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井巷工程课程设计

题 目 ××矿阶段运输巷道设计
学院名称
指导教师
班 级 矿物资源工程（矿资091班）
学 号
学生姓名 谭 期 仁

2012年05月

目 录
1. 工程概况 3
1.1设计任务书 3
1.2围岩的分类 3
2. 平巷断面设计 3
2.1断面形状的选择 3
2.1.1断面形状选择的原则 3
2.1.2本设计断面形状的选择 3
2.2断面尺寸的设计 3
2.2.1巷道净宽度的确定 3
2.2.2巷道净高度的确定 4
2.2.3巷道净断面积计算与风速校核 5
2.2.4道床参数的选择 6
2.2.5水沟设计及管缆布置 6
2.2.6支护参数的选择 7
2.2.7掘砌工程量计算 7
2.2.8绘制巷道断面图及断面特征表 7
3.支护设计 8
3.1临时支护 8
3.2永久支护 8
4开挖方法设计 9
4.1开挖方法选择 9
4.2光面爆破设计参数 9
4.2.1凿岩机具选择及数量的确定 9
4.2.2爆破参数的确定 10
4.2.3炮眼布置 11
4.2.4炸药消耗量的计算及药量分配 12
4.2.5爆破图表编制 12
5.量测设计 13
5.1量测原则和量测项目分类 13
5.2量测仪器和设备 13
5.3现场监控量测工作程序 13
6.不良岩层条件下的辅助施工设计 13
6.1处理措施 13
6.2各不良岩层的辅助方法 14
7.施工组织与施工工艺 14
7.1施工组织和施工管理 14
7.2施工工艺 15
7.2.1开挖工艺 15
7.2.2支护工艺 16
7.3技术要求及安全注意事项 17
7.4计划进度安排 18
8.参考文献 19

1. 工程概况
1.1设计任务书
某矿的阶段运输巷道需穿越煌斑岩层,该岩层节理裂隙较发育，f=4~6，岩层受构造破碎带控制，地表水沿破碎带深入，涌水量160 m3/h,岩石自稳时间在48~72h 之间。
巷道要求3000t/天的通过能力，采用ZK10/550型架式电车，牵引YCC2(6)型单侧曲轨侧卸式矿车矿车运输，巷道风量50m3/s，巷道内设两条动力电缆,三条通讯及照明电缆，一条4英寸压风管和一条2英寸供水管。
1.2围岩的分类
目前岩石分类的方法众多，如苏联的普氏岩石分级法，苏氏分级法，美国的按岩芯质量指标的分类法，加拿大的按岩石物理力学性质的分类法，日本提出的按岩层性质波速的分类法，以及由东北工学院提出的岩石性能分级。根据目前矿山使用岩石分级的实际情况，常使用普氏分级法和岩石爆破性分级法。
根据教材中围岩分类表可知，本设计中围岩属于第Ⅲ类围岩，中等坚硬和稳定。
2. 平巷断面设计
2.1断面形状的选择
2.1.1断面形状选择的原则
（1）巷道穿过围岩的性质、地压大小以及方向。
（2）巷道的用途及服务年限的长短。
（3）支护形式，支架材料和支护结构以及巷道断面的利用率，施工的难易程度及费用。
2.1.2本设计断面形状的选择
该巷道是一条阶段运输巷道，为Ⅲ类围岩，中等坚硬和稳定，巷道采用双轨运输，根据大量工程经验，选用拱高为1/3B0类型的三心拱形，采用喷锚支护。
2.2断面尺寸的设计
2.2.1巷道净宽度的确定
巷道断面净宽度对于拱形巷道系指直墙内侧水平距离，取决于运输设备的最大宽度、人行道宽度以及相应的安全间隙。在双轨时，巷道断面净宽度B0：
B0=2b+m+b1+b2
式中，b为运输设备的最大宽度，b1为运输设备与支架间的安全间隙，b2为人行道宽度，m为两运输设备之间的距离。
由上式可知，只要确定上述四个参数，就可以确定巷道断面净宽度。
（1） 运输设备参数
根据任务书中可知，采用ZK10/550型架式电车.牵引YCC2(6)型单侧曲轨侧卸式矿车矿车运输，其参数如表2-1所示：
表2-1 运输设备参数（单位：mm）
运输设备类型
设备外形尺寸
轨距S0
架线高度H1
线路中心距S
长l
宽b
高h
电机车
架线式ZK10/550
4500
1060
1550
600
1800-2200
1300
矿车
单侧曲轨侧卸式YCC2(6)
3000
1250
1300
600
———
1500

由上表可知，通过巷道运输设备的宽b=1250mm，高h=1550mm，即b=1250mm。
（2） 安全间隙b1及设备间距m
查表可得b1=200mm，在双线巷道内，两条线路的中心线间距必须保证两列对开列车最突出部分之间的间距不小于200mm。常以双轨运输巷道的线路中心线间距S进行计算：
m=S-b=1500-1250=250mm
（3） 人行道宽度b2
人行道应布置在巷道一侧，并应尽量不穿过或少穿过线路，当人行道一侧敷设管路时，应相应增加人行道宽度。人行道宽度如表2-2所示：
表2-2人行道宽度（单位：mm）
人推车
电机车
人车停车处的巷道两侧
矿车摘挂钩处的巷道两侧
＜14t
≥14t
≥700
800
≥800
≥1000
≥1000
该巷道通过的是小于14t的架线电机车，查表可知，人行道宽度取b2=800mm。
故巷道断面净宽度B0为：
B0=2b+m+b1+b2=2×1250+200+250+800=3750mm
计算巷道净宽度以100mm进位，故取B0=3800mm
2.2.2巷道净高度的确定
拱形断面净高度H0指道碴面到拱顶的高度，即H0=f0+h2
式中，f0为拱高，它取决于拱的形状，三心拱时f0=、、；h2为自道碴面算起的墙高，其确定方法应根据运输设备类型、架线要求以及行人的方便而定。
（1）拱高f0的确定
三心拱是最常见的一种形式，与圆弧拱相比，其断面利用率较好，但受力性能稍差，三心拱拱高多为，本设计中，围岩中等坚硬和稳定，故选f0=。
（2）墙高h2的确定
由f0=查表可知，R=0.692B0=0.692×3800=2630mm；r=0.262 B0=0.262×3800=996mm
f0=3800÷3=1267mm，α=56.31°
按人行要求确定墙高
当采用矿车运输时，由于车身高度均比成人身高小，此时为了保证人遇车靠边安全站立，距墙100mm处巷道的有效高度应不小于1.8m，对于三心拱，巷道墙高h3可由公式求得：
=1800+190-434=1556mm
h2=h3-h5=1556-190=1366mm
按电机车架线要求确定墙高
采用架线式电机车运输时，电机车的导电弓子与巷道壁的距离不应小于250mm，当电源电压为500V以上时H1≥2m，该设备电压为550V，取H1=2000mm，Z=B0/2-a=1025mm。
首先判断导电弓子是在小圆弧断面内还是在大圆弧断面内：
==0.698≥cos56.31°=0.554
故导电弓子在小圆弧断面内，由公式可计算h2。
h2=H1+h4-
代入数据得h2=2000+160-534=1626mm。
按管道架设确定墙高
在人行道上上部装设管路时，应使导电弓子与管道的距离不小于300mm，管道下面应满足1.8m的行人高度。管道所占高度应为管子直径与托管之和，即
n=D1+100+D2=25.4×4+100+25.4×2=252.4mm
对于双轨时，
=1800+252-810=1242mm
通过以上三种情况比较，最大值h2为1556mm，能满足架线、管子敷设和人行安全距离的要求。故巷道净高度为：=f0+h2=1267+1556=2823mm。由于巷道拱形断面净高度以10mm进位，最终取H0=2830mm。巷道掘进高度=1750+1267+150=3167mm
取H=3200mm。
2.2.3巷道净断面积计算与风速校核
（1）巷道工程量计算
已知巷道的净高和净宽后，可以算出巷道的净断面积，取d0=150mm，T=100mm。具体计算如表2-3所示。
表2-3巷道断面工程量计算表
名 称
计算公式
从轨面起电机车（矿车）高度
H
从轨面起墙高
h1
道碴厚度
h5
道渣面到轨面的高度
h4
巷道底板到轨面的高度
＝+
从道闸面算起之墙高
＝+
从底板算起之墙高
＝+
架线高度

三心拱高
f0=1/3B0
巷道掘进高度

运输设备的宽度
b
两运输设备的间隙
m
运输设备到支架之间隙

人行轨道宽度

巷道净宽双轨

墙厚
T
巷道掘进宽度

巷道净断面积

巷道净周长

巷道拱断面积

巷道墙断面积

巷道基础断面积
S基=（0.5+0.25）T
巷道道渣面积

巷道掘进断面积

由上表可知，巷道掘进设计断面积为11.6m2，巷道设计净周长为11.97m。
（2）风速校核
根据生产需要确定风量之后，巷道断面越小，风速越大，风速过大会引起岩尘飞扬，恶化工作环境，影响工人健康和效率，查阅安全规程，运输巷道中最高风速为6。设计断面后必须进行风速验算，可按≤公式进行计算。
V=50÷11.6=4.31<6，满足风速要求，不必修改断面尺寸。
2.2.4道床参数的选择
对轨道敷设的要求是：钢轨的型号应与行驶车辆的类型相适应，轨道敷设应平直，且具有一定的强度和弹性；在弯道出，轨道连接应光滑，接运输巷道内统一线路必须采用同一型号的钢轨；道岔的型号不得地域线路的钢轨型号；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或木轨枕，个别地点也有用轨枕的。混凝土轨枕主要用于井底车场，运输大巷，上下山和中巷；木轨枕主要用于道岔等处，钢轨枕主要用于固定道床。由于预应力钢筋混凝土轨枕具有较好的抗裂性和耐久性，构建刚度大，节约木料，造价低等优点，所以应当大力推广使用。
该矿的日生产能力为3000t，设矿山的年工作日为300天，可得年生产能力为90万吨，由年产量和该矿使用的运输设备，查表可知，选用18kg/m钢轨，其道床参数h6、h5分别 为350mm和190mm，道楂面至轨面高度h4=h6-h5=350-190=160mm，采用钢筋混凝土轨枕。
2.2.5水沟设计及管缆布置
（1）水沟设计
为了排除井下涌水及其他废水，保证井下工人的安全及健康等，应根据排水量的大小，在巷道一侧底部需设置排水沟，在水沟设计中应考虑以下规定：
一侧均应设置水沟，以排出井下涌水及其它污水。水沟应满足下述要求：
A、水沟一般设在人行道一侧或空车线一侧，应尽量避免穿越或少穿越线路，其坡度与巷道坡度相同，通常为3~5‰；
B、水沟应加盖板，常用的有钢筋混凝土预制盖板。巷道的水沟在靠墙一侧应留出100mm，以便铺设盖板，通常盖板面与道渣齐平；
C、水沟断面形状常采用矩形、半倒梯形或倒梯形。一般开拓和准备巷道中的水沟均要支护，多用现浇或预制混凝土，回采巷道中和坚硬的岩石巷道中的水沟可不支护，水沟充满度取0.75。
D、水沟中最大流速，混凝土支护时为5~10m/s,不支护时为3~4.5m/s;水沟的最小流速，一般不应小于0.5m/s。
已知通过本巷道的涌水量为160m3/h，采用水沟坡度为0.3%。查表可得，选取倒梯形，上宽350mm，下宽310mm,，深度300mm；每米水沟支护材料消耗0.093m3，水沟盖板0.029m3，钢材1.21kg。
（2）管缆布置
管缆布置的一般要求：
1．管道通常应部置在人行道一侧，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，管道而其下部与道渣面或水沟盖板面保持1.8m和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。管道与运输设备之间必须留有不小于0.2m的安全距离。
3．通信电缆和电力电缆不宜设在同一侧。如受条件限制设在同一侧时，通信电缆应设在动力电缆上方0.1m以上的距离处以防电磁场作用干扰通讯信号。
4．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。
5．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。
6．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。
由任务书可知，巷道内设两条动力电缆,三条通讯及照明电缆，一条4英寸压风管和一条2英寸供水管。布置方案如下：两条动力电缆悬挂在非人行道一侧，压风管和供水管布置在人行道侧托架上，三条通讯电缆及照明电缆悬挂在风水管下面，两者距离300mm以上。
2.2.6支护参数的选择
本巷道采用锚喷支护，使用锚杆支护的作用，使用锚杆支护，既可发挥其加固拱作用和悬吊作用，使复合顶板内的各煤岩体与锚杆紧固成一个所谓的“组合梁”，从而提高顶板岩层的抗弯强度，减少各岩层层面滑移、离层和冒落的机率，从而保证巷道的稳定性。使用锚杆支护代替原来的棚式支护，取消了木材消耗，有利于环境保护，同时也减轻了操作人员的体力劳动，消除了棚式支护所带来的操作不安全隐患，改善了操作人员的劳动环境，杜绝了超时劳动和超体力劳动的现象。
查表得喷锚支护参数，锚杆长1.8m，间距=0.8m，排距取=0.8m,锚杆直径d=18mm，喷射混凝土初喷50mm，复喷70mm，故喷射混凝土厚度小于等于120mm，所以此处选用喷射混凝土层厚T=100mm，拱顶混凝土厚度=150mm。
2.2.7掘砌工程量计算
1. 每米巷道拱与墙设计掘进体积：×1＝11.6m3；
2. 每米巷道基础所需材料量：设有水沟一侧基础深500毫米；另一侧基础深250毫米，水沟壁厚50毫米，V2=(0.5+0.25)×0.1＝0.075m3
3. 每米巷道水沟及盖板所需材料量：V3=0.093+0.029=0.12m3
4. 每米巷道拱与墙喷射材料消耗V4=[1.57（B-T）T+2h3T]×1=0.96m3
每米巷道墙脚喷射材料消耗V5=0.2T×1=0.2×0.1×1=0.02m3
每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）V=V4+V5=0.96+0.02=0.98m³
5. 每米巷道锚杆消耗（仅供部打锚杆）N =[2(P/2m)+1]/
式中P—计算锚杆消耗周长，、为锚杆间距、排距==0.8m。
代入数据得N =2×(4+1)÷0.8=12.5根，每排锚杆数=0.8×12.5=10根
2.2.8绘制巷道断面图及断面特征表
根据上面的计算结果及支护参数，绘出巷道断面图并附上工程量表，工程量表如表2-3所示，断面特征表如表2-4所示，
表2-4 巷道断面特征表

围岩类别
断面面积/m2
设计掘进尺/mm
喷射厚度/mm
锚杆/mm

净周长/m
净断面
宽
高
型式
间距
锚杆长
直径
Ⅲ
11.61
4000
3200
100
钢筋
800
1800
18
11.97
3.支护设计
井巷和硐室是矿井运输、通风、排水的通道，也是人们进行生产活动的空间。为了确保井巷具有一定的断面形状和尺寸，在井巷开掘后应根据围岩的具体情况进行必要的维护，以便井下进行安全生产。支护的原则有以下三点：
1．利用与提高围岩的强度，降低围岩应力。
2．合理地选择巷道的断面形状的位置
3．架设支架阻止围岩变形发展
3.1临时支护
巷道临时支护就是在井巷施工中，在掘进工作面架设永久支护之前架设的维护巷道安全和工作空间的一种临时支架，以保护掘进施工人员的安全，在适当时机可改为 永久支护。巷道临时支护的特点是，服务期限短，并紧跟工作面；除锚喷支护外，临时支架均可回收复用；若用锚喷作临时支护，则其可以作为永久支护的一部分。
井巷临时支护有锚喷支护、锚杆支护、金属拱形支护、金属拱形无腿支护、梯形支护、无腿支护、前探支护、盘式支护等。
3.2永久支护
道永久支护是根据设计图纸的规定施工的支护。服务年限长，一般不可能回收复用。根据支护结构的特点，可分为锚喷支护、架棚支护、砌喧支护。
1.喷锚支护
锚喷支护技术的发展冲破了传统的支撑概念，采用锚杆加固保护围岩，用喷射混凝土封闭巷道围岩表面，防止围岩弱化，抵抗围岩压力，加强了支护结构的整体性和承载强度，改善支护条件，提高支护能力。喷锚支护主要包括锚杆支护、喷射混凝土支护和喷锚联合支护。
2. 架棚支护
架设棚式支架进行巷道支护是煤矿井下常用的支护形式。 棚式支架俗称棚子，由一梁(顶梁)两柱(柱腿)组成。常用于巷道围岩十分破碎不稳定，不适宜采用锚喷支护，而且巷道服务年限不长(8 a～10 a)，砌碹又不合算的梯形断面的巷道。按棚式支架的材料构成，可分为木支架、金属支架和装配式钢筋混凝土支架三种；按巷道断面形状可分为梯形支架和拱形支架等；按支架结构可分为刚性支架和可缩性支架。
3. 砌碹支护
砌碹支护是指用料石、混凝土或钢筋混凝土砌筑而成的连续整体式支架。它由拱、墙和基础三部分组成。 拱的作用是承受顶压，并传给墙和基础。做成拱形是为了使拱的各个截面都承受压应力，充分利用石材抗压强度高而抗拉强度低的特性。至于截面中产生的弯矩，可通过采用调整拱形，使其尽量减少。如弧形拱比半圆拱、三心拱为优。 墙的作用是支承和抵抗侧压，在拱基处传给墙的压力是斜的，要求壁后必须充密实，防止拱与墙开裂，侧压过大时，可用弯曲的墙。基础的作用是把墙传来的载荷和自重均匀传给底板。
砌碹支护是一个连续支护体，对围岩能够起到封闭防止风化的作用。该支护具有坚固、耐久、防火、阻水、通风阻力小、材料来源广、便于就地取材等优点。缺点是施工复杂，劳动强度大，成本高，进度慢。 砌碹一般使用在巷道服务年限超过10年以上，围岩十分破碎，同时很不稳定，且有大面积淋水和部分淋水，及水质有化学腐蚀的地段。在用各种锚喷联合支护不易实施时，可根据现场具体情况，加以选用。料石砌碹支护工序较多，在进行砌碹作业前应首先拆除临时支架。
大量工程实践表明，在岩石中开挖巷道后，围岩具有自行稳定一定时间的特性，其自行稳定的时间，一般短的可为几个小时，长的为几天甚至几年。围岩这一自稳时间特性，对于理解支护的本质和支护施工的条件很重要。
由任务书可知，岩石自稳时间在48~72h 之间，先采用锚杆支护作为临时支护，经过比较上述三种支护的优缺点，综合考虑采用喷锚联合支护作为永久支护，如遇到特殊情况，还要超前支护。
4开挖方法设计
4.1开挖方法选择
我国目前的平巷掘进方法有机械掘进法、凿岩爆破法以及人工开挖法。
1.机械掘进法
其包括TBM掘进开挖、盾构法、顶进法和基坑法，TBM一般用于长大隧道，盾构法一般用于松质岩层，顶进法一般用于从建筑物下软岩中通过的隧道，基坑法一般用于浅眼地下硐室。目前世界上广泛采用TBM掘进机开挖。
优点：掘进机械化程度高，掘进速度快，劳动强度低，节省人力；掘进平巷断面光滑整齐，不会出现超挖和欠挖，支护方便，节省支护材料；出渣无大块，便于装运，出渣与掘进同时进行，有利于快速掘进；避免了由于爆破冲击波而引起的事故，围岩受振小。
缺点：刀具磨损大，成本高；设备一次性投入大；机械故障多，辅助时间长；体积大，重量大，搬运不便，适应性差。
2.凿岩爆破法
在巷道掘进中，目前多采用凿岩爆破法，尤其是光面爆破的全面推广，使其成为一种首选的施工方法。
优点：能减少超挖；爆后成形规整，提高巷道轮廓质量；围岩受振小，保持围岩稳定，减少支护工作量和材料消耗；能加快巷道掘进速度，降低成本，保证施工安全。
在地下工程的开挖中，采用光面或是预裂爆破使边坡形成比较陡峻的表面，使地下开挖巷道形成预计的断面轮廓线，避免超挖或欠挖，并能保持围岩的稳定。
3.人工开挖法
人工开挖法基本上不使用，除非特殊情况下，才会考虑使用。
考虑到光面爆破较其他开挖方法优点更多，且工程一般都使用此方法，故本设计采用光面爆破开挖。
4.2光面爆破设计参数
光面爆破是指沿开挖边界布置密集炮孔，采取不耦合装药或装填低威力炸药，在主爆区起爆之后起爆，以形成平整轮廓面的爆破作业，它是一种控制轮廓成形的爆破方法，不论在何种岩质的条件下，采用光面爆破与不采用光面爆破而采用其他控制围岩轮廓爆破法相比，效果相差甚远。即使围岩岩性很差而不能留下半个孔壁，在对减轻围岩破坏、减少超挖，以及防止冒顶等方面，起作用都是不能忽略。光面爆破的壁面质量优于预裂爆破的壁面质量，可防止超挖、欠挖。
4.2.1凿岩机具选择及数量的确定
通常根据巷道所穿过的岩层性质、巷道断面尺寸、眼深及施工速度等因素，选择不同的凿岩机具。主要有冲击式钻机和旋转式钻机，冲击式钻机包括：凿岩机、钢丝绳冲击钻机、潜孔钻机和露天凿岩钻车，旋转式钻机以牙轮钻机为代表。
凿岩机可以装在气腿上、钻架上或凿岩台车上进行钻眼。气腿式凿岩机具有重量轻、机动性强、辅助工时短等优点，有利于组织工作面多机凿岩和实现凿岩与装岩平行作业，根据井巷工程的特点，采用YT23气腿式凿岩机，其钻孔直径为34~42mm，最大钻眼深度为5m。
工作面凿岩机台数的确定，主要取决于巷道断面的大小、施工速度以及工人的技术水平。用气腿式凿岩机钻孔时，凿岩机台数可按巷道宽度确定，每0.5~0.7m配备一台，本巷道宽度为4m，故台数为6台。
4.2.2爆破参数的确定
1.炮眼直径D
炮眼直径取决于凿岩工具、炸药类型和凿岩爆破工作的总方案要求，一般情况下，炮眼直径要比药卷直径大6~10mm，本设计中，采用2号岩石铵梯炸药，为32mm，炮眼直径D取42mm。
2.炮眼深度
炮眼深度直接决定着每个循环的进尺量，也就是决定着掘进中钻眼和装岩等主要工序的工作量和完成该工序所需要的时间。炮眼的合理深度，是以炮眼利用率高、凿岩速度快、成本低为依据的。所以，它是决定每班循环次数和能否实现正规循环作业的直接因素。一般情况下，使用气腿式凿岩机时，炮眼深度一般为1.8~2.0m，采用凿岩台车时，一般为2.0~2.5m。本设计中炮眼深度L取2.2m。
3.循环进尺
巷道掘进平巷时，施工主要工序有：钻眼、装药、连线、通风、出渣和支护。辅助工序主要有：定腰线、定中线、浮石、接管线等。考虑到钻眼设备、围岩稳定，对施工和掘进组织作业形成和掘进方式的影响及炮眼利用率(一般不能低于85%~90%)，这里主要考虑炮眼利用率的影响，=2.2×0.9=2.0m。
4.单位炸药消耗量q
单位炸药消耗量取决于岩石性质、巷道断面规格、眼径和眼深。该设计中，围岩f=4~6，可查表4-1可得，取=1.68。
确定了单位岩石炸药消耗后，根据每一循环爆破的岩石体积，按下式计算出每循环使用的总药量：
式中，V是每循环爆破岩石体积(m3)；S是巷道掘进断面(m2)；L是炮眼深度(m)；为炮眼利用率，一般取0.8~0.95。
=1.68×11.6×2.2×0.85=36.44Kg
表4—1 矿山井巷单位炸药消耗量参考值（kg/m3）
巷道断面（m2）
光爆喷锚巷道
软岩
中硬岩
硬岩（f=8~10）
坚硬岩（f=12~14）
＜4
—
—
—
—
＜6
1.58
3.64
2.32
4.35
3.26
4.61
4.08
6.18
＜8
1.56
3.51
1.80
3.26
2.64
3.59
3.30
4.81
＜10
1.27
2.53
1.79
3.10
2.55
3.15
3.19
4.22
＜12
1.26
2.42
1.72
2.94
2.31
2.94
2.89
3.94
＜15
1.15
2.41
1.55
2.66
2.11
2.97
2.64
3.98
＞15
1.13
2.39
1.43
2.56
1.99
2.93
2.49
3.93

5.炮眼数目N
平巷掘进中的炮眼，按其位置不同，可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼。周边眼又可分为顶眼、底眼和帮眼。
炮眼数目与掘进断面、岩石性质、炮眼直径、炮眼深度和炸药性能因素有关。一般可用公式计算。
式中，q—单位炸药消耗量，kg／m3； S—巷道掘进断面积，m2； 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；—每个药卷的长度，m； G—每个药卷的重量，kg。
=个
4.2.3炮眼布置
掘进工作面的炮眼，按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼三类，其起爆顺序为先掏槽眼，其次辅助眼，最后周边眼。影响炮眼布置的因素很多，主要有岩石性质和结构、巷道断面形状和大小以及炸药性能和装药量等。特别是井下地质条件往往变化很大，故工作面的炮眼布置不能一成不变，必须根据其体情况进行布置或调整。
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的作用。因此，讨论工作面炮眼的合理布置，重要的是探讨掏槽眼的布置方法。掏槽眼的形式主要有：倾斜眼掏槽、平行空眼直线掏槽和混合式掏槽。
(1)各类掏槽的特点
倾斜掏槽的特点是掏槽眼与工作面斜交，通常分为单向掏槽、锥形掏槽和楔形掏槽。平行空眼直线掏槽的特点是所有掏槽眼均垂直于工作面，且相互平行，其中有几个不装药的空眼，作为装药爆破时的辅助自由面和破碎体的补偿空间。通常分为龟裂掏槽、桶形掏槽和螺旋形掏槽。混合式掏槽是指两种以上的掏槽方式混合使用，在遇到岩石特别坚硬或巷道断面较大时，可以采用桶形与锥形混合掏槽。
(2)各类掏槽的优缺点
斜眼掏槽的优点：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。缺点：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，且不利于多台凿岩机同时作业。
直眼掏槽的优点：炮眼利用率高；眼深不受巷道断面限制；破碎块度均匀；钻眼方便，准确性高。缺点:凿岩工作量大，钻眼技术要求高，一般需要雷管的段数也较多。
通过以上比较，综合考虑，本设计采用直眼掏槽，掏槽眼采用连续装药结构，数量7个，其中空眼4个，孔距100mm。
2.辅助眼
辅助眼又称崩落眼，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500~700mm，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比值)一般为0.45~0.60之间。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。辅助眼数量为：35-20-3=12个，采用连续装药结构。
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。其间距一般取0.5~1.0m，光爆周边眼的装药量必须严格控制，底眼装药量介于掏槽眼和辅助眼之间，装药长度为眼深的0.5~0.7倍，底眼间距一般为0.4~0.7m，底眼眼口应比巷道底板高出0.1~0.2m。周边眼采用空气间隔装药结构。
炮眼总数目可确定为35个装药眼加4个空眼加1个水沟眼，总共40个炮眼。
4.2.4炸药消耗量的计算及药量分配
先计算各炮眼的装药量：
1.掏槽眼药量：a值取0.7，则每眼装药卷数=2.4×0.7÷0.16=11卷；掏槽眼总装药量=3×11×0.15=4.95Kg
2.辅助眼药量：a值取0.5，则每眼装药卷数=2.2×0.5÷0.16=7卷；辅助眼总装药量=12×7×0.15=12.6Kg
3.底眼药量：a取0.55，则每眼装药卷数=2.2×0.55÷0.16=8卷；底眼总装药量=7×8×0.15=8.4Kg
4.顶、帮眼药量：每孔装4个药卷即可，顶、帮眼药量=13×4×0.15=7.8Kg
5.水沟眼药量：装药卷数和底眼相同，装药量为=1×8×0.15=1.2Kg
因此，总装药量
而规定允许耗药量为36.44Kg，大于34.95Kg，符合要求。
4.2.5爆破图表编制
爆破图表是平巷施工设计的组成部分，也是指导和检查凿岩爆破的技术条件。爆破图表包括三部分：爆破条件、炮眼布置图及说明表、爆破预期效果，详细内容见表4-2、表4-3、表4-4，
表4-2 爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
m2
11.6
2
岩石坚固性系数

4~6
3
炮孔深度
m
2.2
4
炮眼数目
个
40
5
工作面涌水量
.
160

表4-3 炮眼排列及装药量
眼号
炮眼
名称
炮眼长度/m
倾角
装药量
雷管数
爆破
顺序
连线
方式
水平
垂直
卷/眼
小计（卷）

掏槽眼
2.4
90
90
11
33
3
采用导爆管延时起爆。起爆顺序为：掏槽眼、辅助眼、
周边眼

串
并
联

辅助眼
2.2
90
90
7
84
12

帮眼
2.2
87
90
4
16
4

顶眼
2.2
90
88
4
36
9

底眼
2.3
90
87
8
56
7

水沟眼
2.2
90
87
8
8
1
共计
40

42
233
45

表4-4 预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率

85%
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
17.48
每循环工作进尺
m
2.0
每循环炮眼总长度
m/循环
89.4
每循环爆破实体岩石
m3
23.2
每立方米岩石雷管消耗量
个/m3
2
炸药消耗量
Kg /m3
1.51
每米巷道雷管消耗量
个/m
23

5.量测设计
5.1量测原则和量测项目分类
1.量测原则
①及时进行量测。首先对岩石的变形量进行量测，可以掌握岩石的变形规律，从而对其进行合理的支护。其次，对水文地理的量测，防止出现施工过程中出现涌水和岩层坍塌的现象发生。
②适时进行量测。要合理的安排时间进行量测，借助现场的量测结果反馈信息，对围岩进行支护。保证施工的安全、经济、快速的进展。
2.量测项目分类
量测项目一般分为必测项目和选测项目，其中目测，隧道内空收敛量测，拱顶下沉量测，锚杆拉拔力量测，巷道地表沉降的量测属于必测项，钢拱架荷载量测，围岩内变形量测，喷混层应力量测，二次衬砌应力量测等属于选测项，现场监控量测工作的主要内容包括：
（1）现场情况的初始调查；（2）编制实施细则；（3）布设测点并取得初始监测值；（4）现场监控量测及分析；（5）提交监控量测成果。
5.2量测仪器和设备
主要有以下几种：压力盒、顶板动态仪、多点位移计、应变砖、液压枕、GHL-2型混凝土应力计 、刚弦测压仪、KM-1型收敛计。
5.3现场监控量测工作程序
（1）现场情况的初始调查
施工前对隧道工程的地质条件、地下水状况及施工影响区域内的周边环境进行初始调查，掌握工程特点和难点，为监控量工作的顺利开展做好准备。
（2）编制实施细则
现场监控量测小组按照监控量测设计的要求，结合初始调查结果编制实施细则，经业主、监理审查批准后实施。
（3）布设测点并取得初始监测值
基准点、测点的埋设须严格按照相应规范进行，以确保监控量测数据可靠。测点埋设后应及时取得初始监测值。
（4）现场监控量测及分析
现场监控量测工作由现场监控量测小组实施，并根据监控量测数据对隧道施工安全及结构的稳定性做出分析评价。
（5）提交监控量测成果
监控量测小组一般以周报(特殊情况要形成日报)的形式提交监控量测成果(包括纸质和电子文件)。当出现异常现象时，应及时反馈，以便采取相应的对策。
现场监控量测工作停止后，应在一个月内编写出该工程的施工监控量测总结报告。
6.不良岩层条件下的辅助施工设计
在施工中，不能排除在个别地段会遇到不良地质条件。而几种常见的不良地质条件包括破碎松散地层、多水地层、软岩地层、高瓦斯及有岩爆倾向的地层和流砂及岩溶发育地层。
6.1处理措施
通常可以采取以下措施：管棚支护、超前锚杆支护、撞楔法、注浆法、冻结法、防水法、应力转移法和喷锚网联合支护。
6.2各不良岩层的辅助方法
1. 破碎松散地层
(1) 根据地层情况局部调整开挖方法及开挖面积，使开挖面即围岩暴露面不能过大，遵照化大为小的开挖原则，以控制围岩应力及其增长。在爆破时尽量减弱对围岩的扰动，由爆后的冒落情况，适当降低报孔位置，减少装药量。
(2) 加强和改善支护。使用超前支护，以增强围岩的强度，提高围岩的自承能力和稳定性。并及时采用临时支护，支护紧跟，尽量减少围岩的暴露时间。
2.软岩地层
(1) 围岩暴露后，尽快封闭，尽量使围岩不受风化或减少风化的影响；
(2) 临时支护宜采用柔性支护或可缩性支撑；
(3) 地层中含有遇水膨胀物时，妥善处理作业面排水，防止水流失或积水浸泡；
(4) 进行适当超挖；
(5) 爆破是采用减震爆破技术，减少爆破对围岩的损害和扰动；
(6) 在变形稳定后进行永久支护。
3.流砂及岩溶发育地层
(1) 开挖巷道遇到流砂时，要制止水夹泥沙涌入巷道，施工采用“先护后挖”、“密闭支撑、边挖边封”的方法，必要时采用双层插板支撑，俩层板间作滤水层，避免流水过多带起泥沙造成塌方。此外，要留有沉落量，并随时注意观察、测量实际沉落情况。
(2) 在勘察时，对工程地域作详细调查，在设计中使线路避绕岩溶区。穿越岩溶区时，按具体情况以“避、引、堵、越、绕”的方法处理。
本设计中的不良岩层是破碎裂隙地带，因而在巷道开挖过程中要注意开挖与支护平行作业。具体实施方法如下：
爆破时尽量减弱对围岩的扰动，如采用预裂爆破、防震爆破等。根据爆破后的冒落情况，可适当降低炮孔位置，并减少装药量。若开挖面稳定性较差时，不宜采用爆破法开挖。可改用手工机具或风镐开挖。
支护措施：
（1）当巷道采用棚式支架时，应增加支架的密度，其密度应根据岩石破碎程序和地压力的大小而定，如采用料石或混凝土时，应采用短段掘砌的施工方法。
（2）适当使用超前支护，以增加围岩的强度，提高围岩的自承能力和稳定性。方法有：插板封闭法、超前锚杆加固法、压力注浆法。
（3）采用及时的临时支护。支护紧跟，尽量减少围岩暴露时间。临时支护可采用喷混凝土、锚杆、钢筋网，必要时加设钢拱架的联合支护。一般在放炮后即应喷一层混凝土。当作业面推进15~20米后，进行永久性支护。若采用其他型式的临时支护时，拆除的时间不宜过早，且拆除一段，立即支护一段。
7.施工组织与施工工艺
施工组织设计是对施工活动实行科学管理的重要手段，它具有战略部署和战术安排的双重作用。它体现了实现基本建设计划和设计的要求，提供了各阶段的施工准备工作内容，协调施工过程中各施工单位、各施工工种、各项资源之间的相互关系。
7.1施工组织和施工管理
1.施工组织
要在有限的工作时间内实现高速度、高质量一次成巷，就必须有好的劳动组织保证，平巷掘进的劳动组织形式有两种，即专业工作队和综合工作队。
(1) 专业工作队：专业工作队的特点是各工种