1917运输巷掘进作业规程修改中只差通防及机电部分.docx
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1917运输巷掘进作业规程修改中只差通防及机电部分
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为1917运输巷。
二、掘进目的及用途
掘进目的是为了形成1917采煤工作面生产系统,满足1917采煤工作面回采时的运输、通风、行人、管线敷设、供水、压风的需要。
三、巷道设计长度及服务年限
1917运输巷、切眼设计长度958m(平距),其中切眼长度118m。
服务年限:
18个月。
四、预计开工、竣工时间
本掘进工作面自二0一一年三月份开工,预计二0一一年九月份竣工。
第二节编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
采区设计说明书名称为《黔西县仁和乡林场煤矿安全专篇(变更)》,批准时间为二0一0年五月。
2、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《1917运输巷掘进地质说明书》,批准时间为二0一一年六月。
三、矿压观测资料
本工作面未作矿压观测。
根据邻近工作面资料,预计巷道顶帮压力不大,压力影响范围:
20m左右。
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及临近采区开采情况
一、巷道位置
待掘巷道地面相对位于井田南部,风井井口东南650m处,地面无民房和耕地。
巷道上部无开采煤层,M9煤层较薄,掘进巷道对地表无大的影响。
地面标高+1430~+1565m。
二、巷道附近已有的采掘情况及影响
待掘巷道附近有轨道下山、主斜井、回风斜井、1917回风巷掘进工作面,1917回风巷工作面正在掘进。
待掘巷道附近不受采动影响。
三、附近老巷的水、火、瓦斯等对该项工程的影响
待掘巷道倾斜上方有原樊家洞煤井废弃老巷,施工前严格执行“预测预报、逢掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则,严格落实“防堵疏排截”防治水综合治理措施。
附近老巷瓦斯对该项工程无影响。
地面相对位置及临近采区开采情况表1-1
水平名称
+1360m水平
采区名称
一采区
地面标高(m)
+1430~+1565m
井下标高(m)
+1368~+1411.2m
地面相对位置
及建筑物
井田中下部,风井井口东南650m处,为高山坡地,灌木植被,无民房。
井下位置及对地面设施的影响
地面多为为高山坡地,灌木植被,无民房,预计掘进对地面无影响
临近采区
开采情况
待掘巷道附近有轨道下山、主斜井、回风斜井、1917回风巷工作面,1917回风巷工作面正在掘进。
待掘巷道附近不受采动影响。
走向
NE30°17′
倾斜
NE120°17′
长度
800m
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
1917运输巷位于M9煤层中,M9煤层平均厚度1.2m,f=2.5~3。
顶板为泥质粉砂岩,平均厚度4.60m,f=5~6。
底板为泥质粉砂岩,平均厚度2.36m,f=5~6。
M9煤层上距8煤层(厚度0.5m,沉积不稳定、不可采)约为5.6m。
M9煤层顶、底板岩性特征表表2-2
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
直接顶
泥质粉砂岩
4.60
深灰色,中厚层状,水平层理,含植物化石及黄铁矿结合。
伪顶
无
直接底
泥质粉砂岩
2.36
深灰色,中厚层状,水平层理,含植物化石及黄铁矿结合。
老底
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
根据2010年矿井瓦斯鉴定数据,预计该煤层CH4绝对涌出量为0.761m3/min,相对瓦斯涌出量11.39m3/t;C02绝对涌出量为2.57m3/min,相对涌出量9.87m3/t。
M9煤层煤尘无爆炸性;煤的自燃倾向性为Ⅲ类不易自燃;地温18°C;瓦斯等级属高瓦斯矿井。
根据贵州省能源局文件(黔能源发【2009】328号)关于M9煤层突出鉴定报告的批复,该矿M9煤层在标高+1368m~+1475m无突出危险性。
依据黔安监管办字【2007】345号《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》,本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计及管理。
附:
1917运输巷煤岩层综合柱状图(图2-1)
第三节地质构造
一、根据地质部门提供的地质资料,区内出露地层从上至下分别为:
1、第四系(Q):
零星分布于老地层上部或地势低凹处,不整合于老地层之上,为残坡积土、冲积粘土及表层土,厚0~5m。
2、下三叠统夜郎组二段(T1y2):
灰、蓝灰色薄至中厚层泥灰岩,厚层灰岩,块状灰岩。
厚221.0m。
3、下三叠统夜郎组一段(T1y1):
灰、深灰色泥质页岩,粉砂质泥岩、泥灰岩夹薄层灰岩。
厚27.57m。
4、上二叠统长兴组至大隆组(P3c+d):
灰、深灰色中厚至厚层灰岩,燧石灰岩。
厚31.10m。
5、上二叠统龙潭组(P3L):
为本区含煤岩系地层,由灰、浅灰,灰黑色薄至中厚层粉砂岩,泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、夹燧石灰岩,泥灰岩及煤层等组成。
厚约130m。
二、构造
矿区总体呈单斜构造,地层走向北东—南西,倾向南东,倾角10°~12°,区内未见较大的断裂及褶皱,含煤地层沿走向和倾向上地层产状变化不大,结合区域和邻区地质情况分析,构造发育程度为简单类型。
第四节水文地质
区内含水层主要为三叠系下统夜郎组玉龙山段(T1y2)与二叠系上统长兴组(P3c)灰岩溶蚀裂隙含水层,富水性中等,是区内主要含水层,其补给的面积较大,流经的途径较长,主要靠岩溶漏斗、落水洞及溶隙等补给,为中等含水层。
各含水层之间一般无水力联系,根据资源储量核实及勘探报告,矿井最大涌水量50m3/h,正常涌水量30m3/h,矿井涌水量中等。
防治水措施:
1、掘进过程中必须及时砌好水沟,并保持水沟畅通。
2、井巷在掘进过程中必须采取“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采、有疑必停”的防冶水措施。
编制探放水专项安全技术措施,逢掘必探,合理布置探放水钻孔,掌握前方水文情况。
若发现有水患时,应及时采取措施,待确认安全后才能向前掘进,并将出水点位置标于井上下对照图或采掘工程平面图上。
3、掘进过程中发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突出预兆时,必须停止作业,采取措施,立即报告矿调度室,发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。
第五节问题及建议
1、掘进中要严格按设计施工,认真落实前探孔和防治水措施,严格执行“四位一体”综合防突措施,杜绝瓦斯和水害发生。
2、1917运输巷掘进延伸与原樊家洞采空区积水警戒线相距约45m,掘进过程中必须要提前逐段对老巷进行探放水作业,排放巷道内的水、瓦斯及有害气体。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、开拓方式
在总回风道13#导线点以上3m处南帮(顺上山方向左帮)沿+5‰坡度开门掘进。
自开门位置按方位角202°04′开门掘进840m,然后按方位角311°42′调线掘进118m。
1917运输巷沿9煤层顶板起底掘进,坡度为+5‰,施工净断面为5.46㎡,净宽度2.6m,净高度2.1m,掘进1917切眼与1917回风巷贯通,形成进回风系统。
2、施工要求
1、1917运输巷采用矩形断面锚梁支护。
当顶板破碎、压力大或遇断层及其它地质构造时,采用锚网或架棚支护,必要时缩小棚距或对棚支护。
2、1917运输巷掘进过程中,若遇跌嵌或压梁时,必须平推将煤层找出,遇爬嵌或底鼓需根据现场实际情况,加大巷道坡度掘进施工。
3、根据黔西县仁和乡林场煤矿瓦斯涌出的特点,必须对工作面进行先抽后掘,必须在煤巷掘进工作面10m处的巷道两帮个施工一个钻场。
钻场的规格应根据巷帮瓦斯抽放钻孔布置的要求、选用钻机的外形尺寸及钻杆长度而定。
每组钻场在煤巷两侧相交错布置,其规格为:
长×高×宽=4m×2.1m×2m。
相邻两组钻场之间的间距为30m。
4、巷道在施工中,按探放水要求,在施工巷道迎头处施工探水钻孔。
探水钻孔不少于5个,其中1个布置在巷道正前方,2个沿巷道左右两帮布置;1个顶板控制孔,1个底板控制孔,深度不少于50m,钻孔直径不少于42mm,做到探掘有设计、有记录、有分析、切实消除隐患。
5、巷道开门掘进时必须编制开门掘进施工安全技术措施,经审批后认真贯彻执行。
6、巷道掘进施工中,必须严格按工程质量标准及中腰线施工。
7、巷道若遇构造带时,必须钻进探放水钻孔和预抽煤层瓦斯钻孔,释放煤层中瓦斯压力,确保生产安全。
8、巷道掘进工程量:
840m。
1917运输巷工作面平面位置图见图3-1
上图图名有误
第二节支护设计
一、巷道断面
半煤岩掘进时,采用矩形断面锚网支护;顶帮围岩破碎、压力大时,应改变支护方式,采用梯形断面架棚支护。
矩形断面锚网支护规格:
S荒=6.18m2,S净=5.45m2。
梯形断面架棚支护规格:
S荒=7.25m2,S净=5.46m2。
矩形断面图3-2
平面图图3-3
锚网支护说明表表1
掘进断面
6.18m2
锚杆名称
螺纹钢锚杆
锚固剂
MSCK2335
净断面
5.46m2
锚杆规格
顶板φ16×2000mm
两帮φ16×1500mm
锚固剂数量
两卷
巷道形状
矩形断面
锚网规格
顶板2600×1100mm
两帮2000×1100mm
锚杆用量
10套/m
铁托牌
120×120×8mm
锚杆排距
800mm
锚杆间距
800mm
锚网材质
φ4mm冷拔钢丝
锚网网格
50×50mm
架棚支护断面图
平面图
架棚支护说明表表4
掘进断面
7.25m2
架棚材料
矿用11#工字钢顶、腿
小杆长度
1000mm
净断面
5.45m2
背帮顶材料
φ40mm圆木
撑杆长
800mm
巷道形状
梯形
棚距
800mm
每米用量
1.25架
棚顶净长
2200mm
背顶小杆数
6条
棚腿长
上:
2400mm
背帮小杆数
4条
下:
2500mm
撑杆数
6条
二、支护设计依据
1917运输巷采用矩形断面锚网支护作为永久支护时,支护材料为螺纹钢锚杆、冷拔钢丝网、钢梯,锚杆间排距拟定为800×800mm。
按悬吊理论计算单体锚杆参数:
(1)锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度(m);
H—冒落拱高度(m);
K—安全系数,一般取K=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;
其中:
H=B/(2×f)=2.62/8=0.33(m)
式中:
B—巷道开掘宽度,取2.62m;
f—岩石坚固性系数,砂质页岩取4
则L=2×0.33+0.5+0.1=1.26
(2)锚杆间距、排距计算,通常间排距相等,取A:
A=
式中:
A—锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,75kN/根;
H—冒落拱高度,取0.33m
R—被悬吊砂质页岩的重力密度,取23.52kN/m3;
K—安全系数,一般取K=2;
A==2.20(m)
通过以上计算,当顶帮较完好时采用锚网支护,顶帮选用φ16×2000/1500mm的螺纹钢锚杆,锚杆间排距800mm×800mm。
采用锚杆紧跟迎头的支护方式,前排锚杆距迎头超过800mm时及时打注锚杆。
当煤层松软破碎、顶板压力大时,采用架棚支护。
(一)临时支护:
用前探梁做临时支护:
采用矩形断面支护掘进时,用挑杆作为临时支护,挑杆采用直径不小于75mm的钢管(壁厚不小于4mm)制成,长度不小于3.6m,每条挑杆不小于3个固定点,使用两条挑杆,爆破前最大空顶距为0.7m,爆破后最大空顶距为1.9m。
为了保证施工安全,1917运输巷必须在距锚网掘进迎头50m范围内,备有五架棚料,当顶板发生变化时及时进行支护。
采用梯形断面架棚支护时,前探梁用矿用11#工字钢抽筋对焊制作,迎头使用两条前探梁,前探梁不少于3.6m,距两侧棚口0.5m~0.7m,每根前探梁用三个卡子固定在迎头前三架棚的棚顶上,前探梁前探部分用木料足顶控制好顶板。
爆破前最大空顶距为0.7m,爆破后最大空顶距1.5m。
最前架棚子到迎头按棚距0.8m布置一条棚梁,棚梁至迎头中间布置1根木料,前探梁上的木料规格:
长×宽×厚=1400×120×60mm。
掘进工作面永久支护跟迎头,爆破前最大空顶距不大于锚杆(架棚)排(棚)距,爆破后最大空顶距不大于锚杆(架棚)排(棚)距+循环进尺,空顶距小于0.3m时,不需使用临时支护。
架棚支护时,为防止爆破崩倒支架,迎头除使用前探支护外,还必须使用:
(1)联棚器:
用直径不小于50mm的钢管制成,每壁使用长度不小于10m;用铁链将联棚器与棚腿联牢,用木楔加紧,钢管与钢管用特制短节连接。
或采用新型连杆式联棚器,两帮各使用13架。
(2)抗棚橛子:
用18kg/m的铁路制成,长800mm,直径38-40mm;在棚腿后面紧靠棚腿向壁子打眼,深不小于500mm,然后插入抗棚橛加木楔抗紧棚腿,要求每架棚4个,共使用5架棚,位置在棚口及底板以上500mm左右处;上部抗棚橛子与两帮成45°斜向上方打,待插入抗棚橛子后将棚顶及棚腿一并挡牢,下部抗棚橛子与两帮垂直。
(二)永久支护(锚喷)
1917运输巷采用锚网支护作为永久支护时,支护材料为螺纹钢锚杆、冷拔钢丝网、钢梯,锚杆间排距拟定为800×800mm。
锚网工程质量规定
①巷道净宽:
中线至任何一帮间距偏差-30~250mm。
②巷道净高:
巷道沿M9煤层顶板岩层中掘进,净高2.47m,施工时高度不得低于设计值。
③锚固力:
不小于75kN,最低值不得小于设计值得90﹪。
④锚杆安装:
安装牢固,锚盘紧贴壁面不松动。
⑤锚杆间排距:
偏差-100~100mm。
⑥锚杆孔深:
1420mm,误差-20~20mm。
⑦锚杆外露长度:
锚杆30-50mm。
⑧锚杆角度:
与巷道周边轮廓线或岩层的夹角≥75°。
⑨水沟:
位置偏差-50~50mm,宽度偏差-30~50mm,深度偏差-50~50mm,保证水流畅通。
(三)永久支护(架棚)
当巷道顶帮破碎、压力大,锚喷支护困难时,采用架棚支护。
(1)支架材质:
棚顶、棚腿采用矿用11#工字钢制做,背帮、背顶小杆直径不小于40mm;批板厚不小于30mm;撑杆采用方木条制作,断面尺寸50×50mm。
(2)支架规格要求见支护说明表。
(3)前探支护要求见“临时支护”部分。
(4)架棚质量要求:
①巷道净宽:
中线至任何一帮间距偏差0~50mm。
②巷道净高:
腰线上下偏差0~+50mm,无腰线时,与设计误差0~+100mm。
③棚腿扎角:
每米垂线170~210mm。
④支架迎山角:
不大于设计规定的0.5°。
⑤前倾后仰:
水平巷道支架前倾后仰,每米垂线不大于50mm。
⑥撑杆位置数量:
两帮棚口各一条,棚口下0.2m处各一条,棚口再往下0.8~1.0m处各1条。
⑦背帮背顶小杆位置数量:
背顶小杆压肩布置两条,中间均匀布置四条,背帮小杆两帮各布置两条,顶板冒落超高处,要打“井”字型木垛足顶。
⑧棚腿窝深度:
棚腿支在实底上,柱窝深度不小于50mm,遇软岩或煤层时必须穿鞋。
⑨棚梁水平≤100mm;棚梁扭距≤100mm;支架间距±100mm;棚梁接口严实合缝,离合错位<10mm。
⑩水沟:
位置±50mm;深度±50mm;宽度-30~50,保证水流畅通。
注:
⑨、⑩为偏差项目,80%及以上实测值,在允许偏差范围内,其余不影响安全使用时为合格品;90%及以上实测值,在允许偏差范围内,其余不影响安全使用时为优良品。
临时支护平、剖面图(矩形断面锚网)
爆破前最大空顶距平面图
爆破前最大空顶距剖面图
爆破后最大空顶距平面图
爆破后最大空顶距剖面图
临时支护平、剖面图(架棚支护)图5
爆破前最大空顶距平面图图5-1
爆破前最大空顶距剖面图图5-2
爆破后最大空顶距平面图图5-3
此图有误
爆破后最大空顶距剖面图图5-4
第三节支护工艺
一、支护材料—锚网(喷)支护:
巷道顶帮均采用φ16×2000/1500mm螺纹钢锚杆,每孔配MSCK2335树脂锚固剂2块或MSCK2545树脂锚固剂1块。
两帮锚杆外露长度满帽,顶板锚杆外露长度30~50mm。
锚杆均使用配套标准螺母紧固,每根锚杆锚固力不小于75KN。
铁托牌规格:
120×120×8mm。
当煤层松软顶板破碎、压力大时,采用架棚支护。
喷浆:
配拌料所用的各种材料必须符合要求。
采用普通硅酸盐水泥,标号P.O42.5,水泥不得有结块变质现象。
砂子采用中粒河砂。
水采用井下防尘水,水要洁净。
砂浆标号不低于M7.5。
必须按设计配合比计量配料。
砂浆配合比:
水泥∶砂子=1∶2.5~3.5,水灰比=0.45~0.55。
人工配拌料必须采用潮拌料,拌料要均匀,拌料时必须清底并翻拌三遍。
速凝剂掺入量为水泥用量的2~4%,喷帮取下限,喷拱取上限,喷淋水区时,可酌情加大掺入量。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前,首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程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100mm,眼向误差不得大于15度。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时,必须在前探支架的掩护下操作。
打眼的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
安装前,应将眼孔内的积水、岩粉用高压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用锚杆安装机卡住螺帽,开动锚杆安装机,使锚杆安装机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,搅拌旋转时间大于15秒后,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,拧上螺帽,12分钟之后,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力。
架棚支护
三、支护材料—架棚支护:
棚顶腿均采用矿用11#工字钢制做,棚顶净里口2.2m,腿窝深度不小于50mm,每架棚子背顶小杆6条,背帮小杆4条,每帮撑杆各3条,小杆直径不小于40mm。
架棚施工工艺
放炮后,首先进行敲帮问顶,及时将顶帮围岩活石找净待安全后,将一条挑杆前移至工作面固定牢固,然后将需要架设的棚顶一头搁放在已前移的挑杆上,待一头搁放牢后,将棚顶另一头抬起,将另一挑杆前移至迎头并固定牢,再将抬起的棚顶搁放在挑杆上,架顶工作不少于3人,所挑棚顶距迎头第一架固定棚不超过300mm,工作人员躲在正规棚下工作,架顶速度要快,待所挑棚顶两头均搁放牢后,用已锯好的撑杆将所挑棚顶慢慢推至迎头,并在棚口处打好撑杆,调整好中腰线,并背实顶板,棚梁前方空顶区用方木背实。
扒腿窝时,先量取棚距,按中线和下宽定腿窝位置,按腰线确定其深度,控制好顶帮后,再把腿窝扒至设计深度,扒腿窝时,必须由专人监护。
待腿窝扒出后,竖上棚腿,调整好扎脚,并稳固好棚腿。
前探梁上的棚头与棚腿合口时,先合一头后,再合另一头,禁止人员在下方逗留或通过。
合口后将支架找正,压肩初步固定。
检查支架的架设质量,符合质量标准后,再背顶背帮,楔紧打牢,并按设计位置使好撑木、拉杆、联棚器等稳固装置。
背帮背顶材料要紧贴围岩,用木楔加紧加牢不得松动或空帮空顶,背帮背顶小杆应与巷道中线或腰线平行、顶杆必须2条压肩其余均匀分布,其数量符合断面支护规定,遇顶板破碎时,可密排小杆。
棚子架好后,再按照中、腰线及质量标准要求,对所使的棚子进行全面检查。
掘进施工中,在顶板破碎处必须对顶帮加强支护,缩小棚距或对棚支护。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1、采用“三班掘进”作业方式,全断面一次成巷,永久支护跟迎头,爆破前最大空顶距不超过0.7m,空顶距小于0.3m时,不需使用临时支护。
2、掘进工作面采用钻爆法:
采用湿式凿眼机打眼,采用煤矿许用三级乳化炸药、1~5段毫秒延期雷管进行爆破。
3、人力翻锨,一吨矿车运输
4、掏槽方式:
采用水平楔形掏槽。
二、施工顺序
每个循环的施工顺序:
敲帮问顶→打眼→装药爆破→敲帮问顶→出矸→打锚杆,循环进尺1.2m。
第二节施工方式
一、施工工艺:
钻爆法施工工艺:
敲帮问顶→打眼→装药爆破→敲帮问顶→临时支护→扒渣→支护。
说明:
1、采用正规循环作业组织,迎头装药爆破后,及时摘除活石,使用好临时支护,然后扒渣装车,进行永久支护。
2、掘进工作面永久支护跟迎头。
二、打眼机具:
采用YT-24(或YT-28)型风钻打眼,风源来自地面压风机房。
电力来源于地面变电所。
三、降尘方法
降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水联动喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。
第三节爆破作业
一、炸药、雷管
使用煤矿许用三级乳化炸药、1~5段毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。
二、装药结构
正向装药。
三、起爆方式
起爆使用MFB-200型发爆器全断面一次起爆,联线方式为串联联线。
装药结构示意图图6
说明:
(1)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。
(2)炮眼深度为0.6~1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
(3)炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。
(4)炮眼深度超过2.5m时,封泥长度不得小于1m。
(5)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。
(6)工作面有2个或2个以上自由面时,在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m,在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。
浅眼装药爆破大岩块时,最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。
矩形断面锚网爆破原始条件表表3
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
m2
6.18
2
岩石坚固性系数(f)
4~6
3
毫秒雷管(1~5段)
个
32
4
煤矿许用三级水胶炸药
kg
5.85
断面炮眼布置图图
2625242321~26
2221
87、9
1097
20
1112191、2
56
1243183、3、4
1314151617
13~17
323130292827~31
27
32
200
71°
10~136、71、42、36、717~21
1200
2620
①掏槽眼距1200;②周边眼距500mm;③底眼距450mm;
④辅助眼距500~600mm;⑤最小抵抗线500mm。
钻眼分区表表6
钻眼区
眼号
炮眼数量
备注
Ⅰ
1、4、5、8~14、24~2
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- 1917 运输 掘进 作业 规程 修改 中只差通防 机电 部分