主斜井作业规程完结稿.docx
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主斜井作业规程完结稿
目录
第一章 编制概况1
第一节工程概况1
第二节编制依据1
第二章巷道工程相对位置及地质情况2
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2
第二节煤层赋存特征及地质构造﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍2
第三节水文、地质2
第四节瓦斯煤尘﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍﹍4
第三章巷道设计布置与支护说明5
第一节巷道布置、掘进5
第二节巷道规格5
第三节支护设计5
第四章巷道施工工艺9
第一节施工方法9
第二节凿岩爆破作业10
第三节装、运岩方式13
第四节管线及轨道敷设15
第五节设备及工具配备15
第五章生产系统16
第一节通风系统16
第二节瓦斯防治18
第三节防灭火19
第四节安全监控20
第五节压风20
第六节综合防尘20
第七节供电20
第八节供水、排水21
第九节运输21
第十节照明、通讯和信号21
第十一节定向22
第六章劳动组织与主要技术经济指标22
第一节劳动组织22
第二节循环作业22
第三节主要技术经济指标23
第七章安全技术措施23
第一节一通三防防治技术措施23
第二节顶板管理防治技术措施26
第三节爆破安全措施防治技术措施27
第四节防治水防治技术措施29
第五节机电安全措施防治技术措施29
第六节运输安全措施防治技术措施32
第七节巷道日常维护安全技术措施36
第八节其它37
第八章灾害应急措施及避灾路线38
第九章工程质量目标及质量保证措施………………………………………40
第一章 编制概况
第一节工程概况
山西煤炭运销集团水磨湾煤业有限责任公司以山西煤炭运销集团为主体企业,由原大同市左云县马道头乡水磨湾煤业有限公司和原大同市左云县马道头乡龙湾煤业有限责任公司进行重组整合而成,批准开采石炭系批准开采18、19、22、25号煤层,井田面积5.968km2,矿井核定能力90万t/a。
1、巷道名称:
主斜井掘进延伸工程。
2、用途:
担负矿井煤炭提升任务,井筒内铺设B=1000㎜的胶带输送机,兼进风井及安全出口。
3、设计长度:
原斜长390.0m,延深段长度114.711m。
4、工程量、坡度及断面:
主斜井井口坐标X=4410028.386,Y=19657526.382,Z=1325.400.
α(倾角)=30°,β(方位角)=125°20′00″。
巷道净宽4.2米,净高2.8米,掘进断面14.02㎡,净断面10.54㎡,三心拱断面。
总工程量504.711米。
锚网喷支护,锚喷混凝土厚度120mm,锚杆采用Ф22mm、L=2200mm金属锚杆,金属网为φ4㎜的钢筋网,网孔规格为100×100㎜。
5、服务年限及开竣工时间:
同矿井服务年限。
预计开工时间2011年10月1日,竣工时间2012年3月31日。
第二节编制依据
1、本工程依据《山西煤炭运销集团水磨湾煤业有限公司主斜井井筒平、剖、断面图及材料消耗表》,图号为S1265—111—01。
《山西煤炭运销集团水磨湾煤业有限公司主斜井井筒台阶、水沟、扶手、材料消耗表》,图号为S1265—111.1—02。
2、地质部门提供的地质说明书
3、有关矿压观测资料
4、煤矿井巷工程施工规范、煤矿井巷工程验收规范
第二章井巷工程相对位置及水文、地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地面位置:
主斜井设计由原水磨湾煤矿主斜井延伸而成,井口坐标(80系)X=4410028.386、Y=19657526.382、Z=+1325.400、α(倾)=30°、β(方)=125°20′00″(实际延伸施工时以原水磨湾煤矿主斜井井口实测坐标为准)。
井筒对应地面为山地,无建筑物。
2、相邻巷道位置:
主斜井西部相距约700m为原水磨湾煤业副斜井,主斜井在18-19#层通过甩车场与18-19#层运输大巷、原水磨湾副斜井及原水磨湾矿井主煤仓上口沟通,井底连接矿井主煤仓下口。
第二节煤层赋存特征及地质构造
1、煤层赋存特征
煤层
名称
煤层厚度
最小-最大
平均
层间距
最小-最大
平均
岩性
含矸层数
煤层结构
可采
性
稳定性
顶板
底板
18-19
9.80-16.44
12.58
23.83-38.16
29.09
炭质泥岩中砂岩
高岭质泥岩砂质泥岩
4-14层
极复杂
全井田
稳定
22-1
3.79-6.78
4.76
中砂岩
粗砂岩
铝土质泥岩
粉砂岩
3-9层
极复杂
井田局部
稳定
0.00-4.70
2.19
22
3.45-7.90
4.06
粉砂岩
粉砂岩
0-5层
复杂
全井田
稳定
17.55-24.55
21.39
25
3.55-7.07
5.70
铝土质泥岩
粉砂岩
0-4层
复杂
全井田
稳定
2、地质构造
(1)本井田位于大同石炭二叠系煤田中部,大同向斜的东南翼,本井田构造形态基本为一单斜,走向略有变化,总体为北-西,倾向主要为北东-北,倾向1°-4°。
(2)井田内断裂构造为南部和北部的F1和F2正断层,断距分别为10m和5-15m,井田内西南部的F3断层和中部的F4、F5断层,断距分别为5m和6m、8m,全部为中型正断层,而且每条断层都是在井下开拓和采煤过程中发现确定的(详见断层特征表)。
断层特征一览表
断层
编号
断层产状
落差
(m)
性质
位置
延深长度(m)
备注
走向
倾向
倾角
F1
N85°W
N
80°
10
正断层
井田南部
2760
F2
N56°W
N
75°
5-15
正断层
井田北部
2670
F3
N14°W
SW
80°
5
正断层
井田西南部
690
F4
N5°W
E
80°
6
正断层
井田中部
560
F5
N5°W
W
80°
8
正断层
井田中部
400
(3)岩浆岩
区域内岩浆活动可见两期,一是燕山期辉绿岩呈岩墙侵入,对煤层无大的影响,另一是印支期煌斑岩呈岩床侵入,对煤层破坏较严重。
目前,井田内没有发现有陷落柱、岩浆岩等其它的地质现象。
综上所述,本井田地质构造属简单类型。
第三节水文、地质
一、水文地质情况
根据钻孔揭露,奥陶系灰岩含水层为本区主要含水层,奥灰水位标高在1187.50-1195.00之间,高于所有煤层底板标高。
主斜井井口设计标高1325.400米,落底标高1073.004m,在延伸中需加强探放水工作,做好井筒防水工程。
二、涌水量预计
根据调查原本矿范围以往未做过专门水文地质工作,根据原矿井地质报告水磨湾煤矿一般含水系数0.09m3/t,最大含水系数为0.28m3/t,原龙湾煤业公司一般含水系数0.18m3/t,最大含水系数为0.42m3/t,两矿井平均一般含水系数0.135m3/t,最大含水系数为0.35m3/t,经预算目前该矿井正常涌水量是368m3/d,最大涌水量是954m3/d。
由于上部18-19号煤层的采空区内有不同程度的采空区积水,在开采下部22-1号煤层时产生的裂隙带会使上部18-19号煤层采空区的水向下渗透直接影响下部煤层的开采。
因此在开采22-1号煤层前必须对18-19号煤层积水提前排放,以免造成水害的发生。
第四节瓦斯煤尘
1、瓦斯
根据大同市煤炭工业局文件晋煤安发[2008]1116号《关于大同市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》。
原水磨湾煤矿瓦斯鉴定,其结果如下:
瓦斯绝对涌出量为0.61m3/min,相对涌出量是1.03m3/t,二氧化碳绝对涌出量为0.39m3/min,相对涌出量是0.66m3/t,鉴定等级经省、市安全监督部门审批均为低瓦斯矿井。
2、煤尘
(1)本矿井的煤尘
据山西省煤炭工业局综合测试中心2008年8月12日检验报告,原水磨湾煤矿和龙湾煤业有限公司,18-19号煤层有煤尘爆炸性,具体指标为:
煤层火焰长度380mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉量70%。
(2)相邻矿井的煤尘
由于本煤矿只开拓18-19号煤层,下部煤层没有鉴定报告,本次收集了西部相邻怀仁县峙峰山煤矿,2007年11月8日由山西省煤炭工业局综合测试中心对22号煤层(原怀仁县峙峰山煤矿5号煤层)、25号煤层(原怀仁县峙峰山煤矿8号煤层)的检验报告,鉴定22号煤层煤尘有爆炸性,具体指标为:
煤层火焰长度180mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉量55%。
25号煤层煤尘有爆炸性,具体指标为:
煤层火焰长度150mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉量55%。
煤尘爆炸性定性分析表
煤层号
火焰长度(m)
抑制煤尘爆炸最低岩粉用量(%)
鉴定结论
资料来源及鉴定时间
18-19
380
70
有爆炸性
原水磨湾煤矿2008.8.12
22
180
55
有爆炸性
怀仁峙峰山煤矿2007.11.8
25
150
55
有爆炸性
怀仁峙峰山煤矿2007.11.8
3、煤的自燃倾向性
据山西省煤炭工业局综合测试中心2008年8月12日,对原水磨湾煤矿18-19号煤层测试结果,吸氧量0.52cm3/g,自燃等级Ⅱ级,为自燃煤层。
由于本煤矿只开拓18-19号煤层,下部煤层没有鉴定报告,本次收集了西部相邻怀仁县峙峰山煤矿,2007年11月8日由山西省煤炭工业局综合测试中心对22号煤层(原怀仁县峙峰山煤矿5号煤层)、25号煤层(原怀仁县峙峰山煤矿8号煤层)的检验报告,鉴定22号煤层吸氧量0.5648cm3/g,自燃倾向性等级Ⅱ级,为自燃煤层;25号煤层吸氧量0.5952cm3/g,自燃倾向性等级Ⅱ级,为自燃煤层。
2010年3月5日峙峰山煤矿又对22号煤层进行了测试,煤层吸氧量0.69cm3/g,自燃倾向性等级Ⅱ级,为自燃煤层;发火期一般为4-6个月。
第三章巷道设计布置与支护说明
第一节巷道布置情况
水磨湾煤业主斜井由原水磨湾煤矿主斜井延伸而成,在18-19#煤层通过甩车场与原水磨湾煤矿18-19#煤层巷道连接起来,主斜井延深至25号煤层+1085.544m标高处,设置一个垂高为27.80m井底煤仓,继续延深25.00m至主斜井落底点+1073.044m标高处,设置清理撒没斜巷。
井底煤仓上口与22号煤层南、北胶带大巷贯通。
设计斜长504.711米。
第二节巷道支护设计形式
主斜井设计为三心拱断面,净宽4.2m,墙高1.4m,净断面积10.54㎡,沿井筒掘进方向右边铺设1000mm皮带、左侧铺设22kg/m检修轨道,中间砌筑500×260×150(mm)砼台阶,左帮砌筑200×250(mm)水沟。
井筒延伸基岩段114.711m,锚网喷联合支护,支护厚度120mm,底板铺设一层100mm厚普通混凝土,掘进断面积14.34㎡。
巷道规格及断面图见附图。
第三节支护设计
一、临时支护
装在拱顶三排锚杆上;
前探支护使用金属前探梁进行临时支护,前探梁使用¢2.5寸钢管,加工长度4.5m,使用数量3根。
前端焊长度500mm,¢32mm的六角形钢筋穿进掘进迎头孔内深度不小于400mm,隔800mm在前探梁上打一个¢20mm的孔用于防滑固定前探梁。
每根前探梁使用吊环3个,吊环用¢30mm的圆钢焊接制成圆形,内径90mm,吊环上部焊螺母,螺母拧在锚杆外端固定前探梁,前探梁从吊环穿过,前探梁平行巷邦。
二、永久支护
延伸基岩段采用锚网喷全断面支护。
1、锚杆:
锚杆为Ф22×2200mm金属锚杆,间排距为800×800mm。
11根/排,16.25根/米,采用钢板托板,规格为180×180×10mm。
锚固剂采用MSZ3535树脂锚固剂。
2、在掘进过程中如围岩情况不好,采用锚索补强支护,锚索采用6.0---8.0米的低松弛钢绞线,间排距视围岩情况而定,托板和锚固剂根据情况而定。
3、金属网:
采用Ф4钢丝网,网孔规格100×100mm。
网间搭接长度不小于100mm,用双股16#铅丝按不大于200mm的间隔连接牢固。
4、喷射砼:
强度为C20,喷射厚120mm。
锚杆支护技术措施:
锚杆间排距为:
800×800mm,每排顶部7根、两帮各2根,共计11根。
锚杆安装方向与岩面呈75°以上角度,锚杆间、排距误差不超过±100mm,锚杆锚固力顶板不小于80KN,巷帮不小于60KN。
锚杆预紧力不小于150N·m。
锚杆外露托板长度10--30mm,螺帽必须用力矩扳手拧紧,松动时二次复紧,二次复紧锚杆预紧力不小于150N·m。
严禁空顶作业,打锚杆孔时必须按设计标定眼位,打眼前要在钎杆上做好标记,使眼深符合要求。
锚杆安装:
打锚杆时蹬矸作业,使用MLQ-130∕3.2型风动凿岩机打锚杆眼,打锚杆眼时使用Φ32mm一字合金钢钻头及六棱中空钢钻杆,眼深1930mm。
安装锚杆采用MLQ-130∕3.2型气动钻机,力矩扳手紧固锚杆,
准备好联接头,将联接头接在锚杆上,将树脂药包送到眼底,开钻搅拌15秒后,取下钻机用木楔子挤住杆体,防止下滑,等3-5分钟后,取下联接头,安装托板、螺帽,并用力矩扳手紧固。
以上工序必须在前探梁掩护下工作。
1、锚杆支护质量要求:
(1)、锚杆及锚固剂的材料、质量、规格、强度符合有关设计规定。
(2)、锚杆孔深误差为0~+50mm。
(3)、锚杆间、排距误差不得超过±100mm。
(4)、锚杆与顶板轮廊线夹角不小于750。
(5)、锚杆螺帽以下外露10~30mm,锚杆螺帽齐全且螺母拧紧。
(6)、质检员做好锚杆的检查验收记录,掘进工作面应配备力矩扳手,以便加强对锚杆施工质量的监督检查。
(7)、每班必须有支护质量验收记录和顶板离层监测记录。
(8)、巷道施工过程中应对锚杆锚固力和预紧力距进行检测,检测时只做非破坏性拉拔,达到设计锚固力即为合格;发现不合格锚杆,应在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。
用力矩扳手对锚杆螺母预紧力距进行抽测,达到设计预紧力距即为合格;如发现不合格锚杆,应当班重新拧紧至合格。
(9)、锚杆支护顶部锚杆的最大空顶距2.7m,最小空顶距为0.7m。
(10)、由于采用耙岩机装矸,为避免耙斗破坏锚杆,帮部护帮锚杆支护在耙岩机移机后进行。
(11)、每隔20m做一组锚杆拉力试验,每组3根,并做好试验记录。
(12)、每隔100m在巷道顶部安装一个ZDBY—Ⅱ型顶板离层检测器,从安设第一天起,每班观测一次,第二、三周每天观测一次,从第四周期每旬观测一次,如实填报离层观测记录表,并绘制顶板离层反馈表,离层量超过30mm应采取措施,调整支护方案。
2、锚杆支护工艺:
(1)、打锚杆必须在有效的临时支护下进行。
(2)、每次打锚杆前,要严格执行“敲帮问顶”,发现有零皮、片帮、马棚等要及时处理,并将这一工作贯穿到整个作业过程中。
(3)、锚杆支护要由外向里依次进行,为保证锚杆角度,采用长短仟杆套打,打一根安装好一根。
(4)、打锚杆时,要按照设计要求画好眼位,锚杆做到横竖成行。
(5)、锚杆托板要紧贴岩面,压实钢筋网,螺帽拧紧,预应力符合设计要求。
3、凿岩机操作方法及维护
(1)、打眼前,首先要详细检查凿岩机是否完好,风水管是否连接牢固、通畅,气腿是否能自由升降。
(2)、打眼时,要做到钻杆平直,先慢速推进,然后再正常打眼,不可快速推进,更不可横向用力,以防仟杆断裂伤人。
(3)、钻杆要中空通畅,禁止使用弯曲的、磨损严重的钻杆。
(4)、钻眼及撑仟工不得带手套作业,以防仟杆转动伤人。
(5)、打眼后,要将凿岩机移到耙岩机后干净的位置,及时进行擦洗、注油,更换损坏的零部件。
(三)、锚索支护
如果围岩情况不好,采用锚索支护时,锚索钻孔方向大于88°,排间距误差为±150mm,孔深误差为0-200mm,预紧力矩不小于150N·m,锚索锚固力不低于150KN。
逐根实验,逐根记录。
打锚索眼时,一人操作钻具,两人接换杆,用1m杆钻够深度后,再加1m杆,如此循环,当眼深打够后逐节退杆。
然后用钢绞线将树脂药缓慢推入眼底,上钎尾,用锚杆机带动钢绞线搅拌30s,凝固40min后,方可上钢带及锁具,给锚索打压,当张拉力达到要求后,回油退下千斤顶,扶千斤顶人员与操作人员必须配合好,以防止千斤顶在松开时坠落伤人。
(四)、喷浆支护
初喷紧跟工作面,复喷到耙岩机距离小于5m。
1、初喷:
初喷属于永久支护,也用于临时支护,初喷砼前,锚杆支护必须符合要求,并处理活矸,清洗岩帮,初喷厚度为30-50mm。
2、复喷:
在耙岩机后进行复喷,达到设计厚度,对喷砼的技术要求:
回弹率:
拱部不超过15%,墙部不超过10%;
设计喷厚120mm。
3、混凝土喷射机选型:
选用PC(51)B型喷射机满足施工要求。
4、喷射比选择:
水泥选用42.5矿渣水泥,砂子选用中砂,石子选5-10mm碎石,含土率不超过3%,设计强度为C20,砼配合比为:
水泥:
砂子:
石子=1:
1.87:
2.93(重量比,经验数据),水灰比为:
N/C=0.47,速凝剂选用782型,掺量为水泥量的6%。
施工中必须按实验室提供的配比通知单拌合混凝土料。
5、喷射时,必须先开水,后开风,再送电,最后上料,停机时要先停料,后停电,再停风,最后停水,每天必须首先对当天的裸岩进行封闭初喷,然后再复喷到设计厚度,拌料要随拌随用,有效时间不大于24h(不掺速凝剂)。
6、喷浆地点回风流50m范围内,应安设一处净化水幕实行风流净化。
第四章巷道施工工艺
第一节施工方法
一、延伸基岩段施工
根据巷道的实际情况及施工队组的技术水平,拟采用钻爆法施工,光面爆破一次成巷、两掘一支一初喷、掘进复喷砼平行作业的施工方法。
安全检查:
每班开工前,由上岗干部、班组长、瓦检员及安监员进行“四位一体”的安全检查,对所有工作地点的顶板、巷帮支护、通风设备、工具及有害气体进行检查,发现隐患立即处理并汇报,确认安全后方可开工。
施工工艺流程为:
掘进班:
交接班(四位一体安全检查)→临时支护→打锚杆、上部眼→初喷→打下部眼→装药联线→放炮通风
喷砼班:
运料→交接班(安全检查)→冲洗巷道准备→喷射→清理(运出空车)
(一)、掘进
工作面安设3台YT—28型气腿式风动凿眼机同时打眼,炮眼深度2.3m。
每次打眼前要认真布线,画出周边眼、二圈眼、三圈眼的轮廓线,按爆破图表定出眼位,并打出一个标准眼,插上炮杆,作为打眼方向,打眼要做到准、直、平、齐。
采用煤矿乳化炸药、毫秒延期段发电雷管,实行光面爆破,周边眼间距300-400mm,周边眼装药量为1个药卷。
严格按照爆破图表要求装药,不得任意增加或减少药量,以减少因装药过量对围岩的破坏,确保围岩稳定性,以利安全施工。
钻眼机具
YT—28型气腿式风动凿岩机,φ22mm六角钢中空钢钎,φ42一字型合金钢钻头。
(二)、支护
放炮后认真找线断面达到设计尺寸时,应及时打锚杆支护,严禁空顶作业,锚杆至迎头空顶距离不得超过锚杆排距。
锚杆要垂直岩面,矩形布置,托板密贴岩面。
喷射砼所用的水泥、水、骨料、外加剂的质量必须符合设计要求,混合料的配比准确,随拌随用,喷射前必须找掉危岩,冲洗岩帮重新找线,确保设计尺寸。
喷浆应将喷头垂直岩面,喷头距岩面以1.0~1.2m为宜,并根据实际情况调节风量及水和料的配比,以达到最佳效果,减少回弹,同时做好回弹料的回收利用工作。
喷砼必须安排专人照灯、指挥,成型后巷道应达到墙体平直,拱部圆顺,坚持挂线喷浆制度,喷浆顺序应先墙后拱,螺旋状喷射。
围岩淋滴漏水处理:
迎头淋滴水给喷浆工作造成困难,必须采取堵、截、导等治水方法,把淋、滴水处理好,确保喷浆质量。
第二节凿岩爆破作业
一、凿岩:
采用YT—28型气腿式风动凿眼机打眼,风源地面压风机。
二、采用湿式打眼、水泡泥、耙装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕、捕尘网等综合防尘措施。
三、炸药、雷管:
煤矿乳化炸药,毫秒延期电雷管。
四、装药结构:
正向装药结构。
五、起爆方式:
起爆使用MFB-100型发爆器一次起爆。
六、联线方式为串联联线。
七、炮眼数目和装药量的确定
根据公式:
Q=q×s×1×n(kg)算出一次爆破所需的总炸药量
式中:
q-单位炸药消耗量,q=2kg/m3
S-巷道断面积,m2,取12.54m2
l-炮眼深度,m,取2.5m;
n-炮眼利用率,取0.85
根据公式:
N=q×s×m×n/(x×p)算出每茬炮所需炮眼数目
式中:
N-炮眼数目,个
m-每个药卷长度,取m=0.2m;
x-炮眼装药系数,一般取0.5~0.7,取0.5
p-每个药卷重量,取0.2kg。
根据以上两公式,确定每茬炮进尺所需炸药量和炮眼数目:
Q=2×12.54×2.5×0.85=53.3(kg)
N=(2×12.54×0.2×0.85)/(0.5×0.2)=42.6(个),本工程时延伸工作,实际眼数位60个。
七、炮眼布置:
见炮眼布置图
八、装药结构及爆破网络
1、装药结构:
全部炮眼采用正向连续柱状装药。
装药结构示意图
注:
1―脚线、2―水炮泥、3―炮土、4―雷管、5―聚能穴、6―药卷
2、爆破网络:
采用串并联,同圈眼串联,圈眼之间采用并联,全断面一次起爆。
九、爆破图表:
爆破原始条件
序号
项目
单位
数量
序号
项目
单位
数量
1
掘进断面
㎡
12.45
5
煤岩系数
f
6-8
2
炮眼深度
m
2.3
6
瓦斯等极
低
3
炮眼数目
个
60
7
涌水量
m3/h
10
4
雷管数目
个
59
8
炸药用量
Kg
47.2
爆破说明书
眼号
炮眼
名称
数目
∕个
眼深
∕m
装药量
起爆
顺序
连
线
方
式
装
药
结
构
单孔
小计
卷数
∕个
质量
∕kg
卷数
∕个
质量
∕kg
1
2—5
6—17
18-32
33,34,52,53
35—51
54-60
空眼
掏槽眼
一圈辅助眼
二圈辅助眼
帮眼
顶眼
底眼
1
4
12
15
4
17
7
2.5
2.5
2.3
2.3
2.3
2.3
2.3
6
5
5
2
2
5
1.2
1.0
1.0
0.4
0.4
1.0
24
60
75
8
34
35
4.8
12
15
1.6
6.8
7
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
Ⅳ
Ⅴ
串并联
连续正向装药
预期爆破效果
序号
项目
单位
数量
序号
项目
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90
5
每m炸药消耗
Kg/m
23.6
2
循环进尺
m
2.0
6
循环炮眼长度
m
139
3
循环爆破岩石实体
m3
25.09
7
单位体积雷管消耗
个/m3
2.35
4
单位体积炸药消耗
Kg/m3
1.88
8
每m雷管消耗
个/m
29.5
附炮眼布置图
第三节
- 配套讲稿:
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- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 斜井 作业 规程 完结