泰安采煤工作面爆破设计重点讲义资料Word文档格式.docx
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该套地层与下伏奥陶系中统马家沟组呈假整合接触。
3、下二叠统山西组（P1S）
一般厚度为35.42m左右,为一套近海的陆相沉积，是本区的主要含煤地层。
由粉砂岩、砂质泥岩及中细粒砂岩组成。
含3、5号煤层。
其中5号煤层较稳定,全区可采，为主要可采煤层，3号煤层局部可采。
4、下二叠统下石盒子组（P1sh）
一般厚度为28.6米左右。
为一湖沼相碎屑岩沉积。
下部偶含不可采煤层。
由浅灰色中粗粒砂岩、粉砂岩、泥岩组成，顶部多为灰色、灰绿、紫杂色的粉砂岩和泥岩。
5、上二叠统上石盒子组（P2Sh）
一般厚度为80.0m左右，为陆相沉积，岩性为厚层状黄绿，暗紫色粉砂岩，间夹浅灰黄绿色细至中粒砂岩。
6、第四系（Q）
一般厚度为32.0m左右，为一套冲、洪积和风积相松散碎屑沉积物，广泛分布于井田范围内，不整合于其它各地层之上。
底部为褐红色含砾砂岩或砾岩；
中下部为浅红色亚粘土和细砂土，局部夹细砂层；
上部为广厚的黄土层。
4、水文地质
1、地表水
矿区地表为黄土沟谷冲蚀地貌，本区无较大的地表水系，主要为一些南北向的冲沟，由于受洪水季节水流的侵蚀及冲刷，沟壁陡峭，沟底和塬面高差50—100米左右。
2、地下水
澄城县泰安煤业有限公司煤矿水文地质条件经以往精查勘探及原整合矿井多年开采，水文地质情况已经基本查明，区内含（隔）水层由上而下概述如下。
1）孔隙裂隙水
孔隙裂隙水主要储存于黄土层孔隙裂隙和掩盖层底部半胶结的细、粗砂及砾石层中。
砂砾石含水层上部砾石小而松散，下部砾石大，呈半胶结状态，厚度为6～7米。
整个含水层厚度变化较大，一般厚30米左右。
含水层之间及其上部均有亚粘土、亚砂土及黄土可起相对隔水作用。
但成层性差，时有尖灭。
故含水层之间出现合层，构成统一含水体。
砾石含水层出露于冲沟中，孔隙水形成下降泉泄出，泉水流量0.785m3/h，水质主要为重碳酸盐—钠、镁型，矿化度0.50～0.80克/升。
2）裂隙水
裂隙水主要赋存于二迭统至上石炭统的细至粗粒砂岩和砾岩层中。
一般在上部地层和基岩风化带以及构造、断裂位置附近，裂隙发育较普遍，钻孔漏水点分布普遍、富水性也较强。
下部随着地层的不断延深，裂隙发育程度逐渐变差，大多闭合，钻孔漏水点分布零星，富水性亦随之逐步转弱，现将基岩各含（隔）水层（组）分述如下：
（1）上二迭统上石盒子组（P2sh）底部K5砂岩含水层：
岩性为灰白、浅灰色中、粗粒砂岩，局部为灰绿色细粒砂岩，成分以石英为主，硅泥质胶结，粒度由上到下逐渐变粗，裂隙较发育，根据澄合中深部详查水2钻孔抽水试验资料，含水层厚度16.45米，水位埋深241.22米，降深82.59米，单位涌水量0.000102升/秒·
米，渗透系数0.000482米/日，属裂隙承压水,富水性弱的含水层。
水质为重碳酸盐、硫酸盐～钠、镁型。
（2）下二迭统下石盒子组（P1sh）底部K中砂岩含水层：
岩性主要为浅灰、灰白色细～中粒砂岩，局部为粗粒砂岩，泥质胶结、含泥质包体，裂隙不甚发育。
根据澄合中深部井田P1孔和水7钻孔抽水试验资料，含水层厚度0.8～11.7米，平均厚度7.04米，水位埋深90米左右,单位涌水量0.0249～0.0766升/秒·
米,渗透系数0.0468～0.271米/日,属裂隙承压水，富水性弱的含水层。
水质为重碳酸盐、硫酸盐～钠、镁、钙型。
（3）下二迭统山西组（P1s）底部K4砂岩含水层：
岩性为褐灰、灰色细～中粒砂岩。
含大量云母片，泥质胶结，局部含砂质泥岩透镜体，裂隙不发育，根据澄合中深部井田水3钻孔抽水试验资料，含水层厚度28.66米，水位埋深219.31米，降深17.62米，单位涌水量0.00481升/秒·
米，渗透系数0.0142米/日，属裂隙承压水,富水性弱的含水层。
水质为重碳酸盐、氯化物、硫酸盐—钠型。
以上各含水层之间均有较厚的泥岩、粉砂岩组成良好的隔水层，故在正常情况下，各含水层之间无密切水力关系。
（4）上石炭统太原组（C3t）石英砂岩和K2灰岩含水岩组：
石英砂岩：
岩性为灰、灰白色细～粗粒砂岩，硅质胶结，坚硬致密，裂隙发育不均。
分布范围较广。
K2灰岩：
黑灰色，致密，坚硬，裂隙发育不均，以溶蚀裂隙为主，透水性中等，厚0～3.56米。
由于石英砂岩与K2灰岩之间无隔水岩层，故合为同一含水层组。
根据澄合中深部详查CH17钻孔注水试验资料，含水层厚度14.34米，水位埋深41.38米，降深3.38～4.95米，平均单位涌水量0.000788～0.00069升/秒·
米，渗透系数0.00686米/日，属裂隙承压水,富水性弱的含水层。
（5）上石岩统太原组（C3t）底部K1隔水层：
岩性为灰色铝土质泥岩，本层在区内分布普遍，厚度一般厚5米左右。
因其厚度不大，且遇水膨胀，松软易碎，故隔水条件较差。
3）岩溶水
矿区内岩溶水，主要赋存于中下奥陶统马家沟组（O1++2），裂隙、溶洞发育，均为铝土质泥岩及粉砂岩、方解石脉、黄铁矿结核所充填。
该含水层为一个非均质强富水的承压岩溶裂隙含水层，富水性极不均一，根据澄合中深部详查水4钻孔抽水试验资料，含水层厚度35.80米，水位埋深98.01米，降深4.688米，单位涌水量0.292升/秒·
米，渗透系数0.706米/日，属富水性强但不均一的溶裂含水岩组，水质为重碳酸盐、硫酸盐～钠、钙型。
3、地下水的补给、迳流、排泄
（1）地表水
矿区地表为黄土沟谷冲蚀地貌，本区无较大的地表水系，主要为一些南北向的冲沟，冲沟溪流主要接受大气降水的补给，除部分蒸发外，大部分下渗补给基岩地下水。
（2）地下水
本区地下水有新生界松散层和基岩风化带水、基岩裂隙水和奥陶系溶裂隙水。
松散层和基岩风化带含水层接受大气降水直接或通过松散层渗漏补给，迳流条件好，在矿区内由北向南排泄到洛河。
基岩风化带又通过裂隙和断层带向深部含水层渗漏。
上石盒子组底部砂岩含水层、下石盒子组底部砂岩含水层、5号煤上部砂岩含水层均被新生界松散层覆盖，因而仅能接受大气降水通过松散层、断层及基岩裂隙的渗漏补给和区域侧向补给。
其迳流条件差，一般由浅部向深部缓慢渗流。
扩大区内这些含水层无泉水出露，故以越流方式通过断层和裂隙向下伏含水层排泄。
奥灰岩溶裂隙水在出露地段接受大气降水、部分地段接受上覆含水层的渗漏以及矿井水、地表水的补给，迳流畅通，在澄合矿区内大致由北向南由洛河、黄河等地排泄。
4、充水因素分析
（1）冒落带和导水裂隙带高度
结合该矿区西侧cy2孔孔、92号孔及zk60号孔煤层赋存、开采条件，根据国家煤炭工业局颁布的煤行管字[2000]第81号《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》，选用下列经验公式计算冒落带与导水裂隙带高度。
冒落带、导水裂隙带高度计算及各岩组关系统计表见表1-3-3。
冒落带高度：
Hm＝
裂隙带高度：
Hh＝
式中∑M—累计采厚（m）
（2）充水因素
依据原矿井开采的水文地质条件和导水裂隙带高度计算结果，开采5号煤时，导水裂隙带高度可达31.0～36.85米，顶面高程可达471.84～479.46米，可使下石盒子组和山西组含水岩组相互导通，不会导通上石盒子组和第四系含水岩组。
矿区5号煤层底板标高在奥灰水区域水位+380米高程以上，因此，开采5号煤时不会受到奥灰水的严重威胁。
本矿区西北部边界为小华山正断层，其为高角度正断层，在矿井开采后，岩层失去平衡，断层导水性增强，将把煤层上部各含水层水沿断层带导入矿井，尤其在经过地表水体地段，将会对矿井生产产生较大的影响。
表1-3-3冒落带、导水裂隙带高度计算及各岩组关系统计表
孔号
Cy2号孔
92号孔
Zk60号孔
孔口标高
612.61
605.76
516.55
上石盒子组
厚度
70.05
63.23
26.4
底板标高
509.96
497.88
478.15
下石盒子组
29.75
28.25
37.2
480.21
469.63
440.95
山西组
44.73
51.04
19.8
435.48
418.59
421.15
太原组
23.27
19.84
22.6
412.21
398.75
398.55
5号煤
1.54
2.94
2.52
438.85
422.15
422.84
冒落带
高度
开采
5＃煤
8.07
11.16
10.37
顶面标高
448.46
436.25
435.73
裂隙带
31.0
35.59
36.85
479.46
471.84
472.58
5、水文地质勘探类型
本区地表大部分被松散层覆盖，矿床充水主要为二叠系含煤地层各含水岩组的裂隙水，各含水层之间均有隔水层，矿层和主要含水层之间有隔水层或弱含水层，依据《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719-91）及《煤、泥炭资源勘查规范》中有关规定，矿区水文地质勘探类型应为二类二型，即以裂隙含水层充水为主的水文地质条件中等的矿床。
6、矿井涌水量预测
整合区内下伏基岩地层较平缓，富水性弱，水文地质条件简单，5号煤层为主要可采煤层，其主要充水水源为5号煤层之上的裂隙水。
由于区内未施工水文钻孔，缺少有关数据。
因此未来矿井涌水量预算采用水文地质比拟法。
比拟法采用原澄城县曹村东风煤矿多年开采经验和观测数据，煤矿采挖面积0.0545Km2，矿井最大平均涌水量50m3/d，最小平均涌水量30m3/d。
据此推算本区未来矿井排水量，进行比拟的公式为：
计算公式：
Q=KB·
P
Q—矿井涌水量（m3/h）
KB—采空面积富水系数（m3/d·
Km2）
P—矿井开拓面积（Km2）
用采空面积比拟法预测本区的未来矿井涌水量（见表1-3-4）。
经上述预算，预测泰安煤矿达到150kt/a生产规模时矿井最大涌水量为52.6m3/h（1261.47m3/d），正常涌水量为31.5m3/h（756.9m3/d）。
表1-3-4采空面积比拟法涌水量计算结果
计算范围
整合区
矿井开拓面积（Km2）
1.375
采空面积富水系数
（m3/d·
最大
917.43
最小
550.46
矿井涌水量（m3/d）
1261.47
756.90
5、爆破要求
1）采煤工作面采用毫秒爆破。
2）采煤工作面采用分次起爆。
3）采煤工作面爆破抛掷距离小于2米，对顶板破坏度小。
二、爆破设计依据
1、设计依据
矿井采煤爆破工程设计是根据国家有关法律法规、《煤矿安全规程》、煤矿爆破技术和采煤工程实际情况进行编制。
2、爆破方法
1）爆破方法选择
矿井采煤爆破工程采用浅眼爆破法进行破煤施工，浅眼爆破又称炮眼爆破，所用炮眼直径小于50mm，眼深在1.2m，是我矿目前采煤工程爆破的主要方法。
浅眼爆破法适应范围广泛，设备简单，方便灵活，工艺简单，只要根据煤层坚固性质严格掌握好每眼炸药用量、调整好爆破参数，应能达到爆破要求。
2）凿岩工具选择
我矿采煤爆破工程使用的凿炮眼机械主要是煤电钻，型号为MZ—12型。
3）爆破器材选择
根据《煤矿安全规程》第133条和历年矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿为低瓦斯矿井。
因此爆破器材选择MBF—100型起爆器，2号煤矿许用硝铵炸药（药卷直径32mm）和毫秒电雷管。
4）回采工作面基本参数
回采工作面长度约60m，煤厚在一般煤厚1.54m～5.00m，平均3.50m。
三、爆破参数的选择与装药量计算
1、爆破参数选择
1）炮眼直径的选择
根据我矿使用的打眼工具，炮眼直径选择42mm，药卷直径选择32mm的普通药卷。
2）炮眼深度的选择
根据我矿现场施工现状和循环作业进度，采煤工作面炮眼深度选择1000mm。
3）最小抵抗线和炮孔间距
通常，最小抵抗线（w）和炮孔间距（a）按下列经验公式选取：
w=（25～30）d
a=（1.0～1.5）w
根据现场实际，经计算：
w=30×
42=1260mm
A=1.5×
1260=1890mm
2、单位炸药消耗量计算
根据采煤工作面每循环炸药消耗量经验值0.25～1Kg/m3分析，我矿循环炸药消耗量为：
工程名称
长度
循环进度
单位炸药消耗量
每循环
炸药消耗量
采煤面
60m
1m（眼深1.2m）
3.5m
0.254Kg/m3
53.4Kg
四、爆破设计
1、采煤工作面炮眼布置
根据采煤工作面采高、煤层坚硬情况和爆破要求，炮眼布置采取五花眼布置，顶、底眼垂直倾角85°
，水平夹角80°
。
2、爆破说明书
炮眼名称
孔数
孔深
m
角度/（°
）
每孔
药量
/Kg
装药量
Kg
起爆
顺序
联线
方式
水平
垂直
底眼
30
1.2
80
85
0.6
18
1
串联
中心眼
29
17.4
2
顶眼
合计
89
53.4
五、药量计算、装药方法、装药结构及炮孔堵塞
1、每循环装药量计算
采煤工作面长度60m，循环进度1m，采高平均3.5m，底眼数目30个，装药量3卷；
顶眼数目3个，装药量3卷。
循环装药量53.4Kg。
2、装药方法
采煤工作面装药方法为一次装药，分段放炮，每段长度4～5m。
装药采用人工辅助木棍进行。
要求：
1）装药前必须先清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。
2）炮眼内药卷必须接触紧密，严禁被煤粉或杂物分隔，影响爆破效果。
3、装药结构
采煤工作面装药结构采用正向装药，药卷的聚能穴朝向炮眼眼底，引爆药卷位于炮眼外侧。
装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：
1）从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。
抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
2）装配引爆药卷必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破地点进行。
严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。
3）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。
4）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。
电雷管必须全部插入药卷内。
严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
5）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
4、炮眼堵塞
为了减少爆破后煤尘和爆破火焰，炮眼堵塞采用黄土炮泥和水泡泥材料，一个炮眼使用一个水泡泥。
药卷装好后先用一节黄土将药卷堵塞好，再装入水泡泥，堵塞长度不小0.6m。
堵塞炮眼时要注意：
1）不要损坏雷管脚线的绝缘外皮。
2）装填堵塞材料时严禁使用金属棍，必须使用木棍进行。
3）堵塞材料必须捣实。
六、网络设计及起爆方法
1、起爆方法
我矿起爆方法是电雷管起爆法。
2、起爆器材
起爆器材有电雷管、放炮母线和MFB—100型起爆器。
3、电爆网络
电爆网络采取串联起爆电流。
七、爆破安全距离
1、爆破振动计算
根据国外关于爆破振动波衰减的经验公式：
v=K·
（
/R）a
又根据：
1）采煤工作面一次起爆的炸药量Q=2.4～2.6Kg，取2.6Kg；
2）公式中经验值K=250～350，取300；
a=1.8～2.0，取1.9；
3）V＜10cm/s时是安全的。
经计算：
R≥7m。
即距离爆破源7m外是安全的。
2、爆破冲击波超压的影响
由于工作面爆破有两个自由面，爆破冲击波方向朝向工作面溜子机尾斜后方，所以机尾放炮警戒时必须相对机头方要远些。
3、爆破安全距离
采面爆破时，个别煤块抛掷对人员的安全距离设定为30米，对机械设备安全距离设定为15米。
4、起爆顺序和延期时间
1）起爆顺序：
先底眼—后顶眼。
2）延时时间：
底眼比顶眼延时约25ms。
八、安全技术和防护措施
1.爆破作业人员上岗前必须由经有关部门培训后，取得爆破作业合格证的人员担任。
2.爆破工必须依据爆破设计和爆破说书进行爆破工作。
3.井下爆破必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。
并必须严格遵守《煤矿安全规程》第320条中的规定。
4.按采煤工作面当班或每循环爆破施工需要量领取炸药、雷管，认真执行领退制度，帐物相符有签字。
做到用木箱分装上锁，雷管用专用雷管箱，安全运送到施工地点附近，分别存放在安全地点。
5.作业地点风量足够，瓦检员检查瓦斯等气体不超限。
工作面的控顶距符合作业规程规定，无支架损坏及伞檐。
严禁空顶作业。
6.煤电钻有综合保护，按作业规程规定布孔、钻眼，每打完一个眼清净炮眼内煤（岩）粉；
装药量符合规定。
回采工作面打眼与其他作业的安全距离不小于30m。
7.按实际使用数量制作起爆药卷，装药时执行正向爆破。
严禁打眼与装药同时进行。
装药地点附近15m范围内禁止有人作业。
8.炮眼封孔炮泥（及长度）执行《煤矿安全规程》第329条的有关规定。
9.母线长度不少于50m，敷设时不得接近管线等导电物体，并悬挂好，线头扭结成短路。
10.必须做到“一炮三检”和“三人联锁”放炮；
坚持一组装药一次起爆。
11.爆破前班长必须清点人数，在能进入警戒范围内的所有通道上要设立警戒。
12.爆破前班长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令。
爆破工接到起爆命令后必须发出警号，至少再等5s，方能起爆。
13.放完炮后要检查瓦斯和检查是否有瞎炮，并排险及支设好临时支护。
如发现有瞎炮的必须按《安全规程》第342条中的有关规定处理。
14.放炮前后必须对工作面放炮地点前后20米范围内的煤壁进行洒水消尘。
15.放炮结束交班后，要将剩余炸药、雷管退回炸药库。
16.未尽事宜必须按《煤矿安全规程》、《爆破安全规程》等国家法律、法规执行。
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