11090采煤工作面综合防突措施.docx
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11090采煤工作面综合防突措施
目录
1.工作面概况和瓦斯地质2
1.1工作面概况2
1.1.1工作面开采情况2
1.1.2标高与压茬关系2
1.1.3顶底板岩性2
1.1.4采面支护2
1.1.5通风系统3
1.2瓦斯地质情况4
1.3地质分析5
1.3.1煤层及瓦斯情况5
1.3.2执行措施顺序6
2.区域突出危险性预测6
3.区域验证7
3.1利用复合指标法和钻屑指标法进行区域验证7
3.2区域验证孔布置方式7
3.3验证方法8
3.4具体要求9
3.5验证结论10
3.6打钻喷孔异常信息判断11
4.工作面防突措施12
5.工作面措施效果检验13
5.1回采工作面防突措施效果检验13
6.安全防护14
6.1安全防护14
6.1.1压风自救的安装与调试14
6.1.2放炮管理15
6.1.3防突反向风门16
6.1.4避难硐室17
6.1.5安全自救19
6.2安全防护管理制度19
6.2.1通风与瓦斯监测管理规定19
6.2.2允许进尺标记牌管理20
6.2.3劳动组织管理20
6.2.4机电防爆管理规定21
6.3安全避灾21
6.4煤与瓦斯突出事故应急预案21
6.5其它22
1.工作面概况和瓦斯地质
1.1工作面概况
范围、本煤层和临近煤层开采情况、压茬关系,井上井下对应标高和垂深,巷道通风概况,工作面工程布置、安排情况等。
1.1.1工作面开采情况
二1-11090采煤工作面位于矿井二水平东翼,上部为云盖山断层,下为新二1-21010采空区,东为矿井井田边界,西为二1-11090设计的外段实煤体。
该采面走向长680m,倾斜长60m,可采面积40800m2,可采储量20万吨。
1.1.2标高与压茬关系
二1-11090采煤工作面标高+5~+25.3m,对应地面标高+293,垂深288~266.7m,该工作面属于上分层开采,二1-11090机巷向下5m为老二1-21010采煤工作面(未采),根据二1-21010风、机巷工程揭露情况分析,该回采面煤层厚度不均匀,平均煤厚为3.5m,倾角在23°~25°。
1.1.3顶底板岩性
该采面老顶为细粒砂岩,厚约3.5m,直接顶板以灰白色的中粒砂岩为主,厚约6m,伪顶为砂质页岩,黑色砂质页岩,含大量白云母及植物化石碎片。
直接顶跨落步距为3-5m,老顶来压步距为14m,老顶周期来压步距10-15m。
直接顶类别为Ⅰ级,老顶级别为Ⅱ级。
因此在生产期间应加强顶板支护,严格按照顶板管理措施施工。
直接底,细砂岩,底板为深白灰色,间夹白色细砂岩长石,下部夹一层褐色炭质页岩,厚约0.5m,直接底为黑色砂质页岩,含小白云母片,含砂份较高,厚约9m。
1.1.4采面支护
采用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架,支架中心距1000mm,支架长度2600mm,宽度960mm,移架步距800mm,采高2m,全部垮落法处理采空区,净断面积2.496m²。
1.1.5通风系统
工作面采用全负压通风,需风量为475m³,供风量为540m³,回风流经二1-21010风巷、专回直接进入总回风,形成独立通风。
1.2瓦斯地质情况
简单描述瓦斯地质分析情况,结合措施中的工程布置平面图,划分工作面不同地段的防突管理级别。
煤层产状(°)
走向
49°
倾向
139°
倾角
25°
煤层厚度(结构式)
煤层平均厚2.5m
软分层厚度及层位
整个煤体均较松软
煤层节理、裂隙
节理、裂隙不发育
煤层稳定性
煤层赋存比较稳定
宏观煤岩类型
半光亮型
煤种牌号
水分
灰份
挥发份
瘦煤
2.21%
11.28%
16.02%
煤的容重
煤的坚固性系数
煤的破坏类型
煤尘爆炸指数
煤的自燃
发火期
1.4t/m3
f=0.17
Ⅲ
14.91-17.21%
不自燃
参数测试情况:
qmax=0.1L/min、Smax=3kg/m、△h2max=20pa
煤层瓦斯含量(m3/t)
煤层瓦斯压力(MPa)
绝对瓦斯涌出量
(m3/min)
1.61
0.1
0.54
煤层顶板特征
顶板:
灰白色细粒砂岩,直接顶:
灰白色中粒砂岩砂质泥岩
煤层底板特性
底板:
顶面为灰黑色,有细层理
1.3地质分析
该采煤工作面,根据掘进期间揭露情况,该采面起伏不平、切眼向外70m的薄煤带。
在回采期间可能会对煤质有一定的影响。
1.3.1煤层及瓦斯情况
2005年8月3日,河南理工大学在白庙矿对二1-21020(原52020)改造巷,采用煤科总院抚顺分院研制的WP-1型井下煤层瓦斯含量快速测定仪,对二1煤层的瓦斯压力和瓦斯含量进行了测定。
现场测定结果表明,在标高-50m处,白庙煤矿二1煤层的瓦斯压力为0.1MPa,瓦斯含量为1.61m3/t;绝对瓦斯涌出量0.54m3/min,相对涌出量1.4m3/t。
1.3.2执行措施顺序
(1)区域验证;
(2)第一次区域验证指标不超标,允许推进5m,保留5m区域验证超前距;二次验证指标不超,允许推进35m,连续验证两次指标不超按无突出危险工作面进行管理,可不采取防突措施,但必须采取安全防护措施,以后每推进40m进行一次区域验证。
(3)只要有一次区域验证指标超标或在验证期间出现钻孔喷孔、顶钻、夹钻、响煤炮及工作面有明显突出预兆时,立即执行局部综合防突措施。
2.区域突出危险性预测
按照《防突规定》第四十二条:
区域预测一般根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行,也可以采用其他经试验证实有效的方法。
根据煤层瓦斯压力或者瓦斯含量进行区域预测的临界值应当由具有突出危险性鉴定资质的单位进行试验考察。
在试验前和应用前应当有煤矿企业技术负责人批准。
2002年我矿-221m发生煤与瓦斯突出后,经重庆煤科院抚顺分院鉴定为煤与瓦斯突出矿井,2005年聘请河南理工大学对我矿二1煤层进行了区域突出危险性预测,在标高-50m处测定二1煤层的瓦斯压力为0.1MPa,瓦斯含量为1.61m3/t。
依据《防治煤与瓦斯突出规定》和《关于对白庙矿突出危险性区域划分的批复》(平煤[2006]57号)文件规定,二1煤层标高-145m以上为非突出危险区,-145m以下为突出危险区域,二1-11090采煤工作面标高为+5~+25.3m,处于非突出危险区域,且根据平禹2011【409】号关于转发《河南省许平煤业有限公司防治煤与瓦斯突出实施办法(试行)》的文件精神第二十五条煤层厚度较大、需进行分层开采的突出煤层,按下列规定执行:
“开采上分层后,若下分层采面风巷、机巷、切眼均内错布置,且下分层设计圈定区域内无留设的实体煤柱时,下分层采掘工作面按无突出危险工作面管理”,因此该工作面按无突出危险工作面进行管理,采用工作面连续预测的方法进行区域验证。
3.区域验证
按照《防治煤与瓦斯突出规定》第五十七条规定采用工作面预测方法对采煤工作面进行区域验证。
3.1利用复合指标法和钻屑指标法进行区域验证
为确保防突测试指标的准确性和可靠性,依据《防突规定》第七十四条规定采用钻屑指标法,复合指标法进行工作面区域验证。
(一)钻孔瓦斯涌出初速度值(q),临界值定为4.0L/min;即q<4.0L/min无突出危险,q≥4.0L/min有突出危险;
(二)钻屑瓦斯解吸指标法(△h2),临界值定为干煤180pa、湿煤140Pa;即△h2<180pa或△h2<140pa无突出危险,△h2≥180pa或△h2≥140pa有突出危险;
(三)钻屑量指标法(S),临界值定为5.0kg/m;即S<5.0kg/m为无突出危险,S≥5.0kg/m为有突出危险。
3.2区域验证孔布置方式
根据《防突规定》第七十八条规定要求:
沿二1-11090采煤工作面平行推进方向,在采面倾向长度5m范围内每隔10m布置一个区域验证钻孔,共布置6个区域验证钻孔,工作面倾斜长度60m可随着推采进度而增加验证孔个数,验证孔尽量布置在软分层中(若在采面遇见薄煤带不能进行打孔验证时应在终孔报告单中详细描述并在示意图中标注),验证投影孔深为10m;孔径为42mm,验证钻孔距底板1m。
(详见区域验证孔布置图)
侧视图
俯视图
3.3验证方法
工作面进行验证前,必须把工作面积煤清净,否则不能进行验证。
施工验证孔时钻进速度要均匀,不要随意来回拉钻杆。
瓦斯涌出初速度q值测试步骤:
1)尽量在巷道软分层中布置打孔径为42mm的测试孔,钻进速度控制在1m/min;
2)当测试孔深达到2m、3m、4m、5m、6m、7m、8m、9m、10m位置时,迅速拔出麻花钻杆,用专用封孔器封孔,封孔后测量室长度为1m,钻孔内封孔胶囊的压力达到0.2Mpa;
3)在测试杆末端接上q值测定仪,测量1min内流过表头的数值,即为该钻孔瓦斯涌出初速度q值;
钻屑瓦斯解吸指标△h2值测定方法:
用煤电钻带动麻花钻杆,钻头Φ42mm,钻进速度控制在1m/min,钻孔每隔2m测定一次钻屑解吸指标。
验证孔分别在2m、4m、6m、8m、10m处各测定一次钻屑瓦斯解吸指标。
当预测孔打至设计位置时,分别取样,用MJ-2型钻屑瓦斯解吸仪测试,取最大值为△h2值。
钻屑量S值测定方法:
钻孔打至1米以后,收集每打1米所排的煤粉,用弹簧称称出每米钻孔所排的煤粉质量,即为所测的钻屑量,每一效检孔的每米最大钻屑量即为该效检孔钻屑量。
3.4具体要求
1、区域验证孔尽量布置在软分层中。
2、严禁使用注水孔作为验证孔。
进行验证时,验证孔不能与注水孔打穿,否则,必须重新打孔进行效检。
3、在地质构造复杂地带应根据情况适当增加验证钻孔。
4、工作面必须设置防突管理牌板,测试工必须如实填写效检结果。
5、验证工作由测试工操作,瓦检员、跟班干部、班组长必须同时在现场进行监督,否则,不予验证。
6、验证结果由防突测试工负责填写区域验证报告单,瓦检员、跟班干部、班组长对证实填写内容与验证结果相符后,在区域验证报告单上签字。
7、验证结束后,防突测试工负责向通风调度汇报验证结果,通风调度负责详细记录。
8、验证结束后,防突测试工要将允许进尺牌板前移锁牢,并喷漆作为标记,严禁超尺,在采煤过程中任何人无权私自移动允许进尺牌版,若发现移动允许进尺牌版,对采煤队队长、书记及当班值班队长罚款1000元,并进行停班,由矿工会进行三违帮教处理。
9、每次验证完毕后,测试工必须将验证结果详尽的填写在防突管理牌板上。
3.5验证结论
依据《防突规定》第五十八条规定:
当区域验证为无突出危险时,应当采取安全防护措施后进行采掘作业。
但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时,采掘前还应保留足够的突出预测超前距。
首次预测指标不超,允许进尺5m,留5m效检超前距;二次预测指标不超,允许进尺35m。
(详见区域验证允许进尺示意图)
只要有一次区域验证为有突出危险或发现突出预兆,则该区域以后的采煤作业均应当执行局部综合防突措施。
3.6打钻喷孔异常信息判断
(1)喷孔(按轻重程度分为三级)
1.轻度喷孔:
钻进过程中间歇性喷孔,停钻即停,有少量颗粒喷出,里探增幅0.2%以内。
操作指导:
减缓钻进速度,保持钻孔内通畅,无浮渣。
2.中度喷孔:
钻进过程中连续喷孔,停钻后持续1-2分钟,喷出颗粒直径3mm,钻屑明显增多,抛出距离1-2米,里探增幅0.3%以内。
操作指导:
立即停止钻进,反复进退钻杆,保证钻孔通畅,确保瓦斯均匀释放,待环境瓦斯浓度、外回风瓦斯浓度无异常后,可缓慢钻进。
3.严重喷孔:
停钻后连续喷孔超过2分钟,且带出大量钻屑;抛出距离大于2米或伴有煤炮声;里探增幅大于0.3%,外探增幅大于0.2%。
(符合上述任一条件,即判断为严重喷孔)
操作指导:
禁止钻进,钻机保持空转或拔钻,防止钻杆夹死、钻具损坏,环境瓦斯达到1%时,立即停电撤人。
(2)煤炮(按轻重程度分为三级)
1.轻度煤炮:
听到响声,声音较小,距离较远且为单声。
2.中度煤炮:
声音较大,间歇性明显(时间间隔大于1分钟),有震感,有掉渣、扬尘现象。
操作指导:
停止作业,立即向调度室汇报,待环境瓦斯、回风流瓦斯恢复正常状态,且无其它异常现象出现,观察30分钟后由现场安全第一负责人请示调度室是否恢复作业。
3.严重煤炮:
声音巨响;响声连续;震感明显;伴有大量扬尘(符合上述任一条件,即判断为严重煤炮)。
操作指导:
现场立即停电,人员撤离至安全地点后向调度室汇报并等待指令。
说明:
1.环境瓦斯浓度指施工地点所设便携显示浓度,便携位置符合以下要求:
掘进工作面在钻孔孔口上方0.5m、回风侧2m范围内吊挂,采面在距煤墙0.5m、钻孔孔口上方0.5m、回风侧2m范围内吊挂。
2.现场施工过程出现喷孔时,掘进工作面由监钻工汇报;采面由施工单位现场安全第一负责人或监钻工汇报,出现煤炮现象由施工单位现场安全第一负责人汇报。
4.工作面防突措施
在区域验证期间钻孔出现喷孔、顶钻、夹钻或出现煤炮声响时,不再执行工作面突出危险性预测,直接执行工作面超前排放防突措施,进行消突。
采面设计倾向长度为20-60m,在风巷向下0.5m,机巷向上0.5m的区域,沿采面倾向布置一排φ94mm措施钻孔,钻孔距巷道底板1.5m,以水平角0°开孔,钻孔间距为3m,孔深不低30m,共设计钻孔14个钻孔,其终孔间距控制为3m,回采时钻孔保留20m超前距。
每施工一个钻孔封孔抽采一个,最后一个孔抽采时间不小于2h。
采面浅孔预抽钻孔布置如图所示。
采面浅孔预抽钻孔布置示意图
5.工作面措施效果检验
工作面防突措施效果检验必须包括以下两部分内容:
首先检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等,并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等),作为措施效果检验报告的内容之一,用于综合分析、判断;其次各检验指标的测定情况及主要数据。
5.1回采工作面防突措施效果检验
对回采工作面防突措施效果的检验参照采煤工作面突出危险性预测的方法和指标实施。
但应当沿采煤工作面每隔10m布置一个检验钻孔,投影深度10m。
如果采煤工作面检验指标均小于指标临界值,且未发现其他异常情况,则措施有效;否则,判定为措施无效。
当检验结果措施有效时,检验孔的深度10m,则应当在保留不低于5m的检验孔超前距的条件下,采取安全防护措施后实施回采作业;当检验结果措施无效时,必须在超标点上下各三架每架补打1个措施孔,不低于3个孔(孔深与该循环所执行措施孔深度一致),并再次进行措施效果检验,直至检验措施有效为止。
回采工作面措施效果检验孔平面图
回采工作面措施效果检验孔剖面图
表4-区域验证孔参数表
孔号
孔径
(mm)
孔深
(m)
水平角
(°)
俯角
(°)
1-3
42
10
0
平行煤层顶板
备注:
防突测试工要根据煤层层间距及软分层情况及时调整效检孔参数
具体效果检验的操作方法同第三节的区域验证。
6.安全防护
6.1安全防护
6.1.1压风自救的安装与调试
1)压风自救风量和风压要求:
风压不小于0.4MPa,风量不低Q=K1K2∑总q自=1.2*1.2*25*0.1=3.6m3/min≥Q源。
2)无突出危险区域每隔100m安装一组压风自救,个数不少于5个,采面风巷最后一组压风自救距切眼25—40m,机巷最后一组压风自救距切眼50-100m,最后一组安装的个数不低于25个,平均每个袋压缩空气供给量不得小于0.1m3/min。
压风自救安装在支护良好且无杂物处,安装高度距离巷道底板1.4—1.6m,便于人员自救时使用(高度适合人员站立或坐下)。
3)压风自救管选用无缝钢管,直径不小于50mm,在巷道的外口,压风自救管路上须安设气水分离器,每次安装压风自救袋之前要进行放气,将管路中杂物及锈蚀粉吹出,避免造成压风自救风压低及堵塞等现象。
对破损的压风管必须更换或进行相应的处理,保证不漏气。
压风自救系统不完好,不允许生产。
维修压风自救系统或压风管路时,必须向调度室汇报,工作面停止工作,撤出所有人员。
4)施工单位指定专人对压风管路进行检查,确保管路不漏气及压风自救完好,并及时移动压风自救,保证压风自救与掘进工作面保持合适的距离,要对气水分离器进行及时的放水和排油,保证管路的畅通和风流的清洁。
5)工作面压风自救系统的总阀门及每一组自救袋的总阀门必须处于常开状态,严禁关闭。
6)矿安检科、防突科要对压风自救系统的设计安装使用管理经常进行监督检查,对查出的问题要落实整改。
6.1.2放炮管理
1)放炮必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用乳化炸药或含水炸药,放炮母线使用小电缆,其接头必须使用接线盒,严禁使用明接头延长放炮母线,并保证吊挂整齐;
2)工作面每次打眼前,必须进行瓦斯检查,工作面瓦斯浓度不得大于1%;
3)所有的炮眼孔均不得同验证孔相透,否则必须重新打炮眼,所有的炮眼药卷以外必须用黄泥封实;
4)放炮前,应切断风门以内和回风流除监测电源以外的所有电源。
必须通知调度室和通风调度,经同意后方可放炮;
5)工作面使用固定爆破母线的,必须在每次爆破前进行全面检查,杜绝失爆现象;
6)回采工作面爆破时,风巷口压风自救袋处必须设警戒,其余人员全部撤到距采面下出口100m以外的机巷压风自救袋处躲炮。
7)班组长是放炮第一责任者,按规定亲自布置专人警戒,警戒做到人、绳、牌三保险,清点人数,做到一切无误后,后方可进行放炮作业;
8)放炮认真执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度;
9)有以下情况之一时,不准进行放炮工作:
①回风系统不畅通、巷道支护不完好、断面积不符合要求时;
②反向风门不符合要求时;
③矿井监控系统运转不正常,或瓦斯传感器位置不当、显示不准确时;
④回风系统非本安型电气设备未停电,或电气失爆未处理时;
⑤放炮地点无压风自救袋及自救袋无压风等安全防护设施不符合要求时;
⑥放炮地点无通讯电话或电话不通畅时;
⑦未经矿调度室和通风调度同意时。
10)放炮30min后确定无异常,当班班长、瓦斯检查员、爆破工方可进入工作面检查,确认无问题,一切安全后,其他人员方可进入工作面作业。
6.1.3防突反向风门
1)工作面风巷进风侧,必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。
2)工作面反向风门前后5m范围内巷道支护完好,无片帮、冒顶现象,无杂物、积水、淤泥。
3)采区内主要进回风门反向风门必须连锁,工作面反向风门不得联锁;人员进入工作面时必须将靠近工作面一侧的一道反向风门打开、顶牢,另一道保持关闭状态。
工作面放炮和无人时,两道反向风门必须关闭。
4)风门墙体可用砖、料石或混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石性质确定,但不得小于0.2m,墙体厚度不得小于0.8m。
在煤巷构筑反向风门时,风门墙体四周必须掏槽,掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。
砌碹巷道必须破碹接实帮实顶。
5)墙体平整(1m范围内凹凸不大于10mm,料石勾缝除外);无裂缝(雷管脚线不能插入)、重缝和空缝,严密不漏风(手触无感觉、耳听无声音);
6)门框可采用坚实的木质结构,厚度不得小于100mm。
门框要包边沿口,有垫衬,四周与门扇接触严密;
7)风门采用坚实的木质结构,包制铁皮,保证门扇平整不漏风,背面使用角铁、槽钢或规格为120mm×100mm的横梁加固,门扇厚度不小于60mm,风门能自动关闭。
8)门扇下部设挡风帘,墙体的所有管孔必须用水泥沙浆封堵严实;
9)风门墙体的排水沟采用低于巷道地板的反水沟,深度根据风压大小来构筑,不漏风;
10)反向风门要实行牌板管理,明确责任人每天对防突反向风门进行检查,发现问题及时汇报处理,确保正常使用;
11)反向风门严禁设置调节风窗。
6.1.4避难硐室
-23m副暗斜井侧建有井下永久避难硐室,设计容纳避难人数60人,配备有ZY45型隔绝式压缩氧自救器60台,MZS-30型自动苏生器3台,KTH型矿用电话1部(电话号码6010),SBT127/220G型矿用红外摄像仪2台,HY4型隔绝式正压氧气呼吸器3台,安全监测监控分站1个,人员管理系统读卡器1个,食品(压缩饼干)150Kg,供水净化装置1台,降温净化除湿一体机2台,ZYJ-1型压风自救器60套,DSPL200型压气喷淋装置2套,在工作面出现灾害事故时,当佩戴自救器后,在其有效作用时间内不能到达安全地点时,按照避灾路线上避难硐室指示牌进入井下永久避难硐室进行避险。
避难硐室操作规程:
1)进入过渡硐室操作:
1:
在进入避难硐室入口处,通过观察窗查看是否有人,避免同时打开过渡室和生存室密闭门。
2:
确认无人后,逆时针转动手柄,打开防护密闭门,进入过渡室。
3:
进入过渡室后,密闭好过渡室防护密闭门。
4:
完全打开气幕和喷淋所有阀门,每次洗气约为30秒,洗气完毕后关闭洗气阀阀门。
2)进入生存室操作:
5:
洗气结束后,搬动手柄打开生存室密闭门,进入生存室后,关闭生存室密闭门。
6:
打开生存室里设置的压风自救过滤装置阀门,并将其流量设置为0.3m³/每分钟/人。
(如:
总共10人,则氧气流量计流量设置为每分钟0.3m³)
7:
在压风管路没有压风的情况下,打开氧气流量计(逆时针开大,顺时针为关小),并将其流量设置为0.5升/每分钟/人。
(如:
总共10人,则氧气流量计流量设置为每分钟5升)。
注意:
氧气减压器已经预设为减压至0.4MPa,请勿改动!
如果压力低于0.4MPa,调整减压器低压表数值到0.4MPa。
8:
观察硐室内监测传感器数值,当生存室内氧气、一氧化碳的浓度达到人呼吸要求(氧气浓度为18.5%至22%,一氧化碳浓度小于25ppm,二氧化碳浓度小于1.)的安全浓度后, 方可取下配戴的自救器。
9:
立即通过调度电话(9)或急通讯向矿调度室汇报情况,汇报内容包括:
避灾路线、避难人数、健康情况、避难硐室装备运行及事故发生情况等相关信息,并保持和救援指挥中心的联系。
10:
完全打开液态二氧化碳空调主控阀(阀手柄逆时针为打开,顺时针为关闭),检查并确认液态二氧化碳压力,高压表数值应大于4MPa。
打开过滤除湿降温集成装置左边的降温阀门(逆时针为开,顺时针为关)。
11:
从生存室内取出一盒一氧化碳(CO)吸收剂。
并将吸收剂放置在过滤除湿降温集成装置右边的凹槽中。
注意:
凹槽标识应和吸收剂标识(CO)一致,确保药品放置到正确的凹槽中。
一氧化碳(CO)吸附剂一经充装放置,请勿更换或移除。
12:
从生存室内取出两盒二氧化碳(CO2)吸收剂。
并将吸收剂放置过滤除湿降温集成装置和左边的凹槽中。
注意:
当生存室内二氧化碳(CO2)浓度无法降到1%以下,或者吸附剂颜色变为浅紫色时,更换二氧化碳吸收剂。
(生存室内二氧化碳浓度由二氧化碳传感器显示)
13:
当生存室内的温度、湿度、一氧化碳浓度、二氧化碳浓度在安全范围内时,为使硐室内环境更舒适,可根据实际情况增加或减少温度控制阀开启的程度。
3)避难硐室内主要参数安全值:
避难硐室内主要参数安全值
参数名称
安全值
氧气浓度(%)
18.5%-22%
一氧化碳(ppm)
≤24
二氧化碳(%)
≤1%
温度(℃)
≤35℃
湿度(%)
≤85%
6.1.5安全自救
每一进入该工作面的人员必须佩带隔离式自救器,熟悉自救器的使用方法和从本工作面安全撤离的避灾路线,掌握煤与瓦斯突出预兆的特点,突出预兆分为有声预兆和无声预兆:
有声预兆:
地压活动剧烈、顶板来压、不断发生掉渣和支架断裂声;煤层产生震
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- 11090 采煤 工作面 综合 措施