石门揭煤防突专项设计.doc

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1、石门揭煤防突专项设计一、石门的基本概况1、石门的位置以及与相邻巷道的位置关系等； 2、石门的长度、见煤距离、断面以及巷道支护方式；3、工程地质（煤层层数、间距、厚度、倾角、顶底板岩石性质以及地质构造）以及水文地质（地表、井下水体，老窑、采空区，断层、裂隙水等）； 4、其它施工技术条件（煤层瓦斯、煤与瓦斯突出、煤层自然发火、煤尘爆炸等）。二、区域综合防突措施设计（一）区域突出危险性预测1、当工作面迎头据煤层法向距离10m前时，在工作面向底（顶）板打2个穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料，以掌握煤层的厚度。赋存形态、地质构造和瓦斯情况等，并在此2个钻孔中进行瓦斯

2、压力测定。2、取芯钻孔的布置：2个钻孔起孔位置在巷道中心点距巷底高1m，向上仰角0-4，其中一孔方位平行于掘进方向，两孔必须穿透煤层全厚并进入顶（底）板0.5m，取芯后，在24小时内退出钻杆并进行封孔，安装压力表测定瓦斯压力。3、临界值参考确定：根据防治煤与瓦斯突出规定中规定，测定的瓦斯压力小于0.74Mpa时，工作面确定为无突出危险工作面，否则为突出工作面，应采取区域防突措施。（二）区域防突措施1、工作面区域防突措施的选取石门掲煤采用预抽煤层瓦斯作为区域防突措施。2、当工作面预测后至煤层的最小法向距离为7m时，执行区域防突措施。3、钻孔的最小控制范围是：石门掲煤处巷道上部轮廓线外12m，两帮

3、轮廓线外12m,底部轮廓线外12m,按抽放半径2m计算，抽放钻孔数量为182个，为便于施工，减少钻场数量，石门施钻处的宽度加宽为3.6m，巷道底板布置6排钻孔，布置方式如下图，开孔间距为0.3 m，所有钻孔都要穿透煤层全厚进入底(顶)板0.5m以上，钻孔直径为75mm，钻孔参数表如下：以从顶板掲煤9号孔为例计算如下 X=12cos30=10.4 Y=12sin30=6钻孔与巷道中心线夹角(8)：tan=(40.6)(1410.4)=0.14钻孔投影平距=24.42（40.6）2=24.6钻孔倾角(13.6):tan=624.6=0.244钻孔斜长=6224.62=25 以从底板掲煤9号孔为例计

4、算如下： Y XX=12cos30=10.4 Y=12sin30=6钻孔与巷道中心线夹角(37.7)：tan=(4-0.6)(14-10.4)=0.77钻孔投影平距（5.56）=（4-0.6）2+（14-10.4）2=5.56钻孔倾角（47）：tan=65.56=1.08钻孔斜长=62+5.562=8.24、预抽瓦斯采用地面永久抽放泵，抽放的瓦斯采用排空处理。5、预抽瓦斯时间计算（1）石门预抽区域瓦斯储量计算：W=KW1W：预抽区域瓦斯储量（m3）K:围岩涌出瓦斯系数，取1.15W1：预抽区域煤层瓦斯储量（m3）；W1=A1iX1iA1i：抽采区域煤层地质储量(t)；X1i：煤层瓦斯含量(m3

5、/t)；（2）抽采单孔流量q（3）抽采瓦斯浓度30（3）预抽时间S=W（182q30）60(小时)（三）区域防突措施效果检验钻屑指标突出危险性K1(ml/g.min1/2)-1 h2指标(pa)钻屑量S(kg/m)(L/m)0.520065.4有突出危险0.520065.4无突出危险1、采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。方法如下：用直径65mm的钻杆从工作面的上、中、下、左、右五个方向各打一个钻孔，其中向上、下的钻孔的终孔位置距巷道轮廓线10m以上，左、右钻孔的终孔位置距巷道轮廓线10m以上；当终孔钻孔钻进到煤层时改用钻进42mm的钻杆继续钻进，每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1-3mm的

6、煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值，钻孔布置如下图，各参数见下表效果检验钻孔布置参数表序号开孔位置方位角倾角（）孔深备注1距巷底高1m与巷道方位夹角220262、石门掲煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值：干煤样k1值指标临界值0.5，湿煤样为0.4。3、如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则参数有效；反之，判定为参数无效，工作面继续采用防突措施。三、局部综合防突措施设计（一）安全系统及安全设施设计1、通风系统；1）石门需风量计算及局部通风机选择；工作面同时工作最多人数计算Q=4N=48=32m3/min式中：N工作面同时作业的最多人数取8人。气候条件计算Q=60VS净=600

7、.255.17=77.55m3/min式中：V巷道风速取0.25 m/sS净巷道最大净断面瓦斯涌出量计算风量Q=100q瓦斯K=1000.52=100m3/min式中:Q掘进工作面实际配风量K通风参数一般取1.52.0，取K=2.0q瓦斯掘进工作面CH4涌出量0.5m3/min炸药消耗量计算：Q=25A/s =(2528)/30=23.3m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min 25每千克炸药爆炸不低于25m3的风量。 A掘进工作面一次爆炸所用的最大炸药量，kg s稀释炮烟的通风时间，取s30min。部通风的实际吸风量计算：拟选YBT-5.52型局部通风机，其额定风量25020

8、0m3/min，静压3753690Pa，送风距离5001000 m。局Ikf=25011.2=300（m3/min）式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；局拟选掘进局部通风机的额定风量，m3/min； I掘进工作面同时运转的通风机台数，台；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数；以上计算，设计Q=300m3/min作为工作面供风量。风速验算按最高风速验算Q1=240S净=2405.17=1241m3/min；按最低风速验算Q2=15S净=155.17=77.55m3/min；Q2Q掘Q177.55m3/min300m3/min1241m3/min；V= Q/60S净=300/605

9、.170.97m/s；风速符合煤矿安全规程第101条之规定。有害气体的浓度验算回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.75%；其它有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。p瓦/Q掘100%=0.5/300100%=0.17%0.75%符合回风流中瓦斯或二氧化碳不超过0.75%的要求。根据以上计算，掘进时选用一台YBT5.5KW通风机配500mm的胶质风筒为碛头供风。2）局部通风机安装及要求（三专两闭锁及双风机、双电源自动切换等）；3）进回风线路（系统独立、可靠）；4）附通风系统示意图。2、安全监控系统传输线路铺设、设备设施及传感器安装；两闭锁的安装及技术要求；附监控系统设备布置图。3、隔抑爆

10、装置根据矿井煤层巷道布置和可能爆炸的位置以及隔爆介质材料来源等确定选择被动式的隔爆棚作为采掘工作面防治瓦斯煤尘爆炸事故扩大的措施。由于掘进工作面隔爆棚主要保护范围限制在一个工作面内，所以选择辅助隔爆棚。隔爆棚的布置方式。由于小煤矿采区单翼走向长度不大，一般在500m左右。所以，隔爆棚选择在石门与每条煤层巷道交点以里50m75m的范围内集中布置。隔爆棚区总用水量、水袋容积的确定。总用水量：根据有关规定，对辅助水槽棚按200L/m2进行计算，某煤矿的煤层巷道断面一般在4m2，所以总用水量为800L；水袋容积：由于煤层巷道断面较小，为便于通风和行人，所以选择SM型水袋，其水袋容积为20L、25L、3

11、0L。根据某煤矿巷道断面，可选择30L的水袋。水袋棚架数及水袋个数。根据每个水袋30L的容积和总用水量800L的要求，根据需要选用28个水袋 ；根据巷道上宽1.6m，每架水袋棚（支架）可安设2个水袋，即需要14架水袋棚（支架）。水袋棚及水袋的安设。如果巷道为支架支护，可以利用已有支架作为水袋棚，并利用巷道顶部的背材作为水袋的承重梁，水袋挂钩直接挂在背材上即可。每2架支架之间安设2个水袋，如果支架间距为1m时，每间隔1架支架的间距安设两个水袋，即水袋与水袋中对中的间距为1.5m左右。水袋安设的技术要求： a) 水槽棚区应选择在断面变化不大的直线巷道内，与巷道的交叉口、转弯处的距离必须保持在507

12、5m；与风门的距离必须大于25m。b)每一水袋之间的间隔与水袋同支架或巷道壁之间之和不得大于1.5m，特殊情况下不得超过1.8m，同一水袋棚上2个水袋之间的距离不得大于1.2m.c)水袋外边缘与巷道壁、支架、顶板、构筑物之间的距离不得小于0.1m，水袋顶部至支架顶梁的距离不大于300mm。d）沿巷道轴线方向水袋与水袋之间的距离为1.23.0m，水袋棚区的长度不小于20m。e）水袋挂钩的钩角应成圆弧状，角度控制在6015，钩尖长2025mm。见水袋安装示意图3-6。 水袋安装及挂钩加工图3-6f)水袋总宽度与水袋安装总尺寸之比，根据有关要求，采用下例要求进行校核：巷道断面S10m2 ，符合要求。

13、4、防尘供水系统供水水源及管道直径选择；供水管道铺设及分水闸阀、喷雾装置安装位置；附防尘供水系统图。5、通讯系统矿井通讯线路铺设：电话机安装。地面主要通风机房、抽放泵站各安设一部电话，主井、副井绞车房各安设一部电话，提升斜井各甩车道、水泵房、避灾硐室各安设一部电话以及各采掘作业点各安设一部电话。以确保各机房硐室和各采掘作业点能直接与地面通讯联系。附通讯系统图。6、石门待揭煤层探测石门待揭煤层位置探测；地质探测钻孔设计图及施工参数表；石门预想剖面图绘制所需地质资料的收集整理与分析（要求在作业规程中必须附石门预想剖面图）。（二）安全防护措施设计1、压风自救系统压风管网系统安装及技术要求；压风自救袋

14、安装位置及技术要求（长度、宽度以及间隙等）；附压风自救系统示意图。2、通风设施揭煤工作面进回风系统相邻巷道通风设施位置及技术要求；揭煤工作面进风系统正反向风门位置及技术要求。3、揭煤爆破设计1）密钻孔、高负压、强力抽，非震动炮快速揭煤（1）石门震动炮揭煤在煤矿中实施存在的问题防治煤与瓦斯突出规定第64条的有关规定：采用远距离爆破揭开突出煤层时，要求石门、斜井揭煤工作面与煤层间的最小法线距离：急倾斜煤层2m，其它煤层1.5m。如果岩石松软、破碎，还应适当增加法向距离。一般煤系地层的岩石力学性质均比较差，为了保证全断面一次揭穿煤层，保证煤层顶底板岩柱的炮眼深度基本相等，都要先刷斜面。当施工震动炮眼

15、时，排渣工业用水的浸蚀作用，岩柱很容易垮落，尤其是倾角较小的煤层，岩柱的厚度和均匀性更难保证，这就导致了“安全屏障”不安全。钻眼放炮的时间长。全断面的炮眼数量多，炮眼深度大，一般在5m以上。由于我国目前凿岩机的能力有限，眼深在5m以后，其钻眼的速度明显下降。放一次震动炮的纯钻眼时间一般在1416个小时，装药放炮需要810个小时，再加上排放瓦斯的时间，放一次震动炮至少需要1.5天才能完成。装药难度大。由于炮眼的深度大，施工的时间长，特别是较松软的煤（岩）层的炮眼在施工过程中被工业水浸蚀后，很容易变形或垮孔，导致装药异常困难，甚至根本装不到位。爆破效果差、处理风险大。由于炮眼深度大，施工时间长，煤

16、系地层力学性能差，被工业水浸蚀后，眼孔易（垮孔）变形，装药不到位，造成残眼或爆破效果不佳。现场实践中多数震动炮都不能全断面揭穿煤层，都可能留门帘和门槛的现象。在处理门帘或门槛的过程中，突出的危险性更大。环节多，管理复杂。震动性放炮由于装药量大，人为诱导煤与瓦斯突出，为保证矿井安全生产，在技术上和管理上的要求均比正常放炮要求严格得多。炸药、雷管要进行专门的导通检查，爆破网络要专门设计、专门铺设并要进行导通检查，装药、联线工艺要求严细，放炮要求大范围的撤人、布岗、断电等，环节多，管理复杂，只要在某一个环节稍有疏漏，就有可能酿成不必要的事故。缓斜煤层打眼放炮问题。石门揭煤采用岩石电钻施工震动炮眼，因

17、岩石电钻转速低，钻进速度慢，揭一次煤，施工震动炮眼的时间长，钻孔变形后，炸药无法装到位，经多次放炮后才能将煤层揭开，严重影响了揭煤的安全。后来采用掘进揭煤平台的方法，作到了炮眼长度基本相同，但是增加了揭煤平台的岩巷工程量4-5m，延长了揭煤时间，提高了揭煤成本。为了促进矿井安全生产，搞好石门揭煤安全工作，缩短石门揭煤工期，寻求有利于管理，又便于操作的揭煤方法。石门工作面揭煤前经过高负压，强力抽放瓦斯后，煤层瓦斯压力和瓦斯含量都大幅度下降，采用非震动炮揭煤，炮后瓦斯浓度变化稳定，瓦斯涌出量小,揭煤时间大大的缩短。（2）密钻孔、高负压、强力抽，非震动炮快速揭煤的技术关键抽放防突技术。根据预抽防突原

18、理：施工抽（排）钻孔排煤粉及瓦斯卸压（释放瓦斯和地应力）减小瓦斯压力梯度提高煤体的机械强度消除或削弱煤与瓦斯突出危险性。为了尽快达到预抽防突的目的，缩短石门揭煤的时间，采用“密钻孔、高负压、强力抽”的瓦斯抽放技术达到此目的。安全屏障的建立与厚度。首先在已经预抽的掘进工作面，进行预抽防突效果检验，检验无突出危险段即为安全屏障（当检验有突出危险时，必须补充措施消除突出危险），其检验的长度（检验孔的投影长度即为安全屏障的长度）；根据防治与瓦斯突出规定第60条：煤巷掘进和采煤工作面应保持的最小预测超前距均为2m； 最小措施超前距为：煤巷掘进工作面5m，回采工作面为3m（芙蓉矿务局在长期的生产实践中，得

19、出掘进工作面最小安全屏障检验孔投影长度保持5m，回采工作面检验孔投影长度保持3m比较可靠），以上规定即为采掘工作面安全屏障的最小厚度。以最小安全屏障保证炮眼施工以前所有施工作业的安全。揭煤工作面连续预测。揭煤工作面每掘进一个循环必须对迎头重新预测一次，主要基于三个方面的原因考虑：一是每次掘进放炮，巷道四周与掘进迎头煤体内应力都要重新分布，考虑每次矿山压力分布的范围和大小的不均匀性；二是前一次预测钻孔与设计预测钻孔之间的偏差；三是预测测试工作和读数的误差，为了防止以上三个方面的问题，所以每次掘进放炮后，在掘进下一个掘进循环前，都必须重新进行一次预测，以期达到准确掌握掘进头的突出危险性。循环进度及

20、装药量。根据霍多特理论，在煤层垂深300m，且煤的坚固性系数（f）为0.20.5时，若爆破掘进进尺为1.31.8m以下时，工作面前方煤体中能释放出的突出能量值最大；若掘进进尺减少一半（即0.70.9m），释放的突出潜能则应减少1/31/2左右。因此，将掘进进尺控制在1.0m以下，理论与实践都证明对防止突出是有利的。二是浅掘浅进爆破，每个循环所用炸药量少，对煤体的震动效应也相应降低，不易诱发煤与瓦斯突出。（3）工作步骤无论是否具有突出危险性，原则上均要求“先抽、后掘”，即先上防突措施，然后进行措施效果检验。当检验指标不超标，判断无突出危险后，可采用非震动快速揭煤技术揭穿煤层。其工作步骤为：编制石

21、门揭煤防突专项设计距突出煤层10m位置（法线距离）必须施工不少于2个地质钻孔探明煤层赋存情况及揭穿煤层的具体位置（编制石门预想剖面图）然后掘进到距离突出煤层5m位置（法线距离）施工瓦斯抽放钻孔抽放煤层瓦斯（当预抽率达到30%以后）进行第一次预抽防突效果检验，当无突出危险可继续掘进到距离突出煤层2m位置（法线距离）进行第二次措施效果检验（如果具有突出危险性必须补充防突措施直到消除突出危险性后）此时进入浅掘浅进的揭煤过程，直到揭穿煤层的顶（底）板不少于2m为止。在进入浅掘浅进的揭煤过程，每掘进一个掘进循环，都必须严格进行一次措施效果验证，建立不少于5m的移动安全屏障，直到石门揭煤完成为止。石门揭煤

22、预抽煤层瓦斯钻孔参数：钻孔直径75mm，深度必须穿过待揭煤层的总层数或总厚度，如果待揭煤层总层数较多，钻机能力不能满足要求、不能一次穿过待揭煤层的总层数或总厚度时，可将已抽采达标段石门安全揭开后，重新进行第二次抽采煤层瓦斯瓦斯，进行第二次揭开突出煤层。如遇这种情况时，必须考虑在第一次揭开煤层后应给二次打钻抽放预留足够厚度的安全屏障，直到将整个待揭煤层全部抽采达标，揭穿完成所有煤层为止。钻孔布置：钻孔的间距一般可根据采掘工作面接替的时间和煤层透气性系数等确定，一般情况下，突出矿井的采掘接替都比较紧张，都要求能尽快揭穿煤层，以便进入煤层施工煤层巷道。所以，石门揭煤瓦斯抽采钻孔的间距一般均在23m左

23、右；钻孔控制石门轮廓线外的范围12m， 预抽防突效果检验石门预抽煤层瓦斯，预抽率达到30%以后，还必须进行预抽防突效果检验，检验预抽防突效果有效，指标不超标后，方可进入石门揭煤程序。检验方法采用钻屑解吸指标法，测定参数为k1值和h2值，判别煤与瓦斯突出的工作指标见表5-6。钻屑瓦斯解吸工作指标表5-6参数名称单位工作指标突出危险突出威胁h2Pa200200k1mL/g.min0.50.5检验钻孔布置检验钻孔布置在抽放钻孔之间，且不得靠近抽放钻。检验钻孔控制的范围：距巷道顶部轮廓线外2-4m，巷道两帮轮廓线外2-4m，钻孔数量35个，孔径42mm，钻孔长度原则上要穿透每一个待揭煤层的全厚。（4）

24、揭开突出煤层的程序预抽防突效果复验由于采用浅掘浅进的方式揭穿石门突出煤层，不可能一次性的揭完煤层的全厚。所以，虽然在揭煤前已进行了预抽煤层瓦斯效果检验，但为防止预抽钻孔布置不均匀，煤层瓦斯赋存不均匀等因素，正式进入石门揭煤程序后，仍然必须对预抽防突效果进行经常性的复验。所以，要求每掘进一个掘进循环都必须进行一次预测预报，以便建立移动安全屏障，确切掌握石门揭煤工作面有无突出危险性。石门工作面预测预报钻孔控制范围：距巷道轮廓线外35m，测定的参数有钻孔瓦斯涌出初速度、钻屑量、瓦斯解吸指标（k1或h2）。芙蓉局采用的判别煤与瓦斯突出指标有钻孔瓦斯涌出初速度、钻屑量、瓦斯解吸指标。煤与瓦斯突出判别指标

25、见表5-7。石门揭煤预测预报工作指标表5-7参数名称单位工作指标突出危险无突出威胁最大钻屑量（Smax）Kg/m66最大瓦斯涌出初速度L/m.min5.45.4h2Pa200200k1Ml/min0.50.5安全屏障形成及厚度安全屏障的形成和厚度要求。在工作面的前方施工超前抽排钻孔，施工抽排钻孔排粉和抽放瓦斯的过程也就是应力和瓦斯逐步释放的过程。施工抽排钻孔后，由于抽放瓦斯和钻孔的收缩变形，引起煤壁在一定深度范围内产生裂隙，促进煤体内的吸附瓦斯解吸为游离瓦斯从节理裂隙中进一步的释放；其次是由于煤壁在一定深度范围内收缩变形，促使煤壁顶部岩柱的重力向煤壁深部转移；即在煤壁向深部一定范围内形成一个卸

26、压条带。在整个卸压条带长度范围内，工作面只允许推进规定的长度，并保留适当长度作为安全屏障。防治煤与瓦斯突出规定第60条：煤巷掘进和采煤工作面应保持的最小预测超前距均为2m； 最小措施超前距为：煤巷掘进工作面5m，回采工作面为3m，以上规定即为采掘工作面安全屏障的长度（厚度）。即工作面与预测孔之间的2m或掘进工作面与措施孔之间的5m和采煤工作面与措施孔之间的3m就为防治煤与瓦斯突出规定所要求的安全屏障最小厚度。揭煤炮眼布置及装药量a）循环装药量非震动炮快速揭煤方式为浅循环掘进，石门工作面采用全断面一次装药全断面一次起爆，所需炸药量可按（5-8）式估算：Q=N.L.a.P/m（kg） （5-8）式

27、中：Q每个循环的装药量，kg； N炮眼数量，个； L炮眼平均深度，m； a装药系数，一般取a=0.50.7； m每个药卷长度，m=0.2m； P每个药卷重量，P=0.15kg。b）炮眼个数全断面一个循环所需炮眼个数可根据（5-9）式进行估算：N=q.s.m/a.p（个） （5-9）式中：q单位体积煤岩体炸药消耗量，kg/m3； s巷道掘进断面积，m2； 炮眼利用率，%。根据计算结果，估算出一个循环所需的炸药量和炮眼个数。为了提高爆破效果，陶槽眼的装药量可比其它炮眼多装12条药卷；为了使石门工作面爆破后巷道成形规则，周边眼采用光面爆破方式布置，周边眼的间距一般为0.20.4m，光面层厚度（最小抵

28、抗线）一般不超过0.5m。因此，石门工作面全断面实际布置炮眼数量要大于估算炮眼的数量，另外周边眼的装药量应尽可能的减少，以保证爆破后的巷道周边成型规整。c）钻眼技术非震动炮揭煤的眼深属于浅眼，钻眼机具可采用普通风动钻具。炮眼布置根据炮眼作用确定：陶槽眼：石门工作面巷道断面一般比较大，陶槽眼一般采用楔形陶槽，陶槽眼的角度以便于展开为准。陶槽眼深度比其它炮眼深0.2m，炮眼水平角度与工作面呈6875为宜。辅助眼：布置辅助眼应考虑炮眼爆破的最小抵抗线，一般应与陶槽眼和周边眼错开，不得布置在同一直线上，即与其它炮眼呈三角形分布，炮眼深度比陶槽眼浅0.2m，但炮眼孔底位置必须要落在同一竖直面上，爆破后保

29、证碛头端面整齐。周边眼：周边眼应按照光面爆破要求布置，炮眼间距一般为0.30.5m，炮眼深度与辅助眼相同，炮眼角度要求作到均匀一致，炮眼孔底应落到巷道轮廓线外50mm处，使爆破后巷道成形好，应力分布均匀。双列三组掏槽布置示意图石门非震动炮眼布置图（与一般正常掘进时的炮眼布置相同！） 远距离放炮的准爆条件石门揭煤工作面是采用全断面一次爆破，起爆点距工作面的距离一般都大于300m。由于放炮距离远，放炮母线铺设线路长，线路电阻大。为了作到远距离放炮一次起爆成功，爆破联线方式采用串联，其特点是流过各个雷管的电流相同，若电路中任何一个雷管桥线断开或任何一处未接通，整个电路处于断路，雷管不会引爆。要做到全

30、部雷管都能引爆，各个串联雷管的准爆电流按下式计算：I=E/（nr+r0）2IO （5-10）式中：I串联雷管的准爆电流，A； E放炮器电源电压，V； n雷管总数，个； r每个雷管的电阻，； r0放炮电源内阻和母线电阻，； I0准爆电流，一般取1.2A。由于串联雷管群需要的准爆电流较大，为了作到一次爆破成功，则需要降低准爆电流。施工时，用于串联的雷管要选用同一厂家，同一批号，同一时间的产品；电雷管之间电阻差值不宜大于0.5；段发管与毫秒雷管不能混用；康铜丝和镍铬桥丝不能混用。（3）非震动炮掘进揭煤采用非震动炮掘进揭煤是距煤层法向距离2m位置开始，直到揭完煤层为止。非震动炮揭煤的具体做法是采用普通

31、掘进的方法布置炮眼，浅循环，少装药，远距离放炮揭煤。爆破参数的确定a)炮眼数量非震动炮浅循环掘进石门工作面采用全断面一次爆破，所需的炮眼数量按下式计算：N=q.s.m./a.p=1.86.10.20.95/0.50.15=28（个）为了使石门工作面爆破后巷道成形规则，周边眼采用光面爆破方式布置，周边眼的间距确定为0.4m，光面层厚度（最小抵抗线）确定为0.5m，因此，实际布置的炮眼数量为38个，比估算的炮眼多10个。炸药量石门工作面揭煤全断面一次爆破所需的炸药量按（5-8）式进行估算：Q=N.L.a.p/m=381.30.50.15/0.2=18.525（）由于采用光面爆破，周边眼装药量尽可能

32、减少。所以，全断面一次爆破实际所需的装药量为16.65。炮眼直径和炮眼深度炮眼直径一般为42mm，炮眼深度一般不超过1.3m。揭煤时，可以根据煤层的厚度，如果能一次揭穿煤层的全厚，则尽可能的一次揭穿煤层的全厚，如果不能揭穿煤层的全厚时，可按照普通掘进的炮眼深度执行。爆破网络计算+66m5#石门揭煤起爆地点设在三水平中央采区+66m东k6巷的放炮硐室内，起爆地点距石门迎头距离450m；放炮器选用MFB-100型，工作电压1800V；毫秒电雷管电阻为5.5/发；放炮母线采用铜芯线，母线电阻每1000m为60；联线方式采用大串联，爆破网络各个串联雷管的准爆电流按（5-10）式计算：I=E/Nr+r0

33、=1800/385.5+4501000602=6.84（A）2I0根据以上计算，串联爆破网络的准爆电流符合要求。爆破图表+66m5#石门非震动炮揭煤的爆破图表。见表5-11、表5-12、表5-13、图5-16。爆破原始条件表5-11序号名称单位数量序号名称单位数量1掘进断面积6.15工作面瓦斯情况%0.42炮眼深度m1.36电雷管（1-5段）个383炮眼数量个3873#煤矿炸药条1114岩石坚固系数f4-68装药量16.65爆破参数及装药量表5-12炮眼编号炮眼名称眼深（）炮眼角度（）装药量（条）雷管段号水平垂直眼/条小计1-6陶槽眼150075904247陶槽眼16509075448-9辅助

34、眼130090903610-18辅助眼1300909032719-32周边眼1300859022633-38底眼13009085424预期爆破效果表5-13序号名 称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率%955每米炸药消耗/m12.82循环进尺m1.36循环炮眼长度m/循环49.653循环岩体m37.327立方岩体耗管个/5.194炸药消耗/2.278每米巷道耗管个/m29.24、应急救援及避灾线路。现场抢险救灾组织领导；突出事故回报内容；现场抢险救灾及自救、互救基本原则；避灾线路示意图。（三）局部防突措施1、局部防突措施选择；2、局部防突措施设计（瓦斯抽放设计或排放钻孔设计）；3、措施效果检验；4、移动安全屏障；移动安全屏障示意图（四）安全技术措施三、掘进工作面投产技术标准1、区域措施效果及要求；2、安全生产系统的标准（通风、运输、行人、抽采、监控、压风自救以及供水等）；3、各类图牌板设置要求以及通风系统与避灾线路图；四、各类工程（设施）施工计划及资金概算1、各类工程（设施）施工计划安排；2、资金概算表。五、建议1、对设计未尽事宜的交代或说明；（石门断面支护方式，揭煤爆破以及安全技术措施等可以在作业规程中编写）2、对作业规程编制提出建议和提请注意事项。