风巷里段揭煤施工补充安全技术措施

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1、仅供参考[整理]安全管理文书风巷里段揭煤施工补充安全技术措施日期：__________________单位：__________________第1页共15页仅供参考[整理]风巷里段揭煤施工补充安全技术措施一、工程概况：828风巷联巷原由基建一区58队施工，现迎头距L点7.5m，据矿地质部门提供地质资料表明，巷道顶板距8煤底板法距为1.8m。巷道采用架棚+喷浆支护（29U）巷道净宽4600mm，净高3200mm，828风巷联巷施工结束后进入828风巷施工，828风巷施工后先行施工平巷5m，然后15°上山揭煤。现迎头支护状况良好。经矿安排，现由我区在此揭露8煤。为

2、确保顺利安全揭煤，特编制本措施，待审批后，严格贯彻执行。

3、，巷道迎头顶板中间、左、右两间各1个，垂直顶板施工。第14页共15页仅供参考[整理]4、我单位揭煤前，由瓦斯办组织再次进行区域最后验证，如果效检指标超出临界值，则必须对8煤层继续消突，直至效检指标小于临界值为止；如果效检指标小于临界值，则在采取安全防护措施的前提下执行远距离爆破揭开煤层。

4、道5200mm×3500mm范围内布孔。b、     所有炮眼都在炸药与封泥间装2个水泡泥，封泥必须密实至空口。㈢、爆破参数的确定：1、炮眼数目：N=5.5（S）1/2×（f2）1/3式中： S——掘进断面积，15.75m2； f——岩石普代系数，取4；则:N=5.5（15.75）1/2×（42）1/3=55个，综合每平方米断面4-5个炮眼，取71个炮眼。2、炸药消耗量：Q=S·l·η·q式中：S——掘进断面积：15.75m2；l——平均炮眼深度，取1.5m；η——炮眼利用率，取0.95；q——单位岩石炸药消耗量，取2.166kg/m3；则：Q=15.75×0.

5、95×1.5×2.166=48.33kg㈣、炮眼布置及爆破参数：（附远距离爆破炮眼布置三视图）㈤、爆破器材选择1、爆破器材选择名称型 号数量雷管8#煤矿许用毫秒延期71发炸第14页共15页仅供参考[整理]药PT473矿用水胶炸药48.33Kg发爆器FD-200-xs-B2台（一台备用）爆破母线铜芯（16mm2）电缆320m㈥、打眼、装药、联线1、打眼:采用ZY-28型气腿式凿岩机，Φ32mm柱齿型钻头，Φ22×2500～3000mm中空六角钢钎。2、装药：采用正向爆破，装药眼必须使用1～2卷水炮泥，剩余部分用炮泥填至孔口。3、联线：采用串联方式，联线接头缠绕连接

6、并用绝缘胶带包好。㈦、支护方案及技术要求A、支护方案一、超前支护超前预注马丽散：采用φ75mm钻头施工超前固化孔，注玛丽散超前固化顶板。预注马丽散施工安全技术措施另行专门编制，并审批贯彻实施。巷道揭煤前，打钢撞楔对巷道顶板进行超前支护。在起拱线以上打孔，安装撞楔，撞楔采用1寸钢管加工，撞楔长2500mm，撞楔布置间距为200mm，如顶板条件差，则缩小间距。外扎角为15°，撞楔隔一棚打一棚，外露长度不超过0.8m。撞楔生根牢固可靠。顶板严重破损时，由安监处、生产管理部及矿调度现场勘查，制定专项措施；若顶板需固化，则由矿另行安排相关单位施工。二、临时支护架棚时采用防

7、片帮网及前探梁做临时支护，即掘进前先进行安全检查、敲帮问顶，挂防片帮网，支护后及时窜前探梁,前探梁采用长不小于4.0m的11号矿用工字钢3根，每根前探梁要用三道锁扣锁固，尾部设留绳，在其上放上梁并过顶，以起临时支护作用。第14页共15页仅供参考[整理]三、永久支护永久支护：U29型棚+喷浆支护，支护断面为：4600mm*3200mm，棚间距为600mm，采用钢笆网腰帮过顶。揭煤期间，永久支护，要紧跟迎头，短掘短支，掘一棚架一棚，严禁大开挖。B、技术要求（1）棚距为600mm，允许误差±50mm；棚梁间搭接长度为400mm，允许误差-40mm；支架扭距梁允许误差不

8、大于100mm；棚腿要求