石门揭煤专项防突设计范本Word文档格式.docx
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前言:
为认真贯彻《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出管理规定》,防治煤与瓦斯突出事故的发生,根据《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全规定》(2010年版)、《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028—2006)、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026—2006)、《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027—2006)、《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》(AQ/T1047—2007)、《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1026—2006)、《煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范》(AQ1020—2006)、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029—2006)等以及xx矿xx石门有关资料,特编制xx石门揭过xx煤层专项防突设计及安全组织措施。
第一章工程概况
根据《xx石门(里程m)钻孔成果图》,截止XX年xx月xx日早班xx运输石门距xx煤层法向距离为10m,该巷往前掘进xx米后顶板(底板)将揭过xx煤层。
一、工程位置及周围开采基本情况
xx石门从副斜井开门施工(开门点坐标为xxx、Y=xxx、Z=xxx),按方位xx°
2+3‰坡度掘进至xxx。
该巷往西为xxx,往东为xxxx。
二、煤层情况及顶底板特征
根据《xx石门(里程m)地质剖面图》,xx煤层厚度为xxxm、倾角为xx°
。
参照《贵州省xxxxx煤矿安全专篇》知xx煤层顶板x岩为主,次为粉xx岩,底板为xx岩。
三、瓦斯地质概况
因《贵州xx煤矿安全专篇》或《贵州xx煤矿开采设计发方案》xx煤层原始瓦斯含量为xxm3/t,煤层原始瓦斯压力为xxMPa,xx煤层透气性系数为xxxm3/MPa2.d,钻孔瓦斯衰减系数为xxd-1,(属容易抽放、可以抽放、不易)抽放煤层。
(查设计或专篇及相关资料,叙述所揭煤层原始瓦斯含量等数据)四、巷道施工参数
XX石门按方位按方位xx°
xx’xx”+3‰坡度掘进XXX。
XXX煤层巷道断面形状为直墙半圆拱断面,巷高XXXm,巷宽为XXXm。
支护断面形式:
XX石门临时支护采用前探梁支护,前探梁采用3根长4m的3寸厚壁钢管制作,穿在“0”形吊环上,吊环用4寸钢管制作,每根前探梁设两个吊环,分别吊挂在顶板的锚杆上,并穿至迎头。
永久支护采用锚网喷+锚索联合支护,锚杆采用Φ18mm,L=2200mm的螺纹钢筋锚杆,间排距为800×
800mm,每眼使用两节MSK2335树脂锚固剂;
钢筋网用Φ6.0mm钢筋编制,规格为1800×
1000mm,网格100×
100mm,托盘规格110×
110mm;
锚索为Φ17.8mm、L=5.0m的钢绞线,间排距为1600×
1600mm,每眼4节MSK2335树脂锚固剂,托盘规格为250×
250×
10mm;
喷浆采用C20混凝土,喷浆厚度为100mm;
若遇围岩稳定性发生变化,矿山压力显现明显,设计的支护形式无法满足支护要求时,由技术科另行设计,另拟补充措施。
(根据巷道实际情况叙述具体施工、支护参数)
第二章通风系统及控制通风
风流设施的措施
一、揭过煤期间需要风量计算及风机选型
1、风量计算
(1)按该工作面绝对瓦斯涌出量q涌计算:
据公式:
Q掘=100×
q掘×
KCH4/0.8
Q=qK100
=xxx×
2×
100
=xxxm3/min
q掘——XX石门揭XX煤时的绝对瓦斯涌出量,参照《安全专篇》预计为xm³
/min;
KCH4——均衡系数取1.5~2.0,取2;
(2)按炸药量计算
Q掘=25×
A掘
式中:
A掘进工作面一次爆破的最大炸药量,kg
(3)按掘进工作面最多人数计算
Q人=4N=4×
xx=xxxm3/min
其中:
N—工作面最多作业人数(含交接班);
4—《煤矿安全规程》规定每人所需风量,4m3/min;
(4)风速验算:
(根据风速验算公式对上述风量进行验算)
符合《煤矿安全规程》最大风速4m/s和最小风速0.25m/s要求。
.
2、风机选型
根据计算结果,该工作面供风xxxm3/min。
(选择最大需风量)选用FBDNo6.0/2×
xxkw(和实际所用风机型号吻合)
验算结果表明,掘进工作面风速在0.25m/s~4m/s之间,符合《煤矿安全规程》要求。
为此,掘进过煤期间选用两台FBDNO6/2×
xx型、实际吸入风量为xxm3/min的局扇对xx石门进行供风即可满足要求,两台局扇均搭专用电,一台运转供风,一台备用,并能自动切换。
3、安设局扇地点配风:
局扇安设在xx石门距该掘进工作面回风口大于10m的进风侧新鲜风流中,局扇安设位置最大断面为xxxm2,为确保该段巷道全风压风速不低于0.15m/S,该段巷道需配风为:
xx×
0.15×
60=xxm3/min,为此,局扇安设位置最低需要风量为:
xxxm3/min。
4、通风线路:
新风:
2、泛风:
附图:
《xx石门通风系统示意图》附后
二、控制通风风流设施的构建和安全技术措施
1、控制通风风流设施的构建
(1)防突风门构建地点:
xx石门防突反向风门构建于xx石门里程xxm处构建两组正反向防突风门。
(2)防突风门构建标准:
每组防突风门均设置2道正反向风门,两组防突风门之间的间距均小于4m;
防突反向风门用砖和混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度为0.2m,墙垛厚度为不低于0.8m;
通过风门墙垛的风筒、风窗、水沟有防逆流隔离板,隔离板应能全断面封闭,厚度不小于50mm,在受到逆向冲击时能实现自动关闭。
防突风门与掘进迎头距离不小于70m,如小于70m时,应设置3道反向风门,且反向风门距离回风巷不小于10m。
2、控制通风风流设施的安全技术措施
为保证通风风流的稳定可靠,采取如下加强控制通风风流设施的措施:
(1)加强防突反向风门及其防逆流设施的日常维护及管理工作。
通风工区每天派人员检查,发现问题及时处理。
(2)人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。
工作面无人或工作面放炮时,必须关闭反向风门,放炮前对反向风门、调节风窗、水沟隔离板的关闭情况,由当班瓦检员负责监督检查,只有在关闭完好情况下方可进行放炮工作。
(3)加强风筒维护工作,每天派专人维护,确保迎头风量。
(4)局部通风机实行双风机、双电源,瓦检员对局部通风机进行挂牌管理,确保局部通风机正常连续运行。
第三章揭煤作业程序
1、在xx运输石门迎头距xx煤层法向距离不小于10m处,迎头施工2个穿透xx煤层的钻孔再次探明煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况,确定揭煤工作面相对位置和煤层的位置、产状,并及时绘制地质剖面图。
2、在xx运输石门迎头距xx煤层法向距离不小于7m处停头施工钻孔对前方煤层进行抽放,实施区域防突措施,并进行效果检验,直到区域防突措施有效。
(效果检验方法为:
测压、计算残余瓦斯含量、K1值考察,K1值考察孔为4)区域防突措施有效的情况下,掘进至迎头距煤层法向距离5m处停头。
3、在xx运输石门距xx煤层法向距离不小于5m处(地质构造复杂、岩石破碎的区域,应适当加大法向距离),迎头施工3个穿透煤层厚度的钻孔,孔径为42mm,采用钻屑瓦斯解吸指标法和测定残余瓦斯压力法,进行区域防突措施效果检验。
当区域效检为工作面有突出危险时,延长区域防突措施时间或另外实施区域防突措施并重新进行区域防突措施效果检验,直到区域防突措施有效。
测压、计算残余瓦斯含量、K1值考察)。
4、当区域效检工作面无突出危险后,在采取边探边掘的前提下(用5m风钎往煤层方向探5m,掘2m)采取安全防护措施的掘进至迎头距xx煤层法向距离不小于1.5m位置(急倾斜每层为2m)(安全防护措施为远距离停电撤人放炮)。
5、在掘进至xx运输石门迎头距xx煤层法向距离不小于1.5m(急倾斜每层为2m)时,采用钻屑瓦斯解析指标法对区域防突措施进行最后一次验证(措施效果检验)。
6、当最后验证区域防突措施无效时,采取排放钻孔作为补充防突措施(或抽放钻孔再次抽放),直至最后验证防突措施有效。
7、当区域防突措施有效后,由矿总工程师人提出揭煤申请报xx煤管站,经xx煤管站同意后,请示xx县煤炭局,安排救护队员协助揭煤工作。
8、在采取安全防护措施的前提下执行全井停电、撤人,远距离爆破逐步揭过xx煤层。
第四章控制煤层层位的措施
1、在xx石门掘进至里程xxm时,作地质钻孔设计,设计了9个地质钻孔,通防工区按设计组织施工完成。
见《xx运输石门地质兼测压钻孔设计》。
打钻过程中,地质人员必须派人现场跟班,掌握钻孔深度、方位、角度及见煤终煤情况,以便准确控制所揭xx煤层的位置。
打钻过程中见到xx煤层时必须停钻,地质人员做好记录后,才能继续打钻;
若要撤钻必须得到地质人员同意后方可撤钻,地质人员根据现场收集的地质资料,整理并绘制出钻探成果图。
2、地测部门对整个巷道的掘进过程进行控制,在距xx煤层垂距5m、3m、2m时,进行层位探控,下预报通知单到相关单位,现场标定控制点位置,并在现场悬挂掘进进度大样图,施工单位必须严格进行控制,并每班向矿调度汇报进尺,防止误揭煤层。
3、当xx石门掘进距xx煤层垂距5m、3m、2m时,施工单位每次打眼前必须在该巷道底板或顶板、中部各施工1个小直径(42mm)前探钻孔,确定xx煤层层位,保证岩柱距xx煤层厚度不小于1.5m(急倾斜每层为2m)的垂距,该钻孔必须始终超前于工作面迎头3m以上,以防止误揭开xx煤层。
4、施工探煤钻孔必须由施工单位与安检员现场签字验收,严禁弄虚作假。
确保钻孔的真实性,防止误揭煤层。
第五章防治煤与瓦斯突出的措施
(区域防突措施)
根据已探明地质情况,xx运输石门采用在迎头停头施工钻孔(两帮钻场)穿层钻孔预抽煤层瓦斯的方法作为区域防突措施。
区域防突措施钻孔控制范围为控制巷道轮廓线外12m(急倾斜煤层底部或下帮6m)同时保证钻孔控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m,如果钻孔不能一次穿透煤层全厚时,保持钻孔最小超前距离不小于10m;
抽采半径为(查资料,根据煤层透气性系数确定),钻孔直径为75mm(或65mm),钻孔深度为xx~xxm(设计钻孔最短与最长距离)。
共设计钻孔xx个,终孔间距xxm,钻孔倾角在xxx~-xxx°
之间,最短孔深xxm,最长孔深xxm。
详见:
xxxx石门揭过xx煤层区域防突措施抽放钻孔设计图(附后)
施工方法:
1、采用ZDY-750型钻机施工钻孔,采用马丽散封孔工艺进行封孔。
2、钻孔方位、倾角放线工作由技术科地测人员进行现场标定;
3、钻孔施工深度达到设计要求,若达不到设计要求的,必须补打。
4、钻孔施工现场必须悬挂经审查签字的设计图牌板,否则不得施工。
5、严格执行打一封一连一抽一的原则,封孔深度为5m。
第六章防突措施的效果检验及区域验证
1、测压钻孔布置:
工作面掘进距xx煤层垂距7m时在迎头布置4个测压钻孔,其中1#孔开孔在迎头底板线上,水平距下帮1m,方位xxº
,倾角xxº
,孔深xxm,终孔点位于揭煤点往xx水平距xxm,巷道下帮轮廓线外12m的煤层内;
2#孔布置在巷道中线上,开孔距巷道底板1m,方位xxº
,倾角xxº
,孔深xxm,终孔点位于揭煤点前方xxm巷道中部煤层内;
3#孔开孔在迎头底板线上,水平距上帮1m,方位xxº
,倾角-xxº
,孔深xxm,终孔点位于揭煤点往xx水平距6m,巷道上帮轮廓线外12m的煤层内;
4#孔布置在巷道上帮中线上,开孔距巷道底板1m,方位xxº
,孔深xxm,终孔点位于揭煤点往西水平距12m,巷道下帮轮廓线外xxm的巷道上部煤层内。
《附:
xxx石门揭煤区域防突措施效果检验钻孔设计图》。
2、煤层残余瓦斯压力测定:
(1)测定煤层残余瓦斯压力必须严格执行AQ1047-2007《煤层瓦斯压力直接测定方法》规定,严格按照上述区域防突措施效果检验孔设计参数将检验孔施工到位后,封孔安装压力表对煤体残余瓦斯压力进行测定,若所有检验测试点煤层瓦斯压力均小于0.74Mpa,证明区域防突措施有效,则该揭煤区域为无突出危险区域;
反之,措施无效,为突出危险区域,必须补充施工瓦斯抽放钻孔进行抽放的局部防突措施。
(2)经检验,若区域防突措施有效,通风工区根据措施和检验情况及时编制区域防突措施效果检验报告单报矿总工程师审批同意后,掘进至远距离爆破揭开煤层前的工作面位置(与煤层法向距离1.5米的位置,急倾斜每层为2m)时,进行区域验证;
若区域防突措施无效,则继续抽放煤层瓦斯,直到区域防突措施有效。
3、区域验证
当工作面掘进至与煤层法向距离1.5m(急倾斜每层为2m)的位置时,采用钻屑瓦斯解析指标法对区域防突措施进行验证,即:
采用WTC-1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量,具体方法如下:
1、用电煤钻在工作面迎头施工五个直径为42mm,孔深xxm~xxm的钻孔(根据煤层厚度与倾角确定孔深),1号位于巷道掘进方向上部,平行于掘进方向,2号位于巷道掘进方向下部,平行于掘进方向,3号钻孔位于巷道掘进方向中部,平行于掘进方向,4号、5号钻孔布置在巷道两侧300mm腰线位置,终孔点位于巷道断面轮廓线外2~4m处。
《附:
xxx石门揭煤区域防突措施验证钻孔布置图》。
2、钻孔进入煤层后,每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标k1值,直至钻孔施工至设计位置。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第73条规定,若煤样为干煤,测得的k1max值小于0.50mL/g·
min1/2和Smax小于6Kg/m,或若煤样为湿煤,测得的k1max值小于0.40mL/g·
min1/2和Smax小于6Kg/m,则为无突出危险工作面;
反之,为突出危险工作面。
3、区域验证为突出危险工作面时,必须采用大直径排放钻孔或抽放钻孔作为补充防突措施,再进行区域验证,直至措施有效为止。
在区域验证为无突出危险工作面的情况下,通防科根据区域验证情况及时编制区域验证报告单报矿总工程师审批,审批同意后,按爆破设计及安全技术措施实施远距离爆破揭开煤层。
第六章补充防突措施
经最后验证区域防突措施无效时,直接采取穿层大直径钻孔(再次补打抽放钻孔,与上次抽放钻孔错开)排(抽)放煤层瓦斯的方法作为补充防突措施,排放钻孔开孔在迎头断面上,与上一循环的抽放钻孔错。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》排放钻孔控制范围为:
控制到巷道的两侧和上部轮廓线外至少5米,下部至少3m。
本工作面设计排放钻孔直径为108mm,孔数为xxx个,布置xx排,每排xx个,开孔位置在巷道断面上间排距xxx米,终孔间距为不大于xx米。
孔深应穿透煤层全厚且进入顶(底)板不小于0.5m。
1、采用ZDY-750型钻机施工钻孔;
2、钻孔方位、倾角放线工作由技术科地测人员进行标定;
3、钻孔施工深度达到设计要求,若达不到设计要求的,必须补打;
附:
xxx石门排放钻孔设计示意图(附后)
xxx石门抽放钻孔设计示意图(附后)
第七章安全防护措施
一、采区避难所的位置:
描述采区避难硐室的具体位置,避难硐室内的设施情况。
一、压风自救
1、压风自救安设要求:
压风自救必须安装在巷道内的压缩空气主管道上并处于常开状态,通过压缩空气主管道与地面压风机房连接,确保压风自救连续供风;
每组压风自救装置可供8人以上使用,且每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
2、压风自救安设地点:
距xx运输石门工作面迎头25~40m处、井下放炮地点、撤人设岗地点处均必须设置压风自救装置,xx石门巷道内每隔50m安设一组压风自救装置。
xxxx石门压风自救系统图(附后)
二、防突风门的管理措施
1、通过防突反向风门墙垛的风筒、风窗、水沟均必须安设防逆流装置。
2、防突反向风门必须配备足够的防逆流沙袋,由施工单位在放炮前孔洞堵严、封实。
3、通防科必须每天派专人对防突风门进行维护,发现问题,立即处理。
4、人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。
工作面无人或工作面放炮时,必须关闭反向风门;
三、远距离爆破安全技术组织措施
整个揭过煤期间均必须采取远距离爆破的方法作业,其影响范围内必须停电、井下所有人员撤离至地面,执行全井撤人、停电、放炮。
1、起爆地点
xx轨道石门爆破地点设在地面副斜井井口。
2、停送电、撤人、设岗
(1)撤人、设岗
1#岗(兼起爆点)位置:
xxx井口处。
职责:
阻止人员进入xxx;
2#岗位置:
xxx井口。
阻止人员进入xxxx;
3#岗位置:
xx井口。
4#岗位置:
xxx井口。
阻止人员进入xxx井;
撤人设岗说明:
1组长带领站岗人员将xx运输石门内所有人员撤至地面并设专人站岗,阻止人员进入xxx井。
②由揭煤领导小组组长(副组长)通知调度室电话通知井下各施工地点所有人员全部撤到地面,并从人员定位系统确认所有人员全部撤到地面,各单位于井上清点上井人数并与入井检身记录、矿灯发放记录人数进行核对,确保井下所有人员全部撤到地面。
各施工地点当班瓦检员、班组长确认撤人、站岗工作完毕、所有影响范围内的人员全部撤至规定地点、机电部门把影响范围内的非本质安全型电源全部切断后,汇报调度室,同时xxxx石门(揭煤巷道)瓦检员汇报工作面瓦斯情况,由揭煤领导小组组长(副组长)向放炮员下达放炮命令,放炮员接到放炮命令后在xx#岗位置进行启爆。
放炮60min后,首先由救护队员带机进入工作面检查支护、顶板、瓦斯、拒爆、残爆等情况后汇报调度室,无异常后调度室下令解除警戒,恢复正常作业。
xx石门远距离放炮停电、撤人、设岗示意图(附后)
(2)停电、送电
停电范围:
xx轨道石门掘进工作面内的所有非本质安全型电源。
当停电工作结束后,安检员、瓦检员监督xx工区当班电工进行验电,只有经验电工确定已将所有非本质型安全电源断开后,方可进行放炮,揭煤工作结束后,再由调度室负责通知电工恢复送电。
3、突出预兆
所有人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆,突出预兆分有声预兆和无声预兆。
有声预兆:
煤层发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。
声音由远到近,由小到大,有短暂的,有连续的,时间间隔长短不一致。
煤壁发生震动和冲击,顶板来压,支架发出折裂声。
无声预兆:
工作面顶板压力增大,煤壁被挤压,片帮掉渣,顶板下沿或底板鼓起;
煤层层理紊乱、煤暗淡无光泽、煤质变软;
瓦斯忽大忽小,煤壁发凉,打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象。
4、避灾路线
施工过程中,发现突出预兆或发生火灾、瓦斯及煤尘灾害时,工作面当班班组长必须及时汇报调度室。
调度室必须及时汇报值班领导并负责安排撤人工作。
发生灾害后,灾害影响范围内的所有人员必须使用隔离式自救器,并立即按照避灾路线撤至地面。
避火灾路线:
避瓦斯、有害气体路线:
避水灾路线:
xxx石门避灾路线示意图(附后)
四、隔离式自救器使用要求
所有作业人员必须配备隔离式自救器且随身携带,并熟知自救器的使用方法。
1、自救器的使用方法:
①将专用腰带穿入自救器皮带卡,固定在背部腰间。
②使用时先将自救器转到腹前,一手托底,另一手拉开封口带。
③去掉上外罐,手提头带将自救器抽出后将下外罐丢弃。
④戴好头带,整理好气囊。
⑤拔掉口具塞,迅速启动氧烛(若氧烛启动失效,应深吸气后通过口具向药罐呼气以强制生氧)。
⑥将口具放入口中,口具片置于唇齿之间,牙齿咬紧牙垫,用鼻夹垫夹住鼻子,开始用口呼吸。
⑦均匀呼吸,快速撤离灾区。
2、注意事项
①佩戴自救器撤离灾区时要注意口具和鼻夹一定要咬紧夹好,绝不能中途取下口具和鼻夹。
②生氧剂产生的氧气要比环境空气温度干热,但对人体无害。
③佩戴时不要压迫气囊,以防损坏漏气。
④佩戴自救器要求操作准确迅速,使用者必须经过预先训练,并经考试合格方可配备。
3、使用维护
①自救器必须随身携带,应尽量避免碰撞;
严禁将自救器当坐垫使用。
②自救器不使用时严禁随意打开。
③在携带自救器前,应检查外观有无损坏和碰撞凹痕,若发现不正常现象,应及时送交有关部门检查。
④自救器只能佩戴使用一次,使用过的自救器已经报废,不得再次使用。
⑤自救器应定期检查气密性是否良好。
气密不良的自救器严禁使用。
根据《煤矿自救器使用管理办法》规定,将被测自救器放入气密检查仪腔体内(注意腔体内剩余空间若过大,应适当填加实体充填物),扣合封压盖,使压力达到(5~6)kPa,15秒时间内压力下降值不超过300Pa为合格。
随身携带的自救器一般1~2个月检查1次,受到剧烈撞击有漏气可能的自救器应随时进行检查。
第八章爆破设计及安全技术措施
一、爆破设计
1、爆破选用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用8号安全毫秒段延期电雷管(Ⅰ~Ⅳ段)。
2、起爆电阻的计算及起爆器的选择:
a、回路电阻计算
R回=TL/S
b、R串=R电×
电雷管个数
c、R总=R回+R串
d、电流I=U/R
其中:
U为MFB-100型放炮器的峰值电压。
根据上述计算,选用xxxx型放炮器可满足要求,∮6mm两芯胶质电缆作放炮母线。
3、采用大串联的联线方式。
4、炮眼布置、装药结构及爆破说明书见附图。
《炮眼布置图》、《装药结构图》、《爆破说明书》(附后)
二、打眼、装药、放炮作业
1、打眼人员实行定人、定岗、定责任,并严格按照《炮眼布置图》中的方位、角度、深度施工,不合格的眼要重新补打;
2、装药时要严格按照《装药结构图》的要求进行;
3、爆破时必须严格按《爆破说明书》起爆顺序及要求进行爆破;
4、爆破采用全断面一次打眼、一次装药、一次起爆的作业方式。
三、爆破安全技术措施
1、放炮员必须由经过培训,并持证上岗的专职人员担任。
2、炸药雷管必须分别存放在专用的非金属炸药箱、雷管箱内,并加盖上锁。
炸药雷管不得混装,炸药、雷管箱必须放在顶板完好、支护完整、避开电气设备的地点。
每次放炮时都必须将药箱放在警戒线以外的安全地点。
3、从成束的电雷管中抽取单个雷管时,不得手脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线。
应将成束的电雷管顺好,轻拉前端脚线将管体抽出。
抽出后的单个电雷管的脚线末端要扭结短路。
4、做引药时,必须遵守下列规定:
(1)必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的炮药箱附近进行,禁止坐在炮箱上装配引药。
(2)装配引药时,必须防止电雷管受震动、冲击以及折断电雷管脚线和损坏脚线绝缘层。
(3)电雷管只许由药卷的颈部装入,严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
(4)电雷管插入药卷后,必须用脚下线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结短路。
5、必须按照爆破说明书要求使用水炮泥,剩余部分炮泥填满封实,严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥(瓦检员监督)
6、必须正向装药,放炮母线与雷管脚线、放炮母线与放炮母线间严禁出现明接头。
7、放炮母线与母线的连接必须使用接线盒,脚线与脚线、脚线与母线的连接必须使用绝缘胶布进
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