+885m溜煤道.docx
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+885m溜煤道
目录
第一章概况1
第一节概述1
第二节编制依据1
第二章地面位置及地质情况1
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况1
第二节煤(岩)层赋存特征2
第三节地质构造2
第四节水文地质2
第三章巷道布置及支护设计3
第一节巷道布置3
第二节支护设计3
第二节支护工艺4
第四章施工工艺6
第一节施工方法及施工程序6
第二节凿岩方式6
第三节爆破作业6
第四节装、运岩(煤)方式7
第五节管线吊挂7
第六节设备及工具配备8
第五章生产系统8
第一节通风8
第二节压风13
第三节瓦斯防治13
第四节综合防尘13
第五节防灭火14
第六节安全监控15
第七节供电及通讯18
第八节供、排水18
第六章劳动组织及主要技术经济指标19
第一节劳动组织19
第二节循环作业图表20
第三节技术经济指标表21
第七章安全技术措施21
第一节施工准备21
第二节顶板管理23
第三节机电管理25
第四节运输管理29
第五节运料技术安全措施31
第六节爆破及爆炸材料管理33
第七节“三带一宽”复合顶板等异常条件专项措施38
第八节锚索施工技术安全措施39
第九节风动锚杆钻机使用规定41
第十节锚(索)杆拉拔力测试安全技术措施41
第十一节施工及贯通安全技术措施43
第十二节防坠落安全技术措施45
第八章灾害应急措施及避灾路线45
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称:
本《作业规程》掘进巷道名称:
+885m溜煤道。
二、掘进目的及巷道用途:
+885m溜煤道,用于3-3b、3-3c煤层+885m区段开采,形成出煤系统。
三、巷道设计长度及服务年限:
+885m溜煤道设计长度为17m,服务年限:
12-18个月。
四、预计开、竣工时间:
+885m溜煤道2015年8月15日开工,预计2015年8月25日竣工。
五、巷道平面布置:
该巷道自+870m3-3b运输顺槽BY2点处巷道顶板开口,方位角1°26′58″,坡度64°。
后附+885m溜煤道平面布置示意图
第二节编制依据
一、根据《新疆托克逊县龙泉煤矿机械化改造设计说明书》《新疆托克逊县柯尔碱镇龙泉煤矿生产地址报告》《煤矿安全规程》、《矿井生产质量标准化标准》、《安全生产岗位制》、《煤矿操作规程》等依据编制。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地表地势高低起伏,沟谷纵横,为山地戈壁,地面无村庄,地表无大的河流通过。
根据资料分析本工作面基本无大的地质构造,无岩浆岩侵蚀区,地质构造简单。
2、+885m溜煤道上部为+885m3-3b回风顺槽,下部为+870m3-3b运输顺槽,西部、东部为实体。
第二节煤(岩)层赋存特征
1、煤种煤质:
煤层含水量4.59%,灰分8.09%,高位发热量32.47MJ/kg,粘结指数2.23,精煤挥发41.83%,焦油产率11.36%,低温干馏半焦产率68.87%,为低灰,特低硫~中硫,高挥发分长焰煤、富油煤,为优质工业用煤和民用煤。
2、煤层瓦斯等级鉴定属于瓦斯煤层,煤尘有爆炸性危险,为不自燃~自燃煤层,井田内地温正常。
煤层
编号
煤层厚度
(m)
煤层间距
(m)
稳定性
可采性
顶底板岩性
顶板
底板
3-3b
1.47-2.26
28
稳定
可采
粉砂岩、
砂砾岩
炭质泥岩、
粉砂岩
3-3c
1.22-7.50
稳定
可采
粉岩岩、
炭质泥岩
粉砂岩
3、瓦斯绝对涌出量为0.56m³/min;二氧化碳绝对涌出量为0.76m³/min。
4、西山窑组(J2x):
为河流相、泥炭沼泽相沉积的一套粗碎屑岩、细碎屑岩和炭质泥岩、煤层,下部灰白色砂砾岩、粗—细砂岩夹薄层粉砂岩、泥岩,中上部灰白色粗砂岩、中砂岩夹细—粉砂岩。
头屯河组(J2t):
分布在井田东南部,向西北延伸,下部以河流相沉积为主,间夹沼泽相沉积。
岩性为肉红色砾岩、砂砾岩及砂岩偶夹薄层泥岩、炭质泥岩及煤线。
第三节地质构造
井田位于克尔碱向斜北翼,地层走向近东西向,为一向南倾斜的单斜构造,倾角67°左右,井田西部地层走向略转向北西,说明在走向、倾向上均略有变化。
地质构造比较简单。
第四节水文地质
井田水文地质条件:
井田内无长年地表迳流,潘吉塔格苏河第四系含水层,地处井田外,距离1.5km,含水面积小,对矿井充水几乎没有影响,以基岩裂隙水为主,但一般含水性较弱,本区水文地质条件属中等类型矿床。
充水因素分析:
井田以地下水为充水水源,通过基岩裂隙的渗透,在开采时,通过裂隙,进入巷道,另外井田西北部有一条长度500m的平移正断层,其破碎带成为地表水渗透的通道,进入未来的巷道。
(井田西部尚未建井)二者成为主要补给水源,由于充水岩层为陡倾斜岩层,且出露面积小,大气降水补给微弱,补给条件差.煤层顶极为粉砂岩、泥岩,因此,矿床充水强度不大。
水文地质条件类型属简单。
本次掘进工作面不存在涌水情况。
预测掘进工作面由于裂隙水,涌水量0.1~0.2m³/h。
第三章巷道布置及支护设计
第一节巷道布置
该巷道自+870m3-3b运输顺槽BY2点处巷道顶板开口,方位角1°26′58″,坡度64°。
第二节支护设计
一、巷道断面:
+885m溜煤道采用锚网喷支护,锚杆间、排距600mm×600mm,圆形断面,直径1.5m。
二、支护参数设计:
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---冒落高度m
K---安全系数,一般取K=2.0
L1---锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.3m
L2---锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m
其中:
H=B/(2×f)=1.5/(2×4)=0.188m
式中:
B---巷道掘进直径,取1.5m
f---岩层坚固性系数,取4
L=2×0.188+0.3+0.05=0.726m
2、锚杆间排距验算,通常间排距相等,取a
a=
式中:
a---锚杆间排距m
Q---锚杆设计锚固力,50KN/根
H---冒落拱高度,取0.275m
r---被悬吊岩石的重力密度,26.7KN/m3
K---安全系数,一般取K=2.0
a=
a=1.84m
通过以上计算,锚杆选用φ16mm、长度1800mm的圆钢锚杆,设计顶锚杆间排距为600×600mm能满足要求。
顶板易碎段必须补打锚索,锚索采用φ15.24mm×7300mm的钢绞线制作而成,间排距1200×1200mm,锚固剂、托盘规格与副斜井相同,锚固力不小于150KN。
(锚入稳定岩层不小于2000mm深),并将加固锚杆的“梯形钢梁”整体悬吊于坚硬岩层中。
三、支护材料
1、锚杆:
采用φ16mm,L=1800mm的圆钢锚杆
2、锚索:
锚索采用φ15.24mm,7300mm长的钢绞线加工而成,铁托盘:
300mm×300mm×12mm,每根锚索使用3支锚固剂。
3、网片:
采用φ4.5mm焊节网,网幅3000mm×1100mm
4、托盘:
托盘:
长×宽×厚=120mm×120mm×10mm。
5、锚固剂:
CK2360锚固剂。
第二节支护工艺
1、锚网(锚索)支护
⑴沿巷道轮廓线铺网,网搭茬为100mm(新网压旧网),网片搭茬处每隔200mm用16#双股铁丝连接一道,扭结不少于3圈,严禁退锚压网。
⑵打锚杆孔:
打眼前,严格按照中线检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理;锚杆眼的位置准确,误差±100mm,锚杆必须垂直岩面或巷道轮廓线,打眼顺序应按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
锚杆孔深度应与锚杆长度相匹配,允许误差0~±50mm,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打孔。
打眼必须在临时支护掩护下操作,打锚杆眼必须先用短钎(1~1.2m)后用长钎套打,并按先中间后两边的顺序进行,打好一侧后及时安装,然后再打设、安装另一侧。
⑶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,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人。
安装顶板螺纹钢锚杆时,把2卷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。
在锚杆外端头套上螺帽,用专用转换套筒将锚杆与锚杆机连接顶推药卷至眼底,再开动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,树脂锚固剂要搅拌均匀,整体搅拌时间20-25s,并顶推2min,方可撤去锚杆机。
安装完锚杆12min之后拧紧螺帽,再用加长扳手或风动扳手给锚杆进行二次紧固,扭矩≥120N·m。
⑷打锚索眼:
打眼前先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸。
确认安全后、方可开始工作。
锚索眼的位置要准确,眼位误差不得超过±100mm,眼向误差不得大于±2º。
打眼时必须在钎子上做好标志,严格按钢铰线长度打眼,锚索眼深度必须与钢铰线长度相匹配。
打锚索眼时用短钎(1~1.2m)续接进行打眼。
⑸安装锚索:
安装前,先把3卷树脂药卷依次放入眼内,用钢铰线顶住药卷,将药卷送至眼底,用转换套固定钢铰线并与锚杆机连接,边搅拌边推进,直至推至孔底,继续搅拌时间为20~25s,并顶推约2min后慢慢将锚杆机落下,卸下钢铰线上的转换套,锚索孔内的树脂药卷锚固需养护1小时,然后再安装垫片、托盘、锁具,用SDB-63液压泵配合YCD-180涨拉千斤顶涨紧钢铰线。
第四章施工工艺
第一节施工方法及施工程序
一、施工方法
采用炮掘,使用YP-28型气腿式凿岩机打眼,掏槽眼深度1.8m,其余眼深1.6m;Φ42mm“一”字型钎头;中空六角钢钎湿式打眼。
二、施工程序
交接班检查设备运转情况→检查迎头支护情况→打眼→装药、连线→设置警戒→起爆→敲帮问顶→临时支护→永久支护→进行下一循环。
第二节凿岩方式
1、采用YT-28型凿岩机钻眼,钻杆为Ф18中空六角钢钎,钎头为Φ42“一”字型钎头,由于巷道宽度为1.8m,需要特制钻杆长度为1m或0.8m连接打钻眼。
2、打眼时要定人、定机、定眼位,严格按爆破图表布置炮眼。
装药前用扫眼器吹净眼内岩粉、泥水;
3、打眼前,由班长根据巷道中心线找出巷道轮廊并用红漆做出标印,保证巷道初始成型标准。
第三节爆破作业
1、爆破方法:
⑴掏槽方式:
圆形掏槽法。
⑵药结构:
正向装药
⑶爆方式:
起爆使用MFB—100型发爆器全断面一次起爆,联线方式为串联。
⑷装药、联线、放炮作业:
装药前的准备工作;放炮员必须在安全地点装配引爆药卷,以减少意外事故的影响范围。
2、技术要求:
⑴周边眼距巷帮不小于100mm,且与施工方向平行,炮眼最小抵抗线不得小于400mm,周边眼每眼装药量不得超过400g,严禁反向装药,不偶合装药,一次打的炮眼,必须一次起爆。
⑵严格按照要求进行施工爆破,爆破后巷道成型要做到帮直、顶平、不欠挖,局部超挖不超过100mm,打眼前严格按照爆破图表点眼,在施工中要多打眼,少装药。
煤层发生变化时或过断层时,及时调整爆破参数。
⑶掏槽眼布置:
采用楔形掏槽,掏槽深度1.8m,炮眼深度1.6m,根据巷道中线,找出巷道掘进最外圈眼位置。
炮眼布置三视图、爆破警戒示意图
第四节装、运岩(煤)方式
一、装岩(煤)与运输方式
装岩(煤)方式:
掘进面矸石通过铺设搪瓷溜槽自溜通过主井溜煤道至主斜井皮带机运出,支护材料及其它用具通过副斜井运至施工地点。
二、材料及设备运输
材料及设备装车由地面→副斜井→+870m车场→+870m3-3c回风顺槽→+885m溜煤道迎头。
第五节管线吊挂
1、风水管路从主井风水管路引至工作面迎头
2、电缆吊挂于巷道右帮,电缆钩间距1.5m。
3、风筒采用φ500mm柔性阻燃胶质风筒,吊挂于巷道右帮。
二、管线吊挂标准
1、电缆必须用吊挂钩悬挂,电缆过躲避硐室时必须沿硐室内贴帮吊挂,电缆悬挂要与巷道坡度一致,各电缆要保持平行,不能急起、急落。
2、信号、通讯等小型电缆与动力电缆敷设在巷道同一侧时,必须敷设在动力电缆的上方,并保持100mm以上的距离。
3、电缆钩每1.5m设一组,电缆吊挂钩采用6个钩的电缆钩。
4、动力电缆与风、水管路在同一侧敷设时,必须敷设在管子上方,并保持300mm以上的距离。
5、管路吊挂平直、牢固,风水管路过躲避硐室或巷道三四叉门时必须设专用龙门过架,管路及电缆紧跟巷道成巷处;迎头临时风水带和电缆沿帮吊挂整齐牢靠。
第六节设备及工具配备
主要设备明细表
序号
名称
规格型号
单位
数量
备注
1
局扇
YBT42-2
台
1
2
锚杆机
MQT—90B
部
2
3
风钻
YT-28型
部
2
4
风镐
G10
部
1
5
绞车
55kw
台
1
第五章生产系统
第一节通风
一、局部通风设计
1、局部通风方式;采用局扇压入式通风。
2、局扇位置:
副斜井与+870m车场交叉口向上15m处。
3、+885m溜煤道需要风量计算
(1)按照瓦斯涌出量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘瓦=100×q掘瓦×k掘瓦
Q掘瓦=100×0.56×2=112m3/min.
式中:
Q掘瓦:
掘进工作面稀释瓦斯所需风量,m3/min;
100:
瓦斯浓度为1.0%时的倒数;
q掘瓦:
掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.56m3/min;
k掘瓦:
掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,一般可取1.5~2.0。
(2)按照二氧化碳涌出量计算
2、按二氧化碳涌出量计算
Q掘碳=67×q掘碳×K掘碳
Q掘碳=67×0.76×1.5=76.4m3/min
式中:
Q掘碳:
掘进工作面稀释二氧化碳所需风量,m3/min;
67:
二氧化碳浓度为1.5%时的倒数;
q掘碳:
掘进工作面二氧化碳绝对涌出量,取0.76m3/min;
K掘碳:
掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,一般可取1.5~2.0;
3、按人数计算
Q掘人=4×N掘
Q掘人=4×20=80m3/min
式中:
Q掘人:
掘进面人员呼吸所需风量,m3/min;
4-每人每分钟供给的最低风量标准,m3/(min.人);
N掘-掘进工作面同时工作的最多人数,取20人。
4、按炸药量计算
Q掘药=25×A
Q掘药=25×3m3/min
=75m3/min
式中:
Q掘药:
掘进面稀释炮烟所需风量,m3/min;
A:
掘进面一次爆破所用的最大炸药量,取3kg;
5、确定掘进工作面迎头需风量
Q掘迎=Max{Q掘瓦,Q掘碳,Q掘人,Q掘药}
式中:
Q掘迎:
掘进工作面迎头需风量,m3/min;
Max:
求最大值符号,即从括号内各项中,选取一个最大值为112m3/min;
其他符号意义同上。
6、按风速进行验算
根据《煤矿安全规程》规定,煤巷掘进工作面风量应满足:
15×S掘≤Q掘迎≤240×S掘
26.4m3/min≤112m3/min≤422.4m3/min
式中:
S掘:
掘进工作面巷道过风断面,1.76m2;
其他符号意义同上。
7、局部通风机选型:
(1)局部通风机吸量计算
Q扇=Q掘×Pm3/min
式中:
Q扇:
局部通风机吸,m3/min;
P:
风筒漏风率,P=1/(1-nL接),
n:
风筒接头数
L接:
一个接头的漏风率,取0.002。
该掘进工作面最大供风距离约100米,风筒按10米/节,通过计算n=10则P=1.02;
Q扇=112×1.02=114.2m3/min.
(2)局部通风机工作风压计算
ht=Rp×Q扇×Q掘
式中:
Rp:
压入式风筒的总风阻,N.S2/m8;
Ht:
压入式局部通风机全风压,Pa;
Rp=6.5α×L/(d5)+(nζ1+∑ζ2+ζ3)×[ρ/(2s2)]
=6.5×0.0045×100/0.03+(10×0.13+2.5+0.1)×[1.2/(2×0.202)]
=97.5+3.9×15
=156N.S2/m8
a:
风筒摩擦阻力系数,取0.0045;
l:
风筒长度,m;
d:
风筒直径,m;
p:
空气密度,取1.2kg/m3;
s:
风筒断面积,m2;
n:
风筒接头个数;
ζ1:
风筒接头局部阻力系数,取0.13;
ζ2:
风筒拐弯局部阻力系数,取0.25;
ζ3:
风筒入口局部阻力系数,取0.1;
ht=156×(112÷60)×(114.2÷60)=555.24Pa,
根据风机性能技术参数和所需风量,选用YBT42-2型局部通风机一台。
其参数为:
风量90—180m3/min,全风压350—1700Pa。
可以满足安全生产,符合要求。
(3)按局部通风机实际吸风量计算局扇位置需要风量
煤巷掘进:
Q配=Q吸+V×60×S
=180+0.25×60×11.2=348m3/min
式中:
Q吸:
掘进局部通风机实际吸风量;
V:
局扇所在处煤巷最低风速;
S:
局部通风机摆放处巷道断面积,11.2m2。
通过以上计算及验算,局扇所在位置风量不得小于348m3/min,巷道施工迎头配风量不小于112m3/min。
8.风筒选型及吊挂要求:
根据局部通风要求和我矿实际情况,风筒采用φ500mm的抗静电阻燃风筒。
二、通风系统
1、进风路线:
地面→副斜井→+870m车场→+870m3-3c运输顺槽→+885m溜煤道施工迎头。
2、回风路线:
+885m溜煤道施工迎头→+870m车场→副斜井→+750m石门地面→回风井→地面
三、通风管理
1、开工前,必须先安装局扇,局扇必须性能测定合格、设备完好,局扇距底板高度在300mm以上。
2、严禁无计划停风,因通风机停风受到影响的地点必须全面停止工作。
3、局扇和本工作面的电气设备必须安装有风电闭锁装置,停风必须停电。
4、通风科每班必须安排专职瓦斯员对掘进工作面进行瓦斯检查,每班不少于2次。
严禁瓦斯员空班、漏检和假检。
瓦斯员必须严格执行现场交接班制度。
5、工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1.0%,否则,应停止工作,进行处理,并及时向矿调度室及通风科值班室汇报
6、施工单位的跟班队长、班组长、电钳工、放炮员、必须随身携带性能完好的瓦斯便携仪。
7、电机或其它开关地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0℅时停止作业,查找原因,并汇报相关职能科室。
瓦斯浓度达到1.5%时必须停止作业,撤出人员,切断电源,汇报相关职能科室进行处理
8、局扇要设专人(兼职)负责,并挂牌管理,保证正常运转,严禁随意停开风机、断开风筒。
局扇停风,必须断电撤人。
9、临时停工的地点必须保持正常通风,并有专人看管风机,现场交接班,否则必须做到切断电源,设置栅栏,设置警标,禁止人员进入,并向矿调度室汇报。
10、风筒吊挂平直、接头严密、逢环必挂,拐弯巷道要使用专门制作的过渡风筒,过渡风筒圆滑不得有皱褶,出风口距迎头不得超过5m。
11、使用局部通风机的掘进工作面因故停风后,在恢复通风前必须检查瓦斯,局扇及开关附近10m内瓦斯浓度不超过1.0%,方可开动局扇。
12、局部通风机无计划停风安全预案
⑴局部通风机发生无计划停风时,班组长必须立即命令停止工作,撤出人员,切断电源,并及时向矿调度室汇报。
如兼职司机在10分钟之内无法恢复通风时,班组长组织人员在巷道口打好栅栏,切断风筒,安排专人看管风机,禁止随意启动风机和人员进入停风区。
⑵调度室必须及时向有关领导汇报并安排人员查明局部通风机停风原因,进行处理,为尽快通风做好准备。
恢复通风前,必须检查瓦斯,高瓦斯区、瓦斯重点区掘进工作面停风时间超过2小时,非重点瓦斯区停风时间超过8小时,恢复通风时必须有救护队进行探查,在规定时间内,由专职瓦斯检查员进行探查,当O2浓度不低于18%,CH4浓度不超过1.0%,CO2浓度不超过1.5%时,方准人工恢复通风,否则按规定排放瓦斯。
⑶局部通风机无计划停风,总工程师必须组织有关领导和部门负责人及时进行分析处理,总结经验教训,并有记录可查。
通风系统示意图
第二节压风
本工作面压风来自地面压风机房,采用压风管路通过副斜井→+885m溜煤道施工迎头。
型号
供风量
单机功率/kw
压风/MPa
SAH-250-G
42mm³/min
250
0.8
第三节瓦斯防治
1、工作面瓦检员每小班检查瓦斯及二氧化碳的次数不少于2次,间隔时间为3h;每次检查结果必须认真、及时的记入到瓦斯检查表和检查地点的瓦斯记录牌上,并通知现场带班队长检查记录牌板正确无误后并在瓦斯检查表上签字认可,瓦斯记录牌、瓦斯检查表和瓦斯台帐的数据必须相符,做到“三对口”。
若发现瓦斯或二氧化碳的浓度超限等异常情况,必须及时汇报和处理,并组织撤人。
2、当掘进工作面迎头的瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳浓度1.5%达到时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。
3、当掘进工作面回风流中、电动机或其他开关地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。
4、当掘进工作面,体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到1.5%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。
5、掘进工作面必须装备双局扇、双电源及自动切换装置,对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在风流中瓦斯浓度降到1.0%以下时,方可人工复电。
6、瓦斯浓度超过本规程有关规定时,瓦斯检查员有权责令现场人员停止工作,并撤到安全地点。
7、在地质变化异常,瓦斯涌出异常等突出征兆时,必须及时断电撤人,并汇报调度室采取相应安全措施。
第四节综合防尘
1、利用地面水池通过供水管路对+885m溜煤道掘进工作面进行供水防尘,供水路线为:
地面静压水池→副斜井供水管路(2寸钢管)→+870车场供水管路→+885m溜煤道防尘喷雾(洒水装置)。
2、巷道随产尘及时清扫冲洗,巷道不得有厚度超过2mm、连续长度超过5m的煤尘堆积。
3、防尘管路必须每隔5m一吊挂,要求横平竖直,符合质量要求。
4、必须坚持放炮前后及出煤时的洒水降尘工作。
第五节防灭火
一、防灭火系统
1、工作面必须设有消防系统,消防管路从+870m车场三通处连接引至工作面迎头。
2、工作面必须上齐各种防尘设施,隔爆设施。
3、利用地面水池通过供水管路对+885m溜煤道掘进工作面进行供水防尘,供水路线为:
地面静压水池→副斜井(2寸钢管)→+870→+885m溜煤道防尘喷雾(洒水装置)。
二、防灭火管理
1、所有施工人员必须熟悉灭火器材的使用方法,并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。
2、工作面坚持使用不延燃电缆、阻燃风筒。
3、油脂的使用管理,严格按《煤矿安全规程》第224条:
井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内,由专人押运送至使用地点,剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面,严禁在井下存放。
井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等,必须存放在盖严的铁桶内。
用过的棉纱、布头和纸,也必须放在盖严的铁桶内,并由专人定期送到地面处理,不得乱放乱扔。
严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。
4、做好个人保护,凡下井人员必须携带自救器,严禁穿戴化纤衣服和携带烟草。
5、任何人员不得擅自携带火种入井,严禁在井下打开矿灯和带电的电气设备;
井下严格杜绝产生火源,严禁吸烟和使用明火。
6、井下严格杜绝产生火源,井下进行电
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- 885 溜煤道