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掘进作业规程

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2101回风顺槽。

二、掘进的目的及用途

掘进的目的是形成2101回采工作面生产系统,满足回采时的通风、行人、运料等需要。

三、巷道性质

本工作面是沿2#煤层底板掘进的回采巷道。

四、设计长度、工程量及服务年限

2101回风顺槽设计长度为530m。

掘进工程量为4144.6m3。

服务年限与2101工作面同期。

五、预计开、竣工时间

本工作面自2012年月日开工。

预计月日竣工

附图1:

巷道布置平面图

第二节编写依据

一、编制依据

1、《山西石楼华润联盛赵家沟煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书》、《山西石楼华润联盛赵家沟煤业有限公司地质报告》。

2、《巷道合理支护技术设计报告》、《煤矿作业规程编制指南》、《煤矿安全规程》、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》。

3、矿压观测资料

根据2101回风掘进工作面周围的矿压观测资料可知,该施工巷道顶、底板压力相对稳定,但还须加强矿压观测和支护质量,确保安全施工。

第二章地面位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

地面相对位置及临近采区开采情况见表1

表1井上下对照关系表

采区

一采区

工程名称

2101回风顺槽

地面标高

1534~1269m

井下标高

1131~1000m

地面相对建筑物及其它

工作面位于井田南部,地表多为山地和冲沟,无民房及其它建筑物。

井下相对位置对掘进巷道的影响

本工作面位于一采区三条大巷(运输大巷、回风大巷、轨道大巷)的南部,西与2101进风顺槽平行,东、南均为实体煤层。

邻近采掘情况对掘进的影响

2102进风顺槽掘到140m位置揭露一条落差3.4m逆断层,又掘进100m遇第二条为正断层,落差11.4m,该断层对巷道掘进有影响.

第二节煤(岩)层赋存特征

本工作面2#煤层厚度为0.44~2.5m,平均1.47m,煤层稳定,含0~1层夹矸,夹矸为炭质泥岩,结构简单,煤层直接顶为灰色泥岩和灰白色细砂岩组成,泥岩中含植物化石。

底板为深黑色泥岩,层理较发育,中间夹细砂岩,含植物化石。

煤(岩)层赋存特征见表2、表3.

表2煤层特征表

煤层号

煤层厚度(m)

煤层倾角(°)

煤层硬度ƒ

煤层层理

煤层节理

绝对瓦斯量

(m³/min)

煤尘爆炸指数

最大~最小

平均

最小~最大

平均

2

0.44~2.5

1.47

8~15

12

1

发育

发育

0.68

有爆炸性

表3煤层顶底板情况表

顶底板

名称

岩石

名称

厚度(m)

特征

老顶

K3、K5砂岩

10

灰白色、中灰色中粗砂岩

直接顶

泥岩

6.5

泥岩,炭质泥岩,含大量植物化石

伪顶

0.3

有的地方缺失

直接底

泥岩

砂质泥岩

2.2

下部为中砂岩或细砂岩,有时为砂质泥岩,中部为石灰岩,上部为细砂岩。

基本底

附图2:

煤层综合柱状图

第三节地质构造

本工作面为单斜构造,地层总体走向为NE~SW205°,倾向ES135°,倾角8~12°,根据2102进风顺槽揭露两条断层,第一条逆断层从该巷起140m处,落差3.4m;又掘进100m左右遇第二条为正断层,落差11.8m的,对掘进有影响。

一采区运输巷掘进过程中遇一条落差52m导水逆断层,该断层南北走向、倾向南西,涌水量16m³/h,现已封堵进行排放,对掘进有影响。

 

第四节水文地质

一、巷道区域含水层组分析表表5

含水层组

含水层厚度

孔深(m)

涌水量

涌水形式

水位标高(m)

含水层水的放、径排条件

影响

程度

上新统砾石含水层组

500

805

井田奥岩溶水属区域岩溶水,出区外柳林泉,井田距黄河排泄区较近,水力坡度大。

石炭系和二叠系含水层裸露区接受大气降水及季节性河流补给,顺岩层倾向方向运动,上部含水层在沟谷以侵蚀下降泉的形式排泄,泉流量一般不大,下部含水层顺岩层向东南排出井田外,矿坑排水量是主要徘泄途径。

无影响

二叠系下统石盒子含水层组

20

0.01411L/s.m

825.52

无影响

二叠系山西组砂岩裂隙含水层组

5-9

0.00039L/s.m

875.84

无影响

第四系,上第三系孔隔含水层组

10

无影响

二、地表水及老窑水对工程的影响

井田内无常年性河流,沟谷中均有季节性水流,对沟谷中出露的基岩含水层均有补给作用,无老窑积水。

三、构造对井田水文地质条件的影响

根据《山西石楼华润联盛赵家沟煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》

井田奥灰水位标高为1187.74m,本掘进工作面煤层可采底板最低标高为1080m,2号煤层底板距奥灰水位线107.74m,突水系数一般不大于0.06MPa/m。

突水系数计算公式:

P

Ts=

M

式中:

Ts一突水系数(MPa/m)

P一隔水层承受的静水压力(MPa)

M一底板隔水层有效厚度(m)

2号煤层:

隔水层最大厚度149.10m。

(1187.74-1080+149.10)×0.0098

T==0.0169MPa/m

149.10

特别注意断层裂隙连通奥灰水对2号煤层开采的影响。

掘进过程中严格遵照防治水十六字方针,“预测预报,有掘必探,先探后掘,先治后采”,的原则,防止突水事故发生,保证掘进期间安全施工。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

本掘进工作面从2101回风顺槽与2101进风顺槽平行布置,从一采区运输大巷ys2点往西3m处开口,爬坡进入2#煤层后按巷道设计掘进方位角180°掘进。

设计断面宽3.4m,高2.3m,巷道全长530m。

第二节矿压观测

根据《锚杆支护技术规范》的要求,对该施工巷道要进行顶板离层监测,顶底和两帮移近量监测,锚杆和锚索载荷监测。

1、观测对象:

2101回风顺槽

2、观测内容:

巷道顶板离层量,底板相对移近量,两帮相对移近量,锚杆、锚索的载荷及锚固力。

3、观察方法:

2101回风顺槽掘进50m后,开始布置观测站。

测站间距50m,对巷道交叉点顶板破碎处补充安装顶板离层仪。

每一个测站设置一个顶板离层仪。

用锚杆拉力计,检测顶、帮锚杆锚固力,根据掘进巷道顶板压力情况,对锚杆、锚索,受力及围岩位移,根据间隔的时间由专人观测顶板的下沉量,直到巷道施工完毕。

1)测点布置:

正常情况下,每30~50m在巷中安设一组顶板离层仪以及抽查两组锚杆、锚索。

2)观测周期:

(1)锚杆、锚索观测周期

在本观察站设置之日起两个星期内每两天观察一次;2个星期后每周观察一次,变形稳定后一个月观察一次。

在巷道受到工作面采动影响期间,工作面距巷道100m范围内每星期观察2—3次。

所有观察内容建立台账,以便查阅分析,为煤矿安全生产提供科学依据。

测试工具:

卷尺、扭矩扳手、锚杆、锚索、拉拔计。

4、数据处理:

采取边施工、边观测,及时对测量的数据加以分析、判断,并把测量的结果反馈到设计和施工中去,从而不断修改设计、补充措施、指导施工。

第三节支护设计

2101回风巷采用锚网索联合支护。

一、临时支护

1、临时支护的形式、材料、规格和架设质量要求:

(1)临时支护形式:

“吊环——钢管——背板”临时支护。

(2)材料及规格:

6个螺母吊环、3根3.5m长φ57×6mm无缝钢管、6块长1.6m,宽200mm,厚40mm松木背板。

(3)架设质量要求:

吊环必须紧拧在最前面两排顶锚螺杆上。

2、支护须遵循以下要求:

(1)巷道掘进时最大空顶距离为1m,最小空顶距为0.2m。

巷道空顶距超过0.8m及以上时,必须使用前探梁临时支护(永久支护到迎头时,可不使用前探梁)。

(2)背板左右交替排列,最后一块背板紧接迎头。

(3)每块背板都必须承载在至少两根梁上。

(4)背板至巷帮的空顶距离不大于0.4m。

(5)使用前探梁时,应将顶网、钢带等支护材料一同紧背在顶板上,钻眼及安装顶锚时,不必取下。

(6)背板不牢或不贴顶板时,可用木楔楔紧,也可用木背板背紧,但同类木背板不得超过3块。

二、永久支护

1、巷道顶板布置5根Ф20×2000mm的螺纹钢锚杆,两帮各布置3根Φ18×1800mm的圆钢锚杆。

2、锚杆间排距:

顶板及帮部锚杆间排距均为800×800mm。

3、顶板及两帮均采用金属网。

从顶板中部向两边铺开,帮部网过肩窝,网与网之间使用12#钢丝搭接牢靠,特别是顶板网与帮部网之间需要搭接,搭接长度不小于200mm,接扣间距≤150mm。

4、锚杆树脂药卷:

顶板、帮部每根锚杆分别使用2节、1节ZK2360型中速树脂药卷。

5、锚杆托盘:

150×150×12mm鼓形托板,螺母与托盘之间需增加减摩垫圈和调心球垫。

6、钢带/钢筋梯:

顶板采用W型钢带进行连接,帮部采用14#钢筋加工的钢筋梯子梁进行连接,以提高锚杆的整体支护效果。

7、锚杆预紧力:

顶板锚杆预紧力不小于240N.m,帮部锚杆预紧力不小于160N.m,风动扳手二次紧固。

8、锚杆安装:

巷道锚杆支护紧跟迎头施工。

顶板两肩角处锚杆与竖直方向夹角为30°,两帮顶角锚杆与水平方向夹角为20°,且向上倾斜,底角锚杆均与水平方向为10°,向下倾斜。

三、锚索补强支护

1、锚索采用规格为Ф17.8×6000mm,1×7股高强度锚索。

2、锚索布置方式:

顶板锚索间排距为1200×1600mm,即每隔两排锚杆布置1排锚索,锚索每排2根。

3、锚索托盘:

单根锚索采用250×250×16mm的平钢板。

4、锚索树脂药卷:

每根锚索采用3节ZK2360中速树脂药卷。

5、锚索预紧力:

顶板锚索预紧力不小于100kN(10t)。

6、其他:

锚索钻孔采用1.0m、1.5m钻杆配合锚杆机打孔。

四、采用计算法校核支护参数

1、锚杆参数

顶板锚杆计算

=1.28+0.7=1.88m

其中

——锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和,一般取0.5~0.7m。

设顶板岩层的破坏深度为b,按照相对于层理的法线计,可根据下式求出:

b=

式中:

a——巷道宽度的一半,m;

C——煤帮的破坏深度0.9m;

——煤层倾角,°;

ky——待锚固岩层的稳定性系数;

fn——锚固岩层的硬度系数。

将a=1.7,C=0.9,

=10°,ky=0.8,fn=2.5代入上式,计算得到顶板岩层的破坏深度为1.28m。

将上述计算得到的数据代入上式可以求得顶板锚杆长度L=1.88m。

帮部锚杆计算

=0.9+0.7=1.6m

同理,其中

——锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和,一般取0.5~0.7m。

同理将上述数据代入上式可以求得帮部锚杆长度L’=1.6m。

考虑到一定的安全系数,最终确定顶板锚杆长度为2.0m,帮部锚杆长1.8m。

2、锚杆间排距

锚杆间排距ar按下式计算:

=3.14×0.4

=1.26m

式中:

Z——锚杆锚入自然平衡拱范围外的额定深度,取0.4m。

将上述求得数值代入上式,可求得锚杆的间排距为ar=1.26m。

结合巷道宽度3.4m,顶板布置5根锚杆,锚杆间距确定为0.8m。

即锚杆间排距为800mm×800mm。

3、锚杆直径

根据自然平衡拱理论,可推导锚杆的直径一般按下式计算:

顶锚杆直径

=

帮锚杆直径

=

式中:

P——锚杆的锚固力,80kN;

顶板锚杆直径

顶板锚杆锚固力取80kN,硬度系数取2.5,顶板螺纹钢锚杆的抗拉强度取490MPa,代入上式,计算可得顶板锚杆直径为19.3mm。

为了提高巷道维护的安全系数,结合经济性因素,确定顶板锚杆直径为20mm。

帮部锚杆直径

同理,帮部锚杆锚固力取60kN,硬度系数取2.0,帮部圆钢锚杆的抗拉强度取380MPa,代入上式,经计算可以求得锚杆的直径约为17.7mm。

综合考虑巷道稳定及经济性因素,确定帮部锚杆直径为18mm。

五、锚索参数设计如下:

锚索由于其锚固深度远大于锚杆,其主要作用是将下部不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层中,因而此处采用悬吊理论进行设计。

1、锚索长度

锚索应将锚杆支护形成的预应力承载结构与深部围岩相连,发挥深部围岩的承载能力,提高预应力承载结构的稳定性。

因此,锚索应锚固在围岩内部相对较稳定的岩层中。

锚索长度L可参考下式设计:

=0.3+3.4+1.8=5.5m

式中:

L1——锚索外露长度,0.3m;

Lb——潜在的不稳定岩层厚度,3.4m;

Lm——锚索的锚固长度,1.5~1.8m。

根据2#煤层顶板岩性,L1取0.3m,Lb取3.4m,Lm取1.8m,代入上式计算可得锚索的长度为5.5m,考虑一定的富余系数1.1,锚索长度取为6.0m。

(2)锚索直径

考虑到锚索索体直径与钻孔直径(一般为28mm)的差值控制在6~10mm之内有利于树脂药卷锚固效果的发挥,设计选用直径17.8mm锚索。

锚索间排距应结合锚杆的间排距以及锚索的预紧力选取,使之与锚杆形成骨架网状结构,结合锚杆排距考虑确定锚索的间距为1.2×1.6m。

(4)锚索安装角度

锚索应优先选择垂直于巷道表面方向布置,以有利于锚索预紧力与抗拉能力的充分发挥。

综合上述理论分析与计算结果,确定2101回风巷道锚杆支护技术参数为:

顶板锚杆为Ф20×2000mm的螺纹钢锚杆,帮部布置Φ18×1800mm的圆钢锚杆;锚杆间排距为800×800mm;锚索规格为Ф17.8×6000mm,锚索间排距为1200×1600mm,即每隔两排锚杆布置1排锚索,锚索每排2根。

综上所述,通过悬吊作用和悬吊理论采用计算法,对该巷道的支护设计进行了校核,证明该支护设计均能满足理论要求。

附图3:

巷道支护平面图、断面图特殊条件下支护断面图、平面图

附图4:

临时支护平面图、剖面图

第四节支护工艺

一、支护材料

顶螺纹钢锚杆Ø20mm×2000mm。

帮圆钢锚杆Ø18×1800mm。

锚杆托盘δ12×Ø150鼓形托板

圆钢梯子梁Ø14×2m。

锚索Ø17.8×6m钢绞线。

锚索托板采用厚δ16×250×250正方形钢板。

树脂锚固脐型号ZK2360型。

钢带采用3.2m5W220型钢带,眼距800mm。

网子采用12号铁丝编制的金属网规格网3.4×1.0m

二、锚杆安装工艺

(一)打锚杆眼

打锚杆眼使用MQT—120/2.7气运锚杆机,爆破完工后在永久支护下将前探梁伸到工作面。

保证前探梁至工作面为零,在永久支护下将活矸、伞檐等不安全隐患处理掉,确保安全无误,立即用木板和木楔子将前探梁刹紧打牢。

跟据W钢带眼距找好眼位开始打眼。

1、巷道锚杆支护施工方法及工序如下:

(1)进班前准备:

进行安全检查、设备检查与维护、物料准备等工作。

(2)采用控制爆破技术掘进巷道,掘进循环进尺1m。

(3)进行简单清底后,架设临时支护铺金属网、挂W钢带,打锚杆眼。

(4)安装巷道顶板锚杆。

(5)安装两帮锚杆。

(6)上紧螺母。

(7)安装完毕,进入下一循环。

三、施工工艺基本要求

1、采用控制爆破技术,人工找平。

严格控制巷道成形,杜绝超挖、欠挖。

2、巷道掘进循环进尺为1m;顶、帮锚杆同时安设,不得滞后。

3、铺网方式:

从顶板中部向两边铺,帮部网至底角。

4、扭矩要求:

除满足连续机械安装锚杆的基本要求外,在巷道整个断面的锚杆均安装完毕后,须采用气扳机进行二次加扭,最终巷道顶锚杆扭矩不得低于240N·m,帮锚杆扭矩不得低于160N·m,保证每根锚杆均具有30kN以上的预紧力,须有专人随时检查锚杆扭矩。

5、围绕钻孔成孔质量和锚杆安装质量来组织施工。

四、锚杆锚索安装要求

1、顶部锚杆安装要求

(1)安设临时支护:

铺设钢筋网。

(2)打顶部锚杆钻孔:

用单体锚杆钻机按设计孔位(按钢带的孔位)由巷道顶部中间向两帮打顶部锚杆钻孔。

(3)向锚杆钻孔装入2卷ZK2360的中速树脂药卷,用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。

(4)搅拌树脂药卷:

用搅拌接头将钻机与锚杆销钉(堵头)螺母连接起来,然后升起钻机推进锚杆,至岩面300~500mm时开始搅拌,缓慢升起钻机并保持搅拌30s后停机。

(5)紧固锚杆:

50s后再次启动钻机边旋转边推进,锚杆螺母在钻机的带动下推进,托盘快速压紧顶板岩面,使锚杆具有较大的预紧力,钻机输出扭矩≥150N·m。

(6)气扳机二次及时加扭,扭矩不小于240N·m。

2、巷帮锚杆安装要求

(1)按设计部位用米尺量好排间距,进行钻孔。

(2)送树脂药卷:

穿过钢筋梯向锚杆钻孔装入1卷ZK2360的中速树脂药卷,用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。

(3)搅拌树脂药卷:

用连接套将煤电钻或帮锚杆钻机与锚杆螺母连接起来,并用锚杆将树脂药卷推入孔底,然后开动钻机边搅拌边推进,保持30s并推入孔底后停止。

(4)安装锚杆:

50s后再次开动钻机,将螺母中的定位销剪断或推出堵片,托盘快速压紧岩面,安装完毕。

(5)气扳机二次及时加扭,扭矩不小于160N·m。

3、顶部锚索安装要求

在方便工序的前提下及时快速紧跟迎头施工安装中顶第一套锚索。

(1)打锚索钻孔:

采用直径为Φ27mm的钻头、接长钻杆(单根1m)打眼,按设计眼位和角度施工安装,锚索钻孔深6m。

(2)送树脂药卷:

向孔内装入3卷ZK2360的中速树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。

(3)搅拌树脂:

用搅拌接头将单体锚杆钻机与钢绞线连接起来,然后升起钻机推进钢绞线,边搅拌边推进,直到推入孔底,停止升钻机搅拌20~30s后停机。

(4)拉钢绞线:

半小时后用张拉千斤顶张拉钢绞线,预紧力100kN(10t)。

五、注意事项

1、成孔质量注意事项

(1)钻孔直度要高,即接换钻杆时,应确保钻机位置不动,保持一条中心线;

(2)孔深应准确,要求采用与锚杆等长的钻杆完成钻孔,误差不能大于20mm;

(3)孔壁要清洁,钻孔完成后,应反复冲刷直至孔内出清水,不留煤岩粉。

2、锚杆安装合格的标志

(1)丝扣外露≤50mm,确保锚杆上紧时,仍留有丝扣;

(2)网应封闭顶帮岩煤体,铺网搭接长度不低于200mm,接扣间距≤200mm,确保封闭连接和强度要求,以满足长期维护。

3、锚索安装注意事项

(1)锚索钻孔施工的过程中,必须保证三径(钻孔直径、锚索直径、药卷直径)合理匹配;

(2)孔深要适当,不得过深或过浅,保证钢绞线外露300mm;

(3)钻头直径为Ф27mm,钻孔要直,施工过程中尽量不要晃动钻机,防止将钻孔扩大。

(4)锚索钻孔施工完毕后,立即安装药卷,3节ZK2360药卷;

(5)树脂药卷安装后,推进钢绞线挤压树脂药卷入孔底,再搅拌20~30s,保证钢绞线深入孔底。

表4质量标准与检验表

项目

设计尺寸、数量

允许偏差

巷道净宽㎜

3200

±50

巷道净高㎜

2200

±50

锚杆扭力矩N.m

﹥240

符合设计

﹥160

符合设计

锚杆间排距误差mm

800×800

-50

800×800

-50

顶锚杆初锚力kN

﹥100kN

符合设计

帮锚杆初锚力kN

﹥80kN

符合设计

锚杆角度(°)

见附图

±5

顶锚杆外露长度㎜

≤50

优良≤50

锚索间排距㎜

1200×1600

±50

锚索初锚力/kN

120kN

符合设计

锚索外露长度㎜

≤300

允许偏差≤50

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道施工开口方法:

1、巷道施工方法采用炮掘一次成巷,掘进与支护顺序作业。

永久支护采用锚网支护,工作面临时支护采用前探梁支护紧跟工作面。

2、开口前,必须对开口左右10m范围内的支护进行加固,开口时应先打小炮作业,并将各种管线保护好。

3、巷道从开口处爬坡由4#煤层进入2#煤层,然后沿2#煤层底板破顶掘进,由于煤层倾角较大,(根据一采区三条大巷揭露煤层倾角在21°左右)沿底掘进不方便行人、运输,所以在掘进时在巷道上帮需揭底0.5m左右,保持巷道底板倾角在5°左右。

第二节掘进方式

1.本规程所施工巷道均采用爆破人工攉煤(矸)刮板运输的方法。

2.打炮眼使用气腿式凿岩机、手持式风钻。

风源来自地面空压机房通过管送到工作面。

第三节爆破作业

一、爆破工艺

1、掘进爆破采用先掏槽后刷帮、压顶的作业方式。

2、钻眼爆破作业中,原则上执行爆破图表中的炮眼位置、数量及其他参数,现场实际如有变化,可由班长、爆破工根据现场情况做适当调整,以保证较好的爆破效果。

二、爆破工艺流程

钻眼前准备→检查瓦斯→钻眼→装药联线→检查瓦斯→撤人设警戒→放炮检查瓦斯及爆破效果→洒水降尘、维护顶板→临时支护→出煤→打顶锚杆→打帮锚杆→打锚索。

三、爆破工序要求

1、钻眼前,必须检查是否有悬矸及片帮现象,如有必须清理后才能打眼。

2、必须依据爆破说明表及炮眼布置图在工作面布置炮眼。

(爆破说明表及炮眼布置图附后)

3、严禁钻眼与装药同时进行,严禁在残眼内钻眼。

4、爆破采用先掏槽后刷帮放顶的方法,正向装药,串联式联线方式,使用毫秒电雷管,不低于三级的煤矿乳化炸药,装药时,必须坚持使用水炮泥。

5、装配引药时,必须遵守下列规定:

(1)必须在顶板完好、支架完整、避开电器设备和导电体的工作地点进行。

严禁坐在火药箱上装配引药。

装配引药数量应以一次需要量为限;

(2)防止电雷管受震动或冲击,防止折断电雷管脚线和损坏脚线绝缘层;

(3)装配引药前,应提前准备好,一根长20cm,直径为1cm的竹签,并且将竹签头部削成箭头状和一根长2m,直径为3cm的炮棍,装配引药时,先用竹签在引药顶部扎一小孔、将电雷管从扎开的小孔插入引药中;

(4)电雷管许只从药卷顶部装入,不得用雷管代替竹、木棍扎眼。

电雷管必须全部插入药卷内。

严禁将雷管插在药卷中部或捆在药卷上;

(5)装药前,先将孔内的煤粉清理干净,然后用炮棍将药卷轻轻推入钻眼内,再将引药用同样的方法,一手拽住雷管脚线,另一手用炮棍将引药轻轻推入钻孔内,然后充填300mm的黄土并扎实,再装1~2袋水炮泥,用300mm粘土炮泥将炮眼按规程要求充填扎实,封口长度不得小于炮眼深度的1/2,最后将雷管脚线扭接盘曲在孔口;

(6)电雷管插入药卷后,用脚线将药卷缠住,还必须将电雷管脚线末端纽结;

(7)禁止雷管脚线、放炮母线与导体相接触。

(8)炮眼封泥应用不燃性的粘土炮泥。

严禁用煤粉、块状材料或其它可燃材料作封泥。

①炮眼深度为1.2m,封泥长度不得小于0.6m;

②无封泥或封泥不严的炮眼,禁止放炮。

严禁放明炮、糊炮。

不准利用残眼放炮;

6、井下放炮必须使用放炮器,不准明火、明电放炮。

7、严禁一次装药,分次放炮。

8、爆破前,带班长必须派专人在所有通往爆破地点设好警戒线,通知好后才可联线放炮,放炮后,警戒员只有在接到撤除警戒的通知后才能撤除警戒线。

四、装药操作时的方法和步骤:

1、在井下放炮地点放炮作业时,放炮员、班组长和瓦斯检查员必须对放炮地点的通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、爆破器材等全面检查,确认可以装药时,方可按下列程序进行装药。

(1)验孔:

在装药前

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