1、回风暗斜井钻眼爆破作业规程神木县盛博煤业有限公司1-2回回风下山掘进作业规程 工 作 面 名 称： 1-2回风暗斜掘进 编 制 人: 徐 平 编 制 日 期： 2013 年 10月 9 日目 录第一章 工程概况第二章 巷道支护设计第三章 施工工艺第四章 生产系统第五章 劳动组织与技术指标第六章 安全技术措施第七章 灾害预防及避灾路线第八章 安全生产责任制附图 1避灾路线图 2运输系统图 3通风系统图4炮眼布置图 5供电系统图6、巷道布置图7、支护断面图 第一章 工程概况 1.1矿井概况1.1.1井田概况神木县盛博煤业有限公司煤矿(整合区)位于陕西省神木县城西北约41 km处，行政区划隶属神木县
2、孙家岔镇管辖。整合区东北部与孙家岔镇马连湾村办煤矿相邻，东部与孙家岔镇三卜树村办煤矿相邻，东南部与孙家岔镇龙华煤矿相邻。东西长约1.61km，南北宽约1.30km，面积1.9074km2。1.1.2井田位置及交通情况 整合区至孙家岔镇有简易公路相通，并与S204省道相接。经孙家岔镇南行16km至店塔镇，由店塔镇向东76km经府（谷）店（塔）一级公路可达府谷县城，由店塔南行21km至神木县城。1.1.3工程概况1.1.3.1工程概况本工程为1-2回风暗斜，从2-2上总回风巷Z型段FM7点向东掘进，方位角583000，坡度为30，巷道长度为70米，。1.1.3.2巷道特征 巷道为拱形全岩巷道，净断
3、面14.25，宽高=4.53.65。支护为锚杆、挂网、喷浆联合支护。1.1.3.3巷道用途 用于1-2煤层回风、并作安全出口。1.1.3.4编写依据 地勘报告,地质说明书，煤矿安全规程，各项法律法规。1.1.4地层1.1.4.1地层特征整合区地表除庙沟及其它支沟沟谷两侧有基岩出露外，其余部分均被第四系风积砂及新近系红土所覆盖，依据地质填图及钻孔揭露，地层由老至新依次为：三叠系上统永坪组（T3y）、侏罗系中统延安组（J2y）、直罗组（J2z）、新近系上新统静乐组（N2j）、第四系全新统冲积层（Q4al）、风积沙（Q4eol）。现分述如下： 延安组第五段（J2y5） 本段地层自1-2煤层到2-2上
4、煤层间距26.4935.19m，平均30m，。本段含1号煤组。本段沉积环境内三角洲平原与前缘过渡地带，岩性复杂，规律性不明显，大致具先反后正复合粒序。上部以灰色粉砂岩，深灰色及灰黑色泥岩为主，夹炭质泥岩及煤线。中部以灰白色长石，岩屑杂岩为主，具交错层理，次为灰色深灰色细碎屑岩，局部夹炭质泥岩及煤线。下部以灰色粉砂岩，深灰色泥岩为主，夹灰白色中细粒砂岩透镜体。1.1.4.2构造本整合区勘探未发现断层，从各煤层底板等高线图表明，地层产状平缓，总体走向大致为NE、SW，倾向NW，倾角不足1的近似水平的单斜构造。本区含煤地层产状近于水平，沿走向、倾向的产状变化不大，无较大的波状起伏、褶皱及断层，无岩浆
5、活动，构造简单。1.1.5水文地质1.1.5.1地表水整合区煤层直接充水含水层为煤层顶板砂岩承压含水层，富水性弱，若无外来水源，对矿井威胁较小，即以裂隙含水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。1.1.5.2地下水含（隔）水层水文地质特征 多年实测，涌水量微弱，且主要来自延安组第五段的砂岩裂隙内，多以渗出、滴出的方式充入巷道。正常涌水量为35m3/d。在庙沟及其支沟上覆基岩厚约20m左右，1-2煤层导水裂隙与地表水勾通，采空区因长期停采，可能有大量积水。1.1.6小煤矿开采情况整合区东南角为原神木县孙家岔镇三卜树村办煤矿西南小部分，该矿于1992年正式建成投产,开采1-2煤，登记标高+1138+
6、1156m，生产规模0.06Mt/a年。2005年4月检测前在本区无采动，2005年4月检测后至2008年12月底在本区形成采空面积0.16km2，采动量0.54 Mt。2008年12月底至今靠近本区地段停止采动。通过对村民调查实际采动量比上述还大，资料没有。第二章 巷道支护设计2.1巷道布置设计巷道在2-2上煤层靠近矿界处，由南向东掘进，巷道净断面=14.25.2.2巷道支护设计 2.2.1、巷道支护形式本工作面布置在坚硬稳定的岩层中，设计采用锚网喷支护形式。（1）、锚杆支护参数选择参照煤炭系统总结的经验，按悬吊理论计算，进行支护方式和锚杆参数设计： 1、锚杆长度计算： L=KH+L1+L2
7、 式中 L锚杆长度，m； H冒落拱高度，m； K安全系数，一般取K=2； L1锚杆锚入不稳定岩层的深度，一般按05m； L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取01m。 其中： H=B2F=4524=0.56 式中 B巷道开掘宽度，取4.5m； F岩石坚固系数，取4。 则 L=20.56+0.5+0.1= 1.72m 因此可选用2.0长的金属锚杆。2、锚杆杆体直径D=35.52Q/t 式中D为锚杆直径，；Q为锚固力，取49KN；t为杆体抗拉强度，取375Mpa 。计算可得：35.520.361=14.82（），因此可选用18的锚杆。 3锚杆间排距计算，间排距相等： A=QKHR(1.5-1.8)12
8、 式中 A锚杆间排距，m； Q锚杆设计锚固力，50kN根； H冒落拱高度，m； R被悬吊砂岩的密度，取2500kgm3； K安全系数，取K=2。 A=1.8m。4、支护参数确定 通过以上计算， 选用181800mm锚杆，锚杆杆体为圆钢锚杆。锚杆间距800mm、排距800mm，锚杆外露为3050mm。共布置6条锚杆。金属网及钢托盘： 金属网由12#钢丝编织凌形，网格5050mm，网片规格为25001200，搭接长度为200mm，搭接处每隔300mm用双股14# 铁丝绑扎牢，锚杆托盘用8mm厚钢板制作，为正方形，规格：120120mm。锚固剂：锚固长度不小于0.8m；每条锚杆用2支Z35/40树脂
9、锚固剂固定；每条锚杆抗拔力不小于80kN（YML-20型锚杆拉力计压力表读数23.2MPa）。控顶距(锚杆距工作面不得超过2m)； 工作面护邦网采用12铅丝编织25001200铁丝网，网格为5050，与锚杆配合使用，铁丝网互相连接，紧靠壁面。喷浆厚度100mm。 巷道支护特征表岩性面积周长支护方式锚杆参数每米巷道材料消耗14.36锚网喷锚深排间距锚杆直径排列方式锚杆根树脂锚固剂丝网全岩14.25锚杆185080080018拱形816卷2.2.2支护剖、平面图、巷道断面图附图一：2.2.3 支护工艺一、支护形式1、临时支护：根据现在实际情况及设计，工不设临时支护。如遇顶板特殊情况另定。2、永久支
10、护：永久支护距离工作面不的大于2米，锚杆的托板要紧贴顶板，锚杆角度大于70度。支护及时到位。2.2.4支护材料1、树脂锚杆：采用18mm1800mm的端头锚固式麻花头锚杆2、树脂锚固剂：K-3540，32L400每根锚杆使用2卷树脂药包，锚杆锚固力不低于80KN。2.2.5永久支护锚网安装工艺 1、打锚杆眼： (1)首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。 (2)打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求，不符合要求时，必须处理。(3)打锚杆眼使用锚杆钻打眼，锚杆机钻头直径为36mm； (4)打眼深度为1.85m，锚杆外露长度不得大于50mm，与岩体壁面
11、尽量垂直。打完眼后，要把眼内的积水、岩粉清理干净。 2、安装锚杆： (1)装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。 (2)安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插人锚杆。此时，安好连接套，插入钻机，启动钻机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌30s，停钻，卸下钻机，待5min后方可卸下联接套。15min后，上好托板，将螺母用扳手拧紧。 (3)锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。 (4)锚杆的锚固力不得低于80kN根。 2.2.6支护质量要求1、打锚杆时，必须在实帮实顶上打眼，严禁在松动的岩石上打眼。2
12、、锚杆眼深度1.85米，锚杆外露部分5cm。3、锚杆眼间、排距：80cm804、安装锚杆时，要求安装牢固，托板紧贴壁面，不松动，未接触部位必须楔紧。第三章 施工工艺 3.3.1施工方法采用三个掘进班循环的作业方式，掘进期间进行锚杆支护，按此方法顺序作业：1、 掘进采用钻眼爆破法，使用延期豪秒雷管，一次起爆。2、 本巷道掘进必须严格按中线施工。3、 交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。然后进行打眼，装药，爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板、片帮、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，方能进行支护、出煤、清理
13、巷道。交接班安全检查打眼-装药放炮通风敲帮问顶支护运输清理巷道。3.3.2打眼方式1、本巷道掘进工程采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。2、掘进巷施工使用风钻打眼，循环进度为1.6米。3.3.3爆破作业 放炮采用毫秒延期电雷管和煤矿3号矿用炸药，毫秒延期电雷管的延期时间不能大于130毫秒。掏槽方式：采用三花眼掏槽布置方式。起爆方式：一次装药，一次起爆，起爆使用MFd100型防爆发爆器起爆。装药方式：正向装药。联线方式：串联。炮眼利用率为90%。附图 炮眼布置图二表3-1 爆破参数表序号炮眼名称炮眼序号眼数/个眼间距/mm装药量起爆顺序连线方式备 注每眼/卷小计/卷药量/kg1掏槽眼1-880.75
14、5408串并联1、遇断层破碎带时，须另外编制爆破图表。2一圈辅助眼9-19118004448.83二圈周边眼20-35163003489.64起底眼36-4160.823183.65合 计41 15030表3-2 预期爆破说明书序号名 称单 位数 量序 号名 称单 位数 量1每循环炮眼数量个419每循环雷管消耗量个412每循环炮眼长度m8210每立方煤岩雷管消耗量个/m32.83炮眼利用率%8511每米进尺雷管消耗量个/m25.64循环进尺m1.65每循环爆破实体m314.256每循环炸药消耗量kg307每立方煤岩炸药消耗量kg/m32.18每米进尺炸药消耗量kg/m18.753.3.4装载与
15、运输 爆破落煤待炮烟吹散后，经过检查确认安全时，爬岩机将矸石爬到斜井底部-采用20装载机先将矸石装入防暴车-经2-2上回风巷-三联巷-副井-2-2上铺运大巷-地面矸石场。设备配置 与现有设备协调使用，不足时另行配备。表33 主要施工设备配置表序号设备名称型 号数 量备 注1空压机13m1台2综保1台3装载机ZLC-201台4煤电钻2.02台5防爆车2台6喷浆机PC-5T1台7爬岩机PY-301台89激光指向仪JK-31台第四章 生产系统 通风系统 4.1.1通风方式与风筒选择巷道长度70m，净宽4.5 m，净断面积14.25m2。一次爆破最多炸药消耗量为30kg。为适应巷道施工需要，采用局扇通
16、风，即局部通风机设在二联巷风门外的进风巷，选用600胶质风筒，压入新鲜空气。4.1.2工作面所需风量计算（1）按工作面同时工作的最多人数计算Qr4N41040m3/min式中 Qr工作面所需风量 N工作面最多人数，取8人（2）按工作面爆破排除炮烟计算式中 Q掘进工作面所需风量，m3/mint通风时间，一般取2030min，取20minA一次起爆炸药量，取30kgb每kg炸药产生的CO当量，岩巷爆破取40L/kg S净断面，取14.25m2 L通风长度，取170m Pq风筒始、末端风量之比，即漏风系数，取1.79 CP氧化碳浓度的允许值，%，CP=0.02 Q=111 m3/min（3）按风速计
17、算最低风速取0.15 m/s ，最高风速取4 m/sQmax4S60414.25603420 m3/minQmin0.15S600.1514.2560128.3 m3/min式中 S净断面，取14.25m2根据以上计算，施工时，工作面配风量为220 m3/min。4.1.3局扇工作风压计算（1）风筒风阻计算因为长度为70米，考虑到风机至井口及拐弯，风筒全长按170米计算，采用600胶质风筒，每节风筒长为10米。1）风筒摩擦风阻R摩6.48L/D5式中R摩风筒摩擦风阻，Ns2m-8 胶质风筒的摩擦阻力系数，Ns2m-4，取0.0029 Ns2m-4D风筒直径，取0.6 mL风筒总长，取170 m
18、R摩6.480.0029170/0.6540.9 Ns2m-82）风筒出口局部风阻 R出o/（2S2）式中 R出风筒出口局部风阻，Ns2m-8 o风筒出口局部阻力系数，取1.0 空气密度，取1.2 kg/m3S 风筒断面积，取0.78 m2R出1.01.2/2/0.7821.0 Ns2m-83）局扇出口局部风阻 R扇出f/（2S2）式中 R扇出局扇出口局部风阻，Ns2m-8 f局扇出口局部阻力系数，取0.6 空气密度，取1.2 kg/m3S 风筒断面积，取0.78 m2R扇出0.61.2/2/0.7820.6 Ns2m-84）风筒接头局部风阻 R接j/（2S2）式中 R接风筒接头局部风阻，Ns
19、2m-8 f风筒接头局部阻力系数，取0.03 空气密度，取1.2 kg/m3S 风筒断面积，取0.78 m2R接0.031.2/2/0.7820.03 Ns2m-8R接总= R接L/10=0.033145/10=9.4 Ns2m-85）风筒拐弯局部风阻 R拐拐/（2S2）式中 R接风筒拐弯局部风阻，Ns2m-8 拐风筒拐弯局部阻力系数，取0.2 空气密度，取1.2 kg/m3S 风筒断面积，取0.78m2R拐0.21.2/2/0.7820.2 Ns2m-8风筒的总风阻RR摩R局 R摩R出R扇出R接总+ R拐40.91.00.69.4+0.252.1 Ns2m-8（2）漏风系数计算式中 L风筒长
20、度，L=260mP100百米漏风率，P100=1.4% P=1.79（3）通风机的工作参数计算掘进工作面所需风量Qh208 m3/min，即3.4m3/s通风机的工作风量：Qa PQh1.795.8 10.38 m3/s通风机全压：HtRQaQhhvoRQaQh0.811Qh2/D4式中 Ht通风机全压，Pa R风筒的总风阻，取70.3 Ns2m-8 Qh掘进工作面所需风量，取5.8 m3/s Qa通风机的工作风量，取10.38 m3/s hvo风筒出口动压损失 空气密度 取1.2 kg/m3 D风筒直径取0.6mHt17.110.385.80.8111.25.82/1.041001 Pa通风
21、困难时期设计工况点：Qa208 m3/min Ht1001 Pa4.1. 4 选择压入式局部通风机根据需要的Qa、Ht值在各类轴流通风机特性曲线上，选择确定轴流通风机。 通过以上计算，可选用BSDF-2-NO8型煤矿用防爆压入式轴流局部通风机，其主要技术参数：功率：11 KW；风量：230285m3/min；风压：2000750Pa。4.2.1供水工作面供水由矿方负责，将施工用水管路通往巷道开口处。考虑工作面钻眼、喷浆、冲洗岩帮、综合防尘以及漏水系数等因素，巷内布置一路573.5 mm供水管，这样可满足喷浆机23 kgf/cm2的工作水压。 4.3.1通讯、信号、照明及监控系统井下通讯采用防爆
22、电话，信号采用声光联络信号，电话设在距工作面4050m处与地面调度进行通讯联络。4.4.1供电系统井筒施工期间，采用现有移变接一趟502电源电缆，供给工作面用电。施工期间，主要负荷是压风机、局部通风机、排水等各有关负荷。（1）2煤盘区总负荷负荷见下列统计表表41负荷统计表序号名 称功率/kwW需用系数/k计算功率/kW视在功率/kVA电压等级/V1空压机1300.85130.660V2煤电钻4444660V3喷浆机5.50.653.64.3660V4其他1010.660V井筒低压小计5局扇1111660V合计113.5113.5根据上表1）低压负荷装机容量为113.5kW，采用容量315kVA
23、变压器即可，与现有设备协调使用，必要时另行配备。）局部通风机选用11kW风机。）根据以上,施工期间,总装机容量为113KW。4.5运输系统爬岩机将矸石爬到到井底-采用20装载机将矸石装入胶轮车，2-2总回风巷-三联巷-2-2辅运巷-副井-地面矸石场。4.6压风系统根据计算和节能需要选择一台LA-130/8.5-40螺杆式压风机。布置一路1594mm压风管，由临时压风机房经压风管向工作面供风，压风管下端接高压胶管，尾部设分风器，分别向各风动工具供风。 4.7排水系统施工期间，选用潜水泵作为主排水设备，主排水管路选用57塑料管及快速接头，把工作面吸水窝的水排至矿方指定位置。 4.8综合防尘 采用湿
24、式凿岩，工作面落矸后洒水降尘，工人配带防尘口罩。4.9瓦斯防治4.10.1掘进工作面配备风、电、瓦斯闭锁装置，保证工作地点瓦斯超限时机电设备能自动切断电源，实现安全生产。4.10.2、掘进工作面按通风设计配备足够的风量，并设有相应的通风设施，确保工作面有一个良好的工作环境。4.10.3严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。4.10.4掘进工作面风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。4.10.5掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。4.10.6掘进
25、工作面因停电或检修主要通风机而停工，恢复生产通风时，有排除瓦斯和送电的安全措施。4.10.7临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏和警示标志，禁止人员入内。4.11 防灭火 煤层有自然发火倾向，防火的重点是防止浮煤堆积，做到及时清理。还要防止电缆、机械摩擦和人为火灾。集中管理油脂等易燃物，运输巷道内备有消防材料，可直接灭火。4.12安全监控 安全管理人员、施工队队长、技术员、爆破工、班组长等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。 放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好记录；班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作地点进行
26、瓦斯检测；电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时必须停止作业、进行处理。4.13防治水严格执行防治水有关规定和煤矿安全规程，有掘必探。完善排水设施，暗斜井下口水仓处，备用潜水泵2台及相配套的设施。第五章 劳动组织与主要技术经济指标 5.1劳动组织5.1.1掘进作业方式：该巷道采用钻眼爆破法掘进方式，采用人工打眼，爆破落岩，装载机装煤、矸通过防爆汽车运送至地面。掘进支护采用“三八”制作业方式，即3个班掘进。当班有值班管理人员1人，施工队值班管理人员1人，安全员1人，同时管理井下几个掘进工作面的安全工作。附图表51表5-1 劳动组织安排表单位工种人数单位工种人数单位工种人数掘进队队长1机电队电工项目部经理技术员1机修副经理材料员1大班机检修1工程技术人员机修1压风工经营管理部班长13灯房安检调度质检员掘进工23放炮员13搅拌工喷浆工 5装载机司机12胶轮车司机22爬岩司机31小计271合计28 原有管理人员不变
