中煤49处崔家寨项目部东三采区东二六煤运料巷施工措施.docx

1、中煤49处崔家寨项目部东三采区东二六煤运料巷施工措施中煤49处崔家寨项目部东三采区东二六煤运料巷施工措施中煤49处崔家寨项目部东三采区东二六煤运料巷施工措施安管主任工程师：主管工程师：单位负责人：编制：中煤49处崔家寨项目部2007年1月10日一、工程概况：工程名称：东二六煤运料斜巷。巷道用途：为东三采区运料服务。开口位置：东三运料巷车场停头位置。工程量：东二六煤运料巷道全长约160，其中18度上山40m。二、水文地质情况：地质情况：巷道位于5#6#煤中间，岩石为细、中砂岩。地质构造：岩石质地均一，局部可能遇见断层。水文地质情况：巷道基本无水，经过断层时可能有水，最大淋水量2m3/h。瓦斯煤尘

2、情况：（1）预计瓦斯绝对涌出量：0.02m3/min，预计二氧化碳绝对涌出量：0m3/min，为低瓦斯区域（2）该巷道上山掘进，变平后延6#煤层顶板掘进最后与东二六煤集中回风巷贯通，煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数：37.21-42.81%。该区域煤层自燃倾向性属自燃类型，煤层自然发火期为3个月。三、巷道设计特征：1、巷道平示意图（见附图）：2、巷道断面特征（见附图）：3、巷道断面特征表：项目普氏系数断面宽度高度锚杆类型间排距单位20*2000树脂药卷螺纹钢锚杆900*900mm1-1469.133.23.22-24612.84.23.53-3煤12.64.23四、永久支护设计：东轨大巷均采用锚喷

3、支护作为永久支护，支护材料为等强度螺纹钢锚杆，喷射混凝土（水泥、石子、砂子），锚杆排间距均定为900mm，喷体厚度150mm。按悬吊理论计算锚杆参数：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锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.15m；其中：H=4.8/8=0.6(m)式中：B巷道开掘宽度，取4.8m；f岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=20.6+0.5+0.15=1.85(m)2、锚杆直径的计算：根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，则d=35.52*(Q/1)1/2式中d锚杆直径

4、，mmQ实测锚固力，取Q=70KN1杆体材料抗拉强度，我矿采用的是左旋无纵筋螺纹钢锚杆，取1=510Mpa因此，d=35.52*(70/510)1/2=13.2mm考虑锚杆屈服变形后，势必造成顶板的离层变形严重，取1=335Mpa进行计算：因此，d=35.52*(70/335)1/2=16.2mm据经验公式换行d=L/110式中d锚杆直径，mmL锚杆长度，取L=2000mm则d=2000/110=18mm3、锚杆株距、排距计算，通常株排距相等，取a：a=Q/(KRH)1/2式中：a锚杆株排距，m；Q锚杆设计锚固力，70KN/根；H冒落拱高度，取0.6m；R被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN

5、/m3；K安全系数，一般取K=2；A=70/（2*0.6*25.48）1/2=1.51(m)通过以上计算，选用直径20mm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆、株排距为900mm，符合要求。锚喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过900mm时及时按注锚杆。当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；当围岩稳定性较差时，首先及时喷射不小于50mm厚的混凝土封闭围岩，紧接打锚杆挂网，复喷到设计厚度，初喷紧跟迎头，复喷距迎头不得超过6m，初喷厚度为5070mm，复喷总厚度不低于150mm，洒水养护时间不少于28天。五、支护工艺（一）、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采用螺纹钢锚杆，

6、直径为20mm，长度为2000mm，每根锚杆均用2块s2850型树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1000mm，锚杆外露长度为3050mm，托盘为正方形，规格为长宽=130130mm，用6mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为28mm，每块长度为500mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆锚固力不小于70KN。2、喷射混凝土使用必须用标号不低于425#水泥，沙为纯净的河沙，石子粒直径小于10mm，将粒径大于10mm的石子控制在20%以下，石子过筛，并用水冲洗干净，混凝土强度抗拉1.4MPa、抗压20MPa，配比为水泥：沙：石子=1：2：2；速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的35%，喷拱

7、取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。(二)、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度2m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应

8、站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风动MQT-80型锚杆机卡住螺帽，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，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚杆机，搅拌旋转时大于15秒后，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于120NM。打设锚杆时要坚持打一个锚杆眼安装一根锚杆。(三)、喷射混凝土1、准备工作检查锚杆安装、巷道规格是否符合设计要求，发现问题及时处理。清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头

9、要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱、顶和两帮应挂线控制喷射厚度和平整度。喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。换行2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，墙基础深入到底板以下100mm，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，不允许在矿车内拌料，拌料地点选在喷浆机附近平整底板，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.15-0.18MPa，水压应比风压高

10、0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度5070mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。3、喷射工作喷射工作开始前，应首先清理喷射地点，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。开机时必须先给水，

11、后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。六、施工工艺：掘进采用全断面一次成巷。东三开口为锚喷支护，顶板完整，无构造。施工前，首先按由外向里的顺序，对开口A点处前后各10m范围内的支护进行检查，如有开裂的喷体，要及时找掉，并补打锚杆，确认安全后，方可掘进。巷道采用光爆锚喷向前掘进时，根据围岩硬度周边眼距定为350400mm，抵抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0.70.8为宜，而在软岩、煤中取0.60.8为宜。周边眼全部予留光爆层，光爆层厚度400450

12、mm，残眼率达到60%以上。(一)、凿岩方式：巷道均采用打眼放炮的方法破岩1、打眼机具：采用7655型风钻打眼，安注锚杆时使用MQT-80型风动锚杆机，风源来自地面压风机房。2、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。（二）、爆破作业：掏槽方式为楔式掏槽法。1、炸药、雷管使用煤矿硝铵炸药、毫秒电雷管,电雷管必须编号。2、装药结构：正向装药结构。3、起爆方式：起爆使用MFd-100型发爆器，全断面分次起爆，联线方式为串联联线。4、爆破参数表：1-1断面爆破参数爆破顺序炮眼名称炮眼编号眼数眼深装药量倾角联线方式卷/眼小计水平垂直1掏槽眼1-6

13、61.74*63.67490串联2辅助眼7-16101.53*1011.2590903周边眼17-30141.52*14986904底眼31-4091.53*94.059086第一次爆破小计1-1631-402640.28112.15第二次爆破周边17-621421284.29086合计4061.210916.351-1断面爆破原始条件及预期爆破效果序号项目单位数量序号项目单位数量1掘进工作面M29.986炮眼利用率%902普氏系数f4-67每循环爆破实体岩石M313.473工作面瓦斯情况无8每循环炮眼长度M61.24工作面涌水情况M3/h309单位炸药消耗量Kg/m31.215炮眼深度m1.

14、510单位雷管消耗量发/m32.922断面爆破参数爆破顺序炮眼名称炮眼编号眼数眼深装药量倾角联线方式卷/眼小计水平垂直1掏槽眼1-661.74*63.6换行7490串联2辅助眼7-20141.53*146.390903周边眼21-41211.52*216.386904底眼42-4981.53*83.69086第一次爆破小计12042-492843.29013.5第二次爆破周边21-412131.5426.39086合计4974.713219.822断面爆破原始条件及预期爆破效果序号项目单位数量序号项目单位数量1掘进工作面M213.756炮眼利用率%902普氏系数f4-67每循环爆破实体岩石M3

15、18.563工作面瓦斯情况无8每循环炮眼长度M74.74工作面涌水情况M3/h309单位炸药消耗量Kg/m31.065炮眼深度m1.510单位雷管消耗量发/m32.6433断面爆破参数爆破顺序炮眼名称炮眼编号眼数眼深装药量倾角联线方式卷/眼小计水平垂直1掏槽眼1661.73*62.77590串联2辅助眼718121.52*123.690903周边眼1939211.51*213.1586904底眼404891.53*94.059086爆破合计4873.213.533断面爆破原始条件及预期爆破效果序号项目单位数量序号项目单位数量1掘进工作面M212.66炮眼利用率%2普氏系数f煤7每循环爆破实体岩

16、石M317.013工作面瓦斯情况无8每循环炮眼长度M73.24工作面涌水情况M3/h无9单位炸药消耗量Kg/m30.85炮眼深度m1.510单位雷管消耗量发/m32.8（1）、严格按爆破图表中的要求打眼、装药、放炮。（2）、打眼工严格按操作规程作业，眼要打平、直、准。（）、严禁不同厂家生产的或不同品种的电雷管混合使用。（4）、炮眼残痕率不低于60%，且无明显的炮震裂痕。（5）、放炮后，巷道基本成形，具体要求：中线至两帮的距离的偏差在0150mm之间；腰线至顶底板的距离的偏差在0150mm之间。（6）、处理瞎炮或检查线路导通情况，必须在班长指挥下由放炮员一人操作。（7）、做爆破网路连通实验时，严

17、禁甩开放炮母线做雷管导通实验。七、通风系统：施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在东三运料巷内，东三与总回风联络巷开口点10m外，新鲜风流中，最长供风距离200m。1、掘进工作面风量计算：每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。(一)按瓦斯涌出量计算换行Q掘=100q瓦掘k掘通（m3/min）式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/mim）；k掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通=1.8。首先根据公式：

18、q瓦绝=（m3/min）计算该掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m3/min）q瓦相该掘进工作面瓦斯相对涌出量0（m3/t.d）；S荒巷道正常掘进时最大荒断面积，取m2；L日进尺，取2m；r岩石容重，1.35t/m3；则q瓦绝=0Q掘=10001.8=0(二)按人数计算Q掘=4n（m3/min）式中：n掘进工作面交接班最多人数，取24人。Q掘=424=96(m3/min)(三)按局部通风机的实际吸风量计算Q掘=Q局机I（m3/min）式中：Q局机掘进工作面局部通风机的实际吸风量225m3/minI掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。Q掘=2251=225（m3/min）通过以上计算，拟选用15

19、KW2对旋式KDF型局部通风机，吸风量225m3/min。二、掘进工作面风速验算（一）按最低风速验算(0.15m/s)岩巷掘进工作面的最低风量225m3/min225m3/min/S岩掘/60式中：S岩掘掘进工作面的断面积，17.4m2225m3/min/17.4/60=0.22（m3/min）0.15m/s（二）按最高风速验算(4m/s)岩巷掘进工作面的最高风量225m3/min225m3/min/S岩掘/60式中：S岩掘掘进工作面的断面积，17.4m2225m3/min/17.4/60=0.22（m3/min）4m/s通过以上计算及验算，选择11KW2对旋式KDF型局部通风机，可满足掘进工

20、作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。通风系统图见附图：防尘管路防尘水源来自地面压力水，用2寸铁管接至迎头，每50m设三通一个，迎头外设2道喷雾水幕，在喷浆机外20m、100m各安设1道喷雾。水幕要求能封闭全断面的。采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合换行防尘措施。1、防尘管路：在掘进巷外与防尘干管相连接，进入掘进巷的支管选用50焊管，管路末端距掘进面迎头的距离不大于50m，并有软胶管接至迎头；由支管到喷雾或水幕点等用水装置采用10高压胶管。2、防尘专用三通阀门：每隔50m安设1个三通阀门；三通阀门的完好率应达

21、到100。3、在掘进巷口以里5m的位置配备1条长度不小于50m且与三通阀门接头相匹配的冲巷专用软水管。避灾路线1、瓦斯、火灾避灾路线：工作面东三回风运料巷东翼轨道大巷副井2、水灾避灾路线：工作面东三回风运料巷东翼轨道大巷副井3、其它执行崔家寨矿灾害预防与处理计划有关规定。如果发生灾害事故，现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人，清点人数，并向矿调度室和队值班室及时、准确汇报，如果发生伤亡事故，在汇报的同时，积极组织抢救。八、安全技术措施：（一）、施工准备：1、施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必

22、须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在掘进作业规程学习考试记录表上。2、施工前，地测科必须提前给出开门位置，标定好腰线，施工单位严格按线施工。3、开门前，必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固。4、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。(二)、顶板管理：1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆换行破前必须检查。2、掘进中，指定专人坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼定炮、安注锚杆前、喷浆前及应清除危岩、排除隐患，施工过程中要随时监视顶板情况。3、找顶工作必须遵守下

23、列规定：找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、锚杆等情况，经紧好锚杆后方可在临时支

24、护的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。7、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，缩小锚杆排株距为0.8m。8、在锚喷支护中，当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；当围岩不稳定，顶板破碎、易风化、易冒落时，首先打设临时支护，及时喷射不少于50mm厚的混凝土封闭围岩，紧接着打锚杆，必要时挂网复喷到设计厚度。8、锚喷巷道洒水养护，7天以内，每班洒水一次，7天以后，每天洒水一次，养护时间不少于28天。9、打锚杆眼应全面检查顶板，确认安全后方可工作，并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。10、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。13、每安装300套锚杆要进行拉拔力抽查检验

25、，并做好锚杆拉拔力检测记录建立台帐，存好备查，凡是锚固力达不到70KN/根的锚杆应补打，重新安装。14、顶板锚杆在做拉力试验时，在被拉锚杆周围打设23棵点柱顶牢顶板方可做拉力试验，做完拉力试验紧固好托盘。15、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度3050mm。16、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后12min前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。17、施工现场应备好测力扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材。（三）、爆破管理：1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人

26、员，必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面换行作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）。3、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”（拉线、设置警标、吹哨）和“三人连锁”制度。4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。5、爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。6、本掘进工作面采用全断面打眼分次装药，分次爆

27、破。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备，不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。9、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定:必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。装配起

28、爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。10、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性

29、材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮非发爆器起爆。12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：炮眼深度小于0.6m时，得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求：a、每孔装药量不得超过150g；b、炮眼必须封满炮泥；c、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘，并检查瓦斯，浓度超过1%不准爆破；d、检查并加固爆破地点附近支架；e、爆破时，必须站好岗并有班组长在现场指挥；炮眼深度为0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。13、装药前和爆破前有

30、下列情况之一的，严禁装药、爆破：掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护有损坏。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0。换行在爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。掘进工作面风量不足。14、爆破前，必须加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。15、爆破母线和连接线应符合下列要求：爆破母线必须符合标准。爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。爆破前，爆破母线必须扭结成短路。爆破工使用的爆破母线要符合标准要求，不得有接头，严禁采用固定母线爆破。16、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型）。17、每次爆