技术改造巷方案.docx
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技术改造巷方案
织金县苦李树煤矿
技术改造巷方案设计
说明书
编制:
赖根华
编制时间:
二○一四年十一月十八日
第六节排水系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄15第七节运输系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄15
第八节通信┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄15
第六节运输管理┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄31
第一章概况
苦李树煤矿为年设计生产能力9万吨/年的生产矿井,采用平硐开拓,中央分列抽出式通风,现开采一采区+945水平(10702运输巷)。
矿井主要通风机功率为2×75kw,总进风量达2200m3/min;瓦斯抽放泵功率为110kw(高、低负压同等功率,主管直径315mm,支管直径200mm)。
由于原7号煤运输大巷压力大,顶板特别破碎,维修成本高,故经矿领导班子研究,决定放弃该巷道,而另掘一条技术改造巷,以确保矿井“两进一回”的通风系统。
第二章施工技术条件
第一节地质概况
该巷道位于7号运输上山南翼,距现7号煤回风大巷15米。
7号煤距6号煤层间距20米,煤层顶板以细砂岩、泥质粉砂岩为主,稳定性较好。
岩石物理力学分析结果表明:
干容重2.65~3.03t/m3重平均2.78t/m3;吸水率0.03~3.23﹪,平均1.13﹪;含水量0.01~2.78﹪,平均0.96﹪;孔隙率0.09~11.01﹪,平均3.33﹪;抗压强度15.31~50.36Mpa,平均28.17Mpa;抗拉强度3.01~42.09Mpa,平均7.94Mpa。
底板为泥岩,遇水易底鼓。
+1979m以上为7号煤层采空区。
第二节水文情况
一、地层含水层
主要为碳酸盐岩类岩溶水,其次是碎屑岩类裂隙水,松散岩类孔隙水仅零星分布于低洼地带,现叙述如下:
1、松散岩类孔隙水
赋存于第四系(Q)中,岩性为残、坡积成因的粘土、亚粘土、砂土等,分布于矿区低凹地段,厚度小于10m,属松散岩类孔隙水,由于其分布面积小,厚度较薄,含水较弱,故无大的水文地质意义。
2、基岩裂隙水
基岩裂隙水主要赋存于三叠系下统大冶组第一段(T1d1)及吴家坪组第一段(P3w1)之泥页岩细至粉砂岩、粘土岩中,现分叙如下:
1)三叠系下统大冶组第一段(T1d1)弱含水层岩组
岩性为灰黄至褐黄色泥岩、钙质粘土岩,时夹灰至灰黄色薄层泥质粉砂岩,局部夹泥灰岩透镜。
厚约15~30m。
分布于矿区西部。
根据区域及邻区水文地质资料,含碎屑岩类风化裂隙水,富水性弱。
泉流量丰季平均为0.682L/S,枯季平均为0.043L/S。
为相对隔水层。
2)二叠系上统吴家坪第一段(P3w1)弱含水层岩组
岩性为灰色薄层至中厚层细至粉砂岩、粘土岩夹炭质页岩和煤线,偶夹透镜状灰至深灰色中至厚层燧石灰岩。
厚约50~65m。
根据区域水文地质资料,含碎屑岩类构造与风化裂隙水,富水性弱,为相对隔水层。
泉流量丰季平均为11.971L/S,枯季平均为1.83L/S。
为相对隔水层。
二、地表水体情况
相对应地表位置为山区,东高西低,地面标高为+2110.0m~+12096.8m,无河流、湖泊、水库等水体
三、充水因素分析
充水的直接来源是+1979以上7号煤层采空区积水及10601采空区积水渗透水。
第三节其它施工技术条件
根据2013年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复,本矿井瓦斯绝对涌出量为6.47m3/min,瓦斯相对涌出量29.77m3/t;二氧化碳绝对涌出量1.64m3/min,二氧化碳相对涌出量7.55m3/t。
根据贵州省煤炭管理局文件,黔煤生产字【2008】712号,《关于毕节地区煤炭局<关于请求审批织金县三塘镇苦李树煤矿6号、7号、16号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告>的批复》,苦李树煤矿7号煤层+1990以浅无突出危险性。
矿井一采区有两层煤可采,即6号煤层和7号煤层。
技术改造巷标高为+1980m,低于鉴定标高,故本工作面按煤与瓦斯突出矿井设计及管理。
根据六枝工矿(集团)恒达勘察有限公司实验室所作的织金县苦李树煤矿煤尘爆炸性鉴定报告表,本矿井7号煤层煤尘无爆炸性,按煤尘无爆炸性设计及管理。
根据六枝工矿(集团)恒达勘察有限公司实验室所作的织金县苦李树煤矿煤炭自燃倾向性鉴定报告表,7号煤层为三类,即不易自燃煤层,按煤层不易自燃设计及管理。
第三章施工方案
第一节巷道布置及施工顺序
该巷道从主平硐皮带机尾下去25米处,该处标高为+1980m,以方位角α:
269°沿7号煤层施工,总工程量175米。
(附:
巷道布置图)
第二节施工机械设备配备
炮掘工作面配备煤电钻、局扇及刮板输送机等设备。
第三节支护方式及巷道断面
该巷道采用11号工字钢梯形棚支护,断面规格:
上净宽2.0m,下净宽3.0m,净高2.0m,棚距为600mm(附:
巷道支护断面图)。
巷道支护断面图
第四章主要生产系统
第一节通风系统
一、通风方式
采用压入式通风,用2×15kw对旋式轴流局部通风机送风。
供风距离260m。
二、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q×k=100×0.6×1.4=84m3/min
式中:
Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;
100——单位瓦斯涌出量,以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值;
q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,0.6m3/min;(根据掘进工作面瓦斯涌出量最大值计算,经实测)
k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.4。
2、按炸药量计算:
Q=25A=25×7.8=195m3/min
式中:
Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;
25——每千克炸药不低于25m3的配风量;
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量,kg;
3、按人数计算:
Q=4×n=4×9×2=72m3/min
式中:
Q——掘进工作面实际需要风量,m3/min;
4——每人每分钟不低于4m3/min的配风量;
n——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、确定掘进工作面实际需要风量:
确定掘进工作面实际需要风量:
190m3/min。
5、掘进工作面风量、风速测算:
(1)根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量,验算煤巷风速为:
V=Q/S=190/(5.0×60)=0.7m/s>0.25m/s
式中:
V——巷道风速,m/s;
Q——巷道风量,m3/min;
S——巷道净断面,m2;
(2)根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定:
掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s,最高允许4m/s,以上计算出的巷道风速为0.52m/s,符合《煤矿安全规程》规定。
三、设备选型及局部通风机的安装地点
根据以上计算,选用FBD-N0:
5.6/2×15局部通风机两台,风量230~280m3/min,采用Φ600mm的抗静电阻燃柔性风筒导风。
局扇通风机必须实现双风机、双电源、自动切换和风电、瓦斯电闭锁的控制方式,一台工作,一台备用。
7号煤运输下山开口处的局部安装在全风压新鲜风流中、距回风口至少10米处(即7号煤运输下山),局扇安设高度离地面不低于0.3m。
4、通风线路
7号煤运输上山(新鲜风流经风筒)→掘进工作面(污风)→10701回风联络巷→7号煤回风大巷→总回风巷→地面
第二节压风系统
工作面压风风源来自地面工业广场压风机房,该机房安装型号LG-83/8G压风机一台,电机功率为55KW。
承担井下所有工作面用风,通过压风管路到达掘进工作面用风地点,主管的管径为Φ100,支管管径为Φ50。
压风系统:
地面空气压缩机→主平硐→7号煤运输上山→掘进工作面→工作面迎头。
第三节综合防尘系统
防尘供水水源来自地面瓦斯抽放泵房旁的防尘水池,工作面供水管直径不小于φ50mm,保证水质清洁,水中悬浮物含量不得超过150mg/L,粒径不大于0.3mm。
严格执行掘进工作面湿式打眼、放炮使用水炮泥、爆破喷雾、装煤岩洒水、冲刷岩帮、净化风流等综合防尘措施,具体线路如下:
防尘洒水系统:
地面静压水池(水管)→主平硐→7号运输上山→工作面迎头。
第四节安全监控
1、为加强工作面瓦斯管理,必须在工作面设置瓦斯监控设备,安装1台分站,2个瓦斯传感器、1个一氧化碳传感器。
2、在工作面距迎头5m内(在风筒另一侧)、距回风口10~15m处各设置1个瓦斯传感器。
瓦斯传感器位置为距顶板不大于0.3m,距巷帮不小于0.2m,其报警值为0.8%,断电值T1:
1.2%、T2:
0.8%;距回风口10~15m处安设1个一氧化碳传感器,其报警值为24PPm。
3、断电范围:
当巷道内瓦斯超限时,切断巷道内全部非本安型电器设备电源;当各测点瓦斯浓度达到0.8%以下时,方可人工联锁开关送电,严禁联锁开关自动恢复送电。
供给监测设备的电源必须取自风机专供开关的电源侧。
4、每班班长、安全员、瓦检员、电工及跟班队长、跟班矿长等必须携带便携式瓦斯检测仪上岗作业。
对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测,发现问题立即组织处理。
5、在井下安装一套人员定位跟踪系统,以便在发生事故后随时掌握井下人员的情况,以便救援。
第五节供电系统
掘进工作面局扇供电必须实现三专两闭锁,即专用变压器、专用电缆、专用开关和风、瓦电闭锁,瓦斯电闭锁由瓦斯传感器及分站完成,局扇风机电源由地面直接供给,电源来自地面配电点。
一、供电系统
风机电源分别取自地面三专变压器的电源,动力电源分别取自地面两台变压器的电源。
二、供电线路
局扇:
地面三专变压器的电源→主平硐→7号运输下山→局扇
动力电源:
地面变压器的电源→主平硐→7号运输下山→工作面(刮板输送机)
第六节排水系统
巷道涌水量预计较小,但应施工水沟和临时水窝,临时水窝(经水泵)→10701回风联络巷→主水仓(经水管)→主平硐→地面
附:
《排水系统图》
第七节运输系统
1、运煤
工作面(经刮板输送机及皮带)→7号煤运输上山→主平硐→地面。
2、材料设备运输:
地面→主平硐→7号煤运输上山→工作面
附《运输系统图》
第八节通信
井下掘进工作面与矿领导、各区队、调度室、绞车房、车场、配电室等地点通讯联系,采用程控自动交换机。
矿用本质安全型壁挂话机,每个电话机旁都配有全矿各部门的电话号码。
本安型电话机安设位置距工作面迎头30~50m。
通过通讯电缆敷设到施工地点。
第五章劳动组织和主要经济技术指标
第一节劳动组织
1、作业方式:
三八工作制。
2、严格执行交接班制度:
预期爆破效果
序号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
88
2
每昼夜循环工作面进尺
m
2.4
3
每循环爆破实体煤岩
m3
10.4
4
每昼夜循环雷管消耗量
个
34
5
每昼夜循环炸药消耗量
Kg
7.5
6
每米掘进巷道雷管消耗量
个/m
11.25
7
每m3原煤(岩)雷管消耗量
个/m3
4.787
8
每米掘进巷道炸药消耗量
kg/m
15.563
9
每m3原煤岩炸药消耗量
kg/m3
6.6
10
月进度
m
81
11
日循环个数
个
3
12
正规循环率
%
85
13
月生产天数
d
25
第二节作业循环方式
一、炮掘循环方式
掘进正规循环作业见表
劳动组织配备表
序号
工种
人数
圆班人数
备注
一班
二班
三班
1
打眼、支护
3
3
3
9
2
信号、排水
1
1
1
3
3
装车工
4
4
4
12
4
班长
1
1
1
3
5
9
9
9
27
主要技术经济指标表
序号
指标名称
单位
数量
序号
指标名称
单位
数量
1
掘进断面
米2
5.6
16
砌块消耗定额
米3/米
/
2
净断面
米2
5.0
17
掘进煤量
吨/米
6
3
巷道坡度
度
-25
18
日出勤人数
人
27
4
工程量
米
36
19
掘进工效率
米/工
0.2
5
昼夜循环个数
个
3
20
工期
天
10
6
循环进尺
米
1.2
21
7
日进尺
米/日
3.6
22
8
月循环率
%
85
23
9
平均月进度
米/月
36
24
10
坑木消耗定额
米3/米
25
11
炸药消耗定额
公斤/米
8.33
26
12
雷管消耗定额
个/米
18.9
27
13
钢材消耗定额
公斤/米
28
14
水泥消耗定额
公斤/米
29
15
砂子消耗定额
米3/米
30
直接成本
元/米
第六章安全技术措施
第一节一通三防
一、通风瓦斯管理
1、局部通风机入井前,必须经机电部门检查验收,合格后方可入井。
局部通风机应定期检修和更换,凡在井下运行累计时间达半年以上的必须升井检修。
2、局部通风机必须由指定人员负责管理。
配有专职瓦检员的掘进工作面,局部通风机由专职瓦检员负责管理。
3、一台局部通风机只准向一个工作面供风。
一个掘进面最多允许由两台局部通风机供风。
4、严格风筒管理,风筒要吊挂平直,拐弯小于或等于900的应设可缩性风筒弯头,一台局部通风机应用同一直径风筒,发现破口要及时修补或更换,风筒百米漏风率应控制在10%以内。
5、风筒出口到工作面距离不得超过5m,否则必须停止作业。
6、安装的局部通风机要求距轨道大于50cm,离地高度大于30cm;局部通风机周围要清理干净,无杂物堆积。
7、局部通风机实行挂牌管理。
局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、是否循环、是否实现“三专两闭锁”、负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量、有效风量率和瓦斯等内容。
8、风筒的安装使用必须符合下列标准:
(1)风筒无破口,末端两节除外。
(2)风筒吊挂平直,逢环必吊,风筒接头要双反压边,经常检查处理风筒脱节及破口,以减少风量损失。
(3)风筒拐弯处要设弯头(弯度小于或等于900)。
异径风筒要用过渡节,先大后小,不准花接。
(4)风筒跨过轨道时,要保持风筒高于车沿200mm以上,防止车辆矸渣碰撞风筒。
(5)严格按通风质量标准连接吊挂风筒,做到平、直、稳、紧,无死弯,逢环必挂,无落地、脱节、破口现象。
9、局部通风机必须实行“三专两闭锁”和双风机双电源。
10、局部通风机不得随意开停,如遇突然停风,作业人员要及时撤至风机以外的安全地点,并设置栅栏、揭示警标,严禁人员入内,由机电工闭锁动力总开关。
恢复供电正常后,首先由瓦检员按规定排瓦斯,并检查瓦斯浓度,(瓦斯浓度超过3%以上时必须制订瓦斯排放措施,报矿技术负责人批准。
)无安全隐患后才准进入工作地点。
排放瓦斯时严格按有关规定执行。
11、掘进工作面风流是指掘进头到风筒出口这一段巷道中的风流。
距顶板20cm距煤帮30cm范围的瓦斯浓度达到2%,体积大于0.5m3的空间,为掘进工作面局部瓦斯积聚。
其20m范围内必须停止机器运转,切断电源,除处理瓦斯工作外,禁止进行其他工作。
12、掘进巷道无计划停电、停风的地点,必须切断电源,在盲巷口设置栅栏、揭示警标,由专职瓦检员或安全员在盲巷口新鲜风流中看守,任何人不得进入停风区,看守人员必须现场交接班。
13、加强瓦斯检查工作,杜绝瓦斯超限作业。
瓦斯员必须坚守工作岗位,按规定检查瓦斯,做到勤检多检,当工作面瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止风(电)煤钻打眼。
放炮地点附近20m范围内的瓦斯浓度达到0.8%时,严禁放炮,当工作面的瓦斯浓度达到1.2%时,必须立即停止作业,切断电源,撤出人员,并向调度室汇报,请示处理。
电机及其开关附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到1.2%时,必须撤出人员,停止电器设备的运转,切断电源,设置警标,并向调度室汇报,请示处理。
只有当瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可人工送电进行开机作业。
14、掘进工作面必须安设瓦斯探头,一台监视正头瓦斯变化情况,另一台监视回风瓦斯变化情况。
15、该掘进巷道以里所有电器设备电源,必须实行风电闭锁和瓦斯电闭锁。
16、停风时,工作面所有人员都要撤至新鲜风流中;来电后,送风排瓦斯必须由矿井辅助救护队通风人员进行,严格按排放瓦斯措施执行,严禁“一风吹”。
瓦斯排放完后,必须经瓦检员同意后才能送动力电。
17、分别在正头5m内、回风巷口以里10~15m内安设瓦斯传感器。
瓦斯断电仪必须灵敏可靠。
瓦斯监测探头距迎头距离为≤5m,放炮前瓦检员必须将探头撤放到安全地点、并且保护好、防止放炮冲坏,放炮后瓦检员必须将探头移回挂在规定的位置。
18、人人爱护通风设施,不得随意移动瓦斯监测探头。
发现损坏,及时汇报通风部门处理。
19、所有人员过风门时,必须随手关风门,井下所有正向风门必须联锁,防止风流短路。
20、打钻地点、钻孔回风侧0.8~1.0m范围内悬挂便携式甲烷检测报警仪。
打钻地点或其巷道风流中瓦斯浓度达到0.8%时,停止打钻作业。
21、打钻过程中,以钻孔为圆心,半径0.4m,距煤壁0.4~0.6m以内瓦斯浓度不得超过2%(按局部瓦斯积聚管理);距煤壁0.6m以外瓦斯浓度不得超过1%。
二、防尘措施
1、掘进工作面必须有完善的洒水系统,距工作面50m范围内必须安装一道水幕,并且在距工作面20~30m处必须设置爆破喷雾装置。
工作面爆破时先打开喷雾装置,喷雾时间不小于10min,爆破前后正头必须洒水。
掘进面各转载点喷雾设施的操作阀必须设置或用高压胶管引接到人行道侧,便于操作。
2、工作面巷道必须定期冲洗,煤尘堆积厚度不得超标(即厚度达到2mm,长度超过5m),如有煤尘堆积厚度超标情况,必须立即进行冲洗、清扫。
全月每周对全巷进行一次煤尘冲洗、清扫工作。
3、打眼必须坚持湿式打眼,严禁打干眼。
4、巷内必须建立完善防尘洒水管路,并每隔50m安设一个三通阀门。
配备30m软管,供巷道洒水灭尘和消防用水。
5、防尘设施、设备指定专人管理,不得随意拆除。
6、巷道内必须安设两道净化水幕,第一道水幕距迎头30~50m,第二道水幕安设在回风巷出口向里10~15m处。
爆破前施工队必须开启,水幕应能封闭巷道全断面、灵敏可靠,雾化好,使用正常。
7、搞好个体防护,工作面作业人员要佩戴防尘口罩。
8、在距掘进工作面60~200m范围内设置集中式隔爆水棚,棚区长
度不得小于30m,水量不得小于200L/㎡,棚区设置参数与管理必须符合《AQ1020-2006》的有关规定。
9、通防队设专职防尘工,负责防尘设施的维护和管理,管路要吊挂平
直,捆扎牢固,接头严密不漏水,杜绝滴、跑、漏水现象。
三、防灭火措施
1、在副井井口附近设置消防水池,消防水池保持不少于200m3的水量。
巷道内必须安设消防管路,消防管路应每隔50m设置支管和阀门,且随时保持防尘系统完好,有足够的水量。
2、巷道内严禁烟火,通风队必须按规定进行洒水防尘。
3、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,不得乱扔乱放,严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。
井下清洗风动工具时,必须在专用硐室内进行,必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。
5、加强电气设备管理,杜绝电气设备失爆;电器设备着火时,必须首先切断电源,在切断电源前,只准用不导电的灭火器材进行灭火。
6、搞好矿井电器设备的三大保护,加强电气火灾的防治。
对各类电缆要加强管理,防止电缆燃烧。
7、如井下出现明火的地方要及时采取有效措施进行灭火。
8、加强井下各密闭的检查,发现CO、CO2浓度超限及其它异常情况时及时处理。
9、加强矿井通风管理,减少内部漏风以及区域通微风造成热量积聚。
第二节顶板管理
1、开工前,必须严格执行顶板的安全检查制度,班长和安全员检查正头顶、帮情况,确认无问题后方可施工。
2、严格执行“敲帮问顶”制度(工作面必须配备镐、长柄等敲帮问顶工具),仔细检查顶帮围岩情况,处理净活矸、危石,确保施工安全。
3、严禁空顶作业,最大空顶距离不超过1m,必须在有永久支护或临时支护下打眼,必须按巷道断面图施工。
4、施工队组要经常检查巷道施工质量,发现质量不合格及放炮冲倒、冲歪的支架时必须及时处理。
5、发现顶板压力大、顶板离层、听见顶板有响声等冒顶预兆时,要立即停止作业,撤出工作面所有人员,待压力稳定后,由外向里进行顶板维护。
6、处理冒顶区段时,队长、班长、安全员必须现场指挥,抽调至少2人以上的老工人配套作业,1人工作、1人监视顶板,发现有垮顶、片帮预兆时,要将人员立即撤至安全地点。
7、冒落高度在1m以上时,接顶前先检查瓦斯,严禁瓦斯超限作业。
8、处理冒顶前,要把障碍物清理干净,确保退路畅通,及时在冒区的边缘打不少于3排戴帽柱,戴帽柱每排3根,防止冒顶区域的扩大。
9、处理冒顶时,首先用2.5m以上长柄工具由外向里处理干净顶帮活矸,顶板处理好后,及时支护顶板,
10、施工中要有专人监测顶板的变化情况,专人指挥维护,施工
人员听从命令,相互配合好。
11、处理过程中,瓦检工要随时检查瓦斯情况,有问题要立即停工撤人,先组织排放瓦斯。
12、如遇顶板有淋水,停止作业汇报调度室,采取针对性措施后,方可施工。
必须“掘一米,支护一米”。
加强顶板管理,在顶板淋水段必须缩小循环进尺,短掘短支,如发现顶板压力大,顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定后,由外向里进行施工。
13、当巷道出现冒顶时,必须先封顶,减少冒顶范围,加固好冒顶地点附近的支架。
处理冒顶时,必须备足材料清理好退路,撤出冒顶地点以内的所有人员。
14、严格按支护标准施工,巷道做到平、直、稳、净。
支架与煤岩间必须接严背实,严禁空帮空顶现象。
帮顶空隙小于0.3m时,用煤矸填实;帮顶空隙大于0.3m时,用圆木和小板背紧背实。
15、支架与支架之间必须使用拉杆或撑木,距工作面10m范围内,必须采取防倒架加固措施。
严格控制空顶距和空顶时间,按架棚工艺架棚,严禁空顶作业或空顶时间过长造成冒顶事故。
第三节爆破管理
1、井下爆破作业执行《煤矿安全规程》第三百一十五条~第三百四十六条有关规定。
2、爆破严格执行“一炮三检”和“三人联锁”及爆破停电、撤人
制度。
3、必须严格执行远距离进风流中放炮,爆破员连线后,必须和瓦检员最后离开工作面。
4、爆破30min后(必须待炮烟排出后),班组长、爆破、瓦检(安全)员同时进入工作面,检查通风瓦斯、顶板、支架、有无残爆、有无瞎炮等异常情况,无问题后方可进行作业,如有异常,必须立即处理。
5、爆破母线连接、检查线路和通电工作必须由放炮员一人操作。
排除母线故障不得采用短路法进行试验。
爆破必须在防突反向风门之外的新鲜风流巷道中执行远距离放炮,距迎头大于300米。
6、装药时应注意以下事项:
(1)装药前,必须将炮眼内岩(煤)粉掏净。
(2)装药时,炮孔应保持干燥,炮孔有水时应采用防水袋。
(3)堵炮泥不可加压太重,以免药卷密度增大,影响起爆。
(4)每个药卷聚能穴端必须指向下面的殉爆药卷,装雷管的药卷必须装在第一位,不准装盖药或垫药
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