支护理论计算方法

1、按悬吊理论 (1)锚杆长度 L，
L=L1+L2+L3 =50+1000+300=1350mm
式中：L1——锚杆外露长度 L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm L3——锚杆伸入稳定岩层深度 一般不小于 300mm
(2)锚固力 N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算 N=π/4(d2σ屈) = 0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN
式中：σ屈——杆体材料的屈服极限 Mpa d——杆体直径
(3)锚杆间排距 锚杆间距 D≤1/2L D≤0.5×2200=1100mm 锚杆排距 L0=Nn/2kra L2 =105×103×13/2×3×24×103×2.1×1=4.51m
式中：n——每排锚杆根数 N——设计锚固力，KN/根 K——安全系数，取 2-3 r ——上覆岩层平均容重，取 24KN/ m3 a——1/2 巷道掘进宽度 m
2、按自然平衡拱理论计算 Ⅰ、两帮煤体受挤压深度 C C=(（KrHB/1000fcKc）Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)

=（（2.5×24×510×1/1000×2×1.0）Cos（23°/2）-1）× 2.65×tg（45°-63°/2）=8.9m
式中： K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面 形状有关；矩形断面，取 2.8
r ——上覆岩层平均容重，取 24KN/ m3 H——巷道埋深 m B——固定支撑力压力系数，按实体煤取 1 fc——煤层普氏系数， Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0 a——煤层倾角 h——巷道掘进高度 m ψ——煤体内摩擦角，可按 fc 反算 Ⅱ、潜在冒落高度 b
b=(a+c)Cosa/Kyfr =（2.1+8.9）×0.92/0.45×4=5.62m
式中：a——顶板有效跨度之半 m Ky——直接顶煤岩类型性系数。 当岩石 f=3-4
时，取 0.45 ;f=4-6 时，取 0.6; f=6-9 时，取 0.75。 Fr——直接顶普氏系数
Ⅲ、两煤帮侧压值 Qs Qs=KnCr 煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2) =2.5 × 2 × 8.9 × 1.48[2.65 × 0.39+5.62 × 0.98 ×
0.24=155kN/m 式中：n——采动影响系数，取 2-5 r 煤——煤体容重，KN/m3

(1)顶锚杆长度 L L=L1+b+L2 =0.05+5.62+0.35=6.02
式中：L1——锚杆外露长度 m L2——锚固端长度 m b——潜在冒落拱高度 m
锚杆间距 D≤1/2L 锚杆排距 LO=Nn/2K·rab
=105×12/2×2×24×2.1×5.62= 式中：n——顶板每排锚杆根数
N——每根锚杆锚固力，KN K——安全系数，取 2-3 r ——上覆岩层平均容重，取 24KN/ m3 a——1/2 巷道掘进跨度，m (2)煤帮锚杆 锚杆长度：L=L1+C+L2
=0.05+8.9+0.35=9.3 锚杆间距：D=Nh/L0KQs
=105×2.65/×2×155= 式中：N——设计锚杆锚固力，MPa
K——安全系数，取 2-3 L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距
Qs——两帮侧压值，KN 3、按组合梁原理计算 (1) 锚杆长度 L

L=L1+L2+L3
式中：L1——锚杆外露长度 m
L3——锚固端长度 m
L2——组合梁自撑厚度 m
L2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2
=0.612×4.2(2×/)
K1——与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进
2-3；爆破法掘进 3-5；巷道受动压影响 5-6
P——组合梁自重均布载荷 MPa
ψ——与组合梁层数有关的系数
组合层数：1 2
3
≥4
ψ 值：1.0 0.75 0.7 0.65
B——巷道跨度 m
σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验
强度的 0.3-0.4 倍 MPa
σx——原岩水平应力，σx=λrz MPa=0.4×24×
510=0.00489MPa，
λ—侧压力系数，一般为 0.25-0.4,
Z—巷道埋深 m
(2)锚杆间距
以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对
滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性
D≥1.63m1(σ1/KP)/2 =1.63×(/8×)/2=

式中：m1——最下面一层岩层的厚度 m K——安全系数，取 8-10 P — — 本 层 自 重 均 布 荷 载 P=r1m1 =24 ×,MPa ； r1——最下面一层岩层的容重，KN/m3
锚索支护参数的确定： 1、 锚固长度 La La≥fst/πfcs d1 =（1870/3.14×10）×17.8=1060mm 设计锚固长度 1.4m＞1.06m 式中：d1—锚索钢绞线之径，mm fst—钢绞线抗拉强度，Mpa fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按 10MPa 计
算 2、 锚索间排距 L/S≥2 S≤L/2=6600/2=3300mm 设计间排距 1.8m＜3.3m 式中：L—锚索孔深度 S—锚索间距 3、 锚索锚固力 P P1≥P≥P1/K 或 P2/K P≥400/2=200KN 设计锚固力 200KN 式中：P—设计锚索锚固力 KN

P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力 KN P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力 KN K—安全系数，取 2 切眼锚杆支护参数的确定： 1、顶锚杆 按加固拱原理确定锚杆参数： 锚杆长度：L=N×（1.1+B/10）=1.1×(1.1+4.2/10)=1.67m (N 取 1.1) 锚杆直径:D=L/110=1.67/1.10=15.2mm 锚杆间排距:a<0.5L=0.5×1670=835mm 根据以上计算，为提高安全度和支护效果，选取φ20×2200mm 左旋无纵筋锚杆，锚杆间排距 900×900 mm,每眼使用 Z2335 药卷 3 卷。 2、帮锚杆 两邦锚杆选用Φ20mm,L=2200mm 左旋无纵筋锚杆，间排距 750×700,每眼使用Z2335药卷3卷（最末一排距底板不超过300 mm）。 三、护网 护网选取直径 4 mm，网格 40×40 mm 的经纬网。 四、锚索 因机、风巷及切眼埋深大，跨度也较大，为确保安全和支护效果， 施工时在顶板打锚索加强支护。机巷顶锚索规格：17.8 mm×7000 mm，间距 1.5 m，排距 1.5 m,每眼使用 Z2335 药卷 4 卷。
锚杆支护参数的确定： 一、按加固拱原理确定锚杆参数： 1、顶锚杆

(1)锚杆长度：Ｌ= N（1.1+B/10）=1.0×(1.1+4.2/10)=1.52m； 根据 我矿支护经验，锚杆长度取Ｌ=2.2m。
式中：L—锚杆长度； N—围岩稳定影响系数，取 1.0m； B—巷道跨度。
(2)锚杆直径：Ｄ=L/110=2.2/110=0.02m，取 D=20mm。 (3)锚杆间距：d≤0.5L=0.5×2.2=1.1m，取间排距为 900× 900mm。 (4)锚杆型号：选用φ20×2200mm 的左旋无纵筋锚杆，其锚 固力≥100KN/根；配用 W 钢带及φ4mm 的钢网联合支护顶板。 2、巷帮锚杆：巷帮支护锚杆选用φ20×2200mm 的左旋无纵 筋锚杆，并配合φ14mm 的钢筋梯形梁和φ4mm 的钢网联合支护。
二、按悬吊理论确定锚杆参数： 1、锚杆长度 L， L=L1+L2+L3
=50+1200+300=1550mm 设计锚杆长度 L=2200mm 式中：L1——锚杆外露长度
L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm L3 — — 锚 杆 伸 入 稳 定 岩 层 深 度 一 般 不 小 于 300mm 2、锚固力 N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算 N=π/4(d2σ屈) = 0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN 式中：σ屈——杆体材料的屈服极限 Mpa

d——杆体直径 3、锚杆间排距 锚杆间距 D≤1/2L D≤0.5×2200=1100mm 锚杆排距 L0=Nn/2kra L2
=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1.2=3.76m 设计锚杆间排距为 900×900mm 式中：n——每排锚杆根数
N——设计锚固力，KN/根 K——安全系数，取 2-3 r ——上覆岩层平均容重，取 24KN/ m3 a——1/2 巷道掘进宽度 m
锚索支护参数的确定： 1、锚固长度 La La≥fst/πfcs d1 =（1870/3.14×10）×17.8=1060mm 设计锚固长度 1.4m＞1.06m 式中：d1—锚索钢绞线直径，mm fst—钢绞线抗拉强度，Mpa fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按 10MPa 计算 2、锚索间排距 L/S≥2 S≤L/2=6600/2=3300mm 设计排距 1.8m＜3.3m 设计间距 1.6m＜3.3m

式中：L—锚索孔深度 S—锚索间距
3、锚索锚固力 P P1≥P≥P1/K 或 P2/K P≥400/2=200KN 设计锚固力 200KN 式中：P—设计锚索锚固力，KN
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KN P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，KN K—安全系数，取 2
锚杆（锚索）支护设计技术参数
一、锚索设计承载力
钢绞线直径为φ 15.24mm 时230kN ，钢绞线直径为φ 17.8mm 时 320kN，钢绞线直径为φ 21.6mm时454kN。
二、锚索设计破断力
钢绞线直径为φ 15.24mm 时260kN，钢绞线直径为φ 17.8mm 时 355kN，钢绞线直径为φ 21.6mm时504kN。
三、锚杆（锚索）支护参数校核
1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护
效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3 式中L——锚杆总长度，m；
L1——锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），m； L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮 破碎深度c），m;
L3——锚入岩（煤）层内深度，m。 其中围岩松动圈冒落高度
B ? H tan?? 45? ? ? ??
2
?
2?
b=
f顶
式中B、H——巷道掘进荒宽、荒高；
f顶 ——顶板岩石普氏系数；

? ——两帮围岩的似内摩擦角，? = arctan? f顶 ?。
c ? H tan?? 45? ? ? ??
?
2?
2、校核顶锚杆间、排距：应满足
a? G k L2?
式中 a ——锚杆间、排距，m；
G ——锚杆设计锚固力，kN/根；
k——安全系数，一般取2；（松散系数）
L2——有效长度（顶锚杆取b）; ? ——岩体容重
3、加强锚索长度校核，应满足 L ? La ? Lb ? Lc ? Ld
式中 L ——锚索总长度，m；
La ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；
La
?
K
?
d1 fa 4 fc
其中：
K ——安全系数；
d1 ——锚索直径；
f a ——锚索抗拉强度，N/㎜2；
fc ——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）？
Lb ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；
Lc ——托板及锚具的厚度，m；
Ld ——外露张拉长度，m；
4、悬吊理论校核锚索排距：
式中
L≤nF2/[BHγ -（2F1sinθ ）/L1] L---锚索排距，m；
B---巷道最大冒落宽度， m；
H---巷道最大帽落高度， m；（最大取锚杆长度） γ ---岩体容重，kN/m3（包括顶煤+直接顶） L1---锚杆排距, m, F1---锚杆锚固力, kN;70 F2---锚索极限承载力, kN; θ ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°; n---锚索排数,取 1。
5、加强锚索数目的校核，应满足
N ?K?W P断

式中 N ——锚索数目；
K ——安全系数；2
P断 ——锚索最低破断力，kN；
W ——被悬吊岩石的自重，kN；
W ? B? ?h? ?? ? D
其中： B ——巷道掘进荒宽，m；
D ——锚索间排距，m；
∑ h ——悬吊岩石厚度，m； ∑? ——悬吊岩石平均容重，kN/m3。
四、A3 圆钢对岩石粘结强度（设计手册）
砂岩 5-8MPa 泥岩 3.5-5.5 MPa
煤 1-2 MPa
C25 混凝土≥7 MPa
五、螺纹钢对树脂药卷粘结强度（设计手册）
锚杆直径
锚固长度
粘结度
φ 22mm
600mm
22 MPa
φ 16mm
600mm
22.3 MPa
φ 16mm
1000mm
24.8 MPa
六、锚索抗拉强度（1MPa=1 N/mm2）
锚索直径（mm）
抗拉强度（N/mm2）
抗拉强度（MPa）
φ 15.24
1426.05
1860
φ 17.80
1427.31
1860
φ 21.60
1376.11
1770
七、煤、岩容重
岩性
容重（kN/m3）
砂岩
21.58-26.59
页岩
22.56-25.70
煤
11.77-13.72
八、预应力钢绞线技术指标（检测报告）
规格 mm 破断负荷 kN
屈服负 荷 kN
φ 15.24 264.6-269.4 ≥234.6
伸长率% L0≥500 4-5.5
1000h 松弛率≤
2.5
φ 17.80 ≥360
≥335
5
2.5
强度 Mpa
1860 1860

φ 21.60 ≥520
≥484
5
2.5 1770
九、Ⅰ锚杆技术指标（检测报告）
规格
屈服强度 MPa
抗拉强度 MPa
?20×2000mm （螺纹钢）
≥335
≥490
?18×1800mm （圆钢）
≥225 ≥375～460
伸长率% ≥16 ≥25
尾部螺纹承 载强度 MPa ≥杆体极限 强度 85% ≥杆体极限 强度 85%
Ⅱ锚杆承载力（学习的时总结）
锚杆规格 （螺纹钢）
承载力（kN） 锚杆规格（圆钢）
φ 22mm
125
φ 22mm
φ 20mm
105
φ 20mm
φ 18mm
85
φ 18mm
φ 16mm
75
φ 16mm
承载力（kN）
90 70 60 50
十、锚索测力计技术指标
型号
测力范围
QLMC-300 夜光式记忆型
0--300 kN
QLMC-500 夜光式记忆型
0--500 kN
十、锚具技术指标
穿孔直径 精度等级
φ 25
1.5
质量 5kg
φ 25
2.5
5kg
型 号
适用 锚索 规格
适用 锚索 强度
静载 极限 效率系数 拉力 （kN） Η a（%）
总应变量 ε apu(%)
KM151860
?15.24mm
1860 1570
251.8
≥0.95
≥2.5%
KM181860
?17.80mm 1860 342
≥0.95
≥2.5%
QLKM22 -1770
?21.60mm
1770
488.3
≥0.95
≥2.5%
十一、顶板离层测距仪（普通）技术指标
型号
测量方式
测 量 点 深基点 浅基点
数
最大深度 深度
最大量程
硬度
锚环 夹片
HRC33 -46 HRC30 -65 HRC30 -65
HRC53-65 HRC30-65 HRC30-65
读值 精度
安装钻孔 直径

QLDC-1
反光彩色 显示与测 尺读数
2（深、 浅）
7m
2.5m 200mm
1mm
28mm 42mm
十二、钢筋混凝土（水泥托板）技术指标（检测报告）
规格（mm） 标准要求（kN） 支点距离（mm） 实测结果（kN）
500×150×80
＞62
200
67.4
300×180×80
＞62
200
66.4
十三、槽钢技术指标（检测报告）
规格
抗拉强度 MPa
屈服强度 MPa
伸长率%
14#
410
290
35
12#
315-450
225
31
十四、锚固剂主要参数
性能
指标
抗压强度
＞40MPa
剪切强度
＞35MPa
容量
1.9-2.2g/cm3
弹性模量
＞1.6×104MPa
粘结强度
对混凝土（C20）＞7 MPa，对螺纹钢＞16MPa
贮藏条件
20°-25°储存 6 个月
稠度
＞16mm
十五、锚固剂主要参数（固化与搅拌时间）
型号 属性 凝胶时间（s） 等待时间（s）
备注
CK
超快
8-40
10-60 在 22 °±1°C
K
快速
41-90
90-180 环境温度下测定
Z
中速
91-180
480
抗 压 强 度 ≥ 40 MPa
十六、波纹钢托板（检测报告）
规格（mm） 支点距离（mm）
压力（kN） 挠度（mm）
500×200×100
260
550
4
350×120×50
200
196
9
150×150×24
90
294
6
十七、钢带（检测报告）
规格（mm） 支点距离（mm）
压力（kN） 挠度（mm）

W 型钢带 220×4
260
波纹钢带 220×4
260
十八、玻璃钢锚杆（检测报告）
规格
抗 拉 强 度 抗剪强度
MPa
MPa
φ 18×1800mm
≥244
≥75
30
15
48
10
扭矩 N·m 锚固力 kN
≥40
≥ 58.8
山西柳林大庄煤矿有限责任公司 井下 8#煤层巷道支护设计
一、概 况： 大庄煤矿井下 8#煤层赋存于太原组中下部 L1 石灰岩之下，上距 4#煤层 55.93～69.93m，煤层厚度 1.79～3.50 米，平均为 2.83m，为全井田稳定可采煤 层。煤层结构简单至较复杂，一般不含夹矸或含二层夹矸。从北向南逐渐变薄， 中东部最薄，厚度为 2.30m 左右。总体属泥岩及砂岩稳定可采煤层。煤层顶板为 石灰岩，底板多为泥岩，局部为粉砂质泥岩及砂岩。 巷道设计宽度通常为 3.0～4.5 米（切眼为 6.0～6.5 米），高度通常为 2.6～ 3.0 米。 二、支护设计： （一）、巷道围岩变形趋势 巷道在开掘以后，巷道围岩将发生如图所示趋向的应力场。巷道支护的目的 就是有效地控制巷道围岩的变形，以达到安全生产的目的。
（二）、锚杆支护 用解析法确定单体锚杆的支护参数 ①锚杆长度 L 的确定： L=l1+l2+l3

式中：l1—锚杆外露长度，考虑钢筋梁支护，l1 取 65 ㎜，确定 l1 取值为 65
㎜；
l2—l2≥有范围易调查确定的易碎直接顶厚度，8#煤层顶板围岩属于
Ⅰ、Ⅱ类较稳定或中等稳定围岩，l2 取值范围为 400～1500 ㎜。
l3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（π dτ cl3）等于杆体屈服或
拉断承载力（
? 4
d
2?
2
）而得的公式估算：
l3= d? 2 = 18? 550 =495 ㎜ 4? c 4 ? 5
式中： d—锚杆直径，18 ㎜（事先假定使用φ 18 锚杆）；
σ 2—杆体材料的设计抗拉强度，φ 18 螺纹钢锚杆设计抗拉强度为 550MPa。
τ c—锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取 5.0MPa。
所以锚杆长度确定为 L=l1+l2+l3=65+（400～1500）+495=960～2060 ㎜取中
间值确定锚杆长度 1700 ㎜。
②锚杆直径 d 的核定
按锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则确定锚杆直径 d
锚杆锚固力
Q
等于锚杆杆体承载力
P，P=
? 4
d
2?
2
，由
P=Q
得：
d ? 1.13 Q ?t
式中：Q—按通常锚固力拉拔试验数据取 7t=68600N；
σ t—锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值 420 MPa。
d ? 1.13
Q ?t
? 1.13
68600 420 ? 106
? 0.0144m ? 14.4mm
所以锚杆直径选择为 18 ㎜大于 14.4 ㎜可满足支护需要。
③锚杆间、排距
根据每根锚杆悬吊载荷大小确定锚杆间（a）、排距（b），即锚杆悬吊岩石载
荷（G=abL2γ ）大于或者等于锚杆的锚固力（Q）。考虑安全系数 K 的情况下
Q≥Kl2ab·γ
则： ab≤ Q K ? l2 ??
式中：a、b—锚杆间、排距，ｍ；
Q—锚固力，吨。（根据经验拉拨验试 7～10 吨，取 7 吨）
γ —8#煤层顶板石灰岩平均容重，吨/ｍ3，查表取 2.5
K—安全系数，一般取 K=1.3～1.8；考虑到石灰岩较稳定，K=1.3
l2—巷道顶板岩体潜在破碎带高度，取 0.4～1.5ｍ

则： ab≤ Q K ? l2 ??
ab≤
7
1.3?1.1? 2.5
ab≤1.96≈1.5×1.3ｍ
从计算结果可知，8#煤层顶板为稳定型及中等稳定型石灰岩类顶板，采用φ
18×1700 左旋螺纹钢锚杆，间排距为 1500×1300，配合钢筋梁支护 8#煤层顶板，
可满足支护需要并提高支护安全系数，能够达到预期支护目的。
（三）、钢筋梁设计
钢筋梁由本矿自行加工供应，使用φ 14 钢筋加工制作，设计图如下：
200
1300
1300
1300
200
32×4
4300
60 32 60 32
图 1 Ⅰ型钢筋梁设计图
200
1300
1300
200
32×3
3000
图 2 Ⅱ型钢筋梁设计图

200
1300
1300
1300
1300
200
60 32
32×5
5600
图 3 Ⅲ型钢筋梁设计图 （四）、护帮锚杆 根据以往支护经验确定，采用φ 18×1700 ㎜麻花头锚杆配合铁托盘将菱形金 属网固定在巷道帮，排间距为 1100×1500mm。 （五）、锚索支护 8#煤层顶板为坚硬稳定的石灰岩，原则上不考虑采用锚索支护，除遇节理发 育、地质构造带等顶板破碎或大断面掘进、悬顶面积较大等特殊情况下采用锚索 支护。 锚索型号选用φ 15.24×4000、φ 15.24×6000 两种，配合相应锁具与铁托 板。
隧道爆破技术方案
1、隧道开挖钻爆设计
本分部所有隧道长度均较短，拟从进口或出口单向掘进，掘进时
III 级围岩采用台架法、IV、V 级围岩采用三台阶临时仰拱法开挖，
即超前支护先行（Ⅳ、Ⅴ级围岩采用超前小导管支护）；上台阶采用
弧形导坑法短开挖，施作拱部初期支护；中、下台左右错位开挖及施
作边墙初期支护；仰拱紧跟下台阶并及时施作尽早闭合成环，衬砌及
时紧跟。在隧道开挖作业时，必须采取有效的控制爆破，以确保施工
安全。采用 YT28 型气腿式凿岩机钻孔，采用楔形掏槽的爆破作业方
式掘进，并控制循环进尺过长，避免产生的爆破有害效应超过安全规
程规定，本工程设计 III 级围岩循环进尺 3m，IV 级围岩循环进尺 2m
以内，V 级围岩循环进尺 1m 以内（下台阶不超过 2m）。如遇地层较差
时，爆破技术人员应及时根据现场情况修改爆破进尺及爆破参数。
2、隧道施工方法与措施
隧道开挖采用钻爆法（其工艺流程见附图），以新奥法理论指导
施工（见钻爆法施工工艺流程框图），光面爆破，爆破器材采用乳化
炸药，周边眼采用Φ 25 光爆小药卷，其余均采用Φ 32 药卷。装岩运

输采用 ZL-50 装载机配合 5t 自卸式汽车运输，直接运至业主指定的 弃碴场。
光面爆破参数：A、不耦合系数。合理的不耦合系数应使炮孔压 力低于岩壁动抗压强度，而高于动抗拉强度，通常，不耦合系数采用 1.5~2.5,选用 1.7；B、光面炮眼间距 E。一般取炮眼直径的 8~15 倍。 在节理裂隙比较发育的岩石中，应取小值；在整体性好的岩石中，可 取大值，选用 45cm；C、最小抵抗线 W。光面层厚度或周边眼到邻近 辅助眼间的距离，是光面眼起爆时的最小抵抗线，一般它应大于或等 于光面炮眼间距，选用 60cm。炮眼布置图及爆破参数表（附后）
光面爆破宜采用细药卷，起爆时注意以下事项： (1) 周边孔应该同时起爆才能保证光面爆破效果； (2) 起爆顺序为先掏槽孔，再辅助孔，辅助孔起爆后再起爆周边 孔、底孔； (3) 周边孔的底孔应该装一个粗药卷，以克服岩体挟制作用； (4) 为了减少超挖和降低工程造价，开挖过程中，加强断面量测， 并及时处理个别欠挖部位，修整开挖断面，获得良好的经济效果。
爆法开挖施工工艺流程框图
机具就 位
断面测量画开挖轮廓线 钻 布炮眼 炮
施工准 备
眼装 药 爆
通 破风 洒
水 清危排
出 险碴
锚杆、挂
网
喷
砼

隧道新奥法施工工艺流程框图
施工准备
(修改施工方 案)
实施性施工组织
设计 开挖
(修改支护参 数)
初期支护
否 是否符合管理 基准备是 防水隔离层
工程地质查勘
围岩分层及岩
开挖程体序与方
计算参法数等的取 光面爆破减少
值 扰动
锚喷支护减少围
监
洞内观岩察变,形围岩位
控
移测量,指导施工
测
与设计
量
二次衬砌

3、隧道开挖参数设计 3.1、施工方法及顺序
施工中严格按照设计要求，遵循新奥法施工原理，软弱地质洞身 开挖应坚持：短进尺、弱爆破、强支护、早衬砌的原则，加强施工临
时监控量测，确保施工安全。施工中如遇实际围岩类别与设计资料不
符及时与监理、设计部门联系调整施工方案，确保开挖安全，顺利进
行。隧道中停车段，配电室等待隧道开挖成型后，再进行扩挖。
3.2、炮孔装药量
（1）掏槽孔
Q1=η ?L ?r 式中：η ——炮孔装药系数，取η =0.9
L——孔深，LIII=3.2m、LIV＝2.2m、LV＝1.2m
r——每米长度炸药量，r=0.78kg/m
经 计 算 QIII=2.25kg ， 取 2.3kg QIV=1.54kg ， 取 1.5kg
QV=0.84kg，取 0.8kg
（2）辅助孔
QIII=η ?L ?r=0.8*3.2*0.78=2.0kg 取 QIII=2.0kg
QIV= η ? L ? r=0.8*2.2*0.78=1.37kg
取
QIV=1.4kg
QV= η ? L ? r=0.7*1.2*0.78=0.66kg
取
QV=0.7kg
（3）光爆孔 通常为辅助孔的 1/3～1/4，取 QIII＝0.7，QIV=0.5kg ，QV=0.2kg
装药结构图