煤业工作面初采前顶板预裂实施方案

1、余吾煤业n1102工作面初采前顶板预裂实施方案山西潞安集团余吾煤业有限公司太原理工大学二一三年五月余吾煤业n1102工作面初采前顶板预裂实施方案课题组成员名单山西潞安集团、余吾煤业有限公司：吴有增 陈继刚 刘进平 马长乐 胡万胜 李辉峰 孙 淼 刘海鸥 赵双全 张 羽 王晓鹏 芦盛亮太原理工大学:康立勋 张百胜 闫晋文 郝兵元 陈 浩 田 鹏 韩 伟 侯利斌 张 帅 张育玮 李亚鹏 姜精鹏目 录1工作面概况11.1工作面位置及四邻情况11.2地质概况11.3瓦斯、煤层及自燃发火情况21.4工作面巷道布置及支护21.5采煤方法及回采工艺21.6工作面主要设备42 顶板弱化处理设计62.1国内外坚

2、硬难垮顶板处理方法62.2深孔预裂爆破基本理论72.3顶板处理高度确定122.4主要设计参数123顶板深孔预裂爆破初始设计方案133.1炮孔布置143.2炮孔爆破时间和方式164 施工机具和火工品174.1钻孔施工机具173.2炸药和雷管种类175打钻工艺及安全技术措施195.1钻机安装195.2作业步骤195.3作业要求205.4供电、供水、排水系统215.5安全措施215.6其它注意事项236放炮工艺及安全技术措施256.1炸药运输工艺256.2巷道通风256.3放炮工艺流程256.4装药施工工艺266.5安全技术措施286.6其它311工作面概况1.1工作面位置及四邻情况n1102工作面

3、北侧为实体煤；西侧紧邻n1101工作面（未掘）；东侧n1103工作面（未掘）；南侧为北一五条大巷。工作面倾角为+3+7，平均倾角为+5。地面标高：+983m+1063m；工作面标高：+447m+492m。（核实？）工作面长300m，推进长度1023m。工作面布置如图1-1所示。图1-1 n1102工作面布置图1.2地质概况1.2.1煤层情况n1102工作面所采3#煤层，黑色，块状，局部为粉状，光亮型，其间有0.25m的炭质泥岩夹矸。以亮煤为主，镜煤次之，半亮型。煤质为特低硫、低磷、中灰、热稳定性好、高发热量的优质动力煤。3#煤层赋存于二叠系山西组地层中下部，为陆相湖泊沉积，煤层厚度稳定，平均煤

4、厚6.55m，容重1.39t/m3，煤层局部含00.3m泥岩夹矸。煤层普氏硬度（f）为12，夹矸普氏硬度（f）为24。1.2.2顶底板情况老顶为中粒砂岩，厚度11.8m，白色，厚层状，石英为主，长石次之，部分有裂隙发育，总体致密坚硬；直接顶由泥岩和细粒砂岩组成，其中下位直接顶为黑色，块状，泥质结构，含有植物化石，参差状断口，厚度0.70m，之上为灰色，中厚层状，石英为主，长石次之的细粒砂岩，厚度3.30m，有裂隙发育；直接顶为泥岩，厚度0.70m，黑色，块状，泥质结构，含有植物化石，参差状断口；直接底为泥岩，厚度0.85m；老底为细粒砂岩、泥岩互层，其中靠近直接底细粒砂岩厚度1.60m，灰色，

5、中厚层状，石英为主，长石次之，含泥质条带，有裂隙发育。工作面煤层及顶底板综合柱状如图1-2所示。图1-2 工作面煤层及顶底板综合柱状1.2.3地质构造情况及水文地质条件根据瞬变电磁勘探、本工作面水文地质条件类型为简单型，工作面内不发育导水构造，不存在奥灰水突水的危险，也不发育煤层顶板富水区。作面回采时正常涌水量为 m3/h，最大涌水量为 m3/h。增加本工作面具体地质构造情况及水文地质情况，及工作面排水设计方案1.3瓦斯、煤层及自燃发火情况3号煤层属不自燃煤层，地温正常：20.2，具有爆炸倾向，煤质为特低硫、中灰、高发热量、优质动力煤。相对瓦斯涌出量为10.0496mt,属高瓦斯工作面，无瓦斯

6、、co2突出危险的倾向。增加本工作面具体情况1.4工作面巷道布置及支护工作面共布置6条巷道，采用全锚（网）支护，锚杆规格222400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆；锚索规格为18.98300mm。各巷道断面、支护特征及用途如表1-1所示。表1-1 n1102工作面巷道基本特征巷道名称支护形式巷道断面支护规格排距用 途胶带顺槽全锚（网）17.28 m2矩形4.83.6m0.8m进风运煤回风顺槽全锚（网）17.28 m2矩形4.83.6m0.8m回风运料瓦排巷全锚（网）15.36 m2矩形4.83.2m0.8m排放瓦斯进风顺槽全锚（网）15.36m2矩形4.83.2m0.8m进风开切眼全锚（网）26.5

7、2 m2矩形7.83.4m0.9m布置工作面辅助切眼全锚（网）17.28 m2矩形4.83.6m0.8m辅助通风1.5采煤方法及回采工艺工作面采用走向长壁、后退式大采高低位放顶煤一次采全高全部垮落式综合机械化采煤法。工作面采用mgty400/930-3.3d电牵引双滚筒采煤机，工作面采高3.50.1m，循环进度0.8m，放煤高度3.05m，割煤回收率为98，放煤回收率为85，一采一放为一个循环。工作面采用端部割三角煤斜切进刀方式，进刀距离45m。回采工艺流程为：采煤机割煤、装煤移架推前溜放煤拉后溜-老塘顶板自行垮落工作面主要设计参数见表1-2所示。表1-2 工作面主要参数项 目单 位参数值项

8、目单 位参数值地面标高m+983+1063机采高度m3.5底板标高m+447+492放顶煤高度m3.05埋藏深度m536-571循环进尺m0.8走向长度m1023循环产量t2009.1倾斜长度m300日推进度m4.8煤层倾角o+2-3日产量t9643.7煤层厚度m6.55月产量t289311容 重t/m31.39最大控顶距m5.96可采储量万t256.9最小控顶距m5.161.6工作面主要设备工作面主要设备及支架的技术参数如表1-3所示。表1-3 n1102工作面主要配套设备技术特征表序号设备名称规格型号生产厂家数量主要技术参数1中间架zf8000/20/38山西潞安机械有限责任公司194组工

9、作阻力8000kn、支撑高度：2.0-3.8m、支护强度：0.85mpa 初撑力：6972kn2液压过渡支架zfg9600/23/38山西潞安机械有限责任公司6组 工作阻力9600kn、支撑高度：2.3-3.8m支护强度：0.89mpa、初撑力：7760kn3液压端头支架zt19200/23/38山西潞安机械有限责任公司1组工作阻力19200kn、支撑高度：2.3-3.8m、支护强度：0.538mpa 初撑力：15520kn3采煤机mgty400/930-3.3d太原矿山机器集团公司1台采煤机牵引速度v=0-7.7-12.8m/min 、生产能力为1800t/h 、 装机总功率930kw4刮板

10、输送机sgz-1000/2855宁夏天地奔牛实业集团有限公司1部运输能力：2000t/h、 电机功率：2855kw、链速：1.42m/s（前部）5刮板输送机sgz-1000/2855宁夏天地奔牛实业集团有限公司1部运输能力：2000t/h、电机功率：2855kw、链速：1.42m/s（后部）6转载机szz-1200/400宁夏天地奔牛实业集团有限公司1部运输能力：3000t/h 电机功率：400/200kw、链速：1.48m/s7破碎机plm3500宁夏天地奔牛实业集团有限公司1部破碎能力：3500t/h 电机功率：250kw8带式输送机dsj-120/200/2400山西潞安机械有限责任公司

11、1部运输能力：2000 t/h、电机功率：2400kw、带宽：1.3m、 带速：4m/s9乳化液泵站brw-400/31.5无锡威顺煤矿机械有限责任公司1套（3泵2箱）公称流量：400l/min、公称压力：31.5mpa、电机功率：250kw、配置液箱容量：2000l10喷雾泵bpw315/16无锡威顺煤矿机械有限责任公司1套（2泵1箱）公称压力：16mpa、流量：315l/min电机功率：110kw、配置液箱容量：2000l11负荷中心kbsgzy-2500kva天津贝科电气（山西）有限公司3台输入电压：10kv、 输出电压：3300v容量：2500kva、输出回路：8500a12移动变电站

12、kbsgzy-630/10/1.2中电电气集团有限公司4台输入电压：10kv、输出电压：1140v容量：630kva13移动变电站kbsgzy-800/10/1.2中电电气集团有限公司1台输入电压：10kv、输出电压：1140v容量：500kva14移动变电站kbsgzy-1600/10/1.2中电电气集团有限公司1台输入电压：10kv、输出电压：1140v容量：500kva15软启动开关qbr-400/1140太原惠特科技有限公司2台额定电压：1140v 额定电流：400a（660）16皮带集控ktc101天津华宁电子有限公司1套17工作面集控ktc101天津华宁电子有限公司1套18馈电开关

13、kbz-400/1140（660）f长治中安防爆电器有限公司3台额定电压：1140/660v 额定电流：400a19信号综保zz8l-2.5北京煤机厂1台额定容量2.5kva增加本工作面千米钻机钻孔的具体情况，及高位瓦斯抽放孔情况2 顶板弱化处理设计n1102工作面顶板主要由泥岩、细粒砂岩、中粒砂岩组成。直接顶为黑色，质较纯，断口不平坦的泥岩，层厚0.7m，之上为灰色，中厚层状，石英为主，长石次之的细粒砂岩，厚度3.30m，有裂隙发育，细粒砂岩普氏硬度（f）为2-5；老顶为白色中粒砂岩，厚层状，石英为主，长石次之，部分有裂隙发育，普氏硬度（f）为5-8，中粒砂岩，致密坚硬，回采过程中不易垮落，

14、易形成大面积悬顶。因此，为了安全开采，需对顶板进行弱化处理。2.1国内外坚硬难垮顶板处理方法坚硬顶板强度高，节理、裂隙不发育，具有整体性好和自稳能力强等特点，在开采过程中容易形成大面积悬顶，给工作面安全生产带来隐患。因此，为了达到工作面安全、高效生产，必须对顶板进行处理，改变顶板岩体的物理力学性质，以减小顶板悬露面积，防止或减弱这种大面积顶板来压。经过多年的研究和实践，发展了以下几种主要处理坚硬顶板的措施：（1）注水弱化坚硬顶板顶板高压注水顶板高压注水是从工作面顺槽或专用巷道（工艺巷）向顶板打深孔，进行高压注水。利用高压水对顶板进行压裂，其作用是增加和扩展顶板原始裂隙，高压水在岩体中形成压力坡

15、降，使水更好地在岩体中透过裂隙、节理、层理及其他弱面而渗流，从而在岩体中产生水力的、机械的、物理和化学的作用。高压注水的压力变化，可引起岩体内应力的重新分布，也可使岩体产生塑化作用。这种方法目前在国内处于试验阶段，在波兰、澳大利亚已经成为坚硬顶板处理的主要手段之一。顶板静压注水顶板静压注水是使顶板含水率提高，降低顶板的强度，使顶板垮落距离缩小，避免顶板来压过于强烈。但该方法应用的前提必须是顶板岩石吸水性强，且吸水后其强度明显降低，否则不能应用。由于不同的岩石注水后强度的变化不一样，有的强度降低得多，有的强度降低却很少。在决定对顶板岩层采用注水弱化前，要对顶板岩层进行浸水试验，只有对顶板岩石浸水

16、后，其强度明显降低的岩体才采用注水的方式进行弱化。根据 余吾煤业3号煤层n1102工作面顶板综合柱状可知，工作面顶板中厚致密坚硬的老顶砂岩为主要弱化处理对象，由于高压注水压裂与注水软化周期长，因此工作面顶板处理方法不宜选用注水弱化的方法处理顶板。（2）爆破弱化坚硬顶板爆破弱化是用爆破的方法人为将顶板切断，使一定厚度的顶板冒落形成矸石垫层。切断顶板可以减小顶板冒落面积，减弱顶板冒落时产生的冲击力；形成的矸石垫层则可以缓和顶板冒落时产生的冲击波及风暴。目前爆破弱化的方法有以下几种：循环式浅孔放顶循环式浅孔放顶主要作用是，爆破后破坏了顶板的完整性，形成矸石垫层，缓和顶板冒落时产生的冲击。具体做法是，

17、每12个循环，在工作面切顶线处打一定深度的浅孔，装药进行爆破。缺点是对生产的影响较严重，对高推进速度的综采工作面不适合。步距式深孔爆破步距式深孔爆破主要作用是，切断顶板，避免顶板大面积冒落。具体做法是，在顶板周期来压前，沿工作面向顶板偏向采空区方向打23排深孔，装药爆破，爆破后使在顶板内形成一道一定高度的沟槽，坚硬顶板就沿这条沟槽折断。超前深孔预裂爆破超前深孔松动爆破主要作用是，切断坚硬顶板，减小顶板冒落面积。具体做法是在上、下顺槽或特殊巷道(工艺巷)向顶板打深孔，在工作面前方一定距离进行爆破，预先破坏顶板的完整性。地面深孔放顶地面深孔放顶的主要作用是从地面打钻孔爆破，在采空区后方切断坚硬顶板

18、，避免顶板大面积冒落，具体做法是在采空区上方的地面打垂直钻孔，达到已采区顶板的适当位置，然后装药进行爆破，将大面积悬露的顶板崩落。现有资料表明，国内外在控制坚硬顶板的主要方法为爆破，其爆破顶板处理方法有很多种，如循环式浅孔爆破、步距式深孔爆破、超前深孔松动爆破等，但因超前深孔松动爆破不影响工作面生产，且效果较明显，应用的较广。n1102工作面顶板处理方法选用深孔预裂爆破方法对其坚硬顶板进行弱化处理。2.2深孔预裂爆破基本理论2.2.1无限介质中爆炸破坏机理坚硬难垮落顶板的基本力学特性是由多种因素综合形成的。它包括：岩石的抗压强度高、弹性模量大；顶板岩层整体性强，节理、层理、裂隙及断裂构造均不发

19、育以及岩层的分层厚度大。为了让坚硬难垮落顶板在开采过程中容易垮落，必须改变影响坚硬顶板难垮落的因素，对于抗压强度和弹性模量物理方法一般难以改变，因此，采用爆破可以减弱岩体的整体性，增加层理和裂隙，从而达到顶板的顺利垮落。炸药爆破时，一般工业炸药爆震面上的压力可达510万个大气压，煤岩体受到这种超高压的冲击，在药包周围的一小部分煤岩体，由于受到强烈压缩，其温度大于3000，所以，这部分岩体呈熔融状塑性流态，形成空腔。随着冲击波的传播，爆炸能量向四周释放，爆炸气体压力和温度急骤下降，其周围熔融状煤岩体的应力状态迅速解除，这就引起这部分岩体的向心运动，将熔融状煤岩体粉碎成细微颗粒，形成压碎圈。由于岩

20、体的动态抗压强度很大，压碎圈消耗了冲击波很大一部分能量，致使冲击波在压碎区衰减很快，冲击波传播到一定距离以外时，其压力已不足以将煤岩体压成塑性流体，冲击波衰减成应力波；压碎圈只限于一个很小的区域内。图2-1 炮孔爆破后各区分布示意图当冲击波进入压碎圈外围的煤岩体时，其外围的煤岩体受到强烈的径向压缩产生径向移动，因而导致岩壳的扩张；岩壳的扩张引起环向拉伸，即在环向引起拉应力；由于煤岩体的动态抗拉强度只有其抗压强度的1/10左右，所以环向拉应力很容易大于煤岩体的动态抗拉强度极限，在岩体中产生径向裂缝，径向裂缝的发展速度一般是冲击波波速的0.150.4倍。径向裂缝和压碎圈贯通后，爆炸产物的压力虽然由

21、于药室体积的扩大而降低，但仍可钻进裂缝，像尖劈一样使裂缝进一步发展，形成环向作用的拉应力场，形成裂隙圈。裂隙圈大于压碎圈。炮孔各区分布区域如图2-1所示。在破碎圈中，还有以下几种破坏方式：(1)剪切破坏由于在裂隙圈的范围内，径向作用的应力为压应力，环向作用的应力为拉应力，则在与径向成45的面上，必然会产生最大剪应力。该剪应力值比拉应力大，比压应力小；当最大剪应力超过煤岩体的抗剪强度极限时，引起剪切破坏。剪切裂缝与径向裂缝呈45角。(2)环向拉断煤岩体冲击波波头到达煤岩体中某一点时，该点的煤岩体获得动能和势能。波头过后，因为弹性能释放，该点又必然要返回其初始位置，产生向心运动；这就又会产生径向拉

22、应力，造成环向裂缝。径向裂缝、环向裂缝和剪切裂缝互相交差、贯通，越靠近压碎圈，裂缝间距越小；裂隙圈中的煤岩体被纵横交错的裂缝切割成碎块。裂隙圈以外，应力波的瞬间应力状态和爆炸产物的应力场都不能引起煤岩体的破坏，岩体变形属于弹性变形；在该圈内应力波可以传播得很远，变成正负相大体对称的振动波，直致完全被岩体吸收。2.2.2煤岩体中柱状药包爆破产生的爆炸载荷在不耦合装药条件下，煤岩体中的柱状药包爆炸后，向煤岩体施加强冲击载荷，按声学近似原理： （2-1） （2-2）式中： 透射入煤岩体中的冲击波初试压力，mpa； 炸药的爆轰压，mpa； 装药径向不耦合系数，；，炮孔半径和药包半径mm； 炸药的密度，

23、kg/m3； 炸药爆速，m/s；装药轴向系数，取=1；炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系数，一般取n=10；爆轰产物的膨胀绝热指数，一般取3。岩体中的透射冲击波不断向外传播而衰减，最后变成为应力波。煤岩体中任一点引起的径向应力和切向应力可表示为： (2-3) (2-4)式中：，煤岩体中的径向应力和切向应力，mpa； 比距离，r计算点到装药中心的距离m，炮孔半径m；载荷传播衰减指数，正、负号分别对应冲击波区和应力波区；煤岩体动态泊松比；侧向应力系数。 煤岩体的泊松比与应变相关，随应变率的提高而减小。但截止目前，尚缺乏对这一问题的深入研究，根据有关研究，在工程爆破的加载率范围内，可以认为：

24、(2-5)式中：煤岩体的静态泊松比。2.2.3爆炸载荷作用下的破坏准则外载荷作用下材料的破坏准则，取决于材料的性质和实际的受力状况，岩体属于脆性材料，抗拉强度明显低于抗压强度。工程爆破中，岩体呈拉压混合的三向应力状态，并且研究已表明：岩体爆破中的压碎区是煤岩体受压缩所致，而裂隙区则是受拉破坏的结果。岩体中任一点的应力强度 （2-6）根据mises准则，如果满足下式，则岩体发生破坏。式中：岩体的单轴受力条件下的破坏强度，mpa；，岩体的单轴动态抗压强度和单轴动态抗拉强度，mpa。岩体的动态抗压强度随加载应变率的提高而增大，但不同岩体对应变的敏感程度不同，根据已有研究，对常见的爆破岩体，岩体动态抗

25、压强度与静态抗压强度之间的关系： （2-7）式中：岩体的单轴静态抗压强度，mpa； 加载应变率，s-1。工程爆破中，岩体的加载率在100104s-1之间。在压碎圈内，加载率较高，可取100104s-1；在压碎圈外，加载率进一步降低，可取据=102103s-1。岩体的动态抗拉强度随加载应变率的变化很小，在岩体工程爆破的加载应变率范围内，可以取： （2-8）式中：岩体的单轴静态抗拉强度，mpa。2.2.4条形(柱状)药包爆破波作用区域的理论条形炸药爆破冲击波震面上的压力可达510万个大气压。上面进行的波动力学分析表明，爆炸载荷将首先在岩体介质内形成冲击波。随着冲击波的传播，爆炸能量向四周释放，爆炸

26、气体压力核温度急聚下降，其周围熔融状岩体的应力状态迅速解除，这就引起动态抗压强度很大，压碎圈岩体消耗了冲击波很大一部分能量，导致冲击波在近区衰减很快，因此，首先研究爆破冲击波作用区域有着重要的理论意义和工程意义。(1)压碎圈半径在冲击波的强烈压缩下，压碎圈内的岩体极度粉碎，可以假设在冲击载荷作用下的岩体介质为不可压缩的理想流体，采用原苏联提出的理想流体介质模型，对于柱状药包，如果采用不耦合装药，且不耦合系数较小时，则相应的压碎圈半径为： （2-9）式中：，其它参数同前。 (2)裂隙区半径 由式2-6得岩体中任一点的应力强度为： （2-10）式中：。在压碎圈之外既是裂隙区，在两者的分界面上，由式

27、2-10变形为： （2-11）式中：压碎区与裂隙区分界面上的径向应力，mpa。根据强度准则，岩体出现裂隙，则得裂隙区半径为： （2-12）把式2-11代入式2-12得不耦合装药条件下裂隙区半径为： （2-13）式中：,其它参数同前。把顶板物理力学参数（泥岩抗压强度取最大50.0mpa，抗拉强度为2.90mpa，静态泊松比取0.24；细粒砂岩抗压强度取78.0mpa；抗拉强度5.5mpa，静态泊松比取0.23）和3号乳化炸药参数（炸药的密度1194.265kg/m3，炸药爆速2800m/s，不耦合系数1.25）代入到2-9和2-13式中，计算得：破碎区半径为0.57m0.69m，裂隙区半径为2.

28、55m3.46m。2.3顶板处理高度确定为使n1102工作面顶板垮落矸石充分填充采空区，放顶最小高度h可根据如下公式初步计算：式中，煤层采高，取煤层平均厚度3.5m，初采期间，顶煤不放； 顶板岩（煤）层初始碎胀系数，取1.25。经计算得：=14.0m。根据以上计算，初采期间，顶煤不放，顶煤和顶板矸石完全充满采空区垮落高度为14.0m，结合工作面顶板综合柱状，工作面顶板上方垂直高度14.0m范围为主要处理对象。故本次顶板炮孔的垂直高度确定为沿工作面顶板至上方14.0m范围，端头最大垂直高度16.0m。2.4主要设计参数根据理论计算和实践经验结合工作面开采情况，n1102工作面初采前顶板预裂主要设

29、计参数如下：（1）顶板处理高度：开切眼顶板处理高度14m，端头最大垂直高度16m；（2）孔径75mm；（3）炸药密度：1194.265kg/m3；（4）炸药爆速：2800m/s；（5）径向装药不耦合系数：1.25；（6）破碎区半径为0.57m0.69m；（7）裂隙区半径为2.55m3.46m；（8）孔距：4.06.0m；（9）炮孔角度（水平仰角）：2960；（10）封泥长度：不小于炮孔长度的20%30%；（11）抵抗线：大于4.5m。3顶板深孔预裂爆破优化设计3.1炮孔布置工作面共施工炮孔45个，其中切眼41个，胶带顺槽端头4个。施工炮眼总长1054.7m。其中：（1）切眼炮孔实际布置300m

30、长的切眼共布置41个炮孔，炮孔总长979m。炮孔编号分别用数字：1、2、3、4、5、6、7、8、9、10、11、12、13、14、15、1635、36、37、38、39、40、41表示。炮孔轴线方向与切眼轴线方向平行，炮孔仰角如图（炮孔仰角指炮孔与顶板之间的夹角）。其中1、2、3、4、5、6、7、8、9、10、11、12、13、14、15、1635、36、37、38、39、40、41炮孔均距开切眼外帮1.0m处顶板打眼。（2）胶带顺槽端头炮孔实际布置胶带顺槽共布置炮孔4个（用胶1、胶2、胶a、胶b表示）。其中：胶1、胶2炮孔孔口距运巷外帮0.5m，距切眼外帮的距离分别为3m、5m。炮孔轴线方向

31、与胶顺轴线方向平行，仰角分别为70和66（炮孔仰角指炮孔与顶板之间的夹角）。炮孔长分别为17m、17.5m；胶a、胶b炮孔在巷道内帮布置，孔口均距切眼内帮7m；胶a孔口距巷道顶板0.3m，胶b孔口距巷道顶板1m；炮孔轴线方向均与运巷轴线方向垂直，炮孔仰角分别为61和48（炮孔仰角指炮孔与顶板之间的夹角）；炮孔长分别为18.7m、22.5m。工作面设计炮孔参数与装药量见表3-1、3-2所示。炮眼布置见附图所示。表3-1 n1102工作面切眼顶板弱化处理各炮孔设计参数与装药量表（2013年5月21日）炮孔编号设计炮孔长度/m仰角/孔径/mm计算装药长度/m计算装药量/kg计算封泥长度/m计算装药卷

32、数/个113.849758245.816221.2497515.546.55.731320.6517515455.630420.1537514.543.55.629519.1577513.540.55.627619.9467513.540.56.427719.1497513396.126818.3527512.537.55.825920.7447514.543.56.2291019.7477513.540.56.2271118.8507513395.8261225.7347517.552.58.2351323.9377516.549.57.4331422417515457301526.5337

33、518548.5361624.9357517517.9341723.9347516.549.57.4331828.7377519.558.59.2391927.5327519578.5382024.9357517517.9342128.7307519.558.59.2392227.5327519578.5382324.9357517517.9342427.1327519578.1382526347517.552.58.5352624.4367516.549.57.9332727.1327518.555.58.6372826347517.552.58.5352924.4367516.549.57

34、.9333027.1327519578.1383126347517.552.58.5353224.4367516.549.57.9333327.1327519578.1383426347517.552.58.5353524.4367516.549.57.9333627.1327519578.1383726347517.552.58.5353824.4367516.549.57.9333925.2397519576.2384023.8427517516.8344122.1467516486.132合计979/674.52023.5304.51349备注以上按药卷规格为60500mm，1.5kg/

35、卷计算，若药卷长度变化则每孔药卷数量重新校核。表3-2 胶带顺槽端面顶板弱化处理各炮孔设计参数与装药量表（2013年5月21日）炮孔编号炮孔长度/m仰角/孔径/mm计算装药长度/m计算装药量/kg计算封泥长度/m装药卷数/个运巷胶117707511.534.55.523胶217.5667512365.524胶a18.761758.525.510.217胶b22.5487513399.526总 计75.7/4513530.790备 注以上按药卷规格为60500mm，1.5kg/卷计算，若药卷长度变化则每孔药卷数量重新校核。3.2炮孔爆破时间和方式工作面安装好进行试运转割煤1-2刀后，收回支架尾梁

36、，切眼内有1.2-1.5m空间，能够满足人员装药空间开始进行装药、爆破。放炮使用bf-200型起爆器，分组装药、分次爆破。一茬炮联线采用“局部并联，总体串联”的方式进行，每次起爆最多不能超过3个炮孔。起爆顺序：（1）从切眼的胶带顺槽向轨道顺槽方向依次为：1、23、4、56、7、89、10、1112、13、1433、34、3536、37、3839、40、41；（2）胶带顺槽：胶a、胶b炮孔先装药爆破，之后对胶1、胶2炮孔装药爆破。4 施工机具和火工品4.1钻孔施工机具工作面炮孔钻机采用zlj-350煤矿用坑道钻机2台（即通常叫150钻机，也可用矿上已有钻机，不管何种型号完成炮孔即可）。并配备42

37、mm钻杆（长1.5m钻杆55根；长1.0m钻杆20根，也可用其他型号钻杆），金刚石钻头8个，钻头直径75mm。zlj-350煤矿用坑道钻机如图4-1所示。预计此钻机掘进3号煤层砂岩顶板钻进速度为57m/h。pn-a型炮泥机1台，如图4-2所示炮泥规格60mm200m，用沙子与黄土制作。图4-1 zlj-350电动钻机 图4-2 pn-a型炮泥机4.2炸药和雷管种类爆破所用炸药为三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为60500mm，1.50.1kg/卷（或60400mm，1.350.1kg/卷，购买时要核实清楚规格）；所用雷管为煤矿许用8#普通瞬发电雷管（或同段位）；导爆索采用煤矿许用导爆索，导爆索是

38、以太安、黑索金炸药为药芯、用棉线和塑料编织丝等作包缠物，并以塑料为防潮层组成，规格为6.50.3mm（或5.25.5mm），爆速6000m/s。爆破所需的设备和火工品如表4-1、4-2汇总。表4-1 深孔爆破所需设备和火工品汇总表设备或火工品规格数量厂 家备注钻 机zlj-350煤矿用坑道钻机2台石家庄煤矿机械有限责任公司0311-854319631台备用；配钻杆及成孔直径75mm的钻头8个；42钻杆200m（带接头）。放炮器具mbf-200型1套矿方已有放炮母线700m炸药煤矿许用3号乳化炸药60500mm2158.5kg潞安矿业集团化工厂郭经理手机60400mm，

39、1.350.1kg/卷，购买时要核实清楚规格雷 管煤矿许用8号雷管100个壶关化工厂贾经理发或同段位，每孔2个（10个备用）。导爆索煤矿许用导爆索5.2-5.5mm24卷（2400m）陕西军工集团秦东化工有限责任公司刘经理6.50.3mm每卷100m，无接头深孔爆破装药炮棍30mm1000mm200节长治市鑫汇林工贸有限公司郭经木炮头55mm400mm8个每个配带2.5-3.0mm钢丝绳35m炮泥机pnj1台制作50mm200mm炮泥表4-2 爆破施工时所需其他工具项目数量项目数量透明胶带20裁纸刀（割纸刀）6黑胶带

40、15皮带夹6锤 子1梯 子3手 钳1木 板6水炮泥60mm200mm水炮泥50个（含备用5个）用于消焰5打钻工艺及安全技术措施钻机的搬迁和安装作业准备定位启动钻机加钻杆钻进退钻杆钻探记录。5.1钻机安装（1）在地面将钻机、钻杆、开关及其它器材仔细检查，确认完好合格，经调试正常后方可装车下井。（2）器材装车由地面严格按照运输管理规定运到施工地点。（3）作业前，要提前与打钻地点所属单位取得联系以便配合抽采队进行打钻作业。（4）将作业现场清理平整，根据作业要求铺设数层道木，道木之间要用8#双股铅丝捆绑牢固。（5）将钻机平稳放在道木之上，调整到施工钻孔所需的方位。（6）将钻机四角分别用液压支柱垂直于巷

41、道顶板打牢（支柱上端要用专用钢丝绳与巷顶可承重的地方挂绑在一起）。（7）井下电钳工负责将钻机电源等按标准接好。（8）用坡度规量好施工角度。（9）把开关隔离手把打到零位上。（10）把供水胶管一端接到钻机供水器上，一端接到静压水管三通上。5.2作业步骤（1）先试钻机，然后再接钻杆、钻头，按操作规程开始打钻。（2）试运转正常后，从回转器后端插入一根钻杆，穿过卡盘，在卡盘前方人工拧紧钻头。（3）在钻杆的后方人工拧上供水器，接通水管，准备钻进。（4）先回转，然后通过下钻、给进起拔操作手把，靠回转器的往复移动将钻杆送入孔内，待钻杆尾部接近回转器主轴后端时停止送入。（5）一根钻杆终了时，减小孔底压力，先停给

42、进，停止供水，人工卸开供水器。（6）从回转器后端插入第二根钻杆，人工对上丝口，接上供水器，供水器开水，通过下钻、起拔操作手把后退回转器，以后依次重复循环，直到送完全部钻杆。（7）钻孔完成后拔钻，卸钻杆时，停止供水，卸下供水器，通过起钻、给进起拔操作手把，拉出钻杆，待欲卸的接头露出250mm300mm时停止，人工卸开接头，取下钻杆，如此重复循环，直至拔完孔内全部钻杆，并做好打钻记录。（8）钻孔完成后，清理现场，检查钻机，准备施工下一个孔。5.3作业要求（1）作业前，由综采一队负责勾火，将静压水管路延伸到位，水泵安装完好，并安排专人抽水，以便顺利施工，打钻过程中必须清理好现场淤泥。（2）所有作业人

43、员必须穿戴整齐(袖口扎紧)，严防衣服被绞到钻机转动部分上，并且熟悉钻机的操作方法，维护保养等知识，严格按照钻机操作规程进行操作。（3）作业前，安排作业人员对作业地点附近进行洒水灭尘后，方可进行打钻作业。（4）固定钻机时，必须将钻机固定在安全可靠的地方，同时将钻机固定牢固平稳，确保打钻作业的安全及参数的准确性。（5）打钻作业时，作业人员必须密切协作，注意力集中，注意帮、顶、钻进等情况，一人在钻机电源开关处，用于紧急停钻。（6）每次只能接、卸一根钻杆，并严格检查，以防钻杆破损掉入煤体。（7）钻头送入钻孔开始钻进时，压力不宜太大，要轻压慢钻，以免崩刃或打坏变速齿轮，待钻头下到孔底，工作平稳后，再逐渐

44、增大压力。（8）采用清水钻进时，开钻前必须注水，回水后方可给压钻进，并要保证有足够的流量，不准钻干孔，孔内岩粉多时，应加大水量，延长开泵时间，确保冲好孔后方可停钻。停钻后，必须将开关隔离可靠闭锁。（9）钻进时，钻工要认真观察钻机运转情况，即观察送水、钻孔回水、钻孔内的震动声音等情况。（10）更换钻头时，应注意孔径与钻头直径匹配，以免卡死钻头。临时停钻时，要将钻头退离孔底一定距离，防止煤岩卡住钻杆；停钻8小时以上应将钻杆拨出。（11）拔钻前首先用清水冲洗钻孔，待回水变清为止。跟班队干和班组长要准确测量孔外余尺，清点剩余钻杆数量，以核实进尺或孔深，并记录在册。（12）在拨钻过程中，钻工必须与工作人

45、员紧密配合，操作要轻而稳，不得猛拨、硬拉，不得超负荷作业。（13）钻进时要匀速慢进，认真观察钻孔回水量，以判断是否透钻。（14）打钻作业过程中，如果掉钻杆要立即组织打捞，并及时向生产科、地测科、安监科、调度室等有关部门报告，并提供掉钻杆位置示意图，以便采掘工程参阅。5.4供电、供水、排水系统供电系统设备布置形式：钻机电源由n1102回风顺槽（或n1102胶带顺槽根据矿具体情况选择）绞车开关上引出。上级电源由北一胶带上山变电所引出。供水：北一胶带上山n1102胶带顺槽北一胶带上山n1102切眼排水系统：1、钻孔涌水通过排水管路排走。附近无积水坑时用编织袋砌筑临时水渠，将水排入积水坑，再用水泵抽排

46、。2、水泵必须保证完好并有备用泵。排水管路必须保证畅通。3、发现管路接口处漏水时应及时停机处理。4、随时观察工作面的涌水变化，水量增加时及时采取有效措施。5、低洼地段的积水应及时排除，做到文明生产达标。5.5安全措施（1）作业地点下风侧3m，距顶板300mm，距煤帮200mm400mm处悬挂一台便携式瓦检仪，随时注意瓦斯浓度显示情况。瓦斯浓度达到或超过0.8%时立即停止钻进，并采取措施，待瓦斯浓度降至0.8%以下后方可恢复作业。瓦斯浓度达到或超过1.0%时，立即停电撤人，并向队部及通风专业值班汇报有关情况，按指示执行。（2）钻孔施工期间，每班交接班到达现场后必须明确巷道内瓦斯探头悬挂位置，钻孔

47、施工区域下风流50m范围内安设有瓦斯探头时，安排专人进行监护，瓦斯探头显示浓度达到0.6%时，必须停钻，待浓度降至0.6%以下方可恢复打钻作业。同时汇报通风专业值班处。（3）井下打钻作业地点必须悬挂瓦斯检查牌板，由当班瓦检员负责瓦斯检查并填写牌板；在打钻作业变更前必须向通风科提出申请，申请注明开工时间，打钻地点，经通风科批准后方可开工，申请一式三份，队组保存一份，送通风科和通风队一份；通风队接到打钻作业变更单后，必须在作业前在该地点处规范悬挂瓦斯检查牌板并进行瓦斯检查。（4）打钻作业前，由综采一队对顶板进行支护，确认安全可靠后方可开工打钻。打钻人员进入作业现场，必须先敲帮问顶，仔细检查作业范围

48、内的帮顶支护安全状况，发现不安全因素，必须先进行处理，确认安全后方可作业。钻孔施工区域3m范围进行专门支护每施工完一个钻孔后，由综采一队安排人员对下一个钻孔施工区域进行支护。（5）搬迁设备时，要轻抬轻放，以免碰撞设备或伤及工作人员，严禁带电检修、搬迁电器设备，严禁带电拖移电缆，（6）钻机使用660v电源，拆、接电源时必须办理停电申请票，由专职电工负责停送电，严格执行停送电制度，在停电开关上悬挂“线路有人作业，严禁送电”标志牌，停电闭锁后，先检查瓦斯浓度（不超过0.5%），经验、放电，挂接地线后方准接线。接线时必须先接负荷侧，后接电源侧；拆线时必须先拆电源侧，后拆负荷侧。拆接线时，必须由专职电工

49、操作，闭锁上级电源后由专人监护。（7）隔爆电气设备开盖检修前，必须先停电，检查设备10m范围内瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开盖检修。（8）每班严格检查电气设备，发现隐患及时处理，杜绝电气设备失爆，钻机停机后必须将开关隔离可靠闭锁。（9）钻进时若发现钻孔瓦斯涌出异常、煤体出现异常声音、煤体片帮外移、煤面轻微颤动、顶夹钻和喷孔、频繁放煤炮、工作面掉渣等异常现象，必须立即停钻，严禁拔出钻杆，并立即报告矿调度室、地测科、通风科、抽采科等部门，按指示执行。如有持续上升趋势或瓦斯浓度超限，必须立即撤离。（10）所需排水设备未到位时，不得开工打钻。（11）钻进时要匀速慢进，认真观察钻孔回水量，以判断是否透

50、钻。（12）打钻时发现钻机或钻杆有异常声音，立即停钻，以防卡钻，查明原因并进行处理后，方可继续作业。（13）钻机固定要牢固可靠，保证安全作业及打钻参数的准确性。按中腰线摆正钻机，机身安放平稳后，钻机四角打上液压支柱，保证支护有效。（14）钻机运转时，其他非打钻作业人员严禁在作业地点30m范围内逗留，钻机操作人员站在钻机两侧，严禁站在钻机的后方，以防瓦斯喷孔伤人。（15）钻机运转时，严禁用手或身体的其它部位及其它物件接触转动部位。接钻杆和卸钻杆时操作人员双手必须离开操作部件，防止误开钻伤人。（16）钻进时要匀速慢进，认真观察钻孔回水量，一旦发现回水不畅或钻机不供水，立即后退钻杆，严禁干打眼，待孔

51、内回水返回后，方可继续钻进。（17）作业人员严禁站在钻机正后方，必须站在钻机两侧2m以外，并在钻机正前方安装挡板，防止瓦斯喷孔伤人。（18）需要撤退时，跟班队干或班组长要立即组织人员沿避灾路线撤离，并及时汇报队部值班室及调度室。（19）设备起吊作业前，必须选择相适应的起吊工器具，其额定承载起吊负荷必须大于被起吊设备重量的3.5倍以上，且连接方式必须可靠。（20）起吊点承载能力必须大于被起吊物重量的5倍以上，且必须位于起吊物垂直正上方。（21）倒链、绳套等起吊工器具，在使用前必须进行严格检查，确保安全、可靠。（22）设备起吊作业必须先试吊100mm150mm的高度后停止起吊，经检查起吊点，起吊工器具及连接方式牢固、可靠后，方可再进行起吊。（23）起吊开始后，设备下方及其外围尺寸以外1.5