.2 巷道永久支护 39
4.2.1 永久支护施工所用的设备及其数量 39
4.2.2 永久支护与掘进工作在时间和空间上的相互关系 41
4.3 永久支护的施工工艺、技术措施及质量要求 41
4.3.1 永久支护的施工工艺、技术措施 41
4.3.2 锚喷质量要求 41
五 巷道掘进的辅助工作 42
5.1 作面压风和水的供应 42
5.1.1 压风供应 42
5.1.2 工作面压风管、供水管的布置 42
5.2 工作面排水 43
5.3 工作面供电 43
5.4 工作面测量工作 44
5.5 其它辅助工作 45
六 编制巷道施工循环图表 45
6.1 确定循环作业方式 45
6.2 确定一循环各工序的工作量 46
6.2.1 掘进工程量 46
6.2.2 支护的工作量 46
6.3 确定一循环各工序所需的时间 46
6.3.1 装岩时间T2的计算 47
6.3.2 单独钻眼时间T3的计算 47
6.4 编制循环图表 48
七 施工劳动组织 49
八 技术经济指标 50
九　 绘制巷道施工布置图 51
9.1 巷道施工断面图 51
9.2 巷道施工纵剖面图 52
9.3 巷道临时支护断面图 53
9.4 巷道永久支护断面图 54
参考文献 55

设计条件

该巷道的施工进度要求：240米/月。

第一部分 巷道断面施工图设计

轨枕类型
轨距
轨型(kg/m)
全长
全高
上宽
下宽
钢筋混凝土轨枕
900
30
1550
175
150
215
道碴应选用坚硬和不易风化的碎石或卵石，其粒度以20~30mm为宜,并不准掺有碎末等杂物，使其具有适当孔隙度，以利排水和有良好的弹性。道碴的高度也应与选用的钢轨型号相适应，其厚度不得小于100mm，并至少把轨枕1/2~1/3的高度埋入道碴内，道床宽度可按轨枕长度再加上200mm考虑。查表（）可知道床主要参数如表1-2。

巷道类型
轨型(kg/m)
道床总高度
道碴高度
道碴面至轨道面高度
运输大巷
30
410
220
190
、拱的半径R均为巷道净宽的1/2，即=R=B/2=2.3m。
4.2.2 壁高的确定
拱形巷道的壁高是指自巷道底板至拱基线的垂直距离。为了满足行人安全、运输通畅以及安装和检修设备、管缆的需要，拱形巷道的壁高，设计要求按:架线电机车导电弓顶端两切线的交点处与巷道拱壁间最小安全间隙要求；按管道的装设高度要求；按人行高度要求；按1.6m高度人行宽度要求；按设备上缘至拱壁最小安全间隙要求等五种情况分别计算，取其最大者。计算过程必须遵循只进不舍的原则，以0.1m进级。具体计算如下：
式中：——自轨道面起至电机车架线高度，此处取2200mm；
——自巷道底板至轨道面高度（道床总高度），由表1-2可知，=410mm；
——拱形巷道半径，半圆拱R=B/2=2300mm；
——电机车导电弓顶端两切线的交点处与巷道拱壁间最小安全间隙。此处取300mm；
——导电弓子宽度之半，取=360mm；
——轨道中心线与巷道中心线间距，可知

将上述各值代入可得：

依据只进不舍的原则，以0.1m进级，取；
按管道的装设高度要求
式中：——自道碴面起至管道下部高度，由上述取=1800mm；
——管道悬吊件总高，采用锚杆悬吊时，一般取900mm；
——底板至道碴面高度，查表1-2可知，=220mm；
——拱形巷道半径，半圆拱R=B/2=2300mm；
——导电弓宽度之半，取=360mm；
——轨道中心线与巷道中心线间距，可知；
——管道接头处最大直径，取335mm；
——导电弓子与管道间安全距离，取300mm。
将上述各值代入可得：

依据只进不舍的原则，以0.1m进级，取；② 按双轨电机车计算：

式中：——自道碴面起至管道下部高度，由上述取=1800mm；
——管道悬吊间总高，采用锚杆悬吊时，取900mm；
——底板至道碴面高度，查表1-2可知，=220mm；
——拱形巷道半径，半圆拱R=B/2=2300mm；
——运输设备的最大宽度，由上述可知=1600mm；
——电机车与管道间安全间距，取300mm；
——管道接头处最大直径，取335mm；
——轨道中心线与巷道中心线间距,由上述可知=700mm。
将上述各值代入可得：

依据只进不舍的原则，以0.1m进级，取； 按人行高度要求计算：

式中：——底板至道碴面高度，查表1-2可知，=220mm；
——拱形巷道半径，半圆拱R=B/2=2300mm；
——巷道有效净高度不小于1800mm处到壁的水平距离，取j=200mm。
将上述各值代入可得：

依据只进不舍的原则，以0.1m进级，取；
按1.6m高度人行宽度要求计算（双轨）：

式中：——底板至道碴面高度，查表1-2可知，=220mm；
——拱形巷道半径，半圆拱R=B/2=2300mm；
——道碴面起1.6m水平处，运输设备上缘与拱壁的间距，即应保证的人行道宽度，由上述，取=800mm；
——轨道中心线与巷道中心线间距,由上述可知=700mm；
——运输设备的最大宽度，由上述可知=1600mm；
将上述各值代入可得：

依据只进不舍的原则，以0.1m进级，取；
按设备上缘至拱璧最小安全间隙要求计算：
① 人行侧（双轨）：

式中：——自轨面起车辆的高度，由电机车型号可取=1900mm；
——自巷道底板至轨道面高度（道床总高度），由表1-2可知，=410mm；——拱形巷道半径，半圆拱R=B/2=2300mm；
——道碴面起1.6m水平处，运输设备上缘与拱壁的间距，即应保证的人行道宽度，由上述，取=800mm；
——运输设备的最大宽度，取A1=1600mm；
——轨道中心线与巷道中心线间距,由上述可知=700mm；
将上述各值代入可得：

依据只进不舍的原则，以0.1m进级，取；
② 非人行侧：

式中：——自轨面起车辆的高度，由电机车型号可取=1900mm；
——自巷道底板至轨道面高度（道床总高度），由表1-2可知，=410mm；
——拱形巷道半径，半圆拱；
——道碴面起1.6m水平处，运输设备上缘与拱壁的间距，取=200mm；
——运输设备的最大宽度，取A1=1600mm；
——轨道中心线与巷道中心线间距，由上述可知=1100mm；
将上述各值代入可得：
依据只进不舍的原则，以0.1m进级，取；
综上所述：取 =2.4m；
故： 。
半圆拱巷道净断面积：
式中：；
则：

式中：——通过该巷道的风速，；
——根据设计要求通过该巷道的风量，；
——巷道的净断面面积，；
——该巷道允许通过的最大风速，查表（《井巷设计与施工》书中 P72
表 3-9）可知,；
代入上述数据可得：

即：风速符合要求，设计的断面可以使用。
巷道支护是影响矿山经济指标及安全生产的关键技术问题，支护的工作量一般占巷道总工作量的1/3~1/2，劳动强度大，因此合理地选择支护形式，正确组织施工有着重要意义。一般临时支护由施工单位选定，故此处详细介绍永久支护的参数。
永久支护通常根据巷道的类型和用途，巷道的服务年限，围岩的物理力学性质以及支架材料的特性、来源等因素，综合分析选择合理的支护形式。支护形式共有三大类：第一类为各种被动支护形式，包括木棚支架、钢筋混凝土支架、金属型钢支架、料石碹、混凝土及钢筋混凝土碹等；第二类是以锚杆支护为主，旨在改善巷道围岩力学性能的积极支护形式，包括锚喷支护、锚网支护、锚喷网支护等；第三类是以锚杆和注浆加固为主的积极主动加固形式，如锚注支护、预应力锚索支护技术等。
鉴于该矿年设计生产能力大，运输大巷服务年限为30年以上，大巷穿过的岩层为中等稳定，岩石的坚固性系数f=4-6,因此锚喷支护是首选支护形式。它属于主动支护，能将巷道围岩变成承载体，对巷道不规则断面适应性强，巷道围岩变形量显著减小，安全生产得到保证，大幅度减少了冒顶、瓦斯、火灾等事故，同时具有施工速度快、机械化程度高、成本低等优点。
锚杆支护的参数有：锚杆长度、直径、锚固力；锚杆的间距、排距以及锚杆的方向等，其中长度和间排距为主要参数，此处详细介绍这两项。尽管锚杆支护在现在矿山开发中效果显著，但锚杆支护的作用机理尚在探讨，在实际工作中目前仍以工程类比法（经验数据）和理论计算相结合的方法确定锚喷支护的参数。

式中：——锚杆长度，m；
——考虑软弱岩层变化的安全系数，一般取2；
——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般为0.25~0.3m,此处取=0.25；
——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；
——软弱岩层厚度（或冒落拱高度），m；对于软弱岩层的厚度，可根据地质资料、实测或经验估计；对冒落拱的高度，当围岩的普氏坚固性系数3时，可按下式计算：

式中：——巷道净宽度，由以上计算可知B=4.47m；
——普式系数，由题意可知=4~6，此处取4；
将上述数据代入可得：

则，锚杆长度为：

式中：——锚杆杆体直径，m；
——设计的锚固力，此处取30kN；
——杆体材料抗拉强度，A3钢为180MPa。
将上述数据代入可得：

式中：——锚杆的间排距，m；
——设计的锚固力，t，由上述，取3t；
——考虑软弱岩层变化的安全系数，一般取2；
——软弱岩层厚度（或冒落拱高度），由上述可知，=0.46
——软弱岩层的容重，t/，由《简明建井工程》查得，此处取2.7。
将上述数据代入得：
某矿中五区3#煤层23503 综采工作面顶板易冒落难管理，其坚固性系数约为3，利用直径20mm，长度2000mm，间排距为的螺纹钢锚杆进行支护后取得了良好的效果；另一矿使用的是CK型树脂锚杆支护，岩石坚固性系数为5，锚杆长度为1800mm，直径为18mm，间排距为也取得了显著效果；某矿己三下延采区煤层普氏系数约为3~4，采用锚杆长度为1800mm与2000mm，直径为20mm，间排距为都取得了成功。
同时，对于中等稳定的岩层和跨度为4.6m的巷道，采用锚喷支护相应的锚喷支护参数可以查表（《巷道、硐室锚喷支护参数表》课件1.5）知锚深为1600mm左右,锚杆间距为800~1000mm。
综上所述，结合理论计算法与经验法分析，为保证工作面的安全，防止理论与经验的较大差异，不可直接去理论计算出的锚杆长度1600mm，应留有余地，通过借鉴各个矿山锚杆支护参数，考虑此矿山围岩坚固性系数为4~6，为了保证设计参数合理可用，取=4，则参照工程实践，可确定锚杆参数为：锚杆长度为1800mm，锚杆外露岩面长度=100mm，锚杆直径=20mm，间排距为1000mm。喷射混凝土厚度=150mm。同时，根据所采用的喷射器具的类型，喷射的混凝土材料以及配合比例可参考如下：
水泥——硅酸盐水泥或普通硅酸盐水泥，标号大于325；
细骨料——中砂或粗砂，细度模数大于2.5；
粗骨料——粒径小于15mm；
凝剂——初凝小于5min，终凝小于10min；
配合比——水灰比0.4～0.45。
4‰，巷道中横向水沟坡度取3‰；
在水沟侧面壁上每隔一定距离开设有Φ50mm的泄水孔；

坡度(‰)
净尺寸(mm)
断面()
每米材料消耗量
宽B
深H
净
掘进
盖板
水沟
钢筋()
混凝土()
混凝土()
4
500
500
0.250
0.306
2.036
0.0323
0.161
Φ6mm直径的冷拔3号钢筋进行制作。巷道设计掘进断面巷道的净尺寸加上支架和道床参数后，便可获得巷道的设计掘进尺寸，进而求算出巷道的设计掘进断面积。
半圆拱巷道设计掘进断面积：
其中：
式中：——巷道设计掘进断面面积，；
——巷道设计掘进断面宽度，；
——喷射厚度（锚喷厚度）,此处取150mm；
——=2.4m
则：
巷道计算掘进断面(75mm)，即可求算出巷道计算掘进断面尺寸，进而求算出巷道的计算掘进断面积。
半圆拱巷道设计掘进断面积：
其中：
式中：——巷道计算掘进断面积，；
——巷道计算掘进宽度，mm；
——=2.4m
——掘进超挖误差值，取=75mm。
则：
巷道巷道
围岩类别
断面/m2
设计掘进尺/mm
喷射厚度（锚喷厚度）
T/mm
锚杆
净周长
/m
净
设计掘进
宽
B1
高
H1
型
式
外露长度
L2
/mm
排列方式
间
排
距
/mm
锚深
/mm
直径
/mm
Ⅲ
17.28
21.12
4900
4850
150
钢筋砂浆
100
矩形
1000
1700
20
16.18
注：巷道设计掘进尺寸高度：
；
净断面周长：

每米巷道工程量表
围岩分类
计算掘进
工程量
/m3
锚杆数量
/根
材料消耗量
粉刷面积
/m2
喷射材料
/m3
锚杆
托板
钢丝网
kg/m2
巷道
墙脚
钢筋
/kg
木
/根
注浆量
/m3
铸铁
/kg
木
/个
Ⅲ
22.07
0.045
12.2
1.90
54.13
—
0.007
23.67
—
—
11.82
注：每米巷道计算掘进体积：
；
锚喷巷道每米墙脚掘进体积 ：
；
计算锚杆消耗周长：
；
每米巷道锚杆消耗 ：
（根）；
每米巷道喷射材料消耗 ：每米巷道墙脚喷射材料消耗：
；
每米巷道锚喷材料：
；
每米巷道消耗钢筋的重量：；
每米巷道锚杆注孔砂浆消耗： ；
每米巷道托板铸铁重量：

每米巷道粉刷面积：

第二部分 巷道施工技术措施
钻眼爆破方法破岩，目前在国内外的岩石巷道施工中仍然占有最大比例，它是掘进施工的第一个主要工序，直接影响着整个掘进循环的成效。为使得爆破后形成的断面符合设计要求,普遍使用光面爆破,它能有效地控制周边眼炸药的爆破作用，从而减少对围岩的扰动，保持围岩的稳定，确保施工安全，同时，又能减少超、欠挖，提高工程质量和进度。
目前岩巷掘进可供选择的凿岩机种类较多，按动力分为电动、气动和液压三种；按操作方式有手持式、气腿式和台车三种；按凿岩机的重量分有轻型、重型。鉴于使用气腿式凿岩机可多台凿岩机同时钻眼，钻眼与装岩可平行作业，机动性强，辅助工时短，便于组织快速施工，且在许多矿山的光面爆破中都取得了很好的效果,当凿岩台车的凿岩能力、机械化程度与其他工序的机械设备适应时，也能达到较高的掘进速度，且此设计每月计划掘进240米，使用多台气腿式凿岩机较容易实现月进度要求，又可保证光面爆破效果，弥补凿岩台车成本高、设备维修困难等不足，故采用多台气腿式凿岩机钻眼。
参照该巷道各项参数，查表（《简明建井工程手册》书中P230表2-1-2）可选择YT23型气腿式风动凿岩机，其具体技术参数如下（表2-1）。
YT23型气腿式风动凿岩机主要技术参数
技术特征
凿岩机类型
YT23型气腿式风动凿岩机
机械质量/kg
24
长度/mm
628
气缸直径/mm
76
活塞行程/mm
60
工作气压/MPa
0.63
冲击频率/Hz
大于36.7
冲击能量/J
不小于66.7
耗气量/L/s
不大于78.3
气管内径/mm
25
技术特征
凿岩机类型
YT23型气腿式风动凿岩机
水管内径/mm
13
钎尾尺寸（六方对边*长度）/mm
B22*108
凿孔直径/mm
34-42
凿孔深度/m
5
使用水压/MPa

生产厂家
沈阳风动工具厂
查表（《简明建井工程手册》书中P240表2-1-16及P242表2-1-19）可选取直径为22mm六角锥形钎杆，钎头则选用与之配套的QTY36/Z22，两者的主要技术参数如下（表2-2、表2-3）.
钎杆主要技术特征
技术参数
钎杆类型
中空六角对边钎杆
形式与用途
单独使用，活钎头
断面形式与尺寸
22mm六角形
全长/mm
500~4000
连接方式
圆锥形
钎尾长度/mm
108
钎头主要技术参数
技术参数
钎头类型
QTY36/Z22
直径/mm
36
该巷道为双轨巷道，可满足多台凿岩机同时作业，鉴于施工的速度要求为每月240米，故选用4台气腿式凿岩机即可满足要求。
我国目前使用的矿用炸药有硝铵类炸药和含水炸药（乳化、浆状、水胶炸药），由于本设计对象为低瓦斯矿井，故应采用煤矿硝铵炸药和煤矿含水炸药，考虑到硝铵类炸药价格较低廉，在矿山中普遍使用，同时此矿井涌水量较大，为防止水炮眼影响爆破效果，因此最好选用抗水炸药，最后查表（《简明建井工程手册》书中P572表3-1-3）可选用AMI-2（K）（2号煤矿抗水硝铵类炸药），其具体组成和性能参数如下（表2-4）。
AMI-2（K）炸药组成及性能参数
组分
炸药类型
AMI-2（K）（2号煤矿抗水硝铵类炸药）
硝酸铵(%)
72±1.5
梯恩梯(%)
10±0.5
木粉(%)
2.2±0.5
食盐(%)
15±1.0
沥青(%)
0.4±0.1
石蜡(%)
0.4±0.1
AMI-2（K）炸药性能参数
性能参数与药卷参数
炸药类型
AMI-2（K）（2号煤矿抗水硝铵类炸药）
水分不大于/%
0.3
密度/ gcm-3
0.95~1.10
猛度不小于/mm
10
爆力不小于/ml
250
殉爆距离/cm
浸水前4，浸水后3
爆速/cms-1
3800
安全等级
一级
抗水性
较好
有毒气体生成量/Lkg
80
药卷直径/mm
35
药卷重量/g
200
《简明建井工程手册》书中P578表3-1-11
段别
1
2
3
4
5
延期时间（ms）
0
25
50
75
100
性能参数
性能参数
发爆器类型
A
额定发爆能力/发
100
最大负载电阻/Ω
620
安全供电时间/mS
≤4
输出峰值电压/V
1600~1900
充电时间/S
≤20
电池规格、型号
1#干电池
电池数量/节
4
本安端短路电流/mA
≤15
允许外接母线长度/m
＜300
(按进度指标或循环组织确定)

式中：——炮眼深度，m;
——计划月进度，由设计要求知：L=240m；
——每月实际用于掘进的天数，30d；
——正规循环率，此处取0.85；
——每日完成掘进循环数，此处取=6
——炮眼利用率，此处取0.85。

2号煤矿抗水硝铵类炸药，其直径为35mm,故此处炮眼直径可取42mm。炮孔数目的多少直接影响着钻眼工作量、爆破岩石的块度、巷道形状等。确定炮眼数目的基本原则是在保证爆破效果的前提下，尽可能地减少炮眼数目，通常可按下式（《爆破工程》书中P202-203）估算：

式中：——炮孔数目；
——岩石坚固性系数，取；
——巷道设计掘进断面面积，
1.3.4 单位炸药消耗量及单次炸药总消耗量
单位炸药消耗量是指爆破1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。此处利用修正的普氏公式计算，该公式的简单形式为：

式中：——单位炸药消耗量，；
——考虑炸药暴力的校正系数，；
——所用炸药的爆力，由上述可知；
——巷道设计掘进断面面积，。
每次爆破循环作业炸药总消耗量：

式中：——每个作业循环所使用的总炸药量，kg;
S——巷道掘进断面，；
——炮眼深度，m；
——炮眼利用率，此处取0.85；
1.3.5 工作面炮眼布置
巷道掘进的爆破工作是在只有一个自由面的狭小工作面上进行的，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布置在相应位置上，使每个炮眼都能起到应有的爆破作用。
(1)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，并不至于矸石抛离太远。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。
目前常用的掏槽方式有斜眼掏槽、直眼掏槽及混合掏槽。因为直眼掏槽的炮眼深度不受巷道断面大小的限制，并且直孔掏槽更适用于中深孔或深孔爆破，爆破的岩石块度均匀，岩石抛离不远，且利于凿岩台车钻孔，所以此处选用直眼掏槽。
掏槽眼的布置形式：采用菱形掏槽，如图（图2-1）所示。其中中间孔为空孔，所有掏槽眼比其他炮眼加深200mm，且空孔上下方的掏槽眼距离空孔的间距为600mm，空孔左右方的掏槽眼距离空孔的间距为400mm，这样以空孔为自由面，依次起爆临近空眼的炮孔，逐步扩大，待扩大到400~800mm时，即为辅助眼形成了足够的自由面。为了改善炮眼的抛掷能力，掏槽眼一般采用反向连续装药结构。当眼深超过2m，采用辅助抛掷措施时，宜采用正向连续装药，半空眼加深200~500mm，应在加深段装1~3个药卷，反向装药。掏槽眼装药长度一般占炮眼长度的70~80%，此处取80%。

图2-1 菱形掏槽炮眼布置图
(2) 辅助眼和底眼
辅助眼任务是均匀地将岩石崩落，并为周边眼光面爆破创造条件，即提供抵抗线大致相等的光面爆破层。其间距和最小抵抗线约为400~800mm左右，此处取700mm，方向一般垂直于工作面，辅助眼深度为1.8m。辅助眼装药长度一般占炮眼长度的50-60%，此处取50%。
底部爆破较为困难，有积水时容易造成瞎炮，一般要求爆破后便于铺临时轨道，并应将水沟同时爆出。有时还要求抛碴爆破，为钻眼与装岩平行作业创造条件。底眼间距一般400~700mm，抛碴爆破时，采用较小的间距，此处取700mm；底眼眼口应比巷道底板高出160mm,但其眼底应低于底板200mm，还应将炮眼深度加深200mm左右。底眼装药量一般介于掏槽眼和辅助眼之间，装药满度系数为0.5~0.7，此处取0.5。
(3)周边眼
光面爆破机理要求周边眼同时起爆，利用炸药的爆力在两眼问形成贯穿裂缝。周边孔距巷道轮廓线的距离为100mm，相邻的两个周边孔的间距为600mm，周边孔的装药系数取0.3。
工作面炮眼布置图如下所示（图2-2）。

图2-2 工作面炮眼布置图
1.3.6 设计爆破网络，装填结构
(1)爆破网络
由于采用连续反向装药，即在每个孔的孔底布置雷管，连线方式则采用串联，即在每一圈炮孔外接一个延期雷管，总共5段；第 1段起爆正掏槽眼，第2段起爆副掏槽眼，第3段起爆辅助眼，第4段起爆周边眼中的顶眼和帮眼，第5段起爆底眼，以使先爆炮眼为后爆炮眼创造自由面。掘进工作面采用全断面一次起爆。
(2)装填结构

表2-7 爆破原始条件
序号
名 称
单位
数 量
1
掘进断面
m2
21.12
2
岩石普氏系数f

4-6
3
工作面瓦斯情况
%

4
工作面涌水情况
m3/h
300
5
炸药和雷管类型

AMI-2（K）炸药，

表2-8 炮眼排列及装药量
眼号
炮眼名称
眼数
/个
眼深
/m
每个炮眼装药量
合计
装药结构
起爆顺序
联线方式
卷 数
/个
长度/m
装填率/%
卷数/个
重量/kg
1
空眼
1
2.0
0
0
0
0
0
不装药

2-5
掏槽眼
4
2.0
8
1.6
80
32
6.4
连续反向装药
Ⅰ
串联
6-26
辅助眼
21
1.8
4
0.8
50
84
16.8
连续反向装药
Ⅲ
串联
27-42
周边眼
16
1.8
4
0.8
50
64
12.8
反向空气柱
Ⅳ
串联
43-51
底眼
9
2.0
3
0.6
30
27
5.4
反向空气柱
Ⅴ
串联
合计

51
94.6

207
41.4

表2-9 预计爆破效果
名称
单位
数量
名称`
单位
数量
炮眼利用率
%
85%
每米巷道炸药耗药量
kg/m
27.06
每循环工作面进尺
m
1.53
每循环炮眼总长度
m
94.6
每循环爆破实体岩石
m3
32.31
每立方米岩体耗雷管量
个/m3
1.55
炸药消耗量
kg/m3
1.12
每米巷道耗雷管量
个/m
32.68
钻眼爆破工作组织
采用“三八”工作制，每天安排三个班，每个班作业时间8个小时，每个班进行2个爆破工作循环，一个工作循环包括2个小时的打眼，0.5个小时的装药放炮和排除炮烟，1个小时的出矿时间，留有0.5个小时的机动时间，用来应对突发情况。钻眼爆破工作应当做到以下几点：
(1)钻眼工作必须严格按照爆破图表所要求的眼位、方向、深度和角度进行，并组织好凿岩机的分区、分工作业，以保证钻眼质量和提高钻眼速度。
(2)凿岩台车钻孔：合理的安排辅助凿岩台车钻孔的设备，做到衔接紧凑，提高凿岩台车利用率，以提高巷道掘进速度。
(3)工作面供风、供水设备:掘进工作面同时使用风、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，并且予以恰当的布置。
(4)爆破结束后要通风15～20min左右，待烟尘被除去后，首先由检查人员进入爆破作业面进行检查，确认所有炮眼都已引爆，如发现瞎炮，要严格按照《煤矿安全规程》进行处理。脚线未坏时可以重新联线放炮，或在距炮眼至少0.3m处另打与瞎炮平行的炮眼重新装药放炮。严禁用镐刨，抑或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出雷管。
钻眼爆破工作的技术要求及安全措施
爆破安全事关作业人员的生命安全，必须高度重视。因此，钻眼爆破工作必须严格按《煤矿安全规程》和《矿山井巷工程及验收规范》有关规定执行，制定周密、细致的安全措施，严格管理，杜绝违章作业。对钻眼爆破工作，要从钻眼和爆破作业两个方面，做好安全管理，并注意以下事项：
1.5.1 钻眼安全注意事项
(1) 开眼时必须使针头落在实岩上，如有浮矸，应处理好后再开眼；
(2) 不允许在残眼内继续钻眼；
(3) 开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后在开大风门；
(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；凿岩时钻工应站稳，应随时提防断钎；
(5) 一定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) 作面全部炮眼钻完以后，要把凿岩机具清理好，并撤至规定地点存放。
1.5.2 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，照明灯和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、电线离开一定距离；放炮前检查放炮母线是否导通；
(3) 在规定的地点装配引药；
(4) 检查工作面20m范围内的瓦斯含量，按《煤矿安全规程》有关规定处理；
(5) 装药时要细心的将药卷送到眼底，防止擦破药卷，装错雷管段号，拉断脚线。有水的炮眼，尤其是底眼，必须使用防水药卷或给药卷加防水套，以免受潮拒爆；
(6) 装药联线后应有放炮员与班、组长进行技术检查，做好放炮前安全布置；
(7) 放炮后要等工作面通风散烟后，放炮员率先进入工作面，检查认为安全后方能进行其它工作；
(8) 发现瞎炮要及时处理。因联线不良、错接、漏接造成的瞎炮可重新联线放炮，但重新联线放炮前，要检查工作面的顶板、支架和瓦斯情况，确认安全并确保起爆线路完好时，方可重新起爆。因其它原因造成的瞎炮，则应在距至少0.3m处重新打一个和瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。重新打眼时，应先弄清瞎炮的角度、深度，切不可距瞎炮太近，以免发生事故；
(9) 产生瞎炮将意味着有潜在的危险，应在装药前严格检查爆破器材。装、联过程中应严格操作和检杳，尽量消除产生瞎炮的可能。

由于压入式通风排出的炮烟在巷道中蔓延扩散，时间较长，工人进入工作面往往要穿过这些蔓延的污浊气流，因此该方法不适合；抽出式通风风筒有效吸程小，工作面排除炮烟等有害气体的时间长，污浊风流通过局部通风机，安全性差，在有瓦斯涌出的工作面不宜采用；混合式通风是压入式和抽出式的联合运用，为了达到快速通风的目的，可利用一辅助局扇作压入式通风，新鲜风流压入工作面冲洗工作面的有害气体和粉尘，这种通风方式兼有抽出式与压入式通风的优点，是大断面长距离岩巷掘进的较好的通风方式，符合此处设计要求，故最后确定采用混合通风方式。

转速
(r/min)
性能点
全风压
Pa(mmH2O)
风量
(m3/s)
全压效率
%
配套电动机功率/kW
2950
1
1901(194)
3
84
8
2
1748(282)
3.75
92
3
1666(170)
4
91
4
1323(135)
4.5
82
5
931(95)
5
70
1475
1
470(48)
1.5
84
11
2
441(45)
1.87
92
3
412(42)
2
91
4
323(33)
2.25
82
5
235(24)
2.5
70
2.2.2 风筒选择
风筒分为刚性和柔性两大类。由于柔性风筒易于划破，只能用于压入式通风，故此处选用刚性风筒。常用的刚性风筒有铁风筒、玻璃钢风筒，考虑到铁风筒价格比较便宜，此处选用直径为500mm的铁风筒。查表（《井巷设计与施工》书中P361表7-30），可知其具体规格如下（表2-11）。

风筒名称
直径/mm
每节长度/m
壁厚/mm
每米质量/(kg/m)
铁风筒
500
2.5、3.0
2.0
28.3
2.3 通风设备的布置
巷道掘进过程中采用混合式通风。布置时需注意：局部压入式的吸风口与抽出风筒抽入口的距离为16m，以防止造成循环风流。压入式出风筒距掘进工作面距离为10m。压入风筒吸风口与抽出风筒抽入口的距离应大于15m。通风机安置在有新鲜空气流通的洞口，风筒随着掘进距离增大而加长，当距离过长而风速达不到所需要求时，可在掘进巷道中添接通风机，使风速达到《煤矿安全规程》的要求。具体布置如下（图2-5）