煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术研究项目实施方案.doc

《煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术研究项目实施方案.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术研究项目实施方案.doc（38页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

1、山西晋城无烟煤业集团有限责任公司15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术研究项目实施方案晋煤集团古书院矿河南理工大学2012年9月25日目 录1 项目的提出和主要研究内容11.1 立项背景11.2 国内外现有技术概况11.3 本项目的主要研究内容及目标52. 项目研究总体技术方案62.1预留巷道围岩物理力学参数测试62.2预留巷道围岩变形数值模拟实验72.3回采巷道围岩变形监测102.4超前支撑压力及侧向应力观测与分析112.5预留巷道现有支护效果综合分析142.6 152309工作面顶板弱化处理施工安全技术措施142.7 1523093巷沿煤柱侧切顶预裂爆破技术方案222.8 1523092

2、预留巷道围岩锚索加固控制技术方案262.9 1523092预留巷道围岩注浆加固控制技术方案283. 地点、试验规模及研究进度334. 经济、社会效益及推广应用的前景33附图135附图235附图335附图4361 项目的提出和主要研究内容1.1 立项背景15#煤层现作为古书院矿的主采煤层，工作面采用“两进一回”布置方式进行回采，上一个工作面的回风巷在回采过程中保留下来，作为相邻下一个工作面的胶带巷。预留巷道服务两个工作面。在目前已回采过的工作面预留巷道受上个工作面的采动影响巷道出现不同程度的围岩变形，巷道失去二次使用的作用。例如：在回采151306工作面过程中1513062巷（回风巷）受初次采动

3、影响底臌达到0.51.2米，在回采151305工作面过程中， 1513062巷（胶带巷）受二次采动影响底臌达到0.81.5米，巷帮片帮严重，顶板变化不大。回采152307工作面过程中1523072巷（回风巷）受初次采动影响底臌达到0.51.2米，巷帮片帮严重，顶板变化不大。在回采152306工作面过程中， 1523072巷（胶带巷）受二次采动影响底臌达到0.71.5米，巷帮片帮严重，顶板变化不大。古书院矿围岩变形实拍照片如图1。通过已回采过工作面围岩变形情况，15#煤预留巷道围岩变形存在必然性，根据15#煤煤层地质条件，采用“两进一回”布置方式进行回采。预留巷道围岩变形成为制约安全生产和采掘衔

4、接的主要问题。 图1 古书院矿围岩变形实拍照片因此，开展研究项目“古书院矿15#煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术研究”，治理该条件下巷道底臌、片帮问题，保证预留巷道在服务期间围岩的稳定性，保证安全生产和工作面的正常衔接，对于古书院矿实现高产高效有着重要意义。1.2 国内外现有技术概况长期以来，回采巷道围岩控制一直是人们所致力解决的一个热点问题，其目的是为了保证巷道的正常使用，为矿井安全生产创造必要条件。巷道的稳定性状况取决于围岩的地质力学条件、采掘技术条件及支护条件等。实际工程中的回采巷道大多不具备保持自稳状态的条件，因此，必须采取一定的围岩控制措施。底板管理是巷道围岩控制的基础，井下测试表

5、明，在底板不支护的软弱底板的回采巷道中，顶底板移近量的2/33/4是底臌引起的，底臌造成的巷道维修量要占维护总量的80%以上。为了使巷道断面保持一定的大小，保证生产能够进行，人们通常采用人工起底来处理底臌，这样不仅浪费人力、物力，严重影响安全生产，同时不能从根本上解决问题，需反复起底。国内外许多专家学者对煤矿巷道底臌机理和控制技术作了大量的研究工作，取得一些重要的研究成果。在底臌量得预测方面，切尔尼亚克利用数理统计法对大量实测数据进行了分析，得出了预测巷道底臌的经验公式。美国的K.Haramy把底板岩层看作两端固支的岩梁进行分析，讨论了底板岩层地应力状态及稳定性。此外还有利用板壳理论建立了底板

6、的压曲微分方程，非线性大变形连续体力学理论也已用来进行底臌量的计算。在底臌显现方面，姜耀东、陆士良根据巷道所处的地质条件、底板围岩性质和应力状态的差异、底板岩层鼓入巷道的方式将底臌分为：挤压流动性底臌；挠曲褶皱性底臌；遇水膨胀性底臌；剪切错动性底臌。王卫军、侯朝炯认为回采巷道的底臌以挤压流动性底臌和挠曲褶皱性底臌为主，随着工作面支承压力的增加，回采巷道的底臌量增加。巷道底臌的控制方法总结如下：虽然巷道底臌机理的研究相对缓慢，但目前国内外各种控制底臌措施的探索工作却十分活跃，试验成功了很多控制底臌的方法，归纳起来有以下几种方法：（1）加固法加固法就是对底臌巷道底板岩层进行支护或增强其强度，从而提

7、高底板岩层的稳定性，减小底臌量。它包括底板锚杆、底板注浆及封闭式支架等形式。底板锚杆。底板锚杆主要有两个作用，一是把浅部不稳定的岩层与下面稳定岩层联结在一起，二是通过底板锚杆在巷道底板形成组合岩梁，抑制下部岩层因扩容引起的裂隙张开及新裂隙的产生，同时，也可限制下部岩层向上鼓起，可起到一定的阻止底板向巷道内移动的作用。底板注浆。底板注浆主要用来加固底板破碎岩层，浆液主要有水泥浆、聚胺脂、高水材料等。浆液渗透到岩层裂隙间，增加了破碎岩石之间的粘聚力，在底板中形成一个强度比破碎岩层大的反拱，从而在一定程度上阻止了下部岩层向上鼓起，同时，由于加固区岩层抗变形能力增加，故该区岩石的扩容、弯曲位移等会减少

8、。封闭式支架。通过封闭式支架的底梁给底板岩层施加的反力提高了支架的整体支护阻力，也增加了支架控制底臌的支护阻力，改变底板岩层附近的应力状况，从而在一定程度上抑制底板岩层扩容、弯曲及膨胀变形的产生。加固法虽然可以起到一定的抑制底臌的作用，但在有强烈底臌趋势的巷道中不仅材料消耗大、支护费用高，而且并不能真正起到控制底臌的作用，原因在于加固法只能被动维护底板，在高应力、松软底板的条件下，封闭式支架底梁往往无法充分发挥其承载能力，致使向巷道内鼓起，失去控制底臌的能力；很多情况下，底板锚杆由于在松软底板岩层中锚固基础差而锚固力不足或延伸量不匹配而失效；底板注浆可提高底板浅部岩层的强度，如注浆达不到底板岩

9、层的破坏深度，则上部已加固岩层会被下部岩层顶起，因此，注浆控制底臌的作用也是有限的。（2）混凝土反拱混凝土反拱是一种适宜永久性巷道的底板支护措施，反拱具有较高而均匀一致作用于底板上的支护阻力。在巷道底板上按预定深度和形状挖出坑槽，再浇筑混凝土使其成为反拱。（3）卸压法卸压法与加固法控制底臌原理不同，主要通过切缝等一些方法改变巷道底板受力状况，使其处于应力降低区，从而保持底板稳定。国内外使用的卸压法包括底板切缝、钻孔、松动爆破及卸压煤柱等方法。 切缝。底板切缝可以将最大应力向围岩深部转移，使底板处于应力降低区，显著增加围岩的承载范围。底板切缝的卸压能力主要取决于切缝深度、宽度及形状、切缝与开巷的

10、间隔时间等。 打钻孔在底板打钻孔的卸压机理与切缝类似，此法可以归结为以下几点：A 底板打钻后，周边应力峰值显著减小，应力向围岩深部转移转移；B 打钻孔后，底板内形成一个卸压区，在开孔区域以外附近形成一个高压区，使更大范围的岩层承载，提高了围岩的自承能力；C 钻孔的直径、孔深以及数目都影响着钻孔的卸压性能。一般随着孔径、孔深及孔数目的增加，卸压效果越来越明显。 松动爆破在底板内进行松动爆破后，出现众多人为裂隙，使得底板附近的围岩与深部岩体脱离，原来处于高应力状态的岩层区卸载，将应力转移到围岩深部。另外，爆破后巷道形状发生了变化，以半圆拱形巷道为例，当未进行松动爆破时，在巷道基角处会产生严重的应力

11、集中现象，导致底板岩层失稳、破坏。当实施松动爆破后，巷道形状近似椭圆形，它消除了拱形巷道底部的基角，改善了巷道受力状态，减小了底臌。当然爆破后的底板仍需要加固，使加固部分对下面的岩层产生一定的阻力。否则，随着时间的推移，由于深部围岩的移动，会使底板重新鼓起。 卸压煤柱在回采巷道中运用卸压煤柱可以取得良好的效果。当工作面一侧的巷道没有卸压煤柱时，由于煤体内受应力集中作用，不仅使煤体严重向巷道内涌入，而且使底板承受过大的压应力而产生底臌。如果在工作面一侧的巷旁开一巷道，则回采巷道的受力状态就会发生很大变化，此时卸压煤柱的作用是传递应力，而不是承受应力。卸压煤柱压碎以后，可将作用在其上的应力传递到较

12、远的煤体上，使得卸压煤柱下的底板卸载，从而减小了巷道的底臌量。上述方法控制底臌的机理均在于将高应力向深部围岩转移，在底板形成应力降低区，从而减小底板的破坏范围，阻止底板向巷道内移动。它们都有各自的适用范围。底板切缝或打钻法在巷道两帮移近量小的情况下效果比较明显。相反，随着两帮移近量的增大，缝有可能闭合，起不到卸压作用。松动爆破工序比较复杂，有时还影响生产，所以在许多情况下不能采用。（4）巷旁充填法巷旁充填法控制底臌的原理与卸压煤柱相似，首先把巷道两帮一定范围内的煤采出，再填入充填材料，但充填材料的抗压强度不超过顶底板岩层，要求充填材料既有一定的支护阻力又有较好的让压性能，使巷帮应力向深部转移，

13、达到控制底臌的作用。（5）联合支护法根据具体条件，综合运用以上技术。联合法即将上述技术联合起来，一方面将巷道周边（特别是底板）的应力尽量向围岩深部转移，另一方面提高围岩的自承能力，并给予一定的支护力。联合法适合应力集中程度大、底臌严重的情形。加固巷道帮、角的措施有帮角注浆和帮角锚杆，其作用是： 减弱巷道角部应力集中程度，在两帮及角部形成自承能力较高的承载拱以控制两帮和底角围岩塑性区的发展； 提高巷道两帮与角部（尤其是底角）围岩的自承能力，减少两帮的变形；通过加固巷道帮、角，减少由于两帮破裂压缩下沉所造成的底臌、体积膨胀量、顶板的破裂和离层，从而减少巷道底臌和顶板下沉量。目前，针对双采动影响下巷

14、道围岩控制研究较少，几乎所有的回采巷道底臌控制技术都只能适应一定的条件。对一条特定的巷道来说，其底臌控制技术必须进行具体的分析。在选择底臌控制措施时，通常考虑两个因素：底臌控制效果和技术经济可行性，如果成本高昂，即使有着良好的底臌控制效果也不可能在矿山广泛推广应用。1.3 本项目的主要研究内容及目标1.3.1 主要研究内容针对古书院煤矿15#煤层预留巷道围岩变形的特点，对以下几方面的内容进行研究：（1）试验巷道的地质和生产条件详细调查；（2）研究巷道底板受力、变形特征；（3）试验巷道底臌原因及机理分析；（4）采用大型有限元分析数值计算软件，结合相似模拟，对受双采动影响的试验巷道围岩应力、变形和

15、破坏范围计算，分析各种因素对巷道底板稳定性的影响；（5）针对受双采动影响、严重底臌的预留巷道，研究制定科学合理的巷道围岩控制技术；（6）制定巷道井下施工和矿压监测方案；（7）指导日常监测，观测数据处理分析；（8）总结试验研究成果，编写课题研究报告。1.3.2 技术关键（1）沿工作面切眼欲裂爆破泄压围岩控制关键技术；（2）沿轨道巷欲裂爆破泄压控制底臌关键技术；（3）双采动影响下预留巷道围岩综合控制技术；（4）侧向钻孔应力监测及规律分析。1.3.3 主要技术经济指标（1）巷道两帮相对移近量控制在300mm以内；（2）顶底板相对移近量控制在300mm以内；（3）保证1523092巷道在两次回采期间的

16、安全使用。1.3.4 项目研究技术路线项目研究手段主要包括方案设计，现场观测，内业数据处理与分析，理论分析，数值模拟等。项目研究技术路线如图2所示。图2 项目研究技术路线图2. 项目研究总体技术方案2.1预留巷道围岩物理力学参数测试现场采取煤样、岩样，测试其抗压强度、弹性模量、波速等物理力学参数，进行1523103巷道围岩稳定性评价、地质力学环境分析等。测试参数见表1。表1 煤岩样力学参数测试结果试件编号试件形状试件尺寸/mm视度度/kg/m3波速/m/s抗压强度/MPa弹性模量/GPa变形模量/GPa试验在中国科学院武汉岩土力学研究所研制的RMT-150B型岩石力学伺服试验机上完成。该试验系

17、统主要由主控计算机、数字控制器、手动控制器、液压控制器、液压作动器、三轴压力源、液压源以及进行各种功能的试验附件等组成，如图3所示。该套岩石力学伺服试验系统是专为岩石和混凝土类工程材料进行力学性能试验而设计的，具有多种试验功能，可进行单轴压缩试验、单轴直接拉伸试验、单轴间接拉伸试验、三轴压缩试验和剪切试验等。在试验过程中，操作者可以进行干预，切换控制方式，改变控制参数（力和变形），选择试验参数如加载速率、变形速率、力、变形及行程的极限值等相关参数，也可以预先设计试验控制步骤，可由实验机自动来完成。试验结束后，系统会自动退回到初始状态，并能方便的读出试验结果，包括试件的全程应力-应变曲线，如轴向

18、应力与轴向应变、轴向应力与环向应变、轴向应力与体积应变、峰值强度、弹性模量、泊松比以及整个试验过程中采集到的载荷、变形和位移等数据文件，为试验者进一步分析提供了有用的参数。图 3 岩石力学试验机及控制系统2.2预留巷道围岩变形数值模拟实验采区内的巷道多受动压(即采动)影响，开拓巷道多受静压影响，而很少或不受采动影响。巷道矿山压力的观测可分为采区巷道矿压观测和开拓巷道矿压观测。回采巷道从开掘到报废，由于采动影响造成围岩应力重新分布，巷道围岩变形会持续增长和变化。例如相邻区段回采影响的预留1523092巷道，其围岩变形要经历五个时期（见图4）。（1）煤体内开掘巷道后，巷道围岩出现应力集中，在形成塑

19、性变形区的过程中，围岩向巷道空间显著位移。随着掘出时间的延长，围岩变形速度将日趋缓和。在煤体内掘进巷道的周边位移量取决于开采深度和巷道的围岩性质。（2）掘巷引起的围岩应力重新分布趋向稳定后，由于煤层一般都具合流变性质，即使应力不变，围岩变形还会随时间而缓慢地不断增长，但其变形速度比刚掘巷期间要小得多。（3）巷道受上区段工作面(A)的回采影响后，随着回采引起的支承压力的增长，巷道围岩应力再次重新分布，塑性区显著扩大，围岩变形急剧增长。在工作面(A)后方附近，回采引起的支承压力和巷道的围岩变形速度都达到最大值。远离工作面后，随着支承压力的降低，巷道围岩变形速度会逐渐衰减。巷道的围岩性质和煤住宽度对

20、该时期的围岩变形有很大影响。（4）回采引起的应力重新分布趋向稳定后，巷道围岩的变形速度再一次显著降低，但其变形量仍按流变规律缓慢而不断地增长。（5）巷道受本区段工作面(B)的回采影响时，由于上、下区段回来引起的支承压力相互重叠，使巷道周围的应力比只受上区段采动影响时急剧增高，引起巷道园岩应力又一次重新分布，塑性区进一步扩大，围岩变形比受上区段采动影响时更加强烈。可见上下区段巷道同掘时，上区段回风巷道从开掘到废弃整个服务期间的围岩变形量u应为上述五个时期变形量之和。为了便于计算，将五个影响时期的围岩变形量划分为由采动引起的附加变形量和采动影响稳定期间的变形量两部分。则巷道围岩的总变形量为：u=u

21、0+v0t0+u1+v1t1+u2式中 u0掘巷引起的附加变形量，mm； v0掘巷影响稳定后的围岩变形速度，mm/d； t0巷道从掘进至工作面(A)回采时的维护时间，d； u1巷道初次受工作面(A)回来影响引起的附加变形量，u1； v1回采影响稳定后的变形速度，mm/d； t1上、下区段工作面开采的间隔时间，d； u2巷道再次受工作面(B)回采影响引起的附加变形量，mm。图4 受双采动影响区段平巷围岩变形过程掘巷引起的围岩变形区；掘巷影响稳定后的围岩变形区；受回采影响的围岩变形区；回采稳定后的围岩变形区；受下区段影响的围岩变形区目前，采场有限元数值模拟主要还在建立力学模型后的应力分析方面。大都

22、是建立某一开采阶段的力学模型（如上述为老顶的初次来压前），然后研究不同因素变化所带来的应力，如图5为使用FLAC3D建立的一个实例模型。图5 采场围岩应力数值模拟模型实例2.3回采巷道围岩变形监测监测内容：152309工作面三条顺槽（1523091巷道、1523092巷道、1523093巷道）变形的持续观测。监测目标：回采巷道变形发生、发展、稳定规律研究；工作面采动对巷道影响分析；回采巷道支护设计改进。主要观测仪器：钢尺，测杆。测站布置：布置在工作面前方不受采动影响的区域内，距工作面60m100m以外。为了有对比性，拟在3条回采巷道内分别布置3个测站，每个测站间距50m。每个测站拟设置5个测点

23、，测点间距为5m。共计45个测点。152309工作面回采巷道围岩变形测点布置如图6。在运输巷道内设置观测站时，观测可能影响生产；生产过程也可能将测站损坏。如果生产和观测互相影响，可在巷道一侧开掘煤龛，并在煤龛里安设测量仪器。煤龛的规格一般为2mX3m左右，沿煤层开掘并保持顶板完好。如果生产和观测互不妨碍，应尽量观测站布置在巷道内，这样可以获得巷道围岩移动及其支架的真实情况。图6 152309工作面回采巷道围岩变形测点布置示意图测点安设方法：先在顶板上打一个深为100mm200mm、直径约为40mm的钻眼，在眼中打入木塞，木塞上订上作为测量基准点的基钉，铁钉头部钻有圆穴，如图7所示。在顶、底板垂

24、线方向以同样的方法在底板设基点。如果顶板岩层比较坚硬乎整，也可用彩色油漆标明观测基点。在测量过程中，要注意保护基点，避免移动或损坏，以保证测量精度。两帮观测基点的安设方法与顶底板基本相同但要尽可能使观测截面内各对测点在同一平面上。测点选用十字布置方式。 图 7 回采巷道变形规律观测测点布置2.4超前支撑压力及侧向应力观测与分析监测方法及内容：(1) 超前支护区单体支柱压力观测； (2) 超前支护区围岩应力观测；(3) 预留回采巷道围岩应力观测；监测目标： (1) 工作面超前支承压力演化规律，分布规律，影响范围，集中程度，峰值位置等关键参数； (2) 为回采巷道围岩控制、巷道支护，以及顶煤破碎等

25、提供依据。 主要观测仪器:单体支柱压力检测仪，钻孔应力计，测杆，钢尺等。具体实施方案：(1) 超前支护区域单体支柱压力监测在152309综采工作面胶带巷和轨道巷超前支护区域安装单体支柱压力记录仪，计划每个巷道安装3个，测点间距10m，连续记录工作面回采过程中单体支柱压力变化规律，用于分析工作面超前支撑压力分布规律和动态演化规律，同时配合井下人工监测，如图8所示即为超前支护区域单体支柱压力监测仪器，图9为钻孔应力计。 图9 超前支护区域单体支柱压力监测仪器 图10 钻孔应力计(2) 超前支护区巷道围岩应力监测一般来说，工作面前方煤体由近及远可划分为三个区域：塑性区，弹性区，原岩应力区。工作面前方

26、的一定范围煤体，受支承压力的作用，应力首先超过其强度极限，承载能力大大减小，这部分煤体即为塑性区域，煤壁前方弹塑性临界点即为支承压力的峰值点。本次观测是在152309工作面轨道巷、胶带巷超前工作面100m，布置围岩应力监测区域，分别布置一个监测区域，每个测区内布置3个数显钻孔应力计，间距10m，安装深度10m，主要用于监测工作面回采过程中超前支撑压力动态形成过程及分布规律。同时在152309回风巷道内布置巷道表面位移监测点，监测工作面回采过程中，巷道变形规律，为超前支承压力影响范围和强度的确定提供依据。图10所示为超前支撑压力观测布置方案。图10 工作面超前支承压力观测方案示意图（3）预留巷道

27、围岩侧向支承压力监测在152309工作面1523092（原1523103）巷道、1523093（原1523102）巷道布置两个测区，每一个测区内布置5个钻孔，数显钻孔应立计交叉安装，钻孔间距5m，钻孔安装深度分别为15m，10m，10m，5m，5m。钻孔应力计布置图如图11所示。图11 预留巷道侧向支承压力观测方案示意图2.5预留巷道现有支护效果综合分析巷道支护效果预判是评价巷道支护设计是否合理的重要方法，预先对巷道的支护效果进行准确的评判，对巷道支护设计具有积极重要的意义。影响巷道支护效果的因素很多，评判一条巷道支护效果的好坏所要考虑的评判因素不仅要考虑围岩条件、采动影响、煤柱尺寸、巷道围岩

28、应力状态等,还要考虑将要采用的锚杆支护参数，上述各因素相互制约、相互关联。针对古书院矿锚网支护预留回采巷道的实地调研，基于预留巷道的围岩变形观测结果，通过对支护效果评判指标的研究，确定了锚杆支护强度、围岩强度、围岩完整性、巷道埋深、双采动影响、巷道断面大小作为回采巷道支护效果评判指标；根据专家打分，用模糊互补判断矩阵分析法确定了评判指标的权值。运用模糊聚类分析方法，充分考虑支护对巷道支护效果的影响，对该矿回采巷道支护效果进行分类，并确定各个类别的聚类中心。针对具体围岩条件预留的1523092巷道，对其支护效果运用上述研究成果进行评价，得出现有支护方案下的回采巷道支护效果，根据支护效果评价结论，

29、调整现有支护方案，采取有针对性的围岩控制技术。2.6 152309工作面顶板弱化处理施工安全技术措施按照古书院矿已有的152306、152307工作面顶板弱化处理的成功经验进行具体实施。根据矿井地质报告可知，15#煤层综采工作面直接顶为K1灰岩，厚度为10.13m，致密坚硬，在井田内该岩层特别稳定，属坚硬顶板，在开采过程中大面积来压时对支架有冲击，且初次来压和周期来压步距较大，矿压显现十分明显，因此为了安全开采，需对顶板进行弱化处理。爆破弱化是用爆破的方法人为将顶板切断，使一定厚度的顶板由于推进至初次来压时冒落形成矸石垫层，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

30、垫层则可以缓解顶板冒落时产生的冲击波及风暴。目前爆破弱化的方法有浅孔放顶、步距深孔爆破、超前深孔预裂爆破、地面深孔放顶等。 根据15#煤具体情况，结合首采面坚硬顶板管理经验，确定15#煤综采工作面采用超前深孔预裂爆破的方式处理顶板。超前深孔预裂爆破主要作用是：切断坚硬顶板，减小顶板一次冒落面积。具体做法是在工作面切眼及1523091巷、1523093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，是超前打眼、超前爆破。通过超前深孔预裂爆破的方式弱化顶板，可以起到两个作用，第一是减少初次来压步距，第二是减小周期来压步距。钻孔施工相关参数1、顶板处理高度确定工作面平均采高为1.

31、7m，为保证冒落顶板能完全充填采空区，爆破的有效放顶深度H至少为：H=M/（KP-1）式中：采高，取1.7m；岩石破碎后的体积膨胀系数，取1.3。计算得，=1.7/(1.3-1)=5.7m。取6m。2、工作面切眼爆破钻孔布置工作面设备安装前，在切眼内距老塘侧巷帮1m处顶板打眼，180m长的切眼共布置10组炮孔，分别为A、B、C、D、E和a、b、c 、d、e10组炮孔，A和a每组为2个炮孔；B、C、D和b、c、d每组为3个炮孔，E和e每组为4个炮孔，炮眼的具体参数为：B1、b1、C1、c1、D1、c1炮眼长度为14m，仰角为32，装药长度7m，装药量17.5kg，A1、a1、B2、b2、C2、c

32、2、D2、d2炮眼长度为14m，仰角30，装药长度6m，装药量15kg；A2、a2、B3、b3、C3、c3、D3、d3炮眼长度为16m，仰角27，装药长度8m，装药量20kg； E1、e1炮眼长度为14m，仰角32，装药长度7m，装药量17.5kg；E2、e2炮眼长度为14m，仰角30，装药长度6m，装药量15kg；E3、e3炮眼长度为16m，仰角27，装药长度8m，装药量20kg；E4、e4炮眼长度为10m，仰角30，装药长度4m，装药量9.6kg。炮眼剩余部分用炮泥封满，A组与a组对称，B组与b组对称，以此类推。3、工作面两巷爆破钻孔布置（1）1523091巷钻孔布置1523091巷布置的

33、第一个钻场距工作面50m（工作面侧至放顶钻场中线），共布置A、B、C、F、G、H六组钻孔，钻孔A长度为15m，仰角为40，水平角度为90，装药长度9m，装药量27kg；钻孔B长度为22m，仰角为24，水平角度为90，装药长度14m，装药量为42kg；钻孔C长度为36m，仰角为16，水平角度为90，装药量27m，装药量81kg；钻孔F长度为13m，仰角为43，水平角度为18，装药长度7m，装药量21kg；钻孔G长度为18m，仰角为26，水平角度为18，装药长度11m，装药量33kg；钻孔H长度为17m，仰角为16，水平角度为18，装药长度10m，装药量30kg。炮孔剩余部分用炮泥封满。再向外每5

34、0m布置一个钻场，每个钻场布置A、F、G、H四组钻孔，参数同一号钻场对应钻孔参数。（2）1523093巷钻孔布置1523093巷钻孔布置及参数见2.7节。4、确定钻孔角度时，必须先将钻机支垫平稳，然后用罗盘确定好钻孔角度，标定好眼位，操作钻机，使钻杆平稳的对准所标眼位进行开机打钻，刚开始打孔时必须控制好钻机的转动速度，严防钻杆速度过快错位造成偏差。钻孔爆破1、钻孔连线连线采用“局部并联，总体串联”的方式进行（即炮孔之间串联，每个炮孔内并联）。爆破使用FD200D(A)型起爆器，矿用乳化炸药。2、装药与封孔（1）装药采用炮棍直接将炸药装入到炮孔内。为了能使炸药完全起爆，使用两根导爆索进行起爆，先

35、准备一药卷，把两根导爆索由药卷一端插入到药卷里，用胶带缠好制成起爆药卷，再用炮棍把此药卷送入到炮孔底，再装入其它药卷，药卷视情况一次可装14卷药。根据炮孔长度和封泥长度确定导爆索长度，导爆索必须用快刀切割。（2）装药时，装药前检查炮眼是否符合规定，准备好炸药、导爆索、炮棍、炮泥、雷管。一人负责装药卷并随手适度拉紧导爆索；一人负责递药；一人负责拉紧炮棍内的钢丝绳（2.5毫米）；一人负责连接炮棍并与装药卷人共同用炮棍顶推药卷到位并捣实，保证药卷紧密接触；一人负责递炮棍；共5人参与装药过程。药卷到达炮眼底部后退出炮棍，重复此过程直到装够炮眼规定药量。 （3）确定导爆索长度后开始封泥。用炮棍把准备好的

36、炮泥装入炮孔内装实，一次推炮泥长度不能大于500mm。炮泥经捣实后再装下一次炮泥，封堵炮泥时不得损坏导爆索。封孔分两次进行，第一次封孔先封至距孔口1m处，第二次封雷管和导爆索时，以满足雷管与导爆索不外露为止（至少封800mm炮泥）。3、工作面切眼推进2.4m，切眼进行装药、连线、爆破。使用炮棍的方法及注意事项1、用炮棍顶推药卷时，要适度拉紧钢丝绳和导爆索，防止钢丝绳、导爆索堵塞炮眼，防止损伤导爆索。2、退炮棍时，采用向外拉钢丝绳的方法，严禁直接拉炮棍，防止炮棍脱节顺炮眼滑出。如果出现脱节，要用坚硬的器具堵住炮眼口，缓慢拉钢丝绳等炮棍滑至炮眼口后再继续正常退炮棍。3、装炮泥时注意：要将炮泥装实但

37、不得损伤导爆索。施工安全技术措施1、施工人员进入作业地点，首先由外向里详细检查顶帮情况及支护，发现隐患及时处理，确认安全后方可进行施工。2、起吊设备前，班组长指派专人对起吊设备连接部位的稳固、完好、安全、可靠性进行详细检查，存在隐患必须先处理后作业，确认安全无误后方可起吊设备，否则严禁起吊。3、起吊、拖拉、移动设备时，起吊物下、起吊梁或起吊锚杆受力覆盖的范围内严禁有任何人员，起吊现场要设专人设警戒，严禁无关人员进入起吊现场。4、整个起吊过程，作业人员身体的任何部位不得伸入起吊物下，若特殊情况，需伸入操作时，必须在起吊物下用木料将起吊物支垫平稳，安全负责人确认安全后，谨慎操作。整个过程中，必须专

38、人看护导链，防止突然缓链伤人。5、绞车司机必须持证上岗，严格按绞车牌板进行挂车，严禁超挂车。开车前，首先检查绞车、信号、钢丝绳、轨道等是否完好，确认安全后方可运输。6、斜巷运输时，班组长派专人在坡下安全地点设警戒截人，严格执行“行车不行人，行人不行车”不作业及七有八不开规定，严禁放飞车、放快车及不带电放车。7、车辆运送到地点，先用挡车器挡牢，无挡车器使用临时挡车器固定，执行矿临时挡车器使用管理制度。爆破安全技术措施（1）放炮、火工品管理、通风、瓦斯要严格按煤矿安全规程和煤矿工人安全操作规程中有关规定执行，严格执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制。爆破工、班组长、瓦斯检查员现场必须严格执行“三

39、人连锁爆破制”：“三人联锁爆破制”执行“四牌制”：爆破工持警戒牌、班组长持放炮命令牌和起爆牌、瓦斯检查员持放炮牌。爆破工在装药作业时，由班组长在周围5米范围内设置警戒，严禁瓦检工、安检工、班组长、爆破工及配合装药的有经验熟练工人以外的人员进入警戒区内，有经验熟练工人不得超过两人。安检工监督整个“三人连锁放炮制”的执行过程。起爆时班组长、爆破工和瓦斯检查员（安检员）三人必须同时在场，否则严禁起爆，严禁约时爆破。注意事项：爆破工、班组长、瓦检工、安检工不属于警戒人，放炮时必须站在措施规定的安全地点（起爆地点必须有专职警戒人）。（2）爆破工必须由责任心强，爆破经验丰富，熟悉通风、瓦斯和爆破材料管理及

40、爆破技术，经过培训并经考试合格，持有爆破工合格证的专职人员担任。（3）在打眼放炮作业时，必须配备专职瓦检员，并经常检测两巷的瓦斯情况，当瓦斯浓度超过1%或风量不足时，必须停止作业，撤出人员。（4）装药前必须停电，且用皮带把放炮地点附近20m范围内的各种电缆、管线、支架活柱进行遮盖保护，防止崩坏、崩伤电缆、管线和支架活柱表面。放炮时机组距离放炮地点必须大于30m；机尾的照明灯及电缆必须撤离到距机尾50m以外的地方；机尾的瓦斯探头必须顺巷道撤离到50m以外的安全地方。（5）爆破母线用铜芯绝缘线，长度不小于300m。禁止使用钢轨，金属管等当作回路或母线使用。爆破母线与电缆、电线、信号线应分别悬挂在巷

41、道两侧，如遇到特殊情况必须挂在同一侧时，爆破母线必须挂在电缆或信号线下方300mm处。（6）爆破前，必须用水冲洗放炮地点80m范围内的煤尘，详细检查工作面及爆破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度，只有当瓦斯浓度小于1.0时方可起爆。（7）警戒范围及要求矿井总回风系统的警戒范围及地点由通风部门负责安排警戒，要求炮烟所流经的回风巷道至风井底的路线内一律不准行人和施工作业，并派专人巡视警戒线路，警戒到位后电话通知调度室。工作面的警戒由施工队组负责警戒，班组长必须设专人在可能通向爆破地点的所有通路担任警戒，并清撤警戒范围内的人员，各警戒岗距爆破地点的距离不少于300m。爆破工躲避距离不得小于300m，

42、并避开直线方向。工作面不得有人工作和停留，工作面的人员撤至距工作面各出口300m以外进风顺槽内,各警戒点必须“人、绳、牌”三齐全。爆破前，所有人员必须全部撤到警戒以外，警戒区内严禁有人。班组长在巡检工作面警戒到位后电话联系调度室确认总回系统警戒到位后准备起爆。在放炮前提前通知负责警戒单位，清理人员并设岗警戒，未经调度通知爆破结束，任何人不得擅自离岗，警戒人员执行现场交接班制度。（8）工作面每次爆破前及爆破后，爆破工必须携带数字式瓦斯检测报警仪，检查装药及爆破地点附近20m范围内的瓦斯浓度。当瓦斯浓度超过1.0%时，不准装药爆破，必须立即汇报，采取措施处理。爆破后瓦斯浓度超过1.0%时不准开动电

43、气设备。（9）在联线爆破前，必须在爆破地点20m范围内进行第二次瓦斯检查，在瓦斯浓度小于1.0时，方可进行连线爆破，否则必须采取措施处理。（10）母线与脚线连接好后，爆破工必须最后退出迎头，并沿途检查爆破母线是否符合要求。边往外走，边发出第一次准备爆破信号。（11）爆破工到达起爆地点后，随即发出第二次准备爆破信号。（12）班组长清点人数准确无误后，发送爆破命令，爆破工将母线与发爆器连接。并将发爆器把手插入发爆器、转至充电位置。（13）第三次发出爆破信号，再过1015S，发爆器灯亮稳定后，将发爆器把手转回爆破位置进行爆破。（14）爆破后，爆破工将发爆器把手拔出，将母线从发爆器连接器上摘下，并扭结

44、短路。（15）爆破完毕，待炮烟完全吹散后，爆破工、班长开始对巷道爆破眼的终孔位置及工作面的情况认真检查，有无拒爆现象或崩坏设备等，发现隐患及时处理。（16）等工作面炮烟排净后（至少15min），爆破工、综采队班组长、瓦检员、安检员首先进入工作面，由外向里检查通风、瓦斯、煤尘、支护、顶板，发现问题及时处理。拒爆及残爆情况，立即停止作业并及时上报调度室。（17）通电后炮不响时，爆破工必须先从发爆器上摘下母线并扭结短路，然后至少再等15min，方可沿线路检查不响的原因。如果是短路、短线或连接不良造成的拒爆可重新连线爆破。（18）检查处理拒爆或重新联线爆破前，必须进行敲帮问顶，处理悬煤(矸)，确认安全

45、的条件下方可操作。（19）在拒爆处理完之前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。（20）爆破后，要将爆破母线、发爆器、瓦斯报警仪等收拾整理好，清点剩余的电雷管、炸药，填写好消耗单，在核清领取数量与使用及剩余数量吻合后，经班组长、安检员签字，当班剩余火工品要交回火药库，严禁私藏爆破器材或存放在井下。（21）炸药、导爆索及雷管在运送及使用过程中，必须妥善保管，严禁丢失。炸药、导爆索与雷管应分装、分运，严禁混在一起运输和存放。（22）配备一个适当容量的火药箱，且必须保证完好无损，火药箱内最多储存240kg炸药，火药箱应放置在进风巷警戒以外的安全地点，并加锁。（23）炸药、导爆索与雷管在使用过程中，

46、必须妥善保管，使用专用工具箱存放在进风巷警戒点以外的地方，严禁丢失，严禁乱扔乱放。（24）在工作面放炮前，必须由监测队打影响监测监控系统报告，防止因放炮振动或冲击波造成监测监控系统损坏或误报警。（25）在两巷超前预裂爆破前，检查爆破地点附近的电气设备，并检查超前支护内单体柱的支护效果，发现有泄液、漏液柱必须更换重新进行支护，以防爆破时顶板冒落。其它方面1、处理顶板爆破作业的第一个班，由安全部、生产部、机电部、通风区派干部（副职以上）跟班，现场进行负责爆破过程中的相关工作，具体工作如下：（1）生产部负责牵头组织爆破作业，协调解决爆破作业全过程的实际问题。（2）安全部负责爆破作业全过程中的安全监督

47、管理职责。（3）机电部负责现场监督检查机电设备的保护工作。（4）通风区负责安排爆破员和有毒有害气体的气体检测人员，负责爆破作业的业务指导。（5）爆破过程中，综采一队要停止工作，严禁任何人进入回风流中。2、炸药及炮棍规格炸药采用煤矿许用二级乳化炸药，规格为：60毫米，L=500毫米，炮棍规格为：40毫米，L=1.0米。3、爆破前，预备队要在调度会上通报准确爆破时间，届时15号煤沿途回风系统内严禁有人进入或作业（工作面到东风井沿线的回风系统内）。4、爆破作业要连续进行，截人地点要截到位，并要现场交接班，只有在爆破结束经检查有害气体不超标时，警戒人员方可撤离，恢复正常生产秩序。5、预备队人员负责火药的管理工作。6、爆破时间确定后，要召开预备协调会，做出详细的安排，确定工作面启爆顺序和每次启爆炮眼个数等。7、爆破当班必须审批影响监测监控的报告。8、操作设备及其它安全技术措施方面严格执行15号煤弱化顶板爆破系统设备操作规程及钻孔施工通用措施相关规定及内容。避灾路线及截人1、避灾路线（1）一旦有灾变预兆，及