1012溜煤巷掘进作业规程1.docx
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1012溜煤巷掘进作业规程1.docx
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1012溜煤巷掘进作业规程1
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1012溜煤巷。
二、掘进目的及用途
1012溜煤巷掘进目的:
连通矿井采区运输上山与1012运输石门,煤炭经1012溜煤巷至采区运输上山,服务于矿井一采区煤炭运输。
三、巷道设计长度和服务年限
工程量:
26m。
服务年限:
12年。
四、预计开、竣工时间
根据《水城县阿戛乡大树脚煤矿初步设计》和《水城县阿戛乡大树脚煤矿初步设计安全专篇》及工程进度的安排,经矿领导研究决定,本工程自2013年4月14日开工,预计2013年5月15日竣工。
工期:
31天。
第二节编写依据
1、贵州省能源局文件(黔能源发【2009】302号)“关于对贵州省水城县阿戛乡大树脚煤矿初步设计的批复”;
2、贵州煤矿安全监察局水城监察分局文件(黔煤水安【2010】45号)“关于对贵州省水城县阿戛乡大树脚煤矿安全设施设计的批复”;
3、矿井设计资料、地质说明书、矿井实测资料。
4、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》、《操作规程》、《贵州省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》(试行)等规程、规范、细则。
5、贵州省政府相关文件。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置
待掘1012溜煤巷地面相对位于山地荒坡,开口标高为坐标+1362.5m。
待掘1012溜煤巷井下位于我矿区中部,巷道开口方位88°,设计长度26m,为矿井未采动和保护煤柱所保护范围。
第二节地质构造
本巷道所在区域构造简单。
通过掘进采区运输上山、1012运输石门、+1385m运输石门,可以明确待掘1012溜煤巷围岩为粉质砂岩,较坚硬。
层理、节理均不发育,所掘1012溜煤巷范围无大构造。
第三节水文地质
1012溜煤巷设计长度26m,通过掘进1012运输石门、采区运输上山过程中的探放水钻孔缝隙,待掘1012溜煤巷范围内无水,围岩为粉质砂岩,无煤层、无断层,水文地质条件简单。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1012溜煤巷布置在采区运输上山落平点以上131.2m位置,标高为+1362.5m的岩层中。
在FP11号测点(X:
503318.348Y:
21235.808Z:
1362.531)以88°开口,开口的中心线与采区运输上山的夹角为90°,掘进坡度为60°,1012溜煤巷于采区运输上山开口位置底板上1m位置,设计长度26m。
1012溜煤巷布置及通风安全监控系统图附后。
第二节支护设计
一、巷道断面
1012溜煤巷断面形状为直墙半圆拱。
净宽2.6m,净高2.6m的直墙半圆拱。
S掘=6.72m2,S净=6.01m2,设计长度26m。
按照工程类比法1012溜煤巷开口位置20m范围采用锚网+锚索+锚杆+喷浆支护;其余段采用锚网+锚杆+喷浆支护。
附图:
1012溜煤巷巷道支护示意图
二、支护方式
1、临时支护
1)、采用吊挂前探支护做为临时支护,前探梁用15Kg/m的两根轨道钢制作,长度不小于4m,间距不大于1.2m,用金属锚杆用吊环固定,吊环形式为倒梯形,宽面朝上,防止前探梁滚动,每根前探梁不少于2个吊环。
吊环用配套的锚杆螺母固定,所用树脂锚固剂不少于2根,锚固力不小于64KN/根,前探梁最大控顶距离1.2m,前探梁上方用6块规格为:
长×宽×厚=1400×200×60mm小板梁和小板接顶。
临时支护最大控顶距1.2m。
爆破后及时找掉,找掉工作结束立即打设锚杆锚网作为临时支护。
2、永久支护
1012溜煤巷顶、帮采用锚杆+锚网+喷浆支护,锚杆采用φ18mm,长2.2m的螺纹钢锚杆,锚杆外露长度50-30mm,锚杆托板为120mm×120mm×4mm,锚网为100×100mm×φ6mm,网长2000mm、宽1000mm的钢筋网。
网片间必须扭接,搭接处必须打锚杆。
锚杆间排距取800mm×800mm,在掘进过程中,当围岩稳定性较差时,锚杆的间排距要缩小为600mm×600mm。
锚杆的间、排距误差不得大于±100㎜。
喷浆厚度为100mm,喷浆后不得有锚杆外露。
永久支护距迎头不大于1.2m。
3、锚杆支护质量要求
1)、巷道净宽净高允许误差为0~+100mm;
2)、锚杆间排距800×800m,允许误差为±100mm;
3)、锚杆(索)方向垂直于岩层面,最小不小于750;
4)、锚杆(索)托板紧贴岩壁,螺帽必须要拧紧,不得松动;
5)、锚杆外露不超过50mm;锚索外露不超过300mm;
6)、锚杆锚固力不得少于50KN,锚索锚固力不得少于200KN;
7)、锚网与锚网必须扭结牢固。
失效钢杆(索)必须补打。
第三节支护工艺
一、支护材料
1、锚杆及锚固剂,锚杆采用φ18mm的金属螺纹钢锚杆,长度为2.2m。
每根锚杆使用不少于2支树脂锚固剂,锚杆的外露长度为30~50mm;托板由厚4mm,120mm×120mm的正方形钢板制成。
2、锚索采用φ22mm,有效长度不低于7m,每根锚索使用不少于5支树脂锚固剂,锚索托板由厚6mm,200mm×200mm的正方形钢板制成。
锚固剂型号为K2335型。
二、锚杆(索)安装工艺
1、打锚杆眼;
(1)首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具找掉,确认安全后方可进行工作。
(2)打眼前,要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求,不符合要求时,必须处理。
(3)打顶锚眼使用锚杆机打眼(打帮锚眼使用凿岩机打眼),锚杆机钻头直径为22mm。
使用用锚杆机打眼时要先送水、后送风,停锚杆机时要先停风、后停水。
(4)打眼锚杆深度为2.15m,锚索深度为7.0m,锚杆外露长度小于50mm,与顶板尽量垂直,夹角不小于750。
打完眼后采用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。
锚杆钻机型号:
MQT-120。
2、安装锚杆(索):
(1)装树脂药卷前,先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼达到要求为止。
(2)安装锚杆时,先把树脂药卷按规定的数量装入眼内,随后插入锚杆。
此时,安好连接套,插入风锚机,启动风锚机使之旋转,慢慢推进到眼底,搅拌20s,停钻,卸下风锚机,待5min后方可卸下联接套。
20min后,上好托板,用风锚机拧紧。
(3)锚杆的托板要紧贴顶板,如顶板不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。
(4)锚杆的锚固力不得低于50KN/根,锚索锚固力不得少于200KN。
(5)锚杆采用风锚机紧固,锚索采用张拉机紧固。
第四章施工工艺
第一节施工方法
采用钻爆法掘进施工,爆破后及时敲帮问顶、进行找掉工作。
及时挂顶网,进行支护。
掘进工艺流程图:
打眼(材料准备)→装药爆破→临时支护→洒水降尘→出矸→永久支护
第二节凿岩方式
1、采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。
2、打眼使用YT-24(7655)凿岩机和MQT-120型锚杆机进行打眼,使用BK-30型风锚机进行锚杆的安装,锚索采用张拉机紧固。
风源来自地面压房,LG/110-8G型空压机三台,通过4寸钢管输送到工作面。
第三节爆破作业
炸药使用矿用3#矿用乳化炸药,毫秒电雷管起爆。
起爆使用MFD-100型防爆发爆器起爆,联线方式为串联。
1012溜煤巷采用光爆锚网支护进行掘进,坚硬岩层周边眼眼距为350-400mm,抵抗距为400mm,周边眼距与抵抗距之比为0.85-1.0。
当岩层变软时,周边眼距应控制在300mm,抵抗距为400mm。
半眼率不低于60%。
附图:
装药结构示意图
附图:
1012溜煤巷炮眼布置图
1012溜煤巷爆破说明表
炮眼
序号
炮眼
名称
炮眼
深度
角度/(。
)
装量/Kg
泥长度m
联线方式
起爆顺序
装药
结构
水平
垂直
每孔
总量
1-4
掏槽眼
1.5
76
0
0.8
3.20
0.6
串联
Ⅰ
正向
装药
5-9
辅助眼
1.3
90
0
0.3
1.50
0.6
Ⅱ
10-27
周边眼
1.3
90
0
0.2
3.60
0.6
Ⅲ
合计
8.30
第四节装载与运输
一、装岩方法
巷道掘进(全岩)中,工作面矸石自溜至采区运输上山,耙斗机装车经绞车运输至矿井采区煤仓,于煤仓下口装车,电机车轨道运输经主平硐至地面。
第五节管线敷设
在掘进施工中,所敷设的电缆,供水和排水管路,供风管路,风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂整齐。
1、在掘进施工中,风水管路利用采区运输上山已敷设的管理,1012溜煤巷掘进工作面范围内使用直径19mm的高压管。
2、风筒使用直径600mm的抗静电阻燃软质风筒,逢环必挂且不得漏风(风筒使用阻燃抗静电的绳索吊挂),风筒口到工作距离不得超过5m。
3、电缆线、监测监控线、电话线、人员定位信号线等线路必须规范吊挂。
第六节设备及工具配备
序号
设备工名称
设备型号
单位
数量
备注
1组
2组
1
局部通风机
FBDNO-7.1/2×30
台
1
1
备用1台
2
锚杆机
MFC-1094
台
1
1
备用1台
3
风锚机
BK-30
台
1
1
备用1台
4
凿岩机
ZY-24
台
1
1
备用1台
5
发爆器
MFB-100
台
1
1
备用1台
6
风镐
FG-4.0
台
1
备用1台
7
耙装机
P60B/30kw
台
1
备用1台
第五章生产系统
第一节通风
施工过程中采用压入式通风方式,局部通风机安设在材料暗斜井落平点以上70位置。
最长供风距离为300m。
选用FBD№-7.1/2×30型局部通风机。
(一台使用,一台备用)。
新风:
地面→副平硐→材料暗斜井→采区运输上山(风筒)→1012溜煤巷
污风:
1012溜煤巷→采区运输上山→井底车场→回风暗斜井→回风平硐→地面
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药量、人数等规定分别进行计算,并选其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算
Q=125×q×k=125×0.5×1.8=112.5m3/min。
式中:
Q---掘进工作面实际需要的风量,m3/min。
125---单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过贵州省政府规定的0.8%换算值;
Q---掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min;此处工作面的q为0.5m3/min;
k---掘进工作面的瓦斯涌出不均匀系数,此处取1.8。
2、按炸药量计算
Q=25×A=25×8.3=207.5m3/min。
式中:
25---每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量;
A----掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,此处规定A=15kg。
3、按人数计算
Q=4×N=4×9=36m3/min。
式中:
4---每人每分钟不低于4m3的配风量;
N---掘进工作面同时工作最多人数,此处N=9。
4)按风速进行验算
按最低和最高风速验算:
①岩巷掘进工作面的最低风速
4×60×S掘≥Q岩≥0.15×60×S掘即Q岩取207.5m3/min符合要求。
式中:
S掘——掘进巷道的断面面积6.72m2。
经验算,该掘进工作面风量选择为207.5m3/min。
该掘进工作面采用双风机双电源且能自动切换,选择风机为FBD№-7.1/2×30kw防爆对旋局部通风机2台,一台使用,一台备用。
风机性能:
风量350-700m3/min,功率2×30KW;风筒采用Φ600mm抗静电、阻燃风筒,风筒要吊挂平直,转弯处要使用骨架风筒,保证风流畅通,直接向工作面正压通风,风筒出风口距工作面≤5m;安装局部通风机的地点设在材料暗斜井落平点以上70位置,必须实行风、瓦电闭锁。
可满足掘进工作面的风量要求,并符合有关规定。
为保证迎头正常供风的需要,选择双风机双电源方式供风。
第二节压风
风源来自地面空压机房,选用LG/110-8G型空压机3台。
自空压机房用4寸钢管送到工作面。
机房风压为8Mpa,工作面风压不小于6Mpa。
压风系统:
地面空压机房→副平硐→采区运输上山→+1385m运输石门→1012溜煤巷
第三节压风自救与防突措施
该巷道只掘进26m,不设置压风自救系统,1012溜煤巷掘进范围内无煤层
第四节综合防尘
防尘水源:
地面300m³消防水池。
自地面300m³消防水池→副平硐→采区运输上山→1012溜煤巷。
1012溜煤巷工作面外50m设1道喷雾,掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道全封闭常开水幕。
采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流、工人戴口罩等综合防尘措施。
第五节防灭火
该工程为全岩巷道,采用风钻湿式打眼,锚杆支护、爆破喷雾、洒水降尘,防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火源。
电器设备附近有砂子、灭火器可直接灭火。
防火水源来自地面300m³消防水池→副平硐→采区运输上山→1012溜煤巷。
利用巷道中每50m设有消防用水分支阀门进行灭火。
但是严禁利用水源扑灭电气和油类火灾,电气火灾和油类只能用砂子、灭火器直接灭火。
第六节安全监控
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
矿各科室管理人员、队长、技术员、爆破工、班组长和流动电工钳工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪,对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作,并做好记录;班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧(回风侧),对工作地点进行不间断实时瓦斯检测,电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度,在报警仪发出报警信号时必须停止作业、进行处理。
2、甲烷传感器的配备和使用
1012溜煤巷工作面采用中煤科总院抚顺分院KGJ10型甲烷传感器,由副平硐监控分站与矿KJ-90NA安全监控系统相连,甲烷传感器距离工作面不得大于5m,并且应有防炮崩坏措施,具体布置在巷道上方,垂直悬吊挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm,且该处顶板要坚固、无淋水、不得悬挂在风筒出口和风筒漏风处。
按照安全管理必须从严的原则和主管部门的规定,瓦斯报警浓度设为0.8%,瓦斯断电浓度设为大于或等于0.8%,瓦斯复电浓度设为小于0.8%,断电范围为掘进1012溜煤巷内全部非本质安全型电气设备。
安全监控设备必须定期进行测试、校正,每月至少1次。
甲烷传感器、甲烷检测设备,每7天必须使用校准气样和空气调校1次,每7天必须对甲烷浓度超限断电功能进行测试。
安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须有安全措施。
必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常,使用便携式甲烷检测报警仪和光学甲烷检测仪进行对照,并将记录和检查结果报监控值班室;如两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。
第七节供电
工作面掘进施工中,电源来地面变电所,供电方式为分区供电。
局部通风机必须实行“双风机”“双电源”并能自动切换,局部通风机供电实行“三专两闭锁”。
第八节防治水及排水系统
通风掘进采区运输上山、1012运输石门可以判断1012溜煤巷掘进范围内无水
排水路线:
1012溜煤巷工作面→采区运输上山→井底车场→主平硐→地面污水处理池。
经处理达标后再循环利用或排放。
第九节运输系统
运矸系统:
1012溜煤巷工作面→采区运输上山→采区煤仓→主平硐→地面。
运材料系统:
地面→副平硐→采区运输上山→1012溜煤巷工作面。
第十节人员定位及通讯系统
工作面必须安设电话,能够直接与调度室、电工值班室、地面压风机房和有关科室直接联系。
第六章劳动组织与主技术经济指标
第一节劳动组织
采用“三八”制循环作业。
日循环进度:
3.60m/d;日进3个循环(每班一个循环)。
劳动力组织采用综合工种作业。
劳动组织表
工种
出勤人员/人
备注
早班
中班
晚班
打眼工
2
2
2
含打装锚杆
爆破工
1
1
1
耙装机司机
1
1
1
喷浆工
2
2
2
班长
1
1
1
合计
7
7
7
21
第二节循环作业
1、合理安排各道工序,进行平行交叉作业。
2、打乱正规循环的补救措施:
提高效率,缩短循环时间,赶上正规循环作业;适当调整循环进度,力争在本班抢回,在正规循环后再恢复正常循环进度,组织力量突击,适当增加人员、设备、确保正规循环;本班内抢回循环有困难,可为下班多做一些准备工作,保证下班顺利完成循环。
正规循环作业图表
工序
工作时间∕h
工序
用时
012345678
交接班
15min
打眼备料
2h
装药爆破
30min
通风除烟
15min
打装锚杆
1.5h
出矸
3h
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
1
每循环出勤人数
人
7
2
循环进尺
M
1.2
3
效率
m.工-1
0.17
4
月循环次数
个
50
5
月进尺
m
60
6
循环率
%
90
7
炸药消耗量
Kg/m
11.5
8
雷管消耗量
个/m
25
9
锚杆消耗量
根/m
10
10
水泥消耗量
t/m
0.42
11
砂消耗量
t/m
0.84
12
速凝剂
Kg/m
100
13
锚固剂
支/m
20
第七章安全技术措施
第一节一通三防
一、通风管理
1、风筒吊挂平直,转弯处要使用骨架风筒,做到逢环必挂,缺环必补,风筒不准漏风,距工作面距离不得超过5m,以保证工作面有足够风量。
2、加强通风管理,局部通风机必须有专人管理,要保持通风机常开不停,任何人不得擅自停机;若需要停机时,必须经通风人员同意后进行。
3、局部通风机要装有风电、瓦电联锁装置,停风时能自动切断供风巷道内除本质安全型设备以外的一切电源。
4、由于停电或者其他原因造成局部通风机不能正常运转时,要停止作业切断电源、撤出人员。
在恢复供电后人工开启局部通风机,通风至少35min后瓦检员、安全员二人一同边走边检测瓦斯(必须随身携带便携式甲烷报警仪)。
确认工作面安全后,方可电话通知作业人员入井施工。
二、防治瓦斯管理
1、瓦检员必须坚持“一炮三检”,坚持“三人联锁放炮制度”。
2、瓦斯浓度达0.8%时严禁爆破作业。
对高冒处要勤检,严防局部瓦斯积聚,严禁假检、漏检。
出现异常情况立即向调度室汇报。
3、严禁无风、微风作业,局部通风机必须安装“风瓦电闭锁”。
局部通风机必须实行“双风机、双电源”,并能自动切换。
三、防尘管理
1、采用湿式打眼,并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。
爆破作业必须使用水炮泥。
2、装岩前必须对爆落的岩石进行洒水降尘。
4、经常冲刷巷道顶帮和管路上的粉尘。
5、距工作面50m范围内安设一道水幕,在放炮时必须打开,等放完炮、炮烟吹净后方可关闭。
6、回风流中的水幕必须常开,不得随意关闭。
7、防尘工要经常检查防尘管路,发现问题及时处理。
四、防火管理
第一目击者必须立即(组织)采用直接灭火法灭火。
并报告矿调度室。
1、电气设备或电缆着火时,首先要切断电源,就近使用矸石、砂子或灭火器进行灭火,严禁水源灭火。
2、因机械摩擦、油脂等引发的火灾。
要就近使用砂石或水管水源灭火。
3、要控制风流,防止火势蔓延。
第二节顶板管理
1、掘进工作面严禁空顶作业。
锚网紧跟迎头;
2、要认真坚持“敲帮问顶”制度,及时用长柄工具找掉危岩、伞檐,特别是打眼前、放炮后等关键环节。
3、找顶工作必须遵守下列规定:
(1)找顶工作应由2名以上有经验的老工人担任,1人观察顶板、1人找顶。
找顶人员要站在安全地点,观顶人员要站在找顶人员的斜后方,不得影响找顶人员的退路。
找顶前要看好退路。
(2)找顶要从顶帮(支护)完整处由外向里先顶后帮依次进行,找顶范围内严禁人员进入。
(3)找顶工作人员应戴手套,用长柄工具。
注意防止矸石顺杆而下伤人。
(4)顶帮遇有大块矸石或较大面积离层时,应首先设置临时支护,保证安全后再由外向里慢慢找下,不得强刨强挖。
4、每次放完炮后,工作面工作人员要等炮烟吹净后,由爆破工、瓦斯员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、拒爆、残爆情况,并由外向里检查顶板情况,然后方可进行敲帮问顶工作。
5、爆破后,要及时打锚杆眼安装锚杆。
6、在顶板破碎时,要适当缩小锚杆眼距,或者及时喷射不少于20mm厚的砂浆封闭围岩,然后打锚杆并挂网。
7、安装锚杆要使用风锚机,树脂药卷固化前,不要使杆体移位或晃动,6min后方可顶紧锚杆,锚杆必须使用矿用气扳机拧紧,确保锚杆的锚固力达到50KN,达不到50KN的锚杆要重新补打并且做好记录。
8、安装的锚杆托板要与顶板接触严密,螺丝拧紧,严禁在托板上充填木片,碴石等杂物。
锚杆的外露长度不得大于50mm。
顶板锚杆在做拉力试验时,必须在被拉锚杆周围打设2-3根点柱,顶牢顶板,方可做拉力试验,做完试验紧好螺母后,方可回掉点柱。
9、必须坚持正确使用前探梁。
第三节爆破
1、爆破工要由经过专门培训学习,有2年以上采掘工龄并持有合格证的人员担任。
爆破工要严格执行本作业规程及其爆破说明书。
2、爆破工领取炸药、雷管时,必须对号领取使用,禁止混用。
3、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,也不得手拉管体,硬拽脚线,应将成束的电雷管理顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。
抽出单个电雷管后,必须脚线扭结成短路。
4、装配起爆药卷时,必须遵守下列规定:
(1)、必须在顶板完好,支护完整、避开电气设备和导电物体爆破工作地点附近进行。
严禁坐在爆炸材料箱子上装配起爆药卷。
装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。
(2)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。
(3)、电雷管必须由药卷顶部装入,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中部或捆在药卷上。
(4)、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短路。
5、装药前。
首先必须清除炮眼内的煤(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,炮眼内的各药卷必须彼此密接,有水的炮眼,应使用抗水型炸药。
装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、放炮母线与运输设备、轨道、钢丝绳、管路、电缆、信号线、电气设备等导电体相接触。
6、严格执行“一炮三检”(装药前、放炮前、放炮后检查瓦斯浓度),加强起爆前瓦斯检查,防止漏检,避免在瓦超限的情况下起爆。
7、起爆时必须使用矿用防爆型发爆器进行起爆(MFB-10型)。
8、炮眼的封泥长度应符合下列要求:
(1)、炮眼深度小于0.6m时,不得装药、爆破。
(2)、在特殊情况下,如卧底、刷帮、挑顶、确需浅眼爆破时,必须符合下列规定:
①炮泥封满;②每孔装药量不得超过1卷;③爆破前,必须在爆地点附近洒水降尘
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