4104初采初放安全技术措施921.docx
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4104初采初放安全技术措施921
4104工作面初采初放安全技术措施
第一节地质概况与矿压参数
一、工作面位置
4104综采工作面位于南阳坡煤矿4#层西翼采区，工作面内最高标高为+1334.8m最低标高+1356.4m，最大相对高差21.6m。
工作面地表没有其它建筑物。
表1地面相对位置及邻近巷道开采情况
水平名称
第一水平
工作面名称
4104工作面
地面标高
1545m
井下标高
1334～1356m
地面相对位
置及建筑物
该工作面回采至595m处有元南五支线皮带，影响较大。
井下位置
垂直于4号煤主运大巷西侧，煤层赋存稳定。
邻近（面）采
掘情况
东侧为4#煤采区辅运巷，西部为矿井井田边界,南邻4106工作面已回采结束。
可采指数
90
变异系数
85%
稳定程度
稳定
走向长
680m
倾斜长
240m
倾角
2-4°
二、工作面顶底板情况
顶底板岩性特征表
顶、底板
岩石类别
岩厚
性质
直接顶
细粒砂岩、中粒砂岩或砂质泥岩
厚度1.68-8.0m
平均4.84m
砂岩：
灰白色，水平层理，较坚硬。
直接底板
砂质泥岩
2.87-7.3
平均厚度5.08m
砂质泥岩：
灰白色，性脆易碎，易风化
三、开采范围及赋存状态
4104综采工作面可推进长度暂定为680m，工作面切眼长度为240m。
回采面积为163200㎡，井上位于井田西部。
该工作面井东侧为4#煤采区主巷大巷、西部为井田边界保护煤柱而布置，南部为4106综采面采空区，北部为设计的4102回采工作面。
四、地质构造情况
4104工作面回采至397米处回风顺槽方向遇第一条断层，落差0.8m，倾角26°；回采至467米时回风及运输顺槽遇第二条断层，落差0.4m，倾角24°；回采至759m（已过设计停采线）时上覆员工宿舍及矿办公区。
在回采过程中在无特殊地质构造,但巷道内揭露数条断层影响回采顶板管理。
五、煤层特征
煤层结构大部较简单，含夹矸3层，煤层倾角2-5°属近水平煤层，该面煤层结构较简单，标志层有两层高岭土，厚度0.1～0.3m，平均每层厚约0.2m。
煤质特征表
Mad（%）
Ad（%）
Vdaf（%）
Qb.daf（MJ/Kg）（%）
容重t/m3
2.93
31.28
41.03
21.57
1.47
4104工作面回采范围内的煤为气煤，煤层硬度为中硬，煤层灰分为16.89～29.19%，挥发分40.50～35.06%，容重1.47t/m3煤的自燃等级为Ⅱ级，倾向性质为自燃煤层。
煤层发火期3-6个月，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为42.18%。
六、同一煤层矿压资料
结合相邻芍药花煤业工作面冲击地压、应力集中区情况，芍药花煤业工作面无冲击地压，应力集中区为工作面周期来压，4104综采工作面无冲击地压，应力集中区为工作面周期来压时上下顺槽出口，经过对4106工作面回采过程中对周期来压分析，确定来压步距为35米，在回采过程中，在周期来压时，加强工作面上下顺槽出口及超前支护，确保支架、单体初撑力，防止片帮、冒顶。
七、水文地质情况
通过4104两顺槽钻孔施工探测情况分析，该工作面水文地质条件简单，本井田内各主要含水层之间无密切的水力联系，4#煤层局部比较松软。
另外根据井田周边矿井采空区调查情况，西部矿界内侧疑似有开采造成的采空区，对本工作面无影响。
八、瓦斯、煤尘和自然发火情况
（一）工作面的瓦斯、二氧化碳等级以及相对、绝对涌出量。
本矿属基建矿井，未进行瓦斯等级鉴定，据东部相邻芍药花煤业有限公司2006年瓦斯等级鉴定结果，该矿开采4号煤层，瓦斯绝对涌出量为1.6m3/min，相对涌出量为5.45m3/t,二氧化碳绝对涌出量为2.61m3/min，相对涌出量为7.52m3/t，属低瓦斯矿井。
本矿与芍药花煤业有限公司相邻推测瓦斯情况应当相似。
2006年补充勘查工作在补1号钻孔煤芯煤样中对瓦斯进行了测试，其结果评述如下：
4-1号煤层瓦斯含量：
甲烷（CH4）空气干燥基0.24ml/g,干燥无灰基0.27ml/g；二氧化碳（CO2）空气干燥基0.03ml/g，干燥无灰基0.04ml/g，多链烃（C2-C8）0.000；氮气（N2）空气干燥基1.59ml/g，干燥无灰基1.82ml/g。
自燃瓦斯成份粉前甲烷（CH4）53.85%，二氧化碳（CO2）4.17%，多链烃（C2-C8）0.000，氮气（N2）41.98%；自燃瓦斯成份粉后甲烷（CH4）1.81%，二氧化碳（CO2）1.00%，多链烃（C2-C8）0.000，氮气（N2）97.19%。
属氮气带。
但是，随着开采深度和面积的增加，矿井规模的扩大及各种地质条件的变化，瓦斯的绝对和相对涌出量有可能增加。
因此，在今后生产过程中，应加强对瓦斯的监测预报工作，并严格按照煤矿安全生产规程作业，以防发生瓦斯突出事故。
（二）煤尘爆炸指数
该矿2009年12月采取4-1号煤层样委托山西煤炭工业局综合测试中心进行了煤尘爆炸性试验，另外2006年补勘时在补1号钻孔采取各可采煤层煤芯煤样进行了煤尘爆炸性测试，测试结果见煤尘爆炸试验成果表。
煤尘爆炸试验成果表
煤层
采样地点
火焰长度（mm）
抑制煤尘爆炸最低
岩粉用量（%）
有无爆炸性
试验时间
4-1
补1号钻孔
260
70
有
2006
南阳坡煤矿
﹥400
85
有
2009.12
根据测试结果，本井田4-1号煤层均有煤尘爆炸危险性。
（三）煤的自燃倾向性
2006年补勘时在补1号钻孔采取各可采煤层煤芯煤样进行了煤的自燃倾向性测试，测试结果见表
煤的自燃倾向性试验成果表
煤层
采样地点
吸氧量（cm3/g）
自然倾向性等级
自然倾向性
4-1
补1号钻孔
0.6808
Ⅱ
自燃
南阳坡煤矿
0.69
Ⅱ
自燃
根据测试结果，4-1号煤层自燃倾向性等级为Ⅱ级，自燃倾向性为自燃。
结合东部相邻芍药花煤业有限公司采煤工作面煤层自然发火期，确定4-1号煤层自然发火期为6个月。
九、切眼及两巷情况说明
1、进风顺槽：
锚索采用φ17.8mm×4300mm钢绞线作为锚索，并且深入稳定岩石1.5m，顶板锚索采用居中布置，每排1根，排距为3300mm，托盘采用弧形钢托盘，规格：
250mm×250mm×10mm；顶部锚杆：
φ20mm×2000mm左旋螺纹钢锚杆，间排距为1100×1100mm，每排5根，托盘采用钢托盘，规格：
125mm×125mm×10mm；网片：
顶板采用8#铁丝菱形金属网，规格：
1200×5000mm，网格80×80mm，网片压茬搭接100mm，每隔200mm采用14#铁丝绑扎。
巷道用途：
工作面进风、煤炭运输、行人等。
2、回风顺槽，锚索采用φ17.8mm×4300mm钢绞线作为锚索，并且深入稳定岩石1.5m，顶板锚索采用居中布置，每排1根，排距为3300mm，托盘采用弧形钢托盘，规格：
250mm×250mm×10mm；顶部锚杆：
φ20mm×2000mm左旋螺纹钢锚杆，间排距为1100×1100mm，每排5根，托盘采用钢托盘，规格：
125mm×125mm×10mm；网片：
顶板采用8#铁丝菱形金属网，规格：
1200×5000mm，网格80×80mm，网片压茬搭接100mm，每隔200mm采用14#铁丝绑扎。
巷道用途：
工作面回风、材料运输、安设移变列车、行人等。
3、切眼：
锚索采用φ17.8mm×5300mm钢绞线作为锚索，并且深入稳定岩石1.5m，顶板锚索间排距1800×2000mm，，矩形布置。
托盘采用弧形钢托盘，规格：
250mm×250mm×10mm；顶部锚杆：
φ20mm×2000mm左旋螺纹钢锚杆，间排距为1000×1000mm，每排9根，托盘采用钢托盘，规格：
125mm×125mm×10mm；帮部锚杆：
顶板采用1200×4000mm菱形金属网，网格80×80mm；
巷道用途：
安装工作面设备、通风、行人等。
十、地质建议
1、回采地质说明书煤厚数据为勘探地质报告钻孔提供数据，平均煤厚3.35m，但根据现切眼揭露的煤厚达3.75m，因此在计算工作面储量时参考揭露的煤厚为准。
2、因4-1号煤层均有煤尘爆炸危险性，加强工作面“一通三防”工作。
3、4-1号煤层自然发火期为6个月，加快推进度，保证安全。
4、回采过程中保证工作面支架、单体初撑力，防止片帮、冒顶，严格加强工作面顶班管理。
5、回采至759m时上覆员工宿舍及矿办公区，需提前制定停采线，防止地面沉降对办公及住宿环境造成影响。
6、回采过程中遇多条小断层，顶板破碎，回采时需密切注意并加强支护；
7、4104工作面回采至595m时上部有元南五皮带，回采时有沉降现象，影响元南五皮带正常运行，需提前由技术部门制定方案。
第二节初采安全技术措施
一、为保证工作面初采、初放安全成立领导小组
1、组织机构
组长：
张扬田贵阳
副组长：
施志江丁志刚郭文学王磊白日祯
成员：
赵金旺武启 张昭景曹金昌余文中常庆祝
2、人员职责
组长在施工过程中担任总指挥，全面负责初采、初放期间安技术全管理。
协调解决可能遇到的各种问题。
副组长在项目施工过程中担任副总指挥，协助组长解决项目施工中可能遇到的问题，并对施工中的各个环节把关。
小组成员负责监管各项措施的具体落实情况，掌握现场生产中的实际情况，并及时向组长、副组长汇报。
二、支架检查
1、检查支架有无歪斜、倒架、咬架，支架前端、架间有无冒顶、片帮的危险，顶梁与顶板接触是否严密，架间距离是否符合规定，顶梁与掩护梁工作状态是否正常等。
2、检查结构件，看顶梁、掩护梁、侧护板、千斤顶、立柱、推移杆、底座箱等是否开焊、断裂、变形，有无连接销脱落，螺钉是否松动、压卡、扭歪等。
3、检查液压件，看高压胶管有无损伤、挤压、扭曲、拉紧、破皮断裂，阀组有无滴漏，操作手把是否齐全、灵活可靠、置于中间停止位置，管接头有无断裂，是否缺U形销子；千斤顶与支架、刮板输送机的联接是否牢固（严禁软联接）。
4、检查电缆槽（挡煤板）有无变形，槽内的电缆、水管、照明线、通讯线敷设是否良好，挡煤板、铲煤板与联接是否牢固，溜槽口是否平整，采煤机能否顺利通过；照明灯、信号闭锁、洒水喷雾装置等是否齐全、灵活可靠。
5、泵站压力不得小于30Mpa，液压支架的初撑力不低于24Mpa。
二、初采前检修工作
1、试生产前，区队有作业人员，按照“设备完好标准”对工作面的机电设备逐台检查，发现问题及时处理。
2、全面检查采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、皮带运输机、泵站、绞车等设备的各个注油部位，是否按照有关注油规定注油，要执行润滑制度，然后方可运转。
3．检修设备时如需大锤时，必须按规定使用铜锤敲击，严禁使用铁锤或其它铁器物品代替使用。
4.乳化液泵站、皮带运输机、转载机、刮板运输机、采煤机等依次逐台送电试车，待无问题后，方可全部送电，联合试运转。
5.送电试车前，应全面检查各类电气设备，各种开关、电机、接线盒、电缆必须符合标准，杜绝失爆现象，各供电系统、各类保护装置、核对载频频率，防止事故发生。
6.“一通三防”，“综合防尘”设施要齐全，并符合规程及有关规定要求。
7.运输、回风两巷应保证通风、行人、运输畅通无阻，文明生产合格，此外，工作面还必须储备足够的油脂、易损件、维修工具及备用材料，以利于正常生产。
8．试生产前应对主干系统皮带输送机的各种保护装置进行认真检查，确保各种保护灵敏可靠。
9.准备工作完成后，进行工作面试生产。
首先开动浮化液泵站，使液压支架及两道液压单体支柱达到作业规程规定的初撑力。
然后联系信号，开启运输巷胶带输送机，再启动破碎机，后启动转载机、工作面刮板运输机的顺序操作。
10.保证切眼净高，使煤机能顺利通过。
在试生产前，应人工清理机道，确保浮煤里没有金属物件、杂物，以防损坏煤机、刮板运输机，避免发生事故。
11.各类司机及要害工种人员应掌握本职范围内设备的状况、性能及操作方法，并持证上岗。
12.试生产前各部转载点，移动变电站处应安装专线通讯，确保通讯畅通。
三、上下巷超前支护要求
进风顺槽超前支护：
进风顺槽支设20m超前两排支护，进风顺槽采用DWT－3500型单体液压支柱配合长度1200mm铰接顶梁，沿巷道方向平行布置，一梁一柱，支柱初撑力≧90KN。
铰接顶梁销子要安装齐全牢固。
回风顺槽超前支护要求：
进风顺槽支设20m超前三排支护，回风顺槽采用DWT－3500型单体液压支柱配合长度1200mm铰接顶梁，沿巷道方向平行布置，一梁一柱，支柱初撑力≧90KN。
铰接顶梁销子要安装齐全牢固。
超前支护要求
1、回风巷超前支护单体初撑力不低于90KN。
2、回风顺槽自工作面煤壁超前支护距离不得低于20m，高度不低于2.8m，人行道宽度不低于0.8m。
3、支护铰接梁铰接率达到100%，单体防倒绳、水平销子必须齐全。
4、超前支柱必须成排成线。
5、支设单体，先把柱位的浮煤清干净。
6、顶板破碎或顶板不平时，使用木料交叉背顶，用锤打紧木楔。
四、初采割煤
1、采煤工艺：
（一）落煤
（1）、落煤方式
工作面采用采用MG500/1180-WD双滚筒煤机破煤，自动装煤，循环进度0.8m。
沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割采高范围内的底煤。
（2）、采煤机进刀方式为端头斜切进刀，即采煤机运行至工作面端头时，采煤机后方输送机约为有15m～20m一段未能推进至煤壁。
这时采煤机反刀斜切进刀切入煤壁，其斜切进刀流程如下：
①调整上下滚筒的相对位置，采煤机沿运行方向经过输送机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。
②推移输送机弯曲段并将机头（机尾）输送机推直。
③调整两滚筒的相对位置，向工作面端头运行，同时割三角煤。
④再调整两滚筒的相对位置，反向运行割煤，在采煤机后25～30m推移输送机，开始下一刀截割。
（二）装煤
采煤机割下的煤借助于滚筒上的螺旋叶片自行装入刮板输送机内，在推移刮板输送机时，铲煤板将煤帮遗煤铲入输送机内。
（三）运煤设备
1、工作面煤壁采用一部SGZ-1000/1400型（中双链）可弯曲刮板输送机，为平巷式运输，输送机总长度为243m。
2、运输机道内选用PLM3500型破碎机一部。
3、运输机道内选用SZZ-1200/525型转载机一部，长度为42m。
4、运输机道使用一部DSJ120/150/2×250可伸缩胶带输送机。
（四）层位控制：
严格沿4上煤底板回采，使工作面层位控制合理。
（五）工艺要求
（1）、割煤：
割煤采用MG500/1180-WD型交流电牵引采煤机。
采用端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。
煤机沿煤层底板割煤时，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐要直，不得出现割底矸或留底煤、留伞檐现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，必须要根据现场实际情况，使留底煤或破底板现象控制在最小范围内。
（2）、移架：
工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4~6架进行，追机移架及时支护顶板。
当顶板破碎或片帮时，能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打开支架护帮板，并在煤机前滚筒割煤后，追机带压擦顶移架，必要时停机移架。
支架要移成直线，移架步距为0.8m。
支架要移到位，接顶要严实有力。
移架时不准停止后部运输机。
（3）、推移刮板运输机：
在煤机割煤后，滞后煤机后滚筒15～20m开始推前运输机，并依次推移，严禁由两头向中部推移。
（4）、综合考虑工作面生产能力和运煤系统综合运输能力，确定煤机的割煤速度为3.0-4.0m/min较为适宜。
（5）、回采顺序：
割煤→移架→推溜→清理→返刀→进行下一循环
（六）拉移转载机：
工作面每推进一个循环，必须及时拉移转载机，滞后不得超过2.4m，以避免转载机尾进入隅角采空区侧过多，造成隅角难以维护。
（七）清理：
工作面刮板运输机推过之后，支架工要将支架底座箱前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。
五、初次开采、初次放顶、初次来压期间的顶板管理
1.初采期间，运输顺槽超前支护20m支护区内，应加强支护，所有支柱必须符合规定，单体支柱棵棵测压，初撑力达到90KN以上。
2.工作面内支架接顶严实，初撑力符合要求，≥24MPa，梁端面距不超过规定，煤壁松软时及时超前移架并伸出护帮板。
3.初采期间每班指派有经验的老工人观察顶板，三班班长向调度汇报顶板情况。
4.严格控制工作面采高，严禁超高，加强工作面工程质量。
5、顶板破碎或片帮严重时把支架伸缩粱伸出，能移超前架时要及时移超前架，顶板破碎严重时，要提前做好1-2档的超前。
6、工作面特殊支护齐全，工作面控顶区和两道不得出现面积1×1m的顶板无支护区。
7、工作面切顶线往后严禁任何人员进入，防止顶板事故发生。
8、工作面初采期间应加强矿压观察，做好记录，工作面初次来压后，需经有关部门签字批准后方可认为初采结束。
9.工作面在回采过程中，上下巷隅角悬顶面积的不得超过10m2,超过时采取人工强制放顶。
10、其它安全注意事项按照《4104工作面回采作业规程》、《各岗位操作规程》中的有关条款执行。
第三节初放安全技术措施
一、煤层顶底板岩性
该煤层顶板基本顶板多为中、细粒砂岩老顶，厚度1.80～6.89m平均3.72m，直接顶为中、细砂岩，厚度1.65～8m，平均4.825m，岩性特征：
灰白色，水平层理，较坚硬，顶板冒落性属中等，为Ⅱ类顶板。
煤层底板底板多为泥岩及砂质泥岩，厚度2.87-7.3m，平均厚度5.01m，灰白色，性脆易碎、易风化。
井田内各可采煤层顶板条件类型根据钻孔揭露，叙述如下：
2009年12月，该矿采取4-1号煤层顶底板委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行了岩性力学性质试验，另外，2006年补勘工作在补2号孔对4-1、6号煤层顶板进行了岩石物理力学试验，试验结果为：
4-1号煤层砂岩顶板抗压强度34.3～97.1MPa，平均65.7MPa，抗拉强度2.0～2.9MPa，平均2.45MPa。
砂质泥岩底板抗压强度37.3～62.7MPa，平均50MPa，抗拉强度0.4～1.0MPa，平均0.7MPa。
1、岩石力学试验结果汇总表
煤
层
顶底
板
抗压强度
（MPa）
抗拉强度
（MPa）
抗剪强度
（MPa）
坚固
系数
视密度
g/cm³
4-1号
顶板
34.3-97.1
2.0-2.9
8.3-13.7
4-10
2.3-2.5
底板
37.3-62.7
0.4-1.0
8.8-6.5
4-6.5
2.4-2.6
2、顶底板岩石物理力学实验成果表
煤层号
4号煤层
顶板
底板
抗压强度（MPa）
95.2
78.4
抗剪强度（MPa）
18.33
老顶分级指标表
老顶分级
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
老顶来压显现
不明显
明显
强烈
非常强烈
Iva
IVb
分级指标
Pe≤895
895＜Pe≤975
975＜Pe≤1075
1075＜Pe≤1145
Pe＞1145
Pe-------老顶初次来压当量；（Kpa）
Lf------老顶初次来压步距（取70m）
N--------直接顶充填系数；N＝hi/hm
hi----------直接顶厚度，m（取9m）
hm----------煤层采高，m（取3.2m）
Pe＝240In（Lf）－15.5N+52.6hm
＝241.3×In（70）－15.5×2.8+52.6×3.2
＝240×4.25－43.4+168.32
=1020-43.4+168.32
＝1150.445（Kpa）
根据老顶分级表，4104工作面老顶来压等级为Ⅳ级强烈顶板，在工作面初放期间，老顶的初次来压对工作面人员安全和设备构成非常严重的威胁，因此工作面在初放期间必须对老顶采取强制放顶措施，即：
通过爆破使老顶沿着炮孔布置方向产生裂隙，形成爆破弱面，破坏了老顶的完整性，随着工作面向前推进，老顶呈悬臂梁状态，在采空区上方岩体重力作用下，老顶从裂隙处开始垮落，缩小老顶初次来压步距，避免综放工作面初放期间老顶大面积垮落形成的危害，降低老顶垮落强度，确保4104综采工作面初次放顶期间的顶板安全。
二、爆破作用的机理
当炸药在岩体中爆炸时，以爆炸点为中心，岩体受到不同程度的破坏，影响范围由里向外分为三个区域。
1、压碎区：
岩体压碎并产生较大的塑性变形，结构完全被破坏。
2、裂隙区：
岩体在拉伸应力作用下发生塑性滑移，形成辐射状裂隙，有时在径向裂隙之间形成环状的切向裂隙。
3、震动区：
只发生质点震动，岩体不受破坏。
其中裂隙区是爆破所要控制的主要区域。
根据爆破理论，炸药爆炸后，形成裂隙区半径为
其中P2为孔壁初始冲击压力峰值
式中：
ρ0为炸药密度（10KN/m3）,ν为泊松比（0.25）D1为炸药爆速（乳化炸药为2800m/s），σr为岩石的抗拉强度（2.5MPa），a为应力波衰减指数（a=2-b=1.67）,n为压力增大倍数（取12），rc为药卷半径（药卷半径取25mm），rb为钻孔半径（钻孔半径取32mm），经计算，得
（MPa）
（mm）
4、炮眼深度的确定
炮眼深度：
根据顶板厚度8-10m，炮眼角度35°，确定眼深为15m。
5、爆破参数的确定
根据4104工作面顶底板条件，确定实施爆破法进行强制放顶，工作面在设备安装前已经提前布置了炮眼,切眼内布置31个炮眼，溜子机头、机尾各2个，共计35个。
当工作面推出切眼3～5m后，从机尾向机头依次装药爆破。
溜子机头、机尾各2个待支架推出切眼后进行爆破。
附：
强制放顶炮眼布置图
三、装药、爆破
1、爆破参数:
眼孔直径65mm，炸药采用二级煤矿许用乳化炸药，规格Φ50mm×500mm，重量为0.8kg/卷，工作面每眼装药20卷（16kg），共计35个炮眼。
雷管采用煤矿许用毫秒延期电雷管。
装药量：
按装药密度为1.6kg/m计算装药；炮泥采用黄泥制作。
封孔长度不得小于孔深的1/3。
联线方式：
为串并联，起爆方式采用毫秒延期电雷管引爆导爆索起爆，起爆器型号为MFB-100型。
初次放顶炮眼爆破参数表
仰角
（°）
垂高
（m）
眼深
（m）
封孔
长度
（m）
装药
长度
（m）
装药量
（kg）
孔径
（mm）
35°
8.6
15
5
10
16.0
Ф65
注：
装药量总计560kg。
2、装药结构：
装药结构采用连续不耦合装药，辅以煤矿许用导爆索正向起爆。
装药结构装药结构见下图。
3、爆破方式
爆破采用毫秒延期爆破，每个炮孔内装入同一段别的电雷管2发，起爆方式采用毫秒延期电雷管强力导爆索起爆，联线方式为串并联。
一次装药一次起爆，一次起爆数量2组孔，一次起爆药量总和不超过35Kg。
四、装药、爆破前后安全注意事项
1、装药与封孔
a、初次放顶炮眼在装药前，必须验收炮眼质量，符合要求后方可装药。
b、装药前，必须先用炮棍插入孔底验孔，并记录好孔深，确认无问题后，方可装药，装药时，不得装底药，当孔深遇特殊情况达不到规定长度，酌情减少药量，但封泥长度不变。
C、装药时，要仔细检查导爆索，特别是导爆索是否有空心，若是有空心或有破口，严禁使用。
d、必须使用专用炮棍，可使用Ф38mm，无抗静电塑料筒包
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