21603底抽巷54.docx

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21603底抽巷54

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称：

21603底抽巷

二、巷道用途及掘进目的：

巷道用途及目的是抽放21603工作面瓦斯。

三、巷道设计长度及服务年限：

21603底抽巷设计长度共约1346米。

服务年限：

5年。

四、巷道掘进范围内已有的采掘情况：

21603底抽巷南西临21604底抽巷及二采三中反石门，上部为二采回风下山、二采轨道下山、二采皮带下山。

第二节编写依据

一、2013.5.4技术科下发的《二采辅助下山（局部）及巷道关系图》

二、2013.5.4地测科提供的《21603底抽巷地质设计》

三、地测科提供的21603底抽巷钻孔探测循环批掘报告单

四、2013.5.4通防科提供的《21603底抽巷通风系统设计》《21603底抽巷监测监控设计》

五、2013.5.4机电科提供的21603底抽巷供电设计

六、《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》、《二0一三年矿井灾害预防及处理计划》

第二章地质水文情况

第一节地面相对位置及临近采区开采情况

采区名称:

二采区。

巷道名称：

21603底抽巷。

巷道长度：

21603底抽巷巷道长约1346m。

地面标高：

+1225m～+1263m。

煤层底板标高：

+911.8m～+942.7（18煤）。

井下位置及掘进对地面的影响：

井下位于二采区东北翼，巷道距离Z4-2钻孔76m，J3-5钻孔21m，距离Z3-3钻孔32m，距离Z2-4钻孔20m。

地面无建筑，掘进对地面无影响。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

开门点层位为L9上灰岩底板粉砂岩，为深灰色粉砂岩，呈互层状，水平层理发育；巷道按设计将以L9上灰岩为顶板前掘，该区域层位自上而下依次为：

L9上灰岩层位，厚约0.9～1.3m，f=6～8；L9上灰岩底板粉砂岩，厚约3.4～4.2m；L9下灰岩层位，厚约3.6～6.0m，f=6～8。

煤层埋藏深度：

该区域18煤埋深为228～290m。

矿井瓦斯等级：

高瓦斯突出矿井。

煤尘爆炸指数：

18煤无煤尘爆炸危险性

煤层自燃发火：

18煤属不易自燃煤层。

第三节地质构造

该区域地层未发育古河流冲刷、岩浆岩侵入体及陷落柱；地质构造相对较简单，为单斜构造，沿44°方向煤岩层2～6°下降，巷道前掘可能揭露F17逆断层（H=0-20m）,F52正断层（H=0-10m）及F26正断层（H=0-30m）。

第四节水文地质

巷道直接充水水源为L9灰岩水及18煤层顶、底板砂岩水，间接含水层为16煤顶板砂岩及L9下灰岩。

18煤顶、底板为灰色细粒砂岩，含裂隙水，富水性弱，补给条件差，以静储量为主，充水途径为裂隙；L9上灰岩厚约0.9～1.3m，平均厚1.2m，富水性中等，以静储量为主；16煤顶为灰～深灰色细粒砂岩，含裂隙水，富水性弱，补给条件差，以静储量为主，充水途径为裂隙；L9下灰岩厚约3.4～6.0m，平均厚4.2m；为巷道掘进期间的主要充水水源，巷道前掘局部顶板可能出现淋水，前探钻孔可能出现涌水。

预计掘进期间正常涌水量为2～8m3/h，最大涌水量为15m3/h。

主要防治水措施：

1、完善排水系统，掘进过程中确保水泵及排水管路紧跟迎头

2、经常对排水系统进行检查维修，保证排水设备完好，并保证综合排水能力不低于22.5m3/h以上.

第五节瓦斯地质

根据瓦斯地质图资料显示，该区域18煤层瓦斯含量值为16～22cm3/g.r（12.48～17.16m³/t），属高瓦斯含量区，随巷道前掘瓦斯含量值先逐渐增大后再逐渐减小，施工过程中需加强瓦斯检测工作。

第六节柱状图及剖面图

附图1：

21603底抽巷巷道剖面图

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

21603底抽巷开门点位于二采区三中车反石门S2控制点向前41.403米处，（S2点向前41.403米为21603底抽巷皮带机头加宽段巷道中心线），左拐91°39′开口施工20.103米平段（其中包括皮带机头段15米大断面），然后再按-10°下山施工并揭露L9上灰岩，最后沿着L9上灰岩底板掘进施工21603底抽巷，巷道总设计长度约为1346米。

当巷道皮带机头加宽段掘进到位后，应先左拐按55°施工1#辅助下山联络巷。

具体布置详见《21603底抽巷巷道平、断面图》

附图2：

21603底抽巷巷道平面图

第二节矿压观测

一、观测对象

在断层两盘、交叉点、硐室口，顶板压力较大、顶板破碎或上级指定地点安装顶板离层仪，以观测顶板变化情况。

二、观测内容及测试手段：

1、巷道表面位置，监测巷道围岩相对变形量，判断巷道围岩的稳定性，采用巷道内设置基点，用钢尺进行测量。

2、顶板离层监测，日常监测主要监测顶板变形，采用简便、易读并具备直观视觉变形显示功能的顶板离层仪，根据安装的顶板离层仪观测，深基点、浅基点下沉量，以便于井下人员随时了解顶板活动情况。

3、监测顶板的稳定状况，及时采取安全加固措施。

在巷道顶板上安装顶板离层仪，监测顶板的离层状况。

4、锚杆拉拔力监测，采用锚杆拉力计监测锚杆的安装质量及其锚固力。

5、锚索预紧力、锚固力采用锚索涨拉器具监测锚索的安装质量、锚固力。

三、测点布置及观测要求

1、锚索的施工应符合设计预紧力的要求，锚索涨拉器具应完好，压力显示要准确，每施工20根锚索应进行一次预紧力检测。

2、矿压观测资料要整理分析，以便及时采取加强支护措施，确保巷道施工安全。

3、迎头100m以内的顶板离层仪由班长或工区管理人员每班观测记录一次；迎头100m以外的顶板离层仪由技术员每周观测记录1次,并进行分析。

4、顶板离层仪显示离层≥100mm或离层速度≥40mm/d及部分锚杆托盘被压反及锚索托盘变形时，采取补打锚索或架棚措施，并汇报技术科，情况紧急时立即撤出人员，汇报调度室。

四、数据处理

施工单位技术负责人对当天汇总的监测数据及时处理分析，发现异常时需将异常现象、原因、危害、对策建议向技术科、调度室及分管副总工汇报，由分管副总工主持分析，根据分析结果提出措施和对策并组织落实。

第三节支护设计

一、巷道断面

21603底抽巷为三心拱断面、矩形断面，根据21603底抽巷设计图纸要求，支护方式原则上为锚杆支护，在巷道开口段若出现顶板破碎，则采取锚网喷联合支护；沿L9上灰底板掘进时，则只在顶板巷道中心线上支护一根锚杆，当L9上灰厚度小于1.2m时，锚杆间距1.1m，大于1.2m时，锚杆间距为1.2m。

当遇顶板破碎、裂隙发育、断层构造带等异常地段时，则进行锚网梯支护，锚杆间排距为900×900mm，并采取束喷封闭，喷浆厚度为50mm，必要时采取其他方式进行加强支护（例如：

打锚索）。

21603底抽巷开口15米平段（皮带机头段）掘进断面为：

宽×高=5000×3400m，净断面：

宽×高=4800×3300m，S掘=15.6m2、S净=14.7m2；21603底抽巷下山段掘进断面为：

宽×高=3600×2933m，净断面：

宽×高=3400×2833m，S掘=9.16m2、S净=8.23m2；21603底抽巷顶板倾斜时施工掘进断面为：

宽×高=3600×[（2800+X高帮）/2]m，净断面：

宽×高=3400×[（2700+X高帮）/2]m；顶板平整时掘进断面为：

宽×高=3600×2800m，净断面：

宽×高=3400×2700m，S掘=10.08m2、S净=9.18m2；（断面为三心拱、梯形、矩形，详见巷道支护断面图说明）。

二、支护方式

（一）、临时支护

采用吊挂前探支梁做为临时支护，前探梁用Ф76mm的钢管制作，长度3.5m，间距为顶板锚杆间距，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为可调式前探吊环，每根前探梁采用2个吊环悬吊（不少于2个吊点）。

临时支护要求是正确使用前探梁上满丝扣并增加前探梁背板，吊挂网片或初喷，严禁出现空顶作业。

当煤层比较软、破碎不稳定时，采用木点柱进行支护。

上、下山施工时前探梁必须有防滑装置并正确使用，防滑装置制作及使用方法如下：

前探梁两头各钻3个Φ20mm小眼孔，使用废旧钎子或锚杆制作防滑销穿在小眼孔内配合链条固定在顶板钢筋网上，前探梁与吊环间使用木楔楔紧。

顶板未永久支护前的所有作业必须在前探梁临时支护下进行，但严禁进行与支护作业无关的任何工作。

（二）、永久支护

21603底抽巷原则上采用锚杆支护作为永久支护，只在顶板巷道中心线上支护一根锚杆；除皮带机头段和下山段采用锚网梯支护作为永久支护。

巷道前掘过程中当遇顶板破碎、裂隙发育、断层构造带等异常地段时，则进行锚网梯支护。

支护材料为左旋高强度螺纹钢锚杆、树脂锚固剂和菱形网，按悬吊理论计算锚杆参数：

a、（3.6×2.7）m断面按悬吊理论计算锚杆参数：

1、按悬吊理论计算锚杆参数：

①锚杆长度计算

L=KH+L1+L2=1.44m

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——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；

L2——锚杆在巷道中的外露长度，0.1。

其中：

H=B/2f=0.42m

式中B——巷道开掘宽度，5m；

f——岩石硬度系数取6

②顶、帮部锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取

1.93m

式中a——锚杆间排距，m；

Q——锚杆最小锚固力，80KN/根

K——安全系数，一般取K=2；

H——冒落拱高度，0.3m

R——被悬吊砂岩的重力密度，25.48KN/m3

③锚杆直径计算：

根据杆体承载力与锚固力等强度原则，应用公式

15.05mm

式中R——被悬吊砂岩的重力密度，25.48KN/m3

a，b——锚杆间排距，800mm×800mm

h——被悬吊岩层的厚度，1.8m

k——安全系数，取2；

δ——锚杆屈服强度，330MPa。

④锚杆锚固长度计算

1.63m

式中L——树脂药卷长度，2×500mm；

L0——锚固长度，mm；

D——钻孔直径，28mm；

D1——树脂药卷直径，25mm；

D2——锚杆直径，20mm。

⑤锚杆锚固力计算

N=πφ2δ/4=103.62KN

式中N——锚杆锚固力,

δ——锚杆材料屈服强度，330MPa；

φ——锚杆直径，20mm。

经计算，N=103.62KN>80KN

B、（5×3.4）m断面按悬吊理论计算锚杆参数：

1、按悬吊理论计算锚杆参数：

①锚杆长度计算

L=KH+L1+L2=1.2m

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——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；

L2——锚杆在巷道中的外露长度，0.1。

其中：

H=B/2f=0.3m

式中B——巷道开掘宽度，3.6m；

f——岩石硬度系数取6

②顶、帮部锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取

2.29m

式中a——锚杆间排距，m；

Q——锚杆最小锚固力，80KN/根

K——安全系数，一般取K=2；

H——冒落拱高度，0.3m

R——被悬吊砂岩的重力密度，25.48KN/m3

③锚杆直径计算：

根据杆体承载力与锚固力等强度原则，应用公式

17.9mm

式中R——被悬吊砂岩的重力密度，25.48KN/m3

a，b——锚杆间排距，900mm×900mm

h——被悬吊岩层的厚度，2.0m

k——安全系数，取2；

δ——锚杆屈服强度，330MPa。

④锚杆锚固长度计算

1.95m

式中L——树脂药卷长度，2X500mm；

L0——锚固长度，mm；

D——钻孔直径，28mm；

D1——树脂药卷直径，25mm；

D2——锚杆直径，20mm。

⑤锚杆锚固力计算

N=πφ2δ/4=103.62KN

式中N——锚杆锚固力,

δ——锚杆材料屈服强度，330MPa；

φ——锚杆直径，20mm。

经计算，N=103.62KN>80KN

经以上验算，根据设计，采用以下支护参数：

巷道名称

断面形状

锚杆规格（mm）

顶间排拒（mm）

帮间排距（mm）

21603底抽巷皮带机头段及下山段

三心拱

顶帮φ20×2000

800mm×800mm

800mm×800mm

21603底抽巷

矩形

顶板φ20×2200

900mm×900mm

900mm×900mm

3、锚索：

锚索安装视巷道顶板情况而定，当顶部锚杆锚入稳定岩层的深度＜1m或顶板破碎、矿压显现明显及过断层时，打单排锚索加强支护，排距为2.4m，如顶板仍不能很好控制，打双排锚索加强支护，间排距1.6×2.4m。

锚索锚入稳定岩层的长度必须≥1m，锚索规格：

φ17.8×7000mm，预紧力为100KN，锚固力为200KN，破断力为380KN，否则更换长锚索（φ17.8×9000mm）。

锚索必须及时张紧，施工锚索时，锚索到迎头的距离不得超过2.4m。

（三）、特殊地段支护

1、根据顶板情况，除施工锚索、钢带等加强支护措施外，还可以在不影响运输的情况下，采取加木点柱进行加强支护。

2、当支护锚索不能有效控制顶板时，必须采取架棚等有效支护措施。

3、架棚施工方法：

⑴、全断面打眼—放炮—找顶、上前探梁、挂网—架棚—出矸

⑵、架棚施工顺序：

窜前探梁---上棚梁---背顶---挖腿窝---安棚腿---背实顶帮。

⑶、现场根据巷道中腰线要求，挖好棚腿腿窝并立好棚腿，要求棚腿与帮部网片连接，若帮部没有网片，则施工锚杆进行固定。

⑷、棚梁棚腿安设完后，对接处必须用螺栓锁紧，顶帮有空隙的用木背板背实背牢。

⑸、棚梁架设完后，每相邻棚子之间必须用拉杆连接在一起，防止倒棚伤人

⑹、巷道掘进期间遇到构造过过断层期间时，按棚距800mm架设12#矿工钢棚，具体要求如下：

①棚子排距为800mm。

②背帮背顶必须刹紧背牢，撑木齐直成一条线，每6°—8°迎山1°且扎角为10°。

③架棚时必须先加固临近的支护，防止倒棚伤人，扶好棚好及时打齐撑木，架棚时必须使用好防倒装置，严格敲帮问顶制度，巷道超高超宽时，必须用道木和背板接实顶板和两帮。

④人工接顶时必须配足人力，并有专人扶住棚腿，施工人员必须听从指挥，统一行动，整个施工过程中确保后退路畅通。

⑤背帮背板必须隔棚成线，顶部背板6块，两边两块距棚梁端头各200mm，中间间距550mm左右；帮部背板4块，上端距棚梁300mm，下端距底板500mm，中间间距700左右，背板必须背牢背实，超宽段支架必须充填实；撑木两帮各二道、顶部二道，距棚梁两端200mm处各一道，两端距离棚腿上端400mm各一道，距离棚腿下端1000mm处各一道；背帮背顶必须刹紧背牢，撑杆齐直一条线，棚子与巷道顶帮之间的间隙必须用背板接实接牢；背板与棚子垂直，与巷道走向一致并隔棚成直线。

⑥架棚时，首先进行安全检查，排除不安全因素，放炮前加固工作面10米内的支架，放炮后必须由外向里进行检查，整修；搞好临时支护，放炮后及时前窜前探梁，并固定好，上好需要架设的棚梁，调整好中线，背实顶板，棚梁前方空顶区用方木背实；挖腿窝时，先量好棚距，按中线和下宽定腿窝位置，按要求确定其深度，控制好顶帮后，再把腿窝挖至设计深度，挖腿窝时，必须专人监护；立棚腿时，调整好扎角并固定好；合棚梁：

前探梁上的棚头与棚腿合口，先合一头后，再合另一头，禁止人员在下方逗留，合口后将支架找正，压肩初步固定；最后检查支架的架设质量，符合质量标准后，再背顶背帮，楔紧打牢，并按规定使用好撑木、拉杆等装置。

架棚时，棚梁牙口用8#铁丝与棚梁连在一起，棚梁两头用8#铁丝与顶板网片相连，棚腿上距棚梁500mm位置用8#铁丝与帮部网片相连。

附图3：

21603底抽巷皮带机头段断面支护图

附图4：

21603底抽巷下山段断面支护图

附图5：

21603底抽巷断面支护图

附图6：

21603底抽巷皮带机头段及下山段前探梁临时支护图

附图7：

21603底抽巷顶板破碎时前探梁临时支护图

附21603底抽巷皮带机头段及下山段、21603底抽巷倾斜顶板锚杆支护三视图

第四章施工工艺

第一节施工方案及方法:

㈠施工方案：

1、施工时，采用全断面打眼倒台阶分次装药分次起爆法施工，一掘一支为一个正规循环。

2、21603底抽巷施工分两个阶段:

第一阶段为施工平巷段20.103m（其中包括皮带机头15米加宽段）及-10°下山段，当皮带机头段到位后，按设计拐弯施工1#辅助下山联络巷；施工时采用耙装机配合皮带出矸，施工前需要在开口处安装一部耙装机，利用耙装机倒耙出矸，倒耙15m左右后将耙装机调向移至迎头施工；平段及下山段施工完毕后，需要在巷道内安装一部800型皮带，皮带搭接在二采三中反石门皮带机尾上，该施工方案直至二采辅助下山及溜矸眼施工结束。

第二阶段为施工正常段即为沿L9灰岩上底板施工，届时二采辅助下山已施工完毕，并形成运输系统，另外21603底抽巷溜矸眼已施工结束投入使用。

掘进时，只需要在迎头安装一部P60型耙装机，首先利用耙装机直接出矸至溜矸眼的方式进行掘进施工，当21603底抽巷掘进满足皮带铺设长度时，将耙装机移至巷道正迎头，并在耙装机后安装一部800型皮带，形成耙装机配合皮带出矸的方式。

3、21603底抽巷施工要求：

巷道开门段按设计平掘20.103m后，平巷施工完毕后按照-10°下山施工斜巷，并揭露L9上灰岩再沿L9上灰岩底板向前掘进。

21603底抽巷开口15m皮带机头段按设计要求断面掘5m宽进行施工，以满足后期皮带安装和轨道运输需要。

㈡施工方法：

1、开口施工时，应加强顶板支护，保证施工安全，必须对开门点及交叉点先打锚索加强支护，开口后及时对顶帮采取锚网梯方式进行支护。

2、21603底抽巷开口施工前，请地测部门及时给出开口点施工中腰线，便于工区准确施工。

3、开口施工前，抽采工区需要将开门点处的瓦斯管、放水桶等抽采设施进行改造，已保证开口放炮时不崩坏设备设施。

4、开口施工前，需要将开口处硐室内40KW绞车以及21604底抽巷1#皮带机头卸载滚筒、电机及储带仓部分进行拆除，移至安全地点。

5、21603底抽巷开口前，首先需要对开门点处不能拆除的设备设施采取保护措施，可采用废旧皮带、风筒布或木板进行有效保护，防止放炮崩坏瓦斯管、风水管路、电缆及风筒等设施。

6、开口施工前还须按设计高度3.4米，对开口处顶板进行挑顶施工，另外对巷道开口处左帮进行刷帮抹角，保证巷道抹角处圆滑，其尺寸为长度5m、宽度2米（最宽处），满足铺设轨道时的设计要求。

7、刷帮、挑顶及开口施工放炮时采取放小炮的形式进行施工，多打眼少装药，周边眼尽量不装药，控制好巷道开口成型以及减少对掘进设备的损坏。

8、为保证下一步21603底抽巷安装皮带后的矿车运输，轨道铺设时曲率半径满足设计要求，并且安装皮带时，其皮带机头需要安装加长卸载段，并将机头段用水泥基础或搭设木垛垫高，保证满足矿车运输高度，即轨道至皮带机头卸载段最低点不小于1.4m。

9、施工21603底抽巷时，严格按照设计坡度施工；巷道在开口施工过程中严格执行“长探短掘，有疑必探”制度，防止误揭煤层，当巷道揭煤情况时，严格按照通防部门的揭煤设计要求进行警戒、停电、撤人及其它安全防护措施。

10、施工过程中，绞车硐室施工尺寸高×深×宽=2.7×3×3米；信号硐室、躲避硐室尺寸高×深×宽=2×2×2米，绞车硐室断面及支护方式同巷道一样。

11、巷道各个转弯点及迎头风筒使用负压风筒，防止风筒拐急弯，同时迎头一节负压风筒要用铁丝固定牢固，防止放炮崩脱。

12、21603底抽巷施工期间，按设计及时施工出毛水沟并完善排水系统，保证正常排水。

13、当遇到过断层、支护方式、运输方式变更及贯通等特殊情况时，单独补充针对特殊工程的安全技术措施。

第二节凿岩、煤方式

一、炮掘施工方式

21603底抽巷采取炮掘施工，一掘一支为一正规循环，打眼放炮时严格按照炮眼布置图及爆破说明书进行施工，控制好巷道成型，锚杆支护严格按支护的优良标准进行。

采用“三八”作业制，三班作业，每班八小时；采用一次成巷的作业方式，采用锚杆支护，随掘随支，永久支护距工作面迎头不大于800mm；临时支护紧跟迎头。

循环方式：

每班单或两个循环，每天3或6个循环。

21603底抽巷施工工序：

安全检查－施工准备－找顶、找线－打上部炮眼－倒矸－打下部炮眼－装药联线放炮－临时支护－全断面支护－出矸－交接班。

二、炮眼施工：

工作面配备5台YT29型气腿式风钻打眼,3台使用,2台备用；Φ40mm“一”字型合金钻头,Φ22mm中空六角钢钎长度2.2m，人抱风钻湿式打眼。

打眼时采用定人、定机、定位，一人扶锤，一人点眼；打眼人员要先开小压风，待钎子定位后再逐渐加大风量，直至压风正常，严防压风突变伤人或出现断钎、夹钎与掉钻头现象。

扶风钻人员严禁站在风钻腿上，严防断钎扑倒伤人；点眼人员点完眼待钎子定位后要站在安全地点，随时观察安全情况。

打眼工要严格按中腰线，爆破图表的要求施工，严格炮眼眼距、角度、深度、直度，保证炮后光爆成型好，对围岩破坏降至最小程度，打出的炮眼要求“准、平、直、齐”。

第三节爆破作业

爆破使用煤矿许用三级乳化炸药及毫秒延期电雷管，MFB-200型电容式放炮器，正向柱状装药，串联联线，全断面打眼分次装药起爆。

每次打眼之前，必须严格按中腰线画出巷道轮廓线，点出炮眼位置，采用标杆打眼法施工炮眼。

装药前，必须用压风清除炮眼内煤岩粉,发现不合格炮眼及时补打，炮眼间距按设计施工，瓦斯检查员检查迎头瓦斯确认合格后，由放炮员进行装药联线工作。

装药时必须依照说明书进行爆破作业，用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入炮眼内，不得冲撞和捣实，炮眼内各药卷必须彼此连接，有水的炮眼，药卷要用防水套扎严，防止药卷受潮出现拒爆、瞎炮现象。

炮眼必须使用水炮泥，装药时，先在炸药外封50mm长的炮泥，再装一节水泡泥，炸药及水泡泥以外的炮眼必须用封泥封填实，严禁使用其他物品代替，装药数量、联线方法符合爆破图表要求。

放炮前，由瓦检员检查瓦斯，确认瓦斯浓度小于1%时，班长检查顶板临时支护情况，严格执行“一炮三检”（既装药前、放炮前、放炮后）和“三人连锁放炮制度”，爆破前必须将开关、电缆、按钮移至安全地点，爆破母线同电缆信号线应分别挂在巷道两侧，母线在爆破前必须扭结成短路，班长确认无隐患后，人员撤离至安全警戒线距离以外，由专职爆破工放炮，放炮后人员等待不小于15min后且要炮烟吹散，放炮员方可进入工作面验炮，如发现残炮、拒爆等现象，要严格按处理瞎炮和拒爆的有关规定执行。

若执行远距离放炮，则按“一通三防”相关规定执行。

附图8：

21603底抽巷皮带机头段炮眼布置图及爆破说明书

附图9：

21603底抽巷下山段炮眼布置图及爆破说明书

附图10：

21603底抽巷炮眼布置图及爆破说明书（倾斜顶板）

21603底抽巷炮眼装药结构示意图及爆破三视图

第四节支护工艺

一、支护材料及使用方法

1、锚杆及锚固剂：

锚杆采用左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，采用规格为Φ20×2200mm，用2块树脂锚固剂固定，锚杆外露长度为15—50mm；托盘规格为10×100×170mm的弧形钢板；锚杆均使用配套标准螺母紧固。

使用的锚固剂型号为CKB2550（在前）和Z2550（在后）型两种，设计锚固力≥顶80KN、帮60KN。

2、当采用锚网梯支护时，金属网采用10#铁丝制作的菱形网，顶网的规格为930×4400mm，网格为长×宽=50×50mm，钢筋梯为10×90×4470mm；帮网规格为：

930×2500mm，网格为长×宽=50×50mm，钢筋梯为8×90×2600mm。

3、在顶板破碎的情况下采用挂网支护，且采用搭接50mm方