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实行雷管测试和炸药检查验收制度，不合格的不领取，不使用雷管箱内的旧雷管或不同批号的雷管。

⑶按装药的正确操作方法进行装药。

装药时要用木质或竹质炮棍，不能用金属物品代替。

⑷做好爆破前的检查工作，尤其是对连接网路、发爆器和爆破母线作认真检查。

⒊拒爆的处理方法

⑴通电以后全网路拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从发炮器上摘下，扭结成短路，再等一定时间（使用瞬发电雷管时，至少等5min；使用延期电雷管时，至少等15min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。

⑵处理拒爆时，必须在班组长的指导下进行，并应在当班处理完毕。

因雷管桥丝折断或装有不导通的雷管时，可采用中间并联法进行处理。

如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

⑶处理部分或单个炮眼拒爆时必须遵守下列规定：

由于联线不良造成的拒爆，可重新联线起爆。

在距爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

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；严禁用钻眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。

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。

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。

㈢残爆和爆燃

残爆和爆燃是炮眼里的药卷未能正常传爆，部分炸药未能爆炸而形成熄爆或快速燃烧的现象。

⒈发生残爆和爆燃的原因

⑴在装药时装了盖药和垫药。

由于它们是在炮眼传爆方向的背面，所以往往不能起爆，即使起爆，盖药常常被抛到煤、岩堆中，或在燃烧中散落在煤、岩堆上；垫药则被留在眼底。

⑵装药时，炮眼内断、岩粉未被清除，或因操作失误，致使炮眼内药卷受到阻隔或分离，影响了药卷间的传爆。

⑶装药时，药卷被捣实，增加了药卷的密度，降低了爆轰的稳定性。

⑷炸药质量不好或变质，及因炮眼内炸药受潮而失效。

⑸雷管起爆能力不足，起爆后炸药达不到稳定爆轰，由于某些不利因素的影响致使爆轰中断，产生残爆或爆燃。

⑹在深孔装药爆破中，由于管道效应而将爆轰方向末端药卷压死造成拒爆或成为残爆。

⒉预防残爆和爆燃的措施

⑴采取合理的装药。

⑵药装药前必须将炮眼内煤、岩粉清除干净。

⑶加强对炸药的检查的保管，不使用超期或变质的炸药。

⑷装药时不要用炮棍捣实炸药。

（四）缓爆

缓爆是指在通电后，炸药延迟一段时间才爆的现象。

缓爆时间可长达几分钟至十几分钟，如爆破作业人员误认为是放不响炮进入工作面检查，很容易造成伤亡事故。

⒈缓爆的原因

在正常情况下，炸药的爆炸反应过程是在瞬间完成的。

但由于起爆能量不足、炸药变质、装药密度过大或过小等原因，有的炮眼炸药被激发后，不是立即起爆，而是先以较慢的速度燃烧，在热量和压力逐渐积聚、升高到一定温度后，由燃烧转为爆轰。

⒉缓爆的预防措施

通电以后装药炮眼不响时，必须再等到一定时间，才可沿线路检查原因，进行处理。

同时，一定要选择质量合格的炸药；起爆器充电要足；装药时按规定装药即可预防缓爆事故的发生。

（五）放空炮

炮眼内装药后，在爆破时未能对周围介质产生破坏作用，而是沿炮眼口方向崩出的现象称为放空炮。

⒈放空炮的主要原因

⑴充填炮泥的质量不好。

如以煤块、煤岩粉和药卷纸等作充填材料或充填的长度不合规定，致使炸药爆破后的爆破力克服不了炮眼最小抵搞线的阻力，而由炮眼口即阻力最小处冲出，造成放空炮。

⑵炮眼的间距过大，炮眼方向与最小抵抗线方向重合，两者都会使爆破力由抵抗最弱点冲出，造成眼壁和炮眼口不同程度的破坏，产生空炮。

⒉预防放空炮的方法

⑴充填炮眼的炮泥质量及充填长度要符合《煤矿安全规程》的规定。

⑵炮眼的间距和孔深要合理，并根据煤、岩层硬度和炮眼的角度选择合适的装药量。

（六）炮烟熏人

炮烟就是爆破后产生的烟尘，它既包含炸药爆炸产生的气体，又包含爆炸产生的煤、岩粉尘。

在炮烟浓度较大或长时间在含有炮烟的空气中工作，人体不仅会吸入较多的粉尘，而且还会受到炮烟中一氧化碳、氧化氮、硫化氢、二氧化硫等有毒气体的严重毒害，往往会发生炮烟熏人事故。

⒈炮烟熏人事故的原因

⑴所用炸药质量低劣，变质严重，炮眼封泥不符合要求，炸药爆炸反应不完全，有毒气体生成量大。

⑵使用炸药量过大，超过了通风能力，不能在规定的时间内迅速吹散炮烟。

⑶通风管理差，工作面风量不足，炮烟不能及时排出，作业人员提前进入工作面。

⑷掘进巷道长，炮烟长时间浮游在巷道中，使作业人员慢性中毒。

⑸作业人员在回风巷内，距爆破地点较近，炮烟浓度大，人员未能及时撤离。

⒉预防炮烟熏人的措施

⑴不使用质量不合格或严重变质的炸药，并保证炮眼封泥的充填质量。

⑵一次爆破的炸药量与通风能力相适应。

⑶掘进工作面加强通风管理，风筒出风口距工作面的距离要适当，确保爆破后能尽快排出炮烟，创造一个良好的工作场所。

⑷爆破后，在爆破地点20m范围内要充分洒水，以便吸收溶解爆破产生的部分有毒有害气体和煤、岩粉尘，掘进工作面要实施综合防尘。

⑸爆破后要留有足够的通风时间，在炮烟被新鲜风流海外侨胞散后方可进入工作面作业。

在进入工作面途中，应用湿毛巾捂住口鼻，迅速通过炮烟较浓的区段。

（七）爆破崩人

⒈爆破崩人的原因

⑴爆破母线短，躲避处选择不当，造成飞煤、飞石伤人。

⑵爆破时未执行《煤矿安全规程》中有关爆破警戒的规定，误伤进入爆破区的人员。

⑶处理瞎炮未按《煤矿安全规程》规定程序和方法操作，致使瞎炮突响崩人。

⑷通电以后装药炮眼不响时，等候进入工作面的时间过短，或误认为是网路故障而提前进入，造成崩人。

⑸未能防止杂散电流，造成突然爆炸而伤人。

⑹爆破制度执行不严，工作混乱，往往发生在工作面有人工作时，另有他人用发爆器爆破，造成崩人。

⒉预防爆破崩人的措施

⑴按《煤矿安全规程》和作业规程的规定，爆破母线要有足够的长度，躲避处的选择要能避开飞石、飞煤的袭击；掩护物要有足够的强度。

⑵爆破时安全警戒必须执行《煤矿安全规程》规定。

⑶通电以后装药炮眼不响时，如使用瞬发雷管，至少等5min，如使用延期电雷管至少等15min，方可沿线路检查，找出不响的原因，不能提前进入工作面，以免炮响崩人。

⑷采取防止杂散电流的措施，避免因杂散电流造成突然爆炸崩人。

㈧崩倒支架

⒈爆破崩倒支架的原因

⑴支架不符合质量、规格要求，爆破前未经检查或检查后未认真加固。

⑵爆破参数选择不当，炮眼布置不合理，爆破后有大块煤、矸抛掷方向偏离巷道中心线。

⒉预防崩倒支架的措施

⑴加强支架架设质量的管理，爆破前必须对不合格的支架进行加固，顶梁与柱腿要用背板插严背实，角楔要打紧，相邻支架要用撑木撑紧或用拉条固定。

⑵炮眼间距、角度、眼数、装药量要符合爆破图表的要求，不合格的炮眼必须重打，否则不能装药爆破。

㈨爆破引爆（燃）瓦斯和煤尘

⒈爆破引爆（燃）瓦斯和煤尘的原因

瓦斯和煤尘在热能作用下，容易从氧化转化为爆炸。

炸药爆炸引爆（燃）瓦斯和煤尘有以下3个方面的原因：

⑴空气冲击波的发火作用。

炸药爆炸时产生的空气冲击波，其温度低于瓦斯、煤尘的引火温度，不足以引燃煤尘瓦斯。

但当爆炸地点附近有障碍物时，冲击波的强度将会呈若干倍增加，当这种冲击波的作用时间大于该温度时的瓦斯爆炸延迟时间时，就可能引起瓦斯、煤尘的燃烧和爆炸。

⑵炽热或燃烧的固体颗粒的发火作用。

炸药不完全爆破时，将会有反应不完全的处于炽热状态的颗粒或燃烧的粒子向四周飞散。

这些飞散的颗粒，发生分解反应或被空气氧化而燃烧，当它飞过被爆炸所加热的瓦斯时，很容易引燃瓦斯。

特别是铵梯炸药在半爆或爆燃时，不但燃烧着的明火对瓦斯是很危险的，而且由于硝酸铵的分解产生氧化氮促使瓦斯和煤尘的引火温度降低，爆炸延期时间缩短，对引起瓦斯煤尘爆炸起催化作用。

因此，对有瓦斯和煤尘爆炸危险的矿井来说，防止不完全爆炸和防止炸药的爆燃是非常重要的。

⑶气态爆炸产物的发火作用。

气态爆炸产物在爆炸瞬间可被加热到1800～3000℃的高温,大大超过了瓦斯和煤尘的引火温度,它是引爆瓦斯、煤尘的主要根源。

此外，当炸药为负氧平衡或因炮眼内残留煤粉、蜡纸筒含蜡量过高以及半爆或爆燃时，都会产生大量的可燃气体（H2、CO、CH4、NH3等），这些气体与矿井瓦斯混合后，形成“二次火焰”，容易引燃矿井瓦斯或煤尘。

除此之外，在爆破过程中，由于作业时裸露爆破也是导致瓦斯煤尘爆炸事故的主要原因之一。

裸露爆破就是把炸药放在被爆物体表面上，用黄泥等把炸药盖上进行爆破。

由于裸露爆破是在煤岩表面上爆炸，爆炸火焰直接与井下空气相接触，最容易引起瓦斯、煤尘燃烧或爆炸。

《煤矿安全规程》规定：

无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破;严禁裸露爆破。

⒉预防爆破引爆（燃）瓦斯和煤尘的措施

⑴在掘进工作面爆破作业中，加强通风管理和瓦斯监测，防止瓦斯积聚。

当爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%及以上时，禁止爆破。

⑵要正确选择炮眼深度、炮眼抵抗线及炮泥堵塞长度和质量，并按规定操作，防止爆破火焰引起瓦斯、煤尘爆炸。

⑶有瓦斯或煤尘爆炸危险的煤层中，采掘工作面必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药，并应按危险程度选用相应安全等腰级的煤矿许用炸药。

⑷采取综合防尘措施。

掘进爆破技术

毫秒爆破

毫秒爆破又叫微差爆破，是指利用毫秒雷管或其他毫秒延期装置，使成群的药包以毫秒级的时间间隔，控制炮眼按预定顺序先后分组起爆的方法。

毫秒爆破具有爆破岩块均匀,炮眼利用率高,岩帮震动小,巷道规格好等特点.其对岩体破坏机理有以下3种作用:

⑴应力波作用.由于爆破间隔时间短,后发药包起爆前,前发药包爆炸在岩体中形成的应力波沿未消失,就会产生应力迭加,加强破碎效果,使爆下来的岩块小而均匀。

⑵残余应力作用。

先发药包激起的爆炸应力波在炮孔周围产生径向裂缝向外扩展，应力波遇自由面反射回拉伸波，使初始裂缝在张应力作用下继续发展，其后爆生气体渗入裂缝，使岩石处于准应力状态，后发药包若在此刻爆炸，就可利用岩体内已形成的预应力，加强对岩石的破碎。

⑶自由面作用。

先发药包爆炸后已形成爆破漏斗，增添了新的自由面。

毫秒爆破的雷管段数越多，自由面发挥得愈充分，愈能节约炸药和提高炮眼利用率。

毫秒爆破使相邻装药以毫秒间隔起爆，使爆破地震效应在时间和空间上都错开，等于减弱相邻装药的地震效应可降低30%～70%左右，爆破后围岩稳定，顶板易于管理。

光面爆破

⒈普通光面爆破

光面爆破掘进巷道时有两种施工方案，即全断面一次爆破和预留光爆层分次爆破。

全断面一次爆破时，按起爆顺序分别装入多段毫秒电雷管起爆，起爆顺序为掏槽眼→辅助眼→周边眼，多用于掘进小断面巷道。

在大断面巷道和硐室或围岩稳定性差时，可采用预留光爆层分次爆破，这种方法又称为修边爆破。

其优点是：

根据最后留下光爆层的具体情况调整爆破参数，这样可以节约爆破材料，提高光爆效果和质量。

其缺点是：

巷道施工工艺复杂，增加了辅助时间。

⒉预裂光面爆破

沿巷道轮廓线布置一圈密集的周边眼，采用低密度均匀分布的弱威力炸药，首先引爆周边眼，使各眼间形成相互联通的破裂面，使主爆体与围岩分割开后，再爆破主爆体。

此方法能在保护围岩不受周边眼破坏的情况下，得到完整的巷道设计轮廓线。

但由于对周边眼装药的间距、密度等要求严格，炮眼数目较多，在煤矿已较少使用。

⒊光面爆破的标准

采用普通光面爆破时，爆破后应达到以下标准：

⑴眼痕率。

硬岩不应小于80%，中硬岩不应小于60%。

⑵软岩中的巷道，周边成型应符合设计轮廓。

⑶两炮的衔接台阶尺寸。

眼深小于3m时，不得大于150㎜；眼深为5m时，不得大于250㎜。

⑷岩面不应有明显的爆震裂隙。

⑸巷道周边不应欠挖，平均线性超挖值应小于200㎜。

其中，眼痕率为可见眼痕的炮眼个数之比，当炮眼眼痕大于孔长的70%时，可算为一个可见眼痕炮眼。

⒋光面爆破的参数

实现光面爆破应选择合理的爆破参数：

⑴炮眼间距。

炮眼间距一般为炮眼直径的10～20倍。

在节理裂隙比较发育的岩石中应取小值，整体性好节理裂隙较少的岩石中取大值，同时要兼顾岩石的岩性。

⑵最小抵抗线。

光爆层厚度或周边眼到到邻近辅助眼的距离是周边眼起爆时的最小抵抗线，一般应大于或等

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2011-3-23

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于周边眼的间距。

⑶炮眼密集系数。

爆破施工中常常将周边眼间距E与最小抵抗线W的比值称为炮眼密集系数M，即M=E/W，其值常取0.8～1.0。

该值过大可能造成欠挖，过小会造成超挖。

⑷装药密度。

装药密度是指单位长度煤眼的装药量（g/m）。

为了控制裂隙的发育以保持眼壁的完整，在保证周边炮眼之间形成贯穿裂隙的前提下，应尽量少装药。

软岩中一般装药密度为70～120g/m，中硬岩中为100～150g/m，硬岩中为150～250g/m。

⑸炮眼质量。

为使光爆效果更可靠，钻眼工作极为重要，要严格控制钻眼的质量，周边眼要在一个轮廓线上，眼底也应在一个轮廓线上。

⑹装药结构。

光面爆破周边眼一般采用如图3—18所示的小药卷连续反向装药结构，其特点是在普通直径炮眼中连续装入25mm小直径药卷，药卷与炮眼间有较大的空气环形间隔。

它适用于炮眼深度在1.8m以下的光面爆破。

单段空气柱式装药结构，其特点是炮眼口炮泥到药卷之间留有空气柱，也可在药卷的外端再装填一段炮泥。

均适用于眼深2.0～2.5m的光面爆破。

当眼深接近3m以上时，则应采用空气间隔分段装药结构。

㈢定向断裂爆破

定向断裂爆破是指在岩巷周边眼爆破时，利用切缝药包中的切缝管对炮眼内的爆炸能量释放方向进行定向控制，使高压生气体在爆炸瞬间沿切缝方向形成能流集中，作用于炮眼壁，并产生裂缝，裂缝在爆生气体的作用下定向扩展，形成精确控制的断裂面，从而实现了周边眼的精确控制爆破。

定向断裂爆破是在光面爆破技术的基础上发展起来的一种控制爆破技术，它克服了光面爆破自身所无法克服的缺点，即由药卷爆炸周围产生的裂缝，提高了眼痕率，减少周边眼的超、欠挖现象，使巷道周边成形得到了较好地控制。

同时，使用该技术可以增大周边眼的间距，减少钻眼工作量；减弱爆破应力波对巷道周边的破坏，最大程度地维护围岩自身的稳定性。

但是，定向断裂爆破钻眼精度要求高，周边眼要在同一轮廓内，眼底偏差不能过大，要求作业人员有较高的操作技术；周边眼装药时，切缝方向必须沿巷道轮廓线的切线方向，偏差不能大于15%，这就要求作业人员有较强的责任心。

㈣岩巷中深孔断裂爆破

中深孔爆破，是指一次爆破的炮眼深度大于2.5m的爆破。

实践证明，加大每循环的爆破深度，可以减少工序的交换和辅助工作时间表，因而能够大大地提高掘进速度。

采用所谓的“浅眼多循环”也能提高掘进速度的原因在于：

所使用的凿岩机的能力有限，随着钻眼深度的增加，钻眼速度将大大降低，因而采用打2.0m以下浅眼的办法，以提高打眼效率；同时，浅眼的爆破技术简单，容易获得较好的爆破效果。

随着凿岩机械的改进及凿岩机械化程度的提高，如钻车的使用，已能顺利地打深眼，加之爆破技术的改进，已能控制深孔的爆破质量，发展中深孔爆破技术已经成为岩巷掘进爆破的必然。

岩巷中深孔断裂控制爆破技术是在光面爆破和断裂控制爆破的基础上发展起来的。

其周边眼主要技术参数包括：

⑴炮眼间距。

炮眼间距视炸药性能、围岩性质而定。

采用定向断裂控制爆破，周边眼由于有定向切缝管的约束作用，炸药能量集中定向传播，在相邻炮眼连心线方向的作用远远大于其他方向的作用，所以，可在光爆周边眼间距的基础上适当增大炮眼间距，提高爆破效率。

⑵装药结构。

对于光面爆破，由于炸药是直接置于炮眼当中，空气柱的长度不易控制，如果空气柱过大，失去均衡孔壁压力的作用，甚至在眼口部位出现“挂门帘”等不良效果；空气柱过小，则会造成局部欠挖。

在中深孔定向断裂控制爆破中，根据所需装药量的多少，计算出最佳空气柱长度，加工特种长度的定向切缝管，使空气预留在切缝管中，再在炮眼内用炮泥填塞至切缝管处，易于操作。

⑶装药量。

定向断裂控制爆破比光面爆破更有利于保护围岩，但装药量是保证爆破效果的关键参数。

在其他条件（如岩石、炸药品种、炮眼尺寸）相同的情况下，定向断裂控制爆破的装药量可大于光面爆破的装药量，同时要注意，药量太大则可能产生较大的超挖。

在中深孔断裂控制爆破时，一般装药量取硬岩200～400g，软岩100～250g。

⑷装药方式。

实践证明，周边眼采用反向装药效果优于正向装药。

⑸封泥长度。

由于加工切缝管时已考虑了预留空气柱问题，故炮泥要填塞至定向切缝管处。

巷道掘进与顶板管理

巷道掘进方法

一、巷道掘进施工概述

㈠巷道断面形状及尺寸

⒈巷道断面形状

巷道断面的形状按其构成轮廓线可分为折边形和曲边形两大类。

我国煤矿常用的巷道断面开关是梯形和直墙拱形（半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形），其次是矩形。

只是在某些特定的岩层或地压情况下，才选用不规则形、封闭拱形、椭圆形和圆形断面，如图4—1所示。

选择巷道断面形状应根据巷道所处的围岩性质、巷道的服务年限和用途，以及支护材料和支护结构而定。

矩形断面利用率高，承载能力低，一般用于顶压、侧压都不大，服务年限短的巷道。

如侧压大，两帮支架将发生移动或破坏。

梯形断面利用率较拱形高，但承压性能较拱形差，常用于服务年限不长，断面小或围岩稳定、矿压不大的巷道。

拱形断面常用于服务年限长或围岩不稳定、矿压大的巷道。

在特别松软或膨胀性大的岩层中开掘巷道，当顶压、侧压很大时，可采用曲墙拱形；底膨严重时，可采用带底拱的封闭拱形；国周压力均匀时，可采用圆形。

沿煤层开掘的巷道，为了不破坏顶板，常根据煤层赋存情况，将巷道开掘成各种不规则形断面。

巷道断面开关往往取决于矿区富有的支架材料和习惯采用的支护方式。

木支架和钢筋混凝土支架适用于梯形和矩形断面；料石和混凝土砌碹适用于拱形、圆形等曲线形断面；而金属支架、锚杆支架适用于任何形状断面。

⒉巷道断面尺寸

巷道断面尺寸主要依据用途来决定的，并用所需风量来校正，以人员通过方便为原则。

《煤矿安全规程》规定：

巷道净断面，必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的需要。

巷道开掘后不加支护的断面称为荒（毛）断面，支护后的断面称为净断面。

巷道断面尺寸主要考虑巷道的净高和净宽。

巷道的净宽度。

矩形巷道（直墙巷道）的净宽度，是指巷道两侧壁或锚杆露出长度终端之间的水平距离。

对于梯形巷道，当巷道内通行矿车、电机车时，净宽度指车辆顶面水平的巷道宽度；当巷道内设置运输机械时，净宽度指从巷道底板起1.6m高水平的巷道宽度；当巷道不放置和不通行运输设备时，净宽指净高1/2处的水平距离。

巷道净宽主要取决于运输设备本身的宽度、人行道宽度和相应的安全间隙，无运输设备的巷道净宽可根据通风及行人的要求来选取。

巷道内人行道的宽度和相应的安全间隙在《煤矿安全规程》中有明确的规定：

⑴新建矿井、生产矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道碴面起1.6m的高度内，必须留有0.8m（综合机械化采煤矿井为1m）以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m；巷道另一侧的宽度不得小于0.3m（综合机械化采煤矿井为0.5m）。

巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于0.7m。

巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于0.3m。

⑵在生产矿井已有巷道中，人行道的宽度不符合上述要求时，必须在巷道的一侧设置躲避硐，2个躲避硐之间的距离不得超过40m。

躲避硐宽度不得小于1.2m，深度不得小于0.7m，高度不得小于1.8m，躲避硐内严禁堆积物料。

⑶在人车停车地点的巷道上下人侧，从巷道道碴面起1.6m的高度内，必须留有宽1m以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m。

在巷道的曲线段，车辆四角要外伸或内移，应将安全间隙适当加大，一般外侧加宽200mm，内侧加宽100mm。

巷道的净高度。

矩形、梯形巷道的净高度是指自道碴面或底板起至顶梁或顶部喷层面、锚杆露出长度终端的高度。

拱形断面的净高是指自道碴面起至拱顶内沿或锚杆露出长度终端的高度，由壁高和拱高组成，半圆拱拱高为巷道净宽的一半，圆弧拱及三心拱的拱的拱高常取巷道净宽的1/3。

《煤矿安全规程》规定：

主要运输巷和主要风巷的净高自轨面起不得低于2m。

采区（包括盘区）内的上山、下山和平巷的净高不得低于2m，薄煤层内不得低于1.8m。

采煤工作面运输巷、回风巷及采区内溜煤眼等的净断面或净高，由煤矿和、企业统一规定。

《煤矿安全规程》对巷道净宽、净高及安全间隙的规定，就是为了保证煤矿生产的顺利进行。

巷道宽度小于设计，必然导致安全间隙甚至人行道的宽度不够，会影响管线的吊挂和行人的安全。

因此，在巷道掘进施工中，应确保巷道的形状、规格尺寸符合设计要求，严防因巷道规格尺寸不合格而影响正常的运输、通风及行人安全。

㈡巷道掘进的定向

为了掌握巷道的方向和坡度，正确地确定出眼位，钻眼前应将巷道的中、腰线引至工作面，根据巷道中、腰线准确地定出周边眼、辅助眼和掏槽眼的位置，以明显的标志标在工作面上，然后进行钻眼。

在巷道掘进工作中，要保证巷道断面的规格、尺寸、巷道的坡度、方向符合设计的要求，必须按巷道的中心线、腰线进行施工。

中心线和腰线是由测量人员用仪器测定的。

中心线是巷道掘进方向的基准线。

每隔一定距离在巷道顶板或支架上标定一组设有标桩与挂线的中线点。

腰线是指示巷道坡度的基准线，腰线点设在距巷道底板或永久轨面以上1m标在侧帮或支架上。

使用激光定向仪时，一般安装在距工作面100m以外、围岩较好、巷道顶板上的中心线位置，然后将定向仪对中调平，光束中心在工作面岩壁上形成一强亮光点，即为中心位置。

根据中心线的高度可确定腰线位置。

激光定向仪距工作面的最大距离以光斑清晰为准，一般为500m左右。

由于爆破震动等原因，指向可能发生偏差，应定时检查、调整。

巷道中、腰线的标定工作应由专职测量人员负责。

为了便于施工，搞好工程质量，每个施工人员都必须掌握利用简单的工具、仪器，在短距离范围内使用和延设中心线和腰线。

⒈中心线的使用和延设方法

中心线的使用和延设最简单、方便的办法为拉线法，如图4—2所示。

在原中线的1点上系线绳，拉到工作面4点上，同时在原中线2、3点上挂垂线，在4点移动线绳，使线绳与2、3点所挂垂线相切，此时，4点即为巷道中心线位置。

使用拉线法延设中、腰线时，每次必须选3个以上原线点，并应校正无误后，方能延线。

⒉腰线的使用和延设方法

⑴拉线法。

如力4—3所示，在原腰线1点上系线绳，拉到工作面4点上、下移动，使之与原腰线2、3点重合一致时，4点即为工作面的腰线点。

⑵半圆仪延充腰线。

如图4—4所示。

将线绳一端系在原腰线点1或3上，线绳的另一端拉到工作面2或4点处，将半圆仪挂在线绳的中点处，拉紧线绳。

此时，调整2、4点使半圆仪垂球线所指的角度与巷道坡度一致，则2或4点即为工作面的腰线点。

㈢巷道施工方法综述

巷道掘进最基本的过程就是把岩石破碎下来，形成设计所要求的空间，并对掘出的空间进行支护。

巷道根据断面煤岩所占比例的不同可分为岩巷、煤巷和半煤岩巷。

岩巷指在巷道掘进断面中，岩层占4/5以上（包括4/5在内）的巷道；煤巷是指在巷道断面中，煤层占4/5以上（包括4/5在内）的巷道；半煤岩巷是指在掘进断面中，岩层（包括夹石层）占掘进工作面面积大于1/5，小于4/5的巷道。

按巷道坡度