1121切眼掘进作业规程.docx
《1121切眼掘进作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《1121切眼掘进作业规程.docx（88页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。
1121切眼掘进作业规程
目录
目录1
第一章概况5
第一节编制依据5
第二节巷道布置5
第二章地面相对位置及地质情况7
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况7
第二节煤（岩）层赋存特征7
第三节地质构造9
第四节水文地质10
第三章巷道断面及支护13
第一节巷道断面13
第二节支护设计13
第三节支护工艺14
第四节轨道及道床16
第五节排水沟16
第六节信号硐室17
第七节管线布置17
第八节矿压观测17
第四章施工工艺19
第一节施工方法19
第二节凿岩方式及工艺流程20
第三节爆破作业20
第四节装载与运输23
第五章生产系统27
第一节掘进通风27
第二节掘进压风29
第三节瓦斯防治30
第四节安全监控32
第五节综合防尘34
第六节防灭火34
第七节供电35
第八节排水49
第九节运输49
第十节照明、通信和信号50
第六章劳动组织及主要技术经济指标51
第一节劳动组织51
第二节循环作业51
第三节主要技术经济指标52
第七章安全技术措施55
第一节一通三防安全技术措施55
第二节顶板60
第三节爆破61
第四节防治水65
第五节机电68
第六节运输70
第七节其它78
第八章灾害应急措施及避灾路线81
第一节灾害应急措施81
第二节避灾路线85
附图：
87
第一章概况
第一节编制依据
一、施工设计名称为《1121首采工作面施工设计》，批准时间为2011年7月。
二、地质说明书名称为《1121切眼掘进地质说明书》。
三、《煤矿安全规程》（2011版）。
四、《煤矿岗位技术操作规程》。
五、2012年生产接替计划，批准时间为2012年。
第二节巷道布置
一、巷道名称：
1121工作面切眼。
二、巷道用途及掘进目的：
巷道用途是为1121综采工作面设备安装、回采服务；掘进目的是形成1121采煤工作面生产及通风系统。
三、巷道设计长度及服务年限：
1121切眼设计约182.271m；服务年限：
约2年。
四、巷道掘进范围内已有的采掘情况：
1121切眼是在1121回风顺槽里程800m开口，巷道沿M2煤层顶板掘进。
该工作面是矿井首个采面，巷道掘进范围内无其它采掘巷道。
五、开工时间:
计划2013年4月开工
附图1-2-1：
1121切眼布置平面图：
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
表2.1.1井上下对照关系表
煤（矿）层名称
2﹟
水平名称
+1060
采区名称
1采区
工作面名称
1121切眼
地面标高（m）
1350～1490m
工作面标高（m）
1265～1172m
地面
位置
对应地面为大麻窝至雷公山主峰底部，最高点为中部雷公山，呈凸字形地形向两端逐渐降低，雷公山主峰以北斜坡坡度较陡，以南坡度较缓。
地面多被灌木覆盖，大麻窝内有部分旱地。
无大的水体，仅少量居民建筑物分布。
井下位置及邻
采掘情况
该巷从1121回风顺槽里程800m位置向西开口沿2﹟煤层顺层施工，北面为1121回风顺槽，无其他相关采掘活动。
倾角（m）
30°
倾向长（m）
182.271m
断面（m2）
6.72
第二节煤（岩）层赋存特征
一、岩（煤）层产状、厚度、结构、坚固性系数
本井田构造位于安底背斜北段北西翼，基本形态为一单斜构造，岩层走向北北东，倾向∠280°～310°，倾角280～320,在这一单斜层的基础上次级褶曲较发育，F2断层从巷道的西边沿煤层走向通过。
勘探区内出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组；二叠系上统龙潭组、长兴组；三叠系下统夜郎组、茅草铺组以及第四系。
其中龙潭组为含煤地层，总含煤8～19层，平均厚11.72m,含煤系数9.59﹪。
其中可采煤层7层，平均厚9.39m,可采煤层含煤率7.74﹪。
根据岩性和含煤特征，本井田内的煤系可分为上、下两段。
上段自长兴组界起至9煤层下的灰绿色细砂岩底止，平均厚60.16m，含可采煤层2、5、9三层;下段自9煤层下的细砂岩底起至茅口组灰岩顶界止，平均厚61.97m，含可采煤层13、14二层。
表2.2.1煤（矿）层情况表
煤（矿）
层情况
煤（矿）层
总厚（m）
0.42～1.10
煤（矿）层结构（m）
煤（矿）层倾角（度）
28°～32°
0.95
0.42～1.10（30）
该巷道掘进以单一2﹟煤为主，煤层局部有起伏，巷道沿煤层倾角起伏变化。
煤层为外观黑色，多呈块状，多由半暗型煤条带组成。
黑色半亮型块煤，以半亮型为主，暗煤、亮煤次之，内生裂隙发育，偶见黄铁矿晶粒结核，结构简单，不含夹矸。
顶板多由粉砂质泥岩，少数为泥岩组成，底板为炭质泥岩、粉砂岩。
厚度全区可采，可采率87.5%。
硬度系数f=2～4，煤层厚度0.42～1.1m。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数等
该巷道所穿煤层属于高瓦斯煤层，预计瓦斯相对涌出量9.28m3∕t；煤层有自燃发火倾向，发火期为4～6个月；煤尘无爆炸危险性；该工作面施工无地温危害。
附图2-2-1综合柱状图（1：
200）
三、煤层顶底板情况
表2.2.2煤层顶底板情况表
煤（矿）层顶
底板
情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
粉砂质泥岩、粉砂岩
2.88
灰色中厚层状砂质泥岩，偶含黄铁矿晶粒，间夹粉砂岩条带。
直接顶
灰岩、泥质粉砂岩
1.49
深灰色中厚层状粉砂岩，夹薄层状细粒砂岩，偶含黄铁矿结核，底部含炭屑。
伪顶
炭质泥岩
0.02
灰黑色薄层状含炭泥岩，夹煤屑条带，含黄铁矿晶粒。
直接底
泥岩、砂岩
0.8
灰黑色薄层状含炭泥岩，夹煤屑条带，夹粉砂岩条带，含黄铁矿晶粒。
老底
炭质泥岩、粉砂岩
0.8
深灰色薄-中厚层状粉砂岩，夹薄层状泥岩，含黄铁矿结核，底部夹煤屑条带。
第三节地质构造
本区大地构造位置位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱毕节北东向构造变形区的东部，区域构造为一背斜（安底背斜）北西翼，地层倾角10～35°。
安底背斜北起遵义县鸭溪镇全新，南止黔西县大关镇干草坪，背斜轴走向26～54°，主体倾向北西，局部出现倒转使东翼地层倒转向西倾或直立；背斜核部至两翼依次有寒武系（ε）、石炭系（C）、二叠系（P）、三叠系（T）和侏罗系（J）等地层。
区域断裂构造不发育。
井田区位于安底背斜西翼，总体构造形态呈单斜构造，地层走向北北东，倾向北西西，倾角27°～32°，一般30°。
井田区内及周边次级小褶曲较发育，主要发育轴向与地层走向近一致和轴向与断层倾向近一致的两组褶曲。
前者规模较大，地表出露在井田区西侧三叠系上统长兴组地层中，褶曲轴走向与地层走向近一致呈南北向，褶曲延伸长度大于井田南北向长度，波幅约90m，褶曲两侧常伴有小褶曲发育，褶曲西侧地层倾角逐渐变缓，并在矿山主平硐呈近水平，倾角由东向西从78°逐渐降低至12°；褶曲东侧地层倾角呈逐渐增加趋势，井田区内地层倾角由西向东从30°逐渐增加至43°；该褶曲位于井田外西侧，其平面下方煤层埋深较深，是否会影响井田内煤层尚待进一步查证。
后者规模较小，地表出露在井田区东侧龙潭组煤系地层中，特征明显，造成浅部煤层露头垂直地层走向波状起伏，褶曲延伸长度因植被应该不详，波幅约8m，对井田内深部煤层影响较小。
矿井内断层数量较多，控制和推断发现F1、F2、f1、f2、f3、f4、f5、f6、f7、f8、f9断层，受F1、F2大断层的影响，次级断层和伴生断层有较发育，对工作面的布置、掘进影响很大；F1、f1、f3、f5、f6、f8为正断层、F2、f2、f4、f7、f9为逆断层，落差分别为10m、26m、0～20m、0～10m、4m、0～17m、0～15m、0～15m、0～20m、4m、6m，经对勘探区内发现断层分析研究，发现断层发育特征与区域及和周边井田相似，断层性质及走向有一定规律，断层大致可以分为两组，一组为走向北北东～南南西的正断层组，这类断层由于北西西-南东东的区域应力的作用而产生，巷道在掘进中断层以及工作面内隐伏构造的影响，煤层厚度、顶板稳定性、煤层倾角等变化较大，对工作面掘进进尺影响较大。
在本区内地质构造中等偏复杂，勘探类型为Ⅲ类二型，整体构造形态呈单斜构造，地层走向北北东，倾向北西西，倾角10°～35°，一般33°。
地质构造治理情况：
根据钻探和实际揭露断层情况，进行分析对比，提前进行预报，给施工队下发构造单，以便施工区队提前编制过地质构造带安全技术措施。
第四节水文地质
雷公山井田地质构造条件中等复杂，大部份探明的资源量均埋藏于矿区侵蚀基准面标高以上，主要充水含水层为龙潭煤系（P3l）中部石灰岩及粉砂质泥岩的裂隙水，但富水性较弱。
由于可采煤层上覆的T1y2和P3c岩溶岩水岩组及下伏的P2m岩溶含水岩组均为富水性强的岩组，最上一层可采煤层2号煤层及最下一层可采煤层15#煤层距上覆及下伏的强富水性岩组分别只有40～18m，在开采后形成之坍塌裂隙疏导下，该两强含水岩组中之地下水必然会间接进入矿坑。
因此，水文地质条件应属复杂类型。
龙潭组（P3l）中的石灰岩和碎屑岩裂隙水发育，预计涌水量约5m³/h，巷道施工过程中将直接对施工巷道进行充水。
此巷道施工距地表较远，不受老窑水威胁。
该巷道在龙潭组中部施工，龙潭组中有数层灰岩含水层，岩溶裂隙比较发育，必须按要求先探后掘。
泥岩、粉砂质泥岩均有较好的隔水性，但容易被导水断层、钻孔等通道与含水层导通，造成巷道淋水。
巷道对应地表及周围无大的积水体和河流，但巷道起始位置为一洼地，汇水面积约20000㎡，按暴雨雨量计算每小时汇水量约800m³。
由于灰岩地区落水洞等岩溶通道发育，地表水较易直接涌入井下。
巷道末端为一地表冲沟，平时无水，仅在暴雨后有暂时性水流。
由于巷道埋深超过200m，故预计地表水影响不会过大，预计涌水量5～30m3/h，平均涌水量5m3/h。
严格执行探放水措施，做到“逢掘必探，有疑必停，先探后掘”的原则，钻探与钎探相结合，严禁盲目掘进。
要备足排水泵、排水管等排水设备，保证巷道内的涌水及时排除。
水患治理措施：
根据巷道实际水文地质情况，提前预测预报，并严格执行长探短掘和在抽放钻场内布钻超前探放水。
第三章巷道断面及支护
第一节巷道断面
一、巷道断面形状
该巷道为在2#煤层及底板内开凿的回采巷道，施工断面为矩形断面。
二、巷道断面设计
该巷道是为首采工作面服务，主要担负首采工作面各种设备安装以及回采任务，首先施工1121切眼导硐，断面规格：
掘进断面：
高1.8m，宽3.2m；净断面：
高1.7m，宽3.0m；S掘=5.76m2，S净=5.1m2；与1121运输顺槽贯通后，再扩刷导硐，扩刷断面规格：
高1.4m，宽2.9m；净断面：
高1.3m，宽2.9m；S掘=4.06m2，S净=3.77m2；扩刷后1121切眼断面规格为：
高1.4m，宽6.1m；净断面：
高1.3m，宽6.0m；S掘=9.64m2，S净=7.67m2。
附图3-1-1：
1121切眼导硐施工断面及支护图
附图3-1-2：
1121切眼施工断面及支护图
三、巷道工程量
本《作业规程》所施工的巷道工程量为182.271m；
开口位置及施工顺序：
开口位置在1121回风顺槽巷道内。
该巷道在1121回风顺槽里程800m处巷道右侧开口，沿煤层顶板掘进到设计位置，具体开口位置及中腰线由地测部测量人员现场放线。
第二节支护设计
一、支护设计
结合中煤国际工程集团重庆设计研究院发《巷道断面图册》确定支护形式如下：
1．由于本巷道要顺2#煤层向下掘进，顶板为粉砂质泥岩，该区围岩岩性较差。
根据地质条件，结合已施工的1121回风顺槽支护方式综合考虑，确定1121切眼导硐施工期间采用锚网梯+钢带+锚索支护，一掘一支。
1121切眼扩刷期间采用采用锚网梯+钢带+锚索支护，扩刷时采用5.9m长π型钢梁及单体液压支柱加固，一掘一支。
2．在施工过程中遇地质构造变化较大等情况，再研究决定是否继续采用本支护，如改变支护方式后将另行编制补充设计及施工措施。
二、临时支护
由于本巷道为半煤巷，且顶板为粉砂质泥岩，为了杜绝顶板事故，要求在施工过程中对已掘空顶部份必须采取临时支护措施，具体措施如下：
1．1121切眼导硐施工期间临时支护：
采用方木梁+液压单体支柱临时支护，方木梁规格：
宽×高×长=200mm×200mm×800mm。
2．1121切眼扩刷施工期间临时支护：
采用单体液压支柱做临时支护，间排距800mm×800mm，先用液压单体支柱配合方木在碛头空顶位置施工点柱，支设必须均匀布置，碛头煤矸出完后，立即进行永久支护。
附图3-2-1：
1121切眼导硐施工期间临时支护示意图
第三节支护工艺
一、支护材料
1．锚杆及锚固剂：
顶板及非采帮侧采用Φ20×1800mm螺纹钢锚杆，采帮侧采用Φ20×1600mm玻璃钢帮锚杆，锚杆间排距800mm×800mm；采用2根MCK2335锚固剂，锚杆外露长度为不大于50mm；锚杆托盘规格为8×120×120mm弧形托盘。
2．金属网采用10#铁丝制作的菱形网，顶部网规格为：
1000×4400mm；帮部网规格为：
1000×2000mm，网格为长×宽=50×50mm。
采用2.6m钢带，垂直巷道铺设，间排距1600mm。
网片搭接长度为200mm，连扣间距为200mm。
3．锚索：
现场备用φ15.24×7300mm的锚索、配20×250×250mm的托盘。
碛头备用一台锚索张拉器。
锚索间排距1600mm×1600mm。
4.钢筋梯的规格：
钢筋梯为90×1900mm、90×3100mm。
二、锚杆安装工艺
在支护锚杆前，必须进行敲帮问顶制度，找净浮煤活矸，在规范使用好临时支护的保护下进行，严禁空顶作业。
1．打锚杆眼:
钻具采用风动锚杆机，φ28mm双翼柱齿钻头，用于打顶板锚杆（索）孔，锚杆钻机用；或用于打帮部锚杆孔，帮部煤帮钻用。
配B19钻杆。
B19长度=0.65m，分为前、中、后节，用于打顶板锚杆及锚索。
打眼前，首先按照中线和施工坡度严格检查巷道断面规格，不符合作业规程质量要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过50mm，眼角度误差不得大于15°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，严格按锚杆长度打眼；打顶部眼时，必须在临时支护的掩护下操作，逐排先中间后两侧施工顶部锚杆，顶部（同排）锚网完后，再打帮部眼，即打眼的顺序，应由外向里、先顶后帮依次进行。
锚杆眼打好后，帮部下扎的锚杆孔要用吹眼器将眼孔内的积水、煤粉用压风吹扫干净，吹眼时，操作人员必站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。
2．锚杆安装：
安装前，应挂好金属网绑好钢筋梯，把规定数量的树脂锚固剂送入眼底，把套好托盘的锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，用带有专用套筒的锚杆机卡住螺锚杆帽，开动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，并对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌时间15秒，等待25秒之后，开动锚杆机拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，安装扭矩顶部、帮部≥120N·m,锚杆抗拔力为50KN。
三、锚索施工工艺：
1．采用锚杆钻机配B19组合钻杆和Φ28mm双翼钻头湿式打眼，锚索孔深误差控制在±30mm。
2．开孔钻进要低转速，低压推进，当成孔约50mm，需再次校核孔向，及时调整钻机，为保证孔深准确，可在起始钻杆上用白色或黄色油漆标出终孔位置。
3．插入锚固剂前应检查其质量（以手感柔软为合格），并注意快凝药卷在上，缓凝药卷在下。
4．锚索下端装上专用搅拌驱动器，2人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔（注意：
不能反复抽拉锚索），确保锚固剂全部送入孔底,每根锚索使用4块锚固剂。
5．将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上。
6．一人扶住机头，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，搅拌时间控制在20～30s,锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失效。
7．停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3min,然后可缩下锚杆机并移开打下一个锚索孔。
8、10min后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。
9．2人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。
10．用手摇泵进行张拉，并注意观察压力表读数，张拉预紧力控制在150kN,达到设计预紧力千斤顶行程结束时，迅速换向回程。
11．卸下张拉千斤顶（注意用手接住避免坠落）。
12．锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。
13．张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔清洗一遍，重新安装锚索。
14．锚索尽量施工在顶板岩面平整处。
第四节轨道及道床
该巷道为1121首采工作面设备安装以及回采服务。
根据《采矿设计手册》内规定，施工期间选用不得小于22kg/m的钢轨。
轨枕采用木轨枕。
轨道及道床参数见表3.4.1。
表3.4.1轨道及道床参数表
第五节排水沟
该巷道为1121首采工作面设备安装以及回采煤炭之用，不设计水沟。
第六节信号硐室
1121切眼左帮（非采帮）每隔15m设置一个信号硐室，也作为出矸时的躲避硐室，规格为：
净宽×净高×净深=2.0m×1.7m×2m的信号硐室。
详见附图3-6-1
第七节管线布置
一、风、水管
风水管布置在巷道的左侧，距离巷道底板高度300mm，采用铁丝吊挂在帮上，每隔3m施工一个吊挂眼。
风、水管间必须有间隙，并不得相互缠绕，正式风、水管距掘进工作面距离不得大于30m。
为进行消防及防尘工作，水管每50m设置一个三通，并设置闸门。
二、风筒
风筒布置在巷道左帮顶部位置，沿施工的风筒挂钩眼吊挂前进。
风筒出口到工作面的距离不大于5m。
三、电缆、通讯、照明及监测线等敷设方式及电缆钩的固定
各种电缆均沿巷道吊挂在巷道左帮,挂钩间距不得大于3000mm。
附图3-7-11121切眼掘进风水管及防尘系统示意图
第八节矿压观测
一、观测对象
本工程巷道跨度大，应力集中区、围岩破碎带、断层、煤层松软、局部顶板破碎，施工期和使用期要加强对巷道顶板进行有效的矿压观测。
二、观测内容
（一）支护巷道表面位移量观测。
（二）支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量。
（三）支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力的检测。
三、观测方法
（一）顶板离层监测
施工过程中，选用WBY-10型围岩离层指示仪，从切眼岔口处开始，在巷道顶板中部安设，每间隔20m安设一组顶板离层仪，同时每隔50m安装一组顶板锚杆、锚索测力计。
（二）锚杆锚固力检测
掘进过程中，每班安装的锚杆要用扭矩扳手进行检测，凡扭矩力达不到设计要求应当班补打锚杆，每月采用锚杆拉力计对该巷道锚杆进行不定期检测，并将检测结果记入专用记录本中。
（三）巷道表面位移观测
巷道掘出后在巷道中及时建两个巷道收敛变形观测站，对巷道顶板下沉量、两帮移近量和底鼓量进行观测，并将检测结果录入专用记录本中。
四、数据处理
如监测数据表明巷道变形超过设计允许变形量，应重新进行反馈计算，改进设计。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口准备工作
1．施工前地测部必须提前标定开口位置，标定巷道中线，施工单位严格按照所放中线施工。
2．开口前，必须对开口附近管缆落地并保护好。
3．开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。
二、施工方法
1．采取全断面一次起爆进行掘进，每次放炮后必须立即进行临时支护。
2．为了保证巷道掘进成形好，充分发挥锚杆支护效果，掏槽眼打在下部岩层中，要求严格按本《作业规程》爆破设计说明书执行。
3．巷道支护时必须严格按照第三章第三节执行。
三、施工方案
1．切眼1#及2#绞车硐室施工完后，对1121回风顺槽皮带机尾进行卧底，作为掘进1121切眼导硐期间出矸之用，卧底时要保证卧底段坡度基本一致。
2.下山施工1121切眼导硐
1#绞车硐室内绞车按设计要求安装后，根据现场中线开口施工1121切眼，采用锚网+钢带+锚索支护，一掘一支。
待开口位置距皮带机尾有5m距离后（人工出矸上皮带距离较远时），开始辅设轨道，逐步安装一坡三挡，用矿车出矸，将矸石侧翻在1121回风顺槽皮带上运输出井。
随着巷道向前延伸，在非采帮侧每隔15m施工一个躲避硐室。
施工期间要求在碛头后方10m处加设一道挡车装置，随着巷道的延伸挡车装置也跟着向前挪移。
支护时，顶板及切眼非采帮侧用φ20×1800mm螺纹钢锚杆支护，间排距800×800mm；切眼锚索间排距1600mm×1600mm，长度为7.3m；切眼采帮侧用φ20×1600mm玻璃钢锚杆支护，间排距800×800mm；两帮均用耙片背帮，防止漏矸。
3.下山扩刷1121切眼
1121切眼导硐与1121运输顺槽贯通后，在1121切眼上口从上往下扩刷，扩刷期间必须保证施工安全，编制溜矸专门安全技术措施。
扩刷段用φ20×1600mm螺纹钢锚杆及φ15.24×7.3m锚索进行支护，边扩边用长5.7m工字钢钢梁及单体液压支柱进行加固。
因导硐施工断面净高为1.7m，扩刷后设计断面净高为1.3m，在扩刷时，利用扩刷时的矸石和水泥混合均匀后，对导硐段进行浇筑，浇筑厚度为400mm，宽度为3000mm。
第二节凿岩方式及工艺流程
一、施工方式
1．采用普通爆破法施工工艺，打眼时采用先掏槽、后刷帮压顶的方法
2．采用YT28型风钻钻眼。
二、运输方式：
采用人工进行装煤、岩进入翻斗车，由切眼上口绞车提升至1121回风顺槽，翻入1121回风顺槽皮带，经1265回风石门40T溜子转运至溜煤立眼下放到1240下煤立眼联络巷皮带，再经下煤立眼下放至1165运输石门皮带进入采区煤仓，用机车经主平硐运至排矸斜井，经排矸斜井皮带运至地面。
三、工艺流程：
安全检查→标定中线→打眼→清孔→装药连线→放炮→安全检查→临时支护→出矸→永久支护。
第三节爆破作业
一、1121切眼导硐施工爆破参数定额
1．单位岩体炸药消耗量（kg/m3）和单位岩体雷管消耗量（发/m3）
根据井巷掘进材料消耗定额，该巷道地质说明书岩石硬度等级f=2-6，由于为龙潭组2#煤及底板粉砂质泥岩中掘进，f＜6取值，断面积S掘=5.76m2，单位岩体炸药消耗量取1.51kg/m3。
2．炮眼直径
由于使用炸药直径为32mm，为便于装药，故炮眼直径取38mm。
3．炮眼深度
为保证施工质量，决定采用浅眼爆破循环作业。
预计炮眼利用率为90%，要求每循环进尺达到1.17m，故炮眼深度为1.3m，现场采用的YT28型气腿式凿岩机能满足此要求。
4．炮眼数目确定
确定循环炸药消耗量
Q=qSLη=1.51×5.76×1.3×0.9=10.17（kg）
炮眼数目：
已知药卷直径为32mm的煤矿安全许用三级炸药，m=0.3m；p=0.3kg。
取
=0.4，得：
5．炮眼布置
掏槽眼
采用楔形掏槽，槽眼对称巷道中线并偏下布置，取槽眼排距为500mm，成对炮眼眼底距离为200mm，槽眼与工作面水平夹角为75°，故槽眼深度为1550mm,由此得成对槽眼眼口间距为1000mm，共4个
升级会员 