2205运输顺槽工作面作业规程.docx
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2205运输顺槽工作面作业规程
第一章概况
第一节工程概述
一、2-205运输顺槽掘进工作面位于矿井南区运输巷右侧，工作面设计长370m。
巷道
名称
工程量
（米）
毛断面
（米2）
净断面
（米）
用途
施工
时间
层位
2-205
运输顺槽
370
3.8×2.4
（宽×高）
3.6×2.3
（宽×高）
进料、回
风敷设管线行人
2011.7.1-
2011.8.19
沿2#煤层顶板施工，巷道坡度6-8°
二、2-205运输顺槽水平标高：
+690-+770水平，煤层倾角平均70左右。
预计2011年_____月_____日开工，2011年_____月完工，服务年限为_____个月。
三、2-205运输顺槽自开口处以12°的上山掘进，见2#煤后沿煤层顶板施工。
附：
巷道布置平面图
第二节编写依据
一、本规程是以[二采区工作面布置图]和[水文地质说明书]，以及《煤矿安全规程》、煤矿工人技术《操作规程》、《顶板管理实施细则》编制，并严格遵守《煤矿工人操作规程》和山西煤销集团有关文件精神和质量标准化要求。
巷道开口、过空巷及透空巷改变支护及地质条件发生变化时，及时补充措施，巷道掘进中应严格按照本规程及安全技术措施施工。
二、矿压资料：
该面2#煤层属于二叠系山西组，根据同煤层相邻近工作面的矿压观测数据，直接顶属于2类中等稳定顶板，基本顶属于Ⅱ级来压明显顶板。
因此在掘进过程中加强顶板支护的管理。
三、本掘进工作面于2011年7月初设计，本规程于2011年9月初编制，于2011年9月中旬审批。
第三节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、2-205运输顺槽掘进工作面地面位置及井下标高：
X=_____,Y=_____Z=_____
X=_____，Y=_____Z=_____
盖山厚度80-200米左右，该区域汛期山谷内有水流，雨停沟干，对工程影响轻微。
二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系：
北部为二采区皮带运输大巷，南部为未开采井田范围,西部为边界，东部为南区运输巷。
附表：
地面相对位置及邻近采区开采情况
水平、采区
南区
工程名称
2-205运输顺槽掘进工作面
地面标高
921-979
井下标高
720-760
地面的相对位置建筑物、小井及其他
无
井下相对位置对掘进巷道的影响
北部为二采区皮带运输大巷，南部为未开采井田范围,西部为边界，东部为南区运输巷。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
2-205运输顺槽掘进工作面施工中可能会受小煤窑空巷影响，支护采用锚网、锚索联合支护。
三、根据2010年瓦斯鉴定报告，该区该工作面瓦斯相对涌出量1.02m3/t,二氧化碳相对涌出量1.72m3/t；瓦斯绝对涌出量0.58m3/min,二氧化碳绝对涌出量0.98m3/min。
根据临汾市煤炭工业局（2010）79号文件，认定该工作面瓦斯、二氧化碳等级为低等级。
属低瓦斯矿井。
煤层属于二级自燃的煤层，煤层自燃发火期为12个月，煤层具有爆炸性、危险性。
采空区无积水,煤层无自燃发火，但该区煤尘有爆炸危险性，施工中要加强“一通三防”管理。
第四节煤岩层赋存特征
2＃煤（岩）层走向E45°S；倾向N46°E；倾角6～8°,平均为7°。
厚度1.3～1.85m；平均1.57m；煤层结构：
赋存稳定，煤岩类型为半光亮型，呈油脂光泽，层状结构节理发育，煤呈黑褐色，含植物化石、局部有伪顶，较稳定。
2#煤硬度2.0-2.5，真密度1.35-1.6t/m3。
煤质为：
水分0.54%、灰分7.74%、挥发分40.48%，含硫1.1%，为低灰中硫三分之一焦煤。
2#煤层为黑色，呈暗淡的油脂光泽，线粒状结果，主要由暗煤组成，其中稀疏而不均匀的分布着少量镜煤和丝炭的线理及透镜体，端口平坦或微粒状，内生裂隙发育中等。
煤层赋存特征表
指标
参数
备注
煤层厚度（最小～最大/平均）/m
4.0～6.15
煤层倾角（最小～最大/平均）/（°）
2°～11°
煤层硬度f
1
煤层层理（发育程度）
较发育
煤层节理（发育程度）
较发育
绝对瓦斯涌出量/（m3·min-1）
0.86
煤尘爆炸指数/%
38
地温℃
9.6～13.2
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
直接顶
泥岩
2
0.5～2.0
深灰黑色泥岩较破碎不稳定
老顶
底板
直接底
泥岩
2
1.0～6.0
灰黑色致密、平坦状断口
第五节地质构造
一、该区域地质条件简单，在2-205运输顺槽开口100米范围内，可能遇到老空巷，会对工作面掘进造成一定的影响。
第六节水文地质
本工作面在掘进过程中水文地质条件简单，雨季时地表渗水会通过断层裂隙渗入，但总体涌水量不大，最大涌水量预计5m³/h,一般涌水量2m³/h。
第二章巷道布置及支护形式
第一节巷道布置
一、巷道开口施工：
1、2-205运输顺槽开口位置在南区运输巷240米处，以真方位角225°开口施工。
2、所有巷道开口施工，必须下达开口通知单。
开口支护设计，必须由生产技术科另行规定；通风科、机电科、地测科必须制定专项设计。
巷道开口必须制定专项措施，并严格落实。
第二节支护设计
煤层顶板由伪顶、直接顶和老顶组成，其伪顶为黑色泥岩，约0-0.7米，厚薄不一，硬度较低，性脆易冒落；直接顶为粉砂岩及灰色细粒砂岩组成，厚度在2.4米左右，层煤稳定致密，性脆，层理发育，属三类顶板，老顶为粉砂岩和泥岩互层，灰黑色，厚度在8-9米以上，不易跨落；煤层底板为10米左右的粉砂岩组成。
一、支护形式：
根据我矿2#煤层顶板情况，结合同类围岩条件下支护方式选择，本工作面巷道支护采用锚网梁、锚索联合支护。
顶板破碎时，缩小循环进尺，缩小锚杆排距铺双网加强支护。
二、锚杆支护有关要求和说明：
1、顶板锚杆支护
间排距：
800mm×800mm
锚杆材质：
φ20×2200mm左旋螺纹钢
菱形金属网：
900mm×3600mm（顶板破碎时，采用双层支护）
树脂锚固剂：
超快ck2360和中速z2360（每眼各一支）
钢筋托梁:
φ12×80mm×3400mm
初始扭矩：
180N·m
垫片：
φ130×8×24.5mm冲击碟形垫片
锚杆试验抗拔力：
≥80KN
锚杆长度的确定：
根据加固拱原理L=N（1.1+
）
式中：
L——锚杆长度
N——围岩影响系数取1.0
B——巷道跨度取最大值3.6
则：
L=1.0×（1.1+
）=1.46m
顶锚杆长度选择2.2m，帮锚杆长度选择2m，满足要求。
2、帮锚杆支护
间排距：
800mm×800mm
锚杆材质：
φ18×2000mm左旋螺纹钢
菱形金属网：
900mm×2100mm（顶板破碎时，采用双层支护）
树脂锚固剂：
超快ck2360（每眼一支）
钢筋托梁:
φ12×80mm×2000mm
垫片：
φ130×8×24.5mm冲击碟形垫片
初始扭矩：
80N·m
锚杆试验抗拔力：
≥50KN
3、锚索支护
2400mm布置一根
锚索材质：
φ17.8×6000mm
树脂锚固剂：
超快ck2360（两支）和中速z2360（两支）
钢板:
16×300mm×300mm
初始预紧应力≥30Mpa
三、锚杆支护说明
1、锚杆施工操作工艺：
（1）、准备打锚杆机具、材料。
（施工中使用的材料必须与规程相符）
（2）、依据中线布置锚杆眼位置，实施锚杆定位。
（3）、采用风动打眼机按照设计孔位及角度打眼，顶锚杆眼深比锚杆长度小15cm。
（4）、打完眼后，冲洗孔眼中岩尘，以备安装。
（5）、首先在锚杆尾端套上连接器，然后用锚杆将树脂锚固剂按顺序顶入眼孔内（快速在上，中速在下），套上机具用锚杆将锚固剂顶到眼底，同时启动机具刺穿锚固剂，并搅拌30秒，搅拌过程中持续向上推力，确保锚固剂在搅拌中不脱离眼底。
（6）、树脂锚固剂搅拌后待2-3分钟后，再上托板铁垫片，紧螺母，并达到初始扭矩。
2、锚杆支护说明
（1）、巷道顶部中间锚杆垂直顶板；靠近两帮顶锚杆与顶板成750夹角。
两帮锚杆上部锚杆与岩面成850夹角向上打，下部锚杆与岩面垂直，锚杆角度误差±50。
（2）、顶锚杆布置及安装：
铺网时，用钢筋托梁将顶网压紧铺平,顶部金属菱形网使用时，长边搭茬100mm，并每隔200mm用16#双股联网丝扭结，联网丝必须双股，扭结后的丝头朝上。
（3）、安装锚杆前必须，冲洗孔眼岩尘。
锚杆施工，一般情况锚一根，紧固一根。
禁止全部锚固。
（4）、帮顶锚杆、锚梁、铁托盘材质均为碳素钢。
锚杆质量依据有关规定进行拉力试验，以确保巷道支护质量。
锚固剂的使用必须严格按包装附带“使用说明书”要求执行。
（5）、循环进尺1.5m。
当顶板破碎时，循环进尺改为1m，临时控顶距不大于1.6m。
（6）、锚杆间、排距误差不超过±50mm；锚杆孔深度误差0～50mm；锚杆角度误差不超过设计值±5°；锚杆外端丝扣露出螺母要控制在10～40mm之间。
（7）、施工过程中，当顶板左右倾角增大,上、下帮锚杆间距、数量可适当相应增加和减少。
（8）、每次放炮前，必须对迎头10米范围内的锚杆进行紧固。
（9）、顶板发生变化时，必须有加强顶板支护的措施。
（10）、加强顶板监测。
顶板破碎或出现分层时，施工现场必须及时处理活矸危岩，方可施工。
四、巷道支护：
巷道采用锚网梁、锚索联合支护，锚杆“五五”排布置，间排距分别为800mm×800mm。
质量标准与检验
项目
设计值
允许偏差（mm）
备注
毛宽/m
3.8
中线至任一帮
距离0～+100
毛高/mm
2.4
腰线至顶或底
0～+100
毛断面积/m2
9.12
净宽/mm
3.6
中线至任一帮
距离0～+100
净高/mm
2.3
腰线至顶或底
0～+100
净断面积/m2
8.28
锚杆外露/mm
20～50
锚索外露/mm
200～300
锚索初始预紧应力
≥30Mpa
锚索张拉力力t/N
≥15
锚杆
初锚力N·M
顶锚杆：
≥180
帮锚杆:
≥120
锚杆
锚固力/KN
顶锚杆≥80
帮锚杆:
≥30
锚杆间距
排距/mm
800mm×800mm
±100
±100
锚索间排距/mm
间距2400mm
第三节临时支护及要求
一、临时支护方式及要求
1、临时支护材料规格及数量
①、采用3寸钢管为前探梁，L=5m2根
②、前探梁吊环4个
③、前探梁专用板梁（1/2φ180×2000mm）4根
④、构木、木楔若干
临时支护采用吊挂式前探梁，为2根3寸钢管，特制专业吊环4个，前探梁长度5m。
使用时在迎头处固定4个专用前探梁吊环（吊环通过拧在锚杆下端的螺母固定），间、排距1.6米，2根3寸钢管分别穿过2组吊环，顶至迎头煤帮。
3寸钢管与吊环间采用构木或木楔打紧，固定牢靠；迎头前探梁上方用构木接实顶板，并用木楔打紧。
构木为规格3000mm×200mm×50mm的新木料，方木距顶板暴露面积不得大于0.4m×0.4m。
2、交班时，当班支护的最后一排锚杆距迎头达不到支护标准时，必须采用临时支护控顶，下一班掘进达到标准，再进行永久支设。
3、临时支护操作要求
1）、临时支护操作前必须检查支护材料的完好情况，确保支护材料合格，符合标准要求，数量齐全，备用数量到位。
2）、支护前必须先进行敲帮问顶，处理活矸，快速进行支护操作，明确当班付队长是第一责任人，现场必须有专人监看顶板变化情况，严禁人员空顶下作业。
4、锚杆作业时工作面循环进度为1.5m，确定临时支护控制工作面最大、最小控顶距分别为2.2m、0.4m。
二、支护操作及标准要求
一）、锚杆支护：
1、锚杆支护操作工艺
1）、首先由当班副队长按照锚杆间排距画定眼位，由两人操作进行打眼，其中一人掌钻，一人扶钻，直至施工完毕。
撤钻时，由掌钻人稳住钻机，扶钻工逐一撤掉组合钻杆。
2）、上连接器
一手持锚杆尾部，一手将连接器端头螺母对准锚杆尾部，并按顺时针方向拧紧。
3）、送填锚固剂
一手将锚固剂塞入钻好的孔内，一手用金属锚杆端头顶住锚固剂，将其缓缓送入锚杆孔内。
4）、安钻
将钻机套在联接器上。
5）、搅拌锚固剂
开启钻机，并将锚杆均匀推入眼底。
6）、放钻
顶锚撤钻时，扶钻工用钻机托住锚杆1分钟后打眼工方可将钻机撤开。
7）、卸连接器、上托板、垫片、螺母
撤钻后将眼孔周围刨平整，待锚固剂凝固6分钟，拔出小木楔，上木托板、垫片、螺母。
8）、拧紧螺母
用扳手将螺母拧紧，配锚杆预应力扭矩板手。
2、锚杆支护标准要求
1）、上锚杆垫片时，垫片、锚网梁必须紧贴顶板或巷帮。
2）、锚杆的间排距必须按设计要求布置，锚杆的锚固力、初锚力都必须达到设计要求。
3）、紧贴顶板铺设一层菱形网，网必须铺平、拉展，长边搭接，短边对接，网与网之间用联网丝（16#铅丝制作）联接，用专用联网钩至少拧三圈，每隔200mm联一道，搭接不超过100mm。
4）、巷道超挖超过300mm，必须在其旁边补打锚杆。
5）、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。
6）、锚杆外露长度20～50mm，如因漏顶、片帮等原因外露超长时，必须重新补打锚杆，锚杆搅拌时间为20～30s。
3、锚索支护工艺及要求
锚索支护时要先打好锚索孔（5.7～5.8m），然后充填ck2340三支、z2388两支树脂锚固剂，插入锚索钢绞线（φ17.8×6000mm），再上锚索托板采用钢板（φ18×400mm×400mm×10mm）、锚具,用锚索张拉仪将锚索锁紧，预应张拉力不小于15T，锚固力不小于260KN，初始预紧应力≥30Mpa。
锚索外露200-300mm。
所有巷道交岔点至少必须布置一对锚索。
附：
巷道断面图
第四节矿压观测
一、矿压监测内容
根据工作面煤层揭露情况，对已揭露的顶底板岩性、层位变化情况、顶板压力情况进行日常监测，收集资料，合理确定支护方式，为顶板支护提供设计依据。
二、矿压监测方法
顶板离层仪、液压枕的数量、位置、间距：
二采区集中运输巷掘进工作面基本支护采用锚网、锚索联合支护，因此加强顶板矿压观测是一项重要工作。
矿压观测技术手段液压枕和顶板离层仪。
矿压观测范围：
巷道交叉或开口处、煤巷每隔100米布置一个、半煤岩巷每50米布置观测一个，岩巷每30米布置观测一个。
由队组验收员对该巷道每300根锚杆进行一次锚杆拉力试验，每次至少监测3根锚杆，试验完毕，填报锚固力试验报表，报生产科长和总工。
对失效锚杆生产科及时下达隐患通知单，立即补打。
试验锚杆必须重新补打。
不准随意减少顶板离层监测点数，在特殊点、巷道交岔点及顶板破碎区段应适当增加监测点密度,监测点要有牌板显示，严禁随意损坏。
第三章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
1、巷道开口前，必须先在原巷道内开口附近10米范围，采区加强支护措施后，再开口。
2、开口施工时，由于巷道交叉、断面大，受力条件差。
开口的前后10米巷，需补打一对锚索加强支护措施。
二、过断层支护施工方法
过断层期间，采用锚索、锚杆、铺金属网联合支护。
在断层上下盘分别布置两根锚索，确保断层支护强度。
顶板支护加打锚杆，锚杆间排距适当减小，钢筋锚梁呈纵横交错布置。
帮支护增大支护密度，锚梁在原横向布置的同时，加补纵向布置锚梁，同时加打帮锚杆。
间排距700*700mm；帮锚梁必须与顶板锚梁联结，锚杆长度适当加长，必要时（巷道高度超过5m），缩小巷帮锚杆间距。
锚杆间距缩为500～600mm，帮网必须与顶网连成整体，保证支护的整体性，保证巷道的稳定性。
（1）、掘进头冒顶事故的防治
①坚持敲帮问顶。
上班进入掘进工作面后，在打眼放炮前后均应敲帮问顶。
②检查工作地点支柱质量。
发现不合格支柱，必须先处理后施工。
③严格控制巷道掘进迎头的空顶面积。
当迎头掘进中空顶面积超出规定的要求，或顶帮比较破碎时应及时设打支柱支护裸露的顶板。
背顶封帮要严实，切忌虚设。
④加强对巷道迎头附近围岩稳定状况的观察。
如果顶板松软，或巷道接近断层时，应采用前探梁支护顶板，并缩间排距。
⑤厚煤层中下分层顺槽掘进时，事先要探明顶板冒落矸石的压实情况，掘进中要及时对前方老巷、构造等情况及时观察，并及时制定有效控制措施。
⑥在大倾角煤层中掘进顺槽时，如果是破顶掘进，则要随时随刻注意支柱封顶情况，出现空顶要及时打木垛封顶。
（2）掘进巷道冒顶事故防治
①可能的情况下巷道应布置在稳定的岩体中，并尽量避免采动的影响。
②巷道支柱应有足够的支护强度以抗衡围岩的压力。
③巷道支柱所能承受的变形量，应与巷道使用期间围岩可能的变形量相适应。
④尽可能做到支柱与围岩共同承载。
支柱选型时，尽可能采用有初撑力的支柱；特别注意顶与帮的背严背实问题，杜绝支柱与围岩间的空顶与空帮现象。
⑤凡因支护失效而空顶的地点，重新支护时应先护顶，再施工。
⑥巷道替换支柱时，必须先支新支柱，再拆老支柱。
⑦在易发生推垮型冒顶的巷道中要提高巷道支柱的稳定性，可以在巷道的支柱之间用拉撑件连接固定，增加支柱的稳定性，以防推倒。
倾斜巷道中支柱被推倒的可能性更大，其支柱间拉撑件的强度、密度要适当加大。
（3）掘进巷道交叉点处冒顶事故防治
①开岔口应避开原来巷道冒顶的范围：
②必须在开口支柱支设稳定后再拆除原巷道支护，不得过早拆除。
③注意选用支柱材料的质量与规格，保证支柱有足够的强度。
④当开口处围岩尖角被压坏时，就及时采取加强支护的措施。
（4）掘进巷道过断层等构造变化带时
①加强巷道掘进地段的地质调查工作，特殊地段，应当有相应的针对性措施，否则不能开工。
②巷道在破碎带中掘进，应做到一次成巷，尽可能缩短围岩暴露时间。
③施工中严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。
④掘进工作面临近断层或穿断层带时，巷道支护应尽量采用砌璇或U型钢可缩性支架支护，棚距要缩小。
⑤减少放炮装药量，除低因放炮对断层附近破碎顶板的震动。
⑥减少空顶距离，及时支设临时支护，永久支护要跟上，滞后距离不得大于2-4m。
⑦巷道支柱背板要严实，一方面提高支架对围岩的支护能力，另一方面要防止掘进中漏顶或漏帮。
⑧当断层带处顶板特别松软、破碎时，要采用超前探梁支护的办法管理端面不稳定顶板，即用长5m左右的钎杆沿支架顶梁的周边把断层破碎带处顶板裂隙圈起来。
⑨在顶板岩性突变地段，要及时打点柱支护突变带顶板。
对伞檐状危害岩要及明敲掉，敲不下时，要在伞檐下打上撑柱。
巷道临近断层等构造带时，放炮前还必须检查掘进头瓦斯等有害气体的积存情况，工作面附近20m内瓦斯等有害气体浓度不得超过1%。
如果断层与某含水层有水力联系，事先还必须做好断层水的疏排工作。
（5）掘进巷道在开帮或贯通时
①选好开帮和贯通的地点，要选在顶板和地质条件比较好、远离交岔点与停采线、煤柱等各种受集中承力影响的地方。
②要在贯通前进行超前探测，在两巷贯通前15m打好超前钻，探钻眼深不得小于3m，并保持1.5m以上的超前探眼，以观察异常。
贯通掘进时放小炮，贯通后再刷大，防止冒顶。
③开帮贯通与被开帮贯通的巷道之间要保持一定的夹角。
夹角在45°-90°之间为好。
④开帮贯通点附近的支护要加固好，其方法有打点柱、设木垛等。
⑤开帮贯通巷道的交接处要及时支护。
⑥要处理好被透点的积水及瓦斯等有害气体。
第二节凿岩方式
一、设备及工具配备
（一）、掘进作业机具：
1、选用ZQS-50风动钻机，麻花钢钎长1.5米～2.0米，直径28mm；钻头采用双翼对称式直径32mm。
工作面2台，其中一台使用，一台备用。
2、气动锚杆机选用MQT-120/2.8型，工作面2台，其中一台使用，一台备用。
配直径B19六棱钻杆（1.0m*6根）打眼，顶板锚杆钻头选用直径28mm钻头。
（二）、钻眼操作：
1、打眼工应熟悉、掌握钻眼机具的结构、性能、操作方法及注意事项。
2、钻眼前,要先检查，后工作，严格执行敲帮问顶制度，并用长把（L≮2m）工具找净帮顶浮矸危岩，加固好帮顶支护，严禁在无支护的顶板下打眼或从事其它工作。
3、打眼前，打眼工要严格检查工作面迎头或顶板情况。
打眼工要在打眼机具的一侧，认眼后及时后退至打眼机具后方，不得骑跨钎子和对钎杆横向加压，严禁两台机具交叉打眼和人员在钎下站立、通过，以防掉矸或断钎伤人。
4、使用煤电钻打眼时，施工人员要将工作服袖口扎紧，防止绞衣袖拧手；使用风锤打眼时，要先检查风、水管路情况，各联接部位要上紧、拧实，严禁骑在锤腿上打眼。
5、坚持湿式打眼或干打外喷，严禁干打眼。
6、采用树脂锚固剂锚固的帮锚杆眼的施工，在能够确保外喷除尘效果的前提下，可以采用干打外喷法施工。
7、加强对钻眼机具的维修保养，机具在工作中出现故障时，应及时检修或更换，不得“带病”工作。
8、工作面临时控顶距离必须符合作业规程的规定，超过规定必须立即支护，否则不得钻眼。
9、打眼时若遇眼孔突然出水、出气等异常现象，应立即停止钻眼，不要拔钎子，并及时向调度室和工区汇报，同时撤人。
待查明原因，采取措施后再恢复工作。
10、打眼工严格按打眼工《岗位作业标准》操作，掌握平、直、齐的打眼要领，使打出的眼准确地打在标定的眼位上，误差不大于50mm。
11、周边眼施工应符合下列要求：
A、眼距误差不大于50mm；
B、炮眼外偏率不大于50mm/m；
C、眼深误差不大于50mm，保证眼底尽量落在同一平面上。
12、爆破
①、严格执行爆破说明书，并根据现场煤岩特性及地质条件及时调整爆破参数及帮眼距轮廓线距离和帮眼装药量。
②、装药前必须将炮眼中煤（岩）粉处理干净。
③、装配引药、联线必须由放炮员亲自操作。
二、施工工序流程
检查工作面安全质量---炮眼打钻---检查瓦斯、装药、防尘、爆破---检查爆破情况、防尘、临时支护、出碴---正规支护
三、装煤（岩）方式
巷道在掘进过程中采用人工装碴。
四、运输方式
轨道巷：
刮板输送机—皮带输送机—主运输巷皮带
附：
炮眼布置图
第三节爆破作业
一、爆破器材：
炸药选用膨化硝铵炸药,雷管选用毫秒延期电雷管（1-3段）,发爆器选用MFB—100型电容式发爆器,水炮泥、黄泥封孔，封孔长度按《煤矿安全规程》第328条、329条执行，装药用直径38—40mm的木竹炮棍，长度1.6m,放炮母线选用铜芯分相绝缘橡胶电线，长度100m。
二、炮眼布置：
1、巷道采用正向爆破，直眼菱形掏槽爆破法。
炮眼布置原则：
多打眼、少装药。
炮眼分三圈布置，由里向外依次是：
掏操眼、辅助眼、周边眼。
工作面根据中线打眼、放炮，掏槽眼深度比其它炮眼深200mm。
1）、爆破方式
①、工作面爆破采用直眼掏槽预留爆破。
②、工作面采用1～5段毫秒延期电雷管（最后一段的延期时间不得超过130毫秒）、二级煤矿许用乳化炸药（φ35×200mm，每卷重200g），MFB—100型防爆发爆器爆破。
2）、爆破参数的选择
①、根据国家平巷炸药消耗定额，结合工作面实际情况，单位炸药消耗量定为q＝0.52kg/m3。
②、炮眼数目：
N＝qsmη/ap
式中：
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