回风暗斜井绞车房作业规程.docx

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1、目 录第一章 概 况- 2 -第一节 概 述- 2 -第二节 编制依据- 2 -第二章 巷道位置及地质情况- 2 -第一节 巷道位置- 2 -第二节 岩层赋存特性- 3 -第三节 地质构造- 3 -第四节 水文地质及其它- 3 -第五节 煤层瓦斯、煤层自燃倾向、煤层煤尘爆炸危险性- 4 -第三章 巷道布置及支护说明- 4 -第一节 巷道布置- 4 -第二节 支护工艺- 9 -第四章 施工方法及工艺- 13 -第一节 施工方法- 13 -第二节 钻眼及爆破作业- 16 -第三节 装载运输及设备- 35 -第四节 管线布置及轨道铺设- 36 -第五章 辅助生产系统- 37 -第一节 通风- 37

2、-第二节 压风- 39 -第三节 供水及综合防尘- 39 -第四节 防灭火- 41 -第五节 供电- 42 -第六节 排水- 46 -第七节 瓦斯防治- 47 -第八节 照明、通讯及信号- 48 -第九节 安全监控系统- 48 -第十节 压风自救- 50 -第十一节 供水施救- 51 -第十二节 人员定位- 52 -第六章 劳动组织及主要经济技术指标- 53 -第一节 劳动力安排- 53 -第二节 循环作业方式及进度指标- 54 -第三节 主要技术经济指标- 55 -第七章 安全技术措施- 55 -第一节 开工前准备的安全技术措施- 55 -第二节 一通三防- 57 -第三节 顶 板- 63

3、-第四节 施工炮眼安全技术措施- 66 -第五节 爆破安全技术措施- 69 -第六节 支护安全技术措施- 73 -第七节 掘进面供水作业安全技术措施- 78 -第八节 机电- 79 -第九节 胶带运输机拆除安全技术措施- 96 -第十节 防治水- 98 -第十一节 其 他- 100 -1、运输作业安全技术措施- 100 -2、 喷浆作业安全技术措施- 101 -第八章 灾害应急措施及避灾路线- 116 -第一节 灾害应急措施及避灾方法- 116 -第二节 各种灾害的自救、互救及组织抢救- 118 -第三节 事故处理措施- 119 -第四节 避灾路线图- 122 -第一章 概 况第一节 概 述一

4、、工程名称本作业规程掘进巷道为新疆昌吉市屯宝矿业有限公司回风暗斜井绞车硐室及通道二、巷道用途为回风暗斜井提供提升、运输等服务。三、巷道设计工程量设计长度：回风暗斜井绞车硐室及通道总工程量为69.92m，其中绳道11.122m，绞车硐室10.9m，操作硐室4.6m，通道17.3m，车场刷帮部分26m。四、服务年限：永久五、预计开竣工时间:以实际开工日期为准。第二节 编制依据一、经过审批的设计1.新疆昌吉市屯宝矿业有限责任公司延深工程回风暗斜井绞车硐室及通道施工图。2、湖南楚湘建设工程有限公司新疆屯宝延深工程施工组织设计。二、地质说明书本井筒地质资料的依据是新疆昌吉市屯宝矿业有限责任公司屯宝煤矿二

5、水平回风暗斜井掘进地质说明书。三、矿井瓦斯等级鉴定报告 本规程编制依据2012年矿井瓦斯等级鉴定报告。 四、参考资料1、煤矿安全规程2、GB 50213-2010煤矿井巷工程质量验收规范3、GB 50511-2010煤矿井巷工程施工规范等详见湖南楚湘建设工程有限公司新疆屯宝延深工程施工组织设计。第二章 巷道位置及地质情况第一节 巷道位置地面相对位置及邻近采区开采情况表1水平+850工程名称回风暗斜井绞车硐室及通道地面标高+1280+1350井下标高+850地面的相对位置建筑物、小井及其他位于立风井北部荒山。井下相对位置对掘进巷道的影响1. 位于+850+1058回风巷以东8米，方位30730，

6、西距皮带暗斜井32.8米。第二节 岩层赋存特性现有地质资料均以2009年新疆煤田地质局一六一煤田地质勘探队出具的新疆准南煤田昌吉市硫磺沟矿区四号井田勘探报告为准。第三节 地质构造 根据建设方提供的地质说明书，本区位于阿克德向斜南翼,地层走向为北东南西向,为一北西倾斜的单斜构造,地层倾角1826。第四节 水文地质及其它1、 井田水文地质类型及复杂程度本井田煤矿床以裂隙充水为主的矿床，远离地表水体，地下水补给以大气降水为主要补给源，含水层富水性弱，各可采煤层顶板均为粉砂岩、细砂岩，胶结较好，各含水层间水力联系较差，井田内地质构造简单，未发现较大断裂构造。矿井正常涌水量45m/h，本井田属以裂隙含水

7、层充水为主的矿床，水文地质条件简单，顶板进水的微水矿床。2、顶底板含水层顶底板均为2含水层：西山窑组下段下部含水层，岩性以煤层为主，裂隙发育，厚度118.70130.75米，平均厚度124.30米，厚度较稳定，为弱含水层，其在地表出露较少。抽水试验单位涌水量q为0.00854升/秒米，渗透系数k为0.00496米/日，2含水层富水性极弱。上部G5隔水层：岩性以粉砂岩、细砂岩为主，泥质胶结为主，厚度2.6430.56米，中部薄，南北部厚，平均厚度14.64米，厚度变化较大。第五节 煤层瓦斯、煤层自燃倾向、煤层煤尘爆炸危险性煤层瓦斯：绝对瓦斯涌出量11.53m/min，相对瓦斯涌出量2.1m/t，

8、属于高瓦斯煤层。煤层自燃倾向：属于及很易自燃易自燃煤层。煤层自燃发火期为3-4个月。煤层煤尘爆炸危险性：具爆炸危险。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置回风暗斜井绞车硐室现开口实测坐标为：X=4837466.7694m；Y=509977.2012m，实际开口坐标以测量部门重新校测为准。1、回风暗斜井绞车硐室绳道回风暗斜井绞车硐室绳道设计坡度为3，设计断面为：半圆形拱，净断面积12.28m，掘进断面积13.44m，净断面墙高1500mm，拱高2000mm，净宽4000mm，净高3400mm，喷射混凝土厚度120mm，基础深100mm。水沟位于巷道西帮（掘进方向右侧）尺寸为宽高：300250

9、mm，水沟壁厚100mm。巷道采用锚网喷支护，支护用锚杆为202200mm等强无纵筋螺纹钢式树脂锚杆，间排距为800800mm。锚杆托板采用规格为1501508mm钢板加工；金属网采用6.5mm圆钢焊制，网格100mm100mm。2、回风暗斜井绞车硐室回风暗斜井绞车硐室A-A段设计坡度为3，采用锚网喷+锚索支护，设计断面为：半圆形拱，净断面积17.89m，掘进断面积19.77m，净断面墙高1400mm，拱高2600mm，净宽5200mm，净高4000mm，喷射混凝土厚度120mm，铺底厚度为100mm，基础深120mm，A-A段设计断面为：半圆形拱，净断面积23.09m，掘进断面积25.24m

10、，净断面墙高2400mm，拱高2600mm，净宽5200mm，净高5000mm，喷射混凝土厚度120mm，铺底厚度为100mm，基础深120mm。水沟位于硐室四周水沟尺寸为宽高 ：300250mm，水沟壁厚100mm。巷道采用锚网喷支护，支护用锚杆为202200mm等强无纵筋螺纹钢式树脂锚杆，间排距均为800800mm，锚杆托板采用规格为1501508mm钢板加工；支护锚索用17.8mm7000mm钢绞线，间排距为24002400mm。锚索托盘采用钢板制作，规格30030012mm；金属网采用6.5mm圆钢焊接的，网孔100mm100mm。3、回风暗斜井绞车硐室操作硐室回风暗斜井绞车硐室操作硐

11、室设计坡度为3，设计断面为：半圆形拱，净断面积12.28m，掘进断面积13.44m，净断面墙高1500mm，拱高2000mm，净宽4000mm，净高3400mm，喷射混凝土厚度120mm，基础深100mm。水沟位于硐室四周尺寸为宽高：300250mm，水沟壁厚100mm。巷道采用锚网喷支护，支护用锚杆为202200mm等强无纵筋螺纹钢式树脂锚杆，间排距为800800mm。锚杆托板采用规格为1501508mm钢板加工；金属网采用6.5mm圆钢焊制，网格100mm100mm。4、回风暗斜井绞车硐室通道回风暗斜井绞车硐室通道设计坡度为3，设计断面为：半圆形拱，净断面积4.37m，掘进断面积5.22m

12、，净断面墙高1400mm，拱高1000mm，净宽2000mm，净高3400mm，喷射混凝土厚度120mm，基础深100mm。水沟位于硐室四周尺寸为宽高：300250mm，水沟壁厚100mm。巷道采用锚网喷支护，支护用锚杆为202200mm等强无纵筋螺纹钢式树脂锚杆，间排距为800800mm。锚杆托板采用规格为1501508mm钢板加工；金属网采用6.5mm圆钢焊制，网格100mm100mm。5、回风暗斜井上平巷扩刷段回风暗斜井绞车硐室扩刷段设计坡度为3，扩刷宽度为1000mm，净高为3500mm，喷射混凝土厚度120mm，基础深100mm。扩刷段设水沟位于扩刷段侧尺寸为宽高：300250mm，

13、水沟壁厚100mm。巷道采用锚网喷支护，支护用锚杆为202200mm等强无纵筋螺纹钢式树脂锚杆，间排距为800800mm。锚杆托板采用规格为1501508mm钢板加工；金属网采用6.5mm圆钢焊制，网格100mm100mm。回风暗斜井绞车硐室绞车硐室及通道拱、墙、基础均为C25喷射混凝土支护。水沟混凝土强度为C20、铺底混凝土强度等级为C15。附支护平、断面图回风暗斜井绞车硐室绳道支护断面图回风暗斜井绞车硐室A-A支护断面图回风暗斜井绞车硐室A-A支护断面图回风暗斜井绞车硐室通道回风暗斜井上平巷刷帮段支护断面图以上支护断面图所注尺寸均为mm。第二节 支护工艺 一、锚网施工1、锚网支护质量要求巷

14、道净宽，净高允许误差0+150mm；锚杆间排距800mm800mm，允许误差为100mm；锚杆方向垂直岩面，打设角度75；锚杆托板紧贴岩壁，不得松动；锚杆外露1040mm；锚杆抗拉拔力不小于设计的90%，不合格必须重新补打；锚杆选择端头锚固方式，锚固长度不小于300mm；每隔300根进行一组锚杆拉力试验，每组3个点，并用红油漆做好标记；紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100N.m；网及网之间的搭接长度不得小于100mm，用铁丝连接。 2、打锚杆眼用尺子量好眼位并用红油漆做好记号。采用MQT-130/2.8煤矿用风动锚杆机沿着眼位垂直于巷道壁法线方向钻进，锚杆眼深2.15m，用28m

15、m的金钢钻头打眼,严格按照设计角度施工，掌握孔深。拱顶锚杆支护距工作面距离不得超过0.8m，以保证工作面的安全施工。 3、锚杆安装 锚杆孔打好后，用202200mm（通道为201800mm）强力树脂锚杆将MSCK2335型锚固剂2卷轻轻送入眼底，再用锚杆机进行搅拌，搅拌时间为10S，凝胶时间为840S，等待时间为1060S，10分钟后再上紧螺帽。锚杆使用端头锚固，锚杆抗拉拔力试验使用LDZ200型矿用锚杆拉力计，当压力表读数为18MPa时放可达到设计值60KN。 4、锚网安装 采用6.5mm圆钢焊接的金属网，网孔100mm100mm。要求铺网平整、无凸凹、网兜，网片的搭接宽度100mm；搭接的

16、网片呈三角形连接时，连接点距离200mm（其余300mm）；网片必须紧贴岩壁连成整体；铺设网片时必须将网片张紧；托盘必须压紧网片。二、锚索施工：1、锚索采用17.8mm钢绞线，长度7000mm，每排2根，排距2400mm，锚索托板采用规格为300mm300mm12mm钢板加工，锚索锚固方式采用端头锚固，锚索抗拉拔力试验使用MS180/55型矿用锚索拉力计，当压力表读数为29MPa时放可达到设计值100KN。 2、采用锚杆机配六方钻杆打眼； 3、检查树脂药包质量； 4、清洁锚索锚固段，用塑料胶带将树脂药包及锚索粘结固定； 5、锚索下端装上专用搅拌驱动器，二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔（注意

17、不能反复抽拉锚索），确保锚固剂全部送到孔底； 6、将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上； 7、一人扶住机头一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间约为10秒； 8、停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后可缩下锚杆机并移开打下一个孔； 9、10分钟后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托板及锚具，并将其托到紧贴顶板的位置； 10、2人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住； 11、开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程； 12、卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落）。 三、喷砼：1、喷砼支护厚度为120mm。设计喷砼

18、标号为C25，25砼配合比为水泥:砂:石子=1:1.84:2.25，按P.C32.5复合硅酸盐水泥配制1m3砼各材料用量：水泥420kg，粗砂774kg，碎石945kg，水180kg。水灰比0.43。砼的各项原材料必须满足有关标准规定，不合格材料不准进场。2、喷射砼前必须进行安全检查和质量检查，确保巷道断面尺寸符合要求。一般情况下，工作面后方喷砼支护及前方工作面打眼及锚杆支护平行作业。如围岩稳定性较差时，在锚网基础上加设锚索支护,喷砼支护。在喷射工作面后方安设喷雾洒水防尘装置。3、在地面甩车道边砌筑搅拌机平台，安装JS-750卧式搅拌机拌制干料，矿车接料并运料至工作面，现场人工上料至喷浆机喷砼

19、。喷砼时，将PS71湿式喷射机安放在工作面后方适当位置。4、喷砼之前先埋桩拉线，保证复喷厚度及成型质量。一般喷射程序是：清两墙角浮矸，先喷射墙基部位，其次喷射两帮墙，最后喷射拱部。5、喷浆机司机操作顺序为：开机时，开风开水送电试运转加料；停机时，停上料喷净机内料停电停水停风。6、喷射时应先喷射裂缝处及凹处，即首先补坑，找平后再按正规操作喷射，喷头应尽量及岩面垂直，并及岩面保持1m左右的间距，自下而上呈螺旋状轨迹移动，旋转直径以300mm左右为宜。高度较大时，必须搭设简易工作台。7、养护：喷射后坚持洒水养护，每小班安排专人洒水养护两次，养护时间不少于7天。有淋水时可自然养护。8、喷砼主要工艺参数

20、确定如下：工作风压：喷射机的工作风压一般需要满足喷头（嘴）处的压力在0.1MPa左右。一般在工作面或后方喷砼，距离较近，工作风压为0.2Mpa以下。水压一般比风压小0.1MPa左右为宜。水灰比：0.40.5时，平整，粘结性好，石子分布均匀；强度高，及岩石粘结强，回弹、粉尘小。一次喷射厚度：一般不应小于骨料最大粒径的两倍，以减少回弹率；一次喷射层厚度过大，将出现喷层下坠，流淌或及岩面之间出现空壳；喷射层太薄，骨料易于回弹。两次喷射最小间隔时间：在常温（1520）时，掺速凝剂5或喷射水泥或双快水泥等，喷射混凝土设计厚度大于一次喷射层厚度时，应分层喷射。两次喷射的最小时间间隔为1525min；当时间

21、超过1h时，复喷前应洒水湿润。四、临时支护方式1）临时支护形式：采用初喷砼作为临时支护，喷厚根据现场围岩岩性确定初喷临时支护厚度，一般30mm50mm，岩性较好、岩层完整时取小值，岩性较差、岩层相对破碎时取大值。2）临时支护使用工艺及要求爆破作业后，操作人员站在永久支护下用长短撬棍进行敲帮问顶，将松软的矸石敲掉，确认无问题时，对爆破后的巷道进行喷浆封闭处理，在临时初喷砼支护下进行顶锚支护。3）临时支护要求：对巷道进行临时支护的工艺严格按喷浆支护工艺要求实施，喷浆及时，厚度达到规定要求，对巷道围岩起到封闭、阻止围岩形变的作用。4）临时超前支护危险源辨识及评估喷砼临时支护任务危险源辨识及评估工序危

22、险源/危害因素风险类型风险及其后果描述事故类型风险评估可能性后果风险值风险等级临时支护1.人员站位及处理方法不当人顶矸石（煤）掉落砸伤人员顶板事故I4D312中等2.敲帮问顶工具不合适机片帮矸石（煤）掉落砸伤人员顶板事故J3D39中等3.未进行敲帮问顶工作环顶板掉矸，两帮偏帮，人员造成伤害顶板事故I4C416中等4.未按规定使用临时支护人工作面人员支护时空顶作业，造成岩（煤）掉落，造成人身伤害顶板事故I4C416中等5.临时支护厚度不符合要求机不能充分起到护顶作用，不能有效控制顶板，造成冒落的岩（煤），造成人身伤害、损坏设备顶板事故I4C416中等针对以上危险源和风险评估结果，安全技术措施编制

23、如下：（1）掘进工作面作业时，作业人员必须站在永久支护下，先用长撬进行敲帮问顶，再进行临时支护，待临时支护完毕后，作业人员方可进入临时支护下进行永久支护。（2）敲帮问顶时，要观察活石、活矸的面积、厚度，并预测冒落的方向和方位，选择顶板完好、浮矸落地2.0m以外的地点站立；（3）处理人员必须设置专人进行监护（观山），并确保退路畅通；（4）处理人员处理破碎区域的顶板浮矸时，敲帮问顶工具及水平面的夹角小于45度，由外向里逐步处理；片帮严重或冒顶厚度较大的情况下，要边处理边支护(处理1m支护1m)，一般采用锚网支护,对破碎严重区域必须采取锚索支护；严禁人员进入空顶区；（5）敲帮问顶人员在作业时，要观察

24、周围其他人员位置，防止撬棍碰伤其他人员；（6）审顶工作完成后，对爆破后的巷道顶板进行初喷砼临时支护，喷浆时严格按喷砼工艺要求及喷支护安全技术措执行。（7）喷厚根据现场围岩岩性确定，不得小于30mm，岩性较好、岩层完整时喷30mm，岩性较差、岩层相对破碎时喷50mm。（8）掘进循环进尺2.1m，最大控顶距2.6m，最小控顶距为0.5m。第四章 施工方法及工艺第一节 施工方法 一、施工方法：1、硐室施工1）根据屯宝煤矿回风暗斜井绞车硐室及通道施工图，巷道设计坡度、巷道断面，围岩情况及地质条件等综合考虑，回风暗斜井绞车硐室井筒掘进采用光面爆破法施工，“一掘一喷”施工作业方式。硐室采用YT-28气腿式

25、凿岩机、MQT-130/3.0型气动锚杆钻机施工炮眼和实施锚杆支护作业。2）为确保回风暗斜井开口处，管线、风筒、开关等设备不被破坏，拟定如下施工方案进行施工。对原配电点开关、管线、胶带运输机等设备进行拆除，不能拆除的线路埋入地下，并用废弃的皮带遮盖，风水管路，风筒用废弃皮带进行遮盖。利用原回风暗斜井工作面局扇供风，回风暗斜井工作面局扇安装在+850主石门电控硐室内。绳道开口处掘进采用放小炮方式爆破，防止管线破坏。3）为保证施工进度，掘进过程中拱部锚网喷支护必须紧跟迎头，岩巷巷帮锚网喷支护可根据围岩情况滞后1020m。 2、扩刷段施工扩刷段采用爆破法掘进，沿回风暗斜井方向掘进，使用YT-28气腿

26、式凿岩机打眼，扩刷段采用从下往上分次爆破方式爆破，“一掘一喷”施工作业方式，循环进尺2.1m，最大控顶距离2.6m，最小控顶距0.5m。3、巷道贯通施工回风暗斜井绞车硐室通道设计长度为17.3m，将及回风暗斜井及+850主石门联络巷贯通，为确保贯通期间施工安全顺利进行，特制定如下施工方案：1）测量部门必须严格控制贯通距离，当贯通距离剩余20m时应上报矿基建、安全、通风、调度等部门，回风暗斜井绞车硐室跟班队长、或班长必须每班向项目部调度室、矿生产指挥中心汇报贯通情况（进尺情况及工作面有无异常）。2、为保证贯通时施工安全，当贯通距离剩余5m时，皮带暗斜井机头硐室反掘工作面采取浅打眼、少装药爆破作业

27、方式掘进，眼深最深处不超过1.5m，跟班队长必须每班检查、加固被贯通点附近支护情况，确认顶板完整，支护完好，顶板、支护情况出现异常时立即报告项目部及矿生产指挥中心，采取措施进行处理后才能恢复施工。3、测量根据贯通及被贯通处两侧底板高差情况进行坡度调整，务必使两巷道不致出现上下台阶。4、贯通距离剩余3m及工作面锚网喷支护完毕后，用YT-28风钻在回风暗斜井绞车硐室通道工作面巷中位置以21730方位施工一个探孔（贯通眼），确定贯通距离和及皮带暗斜井机头硐室贯通点顶底位置关系，探孔参数：钻孔直径42mm，钻孔深度3m，方位角21730。5、贯通距离剩余1.5m以下时，必须通知矿通风部门现场指挥，先对

28、巷道拱部进行贯通，并进行喷射混凝土临时支护，喷砼厚度为30mm，临时支护完毕后由矿通风部门对巷道进行风量测定是否调整通风系统，调整完毕后对巷道进行全断面贯通，再进行锚网喷永久支护。6、贯通前工作面风筒必须紧跟迎头，风筒口距工作面迎头不得超过10m，同时必须保证工作面局扇的正常运转。7、贯通时，必须由专人现场统一指挥，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在

29、1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒，必须由专人组织2个工作面人员撤离至警戒点外。8、当回风暗斜井绞车硐室通道及回风联络巷贯通后后，矿通风部门应及时对回风暗斜井绞车硐室进行测风，然后根据实测风量情况，考虑是否需要对硐室采用局部通风机供风。如测风后通过计算认为无需对以上硐室及巷道进行局部通风机供风，可以通过负压通风方式对以上硐室及巷道进行供风，可停止回风暗斜井绞车硐室工作面供风局扇。4、绞车基础施工1）绞车基础采用爆破法施工，人工装岩，测量根据设计要求给出提升中心线，滚筒主轴中心线，技术人员按设计图纸进行贯彻交底。2）浇灌程序：挖基础找线立模绑扎钢筋浇筑

30、混凝土拆模洒水养护。说明：基础模板只立内模，外侧按开挖基础作地模。在浇筑过程中按设计尺寸放置螺丝孔盒子、预埋件等4、工艺流程：安全检查（瓦斯、顶板、工程质量、设备、工具、材料等）打眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯爆破检查瓦斯敲帮问顶临时支护安装顶锚杆出渣支护工程质量检查下一循环。二、巷道过断层及地质构造带施工巷道过断层及地质构造带施工时，短时间暴露就可能出现冒顶、片帮，为了保证巷道过断层及构造带的施工安全,施工时根据施工揭露围岩的稳定情况，拟采取以下措施：（1）管棚法：在围岩破碎地段施工,可在打设锚索的基础上施工管棚，管棚采用壁厚3.5mm、42mm2.5m钢管，在巷道拱顶施工上、下两圈钢管，间距1

31、00mm，环距100mm，锚距50mm。（2）超前锚杆支护法：在断层多,围岩非常破碎,掘进后随时都有冒顶危险的地段施工,可用打超前锚杆或管棚的方法,超前支护2.53m，以防止顶板冒落。（3）注浆法：对围岩极破碎地段采取注浆的方法对破碎段围岩进行注浆加固。（4）如果在施工中遇到断层破碎带等不良地质条件时，采取适当加密锚杆间排距或增挂钢筋网、增加锚索及架设金属支架等综合支护措施，同时缩小掘进进尺，以小掘进、快开挖、强支护、早封闭的原则快速通过破碎带。具体支护根据实际揭露围岩稳定情况另行编写专项的安全技术措施指导施工。第二节 钻眼及爆破作业 一、钻眼施工开工前测量人员在现场按设计方位和坡度标出需掘进

32、巷道中心线，确定开口位置；掘进爆破支护后及时延深并画好中腰线。使用YT-28气腿式凿岩机打眼，钻孔直径为：42mm。钻眼前首先根据测量放线定位情况标定巷道轮廓线，再清理工作面，将预计布眼处凹凸不平位置采用洋镐或风镐凿平，然后根据爆破图表布眼，先选择几个定位定向眼打眼，插入定向棍指向，再根据定向棍指定方向打其它眼。工作面采用3台气腿式凿岩机打眼，钻眼原则是分片分区钻眼。所有同一次进行爆破的炮眼打完后，采用压风吹眼，将炮眼内的碎石及积水吹出眼外，以便于装药。二、爆破设计1、回风暗斜井绞车硐室绳道开口处爆破设计按锚网喷支护的设计，取掘进断面13.442进行爆破设计。岩石硬度系数46，施工中根据岩石情

33、况及时调整，经试验选取最佳爆破参数。设计使用3级煤矿许用乳化炸药，其主要技术参数为:直径32mm、每卷药重0.2Kg、每卷长200mm。为了满足中深孔起爆，选用4m长脚线，采用15段毫秒延期电雷管爆破，采用深孔光面、光底、弱冲、减震爆破。采用斜眼掏槽，正向连续装药，根据巷道岩性及全断面一次起爆，选用MFB-500型发爆器启爆。炮眼深度及布置a、开口处炮眼深度为1.5，取炮眼利用率0.84，则1.50.84=1.26m。b、炮眼布置：炮眼数目的估算：根据公式：N=gsm（ap） 式中：g=1.53.0kg/m3，取2.32s开挖断面面积，取13.442 炮眼利用率，取0.84 m每个药包长度，取

34、200mm a装药系数（一般取a=0.50.7），取0.5 p每个药卷重,取0.2Kg 则： N=2.3213.440.840.2（0.50.2）=52（个） 取炮眼数目为52个采用斜眼掏槽方式布眼，岩石硬度系数46进行爆破设计，共布置炮眼52个，炮眼深度1.5m，炮眼总长度79.2m，总装药18.6Kg，按光面爆破设计,参见炮眼布置图，爆破参数见表，预期爆破效果见表，光面爆破工艺流程详见图。轨道暗斜井绞车硐室绳道开口处炮眼布置图爆破说明书2、回风暗斜井绞车硐室绳道爆破设计按锚网喷支护的设计，取掘进断面13.442进行爆破设计。岩石硬度系数46，施工中根据岩石情况及时调整，经试验选取最佳爆破参

35、数。设计使用3级煤矿许用乳化炸药，其主要技术参数为:直径32mm、每卷药重0.2Kg、每卷长200mm。为了满足中深孔起爆，选用4m长脚线，采用15段毫秒延期电雷管爆破，采用深孔光面、光底、弱冲、减震爆破。采用斜眼掏槽，正向连续装药，根据巷道岩性及全断面一次起爆，选用MFB-500型发爆器启爆。炮眼深度及布置a、正常情况下炮眼深度为2.5，取炮眼利用率0.84，则2.50.84=2.1m。b、炮眼布置：炮眼数目的估算：根据公式：N=gsm（ap） 式中：g=1.53.0kg/m3，取2.32s开挖断面面积，取13.442 炮眼利用率，取0.84 m每个药包长度，取200mm a装药系数（一般取

36、a=0.50.7），取0.5 p每个药卷重,取0.2Kg 则： N=2.3213.440.840.2（0.50.2）=52（个） 取炮眼数目为52个采用斜眼掏槽方式布眼，岩石硬度系数46进行爆破设计，共布置炮眼52个，炮眼深度2.5m，炮眼总长度131.2m，总装药30.2Kg，按光面爆破设计,参见炮眼布置图，爆破参数见表，预期爆破效果见表，光面爆破工艺流程详见图。回风暗斜井绞车硐室绳道炮眼布置图爆破说明书3、回风暗斜井绞车硐室A-A断面爆破设计按锚网喷支护的设计，取掘进断面19.772进行爆破设计。岩石硬度系数46，施工中根据岩石情况及时调整，经试验选取最佳爆破参数。设计使用3级煤矿许用乳化

37、炸药，其主要技术参数为:直径32mm、每卷药重0.2Kg、每卷长200mm。为了满足中深孔起爆，选用4m长脚线，采用15段毫秒延期电雷管爆破，采用深孔光面、光底、弱冲、减震爆破。采用斜眼掏槽，正向连续装药，根据巷道岩性及全断面一次起爆，选用MFB-500型发爆器启爆。炮眼深度及布置a、正常情况下炮眼深度为2.5，取炮眼利用率0.84，则2.50.84=2.1m。b、炮眼布置：炮眼数目的估算：根据公式：N=gsm（ap） 式中：g=1.53.0kg/m3，取2.15s开挖断面面积，取19.772 炮眼利用率，取0.84 m每个药包长度，取200mm a装药系数（一般取a=0.50.7），取0.5

38、 p每个药卷重,取0.2Kg 则： N=2.1519.770.840.2（0.50.2）=71（个） 取炮眼数目为71个采用斜眼掏槽方式布眼，岩石硬度系数36进行爆破设计，共布置炮眼71个，炮眼深度2.5m，炮眼总长度179.1m，总装药48.8Kg，按光面爆破设计,参见炮眼布置图，爆破参数见表，预期爆破效果见表，光面爆破工艺流程详见图。回风暗斜井绞车硐室A-A断面炮眼布置图回风暗斜井绞车硐室A-A断面爆破说明书4、回风暗斜井绞车硐室A-A爆破设计按锚网喷支护的设计，取掘进断面25.242进行爆破设计。岩石硬度系数46，施工中根据岩石情况及时调整，经试验选取最佳爆破参数。设计使用3级煤矿许用乳

39、化炸药，其主要技术参数为:直径32mm、每卷药重0.2Kg、每卷长200mm。为了满足中深孔起爆，选用4m长脚线，采用15段毫秒延期电雷管爆破，采用深孔光面、光底、弱冲、减震爆破。采用斜眼掏槽，正向连续装药，根据巷道岩性及全断面一次起爆，选用MFB-500型发爆器启爆。炮眼深度及布置a、正常情况下炮眼深度为2.5，取炮眼利用率0.84，则2.50.84=2.1m。b、炮眼布置：炮眼数目的估算：根据公式：N=gsm（ap） 式中：g=1.53.0kg/m3，取2.16s开挖断面面积，取25.242 炮眼利用率，取0.84 m每个药包长度，取200mm a装药系数（一般取a=0.50.7），取0.

40、55 p每个药卷重,取0.2Kg 则： N=2.1625.240.840.2（0.550.2）=83（个） 取炮眼数目为83个采用斜眼掏槽方式布眼，岩石硬度系数46进行爆破设计，共布置炮眼83个，炮眼深度2.5m，炮眼总长度209.1m，总装药56.8Kg，按光面爆破设计,参见炮眼布置图，爆破参数见表，预期爆破效果见表，光面爆破工艺流程详见图。回风暗斜井绞车硐室A-A炮眼布置图爆破说明书5、回风暗斜井绞车硐室通道爆破设计按锚网喷支护的设计，取掘进断面5.222进行爆破设计。岩石硬度系数46，施工中根据岩石情况及时调整，经试验选取最佳爆破参数。设计使用3级煤矿许用乳化炸药，其主要技术参数为:直径

41、32mm、每卷药重0.2Kg、每卷长200mm。为了满足中深孔起爆，选用4m长脚线，采用15段毫秒延期电雷管爆破，采用深孔光面、光底、弱冲、减震爆破。采用斜眼掏槽，正向连续装药，根据巷道岩性及全断面一次起爆，选用MFB-500型发爆器启爆。炮眼深度及布置a、正常情况下炮眼深度为2.5，取炮眼利用率0.84，则2.50.84=2.1m。b、炮眼布置：炮眼数目的估算：根据公式：N=gsm（ap） 式中：g=1.53.0kg/m3，取2.9s开挖断面面积，取5.222 炮眼利用率，取0.88 m每个药包长度，取200mm a装药系数（一般取a=0.50.7），取0.5 p每个药卷重,取0.2Kg 则

42、： N=2.95.220.840.2（0.50.2）=25（个） 取炮眼数目为25个采用斜眼掏槽方式布眼，岩石硬度系数36进行爆破设计，共布置炮眼25个，炮眼深度2.5m，炮眼总长度67.4m，总装药13.2Kg，按光面爆破设计,参见炮眼布置图，爆破参数见表，预期爆破效果见表，光面爆破工艺流程详见图。回风暗斜井绞车硐室通道炮眼布置图爆破说明书6、回风暗斜井绞车硐室通道扩刷段爆破设计按锚网喷支护的设计，取掘进断面4.052进行爆破设计。岩石硬度系数46，施工中根据岩石情况及时调整，经试验选取最佳爆破参数。设计使用3级煤矿许用乳化炸药，其主要技术参数为:直径32mm、每卷药重0.2Kg、每卷长20

43、0mm。为了满足中深孔起爆，选用4m长脚线，采用15段毫秒延期电雷管爆破，采用深孔光面、光底、弱冲、减震爆破。采用斜眼掏槽，正向连续装药，采用从下往上分次爆破方式爆破，选用MFB-500型发爆器启爆。炮眼深度及布置a、正常情况下炮眼深度为2.5，取炮眼利用率0.84，则2.50.84=2.1m。b、炮眼布置：炮眼数目的估算：根据公式：N=gsm（ap） 式中：g=1.53.0kg/m3，取2.5s开挖断面面积，取4.052 炮眼利用率，取0.88 m每个药包长度，取200mm a装药系数（一般取a=0.50.7），取0.5 p每个药卷重,取0.2Kg 则： N=2.54.050.840.2（0

44、.50.2）=17（个） 取炮眼数目为25个采用斜眼掏槽方式布眼，岩石硬度系数36进行爆破设计，共布置炮眼17个，炮眼深度2.5m，炮眼总长度42.5m，总装药9.2Kg，按光面爆破设计,参见炮眼布置图，爆破参数见表，预期爆破效果见表，光面爆破工艺流程详见图。回风暗斜井绞车硐室及通道扩刷段炮眼布置图爆破说明书流程图 调整装药量及装药结构检查孔距孔深其它孔钻眼圳特区插杆测定方位圳特区标定孔位圳特区测量放线圳特区工作面敲帮问顶圳特区爆破设计圳特区测算装药量吹孔、一炮三检药包加工装药联线、三人联锁放炮观察及判断岩性定向孔钻眼圳特区放炮通风排烟工作面敲帮问顶调整眼距方位炮眼结构 检查分析爆破效果c、爆破采用串联方式联线爆破，装药联线前，切断