《工艺工法QC动载作用下邻近硐室围岩支护工法.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《工艺工法QC动载作用下邻近硐室围岩支护工法.doc（22页珍藏版）》请在三一文库上搜索。
1、动载作用下邻近硐室围岩支护工法XX集团二十九工程处1前 言矿山井下巷道、硐室开拓施工主要采用钻爆法施工。施工过程中爆炸瞬间所释放的巨大能量在击碎或破坏介质的同时，往往也破坏到爆炸源附近一定范围内硐室的围岩整体性，因此，XX集团二十九工程处与安徽理工大学合作，进行深井巷道掘进过程中爆破动载对邻近围岩的损伤方面的研究工作。根据岩石爆破破碎机理和岩石损伤破坏理论，分析岩石的爆破准静态和动态力学特性、爆破应力波在中远区岩石的传播衰减规律，建立爆破动载荷作用下的岩石损伤力学模型。通过现场爆破地震波波谱实测分析，得出与巷道掘进多段微差起爆相对应的多个爆破振动主频范围，反算出最大单段安全装药量。通过分析爆破
2、地震波对相邻巷道稳定性的影响，继而提出相邻巷道支护结构参数优化方案。应用FLAC2D软件分析既有巷道围岩和支护结构在受邻近爆破影响下的振动速度、应力和支护结构的变形，通过FLAC对岩石锚杆在静载和动载情况下的应力比较和分析，提出更为合理支护参数，提高了支护的安全性，减少了巷道的维修费用。XX集团二十九工程处应用该项成果形成了动载作用下邻近硐室围岩支护工法。本工法经XX集团二十九工程处在国投新集集团刘庄煤矿、口孜东煤矿、淮北刘店煤矿井下巷道施工中应用，确定最优爆破参数和支护参数，严格控制炸药量，获得了显著效果，对巷道围岩破坏小，减少材料消耗，且避免多余矸石排出和减少爆炸气体和粉尘的排放，经济效益
3、、社会效益和生态效益显著。经安徽省教育厅组织有关专家鉴定，该项成果在动载作用下邻近巷道围岩动态响应与支护参数优化方面处于国内领先水平。2工法特点2.1根据工程地质、岩体结构情况，利用爆炸应力波传播理论对邻近巷道在爆炸动载作用下的损伤破坏和稳定性进行分析，提出邻近巷道和硐室的支护结构，优化邻近巷道和硐室的支护形式、支护参数，减小对邻近巷道和硐室的破坏，以确保工程的安全性。2.2利用爆炸应力波传播理论，得出爆破动载松动圈的动态碎胀力与支护参数之间的关系，确立合理的爆破图表，计算出最大单段安全装药量，在提高爆破效果的同时减小对邻近巷道和硐室的破坏。3适用范围各类矿山井下巷道以及人防地下通道和硐室、国
4、防工程坑道和洞库、市政设施的地下铁道、管线通道等工程。4工艺原理通过进行爆破作用下多种不同围岩介质内爆炸应力波的传播特性及围岩破坏损伤范围的理论分析，得出爆破破裂区、裂隙区和爆破震动区的计算公式。利用PPV安全判据等几种常用爆破损伤确定方法与控制标准，根据理论分析及试验所取得的基本力学参量，采用FLAC软件进行爆破动载对邻近巷道围岩稳定性和锚杆力学特性进行数值模拟。根据爆破损伤破坏机理，研究爆破动载的动态响应与支护之间的关系，为选择合理的支护形式提供理论依据。根据现场施工条件，进行工程监测和检测，根据测定结果，计算出爆破动载对相邻巷道的影响范围，优化支护结构和支护参数。5. 施工工艺流程、操作
5、要点5.1爆破施工工艺流程第一步：应用Instantel振动监测仪，得出质点峰值振动速度，然后通过公式，反算出装药量Q，在爆破参数设计时根据计算结果，确定合理的炮眼数量、眼深、眼距及圈距。第二步：通过围岩松动圈的半径RS公式计算出结果， 根据围岩松动圈的半径RS计算结果调整支护类型和支护参数设计。打眼工艺流程：参数选择安全检查定眼位准备机具上钎钻眼质量检查。爆破工艺流程：参数选择安全检查扫眼瓦斯检查装药封泥连线瓦斯检查起爆通风除尘瓦斯检查验炮瞎炮处理。锚网喷支护工艺流程见图5-15.2操作要点5.2.1施工中应根据爆破振动监测仪结果，结合巷道围岩岩性，科学合理的设计爆破炮眼布置图，按照爆破参数
6、，严格控制装药量。5.2.2传感器的类型及频率范围的选择。在岩土工程和地下工程的爆破振动监测中，通常采用速度标准，因为通过速度监测，可以直接由爆破振动产生的动态应力公式计算出在爆破地震波作用下，岩土介质的应力。5.2.3传感器属于敏感器件，野外使用环境条件差，颠簸振动较大，容易受损，因此传感器每年至少应标定一次，发现线性度偏差较大的传感器一定要停止使用。5.2.4记录仪的选择与要求：野外测振仪一般放置在传感器附近，这样可省去繁琐的布线，因此记录仪的触发方式一般选择自动内触发(因外触发又必须放长距离外触发信号线)，若自触发有误将导致测试失败。5.2.5可以设置记录波形的负延时记录。若由自触发启动
7、记录存储，没有负延时设置，有可能丢失振动波头记录，波头信号往往比较重要。一般负延时记录应达到0.25左右。5.2.6每台记录仪至少应有两到三个通道。通常为测量某点三个方向的振动分量，需要三个传感器接入同一台记录仪，它可保证三个方向同步记录，便于求合速度。5.2.7记录仪的内存要足够大。记录仪的内存容量直接关系到每通道的记录长度，而每通道记录长度制约着可记录时间和采集频率。采集频率越高，可记录时间就越短，反之越大。随着计算机技术的发展，大容量内存条越来越便宜，适当增大记录仪的内存，可增加记录波形的数据容量，方便野外多次测振记录。5.2.8记录仪要轻便、耐用，能准确、可靠地捕获到信号，而不必有过多
8、的附带功能。一般野外条件潮湿、多尘、颠簸振动大，附带功能越多成本越高，而且故障率也越高。因此，要求记录仪要简单、适用，其它附加功能可以通过室内计算机来分析处理。5.2.9采用普通光面爆破法，打眼采用具有较高冲击功的新型YT28型气腿式岩石风动凿岩机（该机冲击力6.5kgf.m，冲击频率2100次/分，扭力矩180Kgcm），配以六角中空钢钎钻眼，钎杆为222000mm，钎头为35mm十字型或一字型钎头，炮眼直径35mm左右。采用三级煤矿安全水胶炸药，药卷直径27mm和35mm，15段毫秒电雷管，MFB-100型发爆器起爆，联线方式为串并联。炸药规格性能参数见表5-1。表5-1 煤矿水胶炸药性能
9、参数 品种密度 (g/cm3)爆速 (m/s)殉爆距 (cm)猛度 (mm)PT-473350.961.063.0103210270.961.062.5103110T-3200.951.253.21032105.2.10爆破参数浅眼爆破时最常用的是掏槽形式是垂直楔形掏槽，它可以充分利用工作面这一唯一的自由面，使用较少的炮眼消耗和炸药消耗，却能够获得较大的掏槽面积和槽腔体积。而巷道中深孔爆破，当巷道断面较小时斜眼楔形掏槽的应用就受到了巷道断面宽度的限制，多采用直眼掏槽。直眼掏槽的形式有多种，较为常见的有菱形掏槽、角柱掏槽、螺旋掏槽等多种。本研究设计采用楔形斜眼掏槽，对应于2.0m和2.2m炮眼深
10、度，掏槽眼深度（垂直深度）应分别为2.2m和2.4m，为增大槽腔内岩石的破碎和加大槽腔底部岩石的破碎和运动，在槽腔中心布置两个与主掏槽眼同深的直眼，要求钻眼时满足方向（角度）和深度要求，眼底间距控制在200mm300mm，所有槽眼装药同用一段雷管起爆。为增强槽腔内的岩石破碎效果，提高掏槽效率，掏槽眼采用40mm钎头，配35mm药卷；其他炮眼则采用32mm和40mm钎头，配27mm药卷。周边眼采用光面爆破技术，光面爆破时的装药集中度250g/m350g/m。根据断面岩层情况，在掏槽眼和周边眼间适当均匀布置崩落眼，紧挨掏槽眼的辅助眼与掏槽眼眼口间距控制在250mm300mm，其他崩落眼间距和排距控
11、制在500mm600mm，炮眼密集系数控制在m0.81.2。底眼开眼可高出巷道底板100mm200mm，适当下扎，眼底可落在巷道底板外150mm200mm。周边眼采用水垫层（装水炮泥）装药结构，既可减缓爆炸冲击压力对孔壁周边围岩的破坏，又能实现均匀爆破作用，避免超挖和欠挖，还可大大降低爆破震动效应。在安全方面还能防止炮眼内瓦斯积聚，保证爆破作业安全。水垫层可置于装药药卷上部，也可置于药卷下部，设计采用前者。装药时，先将带有雷管的起爆药卷置至眼底，后连续装至设计药量，然后再装入水炮泥56个甚至更多。其他各类炮眼均采用连续反向起爆，即先装炮头，后连续装药，药卷间不得夹有碎矸或其它杂物，以保证可靠传
12、爆。装药前，必须将炮孔内的岩渣、泥水吹扫干净，保证连续装药到孔底。孔口用炮泥封实，炮泥封堵长度400mm500mm。炮眼布置见图5-2，爆破参数见表5-2，爆破原始条件见表5-3炮眼数目： 94个式中N-炮眼个数 q-单位炸药消耗量kg/m3S-巷道掘进断面m2 n-炮眼利用率m-每个药包长度m A-装药系数一般取0.50.7p-每个药包重量kg5.2.11爆破网络根据要求，爆破采用串并联方式，同一个段号串联，最后将各段号并联在电路中。5.2.12爆破要求钻眼爆破法施工要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在150
13、mm以内。1.钻孔要求：1）掏槽眼的间距误差和眼底间距误差不大于5cm。2）辅助眼眼口间距、行距误差不大于5cm。3）周边眼误差不大于5cm，眼底不超出开挖轮廓线3cm。4）炮眼深度误差不大于5cm。5）按不同地质条件，随时调整炮眼数量、角度、深度、用药量及装药结构。2.周边眼光爆参数:1）周边眼的布置应根据岩层情况决定其间距（E），抵抗线（W）和E与W比值；一般W值为500-800mm,E值取350-600mm,E/W值取0.65-1。2）周边眼的方向应与斜井轴线纵坡一致。3）采用低爆速、高威力、药卷临界直径小的炸药。4）周边眼一次同时起爆。3.钻爆作业注意事项：1）首先应对炮眼布置、数目、
14、角度和深度、用药量，引爆方式、爆破顺序等事先作好钻爆设计。2）炮眼数目应根据岩石强度、地质构造、自由面数、井筒断面尺寸、炸药布置、炮眼长度等因素确定，同时还应通过试爆调整初步钻爆设计。3）严禁在已爆破的残眼中继续钻眼。4）在工作面钻眼或其它作业时，不得同时装药。5）钻眼完毕，按炮眼布置图进行检查。炮浆、石粉应在装药前吹洗干净。6）爆破期间，除引爆电路外，所有动力及照明电路均应断开或迁至距爆破地点不小于50m处并采取有效的保护方式保护。7）瞎炮处理。由于操作不良，爆破器材质量差等原因，引起炸药包没有爆炸。瞎炮危及安全，必须按照煤矿安全规程有关要求处理。在瞎炮处理完毕之前，不允许继续施工，除负责处
15、理瞎炮人员外，所有无关人员均需撤离现场。附：刘店煤矿北翼轨道运输大巷炮眼布置图5-2图5-2 刘店煤矿北翼轨道运输大巷炮眼布置表5-2 爆破参数炮眼名称眼号眼数（个）眼深（m）眼距(mm)圈距(mm)装药量（kg）起爆顺序连线方式一阶掏槽眼1-222.24002.10串并联二阶掏槽眼3-862.24006508.40崩 落 眼9-22142.0 55030011.76崩 落 眼23-25，35-3762.0 5006005.04崩 落 眼26-3492.0 5506007.56崩 落 眼38-40，53-5562.05306005.88崩 落 眼41-52122.053060010.08帮 眼
16、56-59，79-8282.0 4005006.72顶 眼60-78192.0 40050013.30底 眼82-93112.0 33012.32水沟眼9412.00.84合计 94 84.00炸药规格：* 掏槽眼采用40mm钎头，35mm330mm350g。 其他炮眼采用32mm钎头，27mm430mm280g。表5-3 爆破原始条件项目名称位数量巷道掘进断面积m221.773（20.565）巷道掘进断面宽度m5.5（5.3）巷道掘进高度m4.55（4.45）巷道穿过岩石性质f12沼气m3/min0.01涌水m3/h0.3钻眼机具YT-28型气腿式岩石风动凿岩机，2.2m2.8m长钻杆，32
17、mm、40mm钎头炸药品种及规格3级煤矿安全水胶炸药，27mm430mm280g、35mm400mm350g雷管毫秒电雷管 15段5.2.13运用FLAC(Fast Lagrangion Analysis of Continuum)进行动力计算，进行数值模拟，参数的选取十分重要，应现场取样，进行力学测试。根据取定的岩石物理力学参数，分析巷道围岩的应力与变形，进行锚杆支护设计，计算和优化锚杆参数，得出围岩在自重情况下稳定后的应力图以及位移图。竖向应力和水平应力可以通过下列公式求得：，5.2.14对爆破掘进的地下工程中，进行锚杆参数设计时不仅需要考虑其常规影响因素，还必须考虑到爆破动载作用下带来的
18、影响，结合数值分析得出合理的支护参数，并与现场实测相比较得出经济可靠的支护参数。6. 材料与设备施工所需材料与设备见：表6-1、表6-2。表6-1 设备配备表序号名 称型 号单位数 量1耙装机PB-60B台12凿岩机YT-28台103喷浆机ZP-台24搅拌机JS-500台25配料机PL-1200台26激光指向仪台17矿车1.5t辆168电机车XK5-9/88-KBT台29锚杆机MQF-85、MQT11Q-C台各210局部通风机FBD-NQ6.3/218.5台211移变KBSGZY-315台212控制开关QBZ-80台113空压机MM110-20/706台214凿岩机YT-28台1015绞车2J
19、K-3.5/20A台116振动监测仪台117传感器台118RMT型岩石力学测试系统台1表6-2 支护材料明细表序号名称型 号数量/米单位1锚杆202000mm根2锚索15.246300mm根3网片620001000mm片4树脂药卷K2335 Z2335支5锚杆托盘5120120mm块6锚杆螺帽20mm个7锚索托盘12300300mm快8锁具15.24mm个9扎丝16kg10黄沙中粗kg11水泥PO32.5kg12碎石子粒径5-10mmkg13速凝剂kg14手套双7. 质量控制7.1围岩监测仪器控制7.1.1传感器是实现测量目的首要环节和采集原始数据的关键器件，在爆破振动测试中采用压电式加速度传
20、感器，以保证测试成功。7.1.2依据爆破产生的地震波频率范围（30300Hz），选择频率范围能满足监测要求的振动速度传感器。 7.1.3传感器属于敏感器件，野外使用环境条件差，颠簸振动较大，容易受损，因此在爆破振动测试前必须对传感器重新检校，发现线性度偏差较大的传感器一定要停止使用。7.1.4传感器在安装时要注意传感器的固定及方向。传感器必须牢牢的固定在测点表面，以保证测试过程中传感器不会和地面产生相对移动。7.1.5爆破监测时将传感器与blastmate连接好，启动blastmate，检测传感器连接情况，如果有问题出现，检查出问题所在，直到连接良好。7.1.6设置波形负延时记录,防止丢失振动
21、波头记录，波头信号往往比较重要,一般负延时记录应达到0.25左右。7.1.7每台记录仪应有两到三个通道，可保证某点三个方向的振动分量同步记录，便于求合速度。7.2锚杆质量控制7.2.1根据设计要求并结合现场情况，定出锚杆的孔位；锚杆的孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配。7.2.2孔内的积水及岩粉在锚杆安装前应清除干净。锚杆的杆体使用前应平直、无锈、无油；7.2.3锚杆要紧贴金属网及岩面，间排距严格按照设计要求,误差不得超过100mm,锚杆方向与井巷轮廓线角度不得低于75，锚杆露出托盘小于50mm。7.2.4锚杆必须做抗拔力试验，保证强度符合要求；树脂锚固剂不得变质失效，锚固剂送入孔内后，
22、用风动搅拌器将锚杆送入孔内与锚固剂固定，凝固后用扳手上紧托板。锚杆拉力：顶、帮锚杆锚固力不得低于7T。7.2.5锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求树脂卷和材料的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求。7.2.6金属网搭接长度为100，间隔300用12#双股铁丝进行联网。 表7-1 锚杆安装规格的允许偏差和检验方法 项次项目允许偏差（mm）检验方法1间距、排距100用钢尺、度尺等2锚杆孔深度0+503锚杆方向与井巷轮廓线（或岩层层理）角度（限值）154锚杆外露长度露出托板50用钢尺等5锚杆的抗拔力不小于设计用锚杆拉力计7.3预应力锚索支护工程质量控制7.3.1预应力锚
23、索的材质、规格、结构、强度必须符合设计要求。7.3.2锚索钻孔轴线与设计轴线的偏差角不应大于2。7.3.3锚索安装深度不小于设计深度。7.3.4锚索锁定后的预应力不小于设计值。 表7-2 预应力锚索规格的允许偏差和检验方法 项次项目允许偏差（mm）检验方法1孔距100施工过程中逐根尺量，检查时抽查施工记录2孔深0+2003锚索外露长度1007.4砼的质量控制7.4.1喷射的原材料：水泥使用R32.5MPa普通硅酸盐水泥，受潮和过期结块的水泥严禁使用，使用坚硬干净的中粗砂，细度模数宜大于2.5，含水率不宜大于7，粗骨料使用坚硬耐久的碎石，其粒径为510mm，不得使用含有酸、碱或油的水。7.4.2
24、喷射砼的配合比宜为1:2:2，水灰比应为0.40.45。混合料的配比应准确，称量的允许误差：水泥和速凝剂应为2，砂石应为3。7.4.3喷浆前必须彻底冲洗硐室岩面或二次喷浆面7.4.4喷射砼的工作风压一般需要满足喷头处的压力在0.1MPa左右，在喷射过程中，喷射机司机与喷手要密切配合，根据实际情况及时调整风压。水压应保证喷头处0.150.2MPa，喷射前应埋设控制喷厚的标志，墙部、拱部复喷时要挂线，提高表面平整度。7.4.5喷层厚度不小于设计，表面平整度（限值）50mm。8. 安全措施8.1顶板安全管理8.1.1必须建立健全“敲帮问顶”制度，接班后、打眼前、装药前、放炮后、打锚杆前、喷浆前必须找
25、净顶帮浮矸危岩，对找不掉的危岩必须打上安全点柱或补打锚杆进行加固补强；找顶时要有专人监护；找顶要从外向里、先顶后帮依次进行，找顶人员必须站在安全地点用长把工具找尽顶帮危岩活矸，找顶范围内不准有人；找顶人员应戴手套，防止矸石顺杆而下伤人。8.1.2各班必须现场交接班，做到交清接明。8.1.3锚杆、锚索盖板必须紧固，构件齐全，锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆托盘紧贴岩面。8.1.4严格按爆破要求进行光面爆破，严格控制装药量以降低对围岩的破坏。8.1.5严禁采用支护锚杆起吊物料或牵引设备等，确实需要时可打专用锚杆。8.1.6不合格的锚杆（索）必须在旁边重新补合格。8.2爆破及火工品管理8.2.
26、1爆破管理1.掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能及煤矿安全规程的有关规定。2.打眼前要检查施工地点的安全情况，发现问题及时处理。打眼前要做好打眼准备工作，风、水管要扎牢，两端用铁丝进行联锁，严禁漏风、跑水。认真执行“一炮三检”、“一炮三泥”和“三人连锁”放炮制。其具体内容为：一炮三检：装药前、放炮前及放炮后应由测气员检查爆破地点及其附近20米内瓦斯浓度，瓦斯浓度1时，不得进行爆破作业。三人联锁放炮：执行“三人联锁制”，换牌，按下述程序进行。1）放炮员在连线结束后，检查无误后将警戒牌交给班组长；2）班组长接到警牌后检查顶板支架构件、工具等设备达到放炮要求条件时
27、，布置警戒，清点人员，确定无误后，将命令牌交给瓦检员。3）瓦检员检查瓦斯通风煤尘符合规定后，将放炮牌交于放炮员；4）放炮员接到放炮牌和班组长下达放炮命令后，将放炮母线与脚线进行连结，最后离开放炮地点，到有掩护的安全地点放炮。5）放炮时，先将母线扭结解开，牢固接到放炮器接线柱上，放炮员吹放炮口哨数声后，至少再等5秒，用放炮钥匙将开关转到充电位置，待氖灯闪亮稳定后，将开关钥匙转到放炮位置起爆。6）放响后，取下放炮钥匙，并将放炮母线从电源上摘下，扭接成短路，将三牌各归原主。3.爆破工作必须由专职爆破工担任并持证上岗，严格按作业规程及爆破说明书要求进行爆破作业。4.装药前，必须用压风清除炮眼内的岩粉及
28、水，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内各药卷必须彼此密接。装药后必须把电雷管脚线悬空并扭结成短路，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。5.严格执行一次装药，一次起爆；严禁一次装药、多次起爆。6.装药方式采用正向装药，采用毫秒电雷管，若采用毫秒延期电雷管最后一段延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。联线方式为串联线。7.从成束的电雷管抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出的单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。8.装配引药时，必须遵守下列规定：1）必须在顶板
29、完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷的数量，以每次装药数量为准。2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。3）电雷管必须由药卷的顶部插入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。9.炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。无炮泥、炮泥不足、或不实的炮眼严禁爆破。严禁全部用水炮泥代替炮泥爆破，炮眼的封泥长度应符合下列要求：1）炮眼深度小于0.6m时，不得
30、装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。2）炮眼深度为0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。3）炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。4）炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。5）光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。6）工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。10.装药前和爆破前有下列情况之一的严禁装药爆破：1）放炮地点的管线、设备没有
31、掩盖好之前。2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度1%。3）在爆破地点20m以内，矿车，未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散等情况。5）掘进工作面风量不足。6）掘进工作的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏。11.爆破母线和连接线应符合下列要求：1）爆破母线必须符合标准。2）爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。3）爆破母线应随用随挂，严禁使用固定的爆破母线。4）爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧，如果必须挂在一
32、侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并保持0.3米以上的距离。5）只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。12.爆破采用MFB-200型发爆器起爆，严禁使用两台或两台以上发爆器同时起爆。发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器内。爆破后，必须立即将手把或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。13.爆破前必须加强对机械设备、瓦斯探头、工具和电缆等的保护或将其撤出工作面，要求对爆破地点向后40m的电缆管线落地并保护好，向后20m的风水管路必须包扎进行保护，以防放炮崩坏。爆破前班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆
33、破地点的所有通路上担任警戒工作，班长巡查全部到位后方可爆破。警戒人员在没有接到撤消警戒命令前，严禁擅离职守。警戒人员必须在安全地点警戒，警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳，警戒线距迎头距离不得低于作业规程规定，且有安全掩体保护。爆破前，迎头所有作业人员都必须全部撤离至警戒线之外。14.爆破前，装药及脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，到少再等5秒，方可起爆。15.爆破15分钟后，待工作面的炮烟被吹散尽、视线清楚后，爆破工、
34、瓦斯检查员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，如有危险情况，必须立即处理。确认安全后，方可入内作业。16.通电后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间（时间不低于15分钟），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。17.处理拒爆、残爆时，必须严格遵守下列规定：1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。2）在拒爆炮眼0.3米以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。3）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用
35、压风吹拒爆（残爆）炮眼。4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。5）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。18.爆破前及时打开喷雾，爆破前后应洒水灭尘。19.严禁打眼与装药平行作业。20.处理拒爆、残爆时必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须现场向下一班爆破工交接清楚。8.2.2 火工品管理措施1.爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。不得使用过期
36、或变质的爆炸材料，用剩的火工品必须当班交回炸药库房。2.电雷管必须由爆破人员亲自运送，炸药应由爆破人员或者在爆破人员的监护下由其他人员运送。3.加强火工品管理，严格火工品领退制度。领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回炸药库，严禁乱扔乱放。4.爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内，雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆炸材料装在衣袋内；领到爆炸材料后直接送到工作面，严禁中途逗留。8.3锚杆钻机（风动）使用管理措施8.3.1钻孔前，要检查施工地点的安全情况，若有安全隐患，必须处理完毕后，方可作业。8.3.2开机前要认真检查风、水管的连接情况，确保不漏风、不漏水
37、。锚杆机旋转时，禁止用戴手套的手试握旋转的钻杆。 8.3.3当锚杆机收缩时，手不要握在气腿上，以免挤伤手。8.3.4钻孔时，禁止使用太大的推进力，以免降低钻孔速度，造成卡钻、断钎、损坏钻杆或钻头等事故。打眼时，不准用手握转动的钎子。8.3.5施工锚杆（索）时，操作人员不得站在锚杆机下作业，人员应位于左侧，使操作臂在右侧。 8.3.6当所施工的位置影响行车时，必须等施工完毕后再行车。8.3.7锚索按设计要求注好后，及时使用张拉机具加压，达到3035MPa。8.3.8禁止将锚杆机平置于地面；开眼位时，应扶稳钻机，进行开眼作业；8.3.9钻机加载或卸载时会出现反扭矩，应合理把持摇臂取得平衡，操作者要
38、合站位。8.3.10打锚索孔时，接长式钻杆连接处强度较低，在接头位置进入孔内之前要控制锚杆机推力，以免钻杆折断伤人。8.3.11锚索要在地面截好后入井，松开盘住的锚索时要注意其弹性大，防止突然弹开伤人。8.3.12打锚索眼时，要密切注意观察钻进情况，在异常时必须迅速闪开，防止断钎伤人，周围不得有闲杂人员。8.3.13张拉锚索前，应先检查张拉千斤顶、油泵各油路接头处是否有松动，若发现有松动部分，必须先及时拧紧后张拉锚索。8.3.14张拉锚索时，应使张拉油缸与锚索保持同轴，张拉千斤顶卡住锚索后，人员可暂撤到张拉千斤顶侧面。张拉千斤顶正下方严禁有人。8.4风锤使用管理措施8.4.1打眼前及打眼过程中
39、，要经常检查风、水管路的连接情况，发现问题及时处理。风锤与风、水带连接要扎紧扎牢，严禁跑风、漏水。管路连接处要加好双保险，用铁丝绑好，防止脱扣伤人。8.4.2领钎人袖口要扎紧，严禁戴手套。领钎定位硬岩不少于50mm，软弱岩不少于100mm。8.4.3打眼时，要随时注意两帮、顶板情况，发现有片帮、冒顶危险时，必须立即停钻处理。8.4.4打眼前领钎人要用手镐刨出眼窝，防止钻头乱跑。8.4.5打眼时，扶钻人员要躲开眼口方向，站在风锤侧面稳钻，两腿前后错开，严禁身体直对钻孔，禁止踩空或骑在气腿上钻眼，严防断钎风钻扑倒伤人。钻杆下方不要站人，以免断钎伤人。8.4.6多台风钻同时作业时，要划分好区域，做到
40、定钻具、定人、定开眼顺序，不准交叉作业。8.4.7钻完眼后，应将钻眼工具、设施撤出工作面，存放在安全地点；将风、水管阀门关闭，；软管盘放整齐。8.4.8打眼过程中，发现钻具零部件、设施等出现异常时，必须停钻处理8.4.9严禁打眼与装药平行作业和在残炮眼内继续打眼，并必须坚持湿式打眼。9. 环保措施通过试验数据确定最优爆炸参数和支护参数，精确控制炸药用量，减少爆炸气体和粉尘的排放，降低对大气的污染。同时严格控制炸药爆破矸石方量，避免多余的矸石排出，将减少对土地和水源的污染，保护生态环境。10. 效益分析通过本工法的研究工作，将为井巷掘进提供最优化的爆破参数和支护参数，同时将大量节约爆破成本以及巷
41、道支护成本，另外将会加快巷道掘进速度，减少爆破掘进时的危险隐患，确保巷道掘进安全,现以应用三例数据分析，三个实例共节约成本65.5万元。11. 应用实例11.1 淮北矿业集团刘店煤矿北翼轨道大巷位于均质厚层火成岩中掘进特点，我们通过影响区的计算来确定支护方案。影响区最大半径： 式中：岩体容重，取值 岩体埋藏深度，取600 岩体内摩擦角，岩体粘聚力 巷道半径，2.75根据测试和公式计算，确立采用锚喷支护。采用锚杆规格为M20-18-1800mm，配套130130mm方形球面托盘，间距1100mm，排拒1100mm，每个锚杆采用两卷Z2950中速树脂药卷锚固；然后喷射150mm混凝土，强度为。锚杆
42、根数为9根。由于锚杆参数设计没有考虑到爆破动载的作用，在已施工阶段支护效果不是太好。现将考虑爆破动载的影响，通过数值模拟分析来综合确定锚杆支护参数。现将锚杆根数进行调整和模拟比较分析，得出最优方案。在刘店煤矿北大巷施工中，根据杨柳煤矿勘探地质报告，井底车场及北翼三条大巷区域，火成岩由南向北侵入，原侵入标高为-620-569m。井底车场及北翼三条大巷区域不揭露火成岩，但是由于火成岩的不规则性特点，该区域局部隆起，位置从北轨的激光7测点125m至7-7钻孔附近，隆起影响范围预计向北230m，向东470m，隆起标高达-510m，因此在-569m水平巷道均在火成岩区域内，影响巷道长度可达1915m。火
43、成岩岩性主要为闪长岩，硬度系数为f=9.8111.62。10煤层为本矿井主要可采煤层，位于山西组的中部，上距铝质泥岩约55m。下距太原组-灰顶界面约60m。煤层厚09.97 m，平均厚度3.05 m，属中厚厚煤层，以中厚煤层为主。穿过点160个，可采点125个，不可采点8个，岩浆侵蚀点18个。煤层原生结构简单，基本不含夹矸。北翼轨道运输大巷全长3080.14m。水平直巷，上坡3。直墙拱形断面，采用两种断面尺寸，靠近井底车场段断面稍大，1-1断面设计巷道净宽5.2m，净高4.4m（墙高1.8m，拱高2.6m），净断面积19.973m2，采用锚喷支护，喷层厚度150mm，因此，巷道掘进宽度5.5m
44、，掘进高度4.55m，掘进断面积21.773m2；自104采区轨道运输石门以后的部分断面稍硝，2-2断面设计巷道净宽5.0m，净高4.3m（墙高1.8m，拱高2.5m），净断面积18.813m2，同样采用锚喷支护，喷层厚度150mm，因此，巷道掘进宽度5.3m，掘进高度4.45m，掘进断面积20.565m2。北大巷局部平面图见11-1。图11-1 北大巷局部平面图计算区域：从弹性力学与塑性力学的计算角度考虑，模型尺寸应为工程尺寸的3-5倍（水平方向），2-3倍（垂直方向），本研究对象为相邻巷道的影响，最终模型尺寸为80.0m50.0m（水平方向垂直方向），网格大小为，网格数为16000个。如下图11-2所示：图11-2 数值模拟网格划分通过数值模拟，XX集团二十九工程处对现场进行取样，进行力学测试。1）测试内容（1）力学性质：岩石的单向抗压强度、抗拉强度、弹性模量、变形模量、泊松比、摩擦角、凝聚力。（2）物理性质：颗粒密度（比重）、孔隙率。根据取定的岩石物理力学参数，分析巷