6#北轨道上部车场硐室作业规程.docx

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6#北轨道上部车场硐室作业规程

鑫隆煤业公司6#北轨道上部车场硐室

及回风通道作业规程

 

 

工程名称:

6#煤北轨道上部车场硐室及回风通道

施工负责人:

颜道远

编制人:

邓昌朴

施工单位:

江苏矿业公司中阳项目部

编制日期:

2013年02月23日

 

目录

第一章:

工程概……………………………………………………………2

第二章:

巷道布置…………………………………………………………2

第三章:

施工方法…………………………………………………………3

第四章:

支护方式及施工工艺……………………………………………5

第五章:

主要生产系统及施工设备………………………………………6

第六章:

劳动组织及正规循环作业………………………………………10

第七章:

安全技术措施……………………………………………………11

第八章:

文明生产及煤质管理……………………………………………18

第九章:

避灾路线…………………………………………………………20

 

第一章工程概况

一、编制依据

根据太原明仕达煤炭设计院设计的鑫隆煤页有限公司6#北轨道上部车场硐室及回风通道施工图纸;鑫隆煤源有限公司井巷工程施工联系单;《煤矿安全规程》;《岗位操作规程》;《煤矿井巷工程施工规范》;《煤矿矿井巷工程质量验收规范》。

二、工程名称及开凿目的

为保证回风系统在6#回风下山开口

三、工程概况

中阳鑫隆煤业6#煤北轨道上部车场硐室及回风通道位于6#西回风下山与6#北回风相交点往东10米处开口,总长60m,其中车场硐室回风通道按210°方位,3‰坡度掘进32m,然后按270°方位,3‰下坡掘进24m。

车场硐室按0°方位,3‰下坡掘进24m与6#北轨道大巷贯通。

巷道设计为锚、网、喷支护的矩形巷道。

掘进断面为11.93m2,毛宽×毛高=4500×2650mm,净断面为10.50m2,净宽×净高=4200×2500mm,喷浆厚度150mm。

巷道开口、三岔口采用锚索加强支护,锚索选用Φ17.8×6000mm钢绞绳,每排布置两根间距1200mm,排拒1600mm。

锚杆选用Φ18×2000mm等强螺纹钢锚杆,锚杆间排距为800mm×800mm。

网片采用Φ6钢筋制作,网片规格2000×1000mm,网格100×100mm的金属网。

梯子梁采用Φ12钢筋。

四、地质及水文地质情况

本井田位于河东煤田中段,区域构造位置得于吕梁山复背斜之次级构造五家会—王老婆山背斜西翼,受其影响,井田范围总体呈一走向近南北,向西倾状的单斜构造。

局部略有次级起伏,地层倾角大部平缓,一般为4°~6°左右,南中部稍陡,可达8°~15°。

井田内未发现陷落柱等其它构造现象,井田地质构造总体属简单。

井田内地表大部分为第四系黄土覆盖,仅在较大沟谷中有基岩裸露。

根据地表分布和钻孔揭露情况,井田范围积层由下而上依次为奥陶系中统峰峰组(Q2f)、石炭系中统本溪组(C2b)、石炭系上统太原组(C3t)、二叠系下统山西组(P1s)、二叠和系下统下石盒子组(P1x)、二叠系上统上石盒子组(P2s)、第四、第三系(Q+N)地层。

第二章巷道布置

一、施工巷道与其他巷道的关系

6#北轨道上部车场硐室及回风通道开口位置为6#西回风下山内,北面与6#北回风大巷相连,与6#北轨道相偷,其它无巷道相邻关系,施工情况无影响;巷道施工方位:

车场硐室回风通道按210°方位,3‰坡度掘进32m,然后按270°方位,3‰下坡掘进24m。

车场硐室按0°方位,3‰下坡掘进24m与6#北轨道大巷贯通。

二、巷道布置平面图(见平面布置图)

三、巷道断面形状及断面尺寸

1.断面形状:

断面均为矩形巷道。

2.断面尺寸:

(见附图)。

3.供风、供水管路距离底板1.3m,风筒距底板1.8m,均吊挂在巷道右侧,电缆距离底板不低于1.5m,吊挂在巷道左帮,监测电缆、信号电缆在上,动力电缆在下,电缆间距不小于100㎜,临时轨道中心线与巷道中心线一致,轨距600㎜,轨枕间距800㎜。

 

第三章施工方法

第一节施工方案

一、施工顺序

首先从6#西回风下山开口施工车场硐室回风通道,再施工6#上部车场硐室与回风通道贯通。

二、施工方法

采用YT28型高频凿岩机,配以六角中空钢钎钻孔,钎杆为Ф22*2200㎜,钎头为Ф38“一”字型。

爆破许用水胶炸药,毫秒延期电雷管引爆,MBF—100型发爆器起爆。

炮眼眼深度2.0m,循环进尺1.8m,P—60B型耙装机装岩,1吨U型号矿车运输,55KW调度绞车牵引,副斜井2.5米提升机串车提升至地面,Z50装载机排矸。

MQT120J型锚杆钻机打顶部锚杆,PZ—5B型号喷浆机喷射砼支护,工作面凿岩与6m以后的耙装机装岩或接轨移机同时进行。

每茬炮后先打顶部锚杆眼,边打边安装锚矸,而后在打掘进眼时,将两帮锚杆补齐。

第2节打眼爆破施工

1.炮眼布置三视图(附图)

2、爆破说明书(附表)

6#北轨道上部车场硐室断面爆破参数表

眼号

炮眼名称

炮眼深度

(米)

炮眼个数

装药量

爆破顺序

联系方法

卷/眼

卷数

重量

1-6

掏槽眼

2.2

6

3

18

3.6

串联

7-20

辅助眼

2

14

2

28

5.6

21-28

底眼

2

8

2

16

3.2

29-50

周边眼

2

22

1

22

4.4

共计

50

84

16.8

 

6#北轨道上部车场硐室断面爆破效果表

名称

单位

数量

名称

单位

数量

炮眼利用率

%

85

每米消耗药量

kg

9.3

每循环工作面进尺

m

1.8

每米巷道消耗雷管

m

38.9

每循环炸药消耗量

kg

16.8

每m³岩石消耗药量

kg

0.9

每循环爆破实体岩石

18.8

每m³岩石消耗雷管量

2.7

采用菱形掏槽,掏槽眼深2.2m,其他眼深2.0m,周边眼眼距400㎜,正向装药结构,爆破联线采用串并联方式。

3、爆破要求及措施:

a.严格控制按爆破作业图表进行钻眼、装药、联线;

b.严格执行放炮管理措施。

c.视围岩变化情况及时调整爆破参数。

第四章支护方式及施工工艺

第一节超前临时支护

一、超前临时支护的选择(形式、材料、规格)

1.点柱支护:

超前支护选用金属可伸缩支架做安全点柱支护顶板,不少于三根,并配不少于三桶的圆木做安全点柱。

2.喷浆支护:

在超前支护的掩护下,对掘进后的巷道初喷混凝土进行临时支护,使巷道轮廓基本形成。

喷射混凝土强度C20,混凝土配合比为水泥:

黄砂:

碎石=1:

2.54:

2.77,水灰比为0.45,速凝剂掺入量为水泥重量的4%,水泥选用P·O42.5水泥,黄沙为中、粗砂,碎石子粒径为5~10mm。

二、超前、临时支护的施工工艺

放炮后待炮烟散净,严格执行“敲帮问顶”制度,及时找尽顶板的浮矸危岩,对于顶部及肩窝找不尽但亦有裂缝的危岩要使用可伸缩金属支架进行超前支护。

采用金属可伸缩支架做超前支护时,应在超前支护的掩护下,进行巷道初次喷射混凝土临时支护,喷砼厚度30~50mm,一方面使巷道围岩及时封闭,减少岩石风化;另一方面使巷道轮廓基本成形,减少巷道断面应力集中,也为下一步锚、网安装和支护提供良好的条件。

三、超前、临时支护的质量要求

采用金属可伸缩支架支护顶板时,点柱必须打在硬底上,且柱帽必须用木楔刹实,牢固可靠,如没有硬底,必须穿木鞋,木鞋规格为300×200×150,临时喷浆要做到使巷道轮廓基本成形,加强喷射质量,减少回弹率。

第二节永久支护

一、永久支护的选择(型式、材料、规格)

采用锚网喷联合支护,锚杆采用Ф18mm、L=2000mm等强锚杆,锚杆间排距@800×800mm,配合Ф6盘条钢焊接网格@100×100钢筋网支护,钢筋网长2000mm,宽1000mm;锚杆托盘为δ10mm厚钢板,托盘尺寸为150mm×150mm,并喷射C20砼,喷射砼配比为水泥:

黄沙:

碎石子=1:

2.45:

2.77,水灰比为0.45,速凝剂掺入量为水泥重量的4%,水泥选用P·O42.5水泥,黄沙为中、粗砂,碎石子粒径为5~10mm。

二、永久支护的施工工艺

1、锚网喷支护:

巷道临时支护过后,及时打拱部锚杆并挂网作为永久支护,打锚杆时,应从中顶向两侧打一到两排护顶锚杆,每排5根并挂网支护,在确保安全后再进行出矸打帮部锚杆,进行初喷,初喷厚50~100mm,最后喷浆成巷。

拱部锚杆使用锚索机造孔(若岩性坚硬,使用锚索机造孔困难时可用凿岩机造孔),拱部以下采用7655凿岩机造孔,眼打好后,用扫眼器吹尽眼内的水及粉尘,然后内置3卷K2340树脂锚固剂,用炮棍将其轻推至眼底,开始搅拌药卷,搅拌时风动锚注器要快转慢进,搅拌时间为20~30秒,锚杆注到位后固定好杆体,待锚固剂凝固5分钟后退去锚头,7分钟后压网并上紧压板。

锚网安装铺设完成后,进行永久喷浆支护,砼强度为C20,永久喷浆厚度150mm。

喷浆要求挂线并一次成巷,达到工程验收标准。

2、喷浆支护:

在超前支护的掩护下,对掘进后的巷道初喷混凝土进行临时支护,使巷道轮廓基本成形,喷射混凝土强度C20,混凝土配比为水泥:

黄沙:

碎石子=1:

2.54:

2.77,水灰比为0.45,速凝剂掺量为水泥重量的4%,水泥选用P·O42.5水泥,黄沙为中、粗砂,碎石子粒径为5~10mm。

三、永久支护的质量要求

1、巷道掘进宽度允许偏差0~+200;巷道掘进高度允许偏差0~+200。

2、锚杆采用金属强力锚杆,Ф18mm、L=2000mm,锚杆间排距800mm×800mm,允许误差为±100mm,锚固长度1200mm,托板采用10mm厚钢板制作,其规格为长×宽=150mm×150mm。

3、锚杆外露长度为0~50mm,锚杆应与巷道轮廓线或岩面垂直,其夹角不小于75°。

4、锚杆眼深为2000mm,允许误差为0~-50mm。

5、锚杆垫板为150×150×10mm金属钢板,锚杆垫板要紧贴岩面,螺帽要上紧,其扭矩为不小于120N·M,锚杆抗抜力煤巷不小于30KN,岩巷不小于60KN,锚杆要二次紧固,并且二次扭矩为不小于200N·M。

6、金属网采用Ф6mm盘条钢筋焊接而成,长×宽=2000mm×1000mm,网格@100×100mm,金属网格搭接不小于100mm,每隔300mm要用14#铁丝连接。

7、永久支护喷射混凝土配比为水泥:

黄沙:

碎石子=1:

2.54:

2.77,水灰比为0.45,速凝剂掺入量为水泥重量的4%,水泥选用P·O42.5水泥,黄沙为中、粗砂,碎石子粒径为5~10mm,喷浆厚度为150mm,喷射砼强度等级C20。

8、喷浆前必须彻底冲洗巷道岩面或二次喷浆面,喷浆时必须保证喷浆厚度,喷浆后喷浆部位每班洒水不得少于一次,并坚持洒水养护28天以上。

同时要每天坚持对迎头向后50米范围内巷道的洒水养护工作。

 

第五章主要生产系统及施工设备

第一节主要施工设备

设备名称

型号

单位

使用量

备用量

合计

备注

凿岩机

YT28型

5

2

7

锚索机

MQT–120

2

1

1

耙装机

P-60B

1

1

风镐

FG–8.3

2

1

3

风机

2×15Kw

1

1

2

喷浆机

PZ—5B

1

1

2

绞车

55KW

1

1

水泵

5.5KW

1

1

2

刮板输送机

SGW-40T

1

第二节主要生产系统

一、通风系统

风量计算及通风设备的选型

1.风量计算

a.按瓦斯涌出量计算:

Q1=(100qCH4×KCH4)÷(1-Co)=100×0.4×1.8÷(1-0.2)=90m³/min

qCH4—掘进迎头瓦斯绝对涌出量,取0.4m³/min

KCH4—瓦斯涌出量不均衡系数,取1.8

Co—风筒入风口的瓦斯浓度,取0.2

b.按施工人数计算:

Q2=4N=4×30=120m³/min

式中N为工作面同时最多的人数,取30人。

c.按排除炮烟所需风量计算:

Q3=25AK/2=25×31.2×0.8/2=31.2m³/min(分次装药、放炮)

A—为一次爆破最大装药量,31.2㎏;K—为炸药类型系数,取0.8。

d.按局部通风机的实际吸风量计算

Q = Q通IC=350×1×1.1 = 385m³/min

其中:

Q通----回风大巷工作面所用局部通风机的实际吸风量,取350m³/min;

I----回风大巷工作面同时工作的局部通风机台数,为1台;

C----防止局部通风机循环风的系数,取1.1

e.风量取385m³/min,按最高、最低风速验算

Q=385÷60=6.42m³/sV=6.42÷12.64=0.51m/s

0.25m/s﹤0.51m/s﹤4.0m/s

0.25m/s﹤0.51m/s﹤4.0m/s在《煤矿安全规程》允许范围内,符合要求。

所以风量按385m³/min配给。

1.风筒选择

选择直径为Ф600mm(Ф800mm)的胶质抗静电、阻燃风筒。

2.风机选择

已知2×15KW对旋局扇正常供风距离800m,供风量为385m³/min,现工作迎头所需风量经计算为312m³/min。

根据风量计算结果,前期施工选用功率为2×15KW对旋风机一台、接一趟Ф600mm胶质抗静电、阻燃风筒向施工迎头进行压入式供风;后期施工选用功率为2×28KW对旋风机一台、接一趟Ф800mm胶质抗静电、阻燃风筒向施工迎头进行压入式供风即可满足施工要求。

风机位置:

6#辅运石门车场

通风路线:

新鲜风:

副斜井→井底车场→南总回风巷→迎头工作面

乏风:

施工迎头→南总回风巷→回风立井→地面

二、综合防尘系统

1、文字说明

(1)坚持湿式打眼,坚持炮前、炮后、装矸前洒水除尘,炮前、炮后、喷浆时打开喷雾降尘。

(2)使用水炮泥,并经常用水冲洗岩帮。

(3)耙矸机后20m巷道内设3道覆盖全断面的喷雾器,距迎头不得大于50m,且喷雾装置必须做到风、水联动,喷雾间距3~5m,放炮、喷浆前打开,结束后无尘时关上。

(4)放炮前后迎头30m范围内要洒水除尘;已施工完巷道每天坚持洒水养护。

(5)加强个人保护,施工人员应佩戴防尘口罩。

三、提升运输系统

施工运输用绞车进行提升。

选择55KW调度绞车,最大张拉力54KN,最小张拉力32KN,平均张拉力40KN。

钢丝绳选用6×19-1700-Ф18.5钢丝绳。

6×19-1700-Ф18.5钢丝绳的最小破断力219KN。

百米钢丝绳质量121.8㎏。

根据以上选型,一吨矿车重量592×2+2×1800=4784㎏

则需最大牵引力为

4784×(sin6°+0.01cos6°)+121.8×(600+20)÷100×(sin6°+0.2cos6°)

=2079㎏=20.79KN

钢丝绳安全系数:

m=219×1.214÷20.79=12.79>6.5

钢丝绳最小张力4784×(sin6°+0.01cos6°)=1681㎏=16.81KN

经验算选择的绞车和钢丝绳满足安全提升的要求。

55KW调度绞车的最大容绳子量为860米。

四、下料、出矸系统

炮掘采用P—60B型耙斗装岩机装岩,施工时用55KW绞车提运,1吨U型矿车运输,副斜井主提绞车提升至地面,地面矸石经翻罐笼落地后采用ZL-50型装载机排矸。

1、下料系统:

地面→副斜井→井底车场→南总回风巷→6#西回风下山→施工迎头

2、出矸系统:

施工迎头→6#西回风下山→南总回风巷→井底车场→副斜井→地面

 

1、压风系统

压风机房内布置三台4L―20/8型和一台4L―40/8空气压缩机供施工需要,副斜井井筒中布置一趟Ф159×4.5mm无缝钢管作压风供风管路。

2、供水系统

地面水源井的水通过主斜井井筒中布置的一趟Ф57×3无缝钢管作供水管向工作面供水。

六、排水系统

在施工工作面用5.5kw电泵或风泵将迎头涌水排至上车场水沟,通过6#回风下山车场临时水窝处,将水排到南总回风巷水沟、井底车场的副斜井下口永久水仓。

七、供电系统(文字说明)

地面3.5万伏变电所→井下中央变电所→6#回风下山配电点→工作面

供电系统图(附图)

八、通讯系统

调度控制机房→副斜井→副斜井井底车场→6#西回风下通讯电缆→工作面防爆电话

九、瓦斯监测系统

调度监测主机→副斜井→副斜井底车场→消费材料库分站→6#西回风下山→工作面迎头3-5m内设T1探头,开切口向里10~15m处设T2探头。

第六章劳动组织及正规循环作业

第一节作业制度和作业方式

1、作业制度:

采用“三、八”制作业制度。

2、作业方式:

采取固定工种、固定工序的作业方式。

第二节劳动组织图表

工种

劳动定额

需出勤人数

第一班

第二班

第三班

班长

3

3

1

1

1

掘进支护工

15

15

6

6

3

耙矸机手

2

2

1

1

推车工

8

8

4

4

上料工

5

5

5

喷浆手

2

2

2

机电工

3

3

1

1

1

队长

1

1

技术员

1

1

合计

40

40

13

13

12

正规循环作业图表:

第三节主要技术经济指标

项目

单位

指标

说明

在册人员

44

出勤人数

40

出勤率

%

91

循环进度

m/炮掘

1.8

月循环次数

个/月炮掘

45

月进度

m

81

荒断面

13.66

净断面

12.24

炮眼深度

m

2.0

炮眼利用率

%

90

炸药消耗

Kg/m

32.1

雷管消耗

个/m

62

等强锚杆消耗

根/m

15

 

第七章安全技术措施

第一节顶板管路安全技术措施

一、敲帮问顶安全措施

1、打锚杆、打眼前、临时支护前,先由班组长亲自进行敲帮问顶,找掉帮顶活煤矸,确认无危险后,方准其它人员作业。

2、敲帮问顶者所用长柄工具必须合格,操作程序正确,注意力要集中并保持退路畅通。

3、跟班队干要做好帮顶围岩监护,作业人员随时观察顶帮情况,发现问题及时处理。

二、巷道顶板管理及维护安全措施

1、临时支护前必须进行敲帮问顶,确认无危险后方可作业。

临时支护必须及时有效,严禁任何人进入空顶区。

2、放炮后必须由安全员、跟班队干、班组长观察空顶区情况,安全员、跟班队干负责监护帮、顶,班组长负责进行“敲帮问顶”,只有在3人共同确认无危险并按规定安设好点柱后,方准人员作业。

3、严格按照,安全质量标准化标准和支护设计说明作业,保证工程质量符合要求,锚杆打设一定要紧贴岩壁,保证锚杆锚索预紧力。

4、人员靠近煤墙作业时,必须首先对煤墙进行“敲帮问顶”,确保安全的情况下,在专人监护情况下方可开始作业。

5、顶压较大、节理发育、顶板破碎时,必须及时通知有关部门采取措施加强支护,锚杆及锚索必须紧跟迎头打设,并及时紧固。

6、地质条件发生变化,支护参数改变、支护断面变化处,必须增设顶板离层仪。

7、巷道掘进过程中,当班队长及班组长要随时观察巷道压力情况,如发现巷道内锚杆螺栓崩脱、锚索锁具崩落、托梁断裂等现象时,要及时对失效锚杆或锚索进行补强支护。

8、掘进施工严格按正规循环作业,尽量减少空顶暴露时间。

9、掘进过程中应定期对巷道支护进行检查。

发现问题及时处理。

第二节炮掘作业安全技术措施

一、巷道开口安全措施

1、开口前首先检查开口处支护,确定无失效支护并按交岔点支护图要求对巷道开口处顶板打锚索加固后方可开工。

2、开口范围巷道放炮前,必须保证风筒和瓦斯探头布置到位、正确吊挂并保证风筒出风口、瓦斯探头距工作面距离符合规程规定要求。

3、开口10m范围巷道放炮前,必须把开口处的风水管路、风筒、电缆、瓦斯传感器、开关等设施进行掩护和遮挡,以免放炮崩坏。

4、开口范围放炮掘进严格执行工程科标定的中线进行掘进工作,严格执行“浅打眼,少装药,放小炮”原则。

二、放炮作业安全措施

3、所有爆破人员,包括爆破,加工起爆药卷,装药人员必须熟悉爆破材料性能和《煤矿安全规程》中有关条文规定,并严格遵照执行。

4、必须采用正向起爆,严禁采用反向起爆。

5、炮眼封泥应使用水炮泥,水炮泥剩余部分的炮眼,应用粘土炮泥封实封满。

对无封泥、封泥不足或不实的炮眼都严禁爆破,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料做炮眼封泥。

6、装药、联线工作由爆破工或班组长协助爆破工进行。

工作面装药、联线人员不得超过4人,每2人一组配合作业。

7、爆破过程中,必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制,在工作面留有未起爆的装药炮眼等特殊情况,必须由爆破工亲自交接班。

8、放炮前,所有防尘水幕必须打开,工作面洒水,降低煤尘。

9、爆破后,炮烟被吹散且等待30分钟后,爆破工和班组长及瓦斯员必须巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况,如果有危险情况,必须立即处理。

10、火工品必须由爆破工运送,严禁中途逗留,严格遵守有关规定。

11、爆破前,切断巷道内一切非本质安全型电器设备电源。

爆破后,经检查瓦斯浓度不超限时方可恢复供电。

12、装药前,首先清除炮眼内的煤粉,再用炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实,炮眼内的各药卷彼此密接,药装好后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线,爆破母线同电气设备以及机械等导电体相接触。

13、装配起爆药卷必须在顶板完好,支架完整,并避开电器设备和导电体的爆破工作地点附近进行。

14、电雷管必须从药卷的顶部装入,并且全部抽入药卷内。

15、电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。

16、必须采用正向起爆装药,装药顺序,药卷→起爆药卷→水炮泥→粘土。

17、严禁打眼、装药平行作业。

18、爆破前,爆破母线必须扭结成短路。

爆破母线同电缆、信号线应分别挂在巷道两侧如果必须挂在同一侧爆破母线挂在电缆下方并应保持0.3m以上距离。

瓦斯探头、锚杆钻机、风筒、电缆等都必须加以可靠的保护或移出工作面。

19、每次放炮后,待工作面支护完毕,然后对工作面往外5排锚杆进行检查,发现不合格锚杆必须进行处理。

20、爆破作业结束后,火工品必须缴库。

三、炮掘装载与运输安全技术措施

(一)耙装机安装与使用保障措施:

1、耙装机作业时必须照明。

2、耙装机绞车的刹车装置必须完整、可靠。

3、必须装有封闭式金属挡绳栏和防耙斗出槽的护栏,在拐弯巷道装岩(煤)时,必须使用可靠的双向辅助导向轮,清理好机道,并有专人指挥和信号联系。

4、耙装作业开始前,甲烷断电仪的

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