主平硐二段正掘掘进作业规程.docx
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主平硐二段正掘掘进作业规程.docx
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主平硐二段正掘掘进作业规程
目录
第一章概况1
第一节工程概况1
第二节地面位置及地质情况1
第二章巷道布置及支护说明4
第一节巷道布置4
第二节矿压观测4
第三节支护设计5
第四节支护工艺6
第三章施工工艺12
第一节施工方法12
第二节凿岩方式13
第三节施工准备13
第四节正常掘进施工方法14
第五节爆破工艺15
第六节放炮撤人18
第七节装载与运输20
第八节管线敷设21
第九节设备及工具配备22
第四章生产系统23
第一节通风23
第二节瓦斯抽放27
第三节安全监控及人员定位27
第四节综合防尘29
第五节防灭火31
第六节供水31
第七节排水31
第八节运输32
第九节压风32
第十节供电33
第十一节照明、通信34
第五章劳动组织及主要技术经济指标35
第一节施工组织35
第二节循环作业图表35
第三节劳动组织一览表36
第四节主要技术经济指标表37
第六章过断层、防片帮、冒顶措施38
第一节过断层安全技术措施38
第二节防止冒顶、片帮安全技术措施38
第七章安全技术措施39
第一节顶板及支护措施39
第二节局部通风管理措施39
第三节爆破措施41
第四节防灭火管理措施44
第五节支护安全技术措施46
第六节履带式挖掘装载机的操作与使用安全技术措施49
第七节防治水51
第八节机电设备管理及运输52
第九节防止误揭煤58
第十节石门揭煤59
第十一节隔离式自救器使用要求61
第十二节施工组织措施61
第十三节质量标准化63
第十四节其它64
第八章避灾路线65
第一节发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时,人员撤出路线65
第二节发生水灾时,人员撤出路线65
第三节一般安全自救常识65
第九章职业病防治67
编制依据
1、国家安全生产监督管理总局令 第19号《防治煤与瓦斯突出规定》;
2、国家安全生产监督管理总局令第87号《煤矿安全规程》(2016年版);
3、《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》(AQ1020—2006);
4、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029—2006);
5、《关于进一步加强煤矿瓦斯治理工作的意见》,黔府办发电[2013]4号;
6、煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法(试行)
7、《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)
8、《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511-2010)
9、文家坝二矿一期初步设计及安全专篇
10、主平硐二段(正掘)设计施工图。
11、主平硐二段(正掘)掘进地质说明书。
12、参照国家安全生产监督管理总局《煤矿防治水规定》、《煤矿安全技术操作规程》、《特殊工种操作规程》、《煤矿测量规程》、《煤矿地质规程》中相关规定。
第一章概况
第一节工程概况
一、概况
主平硐二段总设计长度3757m,分两头相向掘进。
主平硐二段(正掘)在主平硐二段开门点往西1844m处为巷道开门点正中,按237°25′方位,+7‰坡度穿层掘进,目前正掘施工了1846m,继续按原方位及坡度,预计施工720m后与主平硐二段(反掘)贯通。
现主平硐二段(正掘)巷道开门口坐标:
X=2950583.737Y=35569764.566,Z=1344.4m(底板)。
二、巷道用途
主平硐二段(正掘)主要担负人员、材料、设备的进出,同时担负部分进风、排水、管线(洒水灭尘管)铺设任务。
三、巷道工程量及断面参数
主平硐二段(正掘)采用钻眼爆破进行掘进,巷道掘进为马蹄形断面,其规格尺寸:
B掘=6.4m,H掘=4.3m,S掘=24.13㎡,S净=22.89㎡;巷道支护形式为锚网喷支护,锚索进行加强支护,预计巷道剩余工程量720m。
四、预计开、竣工时间
主平硐二段(正掘)预计开工时间:
2018年10月10日;
预计竣工时间:
2019年7月14日,施工工期:
277天。
(以上为正常掘进时间,揭煤时间除外)
第二节地面位置及地质情况
一、工作面位置及井上下对应关系
主平硐二段(正掘)工作面位于二矿主平硐西翼。
北面为已经施工的B1102瓦斯巷,南面为已经施工的B1104瓦斯巷,西面为正准备掘进的主平硐二段(反掘)工作面,东面为二矿主平硐一段及措施斜井。
后附《文家坝二矿一二期工程开拓方式及巷道布置平面图》。
地面相对位置及邻近采区开采情况表
井
上
下
对对应关系
工作面名称
主平硐二段(正掘)
水平名称
+1310m水平
地面标高
+1525m--1680m
采区名称
11采区
井下标高
+1344m
地面位置
对应地表大部分为旱地(季节性播种农作物),无大型建筑物、铁路及公路
井下位置
主平硐二段(正掘)工作面位于二矿主平硐西翼。
北面为已经施工的B1102瓦斯巷,南面为已经施工的B1104瓦斯巷,西面为正准备掘进的主平硐二段(反掘)工作面,东面为二矿主平硐一段及措施斜井
二、工作面地表情况及采动影响
对应地表大部分为旱地(季节性播种农作物),无大型建筑物、铁路及公路。
矿区目前为建设矿井,还未布置有采煤工作面进行回采作业,巷道掘进不受采动影响。
三、地质构造情况
该巷道布置在含煤地层中,巷道方向煤层倾角为0-8°左右,根据该区域内地质资料分析,巷道施工范围内无大的地质构造影响,但受小断层影响,煤层倾角及煤层厚度局部可能发生变化。
四、煤层赋存情况
巷道掘进过程中将会依次揭露25、23号煤层,其中23号煤层为可采煤层,该巷道将与2层煤层近水平斜交,依次从煤层底板揭露至顶板。
五、巷道顶、底板岩性特征
23号煤:
该煤层位于龙潭组下段上部,23号煤顶板为下标七石灰岩,一般有0.30米左右的泥岩伪顶。
当下标七石灰岩相变时,即以含钙质的砂岩类为顶板,厚12.00米左右。
底板:
煤层底板为0.70米左右的“根土岩”。
25号煤一般位于23号与27号煤之间,25号煤层为碎块状,为单一煤层,结构较为简单,底板见黄铁矿填充。
该巷道放炮后巷道成型较好,局部会出现大块矸石掉落,永久支护必须紧跟迎头。
六、瓦斯及煤层情况
根据巷道内的实际情况,主平硐二段(正掘)绝对瓦斯含量2m³/min,相对瓦斯涌出量为144m³/t。
省煤田地质局实验室对井田浅部小矿井的煤炭自燃倾向性进行了试验鉴定,还原样和氧化样着火点温度差(△T),最小值22°,最大值53°,平均值31~35°,所作的煤层样(16、23、27号等)自燃发火等级均为自燃(Ⅱ类)
根据地质报告,各可采及部分其它煤层的煤尘爆炸性试验结果,火焰长度及岩粉量均为零,无爆炸性。
七、水文地质情况
文家坝二矿地处分水岭地带,基岩裸露,山高谷深坡降大,大气降水是地下水主要补给来源,地下水排泄条件比补给条件好,煤层大部分赋存在当地侵蚀基准面以上。
飞仙关组2~4段地层和茅口组地层属中、强含水段,是未来矿井充水的间接含水段。
矿井充水直接含水段,是上二迭统碎屑岩夹碳酸岩地层,单位涌水量都小于0.1L/s·m,富水性弱。
断层带水文地质特征,在上二迭统地层中一般表现为含水性弱、导水性差。
因此,井田水文地质类型,是以裂隙、溶隙充水为主,水文地质条件为简单。
1、地表水
井田内雨量充沛,降水持续时间长而频繁,地形条件利于排泄。
根据水文地质分析,未来矿井充水来源,主要靠大气降水通过第四系崩积物、小窑塌陷带、人工塌陷带、直接充水含水段等通道流入矿井,地表水中龙潭组地层汇流地段要采取防治水措施。
2、工作面涌水情况
本工作面水源均来自顶板裂隙水、地表渗透水,工作面掘进期间排水沟必须跟紧巷道迎头。
在此工作面开工前,必须严格按主平硐二段(正掘)的地质探放水设计进行地质探放水工作,保证巷道前方不受水害影响。
八、存在问题及建议
1、主平硐二段(正掘)掘进期间必须严格执行探放水规定,做到“物探先行,钻探验证”,“有掘必探、先探后掘、先治后掘”的探放水原则,确保安全施工。
2、在施工过程中应注意对工作面的观察,发现有冒汗、淋水、掉块、片帮、底部变形等异常现象时应采取相应的安全措施。
3、巷道若出现淋滴水地段,巷道容易出现离层,应及时变更支护,加强顶板管理。
4、及时收集施工现场资料,发现问题及时分析并采取相应的技术措施。
5、若炮眼孔出水时,应加强观测,并做好记录,分析涌水量的变化情况,指导生产。
6、在巷道施工期间,严格进行长探与短探相结合的施钻工作。
7、随时监测地表山体滑坡现象,完善地质灾害影响台账。
第二章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
主平硐二段(正掘)多为粉砂岩,为中等稳定岩层,巷道断面设计为马蹄形,其规格尺寸:
B掘=6.4m,H掘=4.3m,S掘=24.13㎡,S净=22.89㎡;巷道支护形式为锚网喷支护,锚索进行加强支护,预计巷道剩余工程量720m。
第二节矿压观测
主要通过锚杆锚索锚固力抽检、巷道位移观测作为日常监测。
一、锚杆(索)锚固力抽检
1、必须按GB50213-2010标准进行(即每300根锚杆或300根以下,取样不得少于1组,每组不得少于3根:
顶部锚杆一根、两帮各一根)锚杆锚固力拉拔试验,帮锚杆抗拔力≮60KN(14MPa)、顶锚杆抗拔力≮100KN(20MPa),锚索抗拔力≮120KN(28MPa);如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大,必须对参数进行调整和修改;发现不合格的锚杆(索),应在其周围补打锚杆(索)。
二、数据处理
施工单位技术负责人对当天汇总的监测数据及时处理分析,发现异常时需将异常现象、原因、危害、对策建议向建设单位、监理单位及设计单位汇报,由矿方分管副总组织分析,根据分析结果提出措施和对策并组织落实。
三、巷道表面位移观测
施工过程中,要对巷道表面位移情况及时进行观测,工作面掘进出10m后设一组检测断面,两组检测断面之间的距离为20m,每组检测断面设4个检测点,即拱顶、底板和两帮腰线处各设1个,每24小时检测一次,并将检测结果记入专用记录本中备查,每个检测点自设立之日起,连续检测时间不少于60天。
第三节支护设计
1、支护工序
按先顶后帮、由外往里的顺序依次对巷道进行支护,在临时支护的掩护下进行永久支护。
二、临时支护
主平硐二段(正掘)工作面爆破出矸后采用木点柱作为临时支护。
每循环放完炮后,利用矸石高度现在顶板铺好第一排钢筋网,然后施工3棵锚杆。
锚杆间距为1600mm×1600mm,排距为800×800mm。
在锚杆和钢筋网掩护下,使用直径不小于160mm的木点柱作为临时支护,点柱间排距均为1000mm×1000mm。
木点柱必须为长短不一且无接子的干圆木。
点柱必须穿鞋带帽见实底。
木点柱施工在锚杆往开门方向相距400mm,在木点柱掩护下补打完第一排顶锚杆,然后按相同间距依次往前循环移动点柱。
(后附临时支护图)。
三、临时支护与永久支护关系
1、爆破后,施工人员进入到工作面必须先进行“敲帮问顶”,在顶板完好处进行临时支护,临时支护完毕并确保安全后,在临时支护的掩护下进行永久支护。
根据先顶后帮的原则,顶、帮均支护完成后方可进入下一个循环。
2、由于锚杆设计间排距为0.8m,钢筋网横向搭接宽为0.8m,巷道开门后循环进度为1.8m,锚杆支护后空顶0.2m,第四循环炮前空顶最大0.6m,进尺1.8m后,共空顶2.4m。
故最小控顶距为不大于0.8m;最大控顶距等于最小空顶距与每循环进尺(1.8)之和,即炮后最大控顶距不得大于2.4m(0.6+1.8)。
后附《控顶距平面示意图》
第四节支护工艺
一、支护布置
1、主平硐二段(正掘)顶板采用MSGLW33520/2500左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆,φ6.5mm,1400mm×900mm的钢筋锚网配合φ=21.6mm,L=6300mm的钢绞线对巷道顶部进行联合支护。
全部采用端头锚固支护。
顶板和帮锚杆间、排距800mm×800mm,每眼3支直径23mm、长350mm的Z2335树脂锚固剂;锚索间排距:
1600mm×1600mm,锚索和锚杆布置成一排,仅在半圆拱部分施工锚索,每排三根锚索,每眼4支直径23mm、长350mm的Z2335树脂锚固剂,巷道底板往上0.5m范围不需要支护。
(后附主平硐二段(正掘)断面支护图)
2、锚杆必须紧跟巷道迎头,必须横成排、纵成线,与巷道轮廓线或岩面的夹角不小于75°。
锚索必须及时张紧,锚索抗拉拔力不小于120KN,锚具外的外露长度不超过150mm;锚杆抗拉拔力不小于60KN,扭矩不小于200N·m,不大于350N·m,外露长度锚具外不超过50mm。
钢筋网压茬长度不得少于一个网格,钩连不得少于一圈半,半钢筋网一律横向铺设。
3、主平硐二段(正掘)围岩属中等稳定岩层,根据已施工段围岩情况,考虑选用“锚杆+钢筋网”联合支护,锚索为加强支护。
锚网和锚索支护必须紧跟巷道迎头,初喷滞后迎头不得超过10m,复喷滞后迎头不得超过30m。
二、支护材料选型
(1)锚杆:
顶板采用MSGLW33520/2500左旋无纵筋螺纹钢式树脂锚杆支护;
(2)锚索:
顶板采用直径21.6mm,长6300mm的钢绞线作为加强支护;
(3)锚固剂:
使用Z2335型树脂锚固剂;直径为23mm、长度为350mm;
(4)锚网:
采用直径6.5mm,长1400mm,宽900mm钢筋点焊网。
(5)喷射砼。
设计喷砼标号为C25,砼设计配比为水泥(Po.32.5)∶石子(粒径小于20mm)∶砂=(1:
2.622:
1.413),水灰比为0.47,速凝剂的掺量为水泥重量的5%,喷浆厚度为100mm。
三、支护参数验算
锚杆支护参数计算
锚杆长度L:
L≥L1+L2+L3
式中:
L—锚杆总长度,m;
L1—锚杆外露长度,50mm;
L2—锚杆有效长度,m;
L3—锚杆锚入稳定层内深度,1m;
其中L2=[B/2+Htan(45°-W/2)]/f
式中:
B—-巷道掘进宽度,m;
H——巷道掘进高度,m;
W——围岩摩擦角,71°34′;
f——岩石普氏系数,取4;
故L2=[B/2+Htan(45°-W/2)]/6
=[6.4/2+4.3tan(45°-71.34/2)]/4
=0.98m
故L=L1+L2+L3=0.05+0.98+1=2.03m
理论计算锚杆长度大于2.03m。
综合理论计算和支护材料供应情况,选用直径20mm,长度为2500mm的左旋无纵筋螺纹钢筋树脂锚杆。
②支护密度:
L=N(1.1+B/10)
锚杆间距D≤0.5L
式中:
N---围岩稳定系数取1
故D≤0.5×1(1.1+6.4/10)=0.87m
根据计算确定锚杆间排距为800mm。
锚索加强支护参数计算
锚索长度L:
L=La+Lb+Lc+Ld
式中:
L—锚索总长度,m;
La—锚索锚入稳定层锚固长度,2.0m(见后);
Lb—需要悬吊不稳定岩(煤)体厚度,取0.78m;
Lc—上托盘及锚具厚度,0.1m;
Ld—需要外露的张拉长度,0.15-0.2m;
其中La≥Kd1fa/4fc
式中:
K—安全系数,取=2;
d1——锚索钢绞线直径,Φ=21.6mm;
fa——锚索钢绞线抗拉强度,查得1860N/mm2;
fc——锚索与锚固剂粘合强度,查说明书10N/mm2;
故La≥2×21.6×1770/4×10=1911mm,取2000mm。
L:
L=La+Lb+Lc+Ld=2.0+0.78+0.1+0.2=3.08m
理论计算锚索长度为3.08m,但根据已施工的巷道围岩情况,巷道为穿层布置,施工探眼探明巷道顶板法向距离5-7m段岩层较为坚硬,故将锚索锚固段设计于5-7m段作为加强支护。
根据以上计算,故锚索长度不小于6m,为便于现场施工和节约支护成本,确定锚索长度为6.3m。
②间排距(按悬吊理论计算):
a=0.887d(p/krdlb)0.5
式中:
a—锚索间距,m;
d—锚索直径,mm;
k—安全系数,取3;
rd---顶板岩石容重,26000N/m3;
lb-----不稳定岩层厚度,0.78m。
P—支护材料抗拉强度,1770N/mm2;
故a=1.11m
因顶板的锚索为加强支护,锚索间排距设计为1600×1600mm。
③锚固剂数量计算
根据计算锚固长度为2000mm,故锚固剂使用数量为:
N=La/LD12/(D12-D22)=2000/D12/(D12-D22)
式中:
N---锚固剂节数,节;
La---设计锚固长度,2000mm;
L---锚固剂长度;350mm;
D---钻孔直径,28mm;
D1---锚固剂直径,23mm;
D2---锚索直径21.6mm;
则:
N=2000/350×23×23/(28×28-21.6×21.6)=3.44节,取4节。
计算表明,采用4节直径23mm,长度为350mm的锚固剂可满足要求,
四、锚杆、锚索安装工艺
(1)锚杆施工工艺
1、锚杆施工时由外往里,先上后下,先在巷道中线位置顶板处施工一棵锚杆,然后按设计间距依次往肩窝处施工锚杆。
帮锚最下面一根锚杆距巷道底板不超过500mm。
锚杆眼位要准确,误差不得超过100mm,眼向误差不得大于5°。
2、锚杆设计长2500mm,孔深不得低于2350mm,钻眼后用压风将眼内的岩粉、残渣、积水等吹净,吹扫时操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,而且必须把脸扭转背对眼孔,扫好后把将Z2335树脂锚固剂送入眼底(安装锚固剂时应检查其质量是否合格,以手感柔软为合格,不合格严禁使用)。
两人配合用锚杆顶住锚固剂缓缓送入眼孔,确保锚固剂全部送入孔底,不要用力过猛也不能反复抽拉,以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
锚杆下端装上专用搅拌驱动器,再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上,一人扶住机头一人操作锚杆机,边推进边搅拌,前半程慢速搅拌,后半程用快速搅拌,搅拌时间20~40秒,确保搅拌均匀。
停止搅拌后必须保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚杆机,卸下专用搅拌器,装上托盘、锚杆螺帽,15分钟后用力矩扳手紧螺帽,扭矩不小于200N·m,不大于350N·m。
(2)锚索施工工艺
1、施工锚索时由外往里,于锚杆成排布置,必须保证孔深准确,6.3m锚索孔深不小于6050mm,钻眼后用压风将眼内的岩粉、残渣、积水等吹净,吹扫时操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,而且必须把脸扭转背对眼孔,扫好后把将Z2335树脂锚固剂送入眼底(安装锚固剂时应检查其质量是否合格,以手感柔软为合格,不合格严禁使用)。
2、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入眼孔,确保锚固剂全部送入孔底,不要用力过猛也不能反复抽拉,以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
锚索下端装上专用搅拌驱动器,再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上,一人扶住机头一人操作锚杆机,边推进边搅拌,前半程慢速搅拌,后半程用快速搅拌,搅拌时间20~40秒,确保搅拌均匀。
3、停止搅拌后必须保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚杆机,卸下专用搅拌器,装上托盘、锚具,并将其托到紧贴顶板的位置。
10-15min后2人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手拖住,然后1人开泵进行张拉,并注意观察压力表读数,达到设计预紧力(锚索29MPa)时停止预紧,迅速换向回程,卸下千斤顶,至此完成锚索安装。
(3)锚索、锚杆施工要求及注意事项
1、严格按照设计间排距进行施工。
2、施工锚索孔前,必须按设计将布孔形式、孔眼位置、钻孔角度确定好,成孔后检查孔距、孔深和角度是否符合作业规程要求,不符合要求的必须重新补打。
3、装锚固剂前必须将孔内的岩粉清扫干净(来回抽动钻杆利用高压水或压风清孔),确保锚固剂与孔壁充分接触,保证锚索与锚固剂的粘结力。
4、装锚固剂时必须确保将锚固剂推至眼底(提前测量并算出所装锚固剂的长度之和,再与剩余孔深相加,最后与施工孔深相比较,以此判定锚固剂是否推至眼底)。
5、安装锚杆、锚索时严禁带托盘安装。
6、由于井下地质条件复杂、围岩状况随时发生变化,现场施工人员在安装期间若发现异常情况(卡钎、塌孔等),必须及时汇报矿调度室,矿调度室及时向总工办汇报,地测部门现场跟踪后向分管领导汇报并制定专项措施进行处理。
7、张拉锚索时用8号铁丝将千斤顶固定在锚网上,以防意外伤人。
8、购进的锚索严禁出现锈蚀,不合格锚索严禁使用。
9、安装锚索期间,严禁将锚索剪短施工,锚固剂数量必须达到设计要求。
五、支护质量要求
1、巷道净宽、净高允许误差为0~100mm;巷道坡度不得超过设计的1‰。
2、锚杆间、排距800mm×800mm,锚索间、排距1600mm×1600mm,锚杆(索)间、排距允许误差为±100mm;
3、锚杆(索)方向垂直于巷道轮廓线,最小夹角不小于75°;
4、钢筋网紧贴岩壁、托板紧贴钢筋网、禁止松动;
5、锚杆露出螺母长度10~40mm;锚索露出锚具长度100~150mm;
6、锚杆抗拔力不得少于设计值(60KN)的90%;锚索抗拔力不得少于设计值(120KN)的90%;
7、水沟应符合中线至内沿距离-50~50mm,腰线至上沿距离-20~20mm深度、宽度-30~30mm;
8、巷道表面基本平整。
六、支护材料每米用量
主平硐二段(正掘)每米工程量及支护材料表
围岩类别
断面(㎡)
设计掘进尺寸(mm)
锚杆(mm)
净
毛
宽
高
型式
外露长度mm
排列方式
间排距mm
锚杆长mm
直径mm
Ⅱ
22.89
24.13
6400
4300
树脂
50
矩形
800×
800
2500
20
围岩类别
断面(㎡)
设计掘进尺寸(mm)
锚索(mm)
净
毛
宽
高
型式
外露长度mm
排列方式
间排距mm
锚索长mm
直径mm
Ⅱ
22.89
24.13
6400
4300
树脂
150
矩形
1600×
1600
6300
21.6
净周长(m)
围岩
类别
计算掘进工程量(m3/m)
材料消耗/米
喷射材料(m3)
锚杆、锚索
钢筋网(张)
6.3m锚索(套)
2.5m锚杆(套)
12.36
Ⅱ
17374/720
1071
11.89
1.87
18.75
第三章施工工艺
第一节施工方法
一、开口点的施工方法
1、由矿方给定开口点的中、腰线,严格按矿方给定开口点的中腰、线施工。
2、开口施工时,必须对开口点加强支护,在主平硐二段(正掘)里程1843m-1846m段巷道顶板施工三排锚索,锚索间排距为1600mm×800mm。
3、开口前,在开口点采用φ=21.6mm,L=6300mm的锚索进行锁口,按大样图中设计按间距1.6m进行布置,锚索紧固后预紧力不得小于29MPa,紧固后其外露长度不得大于300mm,剪断后外露长度不得超过150mm。
4、开口采用多打眼、少装药、放小炮施工,确保巷道成形。
5、开口后,把开口点支护好,确保退路畅通后,方可进行下一循环的作业。
6、开口前,将响炮点前后10米范围内的管线、风筒及瓦斯管采用半圆木、废旧皮带覆盖保护好后,方可进行爆破作业,以防放炮崩坏安全设施,该项工作由当班班长负责。
第二节凿岩方式
1、采用全断面一次爆破掘进。
2、采用YT-28型风钻打爆破眼,
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- 主平硐 二段 掘进 作业 规程