1、1,恒源股份公司任楼煤矿培训教材,掘进打眼工 编 制 人：麻开辉编制时间：2012年,2,第一章 任楼煤矿矿井概况和生产现状,任楼煤矿位于安徽省宿州市西南约30公里处，井田位于童亭背斜的东南翼转折端，北与孙疃井田相连，西南与许疃井田相邻。井田走向长度9.814km，宽约1.73.5km，面积约43km2。,3,煤系地层含可采煤层6层（31、51、52、72、73、82），其中主要可采煤层为31、51、72、82，平均总厚度7.37m。各可采煤层均具有爆炸危险，煤层有自燃倾向，属高瓦斯矿井，煤种为气煤，除51煤富灰外，其余均为中灰，属低硫、低磷煤。井田范围内表土层厚度220m380m，新地层第四
2、含水层直接覆盖在煤系地层之上，对矿井浅部开采有充水危险，需留设防水煤柱，8煤层底板太灰、奥灰水可通过构造导通，威胁矿井开采安全，由于存在奥灰岩溶陷落柱突水危害，矿井水文地质条件极为复杂。,4,任楼矿井设计生产能力150万T/a。经过多次矿井改扩建，2006年矿井核定生产能力为280万T，矿井采用一对立井分水平主要石门开拓方式，分煤组布置运输大巷，六个煤层划分为上（31）和中（51、52、72、73、82）两个煤组进行开采，回风水平标高-315m，一水平标高-520m，二水平标高-720m，勘探境界-800m。任楼矿井现采用中央边界式通风，风井净直径6.0m，装备梯子间和灌浆管道。,5,主井净直
3、径5.0m，布置一对16吨提升箕斗，副井净直径7.2m，布置一对双层四车普通罐笼和一个双层四车加宽罐笼带平衡锤。矿井主运输系统采用皮带机，辅助运输采用架线机车（矿井升级后为蓄电池机车）和一吨矿车，平巷人车运送人员。矿井现正常涌水量100m3左右，井下一水平泵房安装6台MD450-60*10型水泵，正常一台工作，二水平泵房安装6台450-60/80*4型水泵。,任楼井田于1985年11月开工，1995年7月试生产，1997年12月31日正式投产。投产以来，矿井一直以“两综一炮”为主要生产格局， 目前有中三、中四、1、2共计四个生产采区，准备采区为中五采区、2采区北翼，开拓采区为五一采区。2009
4、年计划原煤产量263万吨，其中回采产量248万吨，掘进煤15万吨，生产格局为“2.6个综采”。,7,生产准备上，2009年为确保矿井正常生产接替，全年预计有15支掘进队伍施工回采及开拓准备巷道22000m， 准备巷道主要是中五采区首采面7257集中运输、集中回风巷，2辅助轨道上山、2辅助运输上山及采区中部车场、集中巷等，瓦斯治理井巷工程为7258底抽巷、7224N工作面底板抽放巷；开拓巷道集中在五一采区，分别为五一回风石门、五一回风大巷、五一轨道石门、五一轨道大巷、运输大巷及五一轨道上山；修护队伍主要在中三采区、中四采区、1采区、2采区等受采动影响的巷道修护、加固。,8,第二章煤矿掘进打眼施工
5、的相关基础知识,第一节井巷掘进打眼工艺概述当前，国内外井巷掘进仍多以钻眼爆破法破碎岩石作为掘进的主要手段。现以岩巷为例，分析其掘进工作的实质。巷道掘进的工序是；首先在工作面打眼、装填炸药和雷管，联好爆破线路后，即通电爆破，经向工作面通风把炮烟吹出，即进入工作面装、运炸碎的矸石，并对巷道进行支护及接长施工用的管线及轨道等。至此，完成全部工序，巷道工作面向前推进了一段距离(即循环进尺)。然后再按上述工序重演一次(即另一掘进循环)，得到另一次循环进尺。如此周而复始，即构成巷道掘进的全过程。 从其掘进工序来看，不外两大环节组成，即：破碎工作面的岩石以便达到进尺的目的；然后把已掘出的巷道支护起来，以防止
6、巷道围岩发生破碎、冒落，维持成巷，保证安全掘进的主要手段，而其它则处于从属的地位。,9,第二节 岩石性质既然井巷掘进的对象是岩石，因此，首先就要了解岩石的性质，这对正确组织掘进工作具有很大的意义。 岩石的性质主要取决于组成岩石的矿物成分，岩石的结构和组织特征。所以，不仅不同种类的岩石性质不同，即便同一矿井中同一层岩石，它的性质也不尽完全相同。不同性质的岩石，有的打眼容易，有的则很难。易打眼的我们就俗称它“软”，反之就称它“硬”；同样，在维护巷道时，有的很好维护，有的就很难维护，好维护的巷道围岩我们称它为“稳定”岩石，反之，称它为“不稳定”岩石。 为了工程上使用方便，就用“坚固性”这个词来代表岩
7、石破碎难易程度的概念，来概括岩石的性质 。用不同的值来反映各种岩石坚固性的差异，井据此进行了岩石的工程分级，以便在掘进工作中能根据岩石的不同级别特征，合理地选择破岩和支护方法、选用适合的设备、工具和材料，并为管理、生产和设计部门制订各种定额服务。,10,第三节 巷道地压,一、 地压的概念 未经掘进或回来工作破坏的岩层，其中任何一处的岩石都受到上下、左右、前后岩石的挤压，如图所示，图中箭头表示挤压力的方向。在这种情况下，如不再受其它外力的干扰，是不可能发生变形和移动的，也不会破坏。这种静止不动的状态，就叫作岩石的平衡状态。凡是未经破坏的地层中的岩石，都处于这种平衡状态中。 在岩层中开掘了巷道时，
8、情况就发生了变化，以图52个靠近巷道顶板部分的一块岩石(图中小方块所示)为例，本来六面受压，现在前后、左右的压力还是保持均势，可是下面的岩石被掘出去了，向上的挤压力也就没有了，由于上面的压力和岩石本身的重量，将使这块岩石发生形状的改变和位置的移动。由此可以看出，掘进巷道后，巷道周围(顶、底、两帮)的岩石，都将发生变化，只是变形和破坏的程度有所不同。为了使巷道保持一定的断面形状和大小，需要阻止巷道围岩发生变形和破坏。有的围岩本身的强度就可以抵抗这种变形的发生。当围岩的强度不够时，就要在巷道中架设支架。,11,开巷后围岩将发生变形、移动、弯曲、裂缝、掉渣、冒落等一系列的变化，这种现象叫做地压现象。
9、地压可以说是来自巷道围岩的作 用力，也可以说是围岩作用到巷道支架上的力。,12,二、 巷道顶压、侧压和底压的产生巷道开掘出以后，顶板岩石就暴露出来了，好象一根梁一样承受上部岩石的压力。受力后的“梁”将向下弯曲，靠近巷道顶板线的岩石承受拉力。由于岩石的抗拉强度很低，岩石承受拉力后特产生裂缝。随着裂缝不断增多和加大，岩石就要开始冒落，冒落范围也不断向上发展。随着顶板岩石的冒落，顶板的压力逐渐降低，作用到巷道两帮岩石上的压力逐渐加大，到适当的时候，所有向下作用的力都传到两帮岩石上，而顶板上的力将取得新的平衡，岩石也不再冒落了。从实际中观察到，停止冒落后的顶板形状很象大石桥的碾拱一样，如图所示。这种拱
10、形的顶，一胶叫自然平衡拱。拱以上的岩石不再冒落了，也就是那里的岩石在经过这一段时间的变化后，又重新得到了暂时的乎衡。,13,当顶部传来的力全部压在两帮岩石上，两帮岩石所承受的压力没省超过岩石本身的强度，所以两帮岩石也没有压坏。如两帮岩石较松软，承受不住上面传来的压力时，两帮岩石就要沿着巷道的斜面垮落下来，这时出于巷道垮落后的宽度加大了，自然平衡拱也将随着扩大，直到形成图中虚线所表示的新的自然平衡拱为止。在这种情况下，支架的柱腿将承受岩帮垮落所产生的水平推力，这种水平推力就是巷道的侧压。巷道例压的大小，同两帮岩石的性质、巷道高度和顶压的大小有关。巷道产生侧压后，得到新的平衡之后，新的自然平衡拱，
11、仍然把压力传给两帮，再传给底板，当底板岩石不坚固时，受到上面压力之后，就会向沙箱中的沙粒一样，从两边朗底板方向移动，从而使底板鼓起来，这就是产生底压的道理。,14,15,第三章 巷道掘进打眼技术,第一节 破碎岩石的方法在掘进工作中，主要的手段就是把掘进工作面的岩石破碎下来，接着必须对掘出的空间进行必要的支护，防止围岩继续破碎而造成掘出的井巷发生片帮、冒顶以至报废的后果。破碎岩石工作是井巷掘进中最主要的、占时间较长的工序，缩短破岩工序的时间、提高破岩工作的质量，就能提高井巷掘进速度、缩短掘进循环时间、提高并巷工程质量并降低并巷工程成本。若破碎下来的岩块大小适于装岩，就会提高装岩效率，缩短装岩工序
12、的时间，从而更进一步缩短一个掘进循环的时间；另方面，提高破岩质量，使掘出的巷道轮廓符合设计要求，减少欠挖或超挖量，避免围岩因爆破受震而松动，有利于巷道的维护和安全生产。因此，破岩工作在一定程度上对快速、优质、高效、低耗、安全生产起着决定性作用。,16,目前，井巷掘进的被岩方式主要有两大类：一类是机械破岩，主要指使用平巷联合掘进机和立井钻井机掘进。另一类是钻眼爆破法破碎岩石。尽管国内外近些年来已在试验并使用联合掘进机或立井钻井机来掘进平巷或立井，但随着用钻眼爆破法破碎岩石在机具、施工技术、以及掘进机械化配套方面的改进，今后，钻眼爆破法仍将是井巷掘进中一种主要的而又有效的破岩方法。 一、钻眼爆破法
13、破碎岩石所谓钻眼爆破法，就是先在岩石内打出一些炮眼，在这些炮眼内装上炸药，利用炸药爆炸的能量使岩石破碎的方法。,17,第二节 钻 眼 机 具,井巷掘进的破岩方法有机械破岩和爆破破岩两种。由于目前掘进机械的能力有限，所以岩巷施工普遍采用爆破破岩法。爆破破岩须用凿岩机钻眼、人工装药，而后爆破。凿岩机按使用的动力不同，可分为气动凿岩机、液压凿岩机和电动凿岩机；按凿岩方式不同又分为冲击式凿岩机和旋转式凿岩机。岩巷施工多使用冲击式气动凿岩机（一般简称凿岩机或风钻），也可以使用冲击式电动凿岩机和旋转式电动凿岩机；煤巷施工主要采用旋转式电动凿岩机（一般称煤电钻）。,18,一 、 冲击式钻眼机械,一、破岩原理
14、冲击式钻眼在冲击力F的作用下，钎刃侵入岩石，凿出深为H的沟槽后，钎子返回并旋转一角度B，当第二次冲击时不仅凿出沟槽，而且将两个沟槽之间的三角块剪切掉（由于水平分力的作用）。这样如此循环往复，炮眼逐渐加深。同时，破碎的岩粉被凿岩机及时排出。凿岩机内设的冲击机构，旋转机构和排粉机构，以完成上述三项任务。当然，凿岩机还设有润滑系统和操纵系统，以润滑和控制凿岩机。,19,二、气动凿岩机凿岩机是以压缩空气为 力的钻眼机械，按其架设 方式不同可分为手持式、 气腿式、向上式（伸缩式） 和导轨式几种； 气腿式凿岩机由于机身 量由气腿支撑，而且气腿 能提供足够的轴向推力， 减轻了工人世间劳动强 度，因而在岩巷包
15、括铁路、 公路和隧道掘进中广泛应 用。,20,21,三、电动、液压凿岩机 （一）电动凿岩机电动凿岩机以电能为动力，其总效率高，动力消耗少且单一，配套简单，噪音和振动小。电动凿岩机由冲击机构、旋转机构、润滑装置和附属装置组成。（二）液压凿岩机液压凿岩机以液压油为动力，油压比气压大得 多，一般在10MPa以上，并有粘滞性，几乎不能被压缩也不能膨胀做功，液压油还能循环使用。液压凿岩机的构造与气动凿岩机的基本部分既相似又有不同之处，它也是由冲击机构、转钎机构和排粉系统组成。,22,四、提高凿岩效率的措施 1凿岩机工作时要及时加油操作应保持平稳，不得硬蹩；及时更换磨损的零件；拆卸 时不能硬碰磨削加工面，
16、若不慎碰出毛刺则必须用油石精 心修磨。 2要给凿岩机足够的轴推力 3压气压力要适当 ：保证工作风压不小于0.5MPa。 4水压要适当： 水压要低于风压0.10.2MPa，且工作时不能 中断供水。 5钎子必须合格： 钎头锐利，钎杆正直，钎尾硬度、尺寸准确，光洁度合适，水孔正圆。 6改善劳动组织： 要改善劳动组织，提高凿岩机的利用率，减少辅助作业时间。,23,二、 冲击式钻眼工具,一、钎子钎子由活动钎头和钎杆组成。钎杆的钎尾插在凿岩机巷转动套筒内，它 直接承受冲击力和回转力矩。钎肩限制钎尾进入凿岩机的长度，并卡住钎子，防 止钎子脱出。钎杆有中心孔，以供水冲洗岩粉。活动钎头与钎杆采用锥形连接， 二、
17、钎头形状钎头形状较多，最常用的是一字形和十字形钎头。钎头镶有硬质合金片或 镶硬质合金齿的球齿钎头。一字形钎头冲击力集中，凿入深度大，钻速较高，制 造和修磨简单，应用较广泛。其缺点是：凿裂隙性岩石容易夹钎，径向磨损较 快，有时凿出的炮眼不圆、开眼困难。十字形钎头能克服上述缺点，但与一字形 相比，其钻速低，而且合金片用量大， 修磨 复杂。 其优点：可根据炮眼底面 积合理布置球齿，使冲击能量均匀分布，以提高破岩效率，凿岩开眼容易，不易 夹钎，炮眼较圆；重复破岩少，岩屑呈颗粒状，粉尘少，耐磨；钻眼速度较高。,24,三钎头结构参数 刃角：钎头两个刃面的夹角。刃角越小，越易凿入岩石，钻眼速度快， 。 隙角
18、：钎头体两侧面的斜角 。 钎刃：为防止一字形钎头的钎刃在冲击荷载作用下，直刃的两端会因承受弯矩而掉角，钎刃端面需做成 弧形 。 钎头直径：钎刃修磨一次，钎头直径会缩小一点，因此新钎头直径在保证修磨到最后还能使炸药卷顺利装入，我国生产的钎头直径多取3843mm。 排粉沟：一般在钎头的顶部和侧面 其断面总面积不应小于钎杆中心孔的断面面积。,25,目前煤矿多使用的几种新型钻头,26,3钎头材料镶硬质合金片（齿） 部分称为钎头体，过去用45号和50号钢，但容易产生胀裂、断腰等损坏。为提高钎头使用寿命，现多采用合金钢，如55SiMnMo、40MnMoV等来制造钎头体。镶在钎头体上的是钨钴类硬质合金，它是
19、将碳化钨粉末和钴粉末按一定比例配合混匀、压制成型，并在高温下烧结而成。碳化钨硬度很高，但脆性大，它在硬质合金中起着提高硬度和耐磨作用。钴的韧性很高，它在硬质合金中起粘结作用并提高韧性。钨钴硬质合金，具有高硬度（仅次于金刚石），高耐腐蚀性（比钢高50100倍）、高抗压强度（比钢高1.52倍）还具有良好的韧性，提高了钎头的耐磨性和钻眼速度。,27,二、钎杆 钎杆承受活塞冲击力并将冲击功和回转力矩传递给钎头，冲击时钎杆会由于横向振动而产生弯曲应力，因此钎杆承受着冲击疲劳应力、弯曲应力、扭转应力和矿井水的侵蚀。 钎杆断面形状有空六角形与中空圆形两种，以中空六角形B22、B25（B指边到边尺寸，mm），
20、使用最多。 钎尾承受并传递冲击力，其规格和淬火硬度对凿岩速度影响很大。钎尾长度及断面尺寸必须与凿岩机的转动套筒相适应，气腿式凿岩机钎尾长度一般为108mm,28,三、 旋转式钻眼机具,一、破岩原理旋转式钻眼法破岩原理：钻孔时，钻头在轴向压力的作用下克服岩石的抗压强度且侵入岩石一定深度H，同时钻头在回转力矩的作用下，克服岩石的抗剪切强度，将岩石层层切割下来，钻头沿螺旋线前进，破碎的岩屑顺钻杆螺旋槽排至孔外。 二、钻眼机械电钻是采用旋转式钻眼法破岩并用电能作为动力的钻眼机械，此外，还有一种采用风动的风煤钻；按使用条件，可分为煤电钻和岩石电钻两种。岩石电钻能在中硬以下岩石中钻眼，它的扭矩、功率比煤电
21、钻大，需施加较大的轴向推力。与冲击式凿岩机相比，岩石电钻的优点：直接用电，能量利用效率较高，设备简单，以切削方式破岩，噪声低。,29,煤电钻由电动机、减速器、散热风扇、开关、手柄和外壳等组成。它采用三相交流鼠笼式全封闭感应电动机，电压127V，功率一般为1.2kw。 散热风扇装在机轴后端，与电动同步运转。煤电钻外壳用铝合金制成，电动机、开关、减速器均密封在外壳内，严密隔爆。 后盖两侧设有手柄，其内侧设有开关扳手，抓紧扳手可接通枯相电源，开动电机工作。煤电钻的轴向推力，靠人力推顶，为安全操作，在手柄和后盖上均包有橡胶绝缘层，同时必须配合综合保护装置。,30,三、钻眼工具煤电钻钻具由钻头和麻花钻杆
22、组成。钻杆前部有方槽和尾孔，钻头插入方槽后，从尾孔的小圆孔中插入销钉固定钻头。 煤电钻采用麻花钻杆，将菱形断面或矩形断面的T7、T8钢加热扭制而成。其扭制方向与钻头旋转同向， 电钻钻头有两翼和三翼两种，一般采用两带翼钻头。,31,第三节 爆破材料,一、 矿 用 炸 药 矿用炸药的种类很多，按使用范围可分为露天矿用和煤矿专用炸药。按炸药成分又可分为硝酸铵类炸药、硝化甘油类炸药、水胶炸药、乳化炸药等。按炸药作用特点可分为起爆药和猛炸药。起爆药的感度较高，遇一定的外能（热、摩擦、冲击等）作用即能引起爆炸，起爆药常用来制作起爆材料。猛炸药的起爆感度较低，需要通过起爆药爆轰能量的激发才能爆炸，猛炸药的威
23、力大，常作为其他炸药的加强药使用。,32,煤矿安全规程规定，井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药。 其选用应遵循下列规定： （1）低瓦斯矿井的岩石掘进工作面必须使用安全等级不低于一级的煤矿许用炸药。 （2）低瓦斯矿井的煤层采掘工作面、半煤岩掘进工作面必须使用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药。 （3）高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域，必须使用安全等级不低于三级别煤矿许用炸药。有煤（岩）与瓦斯突出危险的工作面，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。,33,煤矿许用毫秒雷管延期时间表,二、雷管雷管是由外界能激
24、发，并可靠地引起起爆材料或猛炸药爆轰的起爆材料。按点火形式雷管可分为电雷管和火雷管两类。由于煤矿的特殊性，井下只使用煤矿许用电雷管。电雷管利用电能激发其爆炸，按其起爆能力分为10个号别。号别越大装药越多，起爆能力也越强。煤矿常用6号和8号两种电雷管。电雷管按其起爆间隔时间可分为瞬发电雷管和延期电雷管。,34,第四章 巷道掘进爆破技术 第一节 掘进工作面的炮眼布置 目前在我国煤矿行业，巷道掘进破岩工作仍以钻眼爆破法为主。钻眼爆破法的破岩效率和质量受多种因素的影响，炮眼布置是否合理是其中的主要因素之一。 掘进工作面的炮眼，按其在爆破中所起的主要作用不同可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼。 一、掏槽方式
25、掏槽眼在爆破时首先起爆，其主要作用是将工作面的部分岩石首先破碎并抛出，在工作面上形成第二个自由面，为其他炮眼爆破创造有利条件。 一般布置巷道断面中下部，以便于在打眼时掌握方向，目前常用的掏槽方式为直眼掏槽、斜眼掏槽、和混合式掏槽三大类。,35,二 、其他炮眼的布置 周边眼的布置对控制巷道的成形非常关键。按照光面爆破的要求，其眼口应布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，炮眼稍向轮廓线外偏斜，眼底偏斜量不超过100150mm，这样布置可使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间。 周边眼还包括底眼。底眼的作用是控制巷道的标高和坡度，另外还能起到抛郑爆落矸石的作用。一般底眼眼口要高出底板水平150mm左右，
26、以利于钻眼和防灌水；底眼方向向下倾斜，可扎到底板标高以下mm，以防瓢底。 辅助眼又称崩落眼，是布置在掏槽眼和周边眼之间的炮眼。其作用是大量地崩落岩石，形成一定的空间，并为周边眼的爆破创造有利条件。辅助眼的间距一般为500700mm，方向通常与工作面垂直。如果采用光面爆破，则紧邻周边眼的一圈辅助眼要为周边眼爆出一个理想的光面层，即光面层厚度比较均匀，且等于周边眼的最小抵抗线。,36,37,38,三、光面爆破的炮眼布置特点 周边眼间距较小且相邻边眼应保持平行 光面爆破的周边眼间距一般为400600mm，在整体性好的岩石中取大值，反之取小值。在实际工作中应注意，对于巷道两帮和曲率半径较大的拱顶（三心
27、拱），一般可取上限60mm。在层理明显或节理裂隙发育的松软岩层中，周边眼间距应适当缩小，有时还可在相邻的周边眼中间增加一个其导向作用的空眼。 周边眼最小抵抗线稍大于周边眼间距 光面爆破时周边眼的最小抵抗线一般比炮眼间距大，这样有利于爆破时在相邻周边眼间形成贯穿裂缝，并防止围岩受到破坏。周边眼眼距（E）与最小抵抗线（W）的比值（KE/W）称为邻近系数。实践证明，邻近系数为0810时光爆效果较好。,39,第二节 爆破参数的确定,一 炸药消耗量 爆破1m原岩所需要的炸药量称为单位炸药消耗量，简称炸药消耗量，单位k/。炸药消耗量是一个很重要的参数，合理与否将直接影响炮眼利用率、岩石的块度、巷道轮廓的整
28、齐程度以及围岩的稳定性等。影响巷道掘进炸药消耗量的主要因素有以下几点： 1.炸药性能 爆破同一种岩石，采用威力大的炸药时炸药消耗量小，反之炸药消耗量就相对较大。,40,2.岩石的物理力学性质 一般而言，岩石的坚固性系数越大，炸药消耗量也越大，反之则越小；弹性大的岩石的炸药消耗量大，而脆性岩石则较小。岩石的层理、节理及裂隙发育程度对炸药消耗量的影响程度也很大。同一岩石，层理、节理及裂隙发育时，炸药消耗量就可以适当降低。 3.巷道掘进断面积 通常巷道掘进断面积较小，炸药消耗量较大。反之则较小。 除以上影响因素外，炮眼直径和炮眼深度对炸药消耗量也有一定影响，因为影响炸葯消耗量的因素很多且难以计量，所
29、以到目前为止还没有解决精确计算炸葯消耗量的问题。在实际工作中，可以根据教科书或相关手册、资料提供的经验数据，合理布置炮眼，合理确定每一类炮眼的装药量，最后根据循环进尺和循环炸葯消耗量计算出单位炸葯消耗量。,41,二 炮眼直径 炮眼直径是根据药卷直径确定的。常用标准药卷的直径一般为mm或mm，炮眼直径应比药卷直径大mm。 采用光面爆破时，周边眼直径与其他炮眼的直径通常是相同的，但药卷应尽可能选用小直径药卷，以便形成不偶合装药，这对保持围岩的稳定性有利。,42,三 炮眼深度 炮眼深度直接关系到一个循环的进尺量。当炮眼深度一定时，一个循环的钻眼和装岩等主要工序的工作量和完成这些工序需要的时间基本上就
30、成为定值。因此，炮眼深度决定了每一个班能够完成的完整循环数。影响炮眼深度的因素主要有：巷到断面尺寸和掏槽方式；岩石的物理力学性质；钻眼设备的性能；劳动组织和循环作业方式等。确定炮眼深度时，主要应考虑以下因素：,43,第三节 钻眼工作及装药、联线和爆破,一、钻眼前的准备 （一）加固顶板、检修并备齐机具 为保证钻眼工作安全，钻眼前要进行敲帮问顶工作，用长钎子清除顶、帮的活石，加固靠近工作面的支架。同时要检修好凿岩机、气腿，备齐钎子、钎头。检修风、水管路。,44,二、对装药、联线和爆破工作的要求 （一）对炮眼装药工作的要求 1装药前的准备工作 （1）在安全地点按有关规定装配起爆药（引药）。 （2）检
31、查是否存在煤矿安全规程严禁装药、爆破的情况。若存在应按有关规定进行处理。 煤矿安全规程第三百三十一条规定：装药前和爆破前有下列情况之一的严禁装药爆破： 采掘工作面的控顶距不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。 爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。 在爆破地点20m以内。矿车，未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。 炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松软、透老空等情况。 采掘工作面风量不足。”,45,（3）检查炮眼布置是否符合爆破图表要求，装药前，必须清除炮眼内蒙古自治区煤粉或岩粉。 （4）爆破母线与电缆、电线、信号应分别挂在巷道的两侧。
32、如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并保持0.3m以上的距离。 2装药结构 装药结构是指炸药在炮眼内的装填状况。掏槽眼和辅助眼的装药结构有两种：正向装药和反向装药结构，以这两种装药结构进行爆破作业，分别称之为正向爆破和反向爆破。正向起爆是指爆炸包位于柱状装药的外端，靠近炮眼口，雷管底部朝向眼底的起爆方法。反向起爆是指爆药包位于柱状装药的里端，靠近或在炮眼底，雷管底部朝向炮眼口的起爆方法。,46,3封泥 炮眼内炮泥的填塞质量对提高爆破效率、防止爆破火焰引起瓦斯煤尘爆炸、降低爆破粉尘浓度和减少爆破有害气体有很大作用，煤矿安全规程规定：炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮
33、泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥土封实。炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破，在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥；炮眼深度为0.61m时，封泥的长度不得小于炮眼深度的1/2；炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m，炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m，光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m；,47,（二）联线的要求 炮眼装药并封填炮泥后，即可将雷管脚线按爆破设计院联线方式（串联、并联或混合联）联接好，然后与爆破母线相接。联线时必须将雷管脚线刮净并相互扭结牢固。爆破母线和连接
34、线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导体相接触。联线时，无关人员应撤离工作面，以保证安全 。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。,48,（三）爆破和爆破后事故处理的要求 1爆破注意事项 在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的采掘工作面，应采用毫秒爆破。在掘进工作面应全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须采取安全措施。 在有煤尘爆炸危险的煤层中，掘进工作面爆破前后，附近20m的巷道内，必须洒水降尘。 爆破前，必须加强对机器、液压支架和电缆等的保护或将其移出工作
35、面。 爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。 爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。 发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器或电力起爆接线盒内。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并将其扭结成短路。,49,爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5S后，方可起爆。装药的炮眼应
36、当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。 爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。 通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间（使用瞬间发电雷管时，至少等5min；使用延期电雷管时，至少等15min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。,50,2拒爆的处理 起爆后，爆炸材料未发生爆炸的现象，称拒爆。全部不爆多是断路所致，原因是母线被折断或因绝缘不良可能出现短路；接头不良
37、或接头与其他导体接触造成漏电、短路，串联电路中有个别雷管不导通等。对这种问题可用导通表逐段进行检查，查出断路、短路或漏电地点，及时处理或接好重新起爆。上述问题也可能是电源故障，如电池老化电压过低或其他故障或充电不足或开关接触不良等，对此问题应加强对发爆器的保管和维修。处理拒爆时，必须遵守下列规定： 由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。 在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。 严禁用镐或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。 处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工
38、必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。 在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。,51,第八章 掘进常见事故及分析,煤矿掘进生产因其作业空间狭窄、环境艰苦、条件复杂，很容易发生人身伤害事故。矿井瓦斯、煤尘、火灾、项板、水害是威胁煤矿安全生产的玉大自然灾害，这些灾害的发生将给煤矿企业造成重大财产损失和童大政治影响，并五给伤亡职工家属带来无法弥补的痛苦。 煤矿掘进事故按其性质一般分为：顶板事故、机电事故、运输事故、瓦斯事故、水灾事故、通风事故、水害事故、及其他事故。,52,一、顶板事故 案例一 1998年百善煤矿“7.16” 伤亡事故（锚杆支护） 事故时间：1998年7月1
39、6日 事故经过： 1998年7月14日上午，预备区区长白翠军接到矿领导通知说，“52石门口局部掉顶，要安排处理，打锚杆支护”。当天下午，区长白翠军开会落实让张运贵负责安排人员施工，王士军现场跟班。15日早班，打好17个锚杆眼后，有人提出要不要注眼，王士军说：没事。（当天没有安排带锚杆和锚固剂）16日早班，班前会，张运贵安排4人打眼，从另一班抽出4人将锚杆和锚固剂送到施工地点并注眼。下井后，按规定打眼工接着15日的锚杆眼继续往里打。8点左右第三个眼刚打完，白翠军、王士军先后赶到现场，观察顶板，并敲帮问顶，没看出问题。这时，负责注锚杆人员推来两节重车做脚手架，开始在矿车上注锚杆。与此同时，王士军接
40、过风锤，让打眼工到一边休息，自己开始打第四个眼，王之云负责整理风锤管路。张志传负责观察顶板，当王士军打眼深度到500毫米600毫米时，张志传看到王要挪风锤腿，便上前帮忙，又协助打眼。约9时许，一排长5.5米，厚0.6米矸石，大面积突然片帮，从王士军、张志传身后扑来，当场将王士军、张志传埋住，后经现场人员和救护人员奋力抢救，也未能挽救王士军、张志传的生命，造成这次伤亡事过。,53,原因分析 直接原因：违章操作，没有按措施施工是导致事故的主要原因。敲帮问顶不到位，现场勘查，片帮长度5.5米，厚度0.6米，片帮中部的肩窝上方有一处锚固剂断裂痕迹，片帮掉落处矸石表面湿度较大，显然早一离合，肩窝上方锚固
41、剂是悬浮矸石的力点。直面上看，悬浮矸裂隙小，矸石厚度大，不易被发现，敲帮问顶不易被听出。从实际上讲，该处片落面积较大，受震动后，必然有明显离合处，有预兆，因此说明敲帮问顶不到位，不及时，原锚固剂长时间震动导致断离片落。 间接原因： 1、施工组织紊乱，责任心不强，是导致这次事故的间接原因。观察顶板人员，没有尽职尽责，去帮助他人干活，忽视观察顶板这一重要环节，导致片帮事故防不胜防。 2、职工安全思想意识差，思想麻痹，在施工中重生产，轻安全的思想比较突出，安全意识淡薄，不能及时发现和避免片帮伤人事故。,54,防范措施： 1、加强现场管理，严格贯彻执行三大规程，严格安全质量监督检查，干部要盯安全关键，
42、扎扎实实解决问题。 2、加强顶板管理，特别是锚杆支护常用巷道，定期不定期开展安全隐患排查，发现问题及时处理，把巷道悬浮矸彻底清理好，搞好锚喷支护。 3、严格按措施施工，确保施工安全，维修巷道要严格按规程执行，施工时要严格执行敲帮问顶制度，确保敲帮问顶到位，不留隐患。 4、定期对巷道锚杆进行拉力试验，发现问题及时处理。 经验教训： 1、加强帮顶管理，严格执行敲帮问顶制度。 2、加强职工的安全意识教育，提高职工的安全操作技能。 3、强化职工防患抗灾能力，提高全员安全素质，把各类隐患消灭在萌芽之中。,55,56,案例二 2004年任楼煤矿“7.14” 陈棚死亡事故,事故时间：2004年7月14日夜班
43、1点53分 事故经过： 7月14日夜班，开拓一队队长李大才班前会安排当班清理扒矸机两帮及后路余货， 两帮底扎处喷浆。带班队长张如水到现场后安排当班工人张飞、周敏二人清理扒矸机两帮，王启辉开绞车， 张如水和陈朋在扒矸机后巷道两帮清理。陈朋在巷道左帮、张如水在巷道右帮离陈朋以上1米处(该巷道为25度上山)，约1时53分， 陈朋所在位置巷道左帮片下一块矸石(2 x 15 x O3m)，推倒陈朋，埋住下身， 紧接着巷道右帮又同时片下二块矸石(12 x 03x 02m)埋在其胸部，现场带班队长张如水发现后，立即和安监员耿广柱组织人员抢救。1时55分，安监员耿广柱打电话向调度所汇报，2时36分， 陈朋从矸
44、石下救出，经抢救无效死亡,57,原因分析： 直接原因：1、 由于巷道片帮位置处于原扒矸机生根梁的梁窝地点，(两边梁窝各深500mm、约300mm平方)， 由于生产过程中生根梁振动频繁，加之扒矸机前挪，生根梁从梁窝中取出，破坏了巷道两帮围岩的稳定性，在两帮余货清理干净后，破坏后的巷帮围岩悬空，导致片帮伤人。 2、该巷道是我矿首次施工的高位瓦斯抽放巷，在管理人员的思想意识上存在临时观念，只考虑到巷道施工在经济上的合理性和使用性，对安全的可靠性认识不到位，致使在巷道支护参数的选取上存在不合理性。 间接原因：1、区队管理人员安全意识不强，现场条件发生变化之后未及时补充切实可行的施工措施； 3、区队的日
45、常安全管理不规范，安全工作安排不细、不到位；,58,防范措施： 1、认真落实安全生产责任制， 强化现场事故隐患的排查和开工前的安全检查工作。 2、强化现场管理，在现场条件发生变化的时候， 要及时汇报有关单位，采取切实可行的措施。 3、调头换面、工程交接验收过程中，对现场隐患排查要认真仔细，并有具体落实措施。 经验教训： 1、认真落实安全生产责任制， 强化现场事故隐患的排查和开工前的安全检查工作。 2、强化现场管理，在现场条件发生变化的时候， 要及时汇报有关单位，采取切实可行的措施。,59,60,二、机电事故 案例三 刘桥一矿1988年“10.21” 滚筒伤人事故,事故时间： 1988年10月2
46、1日19：22分 事故经过： 1988年10月21日早班已发现451机巷皮带机的主滚筒有毛病，队里决定在中班检修时间更换滚筒，由于刘光辉同志是分管451机巷的副队长，决定由他带队，为了抓紧更换，不影响采煤六区出煤，当日值班同志又从别的机巷抽调二人加强力量，大约在下午七点左右，滚筒换好，准备皮带合茬，这时发现没有穿条，一位老工人下去找穿条，就在这时另一名工人找到一根穿条，刘就指挥抓紧合茬，他让一名工人点车，其中三人和他准备合茬，由于皮带两茬间尚有距离，他们采用点倒车方法，一边点车一边拉皮带。当快要合茬，刘光辉同志由于坐在机头架子上，合茬不方便，他让停车，车停后，由于皮带自动拉紧后，又返回，由于刘
47、坐在架子上，他的脚踏底皮带上，正巧在两滚筒之间，滚筒由于惯性仍按倒车运行，脚被挤进两个滚筒内，把大腿也挤进去，由于间隙只有3、4厘米，腿部被挤碎，用刀割断才把人救出，由于流血过多，到地面抢救无效死亡。,61,原因分析： 这是一起人为责任事故，刘光辉同志在皮带机合茬时，半坐在皮带机架子上，当停车后皮带有个回力，使他必须用脚支撑身体，脚正巧踏在皮带上挤进滚筒里，这是事故的主要原因，其次工作环境差，巷道高度不够，又有齿轮在那里，刘工作不方便，只有半坐在架子上，第三皮带机合茬位置不当，在那种条件下，更不能用机械合茬方法，应该用手拉葫芦合茬，第四工作准备不够，不带穿条，就是不出事故，也影响生产。 防范措
48、施： 1、加强安全教育，值班人员一定把工作安排细，要求作业人员按规程作业; 2、改善工作环境，操作地点一定要规定有足够高度，齿轮一定要安装防护罩; 3、加强现场安全管理，凡多人操作，一定互相照应，发现不安全及时解决; 4、今后皮带合茬不准在机头处，一定要放在顶板完好，两帮够宽地点; 5、工作前要做好准备，特别是工具，配件一定要备好，防止需要时缺少，影响工作。 经验教训： 这次事故是一次人为的责任事故，但反应了生产管理上的问题，纪律松弛，责任心不强，加上工作安排不当，最后造成这次不应该发生的事故.,62,三、通风事故 案例四 1991.12.22刘桥一矿特大火灾事故,事故时间：1991年12月2
49、2日18时13分 事故地点：刘桥一矿65采区下部变电所着火，引燃煤层运输上山第二部皮带，造成特大火灾事故。 事故经过 1991年12月22日中班，65采区下部变电所着火，引燃煤层运输上山第二部皮带，造成特大火灾事故。火灾波及65采区2个采煤面，5个掘进头，一万一千多米巷道，严重威胁正在该区域作业的252名矿工的生命安全。18时13分，矿调度所接井下报灾电话后，立即通知受火灾威胁的采煤一区、采煤三区和掘进一区、开拓一区等单位人员迅速撤到安全地点，同时通知矿、局有关领导并向淮北市矿务局求援。18时25分，矿成立临时救灾指挥部，向矿救护队火速下达救灾命令。矿救护队及矿领导带领的救灾人员立即赶赴现场，
50、实施扑救。20时10分，淮北矿务局局长韩忠德、安监局长汪洋、省煤炭厅厅长聂广武和皖北矿务局局长马德久、副局长戚森、周恒焕、局党委副书记金耀宗、安监局长徐友传等相继到矿，立即成立救灾指挥部。分析灾情，即使制定救灾方案。,63,探险救人。指挥部根据65采区巷道布局和灾情，判断6544独头机巷迎头人员有生还可能，指挥部迅速制定以救人为主的探险措施。20时50分，淮北矿务局救护大队赶到现场，指挥部命其速派三个小队分三路进入灾区探险救人；一路从煤层运输上山下部进入观察火情；二路从635放水眼经652机巷向654机巷探进；三路从45轨道上山营救撤退人员。到23日零时30分，在65采区作业的252人中已有226人安全撤出，但尚有26人下落不明。 控制火区：三路小分队下井后，按指挥部命令，向指定地点探进，但由于火势猛、烟雾大、温度高大于70摄氏度以上，CO浓度达到百分之1.5，救护人员无法前进，抢险受阻。指挥部接到汇报后，及时调整方案，果断采取有效措施：命令救护队在1#联络巷下部设置风障，减少煤层运输上山进风量，控制火势；命令救护队沿煤层辅助上山将各供给火区的联络巷1#至7#由下往上逐一封闭；命令救护队迅速接通灭火水管至7#联络巷，实行逐段灭火降温，便于救灾。采取以上措施后，到24时10分，1#至7#联络巷已全部设置封闭，火区风流得到有效控制。,
