94103西规程.docx
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94103西规程
目录
第一章地质基本情况2
第二章巷道布置及技术特征2
第三章施工方法5
第四章掘进施工作业6
第五章钻眼爆破作业10
第六章永久支护施工方法15
第七章顶板支护质量监测21
第八章通风工作24
第九章瓦斯监测监控系统28
第十章供风、供水、排水、供液、供电、防尘系统29
第十一章五大系统31
第十二章施工组织管理32
第十三章主要技术经济指标35
第十四章主要安全技术措施及避灾路线35
第一章地质基本情况
1、顶板岩石性质:
老顶:
细砂岩,灰色,以石英为主,显波状层理;厚5.3m。
。
直接顶:
粉砂岩,黑灰色,致密,具水平层理及缓波状层理,局部相变石灰岩;厚3.93m。
2、底板岩石性质:
直接底:
石灰岩,灰黑色,块状;厚度0.37m。
老底:
细砂岩,黑灰色,显波状层理;厚3.54m。
3、涌水量:
本工作面掘进过程中主要的充水源为上覆岩层裂隙水,掘进过程中有少量渗水,预计最大涌水量:
5m³/h;正常涌水量:
1.5m³/h。
根据收集的奥灰水水位情况,该工作面奥灰水水位为506米,底板最低标高为540米,属不带压区。
4、瓦斯涌出量:
预计本工作面绝对瓦斯涌出量为:
1.2m³/min。
5、煤尘、煤层自燃情况:
煤尘无爆炸性,煤层不自燃。
6、巷道预计穿过煤、岩层的性质:
本工作面掘进时沿巷道煤层底板破顶掘进。
其煤层性质为:
煤层为9#煤,平均厚度为1.1米。
煤层结构简单,属薄煤层;煤的容重为1.51吨/立方米;煤层倾角为:
2—10°,平均倾角5°;其直接顶为粉砂岩,破顶厚度为1.1-1.5m。
7、其它地质情况:
地温:
10—14℃。
地压:
9.5—18.8MPa。
附图一:
煤层顶底板岩性综合柱状图。
附图二:
巷道预计穿过煤岩层地质剖面图。
第二章巷道布置及技术特征
1、巷道位置、用途、服务年限与四邻采掘情况的关系:
1.1位置:
地面位置:
寺河村西北900米。
井下位置及四邻采掘情况的关系:
上部3#煤为小煤窑破坏区,东为94303工作面(已回采);西为未采区;北为晋东南到荆门1000KV特高压线路保护煤柱。
1.2巷道用途:
担任94103(西)巷运输任务。
1.3服务年限:
该巷道为5年。
1.4施工长度:
94103(西)巷联络巷长30米,94103(西)巷延伸长919.6米。
1.5施工期限:
预计4个月。
2、施工条件:
2.1本工作面沿巷道底板破顶掘进。
2.2根据相邻工作面揭露的地质资料分析,本工作面有可能存在一些隐蔽地质构造,掘进过程中若遇到地质构造和煤层变薄的实际情况,应加强工作面顶板管理。
2.3在掘进过程中,必须遵循“有掘必探,先探后掘”的原则,做好排水工作。
巷道在掘进过程中可在巷低洼处安设水泵等排水系统,排水管路要及时跟进,保证排水系统正常及时排出巷道内的积水。
2.4掘进过程中,顶板有裂隙时,必须将其找掉并沿裂隙两侧方向打注锚索进行补强(不得在裂隙中打眼),同时安装顶板离层仪进行监测。
2.5施工中若遇到顶板破碎、裂隙发育、压力增大等情况正常支护难以维护下,减小循环进度(割一排支护一排)、加密锚索的方法进行支护。
相应锚索排距也由3m减为2m(在局部特别破碎的情况下,要求锚索改为三花布置),如减小循环进度仍无法控制时,立即停止施工,及时制定补充安全技术措施。
2.6在巷道开口和贯通、硐室开口位置,采用补打2根锚索进行锁口,锚索间距为2m,分别距开口位置和贯通位置200—500mm,加强顶板支护质量。
3、巷道技术特征、设计规格及支护形式:
3.1该巷道为半煤岩巷,沿煤层底板掘进。
3.2巷道设计规格:
矩形
3.394101(西)巷与94103巷交叉口往北35米处开口向东掘进30米到位后向南以90°拐弯掘进94103(西)巷与94103巷贯通,贯通后退出机组继续延伸94103(西)巷。
94103(西)巷延伸前35米刷大东帮施工皮带机头硐室。
3.4巷道技术特征表
94103(西)巷、94103(西)巷联络巷、皮带机头硐室技术特征表。
94103(西)巷道断面技术特征表
断面尺寸
支护方式
锚索
排距
(m)
顶锚杆间排距(m)
帮锚杆间排距(m)
宽度
(m)
高度
(m)
面积
(㎡)
间距
排距
间距
排距
掘进断面
4.4
2.4
10.56
锚、梁、网锚索联合支护
3.0
1.2
1
0.9
1.0
净断面
4.2
2.3
9.66
94103(西)巷皮带机头硐室断面技术特征表
断面尺寸
支护方式
锚索
排距
(m)
顶锚杆间排距(m)
帮锚杆间排距(m)
宽度
(m)
高度
(m)
面积
(㎡)
间距
排距
间距
排距
掘进断面
4.8
2.4
11.52
锚、梁、网
锚索联合支护
3.0
1
1
0.9
1.0
净断面
4.6
2.3
10.58
94103(西)巷联络巷断面技术特征表
断面尺寸
支护方式
锚索
排距
(m)
顶锚杆间排距(m)
帮锚杆间排距(m)
宽度
(m)
高度
(m)
面积
(㎡)
间距
排距
间距
排距
掘进断面
4.2
2.4
10.08
锚、网、梁、锚索联合支护
3.0
1.2
1.0
0.9
1.0
净断面
4.0
2.3
9.2
4、支护形式:
4.194103(西)巷支护形式:
顶部采用Ø20×2000(mm)MSGLW-400左旋无纵筋螺纹钢锚杆、锚索、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1000mm,间距1200mm,每排4根锚杆;锚索在巷道顶板中部打注1根,锚索排距为3000mm;帮部采用Ø20×2000(mm)MSGLW-400左旋无纵筋螺纹钢锚杆、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1000mm,间距900mm,起锚高度为300mm,每帮每排3根锚杆。
4.294103(西)巷皮带机头硐室支护形式:
顶部采用Ø20×2000(mm)MSGLW-400左旋无纵筋螺纹钢锚杆、锚索、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1000mm,间距1000mm,每排5根锚杆;锚索在巷道顶板距两边巷帮1400mm处分别打注1根,锚索排距为3000mm,间距2000mm;帮部采用Ø20×2000(mm)MSGLW-400左旋无纵筋螺纹钢锚杆、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1000mm,间距900mm,起锚高度为300mm,每帮每排3根锚杆。
4.394103(西)巷联络巷支护形式:
顶部采用Ø20×2000(mm)MSGLW-400左旋无纵筋螺纹钢锚杆、锚索、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1000mm,间距1200mm,每排4根锚杆;锚索在巷道顶板中部打注一根,锚索排距为3000mm;帮部采用Ø20×2000(mm)MSGLW-400左旋无纵筋螺纹钢锚杆、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1000mm,间距900mm,起锚高度为300mm,每帮每排3根锚杆。
4.4锚固方式:
顶锚杆采用树脂加长锚固,钻孔直径为28mm,采用两支锚固剂,一支规格为MSK2335,另一支规格为MSZ2360,锚固长度为1308mm;锚索采用树脂加长锚固,采用三支锚固剂,一支规格为MSK2335,两支规格为MSZ2360,钻孔直径为28mm,锚固长度为1486mm;帮锚杆采用树脂加长锚固,钻孔直径为28mm(29mm),采用一支锚固剂,规格为MSZ2360,锚固长度为867mm(719mm)。
4.5锚杆安装角度:
原则上顶锚杆都垂直顶板安设,帮锚杆都垂直巷帮安设,靠近巷帮的顶锚杆如安设不方便,最大允许与垂线夹角不得超过10°,靠近顶、底板的帮锚杆如安设不方便,最大允许与水平线夹角不得超过10°。
4.6钢筋托梁:
钢筋托梁采用12mm的钢筋焊接而成,顶钢带横向长筋间距为100mm,纵向短筋间距为1200mm、1000mm,长度3700mm、4100mm;帮钢带横向长筋间距为100mm,纵向短筋间距为900mm,长度1900mm。
4.7支护要求:
94103(西)巷、94103(西)巷皮带机头硐室、94103(西)巷联络巷全断面挂金属网;网与网之间搭接不小于200mm,联网间距不大于200mm,采用双股16#条丝联接牢固,网片铺设要求拉直拉紧。
附图三:
94103(西)巷施工断面支护示意图。
附图四:
94103(西)巷皮带机头硐室断面支护示意图。
附图五:
94103(西)巷联络巷断面支护示意图。
第三章施工方法
1、作业方式:
采用掘支单行,一次成巷的作业方式。
2、施工组织:
采用“四·六”制作业形式,每天15:
00至20:
00进行检修。
3、掘进方式:
采用掘进机全断面一次成巷,割够一个循环距离后,开始打注锚杆、锚索。
4、循环方式:
按照正规循环作业方式作业,每班2个循环。
5、循环进度:
5.194103(西)巷、94103(西)巷皮带机头硐室、94103(西)巷联络巷循环进度≯2.0米。
5.2如遇地质条件发生变化,顶板破碎应减小循环进度(割一排支护一排)进行支护。
6、先进施工技术:
施工本工作面掘进采用EBH—120型掘进机落、装煤矸,后配QZP—160型转载机,开口及前50米采用SGW-40T型刮板输送机配合装运煤矸组成综合机械化掘进,当掘进距离满足安装胶带输送机时,安装一部SJ-80型胶带输送机组成综合机械化掘进。
激光仪控制中线,MQT—85C2型气动锚杆(锚索)钻机打注、安装顶部锚杆、锚索;MQS—50/1.7型风动锚杆钻机打煤层锚杆钻孔,安装煤、岩层帮锚杆,7655风钻打岩层锚杆钻孔,BK30型锚杆风动扳手对顶帮锚杆施加预紧力。
7、施工前,由地测部门送施工中线,由我队在工作面施工断面图牌板上标注,严格按中线和施工断面图牌板上标注尺寸施工。
附图六:
94103(西)巷延伸巷道施工平面示意图。
第四章掘进施工作业
1、机械化施工工艺流程。
1.1机械化施工工艺流程:
进刀→截割→修帮→成形。
截割头由巷道底部吃刀,进刀深度200—300mm,然后在巷道内水平摆动截割,周边留下200—300mm厚的煤、矸,每水平摆动一次,提升400—600mm,按照截割曲线示意图将断面初步截割成形,割够一个循环进度后,再修成设计断面。
1.2截割方式:
横轴式连续摆动截割。
1.3截割质量标准:
顶、帮、底板截割平整,两帮不留伞檐,严格控制超高、超宽,高度、宽度符合设计要求,其误差符合质量标准。
1.4提高截割质量的措施:
1.4.1加强岗位练兵,提高司机的业务素质和操作技术水平。
1.4.2司机专心操作,严格按照截割方法和截割工艺要求进行操作。
1.4.3司机必须牢记巷道断面尺寸及误差标准,严格按断面尺寸割煤。
1.4.4加强通风防尘管理,提高工作面能见度。
1.4.5根据煤层起伏变化,随时调整截割高度,做到平缓过渡。
1.4.6保证激光仪指向准确,任何人不得随意碰动激光指向仪和中线,发现中线有问题及时汇报地测科,由测量人员进行处理。
无激光指向不准割煤。
附图七:
巷道断面截割曲线示意图。
2、设备配套:
掘进机一部:
EBH-120型
转载机一部:
QZP—160型
胶带输送机二部:
SJ—80型
可弯曲刮板输送机三部:
SGW-40T型
气动锚杆(锚索)钻机两台:
MQT—85C2型
风动锚杆钻机两台:
MQS—50/1.7型
锚杆风动扳手一台:
BK30型
3、掘支工艺:
交接班→延长皮带(溜子)→割、装、运煤(备料)→临时支护→永久支护→铲、清煤→验收。
安全检查(敲帮问顶)
4、临时支护方式
临时支护采用液压单体柱配合木板梁架棚临时支护或使用机载临时支架装置(另行制定安全技术措施)。
巷道拐弯开口及施工硐室无法使用以上支护方式时,采用超前锚杆打单体柱进行临时支护。
4.1临时支护工艺:
退机组安全检查→安装拖梁器→上板梁人员撤至机组后方→机组将板梁托起至指定位置→在板梁两侧打起液压柱→机组降下切割臂退至永久支护下方→补全液压柱→进行永久支护→拆临时支护
4.2架设:
4.2.1巷道在完成一个循环进度,截割成形后,将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂,切断电源。
4.2.2由经验丰富的老工人站在永久支护下进行敲帮问顶,用穿枪找掉顶帮的危岩、活块。
4.2.3安装托梁器,人工将梁放在机组托梁器上,人员撤至机组后方2米外安全地点,由机组将板梁托起至指定位置,机组闭锁。
4.2.4由两组工人分别在板梁两端支设单体柱,单体柱必须达到规定的初撑力(柱内压强不小于3.8Mpa),机组落下切割头。
4.2.4.1单体柱与梁垂直架设,柱距梁头100mm左右,柱支设在实底,并与底板法线保持一定的迎山角度,(一般迎山角等于倾角的1/6至1/8,考虑巷道坡度,按1至2°的迎山角支设)。
4.2.4.2单体柱与梁交界处梁必须与顶板接实(可垫背板、木楔)
4.2.4.3棚梁支设位置:
94103(西)巷、94103(西)巷皮带机头硐室、94103(西)巷联络巷第一架棚距离永久支护最后一排锚杆700mm(±100mm),第二架棚距永久支护最后一排锚杆1700mm(±100mm)。
4.2.4.4梁、柱间相互连锁。
为防止因液压柱漏液或其它因素造成棚梁翻倒伤人事故,棚梁临时支护架好后,由人工在架好的梁下方再打一根液压柱(后补液压柱尽量靠近梁端任一根液压柱),以达到一梁三柱的目的(柱内压强不小于3.8MPa)。
梁和柱头间用铁丝或钢丝绳进行连锁。
4.2.5梁达到一梁三柱后,由外向里逐排打注顶、帮锚杆。
4.2.6顶锚杆支护好后。
再由工人将梁两端液压柱卸载(两个人扶梁、两个人卸柱,先卸载中间的液压柱,再卸梁两端的液压柱),液压柱和梁拆除后,将梁、柱运至机组后方安全地点码放。
4.2.7在打注顶锚杆时可以和滞后一排帮锚平行作业。
4.2.8上顶网的临时支护工艺:
第一片顶网直接放在梁上由机组托起至指定位置,上第二、第三片及后续网片时,先在永久支护下方与上一片网用连网丝连好,再由机组托住棚梁从网下方托起。
附图八:
94103(西)巷、94103(西)巷联络巷单体柱配合木板梁架棚临时支护示意图
附图九:
94103(西)巷皮带机头硐室单体柱配合木板梁架棚临时支护示意图
4.3巷道拐弯开口、掘进硐室无法使用液压单体柱配合木板梁架棚临时支护或机载临时支架装置时,采用超前锚杆打单体柱临时支护。
4.3.1超前锚杆打单体柱支护工艺:
退机组安全检查→敲帮问顶→打超前锚杆→打液压柱→打注顶锚杆→拆临时支护→支护帮锚杆。
4.3.2超前锚杆打单体柱支护要求:
4.3.2.1在距离巷帮1.4米—1.6米处均匀布置两根超前锚杆,与巷道顶板垂直夹角60-70度,预紧力矩、锚固力与支护锚杆一致。
4.3.2.2在打、注临时支护时人员必须在永久支护下操作。
超前锚杆位置距离最后一排永久支护锚杆不大于0.3米。
施工时打注一排超前锚杆,支护一排永久锚杆。
4.3.2.3单体柱打在距帮0.75m(±100mm),距永久支护0.7m(±100mm)处;单体柱与超前锚杆或金属网连锁防倒(柱内压强不小于3.8Mpa,左右各一个液压柱)。
附图十:
94103(西)巷延伸掘进开口超前锚杆打单体柱临时支护示意图
4.4临时支护材料及规格:
板梁规格:
长3400mm、3800mm,Ø180-200mm的红松半圆木;
单体液压柱:
DW-2.5/3.15型
4.5验收制度:
4.5.1施工中,必须坚持使用临时支护,临时支护必须合格有效,严禁超空顶作业,禁止任何人在空顶下作业。
4.5.2临时支护要在班长负责统一指挥下进行,并由有经验的老工人负责观山望顶,发现问题及时处理。
4.5.3每次架好临时支护后,都必须经班长、安检工检查验收合格后,方准进行下一道工序。
4.5.4注意检查液压支柱的牢固、漏液等情况,发现液压支柱出现卸漏液等现象要及时进行补液或更换。
5、空顶距要求:
5.194103(西)巷、94103(西)巷皮带机头硐室、94103(西)巷联络巷最大空顶距≯2500mm,最小空顶距≯500mm。
5.2当顶板破碎时,割一排支护一排。
附图十一:
94103(西)巷、94103(西)巷皮带机头硐室、94103(西)巷联络巷最大和最小空顶距平剖面图。
6、运输作业:
6.1运料采用轨道运输至西四盘区车场人工装卸,再由人工扛、托运至工作面
6.1.1运料按以下运料路线进行运输:
运料路线:
地面→副立井→西轨道运输巷→94101(西)巷→工作面。
6.2运煤
6.2.1运煤设备:
装煤岩运输作业:
掘进机装载机构(铲板、耙爪、转载溜)转载皮带、胶带输送机、刮板输送机组成的运煤系统。
6.2.2运煤路线:
运煤路线:
工作面→94103(西)巷→94103巷→5#煤仓。
插表4-1:
主要设备配置表:
名称
型号
规格
功率
(KW)
能力
数量
备注
长(m)
宽(m)
高(m)
掘进机
EBH—120型
7.5
2.8
1.645
183
最大截割宽度:
4.8米
1台
适应坡度
±16.2°
最大截割高度:
4.0
米
转载机
QZP-160型
16
1.0
1.2
7.5
160t/h
1部
带速
1.6m/s
胶带输送机
SJ—80型
670
1.2
1.68
40
400t/h
2部
带速
2m/s
刮板运输机
SGW—40T型
120
0.6
0.18
40
150t/h
3部
链速
0.86m/s
附图十二:
94103(西)巷延伸掘进设备布置图
第五章钻眼爆破作业
1、适用于工作面顶、底、帮出现岩石较硬机组截割不动的情况下进行钻眼爆破作业。
2、打眼放炮作业:
2.1打眼机具、规格:
采用7655型风动钻机,长为2000mm、2500mm的六角中空钻杆,钻头为φ42mm的一字钻头。
2.2作业组织:
2.2.1由三人组成一个打眼小组,严格按照《风钻打眼工操作规程》操作。
2.2.2加强工序管理,打眼前必须严格执行“敲帮问顶”制度。
2.2.3严格按中线和设计断面规格画好轮廓,标定眼位,方可开钻打眼。
2.2.4打炮眼采用湿式打眼。
2.2.5炮眼距自由面必须有最小抵抗线,最小抵抗线岩层不得小于300mm,煤层不得小于500mm。
3、爆破:
3.1采用炸药、雷管种类:
爆破采用煤矿许用三级乳化炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管。
3.2放炮方式:
正向装药,串连方式联线,FD200D(B)多功能发爆器起爆。
3.3爆破必须执行如下措施:
3.3.1根据现场情况合理布置炮眼:
当岩层厚度大于0.6米时,布置两排炮眼;当岩层厚度在小于0.6米时,布置单排炮眼。
每排均匀布置四个炮眼,炮眼深度0.8-2.2米,每眼装药量控制在0.2—1.0Kg,封泥长度不小于0.5米,封泥必须使用水炮泥和炮泥,(炮眼数量和装药量可根据现场情况适当减少)。
附图十三:
94103(西)巷延伸掘进炮眼布置图
3.3.1.1在掘进过程中,如需爆破压顶,应先将炮眼打好,待机组掏完煤后,爆破压顶,最后由机组修割成型。
3.3.1.2在掘进过程中底板如出现台阶或矸包时应及时将其爆破处理,眼深及装药量严格执行第十四章第十五节。
3.3.2爆破工必须经过专门培训考试合格后,持证上岗,其它人员严禁爆破。
3.3.3爆破作业时,必须坚持“一炮三检”即装药前、爆破前、爆破后必须检查爆破地点附近20米范围内风流中的瓦斯浓度,若瓦斯浓度超过1.0%时,严禁装药爆破。
3.3.4打眼和装药不准平行作业。
装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉和岩粉,再用木质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。
炮眼内药卷必须彼此密接。
装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。
3.3.5炮眼内发现异状,有显著瓦斯涌出、煤岩松散、温度骤高骤低等情况不准装药爆破。
3.3.6装配起爆药卷必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。
严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。
装配起爆药卷数量,以当时当地需要的数量为限。
3.3.6.1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。
3.3.6.2电雷管必须由药卷的顶部装入,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。
3.3.6.3电雷管插入药卷后,雷管脚线必须缠在药卷上,并将脚线扭结成短路。
3.3.7炮眼装药时,在距装药点5米处设置警戒,警戒内除班长、炮工、安检工、瓦检工其它人员不得进入。
3.3.8爆破前,爆破母线必须扭结成短路。
爆破后必须立即将钥匙拔出,并且扭结短路。
3.3.9爆破母线、电雷管之间接头必须互相扭紧并悬挂,不得与导电体接触。
3.3.10每次爆破前必须加强对距爆破地点20米范围的所有工具、电缆、开关、瓦斯传感器等设备的保护,由当班班长亲自将工作面瓦斯探头撤至20米以外的支护完整的地点并进行安全保护,以防止爆破崩坏瓦斯探头,爆破后由当班班长将工作面瓦斯探头按照规定位置悬挂。
3.3.11每次爆破作业时,将工作面一切非本质安全型电气设备的开关手把打到零位。
3.3.12爆破时,机组后退5米,用废旧皮带将机组照明遮挡。
3.3.13爆破时必须执行“三人联锁爆破四牌制”。
“三人联锁爆破四牌制”爆破操作程序:
工作面装药完毕——脚线连接到位——爆破工将警戒牌交给班组长——班组长布置警戒、清点人数,确认无误后——班组长将放炮命令牌交给瓦检工——瓦检工检查爆破地点20m范围内瓦斯浓度不超过1.0%时——瓦检工将放炮牌交给爆破工——爆破工将脚线与母线连接到位——瓦检工、安检工、班组长、爆破工撤至警戒线外的地点(爆破工最后离开)——班组长把起爆牌交给爆破工——安检工把发爆器交给爆破工——爆破网路电阻检测完毕,爆破网路完好。
——爆破工发出放炮口哨,等待至少5秒钟——班组长按动A遥控器、瓦检工按动B遥控器,发爆器解锁,解锁后,将发爆器钥匙旋转于“放炮”位置,工作面爆破,爆破工作完毕。
——爆破后至少等15min炮烟吹散后,由班组长、瓦检工、安检工、爆破工巡视爆破地点检查现场,确认正常后四牌各归原主——班组长撤除警戒。
3.3.14严禁放裸露炮,无封泥、封泥不足的炮眼严禁爆破。
封泥应使用水炮泥,剩余部分应用粘土封实。
严禁采用煤粉块状及其它可燃性材料作封泥。
一次装的药必须一次爆破。
3.3.15爆破15min后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦检工和班长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况;无危险后,班长方可撤回警戒人员。
当出现通电以后装药炮眼拒爆时,爆破工必须先取下钥匙和母线,并将母线扭结成短路,再等一定时间(至少15min后),才可沿线路检查,找出拒爆的原因,由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆,如是因雷管问题造成的拒爆、残爆等情况,应在距拒爆炮眼0.3米以外另打一与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药爆破。
装药的炮眼应当班爆破完毕。
特殊情况,当班有尚未爆破的装药炮眼时,当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工
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