最新2390柱运料斜井开拓施工作业规程程.docx
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最新2390柱运料斜井开拓施工作业规程程
2390柱运料斜井开拓施工作业规程
为了保证生产安全,依照《煤矿安全规程》、《操作规程》制定本规程,凡本工作面作业人员,本工作面检查指导人员,必须学习掌握本规程。
第一章、工程概况
第一节、位置和范围
2390柱运料斜井位于二水平轴东翼采区,该工作面开口于3310轨道巷,施工至2390柱风道绕道设计位置。
工作面开口标高-457.02m,终点标高-442.8m。
第二节、巷道用途、工程量及支护形式
1、巷道用途:
2390柱运料斜井是为2390柱综采工作面掘进、安装、回采工作面回采期间运料而设计。
2、巷道参数表
巷道名称
工程量
巷道规格
支护形式
坡度
棚距
备注
下平巷
10m
4.0×2.8m
10.5m2金属拱型支架
3‰
0.6m
斜井
39.4m
4.0×2.8m
10.5m2金属拱型支架
25°上山
上平巷
36.5m
4.0×2.8m
10.5m2金属拱型支架
3‰
躲避硐
2×3m
4.0×2.8m
10.5m2金属拱型支架
3、工程量总计91.9m。
第三节、地质、水文地质情况(附柱状图及预想剖面图)
1、地质情况:
该段工程地质条件较复杂,开拓过程中将通过一条正断层,落差为6.5m。
1)瓦斯绝对涌出量:
0.08m3/min;
2)CO2绝对涌出量:
0.52m3/min;
3)煤尘爆炸指数:
45.56%;
4)煤层自然发火期:
2个月。
2、水文情况:
该工程施工层位位于煤11底板~煤9顶板之间,受煤9及以上顶板承压裂隙含水层影响,水文地质条件较复杂,最大涌水量0.4(m3/min),正常涌水量:
0.15(m3/min)。
第二章、施工顺序、支护选型及支护设计
第一节、施工方法
采用钻眼爆破法破岩,实行光面爆破,金属拱型支架支护,耙岩机配合矿车出矸。
第二节、施工顺序
2390柱运料斜井在3310轨道巷上坡头台棚处开口,与3310轨道巷成24°夹角,先按3‰施工10m,然后起25°施工上山39.4m,变平后继续施工27m,最后左拐102°按3‰上山施工6.5m至2390风道绕道设计位置。
第三节、装岩与运输
2390柱运料斜井工作面排矸使用耙岩机将矸石装入矿车,再用25kW绞车打反轮松至斜井下坡头后人力将矿车推至3310轨道巷内的车场,然后用小绞车将矿车拉至3310轨道巷开口处,再用40kW绞车拉至2320轨道巷中部车场,再用上坡头40KW绞车绞至2320上部车场,最后用小绞车拉至东翼大巷。
运料顺序与装岩顺序相反。
第四节、支护选型
巷道采用25U10.5m²金属拱形支架支护,棚距0.6m,每架棚子使用9付卡缆,上顶一付,梁腿搭接处各3付,梁腿搭接下返1.6m处各一付;使用五道金属支拉杆,上顶一道,梁腿搭接处各一道,底卡缆处各一道,使用木背板及铁篦子联合插背。
第五节、支护设计
1、顶底板分析:
9煤层顶板:
灰白色中砂岩,高岭土胶结,易风化成泥。
9煤层:
亮煤为主,平均厚6.0m。
9煤层底板:
黑色泥岩,贝壳状断口,含大量植物化石及菱铁质结核。
10煤层顶板:
黑色泥岩,贝壳断口含菱铁质结核及黄铁矿散晶。
10煤层:
暗淡型,平均厚0.6m。
10煤层底板:
顶部为红褐色泥岩,富含植物根化石,下部为黑色泥岩。
2、按25U10.5m2金属拱型支架支护设计,支架间距验算及选择、确定:
①巷道顶板压力
Pt=α×L2×r×a×9.8
Pt—巷道顶板压力(kN);
α—承载系数α=1÷3f;
f—普氏系数(煤取0.3);
L—巷道掘进宽度(m);
r—顶板岩石容重(2.5t/m3);
a—金属拱型支架架间距(m)。
②矿用金属拱型支架额定载荷
P10.5=338.9~395kN
③计算棚距
依据P10.5>Pt=α×L2×r×a×9.8
a =P10.5/[(1÷3f)L2r×9.8] =338.9~395/[(1÷0.9)×4.02×2.5×9.8] =0.706~0.823m ④棚距确定 为加大支护安全系数,并考虑此工作面巷道顶底板压力大,施工时棚距取0.6m。 第六节、支护要求及验收标准 1、架棚巷道: (1)临时支护 a、使用金属前探梁,材料为两根长度不小于3m的矿用10#工字钢,4个长300mm的特制勾子(用Φ20mm螺纹钢制作)。 具体使用方法: 响完炮,待炮烟吹净15min后,找好掉。 将前探梁前串,用木楔戗实,然后把棚梁放到前探梁上,用撑子与架好的棚子固定好,插严背实后,进入下一个工作循环。 b、遇煤(岩)破碎时,打密排撞楔护顶,撞楔使用Φ130mm以上半圆,砍成尖头使用,撞楔打入迎头不小于0.8m,撞楔尾端必须打齐,外露棚梁不大于200mm。 c、棚距为600mm,临时支护最大控顶距不大于1400mm。 (2)巷道验收标准 用25U10.5m2金属拱型支架支护,棚距600mm,插背采用铁篦子和木背板联合插背,铁篦子间用双道绑丝连接,铁篦子与巷壁间用木料及岩块背实。 每块铁篦子后必须有两块以上顺巷道方向的木背板,铁篦子插背到底板高度且与巷道方向一致。 架棚使用5道铁撑子,其中正顶一道,梁腿搭接的中间卡缆处各一道,底卡缆处各一道。 (3)质量要求(单位: mm) 项目 棚距 搭接 卡距 净高 净宽 柱窝深 10.5m2 600 350 250 2800 4000 200 允许误差 -100~+100 -40 -30~+30 -20~+100 0~+100 -150~0 支架前倾后仰: 水平巷道允许偏差±1°(1m垂线不大于17mm);倾斜巷道支架架设要迎山有劲(每上山起坡6~8°,出1°迎山角),迎山角允许偏差±1°,不得抢、退山。 支架梁扭向: ≤100mm。 耳间隙<15mm;卡缆螺丝扭矩大于150N·m。 第三章、掘进方式及施工工序 第一节、掘进方式及施工工序 1、掘进方式为钻眼爆破: (1)使用7655型凿岩机进行钻眼工作,工作面配备5台凿岩机,其中2台备用。 (2)采用煤矿用安全炸药、毫秒延期电雷管进行爆破,使用200发电容式起爆器进行起爆。 毫秒雷管最后一段的延期时间不超过130ms,采用正向起爆。 (3)采用垂直楔形掏槽方式进行掏槽。 (4)炮眼布置及装药量见爆破图表。 2、施工工序: (1)架棚巷道: 开工准备→打眼→响炮→通风→找掉→串前探梁、挂棚梁、插背正顶(临时支护)→出矸→接棚腿(永久支护)。 3、按“三八”制工作,架棚巷道采用掘架单行作业,一炮二架,班循环进尺1.2m。 遇到围岩破碎、过断层或在煤层中施工时,必须坚持一炮一架,要注意控制顶板安全。 第四章、掘进通风 第一节、通风方式 采用局部通风机压入式通风。 第二节、风量计算、验算及风车选型 一、风量计算: 1、按瓦斯涌出量计算 Qhf=100×qhg×khg=100×0.08×1.2=9.6m3/min 式中: Qhf——掘进工作面需要风量,m3/min; qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,0.08m3/min; khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.2; 100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 2、按二氧化碳涌出量计算 Qhf=67×qhc×khc=67×0.52×1.2=41.81m3/min 式中: Qhf——掘进工作面需要风量,m3/min; qhc——掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量,0.52m3/min; khc——二氧化碳涌出不均衡通风系数,取1.2; 67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。 3、按炸药量计算 三级煤矿许用炸药 Qhf≥10×Aaf=10×12.75=127.5m3/min 式中: Aaf——一次爆破炸药最大用量,(kg)。 按爆破图表选用12.75kg。 根据计算结果,按炸药量计算风量为工作面风量(127.5m3/min),工作面选用11kW×2(风量为200~400m3/min;风压350~4000Pa)对旋风机进行供风满足要求。 选取风车实际吸风量Qaf=280m3/min。 二、风量验算: 1、按工作人员数量验算 Qaf≥4×NhfK 280m3/min≥4×13×1.25=65m3/min 式中: Qaf——最小风量,m3/min; N——工作面同时工作最多人数,取13人; 4——每人每分钟供风标准,4m3/min; K——人员流动不均衡系数,取1.25。 2、最小风量验算 Qaf>60×0.25Shf 280m3/min>60×0.25×9.48=142.25m3/min 式中: Shf—掘进工作面有效平均断面积(选10.5m2支护断面面积)。 S=B(h-0.1073B) 式中: B—巷道净宽度,取4.0m h—巷道净高度,取2.8m S=4.0×(2.8-0.1073×4.0)≈9.48m2 3、最大风量验算 Qaf<60×4.0Shf 280m3/min<60×4.0×9.48=2275.2m3/min 式中: Shf—掘进工作面有效平均断面积(选10.5m2支护断面面积)。 S=B(h-0.1073B) 式中: B—巷道净宽度,取4.0m h—巷道净高度,取2.8m S=4.0×(2.8-0.1073×4.0)≈9.48m2 142.25m3/min<280m3/min<2275.2m3/min。 因此,选择11kW×2对旋压入式局部通风机满足要求。 三、风车所在位置巷道配风量 Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd =280×1+60×0.15×10.61 =375.5m3/min 式中: Qaf——局部通风机实际吸风量,m3/min; I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,取1; 0.15——无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速; Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,取10.61m2。 风车安装巷道3048轨道巷(3320轨道巷与3048大巷交叉处的风门以外),风量为400m3/min>375.5m3/min,满足要求。 第五章、生产系统 第一节、排矸(煤)系统 工作面→3310轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→副井→地面。 第二节、运料系统 副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3310轨道巷→工作面。 第三节、通风系统 新鲜风: 副井→1048大巷→2048斜井→2048大巷→3048斜井→3048大巷 →局扇→3310轨道巷→工作面。 乏风流: 工作面→3320轨道巷→3320回风巷→2020E斜井→1040回风巷→主井→地面。 第四节、供水系统 副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3310轨道巷→工作面。 第五节、排水系统 工作面→3310轨道巷→3320轨道巷→3048大巷→-530水仓。 第六节、压风系统 -530压风机房→3048大巷→3310轨道巷→工作面。 第七节、供电系统 2320配电室→2320轨道巷→3310轨道巷→工作面。 (详见供电系统图) 第八节、安全监测系统 2390柱运料斜井→3310轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→副井→地面监测机房。 第九节、人员定位系统 副井→1148大巷→1148泄水巷→2320皮带巷→3310轨道巷→工作面 第十节、通讯系统 副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3310轨道巷→工作面。 第十一节、避灾路线 发生煤尘、瓦斯爆炸及火灾时避灾路线: 工作面→3310轨道巷→3048大巷→3048斜井→2048大巷→2048斜井→1048大巷→副井→地面。 发生煤尘、瓦斯爆炸及火灾时,人员位于灾害进风区域直接按避灾路线撤离,位于灾害回风区域的人员要立即佩带自救器,按避灾路线选择最近联络巷,进入进风侧,迎风撤离。 发生水灾时避灾路线: 工作面→3310轨道巷→2320皮带巷→1148泄水巷→1148大巷→副井→地面。 发生上述灾害时,现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人,清点人数,并及时、准确地向矿业公司调度室汇报,再向区值班室汇报。 如果发生伤亡事故,必须先向矿业公司调度室汇报,再向区值班室汇报,并在现场积极组织抢救。 第六章、安全技术措施 除严格执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》、国家和集团公司矿业公司等上级相关规定外,还必须执行如下安全技术措施: 第一节、一般规定 1、各工种操作人员必须经过培训,考试合格后持证上岗。 2、开拓工作面,在大巷铺设三趟Ф108mm管路,一趟压风管路,一趟静压水管路和一趟排水管路,管路接至耙岩机后,耙岩机前压风、静压水管使用高压胶管。 3、施工时工作面安装电话,要求距迎头不大于100m。 4、施工中过老硐、遇地质水文等其它变化时另行补充措施。 5、施工需要搭脚手时,使用专用板凳,板凳使用200mm宽、75mm厚大板,配合Ф130mm以上的半圆搭设牢固的脚手,板凳腿钉拉条固定好,各处搭接用钉子钉实。 使用板凳时,板凳要四脚放平,落在实处。 6、施工上山时,耙岩机后钉好临时台阶和扶手。 7、开口施工另行补充措施。 第二节、找掉 1、找掉工作,要由两名有经验的人员担任,由班(队)长现场指挥。 2、每班必须坚持(开工前、爆破后、班中)三找掉制度,做到有掉必须找清。 找掉时,一人找掉,一人观山。 观山人员要站在找掉人员的侧面,找掉时应选好撤身步,并确保找掉人员后路畅通。 3、找掉时,现场班长、找掉人员和观山人员要站在有支护的安全地点,其他人员远离找掉地点。 4、找掉时,严禁两组人员在同一地点同时找掉。 5、找掉时,找掉人员必须带手套,超过头顶以上的掉,必须使用1.2m以上的专用找掉工具,严禁用镐找掉。 找掉时,如遇爬杆现象,要立即扔掉工具,迅速向后路安全地点撤离。 6、找掉顺序为先找上顶后找两帮。 7、遇到难于找下的大掉,应先在掉下打好稳定牢实的临时支柱托住,然后打眼响小炮处理好,响小炮另行补充安全技术措施。 柱脚应打在实茬上,如打在虚矸上,要在柱脚下穿200mm×200mm×50mm木鞋,爆破时临时支柱不准回拆。 第三节、开工及验收要求 现场无跟班班长、班长不到工作面不准开工,每班由班、队长负责班末工作质量验收,并做好记录。 第四节、巷道掘进措施 1、严格执行各工种岗位责任制,定机、定人、定位、定质量。 2、打眼前必须检查迎头安全及顶板情况,搞好安全确认,无问题后方可开工。 打眼前,必须先看线,必须按规定角度进行打眼。 3、安装风、水管路前要先将管内脏物吹、冲洗干净,再与凿岩机牢固联接,联接使用快速接头配专用销,专用销与风锤之间用双股8#铅丝绑牢。 施工中随时检查联接情况,有问题及时处理。 4、打眼时要先开水后开风。 5、钻眼时,领钎人不准带手套,袖口必须扎紧。 开眼时要躲开凿岩正前方立于一侧,开眼后立即躲开,严禁骑锤作业。 6、开眼后,待钎子钻进20-30mm后,再给全风钻进,且推力均匀,不准忽猛忽缓,防止折钎、夹钎或卡钻头。 7、钻眼工作只能一人一台操作。 打眼人精神要集中,随时注意断钎后及时扶住凿岩机。 8、打眼过程中,发现钎子变形弯曲或不透气,钻头或合金片脱落,应及时更换。 突然停风时应将钎子拔出。 9、掘进至白砂矸地段允许打干眼,干打眼时打开除尘设施,施工人员戴好防护口罩。 第六节、架棚支护 1、在做好的临时支护的保护下,出完矸子后,挖柱窝,棚腿要立在实茬上,棚腿柱脚落在软岩中必须穿鞋,木鞋规格200×200×50mm。 每班开工前必须派专人紧固卡缆螺丝(迎头10m)。 2、棚棚子前必须备好所用的腿、梁、卡缆、小板、撑子等。 3、棚棚子时,必须配足人力(不少于4人),由班组长统一指挥,架设棚子时棚梁两端与棚腿吻合,各上一付卡缆,检查中平线无问题后,将卡缆上齐上紧,插严背实。 4、放炮崩倒崩歪的棚子,要由后往前逐架扶好后方可进行其它工作。 扶棚子前,打好Ф130mm以上点柱护顶,点柱要迎山有劲。 扶棚子注意找掉。 5、卡缆螺丝用风动扳手紧固,工作面必须配备力矩测试仪,扭矩必须大于150N·m。 第七节、放炮部分 1、开口3m要求响小炮刷扩断面掘进。 装药时,要严格按爆破图表规定的药量、封泥长度进行装药,必须使用水炮泥。 2、开工前,响炮测杂散电流,测量位置分别是炮眼对轨道、炮眼对棚子、炮眼对风筒,杂散电流不大于30mA时,才可以装药。 3、严格执行“一炮三检制”(装药前、爆破前、爆破后对爆破地点及附近20m内瓦斯检查,并做好记录)和“三人联锁放炮制”〔即放炮前,爆破工将“停止工作”牌交给班组长,班组长负责通知现场人员撤到警戒线以外,指派专人在可能进入爆破地点的各通路上截好人,并在检查顶板与支护情况、警戒人员到位情况、工作面人员撤离情况及清点人数确认无误后,将自己携带的“放炮命令”牌交给瓦斯检查员;瓦斯检查员经检查瓦斯、煤尘浓度合格后,将携带的“允许放炮”牌交给爆破员;由现场班(组)长亲自打开发爆器箱,下达放炮命令;爆破工接到“允许放炮”牌随即可发出放炮警报并进行放炮;放炮后“三牌”各归原主〕及“炮机加箱上锁制”。 班(组)长亲自布置截人工作,截人时将所有人员截至200m以外(上山掘进250m以外,拐一直角弯100m以外),截人位置共四处,分别为3310轨道巷往里与3310皮带巷连接的第一个横管处;3322DS风道横管处;3310皮带巷与2320候车下坡头横管交叉处;2320配电室横管与2320轨道巷交叉处。 截人位置应设放炮截人牌和拉绳,截人每次每处去两人,一人截人一人汇报,截人人员要戴截人袖标,班组长收齐汇报后,确定截人范围内无人时方可下达放炮命令,爆破工吹口笛三声或大喊三声“放炮啦”5s后响炮。 放炮截撤人地点由现场班(组)长进行确认并挂牌标记。 当工作面遇有变化时,必须重新确认放炮截撤人地点,其他人不得变更其地点。 4、放炮后,待炮烟吹净15min后方可进入工作面,要及时验炮,验炮工作在现场班长的指挥下由现场班长、现场组长(爆破安全员)、爆破工三人共同负责完成。 爆破工必须在现场监督验炮全过程(从员工清理浮煤或矸石开始到清理完毕;从掏槽眼、窝子眼到辅助眼、周边眼要做到全面、全过程验炮;特别是有雷管脚线处、爆破效果不好处、断面下部眼和煤或矸堆积部位更要认真验炮,只有经现场班长、现场组长、现场爆破工三人共同确认后验炮结束后,方可进入下一个工序),经确认无拒爆、残爆时爆破工方可离开到后路安全地点待命;如发现拒爆、残爆时,必须在班(组)长陪同下对电爆网路进行检查、处理,按《煤矿安全规程》第342条规定,在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆进行处理,在现场班组长再次确认截人无误后,方可进行起爆操作,并应在当班处理完毕。 如果当班未能处理完毕,当班爆破工与班(组)长必须和下班的爆破工与班(组)长在现场交待清楚,方可换班。 5、不得在残眼和虚发眼上继续加深和装药。 6、每次响炮前,对迎头10m范围内棚子的卡缆进行紧固。 7、坚持使用水炮泥,以减少炮烟量及煤、岩尘在风流中的悬浮量。 8、爆破操作严格按照下列要求进行: ⑴爆破母线每次爆破使用前,必须对爆破母线进行全电阻检查,并要进行安全确认,保证符合相关要求。 出现两个以上接头或出现三处以上破损的爆破母线不得使用。 每班使用后要对爆破母线进行烘干处理,烘干温度不得大于40℃。 ⑵爆破连线工作,必须做到雷管脚线之间的连接、雷管脚线与爆破母线的连接牢靠结实,确保电爆网路全电阻值稳定,符合规定。 连线时要逐炮眼一一确认其连线是否符合要求,是否正确。 在母线没接入电爆网路前,再次对各爆破眼连线情况进行核验,防止丢炮现象的发生。 在爆破时先进行网络检查。 将条形闭锁钥匙插入钥匙孔内,将爆破网路的两根母线分别压在两个测试端子上,如果网路连接正确,显示窗数码管会显示整个爆破网路的阻值,网路连接合格后才可以爆破。 ⑶爆破网路测试合格后,将爆破网路的母线从测试端子上拆下,再把爆破母线两端缠绕到发爆器发爆接线柱上不少于1圈,并将压线螺栓拧紧压实。 在《煤矿安全规程》规定的安全起爆条件下,首先在遥控距离内使用发爆器遥控器(该遥控器与发爆器配套具有唯一性,请妥善保管)向着发爆器连接按两下“开”键。 此时充电指示灯亮为红色指示,则说明闭锁开关已经打开,此时显示窗数码管显示熄灭,电路已经导通,仪器能够正常工作。 然后,把爆破钥匙开关转到“充电”位置,充电指示灯为绿色或橙色指示,经10~20s后爆破指示灯亮且待其稳定,并不得小于20s的时间,表明主电容已经达到额定电压(发爆器根据主电容的容量不同不必计算电压值,要引燃冲量大于8.7A2ms即可)。 这时快速把爆破钥匙开关转到“爆破”位置进行起爆。 爆破工作完成后,将条形闭锁钥匙从钥匙孔中拔出,发爆器处于闭锁状态,然后再取出爆破钥匙带上防尘帽。 并将发爆器妥善保管好。 ⑷注意事项: ①支领发爆器时必须进行严格检查,包括仪器外观、电量、电冲能力及附件是否齐全,发现问题必须及时更换。 ②严禁井下打开维修,严禁井下做短路打火实验。 ③爆破母线应采用专用阻燃爆破母线(MT/T930-2005),100m爆破母线其阻值2Ω(单条线)。 ④母线有接头必须错开连接,并要用防水胶布包实,各雷管接头严禁接地,以免消耗电流出现哑炮。 ⑤雷管之间的连接线如需加长,必须使用连接线连接,否则雷管偏流会造成个别哑炮。 爆破网路必须采用串连接法。 ⑥爆破母线必须与连接线柱接牢固,(充电前爆破场地人员必须撤离现场,才允许爆破)确保不打火花,安全爆破。 ⑦发爆器存放不用时,发爆器应在清洁、干燥、无硫化合物及无腐蚀性气体处存放并有专人看管。 ⑧爆破时严禁用手触摸发爆器接线端子(接线端子指网路测试两个端子和爆破接线两个端子)。 9、具有电爆网络全电阻测试功能的发爆器,仅用于测试电爆网络全电阻,严禁测量其它电量。 10、严禁在井下用发爆器测试非电爆网络中的单发电雷管。 测试电爆网络全电阻时,必须在人员撤出爆破作业地点,允许爆破工进行爆破操作时,在截撤人地点以外进行。 11、每次爆破作业前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查,并做好记录(电爆网路全电阻值),符合要求时,方可进行爆破。 严禁用发爆器打火放电方法检测电爆网路是否导通。 爆破前,检查线路和通电工作只准爆破工一人完成。 12、严格执行爆破前后30m范围内洒水降尘的规定,爆破前的洒水降尘必须在打眼后装药前完成。 爆破作业面比较潮湿或有淋水时,必须对电爆网路中的所有接头用绝缘胶布包好,并悬空,避免水浸湿接头处。 13、爆破作业由现场班组长组织实施,现场班组长、瓦斯检查工、爆破工等人员在爆破工作中各司其职,严格落实煤矿爆破的各项规定。 第八节、顶板管理措施 1、严禁空顶作业,加强支护。 响炮后,先刷洗岩帮,找掉之后按前述要求及时设置临时支护,架棚支护最大控顶距1.4m;岩石破碎和过断层时最大控顶距1m。 2、掘进过断层及岩石破碎时另行补充安全技术措施: 掘进过断层遇煤(岩)破碎时,打密排撞楔护顶,撞楔使用Φ130mm以上半圆,砍成尖头使用,撞楔打入迎头不小于0.8m,撞楔尾端必须打齐,外露棚梁不大于200mm。 第九节、巷道辅助运输安全技术措施 1、斜井运输: ⑴绞车司机必须持证上岗,无证不得操作。 ⑵开车前绞车司机先将绞车附近场地清理干净,并配合机电维护检查好地脚螺丝、闸皮、信号、保险绳及钢丝绳等装置确认安全无问题后方可开车。 ⑶司机必须精神集中,听清信号再回信号方可开车,如信号不
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