煤矿巷道施工组织设计与概预算

目录

前言 ....................................................................................................................................................................1 1 工程概况 ....................................................................................................................................................2 1.1矿井交通位置 ......................................................................................................................................2 1.2矿区气候特征 ......................................................................................................................................2 1.3矿区地质条件 ......................................................................................................................................3 1.4通讯 ...........................................................................................................................................................3 1.5供电 ...........................................................................................................................................................4 1.6供水 ...........................................................................................................................................................4 1.7排水 ...........................................................................................................................................................4 2 巷道断面设计 ..........................................................................................................................................5 2.1选择巷道断面形状 ...........................................................................................................................5 2.2确定巷道净断面尺寸 ......................................................................................................................5 2.3巷道风速验算 ......................................................................................................................................8 2.4道床参数的选择 ................................................................................................................................9 2.5布置巷道内水沟和管线 ..............................................................................................................12 2.6绘制断面图 .........................................................................................................................................12 3 巷道掘进设计 ........................................................................................................................................13 3.1炮眼布置和爆破图表编制设计 ..............................................................................................13 3.1.1炮眼布置 ..........................................................................................................................................13 3.1.2掏槽方法 ..........................................................................................................................................14 3.1.3爆破器材选择 ................................................................................................................................16

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3.1.4爆破参数的确定 ..........................................................................................................................16 3.1.5炮眼布置如图 ................................................................................................................................20 3.2 装药结构与起爆 .............................................................................................................................21 3.2.1装药工作 ..........................................................................................................................................21 3.2.2连线工作 ..........................................................................................................................................21 3.2.3装药结构 ..........................................................................................................................................22 3.3钻眼注意事项 ....................................................................................................................................23 3.4装岩工作设计 ....................................................................................................................................24 3.4.2装岩机具的选择 ..........................................................................................................................24 3.4.2装岩效率 ..........................................................................................................................................24 4 巷道围岩压力计算 .............................................................................................................................25 4.1 巷道顶压、侧压、底压的计算 .............................................................................................25 4.2 围岩破碎半径的计算 ..................................................................................................................26 5 巷道支护设计 ........................................................................................................................................27 5.1支护形式的选择 ..............................................................................................................................27 5.2 支护参数选择与计算 ..................................................................................................................27 5.2.1锚杆长度 ..........................................................................................................................................27 5.2.2锚杆杆体直径 ................................................................................................................................28 5.2.3锚杆间、排距 ................................................................................................................................29 5.3喷射混凝土的主要参数 ..............................................................................................................30 6 巷道施工组织设计及编制循环图表 ........................................................................................34 7 概预算 .......................................................................................................................................................39

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7.1总概算(见01表) ............................................................................................................................42 7.2人工、材料、机械台班数量数量汇总表（见02表） ............................................43 7.3建筑安装工程费计算表（见03表） .................................................................................44 7.4其他工程费及间接费综合费率计算表（见04表） .................................................45 7.5工程建设其他费用计算表（见05表） ............................................................................47 7.6人工、材料、机械台班单价汇总表（见06表） .......................................................48 7.7分项工程预算表（见07表） .................................................................................................50 8施工期间工程管理 ..............................................................................................................................56 8.1工程建设监理的管理和内容 ....................................................................................................56 8.2建设项目工期控制 .........................................................................................................................58 9结论 ..............................................................................................................................................................61 致谢 ..................................................................................................................................................................62 参考文献 .......................................................................................................................................................63 附录A .............................................................................................................................................................. 附录B ..............................................................................................................................................................74

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前言

本设计为王营子矿的施工组织设计及其概预算。

设计中的重要数据和图表都是以王营子煤矿的地质资料、井筒断面图、巷道断面图、等为依据，严格的依照了《矿井建设专业毕业设计教学大纲》的要求进行计算和描绘。在进行设计过程中，严格遵守《煤矿安全规程》和《煤矿施工设计规范》的有关规定，不仅注重加强了基本理论、基本方法技能的学习和基本能力的培养；而且注重了与其它课程的联系，特别是与课本及规程的衔接与配合。

内容和步骤;首先根据巷道的服务年限，用途和围岩的性质，选择巷道断面的形状和支护方式，其次根据巷道中通过的设备尺寸和支护参数和道床参数通风量和行人要求等确定巷道净断面积尺寸（并进行风速运算）计算巷道的设计掘进断面的尺寸然后布置水沟和管缆。最后绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量和材料消耗量。

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1 工程概况 1.1矿井交通位置

王营子矿区位于阜新盆地中北部，阜新市系辽宁省辖市之一，位于辽宁省西北部，与省会沈阳市直线距离147.5公里。往南经锦州可直下京、津；北上经通辽可到霍林河矿区；东达沈阳及辽东沿海城市；西至朝阳、内蒙古赤峰，是辽宁西部的交通要道。阜新全境呈矩形，中轴斜交于北纬42°10′和东经122°0′的交点上。

图1-1地理交通位置

figure 1-1 Geographic location of traffic

1.2 矿区气候特征

矿区高空处于西风环流带中，常有气旋(低气压)和反气旋(高气压)由西向东移动。特别是春季，气旋和反气旋常呈追逐式移动，导致西南与西北大风交替出现，气温因之忽高忽低。夏季季风来自南部海上，矿区在副热带高压(或其边缘)控制下，高温高湿，多阴雨天气。冬季季风来自西伯利亚，受冷高压控制，阜新市气温低而多晴。矿区所在地区地势由西北向东南呈阶梯式下降，山丘多由西南向东北伸展，对来自西方的气流有下沉作用。西来气流含水汽较少。所以西来系统过境雨水稀少；南来系统因地形抬升作用降水有

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所加强。本矿区气候属于北温带季风气候区，四季分明，雨热同季，光照充足。矿区的四季是以候平均气温高于20℃为夏季，低于3℃为冬季（全国标准：高于22℃为夏季，低于10℃为冬季）。介于二者之间的气温分别为春、秋季。

1.3 矿区地质条件

阜新盆地位于中朝地台的东北部 ,燕辽断隆区东段 ,是在前寒武纪长期抬升剥蚀的基础上 ,燕山运动中期断裂作用形成的北北东向断陷盆地。盆内沉积了一套内陆含煤碎屑岩及火山碎屑岩建造 ,分布面积约 2 0 0 0ｋｍ2 。王营子矿区位于阜新盆地中北部 ,分布面积约10ｋｍ2 。含煤地层主要为上侏罗统阜新组 ,是一套以河流相为主的砂砾岩、粗砂岩、粉砂岩、泥岩夹煤层组合。厚度 530～ 710ｍ ,大多为 550～ 60 0ｍ。该组煤层与邻区相比厚度大 ,层数多 ,分布广 ,纵向上自上而下可划分为水泉段、孙家湾段、中间段、太平段和高德段累计煤层厚度 2 0 .69～ 10 2 .85ｍ ,结构较复杂 ,分叉尖灭现象明显。从煤层平面叠加厚度看 ,北部和中部厚度相对较大。煤岩类型以亮煤和半亮煤为主 ,煤岩组分中镜质组含量一般大于 90 %。各煤层镜质体反射率值一般在 0 .4 2 %～ 0 .62 %之间 ,挥发分产率一般在 38.36%～ 4 1.81%之间 ,煤级以长焰煤为主 ,部分为气煤。在侵入岩影响区镜质体反射率值可高达 1.2 1% ,挥发分产率降低....矿区构造属于一个较完整的同生向斜, 向斜的走向由西部的北西到东部转为北东。区内发现落差大于20 m 的断层共6 条, 均为张性或张扭性正断层。喜山期区内岩浆活动较为强烈, 岩浆侵入均以近东西向高角度辉绿岩岩墙为主。矿区内共发育岩墙31 条, 走向45􀀁~ 105􀀁, 宽度0. 8~ 82 m, 规模较大的岩墙对煤层的破坏较大, 并对煤的变质程度有一定的影响。

1.4通讯

矿井施工期地面通讯利用永久通讯工程，永久通讯工程在施工准备期形成。 行政通讯电话引自中国铁通或电信网络，采用光缆接入。交换机设在临时办公室内，待永久办公楼建成后，移进楼内机房。变电所之间电力调度通讯先期使用行政通讯电话，待变电所永久工程完成后，电力调度通讯也同时完成，此后行政通讯电话为备用通讯方式。

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1.5供电

初步设计王营子煤矿2回电源均引自多伦110kV变电站，施工准备期形成2回35kVd的LGJ120/30永久输电线路，保证施工用电。

永久变电所形成前设35/6.3临时变电所一座，安装8000kVA变压器1台（可利用永久设备），保证冻结及掘砌施工。临时变及输电线路未形成时，先从场区附近经过的农电10kV输电线路分接1条LJ—70/10kV输电线路，引进场区供冻结打钻、四通一平等临时施工用电，待临时变电所投用后拆除。

1.6供水

据水文地质资料，矿井工业场地及井下用水可以采用地下水作为水源。在施工准备期建设矿井永久水井供施工使用。水源地选址为矿井工业场地的西北部，距工业场地300米处，设2眼水源井，每井井径330mm，井深70m，井出水量20m3/h,一眼井工作，一眼井备用。由于采用冻结施工工艺，用水量将大于设计永久水源井取水量，因此应再打临时水源井做施工补充。

1.7排水

该场区地形较平坦，地势西北高、东南低。周围附近没有河流，故工业场地不存在防洪问题。在确保暴雨期间工业场地不受洪水威胁，除将井口标高提高0.30m防止内涝外，并在场区北侧和西侧设置截水沟，断面为梯形，底宽0.60m，边坡1：1.5。在暴雨期间雨水将通过截水沟顺地势排出。

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2 巷道断面设计

我国煤矿井下使用的巷道断面形状，按其构成的轮廓线可分为折线形和曲线形两大类。前者如矩形、梯形、不规则型，后者如半圆拱形、圆弧拱形，三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。

巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩的性质、作用在巷道上地压大小和方向、巷道的用途和服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方法采用的掘进设备等因素，也可以参考邻近矿井同类巷道的断面形状及其维修情况等。

作用在巷道上的地压大小和方向，是选择巷道断面形状时需考虑的主要因素；当定压较大，测压较小时，则应选择直墙拱形断面；当顶压、侧压都很大时，同时底鼓严重时，就须选用马蹄形、椭圆形或圆形等封闭式的断面。巷道的用途和服务年限也是考虑选择巷道断面形状不可缺少的重要因素。服务年限长达几十年的开拓巷道，采用砖石、混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利；服务年限10年左右的准备巷道以往多采用梯形断面，现在采用锚喷支护的拱形断面日趋增多；服务年限短的回采巷道，多采用梯形断面。

巷道断面设计的基本原则：在满足安全生产和施工要求的条件下，力求提高断面的利用率，取得最佳的经济效果。根据王营子矿的工程地质条件以及水文地质条件，计算其服务年限在20年以上，可选用拱形断面中的半圆拱形为宜。

2.1选择巷道断面形状

年产100万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在20年以上，采用600毫米轨距双轨运输的大巷，其净宽在3米以上，又穿过中等稳定岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，巷道为半圆拱形断面。

2.2确定巷道净断面尺寸

1、确定巷道净宽度B

查表2.2可知ZK10－6/250电机车宽A1=1060毫米、高h=1550毫米；1.5吨矿车宽1050毫米、高1200毫米。

根据《煤矿安全规程》并参照标准设计，取巷道人行道宽C=840毫米、非人行道一侧

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宽a=400毫米。又查表2.1知本巷双轨直线段，中线距b=1300毫米，则两电机车之间距离为：

1300－(1060/2+1060/2)=240(mm)。 故巷道净宽度：

B=a+2A+c+t=400+2×1060+840+240 =3600 (mm)

表2-1双轨巷道轨道中线距数值 Table2-1 double track tunnel rail line distance value

运输设备

600mm轨距/mm 直线

1.0t矿车 1.5t矿车

1100 1300

曲线 1300 1500 1600 1700 1800 1600

900mm轨距/mm 直线 1400 1600 1600 1800 1600

曲线 1600 1900 1800 2000 1900

7t，10t，14t架线机车 1300 3.0t矿车 3.0t底卸式矿车 5.0t底卸式矿车 8t，12t蓄电池机车

1500 1600 1300

2、确定巷道拱高h0

半圆拱形巷道拱高h0=B/2=3600/2=1800(mm)。 半圆拱半径R=h0=1800(mm)。 3、确定巷道壁高

（1）按架线电机车导电弓子要求确定 由表2.5中半圆拱形巷道壁高公式得：

h3h4hc(Rn)2(Kb1)2式中 h4——轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取=2000毫米；

hc——道床总高度。选用30公斤/米钢轨，得hc=410毫米，

道渣高度hb=220毫米；

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n ——导电弓子距拱壁安全间距，取n=300毫米； K ——导电弓子宽度之半，K=718/2=359，取K=360毫米；

b1——轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2－a1=3600/2－930=870(mm)；

故

h3≥2000mm+410mm-(1800300)2(360870)2mm=1552mm。 (2)按管道装设要求确定h3

h3≥h5+h7+hb-R2(KmDb2) 2式中 h5————碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800mm； h7————管子悬吊件总高度，取h7=900mm； m————导电弓子距管子间距，取m=300mm； D————压气管法兰盘直径，D=335mm； b2————轨道中线与巷道中线间距，

b2=B/2-C1=3600mm/2-1370mm=430mm。

故

h3≥1800mm+900mm+220mm-18002(360300335430)2mm=1633mm 2

(3)按人行高度要求确定

h31800hbR2(Rj)2米。

式中，j为距壁j处的巷道有效高度，不小于1800毫米。j100毫米，一般取200毫

h3≥1800mm+220mm-18002(1800200)2mm=1195mm

综上计算，并考虑一定的余量、确定本巷道壁高为h3=1820mm。 则巷道净高度H=h3－hb+h0=1820－220+1800=3400mm。 4、确定巷道净断面积S和净周长P 由表2.3得：净断面面积S=B(0.39B+h2)

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式中

h2——渣面以上巷道壁高，h=h－h=1800－200=1600毫米

23b 故

S=3600(0.39×3600+1600)=10814400=10.8 净周长

P=2.57B+2h=2.57×3.6+2×1.6=12.5 m

2.3 巷道风速验算

巷道通过的风量是根据对整个矿井生产通风网络求解得到的。当通过该巷道的风量确定后，断面越小，风速越大。风速过大，不仅会扬起煤尘，影响工人身体健康和工作效率，而且易引起煤尘爆炸事故。设计时，在不违反《煤矿安全规程》的情况下，按照《煤炭工业设计规范》规定，矿井主要进风巷的风速一般不大于6m/s，为矿井增产留有余地。按下式进行风速验算：

Qv=S≤vmax

式中 v————通过该巷道的风速，m/s；

Q————根据设计要求通过该巷道的风量，50m3/s； S————巷道的净断面面积，10.8㎡；

vmax————该巷道允许通过的最大风速，按下表确定，为6m/s。 由公式得v=50÷10.8=4.63≤6m/s。

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表2-2 巷道允许的最高风速

Table2-2 the highest wind speed of roadway allowed 井巷名称

允许风速/（m/s） 最低

无提升设备的风巷和风硐 专为升降物料的井筒 风桥

升降人员和物料的井筒 主要进、回风巷 架线电机车巷道

输送机巷，采区进、回风巷 采煤工作面、掘进中的煤巷和平煤岩巷 掘进中的岩巷 其他通风人行巷道

0.15 0.15

4

1.0 0.25 0.25

最高 15 12 10 8 8 8 6 4

2.4道床参数的选择 钢轨型号

钢轨型号是以没米长度的质量来表示的。煤矿常用的钢轨型号是15,22,30和38kg/m。钢轨型号是根据巷道类型、运输方式及设备、矿车容积和轨距来选用的，见下表

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表2-3 巷道轨型选择及其技术特征

Table2-3 roadway rail type selection and technical characteristic

使用地点 斜井

运输设备

箕斗 人车 运送液压支架设备车 1t，1.5t矿车

平硐 大巷 井底车场

8t及以上机车 3t以上机车 运送液压支架设备车 1t，1.5t矿车

采区巷道

运送液压支架设备车 1t，1.5t矿车

22 30,22 22,15 22 30

钢轨规格/（kg·m） 30,38

-1

因此按表知，钢轨规格应选取30 kg·m-1。在倾角大于150的巷道中，轨道的铺设应采取防滑措施。

轨枕规格

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和木轨枕，个别地点也有用钢轨枕的。混凝土轨枕主要是用于井底车场、运输大巷、上（下）山和中巷；木轨枕主要是用于道岔等处；钢轨枕主要是用于固定道床。由于预应力钢筋混凝土轨枕具有较好的抗裂性和耐久性，同时具有构件刚度大、节约木料、造价低等优点，所以应大力推广。常用轨枕规格见下表

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表2-4 常用轨枕规格

Table2-4 common component specifications

轨枕类型 木轨枕

轨距/mm 轨型/（kg/m） 全长/mm 600

15 22

900

15 22

钢筋混凝土轨枕

600 900

预应力混凝土轨枕 600

表2-5 常用道床参数

15或22 ≥30 15或22

1200 1200 1600 1600

全高/mm 120 140 120 140

上宽/mm 120 130 120 130

下宽/mm 150 160 150 160

1100～1200 120～150 110～130 140～170 1500～1600 150～200 140～160 180～250 1200

115

100

140

Table2-5 track bed parameters used

巷道类型

钢轨型号/（kg/m）

井底车场及主要运输巷道

30 22

采取运输巷道 上、下山

22 15

运输巷、回风巷

15

道床总高度 hc/mm 410 380 380 350 250

道碴高度 hb/mm 220 220

道碴面至轨道面高度ha/mm 190 160

可不铺道碴，轨枕沿底板浮放，也可以在浮放轨枕两侧充填掘进矸石

因此，选用钢筋混凝土轨枕，其道床参数： 道床总高度hc=410mm， 道碴高度hb=220mm， 道碴至轨面高度

ha=hc-hb=410mm-220mm=190mm。

8、确定巷道掘进断面尺寸 巷道设计掘进宽度

B1=B+2T=3600+2×lO0=3800毫米

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巷道计算掘进宽度

B2=B1+2δ=3800+2×75=3950毫米

巷道设计掘进高度

H1=H+hb+T=3400+220+100=3720毫米

巷道计算掘进高度

H2=H1+δ=3700+75=3795毫米

巷道设计掘进断面积

S1= B1(0.39+h1)=3800(0.39×3800+1820)= 12571600。

取=12.55

巷道计算掘进断面积

S2= B2(0.39+h1)=3950(0.39×3950+1820)=13213975。

取=13.2

2.5布置巷道内水沟和管线

3已知通过本巷道的水量为160m/h，现采用水沟坡度为0.3﹪，水沟深400毫米、水

沟宽400毫米，水沟净断面积0.16㎡；水沟掘进断面面积0.203㎡。设置水沟的盖板厚度是50毫米。水沟盖板净断面积0.02㎡。

管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。

2.6 绘制断面图

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图2-1 巷道断面施工图

Figure2-1 section of drawings

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3 巷道掘进设计

3.1 炮眼布置和爆破图表编制设计

3.1.1 炮眼布置

井巷施工首先要破碎岩石，常用的破岩方法有机械破岩和爆破破岩两种。在岩石巷道掘进中，爆破破岩由于操作简单易于掌握，设备轻巧便于灵活移动，适应性强，能在各种坚固程度的岩石中掘出各种形状和尺寸的巷道，而且费用较低，安全上也比较可靠，所以在国外都获得广泛的应用。但是这种破岩方法机械化程度不高，工序多，工作也比较繁重，所以一直处于不断的改进和完善之中。王营子矿采用爆破破岩方法。

1)掏槽眼的确定

掏槽眼布置在巷道断面的中部偏下一些，这样便于打眼时掌握方向，并且有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。如果在掘进过程中有显著的软弱岩层，要把掏槽眼布置在这一岩层中。

根据王营子矿的岩石性质（中硬岩石偏多），掏槽眼形式采用多向掏槽法的楔形掏槽法，根据巷道的断面面积和岩石情况，决定掏槽眼为5个，布置在巷道中间偏向底板处。炮眼的距离为200mm左右，并且要比一般炮眼深200mm。

2)辅助眼

辅助眼均匀的布置在掏槽眼和周边眼之间，间距为500—700mm，炮眼方向垂直于工作面，装药系数为0.5。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，且多于周边眼的最小抵抗线。

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。王营子矿的爆破采用光面爆破。

最小抵抗线长度W=E/K=625

其中E为周边眼间距，王营子矿取450mm；K为炮眼的密集系数，取0.8。按照光面爆破要求，周边眼的中心均应布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，而眼底应稍向轮廓线外偏斜，本巷道的大约偏斜在150mm左右。这样可以使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间，同时还要尽量减少超挖量。

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表3-1 光面爆破的周边眼爆破参数

Table3-1 smooth blasting around the eye blasting parameters

岩层情况 岩石坚固性系数f 完整、稳定中硬以上 中硬、层节理不发育 松软、层节理发育 8～10 6～8 ＜6 炮眼直径/mm 42～45 35～42 35～42 500～600 350～500 600～800 500～700 0.8～0.9 0.7～0.8 0.15～0.2 0.1～0.15 600～700 炮眼间距/mm 最小抵抗线/mm 500～700 炮眼密集系数 1.0～1.1 0.2～0.3 装药/kg.m 1周边眼的底眼负责控制底板的标高。底眼眼口应比巷道底板高出175mm左右，但眼底应低于底板标高150mm左右，底眼眼距为450mm，装药系数0.6左右，采用光面爆破。

3.1.2 掏槽方法

光面爆破：根据施工图纸的要求，在巷道及地下工程掘进爆破后，成形规整，轮廓线以外的岩石不受扰动或破坏很小，尽可能的保持围岩自身强度，这种人为控制爆破的方法，叫做光面爆破。是目前国内应用较多的爆破方法，因此可选择光面爆破进行设计。我国原煤炭工业部对光面爆破的质量标准如下，围岩面上留下均匀眼痕的周边眼数应不少于其总数的百分之五十，超挖尺寸不应大于150毫米，欠挖不得超过质量标准规定，围岩面上不应有明显的炮震裂痕。

掘进工作面的炮眼，按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼、周边眼（包括底眼）起爆顺序必须是延期起爆，即先掏槽眼、其次辅助眼、最后周边眼。以保证爆破效果。炮眼布置时，首先选择掏槽方式和掏槽位置，其次是布置好周边眼，最后根据断面大小布置辅助眼。掏槽眼通常布置在巷道断面偏下，并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其它设备的可能。周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和帮眼按光面爆破要求，底眼不要求光面爆破。辅助眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间，以掏槽眼形成的槽腔作为自由面层层布置。

（2）掏槽眼：作用：是首先将工作面上的一部分岩石破碎并抛出，在一个自由面的

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基础上爆破出第二个自由面，为后续炮眼的爆破创造有利条件。一般布置在巷道偏下。有软弱夹层时布置在易爆破的软弱夹层中。掏槽方式按照掏槽眼的方向可分为斜眼掏槽、直眼掏槽、混合式掏槽。斜眼掏槽的特点是掏槽眼与自由面斜交，可分为单向掏槽和多向掏槽两种。在两炮眼爆破产生的合力作用下，岩石容易掏出，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，碎石抛掷距离较大，易损坏设备和支护体。直眼掏槽特点是所有的炮眼都垂直于工作面,各炮眼之间必须保持平行,炮眼深度不受巷道断面的,可用于深孔爆破,便于使用凿岩台车打眼。直眼掏槽必须有空眼，作用有两个：其一是对装药眼起附加自由面的作用，其次是给掏槽范围内的岩石破碎提供碎胀空间。缺点是钻眼工作量大，钻眼技术要求高，一般需要的电雷管的段数较多。混合掏槽：直眼为主掏槽，斜眼辅助扩大槽腔，能克服直眼掏槽和斜眼掏槽各自的弊端，发挥其长处，掏槽效果好于单一的掏槽方式。 （3）辅助眼又称崩落眼，其作用是最大限度地破碎岩石，位置位于掏槽眼与周边眼之间，均匀布置。间距一般500～700mm。装药长度系数一般为0.5 ～0.6。最外一圈辅助眼与周边眼间距为周边眼最小抵抗线，应按光面爆破要求布置。

（4）周边眼，其作用是崩落巷道周边内的岩石，使巷道形成设计的轮廓。目前巷道施工均采用光面爆破，周边眼按光面爆破要求布置。炮眼布置的要求是，首先选择掏槽方式和掏槽眼位置，其次是布置周边眼，最后根据断面大小布置辅助眼，最后布置底眼。掏槽眼通常布置在断面的偏下，并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设施的可能。周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和帮眼按光面爆破要求布置，各类炮眼相互平行，眼底落在同一平面上。辅助眼均匀地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，并与周边眼保持一定的距离，以利于形成光爆层的形成。 在采矿工程中，主要是应用炸药爆炸时所产生的巨大能量破碎岩石，进行巷道掘进。 炸药是在一定条件下，能够发生快速化学反应，放出能量，生成气体产物，并产生爆炸效应的化合物或混合物。化学反应的放热性、生成大量气体产物，化学反应和传播的快速性，是炸药爆炸的三个基本特征。

3.1.3.爆破器材选择

铵类炸药价格较低廉，为煤矿普遍使用。采用直径为35mm，质量150g的药卷30cm。

起爆材料一般采用8号电雷管，在穿过有瓦斯底层时，为避免因电雷管爆炸引爆瓦斯的可

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能性，应采用煤矿许用电雷管。煤矿巷道掘进电爆电源爆网路的起，主要采用防爆型电容式发爆器。

3.1.4爆破参数的确定

巷道掘进的爆破参数主要包括：炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。 1炮眼直径

目前国内岩石巷道掘进均采用直径32,35mm两种药卷，以炮眼直径比药卷大6到8mm为宜，所以目前的炮眼直径多采用40到42mm。煤矿岩石巷道掘进中，在断面小于12m2的条件下应用小直径药卷（Ф25mm和Φ27mm），炮眼直径为30mm，因此本次设计采用炮眼直径为42mm。

2炮眼深度

我国煤矿巷道掘进中，通常是以计划月进度和凿岩、装岩设备的能力来综合确定每一循环的炮眼深度。按计划月进度确定，即 l≥

L Nkng式中 l————炮眼深度，m； L————计划月进度，m；

N————每月实际用于掘进的天数，30天； k————正规循环率0.8；

n————每日完成掘进循环数，1次； g————炮眼利用系数取0.9。 计算得 暂时假设L=60；n=1

l≥60÷30÷0.8÷1÷0.9=2.78m。采用配有高效凿岩机的凿岩台车，应向深眼发展，一般眼深可达3米

根据以上情况，王营子矿炮眼深度定为3m。 3炮眼数目

炮眼数目可以根据单位炸药消耗量，按下式估算后，再按上述经验方法确定炮眼数目： N=

qSmg aP式中 N————炮眼数目；

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q————单位炸药消耗量，1.48㎏/m3； S————巷道掘进断面积，13.2㎡； m————每个药卷长度，0. 3m； g————炮眼利用系数，取0.9；

a————装药长度系数，一般取0.5到0.6，此次取0.6； P————每个药卷的质量，0.15kg。 带入已知数据得：

N=1.48×13.2×0.3×0.9÷0.6÷0.15=59.5个。 取60个 4单位炸药消耗量

单位炸药耗药量q是指爆破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

qQ这是一个很重要的参数，它将直接影响到爆破岩石的块度、钻眼和装岩的工作量、V炮眼利用系数、巷道轮廓的整齐度、围岩的稳定性以及爆破成本等。

单位炸药耗药量一般按定额选用，见下表。表中所列定额是按2号岩石铵梯炸药、毫秒延期电雷管制定的，若采用其他炸药的时候，需根据炸药做功能力大小适当加以修改；

表3-2 平洞及水平巷道炸药和电雷管消耗定额

Table 3-2fla and level of hole of explosives and detonators electricity consumption quota

掘进断面/m2 ≤4 4～6 6～8 8～10 10～12 12～15 15～20 f=4～6 炸药/kg 274 224 202 190 168 148 135 电雷管/发 炸药/kg 473 385 344 312 295 2 247 294 251 224 202 186 163 145 f=8～10 电雷管/发 592 526 448 416 391 358 322 掘进方式 光面爆破 王营子煤矿断面为13.2m2，岩石等级为Ⅳ级坚固系数f=4～6。所以单位炸药耗药量为

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1.48kg/m3。雷管消耗量为2个/100m3。

每循环爆破实体岩石体积：13.20×2.7=35.m³ 每循环总装药量：13.20×2.7×1.48=52.75kg 炸药单耗：52.75÷35.≈1.5㎏／m³

每米巷道炸药消耗量：52.75÷2.7=19.53㎏／m 每循环炮眼总长度：3.2×5+3.0×52=172m

每米巷道消耗雷管数量：2.×1×13.2=34.848≈35个／m 表3-3爆破原始数据 Table 3-3 blasting the original data

名称 岩石的坚固系数f 炮眼深度 /m 数量 4——6 3.0 名称 炮眼数目/个 雷管数目/个 总装药量(2号岩石硝铵炸药）/kg 数量 60 95 52.75 巷道的掘进面积/㎡ 13.2

表3-4炮眼布置及装药参数

Table 3-4 arranging boreholes and charge parameters

装药量 炮眼眼数炮眼名称 /个 /m 眼 空眼 掏槽眼 一圈辅助眼 二圈辅助眼 三圈辅助眼 帮眼 顶部眼 底眼 1 4 3 8 15 6 13 10 3.2 3.2 3.0 3.0 3.0 3.0 3.0 3.0 9 7 7 7 4 3 7 /kg 1.35 1.05 1.05 1.05 0.6 0.45 1.05 个 36 21 56 105 24 39 70 /kg 5.4 3.15 8.4 Ⅰ Ⅱ Ⅲ 连续反向15.75 Ⅳ 3.6 5.85 10.5 Ⅴ Ⅴ Ⅵ 串联 装药 深度卷/质量卷/质量序 式 单孔 小计 起爆顺连线方装药结构

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表3-5预期爆破效果

Table 3-5 expected blasting effect

名称 炮眼利用率 每循环工作面进尺 每循环爆破实体岩石 炸药消耗量 每米巷道耗药量 每循环炮眼总长度 每立方岩石雷管消耗量 每米巷道雷管消耗量 单位 ％ m 数量 90 2.7 35. 3m3 Kg/m Kg/m m 2m个/ 1.48 19.50 172 2. 35 个/m

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3.1.5炮眼布置如图

Figure 3-1 arranging boreholes as shown in the diagram

3.2 装药结构与起爆

3.21 装药工作

炮眼打好以后，按照相关规定装好炸药。装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。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、电器设备以及掘进机械等导电体相接触。

3.2.2 连线工作

在井巷掘进时，电报网路连接方式有串联、并联、串并联等几种。王营子煤矿巷道爆破采用串联电路。将各电雷管脚线连续地一个接一个连在一起，最后联到爆破母线上。这种连接电路的总电流小，适用于发爆器爆破，电路便于用导通表检查，连线容易操作，在

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瓦斯矿井中使用安全。是煤矿井下最常用的连接网络，但是由于一发电雷管断路就会导致全部拒爆，因此在装药之前必须对全部电雷管作导通检查。

3.2.3 装药结构

(1）掏槽眼和辅助眼的装药结构

掏槽眼和辅助眼采用反向装药，先将起爆药包装入眼底，然后在装入被动药包，最后填满炮泥，并且雷管和药包的聚能穴一致朝向眼口。这样爆轰波由里向外传播，与岩石朝自由面运动的方向一致，有利于反射拉伸波破碎岩石，同时起爆药包距自由面较远，爆炸气体不会立即从眼口冲出，爆炸能量能得到充分利用，因此能取得较好的爆破效果。

图3-2装药结构

Figure 3-2 charging structure

(2）周边眼的装药结构

周边眼采用小直径药卷空气间隔分节装药结构，两药包之间的间隔距离，不大于该种炸药在炮眼内的殉爆距离。为了控制间隔距离，防止药包窜动，药包之间还要有间隔物。

图3-3周边眼装药结构

Figure 3-3 surrounding eye charge structure

(3）炮眼的填塞

为了保质保量地做好装药工作，装药之前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净。起爆药包必须按照规定要求制作。

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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。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。 (4)起爆方法

起爆方法、起爆时差和起爆系统的可靠性，是影响爆破安全和爆破效果的重要因素。在王营子煤矿的巷道使用多段毫秒雷管，按照爆破图表规定的起爆顺序全断面一次起爆。在有瓦斯的地段，只能用总延期时间不超过130ms的前五段毫秒雷管。

3.3.钻眼注意事项

(1)打眼前要坚持敲帮问顶，及时处理浮石(煤)，严禁空顶作业。

(2)打眼工具要齐备、完好，扶钻杆的人不准戴手套，围着的毛巾不准露在外边，袖口要扎紧，以免咬住伤人。

(3)掘进巷道要先延伸中、腰线，按作业规程要求定眼位、定方向、定深度，工作面炮眼眼底要落在同一平面上(掏槽眼应加深150～200mm)，各炮眼不得互相打透。 (4)随时了解工作面煤(岩)层及其顶、底板岩石性质变化，根据变化及时调整炮眼位置、数量、角度、深度和眼间距离。坚持“八不打眼”，即：工作面通风不良不打眼；瓦斯超限(1.0%)不打眼；顶板不安全不打眼；控顶距离超过作业规程规定不打眼；工作面伞岩超过规定未处理不打眼；瞎炮未处理不打眼；风钻无水不打眼；有灾害预兆不打眼。 (5)打眼过程中不准硬压、强推、头顶、肩扛和脚蹬、屁股顶电钻，以免用力过大而烧坏电钻的电动机。

(6)风钻打眼时要防止断钎伤人，因此，打眼工应是“丁字步、侧身站、手扶钻”，保持炮眼、钻杆、机身一条线，不准骑钻架打眼。

(7)多台钻同时作业时，应使每台钻前后、左右、上下错开一定距离，以方便作业，互不影响，保证安全。

(8)在煤层中打眼遇到夹石，应停止钻进，换一个位置另打眼，如遇煤质过硬，电钻出现过负荷现象时，应停止钻进，空转一会儿；如因煤层过松软而排粉不及，会造成夹钎，应注意减轻推力，并每隔一定时间将钎子退出一定距离，排除煤粉，以减轻电钻负荷。

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(9)风钻如遇软矸或泥质岩层时，应加大水量和水压，减轻风钻推进力。

(10)打完眼后，应将打眼工具放到放炮警戒线以外的安全地点，电缆、风管、水管盘放整齐。

(11)使用液压钻机或掘进机时，应遵守该机的操作规程。 (12)爆破作业应遵守作业规程中的炮眼布置和爆破说明书的规定

3.4.装岩工作设计

3.4.2.装岩机具的选择

巷道施工中，岩石的装载与运输是最复杂、最费时的工序，一般情况下它占掘进循环时间的35﹪～50﹪。因此，做好装岩与运输工作，对提高劳动率、加快掘进速度、改善劳动条件和降低成本具有重要的意义。

选择装载机主要考虑轨道断面的大小，装载机的装在宽度和生产率，适应性和可靠性，操作，制作、制造和维修的难易程度，装载机与其他设备的配套，装载机的造价和效率等因素。铲斗侧卸式装载机铲取能力大，生产效率高，对大块岩石、坚硬岩石适应性强；履带行走，移动灵活，装在宽度大，清底干净；操作简单省力，适用于12㎡以上的双轨巷道。因此，王营子煤矿采用铲斗侧卸式装载机

3.4.2 装岩效率

装岩效率指标是m/（台·班）。单从巷道经济效果分析，这两项指标越高，成本越低。从组织观点出发，工作面同时工作内容越单一，相互干扰越少，效率越高。在装岩工作时，根据具体要求采取下列不同措施提高装岩效率：

1)积极推广和研究装岩、运输机械化作业线，不断提高装载机工时利用率，缩短循环中的装岩时间。

2)做好爆破工作。当岩石的块度均匀、适宜、堆放集中，底板平整时，装载机的效率较高。

3)加强装岩调车的组织管理工作，保证重车及时推出，空车的及时到位。

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4 巷道围岩压力计算

4.1 巷道顶压、侧压、底压的计算

我国有关部门推荐的围岩压力计算方法，是以工程模拟法为基础，统计分析了我国数百公（铁）路隧道的塌方调查资料，统计出围岩竖直均布压力计算公式。我国《公路隧道设计规范》认为，Ⅳ～Ⅵ级围岩中深埋隧道围岩压力为松散荷载时，其垂直均布压力可按下列公式计算，即 q=0.45×2s-1×ω

式中 q------垂直均布压力； s------围岩级别； ------围岩重度；

ω------宽度影响系数，ω=1+i（B-5）； B------隧道宽度；

i------B每增加1m时的围岩压力增减率，以B=5m的围岩垂直均布压力为准，当B﹤5m时，取i=0.2；B﹥5m时，取i=0.1。

王营子煤矿运输大巷，深度为450m，Ⅳ级围岩。重度r为22KN/m3，隧道宽度3.8m。则由上式得 q=0.45×24-1×22×0.76=60.19KN/m2。即为顶压。 水平均布压力按下表确定

表4-1围岩水平均布压力（kn/m2）

Table 4-1 surrounding rock stress level of cloth

围岩级别 水平均布压力

ⅠⅡ

0

Ⅲ ﹤0.15q

Ⅳ

Ⅴ

Ⅵ

（0.5～1.0）q

（0.15～0.3）

（0.3～0.5）q

q

可知，水平均布压力为（0.15～0.3）×60.19即9.028～ 18.056 kN/m2。即为侧压。 底压的计算根据普氏公式

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0d'底压N=D0tg451

2''Xdd2020011 D0=2h0X0tg45tg45

2222X0式中 N————沿巷道轴线每米巷道之底压值，kN/m； D0————两侧围岩对同一侧围岩产生的压力差，kN/m； ————围岩重度，kN/m3；

'd140h0tg452 X0————'d4011tg452 h0————换算高度，为3.4m； d1————底板围岩内摩擦角，26°；

'02603.4tan452=0.61

经计算X0=0261tan4(450)24220.61260220.61202602023.40.61tg45tg45 D0= =16.79kn/m。 2222 N=16.79×tg（450-27°÷2）=10.49kN/m2。

4.2 围岩破碎半径的计算

根据弹塑性理论计算公式，围岩破碎半径为 Rp=rHHC•cos

式中 r————巷道半径，1.80m；

H————巷道埋深，450m； ————围岩容重，22kN/m3；

C、————围岩粘结强度和内摩擦角，分别为，0.2MPa，260；

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经计算得 Rp=1.80

22450=1.80m。

224500.2cos2605 巷道支护设计

5.1支护形式的选择

1.为了保持巷道的长期稳定，在开挖后需要用结构物对开挖的巷道进行必要的支护，实践证明煤矿巷道需要支护的情况占了绝大多数，因此支护是巷道施工的一个主要的工作支护的本质就是维护巷道围岩使其在服务期间保持稳定，具有需要的空间。王营子煤矿巷道

支护形式采用锚喷支护形式。

锚杆支护是把一些材料如钢、木、竹等加工成杆状安装于围岩之中，通过杆件与围岩的结合来提供力，以保证围岩的稳定的一种支护形式。喷射混凝土则是在围岩表面喷射混凝土，待混凝土快速凝固之后而形成支护的一种支护形式。锚杆支护和喷射混凝土支护虽各有优点，但是也有不足之处。锚喷联合支护恰能使二者取长补短，是一种性能更好的支护形式。锚杆与其穿过的岩体形成承载加固拱，喷射混凝土层的作用则在于封闭围岩，防止风华剥落，和围岩结合在一起，能对锚杆间的表面岩石起到支护作用。

5.2 支护参数选择与计算

5.2.1 锚杆长度

锚杆的长度L由锚杆锚固段长度L1、软弱岩层厚度或冒落拱高度H及锚杆外露长度L2三部分组成，即 L=L1+H+L2

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图5-1按悬挂理论设计锚杆支护参数

Figure 5-1 press suspension design theory bolt support parameters

锚杆锚固段长度L1通过拉拔试验确定，为0.3-0.4m；锚杆外露长度L2为0.10m。软弱岩层的厚度H=1.7。

因此，锚杆长度L=0.4+1.7+0.10=2.2

5.2.2 锚杆杆体直径

锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则估算，然后按照直径为14,16,18,20,22mm等规格来选取。估算式为 d=35.52式中

d————锚杆杆体直径，mm； Q————设计的锚固力，60KN； t————杆体材料抗拉强度，140MPa。 Q为55KN，t为77.10MPa。 经过计算得 d=35.52×60=23.25mm，因此选用锚杆杆体直径为24mm。 140Qt

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5.2.3 锚杆间、排距

表5-1不同类型围岩巷道和硐室锚喷支护参数

围岩分类 类名称 别 Ⅰ 稳定 岩层 Ⅱ 稳定 性较 好岩层 锚喷参数 服务10a以上 净跨＜3m 喷混凝土厚度 50～70 锚杆 锚深 间距 喷混凝土厚度 10～20 70～ 100 净跨3～5m 锚杆 锚深 间距 喷混凝土厚度 20～30 100～120 50 ～70 净跨5～10m 锚杆 锚深 间距 1400～ 800～1600 1000 Ⅲ 中等70～ 稳定100 岩层 50～70 Ⅳ 稳定70～ 性差100 岩层 Ⅴ 不稳 定岩层 100～120 1400～1600 1400～1600 1600～1800 800～1000 600～800 600～800 120～150 70～100 100～120 125～150 1600～1800 1600～1800 1800～2000 加网 800～1000 600～800 600 100～120 120～150 150～200 1600～1800 1700～2000 2000～2200 加网 600～800 600～800 500～600 锚杆间距和排距可根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量大于

（等于）锚杆的锚固力，按照间、排距相等原则排列，即 a=

Q KH

式中

a————锚杆间、排距，m； K————锚杆安全系数，取K=1.9； ————岩体重力密度，22KN/m3。

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计算得a=80=1.12m 1.9221.7根据上述计算，并且结合5-1表

王营子矿巷道围岩等级为Ⅳ级，途径的岩石坚固系数为f=4～6服务年限在20a，所以根据上表 根据地压理论，巷道的净宽3600mm，穿过的岩石为Ⅳ级围岩坚固系数4～6属于中等稳定兼有不稳定岩石的软岩，并且服务年限于20a

确定锚杆长度为2.2米方形布置，其间距0.8×0.8，选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为直径24mm的螺纹钢

5.3喷射混凝土的主要参数

（1）工作风压。工作风压是指正常喷射作业时，喷射机工作室里的风压。工作风压将直接影响回弹率与混凝土喷层质量。风压与混凝土强度、回弹率之间的关系如图5-1所示；

30201021008010.050.100.150.200.2560

图5-1工作风压与回弹率和强度关系

底面是工作风压/MPa，左面是回弹率/％，右面是喷混凝土抗压强度/％ 1——工作风压与回弹率的关系曲线 2——工作风压与强度的关系曲线

在施工过程中输料管长度增加时，工作风压也要适当加大。在对于罐式和转子式干式喷射机水平输料在200m以内时，工作风压=0.1+0.001×输料管长度

（2）水压。水压比风压大0.1MPa左右，以利于水环喷出的水能充分湿润瞬间通过喷头的拌合料。

（3）水灰比。水灰比适宜在（0.4～0.45），喷层表面平整、潮润光泽、黏塑性好、密实。如图5-2所示

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底面是水灰比，左面是回弹率/％，

352803025206040120150.30.40.50.60.7

图5-2水灰比与回弹率和混凝土强度关系 1—水灰比与回弹率的关系 2—水灰比与混凝土强度的关系 （4）喷头与受喷面的距离与倾角

喷头距受喷面的距离以0.8～1.2m为宜。喷头与受喷面垂直时，回弹率低。因此，距离为2.0m，倾角为90°。 （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间的粘结力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度太小，石子无法嵌入灰浆层，将会使回弹率增大。经验表明，一次喷层厚度，以墙50～100mm，拱30～60mm为宜。因此喷射层厚度T=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚

（6）喷射机具的选择

喷射混凝土机具包括喷射机及其配套机械。混凝土喷射机采用转子-Ⅱ型喷射机，配套机械使用喷射机器人，它操作简单、动作灵活，喷射混凝土的回弹率能降低至15﹪，省料效果明显。

（7）水泥的选取

水泥是水硬性胶凝材料，即与水混合后不但能在空气中硬化，而且能在潮湿环境和水中硬化。在巷道的支护中喷浆及喷射混凝土等要求早期强度高、凝结快的用硅酸盐水泥和普通水泥。根据《钢筋混凝土工程施工及验收规范》（GB50204-2002）推荐的常用水泥选用见表5-1。

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表5-2常用水泥的选用

混凝土工程特点或所处环境条件 环 境 条 件 在普通气候环境中的混凝土 在干燥环境中的混凝土 在高温环境或永远处在水下的混凝土 严寒地区的露天混凝土 受侵蚀环境水或侵蚀性气体作用的混凝土 工 程 特点 厚大体积的混凝土 要求快硬的混凝土 高强混凝土（大于C40） 有抗渗性要求的混凝土 有耐磨性能要求的混凝土 优先选用 普通水泥 普通水泥 矿渣水泥 不得使用 火山灰水泥、粉煤灰水泥 普通水泥（标号≥325号） 火山灰水泥、粉煤灰水泥 根据侵蚀界面种类、浓度等具体条件按专门规定选用 粉煤灰水泥、矿渣水泥 硅酸盐水泥、快硬硅酸盐水泥 快硬硅酸盐水泥、硅酸盐水泥 矿渣水泥、火山灰水泥、粉煤灰水泥 硅酸盐水泥 普通水泥、火山灰水泥 硅酸盐水泥、普通水泥（标号大于325号）

火山灰水泥、粉煤灰水泥 矿渣水泥 火山灰水泥、粉煤灰水泥

表5-3硅酸盐水泥的强度（GB175-1999）

品种 硅酸盐水泥 强度等级 42.5 42.5R 52.5 52.5R 62.5 抗压强度/MPa 3d 17.0 22.0 23.0 27.0 28.0 28d 42.5 42.5 52.5 52.5 62.5 抗折强度/MPa 3d 3.5 4.0 4.0 5.0 5.0 28d 6.5 6.5 7.O 7.O 8.0

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算 62.5R 32.0 62.5 5.5 8.0

表5-4 普通水泥的强度（GB175-1999）

品种 普通水泥 强度等级 32.5 32.5R 42.5 42.5R 52.5 52.5R 抗压强度/MPa 3d 11.O 16.O 16.0 21.0 22.0 26.0 28d 32.5 32.5 42.5 42.5 52.5 52.5 抗折强度/MPa 3d 2.5 3.5 3.5 3.5 4.0 5.0 28d 5.5 6.5 6.5 6.5 7.0 7.0 根据表5-2，表5-3和表5-4决定选用强度等级为32.5的普通与硅酸盐水泥。

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6 巷道施工组织设计及编制循环图表

1 施工组织

掘进采用“四六制”作业，三个班生产，一个班检修，并配备工长、班长及维修工各一名。工长负责全面工作，班长负责掘进迎头工作，维修工负责设备的操作和故障的排除。

2 劳动组织 见表

3 循环组织及编制循环图表 4.确定掘进循环时间

一次循环作业所需的时间是掘进个连锁时间的总和，用下式表示： T=T1+T2+T3+T4+T5+T6

1安全检查及准备工作时间T1,20min。 2装岩时间T2： T2=

60Slk np式中

S————巷道掘进面积，13.2m2； l————炮眼平均深度，3m； ————炮眼利用率，0.9；

P————装载机实际生产率（散体岩石），30m3/h； n————同时工作的装载机台数，1台； k————爆破后岩石的松散系数，1.26；

计算得T2=60×13.2×3×0.9×1.26÷1÷30=90min。 3钻爆时间T3 T3=t1t2=

Nl mv式中 t1————钻上部眼时间，min； t2————钻下部眼时间，min；

————钻眼工作单行作业系数，平行作业，取0.5；

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

N————工作面炮眼总数，60个； m————同时工作的凿岩机台数，台； v————凿岩机的实际平均转速，1.2m/min；

经计算得T3=60×3×0.5÷1÷1.2=75min。

4装药连线时间T4，与炮眼数目和同时参加装药连线的工人组数有关： T4=式中

N————工作面炮眼个数，60个；

t————一个炮眼装药所需时间，1.4min/个； A————在工作面同时装药的工人组数，1组；

经计算得T4=60×1.4÷1=84min。 5爆破通风时间T5，为30min。

6初期支护时间T6，即临时支护占用循环时间。

由于混凝土初期喷射厚度为50mm，循环进尺为2.7m，巷道周长为12.5m，喷射机能力为3m3/h，则T6=0.5×2.7×12.5÷3=34min。

掘进循环时间中T1和T5在循环工作中基本是常数，其中交时间T1安排在爆破通风之后，以节省时间。

除此以外，为了防止实际工作中出现难以预见的情况造成的工序时间延长，应考虑留有10﹪的备用时间，提高循环图表完成的概率。因此，循环总时间为 T=1.1（T1+T2+T3+T4+T5+T6）=1.1×（20+34+75+84+90+34）=370min。

１.巷道施工组织与管理

巷道施工组织与管理工作包，包括选择合理的施工方法和作业方式，科学地进行循环组织、劳动组织及施工管理，使整个施工过程的空间、时间和人力都能得到充分的利用；使各工种、各工序都能按照一定的位置、时间有组织有计划地进行。以获得较高的经济、技术效益。

工方式和作业方式的确定

巷道的施工采用一次成巷的掘进施工方法，并且采用掘进、支护平行作业即永久支护在掘进工作面之后一定距离处与掘进同时进行。因巷道的支护采取以锚杆支护为临时支护和喷射混凝土为永久支护。故在施工时喷射混凝土工作要紧跟工作面在相距40m的范围内

Nt A

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几个工种和几道工序同时进行，同时要在有限的工件内，组织安排好各工种和工序的密切配合，做到协调一致。

进队的组织与管理制度 掘进队的组织形式

在施工时使用综合掘进队的组织形式，即将巷道施工中主要工种（掘进、支护）以及辅助工作（机电维修、运输、通风、管路等）组织在一个掘进队内。这样有利于指挥统一，各工种密切配合协作，有利于培养工人一专多能。在施工中根据不同工序的需要灵活调配劳力，使工时得到充分利用，提高工作效率。有利于保证正规循环和多工序平行交查作业的实现。

掘进队的基本管理制度 ⑴工程岗位责任制 ⑵技术交底制

⑶施工原始资料积累制 ⑷工作面交制 ⑸安全生产制 ⑹质量负责制 ２.正规循环作业 a 确定日工作制度

在施工过程中选用采用“四六”工作制 b确立作业方式

因所施工的巷道为大断面的巷道，巷道的施工采用一次成巷的掘进施工方法，并且采用掘进、支护平行作业方式。

c确定循环方式和循环进度

巷道断面大、围岩性质稳定故确定循环方式为一班两个循环的单循环。

在巷道施工中循环进尺取决于炮眼深度和爆破效率，因爆破设计中已经确定采用中深孔爆破，故确定循环进尺为2.7m. 技术经济指标及设备配备

表6-1技术经济指标一览表

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 项目 巷道长度 班进尺 日进尺 掘进断面 日出勤 掘进工效 正规循环率 刮板消耗 月进尺 月循环个数 黄油 液压油 齿轮油 截齿 锚杆消耗 锚固剂 单位 m m m m2 人 m/工 % 个/m m 个 Kg/m Kg/m Kg/m 个/m 条/m 条/m 数量 0.3 0.3 0.2 0.25 24 ７２ 单价 技术经济指标 2.7 5.4 13.2 51 80% 0.3 129.6 24 材料成本 2.052元 1.908元 1.254元 7元 528元 ４９０元 6.84元/kg 6.36元/kg 6.27元/kg 28元/个 22元/条 6.8元/条 表6-2设备配备一览表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 设备名称 凿岩台车 侧卸式装岩机 梭式矿车 干式变压器 移动变电站 压入式风机 除尘风机 电机车 照明信号 激光指向仪 控制开关 馈电开关 锚杆钻机 通讯与控制 混凝土喷射机 型号 CGJ—2 ZLC—60 S8D KBSG—500—6/0.66 KBSGZY—630—6/1.14 ZZJC—Ⅱ SQ1200—5 ZXZ8—2.5 JX—2 DW80—350 MFC1360/3630 TK200 MK—Ⅱ 功率/kW 500 630 11 55 2.5 现场定 2 2 1 1 使用数量 1 1 2组 1 1 5 1 2 2 1 电压/V 660 660 660 660 660 660 6600 660 660 127 660 660 660

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表7-16 劳动组织一览表

钻眼 装药联线放炮 装岩 转载运输 轨道工 验收员 防尘员 支护工 机修工 运料工 班长 工长 合计 一 2 2 1 2 9 1 1 1 19 二 2 2 1 2 9 1 1 1 19 三 2 2 1 2 9 1 1 1 19 四 2 1 2 3 4 1 1 14 合计 出勤 6 6 3 6 2 1 2 27 6 4 4 1 68 在册 9 8 4 9 4 1 3 30 9 6 4 4 91

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

7 概预算

计算巷道掘进工程量及材料消耗量 每米巷道拱与墙计算掘进体积为：

V1 =S2 ×1 （7-1） 式中：V1———— 每米巷道拱与墙计算掘进体积，m3； S2————巷道计算掘进断面面积，13.2m2。

故 V1=13.2×1=13.2m3。 每米巷道墙脚计算掘进体积为：

V3=0.4T1 式中： V3———— 每米巷道墙脚计算掘进体积，m3 ； T———— 喷射混凝土支撑厚度，0.1m ；

—— 巷道变形量，0.05m。

故 V3=0.2×(0.1+0.05)×1=0.03m3。 每米巷道拱与墙喷射材料消耗为：

V2=3.14B22T122h31T1 式中 V2————每米巷道拱与墙喷射材料消耗体积，m3； B2————巷道计算掘进宽度，3.95m； T1————喷射混凝土厚度，0.1m； h3————巷道壁高，1.82m；

V2=[3.14×(1.975-0.1÷2)+2×1.82]×1×0.1=0.968m3。 每米巷道墙脚喷射材料消耗为：

V4=0.4T1×1 式中：V4—— 每米巷道墙脚喷射材料消耗体积，m3 。 故 V4=0.2×0.1×1=0.02m3。 每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）为：

V=V2+V4 式中：V —— 每米巷道喷射材料消耗，m3。 故 V=0.968+0.02=0.988m3

（7-2） （7-3）（7-4） 7-5） （XXX大学毕业设计论文

每米巷道锚杆消耗为：

N=(P1-0.5M)/MM’ （7-6） 式中：P1 —— 计算锚杆消耗周长。 P1=3.14

M，M/ —— 锚杆间距、排距，M=M’=0.8m； N —— 每米巷道锚杆消耗根数，根。

故 N=(9.84-0.5×0.8）/0.8/0.8=14.75根 折合重量为：

B2+2h3 =1.57×3.95+2×1.82=9.84 （7-7） 2d2 K14.75l（4-8）

2式中：l —— 锚杆长度，l=2.2m； d —— 锚杆直径，d=24mm；

ρ—— 锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3； K —— 锚杆总重量，kg 。

故 K=14.75×[2.2×3.14×(0.024÷2)2×7850] =115.18kg 每排锚杆数为： N×0.8=14.75×0.8≈12根

由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗： M=2×14.75=29.5个。 每排树脂药卷数为： M×0.8=29.5×0.8=23.6个 每米巷道粉刷面积为：

Sn3.14B32h2 2式中B3——计算竟宽B3B22T3.9520.13.75m 式中T为喷射混凝土厚度为0.1m

式中h2为道砟面以上隧道壁高，为1600mm

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

故 Sn3.143.75/221.69.1m2

编制每米巷道工程及材料消耗量表

很据以上计算结果，编写工程量及材料消耗表

7-1围岩类别Ⅳ

运输大巷每米工程量及材料消耗

计算掘进工程量/m3

锚杆数量 材料消耗

巷道 墙脚

喷射材料锚杆 /m3 钢筋/㎏13.2 0.03 14.75

0.988

115.18

树脂药卷/支 29.5

粉刷面积

/㎡

9.1

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7.1总概算(见01表)

总概算表

建设项目名称：阜新王营子矿运输大巷支护结构

概算金额项 目 节 细目 工程或费用名称 单位 数量 （元） 第一部分 建筑安装工 程费 六 运输大巷工程（基岩段） 座 1 技术经济指标 各项费用比备注 例（%） 18104.6 1 高家梁矿运输大巷 m 1 18104. 4 18104.6 1 断面开挖与支护 m 1 18104. 4 1 2 喷射混凝土支护 锚杆架设 m 根 m3 1 14.75 5568 5568 30.76 57.75 10423.65 706.69 3 水沟盖板制作 0.02 816.99 40849.5 4.51 1.015 4 现浇混凝土制作（井下） m 3766.5 8 754.58 4.23 5 喷射混凝土制作 第二部分设备工具、器m3 0.988 527.15 533.55 2.75 具购置费 第三部分工程建设其他 未购置 费用 1 建设项目管理费 建设单位管理费（累计m m 1 1 1381.46 877.68 381.46 877.68 63.54

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

法） 工程质量监督费 （0.15%） 438.8 工程监理费（2.5%） m 1 438.84 4 工程定额测定费 （0.12%） 设计文件审查费（0.1%） 竣工验收试验验检费 分费用合计 预备费 概算总金额 m m 元 元 1 1 17.55 19486.1 3399 19486.1 17.55 1.27 m 1 21.06 21.06 1.52 31.77 m 1 26.33 26.33 1.9 编制范围：运输巷断面开挖与支护 第 1 页 共 1页 01表

编制： 复核：

7.2人工、材料、机械台班数量数量汇总表（见02表）

人工、材料、机械台班数量数量汇总表 建设项目名称：王营子矿运输大巷支护结构 编 制 范 围：

运输大巷断面开挖与支护 第1

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页 共 1 页 02表

序号分项统计

规格名称 单位 总数量

人工（井下直接

1

工日

112 工）

2 麻花钎子 ㎏ 6.65 3 硝铵炸药 kg 96 4 电雷管 个 295 5 中空六角钢 kg 0.21

6 模板（木制） m3

0.03 7 合金钢钻头 个

1.55 喷射混凝土（1：

8

m3

17.48 2：2）

9 水 m3

0.56

10 电 kw·h 288

11 风

m3

4077 12 树脂锚杆 个 11.29 13 树脂药卷 卷 45.16 14 钢筋（6） kg 127.86 16 32.5号水泥 kg 467 17 中（粗）砂 m3 0.77 18 碎石（《20mm）

m3 0.75 19 速凝剂 ㎏

14 混凝土水沟盖

21

m3

0.24

板

混凝土（井下现

22

m3

1 制C20）

编制： 7.3建筑安装工程费计算表（见03表）

场外运输消耗

% 数量

2 0.502 2 0.836 2 0.07226874 5 0.0002 2 0.03402568

1 0.161385 2 0.554 2 0.86788 2 17.468772 3 0.03584103 1.5 0.011336625 1.5 0.006019275

审核：

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

建筑安装工程费计算表

编制项目名称：王营子矿运输大巷支护结构

编 制 范 围：运输大巷断面开挖与支护 第 1 页 共 1 页 03表

直 接 费 /元 直 接 工 程 序 号 工 程 名 称 单 工 位 费 机其 他 合 程 计 间 费 利润 接 /元 综合 税率 % 8 2102.71 1214120 .31 260 3.9 208.17 432.3 33.88 31.710 2310.88 17.1 46.19 294.88 520658352250317169.48 .27 .74 11 12 13 /元 费 率 % 税金/元 合计 单价 建筑安装工程费 程量人工费 材料费 械 合 工 使费 7 486.用 计 费 /元 /元 1 2 3 4 5 6 729.14 3048.37 2861.65 16615 3.48.37 194.01 8311 喷射混凝土支护 m 1 886.46 33 92 705.295.2 锚杆架设 根 14.75 0.02 1.0158 0.988 214.45 2.80 97.75 07 28 .8 9.51 165.34 .19 .86 .50 40.77 38.25 51.27.3 水沟盖板制作 现浇混凝土制作（井下） 喷射混凝土制作 m 3 63 48.45 25.92 .23 1.5 4074014 m 309 9 .5 .16 5 m 3 编制 复核：

7.4其他工程费及间接费综合费率计算表（见04表）

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页 1 共 页 1 第 构 结 护 表支 算巷护计大支率输面费运断合矿巷综子大费营输接王运间：：及称 费名围 程目范工项 他设制 其建编 费理管业企 费 规 ） %（合率率综费费程工地转移费工他其施工辅助费综合费率

财务费用

职工取暖补贴

职工探亲路费

主副食运费补贴

基本费用

综合费率 工伤保险费

住房公积金 医疗保险费 失业保险费 养老保险费 5 87.25 7 36.20 2 25.20 7 24.20 7 73.20 2 22.24 12 02 91 81 71 61 051 1 14.15 3 10 3 22.11

Ⅰ

Ⅱ

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

临时设施费

安全及文明施工措施费

行车扰工程施工增加费

沿海地区施工增加费

风沙地区施工增加费

高原地区施工增加费

夜间施工增加费

雨季施工增加费

冬季施工增加费

工程类别

序号

7.5工程建设其他费用计算表（见05表）

工程建设其他费用计算表05表

建设项目名称：王营子矿运输大巷支护结构

编 制 范 围 ：运输大巷断面开挖与支护

工程建设其他费用计算表05表

7 51.12 3 70.10 9- 8- 7- 6- 5- 4- 85 .30 道 2巷 1

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序号

费用名称及回收金额项目

说明及计算公式 建设单位管理费（累计

877.68

法）（5%）

建设项目管理费

工程质量监督费（0.15%）

1

建筑安装工程费

工程监理费（2.5%）

费率

工程定额测定费（0.12%） 设计文件审查费（0.1%）

21.06 17.55

438.84

元

26.33

1373.87 总金额为

金额（元）

备注

编制： 复核：

7.6人工、材料、机械台班单价汇总表（见06表）

人工、材料、机械台班单价汇总表

建设项目名称：王营子矿主运输大巷支护结构

编 制 范 围： 运输大巷断面开挖与支护 第1页 共 1 页 07表

序名称 号 人工（井下直接1 工） 人工（地面辅助2 工） 3 硝铵炸药 kg 94 4.62 0 24 电雷管 个 95 1.20 1 下现制c20） 25 中空六角钢 kg 96 11.74 97 26.25 2 盖板 6 合金钢钻头(岩个

代单位 预算金额备注 序名称 单位 号 1混凝土（预m 8 制c20） 1砾（卵）石m 9 （《20mm） 2速凝剂 混凝土（井m 333代预算金备号 （元） 工日 1 58.32 号 额（元） 注 31211.00 9 87 40.95 10kg 6 32254.00 6 m 6 m 33 工日 3 27.91 0.95 混凝土水沟346.00 84 46.80 2碎石（＜阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

巷用) 7 模板（木制） m 1 8 水 m 0 319 电 1风 0 1树脂锚杆 1 1树脂药卷 2 13 1板材（二等） 4 1喷射混凝土（1：m 5 2：2） 132.5级水泥 6 1中（粗）砂 7 m 33333 20mm） 391686.00 310.80 kw·h 1 m 9 根 30.50 300.167 无 43 10 卷 7 4.13 钢筋（6） kg 4 3.23 m 363 1450.00 33215.00 5 kg 75 0.28 83 46.50 编制： 审核：

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7.7分项工程预算表（见07表）

分项工程预算表

编制范围：王营子煤矿运输大巷支护结构

工程名称：运输大巷断面开挖与支护 第1页 共7页 08表 工程项目 编 号 1 2 3 4 工程细目 定额单位 工程数量 定额表号 工、料、机名称 人工 硝铵炸药 电雷管 中空六角钢 合金钢钻头（岩巷5 用） 混凝土（井下现制6 C20） 喷射混凝土（1：2：7 8 2） 混凝土水沟盖板 单位 工日 kg 个 kg 个 3平硐及平巷喷射混凝土支护 基岩段（中硬岩）混凝土工程 10m 0.1 3342 单价（元） 58.32 4.62 1.20 11.74 26.25 定额 172 217 362 21.92 10.38 数量 17.2 217 36.2 2.192 10.38 金额 （元） 1003 1002.54 43.44 25.29 26.8 数量 金额 （元） 1003 合 计 m 3254.00 1 0.1 25.8 m m 3215.00 6.00 18.07 0.27 1.8.07 0.027 382.83 15.14

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

9 10 11 12 13 14 15 模板（木制) 其他材料费 第一类费用 风 水 电 基价 其他工 程费 直接工 程费 现场经 费 I I m % 元 m m3 kw.h 元 元 元 331686.00 0.04 0.167 0.80 0.50 5.11% 7.96 708 23828 38 498 22043 0.004 2380.8 3.8 49.8 2204.3 5.06 108.52 77 390.00 2.72 17.2 211.19 4773.07 1493.77 478126 II 规费 元 元 元 0 5.85% 250.48 7 % 317.27 250.48 间接费 企业管理费 利润 税金 元 元 3.5﹪ 169.74 建筑安装工程费 元 5568 分项工程概算表 编制： 审核：

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工程名称：王营子运输大巷断面开挖与支护 第2页 共7页 08表

工程项目 编 号 定额单位 工程数量 定额编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 工、料、机名称 单位 单价定额 24.93 7.01 3.32 105 2.05 10754 20 190 100根 0.1475 6963 数量 3.677 1.034 0.49 15.49 31 金额 （元） 214.45 12.14 12.85 665.95 14.13 数量 7540.28 金额 （元） 214.45 705.07 工程细目 平硐及平巷锚杆架设 基岩段（中硬岩）锚杆工程 合 计 （元） 58.32 11.74 26.25 43 4.13 0.167 0.80 5.11% 人工（井下直接工） 工日 中空六角钢 合金钢钻头（岩巷用） 树脂锚杆 树脂药卷 其他材料费 风 水 第一类费用 基价 其他工I kg 个 根 卷 % m m 元 元 元 331586.215 2. 2.95 7245 2.36 28.03 432.30

阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

程费 直接工程费 现场经费 I 元 8459.8 82.10 II 规费 元 元 元 元 元 元 间接费 企业管理费 5.85% 0 520.19 658.86 352.50 520.19 利润 税金 建筑安装工程费 7 % 3.5﹪ 1011.36 10423.65 编制： 审核：

分项工程概算表

编制范围：王营子矿运输大巷支护结构

工程名称：运输大巷断面开挖与支护 第3页 共7页 08表

工程项目 编 号 1 2 3 4 5 6 7

水沟盖板制作 混凝土工程 m 0.02 6887 单价定额 5.02 65.35 数量 0.1004 1.307 0.0002 0.0204 0.1186 0.02 金额 （元） 2.80 4.22 0.29 4.30 0.70 0.76 650 33.88 663.07 数量 金额 （元） 2.80 9.51 650.76 696.95 3工程细目 定额单位 工程数量 定额编号 工、料、机名称 单位 合 计 （元） 27.91 3.23 人工（地面辅助工） 工日 钢筋（ф6） 板材(二等) 混凝土(C20) 其他材料费 第一类费用 基价 其他工程费 直接工I I kg m m % 元 元 元 元 331450.00 0.01 211.00 5.11% 1.02 5.93 38 650 XXX大学毕业设计论文

程费 现场经费 II 规费 间接费 企业管理费 利润 税金 建筑安装工程费 元 元 元 元 元 5.85% 40.77 7% 3.5% 27.63 816.99 51. 79.27 0 40.77 元 编制： 审核：

分项工程概算表

编制范围：王营子矿运输大巷支护结构

工程名称：运输大巷断面开挖与支护 4页 共7页 08表

工程项目 编 号 工程细目 定额单位 工程数量 定额编号 工、料、机名称 1 2 3 4 5 6

现制混凝土制作（井下） 混凝土工程 1m 1.0158 6806 单价（元） 58.32 0.28 46.50 40.95 0.80 定额 1.65 390 0.43 0.81 0.50 359 5.11﹪ 数量 1.676 396.62 0.437 0.823 0.51 金额 （元） 97.75 110.93 20.31 33.69 0.41 359 31.79 数量 金额 （元） 97.75 165.34 3合 计 单位 人工（井下直接工） 工日 水泥（32.5级） 中（粗）砂 水 基价 其他工I kg m 333砾（卵）石（《20mm） m m 元 元 阜新王营子煤矿巷道施工组织设计与概预算

程费 直接工程费 现场经费 I II 规费 间接费 企业管理费 利润 税金 建筑安装工程费 元 元 元 元 元 元 元 5.85﹪ 622.06 0 38.25 7﹪ 3.50﹪ 48.45 25.92 74.37 766.50 653.88 38.25 编制： 审核：

分项工程概算表

编制范围：王营子矿运输大巷支护结构

工程名称：运输大巷断面开挖与支护 第5页 共7页 08表

工程项目 工程细目 编 号 定额单位 工程数量 定额表号 工、料、机名称 单位 单价（元） 定额 喷射混凝土制作 混凝土工程 1m 0.988 6870 数量 461.396 0.76 金额（元） 数量 金额3合 计 （元） 12.833 449.691 2 3 4 5 6

水泥（32.5级） 中（粗）砂 碎石（＜20mm） 速凝剂 水 基价 其他工程费 直接工I ㎏ Kg m m m 元 元 元 3330.28 46.50 46.80 0.95 0.80 467 0.77 0.75 14 0.56 215 129.19 35.38 0.741 4.68 13.832 13.14 0.553 0.443 215 21.86 427.833 5.11﹪ XXX大学毕业设计论文

程费 现场经费 间接费 II 元 3 规费 企业管理费 元 元 5.85﹪ 0 6.31 26.31 利润 元 7﹪ 33.32 17.83 527.153 51.15 税金 元 3.50﹪ 建筑安装工程费 元 编制： 审核：

8施工期间工程管理

技术设备的先进，施工方法的正确都要与科学的管理相结合，才能发挥更好的作用于效果。

8.1工程建设监理的管理和内容

A 监理的管理

第一条 煤炭工业部基本建设管理部门负责全国煤炭工程建设监理的 管理工作。

各省（区）煤炭工业主管部门负责本地区煤炭工程建设监理的管理工 作。

第二条 煤炭工业部基本建设管理部门的职责：

（一）贯彻执行国家工程建设监理法规，根据需要制定煤炭行业工程 建设监理管理规定并组织实施；

（二）审批煤炭工程建设监理单位的设立，确定监理单位的资质等级 和业务范围并发给资质证书；

（三）组织监理工程师的资格考试、考核，颁发监理工程师资格证书

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和岗位注册证书；

（四）指导、监督、协调煤炭行业的工程建设监理工作。 第三条 各省（区）煤炭工业主管部门根据有关煤炭建设管理规定履 行本规定第七条的相应职责。

第四条 确定大、中型单项工程和总投资在５０００万元以上的配套 单项工程建设的监理单位必须经煤炭工业部审核批准。

确定前款规定以外的单项工程建设的监理单位由项目所属省（区）煤 炭工业主管部门或煤炭工业部直管企业审核批准，并报煤炭工业部基本建 设管理部门备案。

第五条 邀请煤炭行业以外的监理单位参加投标监理煤炭工程建设项 目的，必须经煤炭工业部批准。

B监理的内容

第一条 对工程建设前期阶段的监理：参与项目可行性研究报告的 编制、评估和审查。

第二条 对工程设计阶段的监理： （一）参与工程设计招标文件的编制； （二）协助审查或评选工程设计方案；

（三）参与选择勘察设计单位、签订勘察设计合同； （四）协助监督管理设计合同的实施； （五）协助审查项目初步设计和施工图。 第三条 对工程施工招标阶段的监理： （一）准备工程施工招标文件；

（二）协助评审投标书并提出建设性意见；

（三）协助项目法人与施工、设计、总承包等承建单位（以下简称承 建单位）签订承包合同。

第四条 对工程施工阶段的监理：

（一）协助项目法人编制项目施工组织设计； （二）审查承建单位编制的工程计划和施工方案； （三）审查施工图设计和工程预算；

（四）协助项目法人与承建单位编写开工报告；

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（五）确认承建单位选择的分包单位；

（六）监督施工单位严格按规范、标准和合同要求施工； （七）确认设计变更；

（八）控制工程进度、质量和造价； （九）检查安全防护措施和现场文明施工； （十）检查原材料、结构件、配件和设备质量； （十一）认定项目完成的质量和数量； （十二）验收工程进度和签认付款凭证； （十三）审查工程价款；

（十四）整理合同文件和技术档案，督促承建单位全面履行合同； （十五）调解项目法人与承建单位发生的争议和纠纷； （十六）组织工程竣工预验收和检验竣工工程； （十七）参与审查项目结算和处理质量事故； （十八）检查验收隐蔽工程。 第五条 对工程保修阶段的监理：

（一）负责检查工程使用情况和质量状况；

（二）签发在工程质量方面所发生问题的责任通知书并督促保修。

8.2建设项目工期控制

建设项目影响工期的因素很多，其中许多都可以采取控制措施。 1相关单位进度的影响。

包括的不仅仅是施工单位还涉及物资供应、资金到位、以及工程建设有关的运输、通讯、供电等部门和单位的工程进度和工作进度，任何一个部门的影响工作拖后，都对工期产生影响。

控制措施：监理单位应与建设项目有关的部门和单位的工程进度和工作进度进行协调，做到互相配合，有效地控制项目的建设进度。对于施工中涉及有关职能部门的工作，虽然无法进行直接协调，但要加强汇报请示，同时还要在计划工期的安排上要预留足够的机动时间。 2设计变更因素的影响。

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设计失误造成差错，工程条件变化，需要改变原有设计方案。

控制措施：设计一旦获得上级主管部门批准，原则上应维护原有设计的权威，不宜作大的改动，对一些必不可少的设计变更，应本着实事求是的态度，少作改动的原则，提前施工3个月做好预见性工作，使设计修改有充分的时间。监理单位在工程建设中要加强设计行政管理和协调平衡。 3物资供应进度的影响。

工程项目建设中需要的材料、设备、机具如不能及时得到供应，或虽已到货但发现质量不合格，都会造成对工期的影响。

控制措施：要加强对工程建设物资供应的管理，配备强有力的物资供应部门和精通业务的管理人员。加强物资供应计划管理，根据工程建设需要，提前做好物资供应招标、投标、供应合同签订。 4资金供应的影响。

工程项目必须有足够资金的的保证，如计划不周和施工单位未按工程进度要求提前开工单位工程，均影响资金。

控制措施：要加强资金供应计划，落实资金供应渠道，建设项目开工前要有资金储备， 对于提前开工的工程，监理工程师有权发停工令或拒签工程付款证。 5不利施工条件的影响。

施工中经常遇到比原来提供的地质条件、自然环境变化和比原计划、合同规定复杂的情况，此时，如不及时采取相应应对策，往往会影响计划工期。

控制措施：建设项目准备阶段要充分做好自然条件、环境的调研、收集详尽的资料，加强地质勘探和工程地质，为施工采取切合实际的报告。 6技术原因的影响。

工程施工过程中由于技术措施的不当；或者对于新采用的新技术、新材料、新工艺，是先作充分准备，仓促使用；到货的材料、设备、机具未作实验、调试、质量检验，一旦投运出现技术问题，都可能延误工期。

控制措施：施工技术措施应进行认真的研究，充分准备，尽可能采用成熟的、可靠的材料、设备、工艺。

7不可预见事件发生的影响。

工程项目建设过程中，亦可预见突变的自然灾害，社会环境的不可预见的变化等。

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控制措施：可能预见到得自然灾害要有相应的对策如：对地震的抗震防灾;地质条件的突变应急措施，减少灾害发生后的损失。对于社会环境要充分做好协调，加强联系尽可能不发生或减少对建设工程的干扰。8.3施工期间的安全管理 （1）建立良好的通风系统；

（2）建立井下气体环境综合检测与监控系统； （3）建立提升与运输保护装置； （4）建立井下消防系统；

（5）建立防止煤尘与瓦斯突出及抽放系统，建立综合防尘系统； （6）建立防止突水设施； （7）建立安全供电系统； （8）建立井下降温防噪音设施； （9）建立顶板安全防护设施；

（10）装备个人防护的自我保安设施（自救器等）、设立井上急救设施。

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9结论

本设计为王营子煤矿运输大巷断面施工组织及其概预算，以下是本设计的设计结果： 巷道为半圆拱形断面。，设计掘进宽度为3800mm，设计掘进高度为3720mm；巷道计 算掘进面积为13.2㎡；

（1）炮眼共60个，炮眼深度为3m，炮眼直径Ф为42mm。使用2号岩石硝铵炸药，用炸药）总质量为52.75kg，毫秒延迟雷管共95个

（2）采用全断面开挖，施工方案采用钻爆法施工，煤矿采用铲斗侧卸式装载机的机械化作业线。作业方式为掘支平行作业；

（3）采用锚喷支护。根据地压理论，巷道的净宽3600mm，穿过的岩石为Ⅳ级围岩坚固系数4～6属于中等稳定兼有不稳定岩石的软岩，并且服务年限于20a。确定锚杆长度为2.2米方形布置，其间距0.8×0.8，选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为直径24mm的螺纹钢选择混凝土标号为C20，喷射混凝土层厚度T1=100mm，分两次喷射，第一次喷50mm，二次为50mm。

（4）作业方式为掘支平行作业，采用四班工作制，一天两个循环，每一循环进尺为2.7。

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致谢

本设计在导师张树光教授的悉心指导和严格要求下业已完成，从课题选择，支护结构，施工方法到概算，无不凝聚着张树光导师的心血和汗水，在四年的本科学习和生活期间，也始终感受着导师的精心指导和无私的关怀，我受益匪浅。在此向导师表示深深的感谢和崇高的敬意。

在论文的完成过程当中，同时得到了周围同学，以及以往学哥的帮助，他们的帮助对我的设计起到了很大的有益作用，在此一并表示深深地感谢!

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参考文献

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业出版社2000。

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[7] 侯朝炯，郭励生，勾攀峰等.煤巷锚杆支护［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1999 [8] 张国枢.通风安全学［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2004 [9] 程居山.矿山机械［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1997

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Philippe Behra, “Surface Oxidation of Pyrite as a function of pH”,

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[13] Van Genuchten , M. Th., and Wierenga , P. J., “Mass transfer studies in

sorbing media Analytical solutions.” Soil Science Society of America Journal, 40, 473-480, 1976

[14] Mine plans - Operational safety - Part 1: Ventilation system and meteorology 2007 22P.;A4

[15] Mine support; strut support; marking 19903P.;A4

附录A

GROUND SUPPORT FOR SHAFTS AND TUNNELS

In the USA, brick, stone and cast iron shaft linings are rare; formerly, timbering was almost universal but concreting and steel framing are increasing in use. Choice of support depends on ground and water conditions, shape of shaft and cost of materials. (1)Timber Sets——Until relatively recently, most rectangular shafts have used square-set timbering for ground support and compartment division .Size of the timber used and set spacing is dependent on ground conditions encountered .The disadvantages of timer sets are the cost, strength , short life and fire hazard involved. In swelling ground timbering fails slowly and with ample warning .in most cases , a concrete collar is poured at the start of a shaft to tie the sets in and provide a good bearing for the shaft-timbering installation .Timber sets usually are hung from the preceding set with steel hanging rods .After the set is in place , the posts are inserted and the hanging rods are tightened up . The lagging is placed in around the sides of the shaft.(2)Steel Sets-Steel sets sometimes ate used instead of timber. Wood lagging generally is employed in conjunetion. The laggling can be placed in the web of the steel sket very quickly and effectivelt. Properly designed steel sets go in

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faster and more accuratelt than wooden sets, as they can be bolted together and lined up perfectly when assembled.(3)Concrete Lining-Circular concrete-lined shafts are more and more used today. For example, in South Africa, almost 100% of the shafts installed are circular concretelined .Also almost without exception, the best sinking time is achieved. Besides the good sinking rate, there are numerous other advantages. The circular concrete section provides the greatest strength factor for ground support ,the best air-flow characteristics, and by far the lowest maintenance of any shaft type. It can be stripped easily and changed to another hoisting configuration, or to a ventilation shaft, without disturbing ground conditions. Water can be controlled or sealed off much easier in this type of shaft. There are fewer wrecks in this shaft than in most other types, and rehabilitation can be accomplished much easier if they do occnr. In some special cases concrete-lined shafts of a square of elliptical shape are used. Although the cost is similar, the square shaft does not have the strength of either the circular of elliptical. The elliptical shaft has a good strength factor and is used where split ventilation is required. It is, however, more expensive to sink than a circular shaft. (4)Gunite or Shotcrete Lining——There have been some shafts sunk using gunite or shotcrete for wall support. The guides in this type of shaft usually are not required in the completed shafe, the rope guides could be used in sinking.GROUND SUPPORT FOR TUNNELS In former years, the square or segmented timber set was the only known method for supporting underground excavations. As timber become more scarce and wideflange steel shapes made their appearance, steel rapidly displaced timber as a structure-support material. More recently, rock bolting and pneumatically applied concrete have been added to the list of practical ground-support media. Either rock bolting or pneumatically applied concrete concrete usually cost less per linear foot of tunnel than steel ribs . Sometime the two are used together and still show a saving over steel ribs.(1)Steel Rib Support-Steel rib sets commonly are fabricated in two pieces with the side leg and half of the arch in each piece. The two identical pieces are stood up and bolted together at a butt joint in the crown . Size of steel required will depend upon

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the nature of the rock and the pressure being exerted by the ground . Generally speaking, a small tunnel section will require a 4-or 5-in .rib with spacing of 1(1/2)to 4ft; medium-sized , 5-to 6-in. rib with spacing of 1(1/2) to 4 ft; large, a 6-to 8-in.rib with spacing of 2 to 5 ft. On a project where full utilization is being made of rock bolting and pneumatically applied concrete, steel rib supports need be used only in fault zones and through stretches of badly broken rock or soft ground. Supplementing the steel rib, timber blocking and lagging must be installed as required. A standard tunnel crew usually erects a set of steel in 20 to 40 min.(2)Rock Bolting –A number of types of tensionable rockbolts presently are available , differing mostly in the arrangement of the expandable device which anchors the end of the bolt to the rock prior to applying the tension by tightening the nut. Experimentation frepuently is necessary to determine the type of anchor most suitable to a particular formation of rock. Mildsteel bolts should be at least 1 in. in dia and 10 ft long, provided the tunnel is large enough to permit insertion of rods of this length. Rockbolts must be installed with careful consideration for the jointing pattern of the rock.. They must also be installed in a more or less uniform and regular pattern so that when tensioned they will, with the surrounding rock,produce a homogeneous arch structure against the external stresses acting upon the excavation opening. Average spacing of the rockbolts, throughout the roof of the tunnel above the spring line, will vary from a minimum of about 12sq ft of rock per bolt to a maximum of 25 or more. When rockbolts are installed by the regular tunnel crew, a standard tunnel crew usually will install the bolts required for one full round of advance of 8ft in 30 to 40 min. If a two-man crew alone is installing bolts, they probably will average two bolts per hour.(3)Pneumatically Applied Concrete—Shotcret or gunite, applied directly to the rock surface of the arched tunnel roof, is rapidly becoming accepted as an effective and economical means of ground support. It can be used in all types of fair to poor rock or firm earth provided the material will stand up without caving for a sufficient time to permit the sprayed concrete to gain its initial strength. Accelerating additives are which, when added to the concrete at the spray

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nozzle, will cause initial set to occur within 3to 10 min. after the mortar has been applied. The concrete is applied in thickness of 2to 6 in. Dry-process application usually produces better results than the wet process because it permits the placing of thicker layers, uses larger aggregates (maximum, 3/4 in.) and usually achieves a higher production rate per hour per nozzle (to 5.0 cu yd. per hr). One of the economies which frequently can be achieved with pneumatically applied concrete reflects the fact that it can be applied readily to the tunnel roof during the mucking cycle, thereby shortening the total time required to complete the “round”.TIMBER SUPPORTSupports for the tunnel roof and sides may be required while driving. Conventionally, temporary timbering is often used during driving and replaced later by permanent supports or lining. Permanent supports may be of timber too.For permanent support, timber should be well seasoned and treated with preservative. It is easily framed on the job and quickly erected without use of special tools or equipment. For temporary support, in local stretches of bad ground while advancing the heading timbers are readily cut and framed to suit requirements.Timber sets comprises several timbers forming a framework across the tunnel section. The commonest form for narrow tunnels is the 3-piece set, consisting of a cap (crossbar or header) supported on two posts. The batter of the posts is 1 to 1.5in per ft, which is usually sufficient to prevent the bottoms of the posts. From pushing inward unless side pressure is excessive and the bottom soft. Posts are usually of hardwood, round, with small end 5-in minimum diameter. The minimum thickness of the cap is usually 5-in with width from 6 to 8 in. Lagging, usually 2 in thick, may or may not be set on the sides and top.In swelling ground the timber set usually has :batter blocks” to prevent the displacement of the posts; where the bottom tends to heave, an inverted arch set may be used. The back (or roof) of the tunnel often stands better if arched, especially in wide tunnels. Where only the back requires support and the walls are strong, posts may be omitted and the arched timbers set in hitches out at the break-line of the arch. Size of timbers and interval between sets depend upon size of tunnel and pressures to be withstood. Swelling ground should not be close-lagged,

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but spaces left between adjacent pieces of lagging, through which pressure can be relieved.Routine and speed of timbering depend largely on how close the timbering must be kept behind the face. If each round of advance must be supported at once, timbering becomes a part of the driving cycle. The first step after blasting is to scale the back; and , in loose ground, to hold the back ahead of the last set by forepoling, sliding booms or similar means, to protect men while mucking. After the round is mucked, the new set is erected, blocked in place and lagged if necessary, and the drills are set up for the new round. timbers can be standardized and a regular routine followed. Speed is gained by baving all materials and supplies at the face before work begins; timber for a compete set, blocks, wedges, lagging and tools, should be brought in with the crew. Where the timbering lags a considerable distance behind the face, a special timber crew is usually employed. With suitable scaffolding, work can proceed without interfering with driving operations. A movable scaffold, with a working deck several sets long and high enough to allow the tunnel cars to pass under it, may be advantageous.

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Analytical models for rock bolts.

C.L*,StillborgAbstract

Three analytical models have been developed for rock bolts: one for bolts subjected to concentrated pull load in pullout tests, one for bolts installed in uniformly deformed rock masses, and one for bolts subjected to the opening of individual rock joints. The development of the models has been based on the description of the mechanical coupling at the interface between the bolt and the grout medium for grouted bolts, or between the bolt and the rock for frictionally coupled bolts. For rock bolts in the pullout tests, the shear stress of the interfaces exponentially with increasing distance from the point of loading when the deformation is compatible across the interface. Decoupling may start first at the loading point when the applied load is large enough and then propagate towards the far end of the bolt with a further increase in the applied load. The magnitude of the shear stress on the decoupled bolt section depends on the coupling mechanism at the interface. For fully grouted bolts, the shear stress on the decoupled section is lower than the peak shear strength of the interface while for fully frictionally coupled bolts if is approximately the same as the peak shear strength. For rock bolts installed in uniformly deformed rock, the loading process

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of the bolts due to rock deformation has been taken into account in developing the model. Model simulations confirm the previous findings that a bolt in situ has a pick-up length, an anchor length and neutral point. It is also revealed that the face plate plays a significant role in enhancing the reinforcement effect. In jointed rock masses, several axial stress peaks may occur along the bolt because of the opening of rock joints intersecting the bolt. 1. Introduction

Rock bolts have been widely used for rock reinforcement in civil and mining engineering for a long time. Bolts reinforce rock masses through restraining the deformation within the rock masses. In order to improve bolting design, it is necessary: to have a good understanding of the behaviour of rock bolts in deformed rock masses. This can be acquired through field monitoring, laboratory tests, numerical modeling and analytical studies.

Since the 1970s, numerous researchers have carried out field monitoring work on rock bolts installed in various rock formations. Freeman performed pioneering work in studying the performance of fully grouted rock bolts in the Kielder experimental runnel. He monitored both the loading process of the bolts and the distribution of his monitoring data, he proposed the concepts of “neutral point” “pick-up length” and “anchor length”. At the neutral point, the shear stress at the interface between the bolt and the grout medium is zero, while the tensile axial load of the bolt has a peak value. The pick-up length refers to the section of the bolt from the near end of the bolt (on the tunnel wall) to the neutral point. The shear stresses on this section of the bolt pick up the load from the rock and drag the bolt towards the tunnel. The anchor length refers to the section of the bolt from the neutral point to the far end of the bolt (its seating deep in the rock). The shear stresses on this section of the bolt anchor the bolt to the rock. These concepts clearly outline the behaviour of fully grouted rock bolts in a deformed rock formation. Bjonfot and Stephansson’s work demonstrated that in jointed rock masses there may exist not only one but several neutral points along

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the bolt because of the opening displacement of individual joints.

Pullout tests are usually used to examine the anchoring capacity of rock bolts. A great number of pullout tests have been conducted so far in various types of rocks. Farmer carried out fundamental work in studying the behaviour of bolts under tensile loading. His solution predicts that the axial stress of the bolt (also the shear stress at the bolt interface) will decrease exponentially from the point of loading to the far end of the bolt before decoupling occurs. Fig.1(a) illustrates the results of a typical pullout test. Curve a represents the distribution of the axial stress along the bolt under a relatively low applied load, at which the deformation is compatible on both sides of the bolt interface. Curve b represents the axial stress along the bolt at a relatively high applied load, at which decoupling has occurred at part of the bolt interface. Fig.1(b) shows the axial stress along a rock bolt installed in an underground mine drift. It is seen from this figure that the distribution of the axial stress along the section close to the borehole collar is completely different from that in pullout tests. However, along the section to the far end of the bolt, the stress varies similarly to that in pullout tests. The reason Axial stress on steel bar(MPa)(a)15Decoupled section(b)200150b10Axial stress (MPa)1005a505152550200 Fig.1 Distribution if the axial stress (a) along a grouted steel bar during pullout test, after Hawkes and Evan, and (b) along a grouted rock bolt in situ after sun for these results is that bolts in situ have a pick-up length and an anchor length, while bolts in pullout tests only have an anchor length. It is thought that the relative movement between the rock and the bolt is zero

Distance to borehole collar(cm)Distance to borehole collar(cm)

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at the neutral point. In the solution by Tao and Chen, the position of the neutral point depends only on the radius of the tunnel and the length of the bolt. That solution was implemented in the analytical models created by Indraratna and Kaiser and Hyett et.al. It seems that Tao and Chen’s solution is valid only when the deformation is compatible across the bolt interface. When decoupling occurs, the position of the neutral point is obviously also related to the shear strength of the interface. Field monitoring and pullout tests have indicated two facts concerning the loading of a rock bolt in situ: (1) rock deformation applied a load on the pick-up section of the bolt; (2) the load on the pick-up section drags the anchor section of the bolt towards the underground opening. These two facts must be taken into account in developing analytical models for rock bolts.

The aim of this paper is to develop analytical models for fully coupled rock bolts. A model for rock bolts in pullout tests is introduced first, together with a description of the theoretical background, the development of the model and an illustrative example. Two models for rock bolts in situ are then presented, one in rock masses. The details of the development of the models are summarized in the appendices.

2.Coupling between the bolt and the rock

Windsor proposed the concept that a reinforcement system comprises four principal components: the rock, the reinforcing element, the internal fixture and the external fixture. For reinforcement with a bolt, the reinforcing element refers to the bolt and the external fixture refers to the face plate and nut. The internal fixture is either a medium, such as cement mortar or resin for grouted bolts, or a mechanical action like “friction” at the bolt interface for frictionally coupled bolts. The internal fixture provides a coupling condition at the interface. With reference to the component of internal fixture, Windsor classified the current reinforcement devices into three groups: “continuously mechanically coupled (CMC)”, “continuously frictionally coupled (CFC)”, “discretely mechanically or frictionally coupled (DMFC)” systems. According to this classification system,

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cement and resin-grouted bolts belong to the CMC system, while Split set and Swellex bolts belong to the CFC system.

When fully grouted bolts are subjected to a pull load, failure may occur at the bolt grout interface, in the grout medium or at the grout rock interface depending on which one is the weakest. For fully frictionally coupled bolts, however, there is only one possibility if failure decoupling at the bolt rock interface. In this study we concentrate on the failure at the interface between the bolt and the coupling medium (either the grout medium or the rock).

In general, the shear strength of an interface comprises three components: adhesion, mechanical interlock and friction. They are lost in sequence as the compatibility of deformation is lost across the interface. The result is a decoupling front that attenuates at an increasing distance from the point of the applied load. The decoupling front first mobilizes the adhesive component of strength, then the mechanical interlock component and finally the frictional component. The shear strength of the interface decreases during this process. The shear strength after the loss of some of the strength components is called the residual shear strength in this paper. For grouted rock bolts like rebar, all the three components of strength exist at the bolt interface. However, for the fully frictionally coupled bolt, the “Split set” bolt, only a friction component exists at the bolt interface. For Swelles bolts, mechanical interlock and friction comprise the strength of the interface.

3. The theoretical background of rock bolts in pullout tests

4.Concluding remarks

An analytical model has been established for rock bolts subjected to a pull load in pullout tests. Decoupling starts at the loading point and propagates along the bolt with an increasing applied load. The shear stress at the decoupled interface is lower than the ultimate shear stress strength of the interface and

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even drops to zero for fully grouted bolts, while it is approximately at the same magnitude as the ue shear stress strength for fully frictionally coupled interface decreases exponentially with increasing distance from the decoupling bolt. Two analytical models have been developed for rock bolts in situ, one for uniform rock deformation and another for discrete joint opening. For rock bolts in situ, the models confirm the previous findings: (i) in uniformly deformed rock masses, the bolt has a pick-up length, an anchor length and a neutral point;(ii) the face plate enhances the reinforcement effect through inducing a direct tensile load in the bolt and reducing the shear stress carried on the bolt surface;(iii) in jointed rock masses, the opening displacement of rock joint will induce axial stress peaks in the bolt.

附录B

井筒及巷道的支护

井筒的支护在国外，很少使用砖、料石和铸铁井壁， 从前，几乎全用木支架，但现在混凝土和金属井壁使用量日增。 井壁的选择决定于围岩和水的条件，井筒的形式和材料的费用。 (1)木支架——直到最近，大多数方形的井筒还在用框形木支架支护井帮和分成隔间。.所用木料的尺寸和框距取决于所遇到的岩层情况。. 木支架缺点是费用高，强度低、寿命短，易引起火灾。在膨胀性岩层中，木支架损坏得慢，警告时间长。在大多数情况下，开始凿井时浇灌一个混凝土锁口以固定支架，为井筒木支架提供良好的基础。木框架一般用挂钩挂在上面的框架上，框架就位后插入支柱，拉紧挂钩，在井筒周围铺上背板。(2)金属支护——有时用金属支架代替木支架。 通常与木背板配合使用。木背板可快速而高效地插入金属支架的翼缘中。金属支架若设计恰当其安装的速度和准确度均比木支架高，因为安装时金属支架可能螺栓连接，并且排列很整齐。(3)混凝土井壁——现在，原形混凝土井壁使用日益广泛。 例如，在南非几乎100%的井筒采用圆形混凝土井壁。而且几乎所有井筒毫无例外地达到最高的凿井速度。 除了凿井速度快外，，还有许多其它优势。 圆形混凝土井壁做井筒指甲其强度系数最高，风流特性最好，与任何井壁形式相比其维护量最小。混凝土井壁容易拆除并改装成另一种提升布置方式，或改为风井而不影响围岩状态。这类井筒对涌水的控制或封堵容易的多。与大多数其他类型相比，这种井筒的事故较少，万一发生事故，修复也容易得多。在某些特殊的情况下，也采用方形或椭圆形

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混凝土做井壁的井筒。尽管方形井筒的成本与圆形或椭圆形相仿，但其强度不如圆形或椭圆形井筒。椭圆形井筒具有良好的强度系数，需要分开风流时采用这种形状。但起凿井费用比圆形的高。 (4 )喷浆或喷射混凝土井壁——有一些井壁采用喷浆或喷射混凝土井壁。这类井筒的罐道一般用锚杆固定。如果井筒完成后并能不需要罐道，那么凿井时可采用钢丝绳罐道。巷道支护 过去，框形或多节木支架是大家熟悉的唯一支护井下巷道的方法。随着坑木的减少，宽翼缘型的出现，钢材，作为一种结构支护材料，迅速的取代了坑木。最近锚喷支护也列入矿山实用支护方式。不论锚杆还是喷射混凝土（包括喷浆及喷混凝土在内）一英尺巷道的支护费用一般比金属支架要低。有时两者同时采用，其费用也比金属支架省。(1)金属支架——金属支架通常由两节组成，每节包括一条棚腿和半截拱。同样两节相对立好之后，在拱顶用螺栓对接。金属支架的尺寸取决于岩石的性质和地压。一般地说，小断面巷道采用4英寸或5英寸金属支架，间距为1.5—4英尺；中断面巷道采用5~6 英寸金属支架，间距为1.5—4英尺；大断面巷道采用6~8英寸金属支架，间距2~5英尺。对于全部采用锚喷支架的工程，只是在断层和严重破碎或软岩地带才需用金属支架。根据需要，金属棚子还必须铺以木档块及木背板。一个标准掘进班组架设一架金属棚子，需时20~40分钟。 (2 )锚杆支架——现在通用的能张紧的锚杆有许多多种，其主要区别在于，拧紧螺帽使锚杆张紧之前，在孔内固定锚头的胀圈结构的不同。最适合某种岩石的锚头形式要经常做试验来确定。软钢金属锚杆的直径至少应为1英寸，长度应为10英尺（巷道断面要足以允许使用这样长的锚杆）。安装锚杆时应认真研究岩石节理的规律。锚杆的布置要大致均匀有规律，使锚杆张紧之后能与围岩构成一个相似的拱形结构，以承受作用在巷道上的外部压力。在起拱线以上整个巷道顶板锚杆的平均间距在最小约12平方英尺/根，最大25或25以上平方英尺/根之间变化。由普通掘进班组安装锚杆时，一个标准掘进班组通常在30至40分钟内可安装锚杆，一个小时也许只能平均安装两根。(3 )喷射混凝土——喷射混凝土或喷浆，这种把混凝土或砂浆直接喷到拱形巷道顶板岩石表面的方法正迅速地被公认是一种效率高而又经济的巷道支护方式。只要喷上的混凝土能附着相当时间达到初凝强度而不陷落，此方法在各类软、硬岩石或硬土上均可用。有许多促凝剂可到初凝。混凝土的喷射厚度为2~6英尺。干法喷射的效果通常比湿法好，因为可以喷、得厚一些，可以采用较大粒度的骨料（最大为0.75英寸），每台喷嘴的小时生产率较高（一个小时达5立方码）。喷射混凝土在经济上常具备的优点之一是可在装岩的同时，向巷道顶板喷混凝土，从而缩短完成整个“循环”所需用的时间。木支架掘进中也许需要支护巷道顶板和两帮的支架。传统的方法通常是掘进时先架设临时木支架，然后换成永久支架或

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衬砌。永久支架也可用坑木。坑木作永久支架时应该很好地晾干并用防腐蚀剂处理。木支架不用专用的工具或设备就能方便地就地加工很快地架好，通过局部不良地层掘进时，用木材作临时支架，容易截割和加工，适应各种需要。木棚是由几根坑木构成、横截巷道断面的支架。小断面巷道最常用的是三个构件组成的棚子，由一根顶梁（横梁或棚梁）架在两个棚腿上组成。棚腿倾斜度是每英尺1—1.5英寸，这样的斜度除非侧压力太大及底板松软，一般能防止棚腿底部向里推移。棚腿一般为硬木，圆形，小头的最小直径为5英寸。顶梁最小厚度一般为5英寸，宽度6—8英寸。背板一般厚2英寸，两帮和顶板上可铺也可不铺背板。在膨胀岩层中两棚腿底部一般有“偏坡底撑”以防止棚腿移动，底板易隆起的地方，可采用反拱支架。巷道的悬顶（或顶板）如果做成拱形往往比较稳定，特别是在宽巷道中更是如此。只有顶板需要支护而两帮坚硬的地方，可以省去棚腿，拱梁则固定在起拱线处的梁窝中。支架木料的尺寸和棚架间距取决于巷道的断面和所需承受的压力。在膨胀岩层中，背板不要铺得太密，相邻背板之间应留一定间距，以释放低压。装设木支架的常规工序和速度主要取决于支架在工作面后面应保持多近的距离。如果每进一个循环需要立即支护，那么架设支架就成为掘进循环的一部分。爆破后的第一道工序是撬落顶板上的浮石；在松软的地层中，利用前探梁、滑梁或类似的装置以支护最后一架棚子前面的顶板，以便装岩时保护工人。一个循环的矸石装完后，就架设新棚子，必要时用楔子固定并装上背板，并为新的循环安装好凿岩机。这种工序显然会减慢掘进速度，但是除非岩层条件太差需要才用前探板桩法或其他方法，一般坑木可标准化，并采用常规作业。作业开始之前，将所有材料和器材运到工作面，可加快速度；工人应携带整架棚子、角楔、木楔、背板和工具进入工作面。支护工作落后于工作面过远的地方，一般需要专业支架队。利用适当的工作台进行支架工作，可不影响掘进工作。如果采用移动式工作台，其台面有几架棚子长，其高度又能让矿车从底下通过，则对掘进工作会有好处的。

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锚杆的分析模型

C.Li*,B.Stillborg

摘要：

有三种锚杆的分析模型发展了起来：一种是在拉断试验中，易受到集中拉力载荷影响作用的锚杆，一种是安装在均匀变形岩体中的锚杆，另一种是易受到单个岩石节理影响作用的锚杆。这种分析模型是在注浆锚杆的锚杆与注浆之间或者是磨擦式锚杆的锚杆与岩石之间接触面上的机械耦合作用描述的基础上建立起来的。对于拉断试验中的锚杆，当接触面上的变形较小时，锚杆表面上的剪切应力随着距加载点距离的增加而成指数减小。如果施加的载荷足够大时，耦合首先发生加载点处，然后随着载荷的增加而逐渐向锚杆的深处传播。锚杆耦合部分的剪切应力的大小取决于接触面上的机械耦合作用。对于全长锚固锚杆来说，耦合阶段的剪切应力比接触面上的剪切强度的峰值要小，然而对于磨擦式锚杆，剪切应力大致和剪切强度的峰值相同。安装在均匀变形岩体中的锚杆，在建立锚杆分析模型时，锚杆的加载过程要考虑到岩体的变形情况。模型的模拟实验证实了先前的研究结果，在软岩中的锚杆有传感长度，锚固段长度，和一个中性点。这个实验也说明了锚杆托盘在围岩加固的效果中起着一个非常重要的作用。在有节理的岩体中，由于岩石节理的自由变形作用，锚杆轴向可能会有几个应力峰值发生在锚杆的延伸方向。 1、

前言

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在很长一段时间来，锚杆广泛的应用于民用建筑和矿业工程的岩石加固。锚杆通过在岩体中抑制岩体的变形来加固围岩。为了提高锚杆支护的结构，必须对在变形岩体中的锚杆的作用变化过程有一个良好的认识。这些认识可以通过现场监测、实验室的试验、数字模拟和研究分析来获得。

自从20世纪70年代来，在不同的岩石地层中进行了大量的锚杆现场监测的研究工作。一个自由人士在Kielder的试验巷道中，进行了大量关于注浆锚杆特性的研究工作。他监测了锚杆的加载过程和应力沿锚杆的分布情况。在他所监测数据的基础上，他提出了关于“传感长度”、“锚固长度”、“中性点”的概念。在中性点上，锚杆和注浆之间的接触面上的剪切应力为零，然而在该点其轴向载荷的张力是一个峰值。传感长度指的是从接近锚杆末端的地方（在巷道壁上）到中性点的一段距离。在锚杆这部分是其剪切应力来自于岩石的载荷，并把锚杆向巷道方向进行拖拉。锚固长度指的是从锚杆的中性点到锚杆深处（固定在岩石深度）的一部分锚杆。在这部分上的剪切应力将锚杆锚固在岩石上。以上这些概念清楚的指出了安装在已变形岩层中的锚杆的作用变化过程。Bjornfot和Stephansson的研究工作证明，在已有节理的岩体中，由于单个节理的由自变形，在沿锚杆的方向上可能不仅存在一个中性点而且有可能存在多个中性点。

锚杆的拉断试验通常用来监测锚杆的锚固能力，在不同种类的岩石中已经进行了大量的这种拉断试验工作测试。一著名人士进行了大量的基础工作来研究在拉力负荷的张力作用下锚杆的作用变化过程。他的解析方法指出：在锚杆发生耦合以前，锚杆的轴向应力（也可能是锚杆接触表面上的剪切应力）从加载点到锚杆的深处呈指数减小的趋势。图1（a）说明了这种典型拉断试验的结果，曲线a表示的是在相对较低的载荷情况下，沿锚杆方向轴向应力的分布情况，在这个图中可以看出，在锚杆锚固界面的两则，其变形是相等的。曲线b表示的是在相对较高的载荷下，沿锚杆方向轴向应力的分布，在此图上，锚杆接触面上已经发生了耦合作用。图1（b）表示的是安装在地下煤矿的主水平巷中的锚杆上的轴向应力分布情况。我们可以从这个图上看出，在接近钻孔口附近的轴向应力分布情况与在拉断试验中的分布情况完全不同。然而，锚杆深处阶段部分的的应力变化与拉断试验中的结果相似。出现这种情况的原因是，在软岩中的锚杆有传感长度和锚固长度，然而在拉断试验中的锚杆仅有锚固长度。

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(a)15耦合阶段(b)200150锚杆的轴向应力（MPa）10b5a100轴向应力(MPa)50515距钻孔口的距离(cm)2550距钻孔口的距离(cm)200 图1 在拉断试验中，（a）轴向应力沿在Hawkes和Evans之后的全锚固锚杆 和(b)Sun之后的加固锚杆的分布 我们认为在锚杆中性点上，岩石和锚杆之间的相对移动为零。在陶和陈的分析方法中，中性点的位置仅仅取决于巷道的半径和锚杆的长度。这种解决方法完善了由Kaiser和Hyett发明的分析模型。这看起来好在像陶和陈的解决方法只有当通过锚杆的界面点时，其变形量相互兼容时，才是有效的；当发生耦合后，中性点的位置与接触面的剪切应力强度有明显的关系。现场监测和拉断实验都表明在软岩中锚杆的载荷与两个因素有一定的关系：（1）当在锚杆的传感段施加一定的载荷时的岩石变形量；（2）把锚固段拉向地下巷道壁面的传感段的载荷。所以当建立锚杆分析的模型时，必须把这两个因素考虑进去。

本论文的主要目的是建立一个耦合锚杆的分析模型。首先介绍的是一个在锚杆拉断实验中的锚杆模型，并且对其理论背景，模型的建立过程和说明的例子进行一下描述。然后说明两种在软岩中的锚杆的分析模型，一种是在均匀变形的岩体中，一种是在节理的岩体中。 2、

锚杆和岩石的联结

Windsor指出锚杆的加固系统包含四个基本元件的概念：岩石、锚固构件、内部固定物和外部固定物。用锚杆进行加固围岩时，锚固构件是指锚杆；外部固定物是指锚杆托盘和螺冒。内部固定物是下面介质的两者或两者之一，例如锚注锚杆的水泥灰浆或树脂，或者是机械力学作用如摩擦式锚杆接触面上的摩擦力。内部固定物在锚杆的接触面上起到一种联结作用。由于上面所提到的内部固定物的构成不同，Windsor把目前的加固设施分为了三大类：“连续机械联结（CMC）”，“连续摩擦联结（CFC）”，“非连续机械或者摩擦联结（DMFC）”系统。通过这个分类，水泥赤浆和树脂锚固锚杆属于连续机械联结系统，而斯普利特（管缝）锚杆和斯韦莱克斯水胀锚杆属于连续摩擦式系统。

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当全长锚固锚杆受到拉力载荷的作用时，在注浆的接触面、注浆介质或是在注浆岩石的接触面上有可能会发生失效，这取决于它们之中那一个更加软弱。然而对于摩擦式锚杆，这里只有一种失效的可能性，即是发生在锚杆与岩石的耦合接触面上。在这项研究中，我们仅专注于锚杆与联结介质（或者是注浆介质或者是岩石）之间的耦合失效。

通常，接触面的剪切应力强度包含三个方面的因素：粘附力、机械联结和摩擦。这些因素常在顺序上被忽视如锚杆的接触面的变形相等性被忽视等，结果使耦合面随着距加载点距离的增大而逐渐的衰减。这个耦合面首先能加强粘附元件的强度，然后就是机械联结元件，最后是摩擦元件。在些过程中，他们的剪切强度将会减小。当其中的一些强度元件失效后，在本论文中，其剪切强度叫做残余剪切强度。注浆锚杆如加固锚杆，其所有的三个强度元素均存在于锚杆的接触面上。然而，摩擦式锚杆、斯普利特锚杆仅有一个摩擦强度成分存在于锚杆的接触面上。斯韦莱克斯水胀锚杆中的机械联结力和摩擦力构成了其接触面的强度。 3、 4、

锚杆拉断试验的理论背景 结论

一个锚杆在拉断试验中受到拉力作用的分析模型就这样建立起来了，耦合作用发生在锚杆的加载位置处，并且随着所加载荷的增加沿锚杆方向传播。全锚固锚杆在耦合界面的剪切应力小于最终接触面上的剪应力，甚至会降低到零。然而，摩擦式锚杆在此面上的剪切应力大致和最终的剪应力强度的大小相同。在没有耦合部分的锚杆上，其前应力随着距耦合界面的距离的增大而成指数方式减小。

在软岩中建立了两种锚杆的分析模型，一种是在均匀变形的岩石中，另一种是不连续的节理面中。在软岩中的锚杆模型确定以先前的一个调查结果（1）在均匀变形的岩体中，锚杆有一个传感长度，一个锚固长度和一个中性点；（2）锚杆托盘通过增加锚杆的轴向拉力载荷和降低锚杆表面的剪应力来加固围岩的效果；（3）在有节理的岩体中，岩石处的节理的自由变形将会降低锚杆轴向的应力峰值。