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文档简介
3-3煤辅运大巷、回风大巷东翼延伸掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
1、巷道名称
3-3煤东翼辅运巷、回风巷延伸工程。
2、巷道用途
查明3.3煤东翼原采空区实际范围,用于3-3煤东翼采区生产系统,
满足采区通风、行人、运输、管线敷设的需要。
3、施工地段
在3"煤层辅运大巷延伸段测点D5(x:4329533.954,
y:37470573.681)前9.4米处沿煤层顶板开始掘进。
4、预计开工时间
计划开工时间:2015年6月18日
第二节编写依据
1、《煤矿安全规程》及《煤矿掘进操作规程》。
2、《东峰煤矿煤炭资源整合实施方案开采设计》。
3、《东峰煤矿地质报告》。
4、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010o
5、《煤矿井巷工程施工规范》GB50511-2010o
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、巷道地面位置
该巷道对应地面标高为+1272m〜+1301m,巷道标高为1149nl〜
+H54mo地表大部分为黄土梁崩区,沟谷密集,地形起伏较大,地
形破碎,无民房建筑,无大的水体及河流。
二、与邻近巷道位置关系
该掘进工作面位于3.3煤层井田范围的东北部:北为原阳塔煤矿采
空区,南为原商联煤矿采空区,东为原龙王庙煤矿采空区,西是4-
4至3-3煤皮带运输大巷。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构
3-3煤层呈层状赋存于延安组第三段下旋回上部,呈简单的层状产
出,层位稳定。煤层埋深在0〜160nl之间,一般50〜140m。底板标
高变化在1138〜1180m之间。煤层厚度变化在1.7-2.1m之间,平均
1.9m。煤层在整合区北部向北倾斜、南部向北西倾斜,总体向北西
西倾斜,倾向约340°,降深幅度平均15.9m/km,平均倾角
0.9°o与下伏4-4号煤层间距在36.37-38.31m之间变化,平均
37.40m,相当稳定。含0〜1层泥岩夹研,局部含2层,结构简单。
煤层顶板岩性以粉砂岩为主,粉砂质泥岩、泥岩次之,煤层底板岩
性以粉砂岩、粉砂质泥岩为主,泥岩次之。煤层与其顶底板均为明
显接触。该煤层层位稳定,厚度变化规律较明显,煤类单一,煤质
变化小,煤层结构简单,属大部可采的稳定型厚煤层
二、煤与瓦斯涌出情况
依据陕西省煤炭工业局批复中本区煤矿瓦斯鉴定结果,沼气
(CH4)绝对涌出量为0.14-0.20m3/min;二氧化碳(C02)含量为
0.99-2.06m3/to瓦斯分带为处于氮气-沼气带。本矿属于低瓦斯矿
井。
三、煤尘及煤层的自燃
根据煤样品自燃倾向的测试成果,区内煤层多易自燃发火,另外,
区内及周边的煤层露头均可见自燃现象,从煤矿调查中得知,以往
煤矿堆放的碎煤发生过自燃。在生产煤的堆放和运输过程中,应采
取相应的措施,以防止煤的自燃。
据煤尘煤样测试结果:各煤层测试的火焰长度在180〜350mm
之间;抑制煤尘爆炸的岩粉用量在55〜70%之间,属有爆炸性危险
的煤层。区内各煤层属低变质阶段的烟煤,根据煤的干燥无灰基挥
发分产率与固定碳含量之比计算,爆炸性指数远大于有爆炸性危险
10%的临界值,表明煤尘均具有爆炸性危险,在掘进施工该煤层时应
引起高度重视,并要采取相应的防范措施,确保人身和矿井的安
全。
四、地温
区内属地温正常区,无地热灾害。
第三节地质构造
根据本区内6个钻孔资料、煤层底板等高线形态及相邻采区地
质资料综合分析:本采区整体呈一单斜构造,采区内无探明的断层
构造。地质构造简单,区内无岩浆活动痕迹,总体构造形态为倾向
西北,平均倾角小于1°的单斜层,无较大断裂及褶皱发育,仅局
部形成一些宽缓的波状起伏。
第四节水文地质
本区地质构造简单,无大的起伏。所有可采煤层的直接充水含水
层为顶板砂岩含水层,富水性弱到极弱,地下水补给条件差。根据
《矿区水文地质工程地质勘探规范》(GB12719-9)及《煤炭资源地
质勘探规范》中有关规定,勘探区水文地质勘探类型应划为二类一
型。即以裂隙含水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。
从整合区涌水量计算,矿井开采3-3号煤层正常涌水量为9〜
48m3/d,最大涌水量18~60m3/d;3-3煤层大部分已被小井开采,
通过整合各小井于2008年先后闭坑,闭坑矿井难免聚集瓦斯和产生
积水,该巷道掘进中有可能随时穿越采空区及老巷,防治水工作作
为施工重点,严格遵守“有掘必探,有采必探”原则,做到有计
划、有组织、有措施的超前钻探工作,并加强瓦斯监测和涌水量检
测,加强通风和排水。
第三章巷道断面及支护
第一节巷道布置
1.东翼运输巷和回风巷工程量依据探掘过程中待定,巷道开口布置
在测点D5(x:4329533.954,y:37470573.681)前9.4米处沿煤层顶
板向前掘进巷道。巷道方位50°00'00〃,掘进35米后,再拨门
以方位140°掘进30米至回风巷位置,以方位230°反掘与3-3回
风巷贯通,贯通后回风巷继续方位角50°前掘。
2.断面:工作面断面为矩形,采用锚网支护,掘宽X掘高=4.5mX
2
1.8m,S掘=8.lmo(见附图-巷道断面图)
3.临时供水管距离底板1.6m,风筒距离底板1.3m,均吊挂在巷道
左帮(面向迎头);电缆距离底板1.7m,电缆钩间距1m,吊挂在巷
道左帮。
4.巷道平面布置示意图:见附图-巷道平面布置图。
第二节矿压监测
1、监测内容
每施工30〜40m做一组锚杆抗拔力试验。
2、监测及抽查方法
做锚杆抗拔力试验时,一组中只要有一根锚杆锚固力或抗拔力
没有达到设计要求,即视为不合格,须再抽查一组,如仍不合格,
则必须查明原因,并对该组锚杆前后10m巷道全部检查并补打。
第三节支护设计
一、巷道永久支护
1、顶锚杆为618mmX1800mm的螺纹钢锚杆,间排距900mmX
900mm,每根锚杆使用1根CK2850树脂锚固剂,锚杆托盘为125mm
X125mmX6mm拱形高强度托盘。顶锚杆锚固力不低于50KN,扭矩
120N.m,每排5根。
2、网片采用65mm圆钢钢筋网片,网格为lOOmmX100mm,网片
尺寸4400mmX1000mm,网与网搭接长度为100mm,采用14#铁丝绑
扎连接,绑扎间距不大于300mm/道,呈“△”状连接。
二、施工质量要求
1、网子搭接宽度不小于100mm,每隔300mm用14#双股铁丝绑扎一
道,并绑扎牢固。
2、锚杆间排距均为900mm,锚杆眼距允许误差为±100mm,角度允
许误差15度。托盘紧压网片,外露不大于50mm,预紧力不小于
50KN,扭矩力不小于100N•mo
3、树脂药卷搅拌时间均为5〜8S。
第四节支护工艺
(一)锚杆安装
1.锚杆安装工艺
(1)在临时支护下先打正顶锚杆孔,并安装好锚杆,接着打两
边锚杆孔和其余锚杆孔,并安装好锚杆。打锚杆时,必须打一个锚
杆孔后立即安注好一根,严禁将全部锚杆孔打好以后再进行安注。
锚杆施工由外向里,逐排进行,即先打第一排然后打第二排。。
(2)打锚杆眼前,首先严格按中线检查巷道断面规格,不符合
设计要求时必须先进行处理,锚杆眼位置要准确,眼位误差不得超
过±100mm,眼向误差不得大于15。。锚杆眼深度应与锚杆长度相
匹配,打眼时应在钻钎上做好标志,严格按锚杆长度打锚杆眼,钻
孔深度允许误差不超过50mmo
(3)安装锚杆前,应将眼孔内的积水、煤(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,然后
将锚固剂送入眼底。随后将锚杆插入眼内,使锚杆顶住锚固剂,外
端头套上螺帽,用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。开动煤电
钻旋转将锚杆旋入锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,搅拌
旋转大于35s后,卸下螺帽,上好托盘,拧上螺帽。12min后,拧
紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,锚杆安装应牢固,螺帽紧固有力,
托板边方向与巷道方向尽可能保持一致,避免歪斜。
2.锚杆孔施工应遵守以下规定:
(1)锚杆孔孔深和角度应符合设计要求,孔向应垂直巷道顶板或
顶板岩层层理,轴向偏差在15°以内。
(2)顶部锚杆采用顶板锚杆机钻孔,帮部采用风锤钻机帮锚钻机
钻孔。
(3)锚杆间、排距严格按设计要求施工,误差不得超过土
100mmo
(4)锚杆端部必须推至孔底,尾端露出垫板长度为3(f50nlln,露
出螺帽不少于三丝。锚杆应尽可能垂直巷道轮廓线的切线或主要岩
层面,夹角不小于75°。
3.锚杆安装应遵循以下规定:
(1)锚杆安装要求使用快速接头进行安装,搅拌时间不得低于标
准要求;Z型(中速)锚固剂20〜30秒,K型(快速)锚固剂10〜
15秒,严禁不经搅拌将锚杆直接扎入眼底。
(2)锚杆安装的预紧力矩:采用快速安装工艺时,螺母的拧紧力
矩不应小于140N.m。
⑶上托板时间:K型锚固剂5分钟,Z型锚固剂15分钟;托板
应紧贴巷壁,紧固螺母时,应用扭力扳手拧紧。
(4).对锚杆支护巷道每隔一定时间要进行一次巡回检查,对顶
板、煤帮失效的锚杆要及时补打,对托板松动的应及时紧固。
4.严格检查控制锚杆支护材料材质,由于时间过长或受潮已经
生锈的锚杆、弯曲变形的锚杆、过期或硬化的树脂锚固剂等不合格
材料,严禁使用。
5.锚杆必须贴顶、帮打,不得打造形锚杆,以增强支护效果,
如果需要造型,里面的一层锚杆垫板必须贴岩面打。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、掘进方式
采用炮掘法施工。
二、施工顺序
先从3一煤辅运大巷停掘面按照设计方位掘进,掘进35米后以方
位140°拔门掘进30米,再以方位230°返掘与3一煤回风巷贯通,
形成辅运大巷和回风大巷掘进通风、运输系统。
第二节施工方式
一、施工方式
采用打眼爆破的方式破岩。
1.打眼机具:采用煤电钻。
2.降尘方法:湿式打眼、水炮泥装药、装货前洒水、爆破前后
冲洗巷帮。
3.掘进采用普通钻爆法施工,采用煤电钻打眼。爆破采用矿用
II号乳胶炸药,毫秒延期电雷管引爆,MFB-200型发爆器起爆。
二、运输方式
本工作面煤、肝分装分运,采用20装载机装煤,由无轨胶轮车
直接运到地面。
三、施工流程
(一)、凿岩设备及工器具
配备电煤钻打眼,配以手镐,铁锤,铁锹,风镐等。
(二)、工艺流程
安全检查一打眼一装药、联线一爆破一安全检查一出煤一安
全检查一打锚杆一安全检查一刷帮一成巷。
第三节爆破作业
1、掏槽方式
掏槽方式为楔形掏槽法,周边眼与设计轮廓距离为200mm。
2、爆破器材
MFB-200型隔爆电容式发爆器引爆。
3、使用煤矿乳化炸药,直径27mm,长200mm,200mg/卷;1-
5段煤矿许用毫秒延期电雷管(每段延期25ms),最后一段延期时间
不得超过130mso
4、装药结构
全部炮眼统一采用正式连续柱状装药,装药是要小心将药卷从
炮眼送到眼底,不得装错雷管短号,不得弄断雷管脚线,有水时要
使用防水套,以免炸药受潮。
5、起爆方式
爆破网络采用串联法,一次装药必须一次全部起爆。
炮眼布置三视图及说明书(见附图、附表)
角度/连
装药量
炮眼炮眼炮眼长(°)爆破线
序号名称度/米合计水垂顺序方
卷/眼
/kg平直式
1-4掏槽眼1.943.275I
串
5〜8辅助眼1.821.65H
联
9-17周边眼1.823.675III
18-22底眼1.82175IV
合计499.8
预期爆破效果
序号名称单位数量
1炮眼利用率%85
2每循环巷道进尺m1.7
3每循环爆破实体煤m315.3
4炸药消耗量kg/m30.53
5每米炸药消耗量kg/m4.76
6每立方米雷管消耗量个/m31.02
7每米雷管消耗量个/m9.18
8每循环炮眼总长度m29.08
第三节管线敷设
1.采用打眼埋设螺栓固定电缆钩。
2.电缆分类吊挂平直、整齐,电缆钩每隔1.2m一个,电缆垂
度不超过50mm。
3.风水管路接口严密,不得出现漏风、漏水现象。水管距迎头
30m范围内使用高压胶管,30m外使用2寸铁管,要随迎头及时延
长,以备迎头正常用水。
4.风筒逢环吊挂,距迎头不大于5m。
5.管路吊挂平直、牢固,并采取防腐措施。
6.迎头风、水带和电缆应盘放整齐。
7.管路采用管路挂钩吊挂整齐;挂钩必须长度一致,采用620
X1000mm的左螺旋无纵筋等强锚杆配合锚固剂固定在巷道帮部并水
平成线,每两个管路挂钩吊挂间距不超过4m。管路距离底板应符合
断面图要求,铺设要平直,管路吊钩应尽量托在管路的接头处,杜
绝跑冒滴现象。
8.管线吊挂整齐,电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序
自上而下分档吊挂,垂度适当。电缆钩上下固定平直,高差不超过
30mm。
第四节设备及工具配备
设备及工具配备表
序号设备、工规格型号ijI.数量备注
具名称位
台
1煤电钻MZ—1.52备用1台
台
2开关QC83—801
台
3综保KSGZ—2.5/0.41备用2台
台
4局扇FBDNo6.3/2x222备用1台
5铁镐G10部6备用2部
台
6无轨胶轮车WC15/15010
7激光指向仪台2
820铲车台1
9真空磁力启动器QBZ-200/1140(660)台2
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式
通风方式:采用压入式通风。
二、风量计算
1、按瓦斯绝对涌出量计算
Q掘=100Xqch4XKch4(m3/min)
式中:
Q掘1……单个掘进工作面需要风量,m7min;
qch4...掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量,mVmin;
Kch4……掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数。
100……掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的
常数。
参照煤矿瓦斯等级鉴定瓦斯涌出量q掘=0.3m3/min;
K掘进面瓦斯涌出不均衡通风系数,2.50
Q®1=100X0.3X2.5=75m7min
2、按掘进工作面同时作业人数计算
Q掘>4Nm!/min
式中:N……掘进工作面人数;
Q掘>4N=4X20=80m-Vmin
3、按炸药用量计算
Q掘X
txc
式中:Qpj——炮掘工作面实际需风量,m3/s;
Aj---掘进面一次爆破所用的最大炸药量,9.8kg;
b——每公斤炸药爆破后生成的当量C0的量,根据炸药有毒气
体
国家标准,取b=0.Im3/kg;
t---通风时间,一般不少于20min,取25min;
c——爆破通风后,允许工人进入工作面工作的CO浓度,一
般取
C=0.02%;
Q掘="*"=9.8x81=196mVmin=S.3m3/s
txc25x0.02%
根据以上计算,掘进工作面实际需要风量取以上最大值
196n?/min。
2、风量验算:
15S<Q掘<240S
15X8.1<Q掘〈240X8.1
121.5<196<1944m3/min
经验算,工作面风量取240m:7min符合要求。
三、局部通风机的选型及安装地点
(一).风筒选择
选择直径为①800mm胶质抗静电、阻燃的柔性风筒。
(二).风机选择
根据以上计算结果,选用功率为FBDKo6.3/2x22KW的对旋风机各二
台,其中一台备用。(根据FBDK«6/2xl5KW风机性能,其吸风量为
380m3/min〜550m3/min),风机实行双风机、双电源自动切换装置。
(三).安装地点
局扇位置:设在3-3煤辅运大巷与主运大巷联巷口外10m处。局扇安
装高度距底板不低于300mmo
四、通风线路
1、新鲜风流一局扇一风筒一迎头。
2、乏风流:施工迎头一3-3煤回风大巷一3-3-4”回风斜巷一4”回风斜
巷一5-2煤回风大巷一副斜井一地面
通风系统示意图(见附图)
第二节压风
在距掘进面30米处安装一趟风水管路,按照标准进行吊挂,并
与37煤辅助运输大巷十字口压风管路相接,压风管路每100米设有
支阀门,通过3寸钢管供到距工作面30m处,然后改用高压软管接
到工作面用风地点。
第三节瓦斯防治
1.区队瓦斯检查员必须加强现场瓦斯检查,严禁空班漏检,弄
虚作假,发现瓦斯超限,立即停止该施工地点作业。掘进工作面瓦
斯浓度及二氧化碳检查次数每班至少检查三次,查瓦斯的间隔时间
要均匀,间隔时间不能过大或过小。
2.掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止工作;爆
破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁爆破。
3.瓦斯测定范围:距巷道顶帮底各为200mm的巷道空间内的
风流。
4.掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地
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。
5.掘进工作面及其他巷道内,体积大于OSH?的空间内积聚的
瓦斯浓度达到2.0%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断
电源,进行处理。
6.掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工
作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。
7.掘进工作面,不得停风;因检修、停电等原因停风时,必须
撤出人员,切断电源。
8.在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯
浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,且局部通风机及
其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工
开启局部通风机,恢复正常通风。
9.停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%,最
高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时,必须采取安全措施,控
制风流排放瓦斯。
10.停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时,必须制订
安全排瓦斯措施,报矿技术负责人批准。
第四节综合防尘
一、防尘供水管路由3-3煤辅运大巷留设阀门采用3寸铁管引至距迎
头30m左右。
二、供水管路每隔50m应设有单独控制闸阀及软管,用于灭火及防
尘。阀门必须随时能够正常使用,设置的水阀门严禁随意拆除,损
坏的阀门必须及时更换。
第五节防灭火
该工程均采用煤电钻湿式打眼,锚网支护,爆破前后洒水灭
尘,定期冲洗巷帮。防火的重点是电缆、机械摩擦失火,当电缆着
火或因机械摩擦失火时,应立即切断失火电缆或电器设备电源,使
用供水管路上的洒水降尘三通进行灭火。
第六节安全监控
一、便携式甲烷检测报警仪(以下简称便携仪)的配备和使用
1.队长、安全员等管理人员下井时,必须携带便携仪,对其分
管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(报警点为0.8%)
必须进行处理。
2.当班跟班队长、班组长下井时,必须携带便携仪,并悬挂在
距迎头3m的回风侧,报警时,停止工作并进行处理。
3.流动电钳工下井时,必须携带便携仪,在检修地点20m范围
内检查甲烷浓度,仪器报警时不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用
1.掘进工作面瓦斯传感器设在非风筒侧距工作面W5m,严禁悬
挂在风筒头和风筒漏风处,报警点为20.8%、断电点为2L3%、复电
点为<0.8%,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
2.掘进工作面回风甲烷传感器安设在掘进工作面距回风口10〜
15米,报警点、断电点均为20.8%,复电点为<0.8%;断电范围为
掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
3.传感器要垂直悬挂,悬挂位置:距顶板(顶梁)不大于
300mm,距巷道壁不小于200mm,巷道顶板坚固、无淋水地点。洒
水时注意保护,严禁淋水。
4.为保证安全监控仪器设备正常运行。安全监控设备必须定期
进行调试,校正。
5.井下安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间
必须采用人工监测等安全措施,并填写故障登记表。
6.井下分站,传感器,声光报警器,断电器及电缆等安全监控
设备,由施工单位队长、班组长负责保管和使用,如有损坏应及时
向通风调度汇报。
第八节排水
巷道施工时,临时排水管路跟至距迎头20m后。工作面积水处
设7.5KW电泵排水,采用2寸排水管路排至3-3煤辅运大巷主水仓确
保巷道施工无水患。
排水系统:工作面水一电泵一临时排水管路一3-3煤主水仓
第九节运输
1、施工设备及材料用无轨胶轮车进行运输,装载机装煤,无轨
胶轮车运至地面。
2、运输路线:
施工设备及材料:副斜井一4-4煤辅运大巷一4-4至3-3煤辅运斜巷一
3-3煤辅运大巷一迎头
煤:迎头一3-3煤辅运大巷一4-4至3-3煤辅运斜巷一4-4煤辅运大巷
f副斜井f地面
第十节照明、通信和信号
工作面安装一部防爆电话可以直接与井下各作业地点、机电胴
室、队值班室及矿调度室等处相互直接联系。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道掘进采用“两班”工作制(每班12小时),多工序交叉平行
作业组织生产。
劳动组织图表:见附表。
第二节作业循环
1、作业制度:采用两班工作制组织生产,为保证正规循环作业
的完成,工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排
工序,工序与工序之间尽量做到交叉进行、平行作业,以充分利用
工作时间,提高工时利用率。
2、作业方式:采用炮掘掘进,用装载机装车,无轨胶轮车运输
的方式。
3、劳动组织图表
序号工种人数
早班中班
1跟班队长11
2班长11
3安全员11
4打眼工33
5瓦检员11
6点钳工11
7铲车司机11
8支护工22
9胶轮车司机33
10钻水工22
11合计1717
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标表(见附表
经济技术指标表
序号项目单位数量
1巷道断面(净/掘)m28.1
2煤的硬度等级f3-4
3每循环眼数个15
4每循环进尺m1.7
5日进尺(1个面)m10.2
6月进尺(1个面)m255
7平均月生产天数天25
8在册人数人34
9日出勤人数人33
10出勤率%97
11炸药消耗量kg/m31.6
12雷管消耗量个/m30.7
13每循环煤量m313.77
14网片消耗量片/m1
15锚杆消耗量根/m2
16木托板消耗量块/m2
第七章安全技术措施
第一节一通三防
一、通风及防瓦斯
1.局扇应加强管理,严禁无计划停风,严禁无风或微风作业。
2.迎头无风或风量不足瓦斯超限时,作业人员均应撤到进风巷
的新鲜风流中。停风后恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有在停
风区中瓦斯浓度不超过0.8%,局部通风机及其开关附近10m以内风
流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机,恢复
正常通风。停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%,
最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时,必须采取安全措施,
控制风流排放瓦斯。
3.采用抗静电、阻燃风筒。风筒逢环必挂,保证平直。风筒拐
弯处要设弯头或缓慢拐弯,不得拐死弯及脱节。
4.风筒接头严密(手距接头0.1m处感到不漏风),无破口
(末端20m除外)、无挖洞、跑漏风现象。
5.工作面风筒不落地,风筒出口距迎头的距离不大于6m,
二、综合防尘措施
1.掘进采用湿式钻眼,。
2.工作面放炮前后均应洒水,冲洗巷帮、巷顶。
3.加强通风管理,合理供给风量,有效吹走粉尘,保障空气质
量。
4.加强个体防护,作业人员应坚持佩带防尘口罩。
5.每一小班区队必须安置专人对巷道内进行全断面洒水,每一
小班洒水次数不得少于2次。特别是极易积尘的地方,如风筒及
风、水管上、电缆上、装载点等,必须及时进行清除。
三、防灭火措施
1.井下使用的润滑油、棉纱等可燃物必须存放在盖严的铁桶
内,并定期专门送到地面处理,严禁将油泼洒在巷道内;
2.电器设备着火时,首先切断电源,用砂子、岩粉灭火;严禁
未切断电源时,用水及导电体灭火。
3.因机械磨擦生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾,利用
砂子、岩粉、水管灭火;
4.应用控风技术进行风流调节,控制火势蔓延。
5.施工过程中及时清理浮尘,定期冲洗巷帮,并由瓦检员进行
经常性的检查。
6.机电设备电缆严禁失爆,做到“三无”,“四有”,“三
齐”,“三坚持”。
第二节顶板管理
一.作业前,施工人员应全面检查施工地点附近10m范围内巷
道支护情况,坚持经常性的敲帮问顶制度,特别是在打眼、安注锚
杆过程中应及时清除危岩、排除隐患,确认安全后方可施工。
二.找顶工作必须遵守下列规定:
1.找顶工作应由两名有经验的人员担任,一人找顶、一人观察顶
板和退路。找顶人应站在安全地点,观察人应站在找顶人的侧后
面,并保证退路畅通。
2.找顶应从有完好支护的地点开始,由外向里先顶部、后两帮依
次进行,找顶范围内严禁其他人员进入。
3.找顶工作人员应戴手套,用不少于2.5m长柄工具找顶时,应
防止肝石顺杆而下伤人。
4.顶帮遇有大块断裂煤肝或煤研离层时,应首先设置临时支护,
保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下,不得硬刨强挖。
5.进行找顶作业时,只允许由一人进行找顶,严禁多人同时进行
找顶作业,防止相互碰撞伤人。
三.每次爆破后,由班组长首先由外向里检查顶板、支护等情
况,然后方可在有效支护的掩护下敲帮问顶,清除顶帮悬肝危石,
最后进行正式支护。
四.锚杆托板紧贴岩面,螺帽必须紧固;锚索、锚杆盖板必须
紧固,构件齐全。失锚的必须补打,锚拉力必须达到设计要求。严
禁截断锚索、锚杆。
五.爆破,先紧固迎头10m内的锚杆螺帽。
六.严禁采用支护锚杆起吊物料或设备,确实需要时可以另打
专用锚杆作为起吊物料或设备的生根点。
七.锚杆必须用机械或力矩板手(施工现场应备好)拧紧,确保锚
杆的托盘紧贴岩壁。
八.安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密,严禁在托盘后充填
木片、殖子等杂物,托盘、螺母要上紧上牢。
九.巷道交岔点或地质构造带,顶板有压力时,根据现场情况
可补打锚索加强支护。
第三节过老巷、采空区安全技术措施
掘进工作面前方老巷、老空区范围不祥,可能发生冒顶事故、
自然发火、老空区积水和瓦斯有害气体超限等安全隐患,为此,必
须采取措施进行防治。
一、具体措施:
1、必须坚持“先探后掘”的原则。
1)、建立钻机施工台帐,在钻进过程中,记录清楚钻孔的方
位、倾角、机高、进尺、岩性及孔内气体情况等,保证钻孔施工资
料的准确性。
2)、原始记录要按要求在现场及时、详细记录,不得随意涂
改,不得搞回忆录式记录。
2、钻探期间有害气体检测。
1)、在钻孔期间,瓦检员除进行正常的工作面巡回检查外,应
每班对钻孔口的瓦斯、CO等有害气体浓度随时检查,如果瓦斯、CO
等其它有害气体浓度超过《煤矿安全规程》有关规定时、必须立即
停止钻进,切断电源,撤出人员,并及时汇报调度室和相关领导及
时处理。
2)、当钻孔接近老空时,预计可能发生瓦斯或者其它有害气体
涌出的,应该设有瓦斯检查员或者矿方带班领导在现场值班,随时
检查空气成分。如果瓦斯或者其它有害气体浓度超过有关规定,应
当立即停止钻进,切断电源,撤出人员,并报告调度室,及时处
理。
3、掘进工作面揭露老巷、采空区的措施:
1)、掘进前先沿掘进方向打50m超前探放钻孔,进一步验证老
空区位置,探测老空区详细参数,确认无安全隐患后方可掘进。
2)、在掘进至老空区5m时,每掘进循环开始前先施工5m深超
前探眼,以准确判断老空区位置和检测老空区积水、瓦斯、发火情
况,防止盲目揭开老空区造成事故。若超前探眼内存在承压积水、
高浓度瓦斯和煤层自燃,必须立即停止掘进,采取措施进行处理。
4、过老巷、采空区支护方案:
1)、临时支护方法:
揭露老巷、采空区通风后由班组长、安检员、瓦检员先进入工
作面检查有害气体情况,敲帮问顶后在工作面打设临时支柱,临时
支柱采用直径不小于18mm的木支柱配合专用前探粱空顶区域进行临
时支护,不得空顶作业。
2)、永久支护方法:
施工人员在临时支护下施工,首先采用锚杆支护巷道顶板,根
据老巷采空区顶板的稳定情况制定支护方案。
二、过老空区“一通三防”安全措施:
1、过老空区通风安全措施:
1)、供风系统:
采用原有局部通风机压入式供风,双风机双电源,风筒采用抗
静电阻燃风筒,风筒口距工作面距离不大于10m,揭穿老空区时根
据情况随时向前延伸风筒,确保有害气体不超限。
2)、供风制度
风机由专人负责管理,保证风机连续运转,不得随意停风。因
故必须停风时,必须提出停风申请,制定停风撤人及恢复通风安全
措施,经公司领导批准后方可停风。恢复通风必须按制定的措施排
放瓦斯,严禁“一风吹”。若出现故障导致双风机均无法工作时,
瓦检员必须立即撤出工作面人员,汇报调度,由当班班长负责在掘
进工作面安全出口设置警戒线,严禁人员入内。
3)、风量测量
通防科负责风量测量,每十天测定一次局部通风机供风量,保
证达到设计供风量,使有害气体浓度降到允许范围内。
2、过老空区防治瓦斯、防治自然发火、防治煤尘措施:
1)、人员配置:
过老空区期间,掘进巷道必须每班配备一名专职瓦检员检查瓦
斯、煤层发火情况和煤尘情况。
2)、监测、检测仪表的配置:
必须配够足够的光学瓦斯鉴定器、多种气体检测仪、氧气浓度
测定仪、一氧化碳测定仪、瓦斯断电仪和瓦斯传感器,所有使用仪
器使用必须进行鉴定合格,并定期校验,保证仪器准确可靠。
3)、有害气体检查制度:
(1)穿老空区期间,瓦检员每班至少检查二次甲烷、二氧化碳
浓度和温度,检查两次一氧化碳浓度,一次硫化氢浓度,当风量变
化,出现异常气味时,必须增加检查次数。每次检查结果必须通知
现场作业班长并签字认可,然后汇报调度,调度应将汇报情况记入
瓦斯管理台帐。
(2)当掘进工作面与老巷、采空区贯通时,工作前必须先由瓦
检员、班组长、安检员进入检查瓦斯、顶板、积水情况,无问题后
方可允许其它人员进入。检查时必须从安全出口向工作面逐步向里
检查,检查时应检查CH八C02>CO、H2S>O2、温度等参数,发现异
常立即撤出,制定相应措施,煤矿无法处理时由矿山救护队协助进
行处理。检查时3人应保持3m左右的前后距离,依次向前检查,不
得盲目进入。对老空区瓦斯等参数检查,人员必须站在巷道内,伸
入老空区采样,不得直接进入老空区检测。
(3)停风后恢复通风时必须检查瓦斯,编制专项排放措施对积
聚瓦斯进行控制排放。
(4)当气温发生较大变化时、附近巷道停风时,必须要加强瓦
斯检测,防止老巷、采空区瓦斯异常涌出造成事故。
(5)对已穿过的老空区封闭段,在巷道预埋检测管,每周检测
一次老空区气体情况。
4)、瓦斯异常情况汇报制度
检测人员发现有害气体超标、有火区存在、煤尘飞扬等异常情
况时,必须立即撤人,同时汇报调度室,
5)、盲巷管理制度
(1)贯通老巷、采空区后,局部通风扩散有效通风距离正前按
风筒口向前10m、巷道两侧按3m确定为人员安全工作范围,之外的
老巷、采空区均按盲巷进行管理。应拉设警戒线,悬挂“老巷(采
空区)内有瓦斯、严禁入内”的警示牌,所有人员不得进入老空
区。当需要进入老空区观测时;必须制定专项措施报矿领导审批后
方可进入。掘进头在进行作业时,靠近水体掘进时,作业人员必须
佩戴安全带,防止意外滑入老空区盲巷内。
(2)穿过的老巷、采空区应在巷道内挂牌标识,分段在其下部
埋设2寸钢管并安装闸门作为放水管,防止已穿过的老空区再度积
水后对巷道施工形成威胁;并埋设监测管作为老空区气体检测取样
管,以便于观测老空区瓦斯和发火情况。
6)、掘进放炮瓦斯管理
(1)炮眼施工前应先施工超前探眼,若探眼与老巷、采空区贯
通,则由瓦检员使用探杖测定老巷、采空区瓦斯情况,若气体承压
且浓度大于3%,必须施工排放钻孔进行瓦斯卸压排放,期间必须停
止工作,撤出无关人员,进行控制排放直到正常。与老空区打通的
炮眼和探眼,放炮前必须用炮泥全长封闭,不得作为炮眼使用。
(2)严格执行“一炮三检”制度,工作面风流中瓦斯浓度大于
1%严禁装药、放炮。实行全断面一次爆破,若需扩帮放炮时,也必
须严格执行“一炮三检”制度。
7)、自然发火观测
(1)、本矿煤层存在发火隐患,尤其当掘进工作面与老空区贯
通后供氧条件发生改变,可能加速煤炭自燃。所以老巷、采空区揭
开后应加强CO、CO2和风流温度检测,无异常时应尽快封闭,支护穿
过。
(2)若贯通后发现老巷、采空区自燃发火,则由矿山救护队协
助进行老巷、采空区封闭,并采用注浆方案对火区进行隔离灭火。
(3)穿过后的老巷、采空区也要定期对老空区气样进行分析,
监测老巷、采空区自然发火情况。
3、安全监测系统:
1)、掘进工作面安设一套瓦斯断电仪,在工作面和后巷安设瓦
斯传感器、CO传感器进行连续监测。瓦斯浓度超过1%时报警,并自
动切断井筒所有电气设备供电,听到报警后,所有工作人员必须撤
出井口,待处理后瓦斯浓度小于1%才能人工恢复供电。
2)风机装设风电闭锁,停风时自动切断动力电源,在工作面停
风的情况下所有人员撤出井口。
3)、带班队长、班组长、安检员、电钳工及其它零散人员下井
配备便携式瓦斯报警器随时检查瓦斯。
4、通信系统
掘进工作面内设置一台直通地面调度室电话,遇有紧急情况及
时汇报。
三、过老空区施工组织措施
为了确保安全过老巷、采空区,煤矿应成立过老巷、采空区安
全领导小组和探放水专业队伍。
第四节防治水
1.安装一路650mm排水管路并应随工作面的掘进而前移,同
时巷道低洼处挖临时水仓,设泵排水。
2.根据工作面周围都是原整合矿井的采空区,掘进中必须坚持
“有掘必探、先探后掘”的探放水原则。
3.3-3煤东翼辅运大巷和回风大巷探放水设计和安全措施另行编
制。
第五节机电
1.使用局扇通风的掘进工作面必须严格执行风电闭锁及瓦斯电
闭锁,采用“三专”(即专用变压器、专用开关、专用线路)供电方
式;严禁甩掉、停用井下各种电器设备保护。
2.工作面电器设备应加强日常维护和保养,杜绝失爆;爆破时
要撤出爆破地点20m以外,并加以保护。
3.各机械设备必须定期按时进行注油、检查维修,以保证设备良
好运行。机电设备检修时,必须严格执行停送电制度,切断电源,
并挂上停电牌,工作前进行验电、放电,严禁带电作业及带电搬运
设备。
4.井下所有电器设备必须有“MA”标志。
5.各种特殊工种应持证上岗,并严格按《操作规程》的要求操
作。
6.敷设电缆应遵守下列规定:
(1).电缆吊挂必须使用电缆钩,并按规程要求吊挂,严禁用铁
丝吊挂;
(2).巷道中悬挂的电缆应有适当的驰度,并能在意外受力时自
由坠落;
(3).电缆钩的悬挂间距不得超过1.2m;
(4).电缆不应悬挂在风水管上,不得遭受淋水。电缆上严禁悬
挂任何物件。电缆与风、水管在巷道同侧铺设时,必须在其上方0.3
米以上。
7.电器设备的隔爆外壳应清洁完好无损,并有清晰的防爆标
志,杜绝失爆。
8.机电设备电缆严禁失爆,做到“三无”,“四有”,“三
齐”,“三坚持”。
9.机电设备管理:1).机电设备达到完好标准,各种保护齐全;
2).设备安装位置合理,卫生清洁,挂牌管理,开关上架;3).两台及
以上设备集中摆放时,设备外缘要在一条线上,开关摆放整齐,标
志牌填写清晰,设备及其周围保持清洁无杂物。
第六节运输
(1)严格按矿《运输管理制度》执行。
(2)装载机司机、汽车司机必须持有有效的驾驶执照,
(3)按规定行驶,遵守井巷规定的行车速度,会车和遇行人时
必须减速慢行,防止顶车、撞车、碰人。
(4)装载机、无轨胶轮车必须设有照明灯、尾灯、刹车灵活可
靠、车体完好,并经矿方检查同意后方可使用。
(5)装车必须装稳、装实,装车宽度、高度不得超宽超高,超
高、超宽设备必须分解才能入井,设备材料装好后,要绑扎牢靠。
(6)装载机起动前必须先鸣笛发出信号,在确定装载机工作范
围内无人时,才可起动;装载机不工作时,铲斗必须落地,拉好手
刹。
(7)汽车运输进胴之前,必须将驾驶室内的音响设备全部撤
除,在运输过程中出现停风,必须立即停止车辆运行,关闭启动装
置,驾驶员必须迅速撤出地面,恢复通风后,等瓦斯检查员检查瓦
斯浓度在0.5%以下时,方能重新启动车辆恢复运输。
第七节爆破安全技术措施
一、“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”
(一)“一炮三检制”
“一炮三检制”就是装药前、放炮前和放炮后,爆破工、班组
长、瓦检员均在现场,由瓦检员检查爆破点20m范围内风流中的瓦
斯,当瓦浓度低于1%时,才准装药、放炮;放炮30min后,瓦检
员、爆破工、班组长进入爆破现场,当瓦斯浓度低于1%时,检查通
风、顶板、拒爆、残爆等情况。有危险情况,必须立即处理,处理
后才能作业。
(二)“三人连锁放炮制”
“三人连锁放炮制”就是爆破工、班组长、瓦检员三人必须同
时自始自终参加爆破工作的全过程,并执行换牌制。
1、进班前,由爆破工持警戒牌,由瓦检员持爆破牌或智能爆破
器遥控板,由班组长持检查牌;
2、进班后,班组长将检查牌交瓦检员,检查瓦斯且低于1%,
才能装药、联线,爆破工将警戒牌交班组长;
3、班组长接到警戒牌后,达到爆破要求时,负责布置警戒,组
织撤出人员到规定的安全地点待避,班组长必须布置专人,在警戒
线和可能进入爆破点的所有通路上设置警戒和爆破点设置躲炮器,
警戒人员必须在规定距离的有掩护的安全地点警戒,班组长必须清
点人数,确认无误后,方准下达爆破命令,将爆破牌交瓦检员;
4、瓦检员检查爆破点20m范围内瓦斯浓度在1%以下,煤尘符
合规定后,将爆破牌或智能爆破器遥控板交爆破工;
5、爆破工接到爆破牌后,才允许将扭结短路的爆破母线与联接
线连结,最后离开爆破点,并必须在通风良好有掩护的安全地点进
行爆破,距离符合措施规定;
6、爆破工作只能由爆破工一人完成,爆破前应导通检查爆破网
络,爆破网络不通,必须查明原因;
7、爆破网络正常,爆破工、瓦检员、班组长三人均在启爆点,
各自分工工作相互核实无误后,爆破工必须发出爆破警号,高喊数
声“放炮”或鸣笛数声,至少再等5s,方可爆破;
8、爆破后,爆破工必须立即取下发爆器钥匙或关闭智能爆破器
遥控板,并将爆破母线从电源上摘下,扭结短路,三牌各归原主。
二、炸药的领退
炸药要由专职爆破工领取,木箱由爆破工随身携带。雷管和炸
药要分别装入专用箱子,不允许混装,且炸药箱与雷管箱之间的距
离不得低于5m。
爆破工领出炸药后,要迅速背往工作地点,不得在不安全的地
点和人多处逗留,更不得背入机电碉室(如变电所、绞车房、水泵
房等),以免发生事故。
当班未使用完的炸药必须退回炸药库,回执单必须由爆破工、
当班班长、副队长签字生效,
三、爆破安全技术措施
1、爆破作业人员
井下爆破工作人员(包括爆破、送药、装药人员)都必须熟悉
爆破材料的性能和有关爆破材料运送、贮存、爆破的规定。
井下爆破工作必须由专职爆破员担任。爆破工必须经专门培训
获得爆破操作合格证后方可担任此工作,并持有效证件上岗。
2、装配引药
装配引药必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体
的爆破工作地点附近进行,以免爆破材料受到意外冲击及导通杂散
电流,发生早爆等意外事故。爆破工严禁坐在药箱上装配引药。引
药的数量以一次爆破的炮眼数为准,严禁多装。雷管只许从没有聚
能穴一端全部装入。
3、装药
装药前,首先瓦斯检查员必须检查工作面爆破地点附近瓦斯浓
度,爆破地点20m以内的风流中瓦斯浓度,当瓦斯浓度达到1%时
不得装药爆破。
炮眼内发现异状、工作面温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤
岩松散、透老空等,严禁装药。
在爆破地点20m以内,必须清除巷道杂物,当巷道断面的1/3
被阻塞时,不得装药爆破。
掘进工作面的支护未按作业规程的规定进行支护或支护损坏,
留有伞檐时,严禁装药爆破,以免发生冒顶事故。
未清除炮眼内的岩粉时,严禁装药爆破,以免点燃瓦斯或发生
拒爆、爆燃等。
装药以后,一定要把雷管脚线悬空,禁止脚线与各种金属导体
接触导通杂散电流发生早爆。
4、炮泥及封泥量
炮泥采用不可燃,粘性较好的黄泥制成,严禁用其它可燃性材
料充当炮泥。
炮眼封泥长度不得小于0.5mo
5、连线
连线应该从一端向另一端进行,不能从中间向两端连接,以免出现
接错。脚线的连接工作可由经过专门培训的班组长协助爆破工进
行,但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作必须由爆破工一人
操作。
爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线与脚线之间的
接头必须相互扭紧并悬空,不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳
等导电体接触。
爆破母线与电缆、电话线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如
果不能分开悬挂,爆破母线必须挂在电缆的下方,并保持0.3m以上
的距离。
只准采用绝缘母线单回路爆破,严禁用轨道、金属网、金属
管、水或大地等当作回路。
爆破前后,爆破母线必须扭结成短路。
6、爆破
爆破前,瓦斯安全检查员应对工作面附近瓦斯及安全情况进行
全面检查,确保瓦斯不超限,排除一切不安全因素后方可爆破。
由班组长布置专人在警戒线和所有可能进入爆破地点的通道上
担任警戒工作,警戒人员必须在有掩护的安全地点进行警戒。
爆破前,班组长必须清点人数,确保无误后才能下达爆破命
令。爆破工必须最后离开爆破地点。
爆破工必须持证上岗,爆破时必须坚持“一炮三检”和“三人
连锁”爆破制。
爆破器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带,不得转交他人。
启爆后,必须立即取下钥匙,摘掉母线并扭结成短路。智能放炮器
的遥控器必须按规定由瓦斯安全检查员和班组长分别保管,爆破时
与爆破工共同联合使用完成爆破作业。
通电后不爆时,爆破工必须取下钥匙,摘掉母线并扭结成短
路,再等一定时间(使用瞬发雷管至少等5min,使用延期电雷管至
少等15min),才能沿线检查,找出原因。
爆破后,待炮烟散尽,瓦斯安全检查员首先检查爆破地点的通
风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、瞎炮、残爆等情况,如有危险必须
立即处理。经检查无隐患后,才通知其他人员进入爆破地点进行下
一工序的工作。
7、瞎炮的处理
处理拒爆必须在班组长指导下进行,并应在当班处理完毕。如
果当班未处理完毕,当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清
楚。
处理拒爆时,必须遵守下列规定:
(1)由于连线不良造成的拒爆,可重新连线启爆。
(2)在拒爆炮眼0.3m以外另打一个与拒爆炮眼平行的新炮
眼,重新装药启爆。
(3)爆破严禁用镐刨或从炮眼中取出启爆药卷或从启爆药卷中
拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深;严禁用
打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。
(4)处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落的煤、
砰,收集未爆的电雷管和炸药。
(5)在拒爆未处理完毕以前,严禁在该地点进行处理与拒爆无
关的工作。
四、其他现场细则
2、严格执行火工品领退制度,火工品的存放严格按《煤矿安全
规程》第324条执行。
3、井下放炮必须由专职放炮员担任并持证上岗。
4、装配药卷要严格执行《煤矿安全规程》第326、327、328、
329条。装配引药前,放炮员必须到迎头了解炮眼个数。装配引药的
数量,以当时当地需要的数量为限。
5、装药时,首先必须用气管压缩空气清除炮眼内的煤岩粉,再
用木质炮棍将药卷轻轻推入,不得用劲冲撞或捣实。炮眼内各药卷
必须彼此密接。
6、装药后必须把电雷管脚线悬空,并扭结短路,严禁电雷管脚
线、放炮线同电气设备、运输设备等导电体相接触。
7、对无封泥、封泥不足、不实;无水炮泥的炮眼,严禁放炮。
8、严禁打眼与装药平行作业。
9、井下放炮必须使用防爆性能的放炮器。严禁用明火,导爆
索,供电电源等放炮。严禁放明炮和放糊炮。
10、放炮前,班组长必须亲自布置人员在警戒线处设警和可能
进入放炮地点的所有通道上布置人员担任警戒工作。警戒处应设置
警戒牌、拉绳等标志,并坚持送、撤岗制度。警戒距离直巷道不少
于100m,弯巷不少于75m。
11、放炮前后必须对放炮点附近20范围内巷道洒水冲尘。
12、放炮前脚线的连接可由经过专门训练的班组长协助放炮员
进行。放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作,只由放炮员一人
操作。
13、放炮员必须最后一个离开放炮地点,并在警戒线以外的安
全地点准备放炮。
14、放炮员接到放炮命令后必须先发出放炮警号3次,至少再
等20秒钟后方可放炮。
15、放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带,不得转交他人。放
炮后必须立即将钥匙拔出,摘掉母线并扭结短路。不到通电放炮
时,不得将钥匙插进放炮器插孔内。
16、通电后装药炮眼不响时,放炮员必须先将把手或钥匙从放
炮器上取下,然后摘掉放炮母线并扭结成短路,至少再等15分钟后
方可沿线路检查,找出不响的原因。
17、在每次放炮后,必须待工作面炮烟吹尽后,放炮员和班组
长必须巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、顶板等情况,发现问题要
及时处理。坚持敲帮问顶工作,确保安全后方可进行下一次联线放
炮工作。严禁一人操作,严禁不检查慌忙作业,防止发生片帮、瓦
斯、出水等不安全事故。严禁炮烟未吹尽人员就进入作业。
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