井巷设计

《井巷施工技术》课程设计教学大纲
课程编号：0815223601CTSD
设计周数：1周学分数：1 应开学期：6
一、课程设计的目的
（1）巩固提高所学的专业知识，使其理论联系实际。

（2）培养和锻炼学生独立工作能力，分析和解决问题的能力。

（3）培养学生在设计、计算、绘图、查阅和运用科技文献资料、正确编写专业技术文件等方面的能力。

（4）熟悉煤炭工业有关的方针政策、规程、规范和技术规定等，充分开发智力潜力，建立全面经济观念，为毕业后工作奠定坚实的基础。

二、适用专业
采矿工程及相近专业。

三、课程设计的基本要求
以《井巷施工技术》、《井巷设计基础》、《煤矿安全规程》及《矿山井巷工程施工及验收规范》为依据，按照矿井生产需要、服务年限、围岩性质等经济技术条件，经济合理地确定井巷的断面形状、尺寸、支护结构和施工组织及图表的设计等。

四、课程设计的内容
首先选择巷道断面形状，确定巷道净断面尺寸并进行风速验算；其次，根据支护参数，计算出巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许的超挖值，求出巷道的计算掘进断面尺寸，然后布置水沟和管线；选择施工方法与具体工艺，进行装岩与运输设备选取；最后，绘制巷道断面施工图(A0或者A1图纸)，编制巷道特征和每米工程量及消耗量表。

（1）巷道断面的设计
①已知参数
②巷道断面形状的选择
③确定巷道净断面尺寸
④确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸
a)支护参数的选择
b)道床参数的选择
c)巷道掘进断面设计
⑤布置巷道管线
⑥计算巷道掘进工程量及材料消耗量
⑦绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表
（2）巷道断面的施工
①爆破参数的确定
②选择钻眼爆破的器材
③炮眼布置
④选择装药结构与起爆方法
⑤拟定爆破说明书和爆破参考图表
⑥定向与钻眼工作
⑦钻眼爆破安全及注意事项
⑧通风防尘及风机的选择
⑨巷道支护
⑩施工方法
（3）装岩与运输
①选择装岩设备
②选择运输方式
（4）施工组织循环图表的制定
五、时间分配
设计时间1周，最后1天进行答辩及成绩评定。

六、成绩评定
说明书，50%；图纸，30%；答辩，20%。

七、说明
许厂煤矿/岱庄煤矿/唐口煤业为现代化大型矿井，设计生产能力3/4/5Mt/a，服务年限70/78/80年。

矿井采用立井开拓，主、副、风井三个井筒中央并列式通风，单水平倾斜大巷条带开采。

地面标高+42 /39.8/41m，生产水平为-420/350/380 m，矿井最大涌水量为500/480/550 m3/h。

南/东/北翼轨道运输大巷长1000/900/1800m，服务年限35年，设计排水量，进风量；采用架线电机车牵引矿车运输。

内设压风管φ159×6.0一路和供水管φ108×4.0一路，另设动力、照明、通讯和信息电缆各一路。

大巷所处岩层为粗砂岩和砂质泥岩，以砂质泥岩为主（双号同学以粗砂岩为主），实测围岩松动圈粗砂岩为0.5 ~ 1.2 m，砂质泥岩为1.4 ~ 2.0 m 。

试设计该大巷直线段的断面，并计算单位工程掘进工程量和材料消耗量，绘制巷道断面施工图。

需要提交内容：1、《井巷施工技术》课程设计说明书；
2、运输大巷断面施工图；
3、运输大巷主要施工设备布置图。

第一章巷道断面设计
巷道是井下生产的动脉，巷道断面设计合理与否直接影响煤矿生产安全和经济效益。

巷道断面设计的内容与步骤是：首先，选择巷道断面形状、确定巷道净断面尺寸并进行风速验算；其次，根据支架参数和道床参数，计算出巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许的超挖值求出巷道的计算掘进断面尺寸；再次，步置水沟和管线，选择施工方法与具体工艺，进行装岩与运输设备选取；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及材料消耗量表。

巷道断面设计的原则是：在满足安全、生产和施工要求条件下，力求提高断面利用率，以取得最佳经济效果。

一、已知参数
兖州矿业集团济宁三号井为1998年投产的现代化大型矿井，设计生产能力为5Mt/年，服务年限为81年。

采用立井开拓、单水平倾斜大巷条带开采。

地面标高+38m，生产水平为－520m，属低沼气矿井。

通风方式为中央并列式通风，井下最大涌水量为450m3/h，通过第一水平东运输大巷的流水量为
240m3/h，风量为 35 m3/s；采用 ZK7-9/550 直流架线电机车牵引 1t 矿车运输。

内设压风管φ108×4.0一路和供水管φ76×3.0焊接钢管一路，另设动力、照明、通讯和信号电缆各一路。

大巷穿过的岩层有砂岩、泥岩，主要以泥岩为主，实测围岩松动圈：砂岩为0.4~0.5m，泥岩为1.0~1.3 m。

二、巷道断面形状的选择
我国煤矿井下使用的巷道断面形状，按其轮廓线构成可分为折线形和曲线形两大类。

前者如矩形、梯形、不规则形，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。

如下图1.1所示：
图1.1 巷道断面形状
年产90万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600mm轨距双轨运输大巷，其净宽在3m以上又穿过中等稳定的岩层，古选用钢筋砂浆锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。

三、确定巷道净断面尺寸
《煤矿安全规程》规定：巷道净断面必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。

因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途，存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量和规格，人行道的宽度和各种安全间隙以及通过巷道的风量等。

3.1巷道净宽度的确定
巷道净宽度，是指巷道两侧内壁或锚杆露出长度终端之间的水平距离。

运输巷道净宽度，由运输设备本身外轮廓最大宽度和《煤矿安全规程》中所规定的人行道宽度及有关安全间隙相加得到；无运输设备的巷道，可根据行人和通风的需要来选取。

图1.2 巷道净断面尺寸计算图
查表4-1知,ZK7-9/550架线式电机车宽1360 mm,高1550 mm。

故选A1
=1360mm；1.0吨矿车宽1360mm，高1550mm。

根据《煤矿安全规程》并参照标准设计，选取巷道人行巷宽度c=840mm;非人行巷一侧宽a=400mm,查表4-2知，双轨轨道中心线距b=1600mm,则两电机车之间距离为：
1600-(1360/2+1360/2)=240mm
所以，巷道的净宽度为：
B=a1+b+c1
=4.2m
巷道净宽度要满足掘进机械化装载和铺设临时双轨调车以及运输综采支架
时所需最小净宽度的要求。

一般拱形断面的主要运输巷道净宽度不宜小于2.4m，采区巷道的净宽度不宜小于2.0m。

所求巷道净宽度为4.2m≥2.4m，满足要求，合理。

3.2巷道净高度的确定
拱形巷道的净高度，指的是自道碴面至拱顶内沿或锚杆露出的长度终端的高度。

《煤矿安全规程》规定：主要运输巷道和主要风道的净高，自轨面起不得低于1.9m。

架线电机车运输巷道的净高必须符合有关规定，即：电机车架空线的悬挂高度，自轨面算起在行人的巷道内、车场内以及人行道同运输巷道交叉的地方不得低于2m；在不通过行人的巷道内不得小于1.8m；在从井底车场内从井底到乘车场之间不得小于 2.2m。

电机车架空线和巷道顶或梁棚之间的距离应不得小于0.2m。

拱形巷道净高度，主要是确定其净拱高和自底板起的壁高，如图1.2所示。

巷道净高度可由下式计算：
H=h0+h3-h b
式中：H —拱形巷道净宽高度，m；
h0—拱形巷道的拱高，m；
h3 —拱形巷道的墙高，m；
h b—巷道内的道碴高度，m。

3.2.1拱高h0的确定
拱的高度常以巷道净宽的比来表示，半圆拱的拱高h0、拱半径R均为巷道净宽的1/2，即h0=R=B/2。

圆弧拱的拱高，煤矿多取巷道净宽的1/3，即h0=B/3，有的矿井为提高圆弧拱的受力性能，取拱高h0=2B/5。

本设计为半圆拱断面，即：
R=h0=B/2
=4.2/2
=2.1m
3.2.2壁高h3的确定
拱形巷道的壁高h3，指的是自巷道底板至拱基线的垂直距离。

为了满足行人安全、运输通畅以及安装和检修设备、管缆安装的需要，拱形巷道的壁高h3设计要求按架线电机车导电弓顶端两切线的交点处与巷道拱壁间最小安全间隙的要求、按管道的装设高度要求、按人行高度要求、按1.6m高度人行宽度要求和按设备上缘至拱壁最小安全间隙要求等五种情况计算，取其最大者。

（1）按架线电机车导电弓子要求确定h3
查表半圆拱巷道拱高计算公式得：
h3≥h4+ h c
式中：h4—轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》，设计取h4=2.0m；
h c—道床总高度。

查表4-5选24kg/m钢轨，再查表4-7得h c=0.36m，道碴高度h b =0.2m；
n—导电弓子距拱璧安全间距，本设计取n=0.3m；
K —导电弓子宽度之半，K=718/2=359，本设计取K=0.36m；
b1—轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1=4.2/2-1.08=1.02m；
所以：
h3≥h4+ h c=1.20m
（2）按管道的装设高度要求确定h3
h3≥h5+ h7+ h b
式中：h5—碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》本设计取h5=1.8m；
h7—管子悬吊件总高度，本设计取h7=0.9m；
m1 —导电弓子距管子间距，本设计取m=0.3m；
D —压气管法兰盘直径，本设计取D=0.28m
b2—为轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1=4.2/2-1.52=0.58m。

所以：
h3≥h5+ h7+ h b=1.317m （3）按人行高度要求确定h3
h3≥1800+ h b
式中：j —距壁j处的巷道有效高度，不小于1.8m。

j≥0.1m，本设计取
j=0.1m。

所以：
h3≥1.8+ h b=1.36m
综合考虑上述计算，取上述三种计算最大者，即h3≥1.36m，考虑一定的余量，确定本巷道壁高h3=1.5m。

则巷道高度：
H=h0+h3-h b
=2.1+1.5-0.2
=3.4 m
3.3巷道的净断面面积S和净周长P
巷道的净宽和净高确定后，巷道的净断面面积便可以求出。

本设计为圆弧拱巷道，圆弧拱巷道净断面面积为：
S=B（0.39B+h2）
式中h2—碴面起巷道的壁高，本设计为h2=h3-h b=1.5-0.2= 1.3m。

所以：
S=B（0.39B+h2）
=4.2×（0.39×4.2+1.3）
=12.3396m2
净周长P=2.57B+2h2=13.394m
3.4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。

通过该巷道的风量确定后，断面越小风速越大，风速度太大，不仅会扬起煤尘、影响工人身体健康和工作效率，而且容易引起煤尘爆炸事故。

为此，《煤矿安全规程》规定了各种不同用途的巷道所允许的最高风速，如下表1.2所示：
但在设计时，为了使矿井增产留有余地和经济风速要求，一般不选用表1.2中所列的最高风速。

设计时，应在不违反《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。

按下式进行风速验算：
v=Q/S≤v max
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，m3/s；
S—巷道的净断面面积，m2；
v max—该巷道允许通过的最大风速，m/s。

所以：
v=Q/S
=35/12.3396
=2.837 m/s
设计巷道为架线电机车巷道，2.837 m/s≤8m/s，所以设计的大巷断面面积没超过规定，可以使用。

四、确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸
4.1支护参数的选择
本巷道为所给资料矿区第一水平东双轨运输大巷服务年限35 年以上，穿过的岩层为粗砂岩和砂质泥岩，以砂质泥岩为主，岩层的岩石坚固性系数f=4～6。

巷道穿过的岩层属于巷道分类法Ⅲ类一般是稳定围岩。

为留有足够的安全系数，取松动圈厚度高限 1.4m 作为设计的依据；并用组合拱理
论设计支护参数如下：
选用树脂药卷锚杆，端头锚固长度400mm,锚杆直径φ18mm,锚杆长度2000mm,间排距0.8×0.8m 锚杆布置到墙角。

喷喷层厚T=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm。

4.2道床参数的选择
道床参数是指钢轨型号选取、轨枕规格和道碴高度的确定
4.2.1钢轨型号的确定
钢轨的型号是以每米长度的质量来表示的。

煤矿常用的型号是11kg/m、15 kg/m、18 kg/m、24 kg/m、30 kg/m、33 kg/m。

选取方法见下表1.3：
c
h b=200mm碴面至轨面高度: h a=h c－h b=360－200=160mm，采用钢筋混凝土轨枕。

4.2.2轨枕规格的确定
轨枕的类型与规格应与选用的钢轨型号相适应。

常用的轨枕规格见表1.4：
根据上表所示，结合本矿井实际情况。

所以，最终决定选用钢筋混凝土轨枕中的适用轨型为24kg/m的轨枕规格。

4.2.3道碴高度的确定
道床应选用坚硬和不易风化的碎石或卵石，粒度以20~30mm为宜，不准掺有碎末等杂物，使其具有适当孔隙度，以利排水和具有良好的弹性。

道碴的高度也应与选用的钢轨型号想适应。

在主要运输巷道内，其厚度不得小于100mm，至少把轨枕1/2~2/3的高度埋入道碴内。

常用的道床参数见下表1.5
综上考虑，选用碎石作为道床材料，道床高度定为360mm，道碴高度定为200mm，道碴至轨道面垂高为160mm。

4.3巷道掘进断面设计
由表4-10 计算公式得：
巷道设计掘进宽度：B1=B+2T=4.2+2×0.1=4.4m
巷道计算掘进宽度：B2=B1+2δ=4.4+2×0.075=4.55m
巷道设计掘进高度：H1=H+h b+T=3.4+0.2+0.1=3.7m
巷道计算掘进高度：H2=H1+δ=3.7+0.075=3.775m
巷道设计掘进断面积S1：S1=B1(0.39B1+h3)=4.4(0.39×4.4+1.5）
=14.1504m2。

取S1
巷道计算掘进断面积S2：S2=B2(0.39B2+h3)=4.55(0.39×4.55+1.5)
=14.898975m2。

取
五、布置巷道内水沟和管线
5.1水沟的布置
为排除井下涌水及其他污水，创造文明的生产环境，设计巷道断面时应根据矿井的生产通过该巷道的排水量设计水沟。

水沟通常布置在人行道一侧，并尽量少穿越运输路线。

已知通过本巷道的水量为240m3/h，现采用水沟坡度为0.3%。

查资料得，设
5.2管线的布置
管道布置的一般要求
（1）管道应布置在人行道一侧，管道架设一般采用托架、管墩及锚杆吊挂等方式，并要考虑检修方便；
（2）在架线电机车运输平巷内，为防止电流腐蚀，应尽量避免沿平巷底板假设；
（3）管道与管道呈交叉或平行布置时，应保证管道之间有足够更换的距离，
管道架设在平巷顶部时，应不妨碍其他设备的维修和更换。

电缆布置的一般要求
（1）人行道一侧最好不敷设动力电缆；
（2）动力电缆和通信电缆一般不要敷设在巷道的同一侧。

如受条件限制需设在同一侧时，通信电缆在动力电缆上方0.1m以上的距离，以防电磁场作用干扰通信信号；
（3）电缆与风水管道平行敷设时，电缆要悬挂在管道的下方，隔开300mm 的距离，并应位于矿车倾翻轨迹弧线外侧上方；
（4）电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不致撞击电缆。

电缆坠落时，严禁落在轨道或运输设备上；
（5）敷设电缆时，两悬挂点的间距不应大于3m，两根相邻电缆间距不得小于50mm，电缆到巷道顶板的距离一般不小于300mm，当有数根电缆时，一般不下于200mm。

所以，管子悬吊在人行道一侧，电力电缆悬挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方，如下图1.3所示：
图1.3 管线布置图
六、计算巷道掘进工程量及材料消耗量
由表4-8 计算公式得：
每米巷道拱和墙计算掘进体积V1=S2×1=14.90×1=14.903m
每米巷道墙角计算掘进体积V1=0.2(T+δ)×1=0.2×(0.1+0.075)×1=0.0353m 每米巷道拱和墙喷射混凝土材料消耗V2=[1.57(B2－T1)T1+2h 3T1]×1 =[1.57×(4.55－0.1)×0.1+2×1.5×0.1]×1=0.998653m 每米巷道墙角喷射混凝土消耗V4=0.2T1×1=0.2×0.1×1=0.02m
每米巷道喷射混凝土消耗(不包括损失)V=V2+V4=0.99865+0.02=1.018653m 每米巷道锚杆消耗量 N=
,
15.0a a a P •- P1——计算锚杆消耗周长P1=1.57B2+2h3=1.57×4.55+2×1.5=10.1435m a ——锚杆间距 a=0.8m a ′——锚杆排距 a ′=0.8m N==15.224(根) 折合质量为：
15.224⎥⎥⎦
⎤⎢⎢⎣⎡⎪⎭⎫ ⎝⎛ρ22d πl = 15.224⎥⎥⎦⎤⎢⎢⎣⎡⨯⎪⎭⎫ ⎝⎛⨯⨯785020.0183.1400.22
=61.79kg
l ——锚杆有效长度 L=2.0m ； d ——锚杆直径 d=18mm;
ρ——锚杆材料容量 r=7850kg/m 3
每排锚杆数量: n=N ×0.8=15.224×0.8≈13 根
每米巷道锚杆树脂药卷消耗量13根×3 卷/根=39 卷 每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B 3+2h 2 式中B3——计算净宽度
B3=B2－2T=4.55－2×0.1=4.35m
故 Sn=1.57×4.35+2×1.3=9.4295m2。

七、绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表
7.1巷道断面施工图 见附表1
7.2巷道特征表
根据以上计算，按 1：50 比例绘制巷道断面图并编制工程量及材料消耗量表。

7.3每米巷道掘进工程量及材料消耗量表见下表1.7所示
第二章巷道断面的施工
一、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、单位炸药消耗量等。

1.1炮眼直径的确定
炮眼直径对钻眼效率、全断面炮眼直径、炸药耗量、爆破岩石块度和岩壁平整度均有直接影响。

因此，根据巷道断面大小、块度要求、炸药性能和凿岩机的性能进行综合考虑加以选择。

目前国内岩巷均采用直径32mm、35mm两种药卷，因炮眼直径比药卷直径大10mm左右，所以目前的炮眼直径多采用42~45mm。

根据设计已知条件，综合考虑各项条件，本设计最终选择采用直径为32mm 的药卷，继而炮眼直径定为42mm。

1.2炮眼深度的确定
炮眼深度决定每一掘金循环的钻眼和装药工作量、循环进尺及每班的循环次数。

炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面积大小、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素确定。

单从爆破理论分析，采用中深孔（大于 2.5m）爆破最为合理，但是在我国浅眼（1~2m）多循环在一定时期取得了较好成绩。

从近年发展趋势来看，炮眼平均深度逐渐由浅孔向中深孔（2.0~2.5m）发展。

合理的炮眼深度应以高速、高效、等成本、便于组织正规循环作业为原则。

炮眼深度一般取值范围见下表2.1：
我国煤矿巷道掘进，通常是以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力确定每一
循环的炮眼深度。

采用气腿式凿岩机，炮眼深度以1.8～2.5为宜。

η
•••≥
n k N L
l
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，即每月实际用于掘进工作的天数与 30 天之比，一般取k =0.8～0.9；
N ——每日完成掘进循环数，次；
η——炮眼利用系数，一般要求≥0.8。

本次施工中设定计划月进度为160m ，正规循环率设为0.9，每日完成掘进的循环次数为3次，炮眼利用率为0.95。

所以 95
.039.030160
•••≥
l =2.1+
根据书中表5-2，由于断面面积为11.52m ,岩石坚固性系数在4到6之间，即炮眼深度可选为2.2m 。

1.3炮眼数目的确定
炮眼数目的多少直接影响钻眼工作量、爆破岩石的块度、巷道的形状等。

炮眼数目取决于岩石性质、巷道断面形状和尺寸、炮眼直径和炸药性能等因素。

合理的炮眼数目应以保证爆破效果为原则。

一般是先以岩层性质和断面大小进行初步估算，然后在设计断面图上做炮眼布置图，得出炮眼总数，并通过实践调整修正。

炮眼数目取值如下表2.2所示：
掘进断面面积/m 2
岩石坚固性系数
2~4 5~7 8~10 4~6 8~11 12~16 16~20 6.1~8 12~16 17~21 21~26 8.1~10 17~21 22~27 27~32 10.1~12 22~27 28~33 33~37 12.1~14 28~33 34~38 38~42 14.1~16 34~38 39~42 43~46 16.1~18
39~42
43~46
47~50
炮眼数目也可以根据单位炸药消耗量按下式估算，再按经验方法确定炮眼数目：
式中：
N —炮眼数目；
q —单位炸药消耗量，kg/m3；
S —巷道掘进断面积，m2；
m —；
η—炮眼利用率；取0.95；
a —装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5；
P —每个药卷的质量，0.2kg。

由本次施工巷道的岩石围岩系数为4-6，巷道断面积为14.15m2，且为光面爆破，所以根据上表选取单位炸药消耗量为1.48kg/m3。

所以：
=（1.48×14.15×0.2×0.95）/（0.5×0.20）
=39.979个
综上计算，确定炮眼数目为40个。

1.4单位炸药消耗量的确定
1m3实体岩石所需要的炸药量，也就是工作面一
kg/m3
这是一个很重要的参数，它直接影响岩石块度、钻眼和装药工作量、炮眼利用率、巷道轮廓的整齐程度、围岩的稳定性及爆破成本等。

到目前为止，还没有精确计算炸药消耗量的方法，计算数据一般仅作参考，所以多安额定选用。

根据矿井围岩实际情况和巷道断面设计参数，根据《井巷工程》表5-4选定单位炸药消耗量为1.48kg/m3。

二、选择钻眼爆破的器材
2.1选择钻眼器材
巷道掘进中，当采用气腿式凿岩机时，为提高掘进速度，缩短钻研时间，可采用多台凿岩机同时工作。

一般情况下，每台凿岩机所占的面积为1.5~2.0m2。

气腿式凿岩机机动性能强，辅助工时短，便于组织快速施工，因此对于月进度要
求达到百米以上的工程，可以满足要求。

凿岩台车具有效率高、机械化程度高、可打中深孔眼、钻研质量高优点。

但采用凿岩台车虽提高了劳动效率，却增加了辅助作业工时，并且难以实现钻、装工序的平行作业，因而影响了掘进速度。

通过比较凿岩机，最后选择钻眼器材为气腿式凿岩机。

2.2选择爆破器材
我国目前使用的，矿用炸药有硝铵类炸药和水炸药（乳化、浆化、水胶炸药），当穿过有瓦斯地段时，应采用煤矿硝铵炸药和煤矿含水炸药。

对于坚硬石可考虑采用粉状搞威力炸药。

硝铵类炸药价格较低廉，为煤矿普通使用，一般装成直径32mm、35mm、38mm，重量为100g、150g、200g的药卷，有效使用期为6个月。

乳化炸药分为煤矿许用乳化炸药、岩石乳化炸药和露天乳化炸药等三类。

乳化炸药的爆速与密度均较高，乳化炸药比水乳炸药的抗水性更强；不需要添加猛炸药，原料来源广，成本低。

考虑以上存在这些优点，本设计选择二号岩石乳化炸药。

起爆材料一般采用8号雷管，延秒、半秒、毫秒等都能满足使用，但是在穿过有瓦斯的底层时，不能选用有瓦斯的雷管，毫秒延期雷管时间也不能大130ms。

煤矿巷道掘进电爆网络的起爆电源，主要采用防爆型电容式发爆器。

电容式发爆器所能提供的电流不太大，一般只用于起爆串联网络的电雷管。

综合考虑，本设计选用型号为MFB-80A的电容式发爆器，引发能力为80/发，峰值电压为950/V，主电容量为40*2/µF，输出冲能27/A2·ms，供电时间4-6/ms，最大外阻260/Ω。

三、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，如图2.1所示。

其爆破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。

图2.1 各种用途炮眼示意图
3.1掏槽眼的布置
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，在一个自由面基础上崩出第二个自由面来。

掏槽方式按照掏槽眼的方向可以分为三大类：直眼掏槽、斜眼掏槽、混合式掏槽。

综合考虑各掏槽方式的适用条件和优缺点，菱形掏槽眼一般在f=4~6的岩石中使用，掏槽方式简单，易于掌握，效果好。

所以本设计采用直眼掏槽中的菱形掏槽方式。

菱形布置5个掏槽眼，深度为2.2m，a取150mm，b取200mm，掏槽眼布置在巷道中部，分两段起爆，1、2号眼为一段，3、4号眼为二段。

如图2.2所示：
图2.2 菱形掏槽眼布置图
3.2辅助眼的布置
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，期间距一般为500~700mm，炮眼方向一般垂直于工作面。

本设计辅助眼有22个，对称布置，尽量均匀。

眼距取600mm。

如下图2.3所示：
图2.3 辅助眼布置示意图
3.3周边眼的布置
周边眼是爆落巷道周围岩石最后形成巷道设计断面轮廓的炮眼。

一般应按照光面爆破要求进行周边眼布置。

光爆周边的间距与其最小抵抗线存在着一定的比例关系，即：
K=E/W
式中：
K —炮眼密集系数，一般为0.6~1.0，本设计取0.8；
E —周边眼间距，一般取400~600mm，本设计取500mm；
W —最小抵抗线。

综上，本设计周边眼按轮廓线布置，周边眼眼距取500mm，总共要布置25个周边眼。

如下图2.4所示：
图2.4 周边眼布置示意图
四、选择装药结构与起爆方法
4.1装药结构的选择
装药结构与起爆方法是影响爆破效果的重要因素。

因此，在爆破工作中应慎重选择并在施工中不断改进。

4.1.1掏槽眼和辅助眼的装药结构
根据起爆药包所在位置不同，有正向装药和反向装药两种方式。

本设计选择反向装药结构，先将起爆药包装入眼底，然后再装被动药包，最后装满炮泥，雷管与药包的聚能穴一致朝向眼口。

能够取得良好的爆破效果。

4.1.2周边眼的装药结构
周边眼的装药结构，在目前普遍采用单段空气柱式装药结构。

4.1.3炮眼的填塞
为了保质保量地做好装药工作，装药前必须吹洗炮眼，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。

炮眼的填塞质量对提高爆破效率和减少爆破有害气体有很大作用。

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。

4.1起爆方法的选择
本设计为岩巷，采用发爆器起爆，雷管采用串联方式。

但应注意，不同种类、不同工厂、不同出厂日期的雷管不能同时使用。

工作面应按照掏槽眼、辅助眼、。