6煤回风上山岩巷作业规程.docx
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6煤回风上山岩巷作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
6煤回风上山（岩巷）。
2、掘进目的及用途
目的：
形成6煤回风上山（岩巷）。
用途：
满足矿井通风、运输、管线敷设的要求。
3、巷道设计长度和服务年限
设计长度：
1156m。
服务年限：
30年。
四、预计开工、竣工时间
施工巷道长1156m，本巷道自2015年3月上旬开工，预计2016年5月竣工。
五、巷道平面布置
附图
（一）：
6煤回风上山（岩巷）平面布置图；
附图
（二）：
6煤回风上山（岩巷）剖面图。
第二节编写依据
一、编制依据
《6煤回风上山（岩巷）设计与地质说明》
二、其它技术规范
1、《煤矿安全规程》
2、《煤矿作业规程编制指南》
3、《各工种操作规程》
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及临近采区开采情况
本工作面位于工业广场北侧山地，地表标高约1152.0～1197.2m。
工作面与6煤胶带上山、6煤轨道上山相邻。
详见附图（三）：
井上下对照图。
（表一）井上、下对照关系情况表
水平名称
+450m水平
巷道名称
6煤回风上山（岩巷）
地表标高/m
+1152.0～+1197.2m
井下标高/m
+499～+610m
地面相对位置
紫金煤业基建井工业广场北侧山地
井下相对位置及掘进巷道的影响
工作面位于风井北侧，与6煤回风上山（煤巷）、6煤胶带上山及6煤轨道上山相邻。
临近采区、巷道对掘进巷道的影响
临近采区、巷道对掘进巷道无影响。
第二节地质构造
本巷道掘进范围内煤岩层整体为单斜构造，走向25～30°、倾向115～120°、倾角0～13°。
根据三维地震勘探资料显示，工作面掘进前方可能发育有F10-2断层，断层落差为5-10m,倾角67°，由于勘探不足，对地质构造的控制程度不够，掘进前方不排除有其它小型向斜或断层等地质构造发育，施工过程中如遇异常情况（帮顶淋水、瓦斯涌出量增大）时，应立即停止掘进并向矿调度和地测防治水科汇报。
第三节水文地质
一、水文地质情况：
工作面所穿（煤）岩层为二叠系下统山西组地层。
从区域上来看，工作面主要受二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组碎屑岩裂隙含水层与石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶碎屑岩类裂隙含水岩组及奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水影响。
二叠系下统山西组碎屑岩类裂隙水主要为K8含水层，K8砂岩裂隙水为工作面顶板直接充水水源。
含水层以中-粗粒砂岩为主，厚度较大，但区内变化大，补给条件差，单位涌水量0.00963L/s.m，渗透系数0.0279m/d，富水性弱。
在构造正常地段，该充水水源对工作面掘进影响相对较小，但在断层、陷落柱发育地段对工作面掘进有一定影响。
石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶水主要指太原组的K2、K3、K4三层灰岩裂隙岩溶水，根据井田内抽水试验资料看，单位涌水量为0.00268L/s.m。
另外，从简易水文情况看，钻孔消耗量变化不明显。
K2、K3、K4灰岩，单层平均厚度1.3-2.91m，水位埋深90.0-175.01m，单位涌水量0.002-0.02l/s·m。
富水性弱。
奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水，该含水层主要为奥陶系峰峰组与上、下马家沟组含水层。
井田内没有出露，属埋藏型；根据区域资料，含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为主，一般情况下奥陶系中统上、下马家沟组岩溶发育，富水性强，峰峰组灰岩富水性相对较弱。
根据《山西煤炭运销集团晋中紫金煤业有限公司基建井首采区带压开采安全性评价及安全技术措施报告》分析，6号煤层底板泥岩、砂岩、灰岩的Kp值（隔水岩柱岩体抗拉强度）平均1.2MPa～4.8MPa。
Kp按最小值1.2MPa计算，6号煤层到太灰含水层之间的安全隔水层厚度为12.86m，按最大值4.8MPa计算，得出的太灰含水层安全隔水层厚度为6.48m。
Kp按最小值1.2MPa计算，得出的6号煤层到奥灰含水层之间的安全隔水层厚度为11.61m，按最大值4.8MPa计算，得出的奥灰含水层安全隔水层厚度为5.85m。
根据2010年山西地科勘察有限公司地质勘探中钻孔资料统计分析，6号煤层底板到太原组灰岩（K4）之间的隔水层在28.9~57.15m之间，到奥陶系峰峰组顶板之间的隔水层厚度在141.1~176.7m之间。
因此，6号煤层实际最小隔水层厚度都远大于安全隔水层厚度。
综上所述，本工作面在不受断层、陷落柱等构造影响的地段，虽然存在突水威胁，但危险不大。
只有在断层、陷落柱等构造发育地段，太原组灰岩岩溶裂隙含水层突水危险较大。
工作面掘进范围内奥灰水水位推测在770m左右。
工作面标高在491.2~530.0m之间，工作面该区域突水系数T<0.06MPa/m，根据《山西煤炭运销集团晋中紫金煤业有限公司基建井首采区带压开采安全性评价及安全技术措施报告》划分为突水危险性小区，但在断层、陷落柱等导水构造，为突水危险区。
二、岩浆侵入体、陷落柱及河流冲刷情况：
预计本工作面区域内无火成岩侵入体、及河流冲刷；但井田内陷落柱较发育，可能有陷落柱存在。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
本工作面为岩掘巷道，巷道布置在6#煤层底板岩层中（顶板与6#煤层法距5-10m），按设计给定中腰线进行掘进，从6煤轨道上山G20点右前方6m位置开口，初始标高为+503.640m，开口处坐标（4194315.856,19661394.435）；该巷道设计长度1156m。
根据每循环打顶板探孔的实际情况自行适当调整底板岩巷的坡度，使巷道顶板与煤层底板保持5-10m间距。
附：
巷道断面和技术特征及工程量表
表
（二） 巷道断面和技术特征及工程量表
巷道
名称
类别
煤岩别
支护
形式
坡 度
巷道断面
（㎡）
工程量（m）
备注
6煤回风上山（岩巷）
回采
岩石
锚网喷
0°
S荒=13.59
S净=12.22
40
6煤回风上山（岩巷）
回采
岩石
锚网喷
沿层
S荒=13.59
S净=12.22
1116
合 计
1156
巷道布置详见设计施工平面图及巷道断面图。
第二节矿压观测
一、观测对象：
6煤回风上山（岩巷）。
二、观测内容：
锚杆、锚索的载荷及锚固力。
三、观测方法:
锚杆预紧力随时进行检查，每300根锚杆或300根以下抽样一组（三根）进行检查，拱部锚杆拉拔不小于80KN，巷帮锚杆拉拔不小于60KN，锚索拉拔不小于120KN。
四、数据处理：
采取边施工、边观测，及时对数据加以分析、判断，并把观测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
6煤回风上山（岩巷）采用半圆拱断面，锚杆＋金属网＋喷砼联合支护，如果围岩破碎加打锚索补强支护。
巷道断面规格：
6煤回风上山（岩巷）：
S荒=13.59㎡
S净=12.22㎡
二、支护方式
（一）顶板超前接顶临时支护装置
1、超前支护采用DW-250/100的单体点柱挑起金属网接顶作为超前临时支护，即每循环后在首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根单体带帽点柱，挑起金属网接实顶板形成临时支护。
单体点柱的间距1.8m。
2、护迎面帮装置
迎面围岩破碎时需在迎面打2-3根锚杆，挂1～2片Φ6×1000×2000mm的钢筋网进行保护，防止掉矸伤人。
（二）永久支护
根据石家庄设计院提供的施工图纸，巷道永久支护方式采用锚杆＋金属网＋喷砼进行联合支护，锚杆采用螺纹钢式树脂锚杆。
支护参数确定如下：
6煤回风上山（岩巷）参数：
1、锚杆间距为800mm，排距为800mm，与巷道中心对称布置。
2、喷砼支护：
混凝土强度等级C25，喷厚150mm；
3、水沟规格：
净断面300mm*300mm，壁厚100mm，混凝土强度等级C15。
通用支护参数：
1、纯外露长度（锚杆从螺母外算起）：
锚杆外露10～40mm。
2、锚固力：
拱部锚杆不小于80KN，帮锚杆不小于60KN，锚索不小于120KN。
3、螺母扭矩：
拱部、帮部锚锚杆不小于100N·m。
4、锚索纯外露长度（从锁具外算起）：
150mm～250mm。
5、铺设金属网Φ6-1000*2000mm，网格距100mm×100mm；
金属网搭接100mm。
（三）按悬吊理论计算锚杆参数
以4.9m毛宽为例，计算锚杆参数
1、锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中：
L——锚杆长度，m；
H——冒落拱高度，m；
K——安全系数，一般取K=2；
L1——锚杆锚入稳定岩层深度，一般按经验取0.4米；
L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.14米。
其中：
H=B/（2f）
H=B/（2f）=4.9/（2×5）＝0.49m
式中B——巷道开掘宽度，取4.9m；
f——普氏系数，砂岩取5。
则：
L=2×H+0.4+0.14=2×0.49+0.4+0.14=1.52m
通过以上计算，巷道帮拱部锚杆选用直径22mm、长度2000mm的螺纹钢式树脂锚杆均能满足计算要求。
2、锚杆间、排距计算：
设计时令间距、排距均为a，则a=（Q/KHγ）1/2
式中：
a——锚杆间排距，m；
Q——锚杆设计锚固力，64KN/根；
H——冒落拱高度，根据计算取：
0.49m；
γ——被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m3；
K——安全系数，一般取K=2。
a=[64/（2×0.49×19.992）]1/2≈1.81m
通过以上计算，确定锚杆间排距800mm×800mm完全满足支护需要。
（四）锚索加强支护
施工过程中对围岩破碎地段采用锚索加强支护
1、锚索长度计算：
L=La+Lb+Lc+Ld
式中L——锚索总长度，m；
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2m；
Lc——托盘及锚具的厚度，取0.07m；
Ld——需要外露的张拉长度，取0.3m；
按GBJ86—1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：
La≥K×（d1?
a/4?
c）
式中K——安全系数，取K=2；
d1——锚索锚索直径，以工程技术科下发的联系书为准；
?
a——锚索抗拉强度，N/mm2（1920MPa，合1883.52N/mm2）；
?
c——锚索与锚固剂的粘和强度,取10N/mm2；
2、锚索倾角：
锚索垂直于顶板安装。
3、锚索数目的计算：
N=K×W/P断
式中N——锚索数目；
K——安全系数，一般取2；
P断——锚索的最低破断力530KN；
W——被吊岩石的自重，KN。
W=B×∑h×∑γ×D
以施工过程中实际巷道毛宽计算锚索根数；
B——巷道开掘宽度，
∑h——悬吊岩石厚度，取2m；
∑γ——悬吊岩石平均容重，19.992KN/m3；
D——锚索间排距，以工程技术科下发的联系书为准。
巷道断面图及巷道支护详见附图：
附图（五）：
6煤回风上山（岩巷）巷道断面图
附图（六）：
6煤回风上山（岩巷）锚杆支护仰视图
附图（七）：
最大、最小空顶距及临时支护示意图
第四节支护工艺
一、支护材料
1、锚杆：
采用Φ22mm×2000mm的螺纹钢式树脂锚杆。
2、每根锚杆使用Z2360型锚固剂两卷。
3、锚杆托盘均采用150mm×150mm×10mm的铁托盘。
4、锚索选用Φ17.8mm，长为6300mm钢绞线（以实际施工过程中工程技术科下发的联系书为准）。
5、锚索托盘采用300mm×300mm×10mm的铁板制成，并在托盘中心位置钻一个Φ20mm的圆孔。
6、锁具：
KM18锚索锁具。
每根锚索使用Z2360型锚固剂三卷。
7、金属网：
采用Φ6mm钢筋加工的金属网，规格尺寸：
1.0m×2m，网格距100mm×100mm。
（表三）支护材料规格表
序号
材料名称
型号
材质
单位
备用数量
备注
1
锚杆
Φ22×2000mm
螺纹钢
根
100
料场要备用可供两天使用的支护材料，料场随工作面一起前移，与工作面最大距离200米。
2
锚固剂
Z2360
树脂
根
200
3
铁托盘
150×150×10mm
钢板
块
150
4
金属网
1.0m×2.0m
钢筋
片
75
二、临时支护工序及要求
1、顶板临时支护工序及要求
（1）顶板临时支护工序：
①作业人员站在永久支护下，首先用不小于2.0m撬棍处理顶板、两帮及迎面的浮石、险块，敲帮问顶时要由外向里、由两侧向中间进行。
作业时设专人监护顶板。
②作业人员在永久支护的掩护下，然后将事先联好的金属网用12＃铁丝将相邻网每300mm一道联好，网扣不少于三圈。
然后挑起金属网，在距首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根液压单体点柱，单体上方用木托盘或木板做顶帽，将金属网挑起接顶形成临时支护。
（2）顶板临时支护的要求：
单体点柱打在距工作面首排支护前方不小于0.6m的顶板上，根据现场实际情况至少打两根单体点柱，单体上方加顶帽，顶帽使用500×200×50mm的木托盘或木板，点柱间距为1.8m（硐室及小断面巷道可适当减小点柱间距）。
单体点柱要打在实底上，无法打在实底上时需加木垫垫牢、垫实。
（3）如施工遇地质构造单体点柱临时支护不能保证有效护顶等特殊情况，临时支护采用打超前锚杆方式。
超前锚杆打入距永久支护300-500mm的掘进前方稳定岩层内，每循环打2根超前支护锚杆，间距1.6m，角度上倾45°～60°，根据顶板围岩情况可增加1-2根超前支护锚杆，锚杆规格为φ22*2000mm，每根锚杆用一个药卷。
2、迎面临时支护工序及要求
（1）迎面临时支护工序：
①、作业人员站在临时支护下，首先用不小于2.0m撬棍处理迎面的浮石、险块，作业时设专人监护顶板。
②、在迎面打护帮眼，护帮眼施工完毕后，挂1～2片Φ6×1000×2000mm的钢筋网进行保护，防止掉矸伤人，锚杆螺母必须拧满扣。
（2）迎面临时支护要求：
要求护帮锚杆布置均匀，打在迎面的中上部或煤岩松散易发生片帮的部位，特殊情况下，可视迎面煤壁状态适当调整护帮锚杆的位置及数量，确保有效护帮。
三、永久支护工序及要求
（一）锚杆安装工序及要求
1、永久支护工序：
（1）打锚杆眼前必须标定锚杆间排距眼位，打拱部锚杆时必须由外向里、由中间向两边，先施工完中间锚杆后，再依次由中间向两侧交叉施工。
打帮锚杆时按从上到下的顺序进行。
帮顶锚杆施工严格按巷道支护布置图要求进行施工。
（2）锚杆安装工艺流程：
帮、顶处理浮石→顶板临时支护→测量宽度，定中心眼位→施工中心眼→装药卷→安锚杆→搅拌药卷→紧固锚杆。
（3）拱部锚杆与帮锚杆施工顺序：
先施工拱部锚杆，帮锚杆滞后拱部锚杆不超过6排。
（4）拱部锚杆采用MQT-85锚杆机施工，使用Φ27mm的钻头。
帮锚杆采用YZ-28凿岩机施工。
（5）锚杆安装完成后进行喷浆，喷浆时必须预留不小于200mm金属网，便于下一网片搭接。
2、永久支护的要求：
（1）打锚杆眼：
打眼前，首先严格按中心检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前按照由外向里、先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，处理活矸、危岩，确认安全后方可作业。
锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm。
拱部锚杆采用锚杆机施工，帮锚杆采用凿岩机施工，钻头使用Φ27mm的钻头。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，严格按锚杆长度打锚杆眼。
打眼应按由外向里、由中间向两侧，先顶后帮的顺序依次进行。
打锚杆时，可分两组在两侧同时施工，但两组施工人员应保持1m以上的距离，施工人员必须在临时支护下施工拱部及上部帮锚杆。
（2）安装锚杆：
先把树脂锚固剂送入眼中，随后将锚杆插入锚杆眼内，将锚固剂送入眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上锚杆钎尾，锚杆钎尾另一端插入锚杆钻机上。
开动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间大于30s，锚固时间为1-2min，待锚杆锚固后，方可撤去锚杆机。
（3）拱部锚杆垂直顶板布置，打拱部锚杆时必须按从中心到两侧的顺序进行，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m。
（4）帮锚杆排排平行且垂直岩面布置，打帮锚杆时必须按从上到下的顺序进行，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m，帮锚杆可滞后工作面6排安装。
施工中如发现两帮围岩松软、易碎时，帮锚杆紧跟工作面。
（5）联网要求：
金属网搭接100mm，相邻网每隔300mm用12#双股铁丝连接一道，网扣拧紧不少于3圈。
（二）锚索安装工序及要求
当地质构造复杂围岩破碎时，锚杆支护不能满足安全要求时，要补打锚索。
1、安装工序：
（1）当巷道按设计要求支护合格后，用锚杆钻机湿式打眼。
（2）安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的或过有效期的严禁使用。
（3）两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到眼底。
装锚固剂时，用锚索顶住树脂锚固剂轻轻送入。
注意不要用力过猛更不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
（4）锚索下端安上钎尾，再将钎尾尾部插入锚杆钻机上。
（5）一人扶住锚杆机、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，搅拌时间不小于30s，确保搅拌均匀。
（6）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约1-2min，然后收回锚杆机。
（7）操作人员将锚索托盘及锁具套在锚索上，然后两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手握住把手进行张拉，张拉千斤顶行程结束，换向回程，继续进行张拉，张拉时注意观察压力表读数达到设计预紧力后（压力表读数达到37MPa），迅速换向回程，卸下张拉千斤顶。
（8）卸下张拉千斤顶时注意用手接住，避免坠落。
2、技术要求：
（1）掘进施工中如发现顶板岩层松软易碎，易发生片帮、掉顶时，及时补打锚索进行加强支护。
（2）锚索孔深误差控制在0～30mm。
（3）锚索外露长度150-250mm。
（4）锚索施工10-15min后进行预紧，锚固力不小120KN。
锚索机油泵压力表显示不小于37MPa。
（5）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打锚索重新锚固。
（6）实际施工过程中锚索长度、间排距根据工程技术科下发的补强支护联系书为准。
四、巷道工程质量规定
（表四）施工质量标准
项目
设计尺寸；技术要求
允许偏差（mm）
巷道净宽（中宽）mm
4600；4600
合格
巷道中线左右
0～+200
优良
巷道中线左右
0～+150
巷道净高（中高）mm
3000；3000
合格
0～+200
优良
0～+150
螺母扭矩（N·m）
顶
＞100
符合设计
帮
＞100
符合设计
锚杆间排距
（mm）
顶
800×800
合格±100
优良±50
帮
800×800
锚杆锚固力
（KN）
顶
＞80
符合设计
帮
＞60
符合设计
锚杆角度
（°）
顶
垂直顶板
合格±5°
优良±2°
帮
垂直巷帮
锚杆纯外露长度
（mm）
顶
10～40
符合设计
帮
10～40
符合设计
锚索（mm）
锚固力
120KN
符合设计
外露长度
150～250
符合设计
网片联接
符合要求
锚杆（索）构件
构件齐全，禁用非标准件
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工准备
1、完善局部通风及供电系统。
2、延接风水管路、排水管路，完善排水系统。
3、安装调试绞车、耙斗装岩机、胶带运输机。
4、按设计给定中心、腰线进行掘进。
二、施工顺序
1、巷道施工顺序：
在6煤轨道上山G20点右前方6m处开口，以0°坡度掘进40m，到位后沿层掘进直至与东翼底板岩巷贯通。
2、巷道采用钻爆法施工，打眼前按中腰线，画出轮廓线，标定眼位，采用多打眼、少装药、重掏心、轻剥皮的中深孔光爆爆破技术。
3、掘后先施工锚杆网支护，初喷50-70mm，初喷紧跟工作面，阶段性复喷，初喷与复喷距离不大于50m，复喷达到设计厚度150mm。
4、开口处施工方法：
画出轮廓线，标定眼位，开口向里5m范围内，采取小循环作业，循环进尺1m，永久支护紧跟工作面，最小空顶距0.3m。
第二节施工工艺
一、凿岩方式：
采用YZ-28凿岩机、Ф22×2000mm、Ф22×2200mm钎杆湿式打眼。
二、循环进尺及空顶距：
正常掘进施工时，最大循环进尺1.8m，最大空顶距2.1m，最小空顶距0.3m；施工中如果顶板破碎，循环进尺缩至0.8m，最大空顶距1.1m，最小空顶距0.3m。
三、工艺流程
1、生产工艺流程
接班、延伸中、腰线、点眼位→打上部炮眼→扒矸→打下部炮眼→装药连线→爆破→临时支护→拱部打锚杆挂网→扒矸→打下部锚杆→喷浆（进入下一循环）。
2、检修前准备→检修绞车、耙斗装岩机、胶带运输机→试运转→检修完毕。
第三节爆破作业
一、爆破影响因素
岩石的性质、巷道断面、通风方法、瓦斯含量、掏槽方式、周边眼与设计轮廓线关系、循环进度、炸药的种类、雷管的型号、炮眼利用率、炸药、雷管消耗量等。
二、爆破要求
（1）爆破后巷道尺寸要符合设计要求。
（2）爆破后围岩震动小，利于维护,成型要符合光面爆破标准。
（3）巷道宽度超挖中线一侧不超过100mm，不允许欠挖。
（4）巷道严格按中腰线施工。
三、循环进度的确定
用2m、2.2m钎杆打眼，最大循环进度为1.8m；顶板破碎时，循环进度为0.9m。
四、装药方式
使用煤矿许用三级乳化炸药、矿用毫秒延期电雷管，1～5段，
脚线长3m；正向装药，见附图：
起爆方式：
一次打眼，一次起爆。
联线方式为串联。
炮眼封泥为水炮泥和黄土炮泥，封泥长度不小于0.5m。
五、爆破网络阻值计算：
6煤回风上山（岩巷）炮破网络阻值计算
（1）施工6煤回风上山（岩巷）断面布置炮眼58个。
根据实际检测每个电雷管的阻值取6Ω，200m长爆破母线的阻值为20Ω，爆破时网络的阻值不应超过计算阻值的10％。
将58个电雷管串联。
炮眼的电雷管串联的阻值为：
R1=6n=6¡Á58=348Ω
加上爆破母线的阻值20Ω，整个爆破网络的阻值为：
368Ω
爆破时该网络的阻值不应超过的数值为：
368+368¡Á10％=404.8Ω
（2）当实测值与计算值误差在10%范围内即属于正常，可以放炮。
六、爆破说明书
一、6煤回风上山（岩巷）爆破说明
1.爆破原始条件表
序号
名称
单位
数量
备注
1
净断面
m2
12.22
2
掘进断面
m2
13.59
3
岩石条件
f
4～10
4
雷管
毫秒延期电雷管
5
Φ32乳化炸药
kg/卷
0.2
煤矿许用三级炸药
2．爆破参数表
炮眼
名称
编号
炮眼
深度
（mm）
炮眼
角度（°）
每眼装药量
合计
装药量（kg）
水泡泥
用量
（个）
爆破顺序
联线方式
卷
质量（kg）
掏槽眼
1～4
2200
90
76
5
1
4
4
Ⅰ
串
联
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