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该施工巷道为开拓巷道。

根据矿井设计,主要运输大巷和主要回风大巷巷道工程量1820m,其中运输顺槽760m,回风顺槽750m,联络巷40m,两巷间距净垛20m;

开切眼巷道均沿3#煤层掘进,煤层厚度5.48米,容重1.35T/M3。

该煤层自燃倾向性为Ⅲ级,属于不易自燃煤层,但煤尘具有爆炸性。

一、地质情况

主要运输大巷、回风大巷均在矿井井田内开工。

根据《山西省长治红兴煤业有限公司综合机械化采煤升级改造初步设计说明书》:

煤层倾角2—8度左右,煤层厚度5.48m。

井田范围内未发现断层及陷落柱等构造,总体看来矿井地质构造简单,对矿井开采影响较小等。

二、煤层顶底板情况

1、直、底板及煤层情况:

直接顶:

厚度0.8—4.0m,平均厚度1.8m,岩性为灰黑色泥岩,局部含炭质。

老顶:

厚度3—12m,平均厚度为7.6m,岩性为浅灰色中粒岩石,石英成分为主,分选性为中等,常夹泥岩条带和薄层。

直接底:

厚度为7—12m,平均厚度为9.23m,岩性为浅灰色砂质泥岩和泥岩薄层,有时见菱铁矿结核。

煤层:

厚度为4.76—5.2m,平均厚度为5.08m,岩性为黑条带状结构,光亮型,含硫低,为稳定可采煤层,俗称香煤。

2、煤质情况:

原煤水分1.59%,灰分19.61%,挥发分10.53%,全硫0.36%,发热量35.24MJ/㎏,属于特低硫,中灰,搞发热量贫煤,是优质动力及化工用煤。

3、水文地质情况:

因老顶为砂岩且施工范围构造较为复杂,施工时,顶、底板用水量可能加大,预计最大涌水量达到5—10m3/min。

4、瓦斯情况:

根据2006年瓦斯鉴定结果:

矿井相对瓦斯涌出量为8.16m3/T,绝对瓦斯涌出量4.15m3/min。

局部瓦斯涌出量较大,属于高管矿井。

5、煤尘情况:

本煤层煤尘具有爆炸性;

自燃发火倾向性为Ⅲ类,属于不易自燃煤层。

6、构造情况:

本工作面位于向斜区的中部,煤层走向倾向将发生变化。

7、与邻区的关系及地表关系:

本工作面北部为皮带运输大巷,西部为实体,南部为老窑早期开采完毕,北部为皮带运输巷。

上部为农田、山岭。

8、工作面标高变化情况:

上限标高为1000米,下限标高为865米。

9、问题与建议:

本块段内构造较为复杂,煤层走向、倾向、倾角变化较大,预计,顶板及煤层破碎,瓦斯涌出量将会增大,涌水量将会增加。

因此,施工单位应加强顶板、瓦斯、邻近构造区及井田附近的探水等管理工作。

一、支护形式、材料规格及支护要求

1、运输大巷掘进采用架设工字钢铁棚支护,铁梁子净长2.6m,铁腿净长2.7m,其净断面=(2.6+3.6)/2×

2.6=8.06m2,棚距中-中0.5m,每棚顶板穿元棍6块,每帮穿元棍6块。

两帮用金属网瞒严,每棚肩窝各打撑棍一根。

每根元棍两端各打木楔一块。

该巷道开口后,顶板按中线施工。

2、回风大巷掘进采用扶铁梯型棚支护,铁梁子净长2.4m,铁腿净长2.8m,其净断面=(2.4+3.4)/2×

2.6=7.54m2,棚距中-中1.2m,每棚顶板穿圆杆6块,每帮穿圆杆6块。

两帮用金属网瞒严,每架棚在肩窝各打撑圆杆一根。

每根圆杆两端各打木楔一块。

该巷道开口后,沿底板按中线施工,风桥沿顶板施工。

架棚支护有关要求和说明:

(1)循环进尺1.0m,临时控顶距不大于1.2m。

当顶板破碎时,循环进尺改为0.5m,临时控顶距不大于0.7m。

(2)架棚支护要做到棚架正,帮顶实,迎山角、叉角应符合要求,严禁空帮、空顶、空肩窝及吊斜、打挂及迎退山现象。

斜巷架棚支护,两帮棚腿应垂直顶、底板的基础上需带有一定的迎山角(向上山方向倾斜)。

迎山角度根据巷道倾斜度数确定,一般每倾斜6~8°

应具有1°

迎山角。

两帮棚腿应分别有500mm叉脚,其误差范围应不超过质量标准有关规定,以确保支架的稳定性。

棚距误差不超过±

50mm。

(3)料场内要始终保持有不少于50根撞楔,其规格为:

L=2.5m,φ≮50mm的穿揳,以备顶板破碎时护顶急用。

(4)巷道地压增大时可采用对棚支护。

当现场地质条件发生变化,需要修改巷道支护形式或支护参数时,必须及时编制修改支护措施,并按规定审批、贯彻。

二、支护图

1、运输大巷支护断面图(单位:

mm)

2、回风大巷支护断面图(单位:

3、开切眼支护断面图(单位:

一、梯形断面炮眼布置图:

(单位:

1、运输大巷炮眼布置图

2、回风大巷炮眼布置图

二、爆破说明书

1、运输大巷

2、回风大巷

第五章 循环作业图表和劳动组织

一、循环作业图表

二、劳动组织

工种

出勤人数

循环

时间

夜班

早班

中班

合计

1

打眼工(兼架棚)

2

6

放炮员

3

运输工(兼架棚)

9

4

防尘工(兼架棚)

5

安全员

瓦斯员

7

队长

合计

10

30

注:

1、随着巷道掘进长度增加,相应增加开溜(或皮带)工。

项目

单位

巷道名称

运输大巷

回风大巷

联络巷

巷道长度

m

570

330

巷道坡度

3#煤底板掘进

掘进断面净断面

m2

8.3

7.54

掘进断面毛断面

8.84

8.37

循环进尺

1.0

日循环数

日进尺

6.0

循环率

85

平均月进尺

184

雷管耗量

发/m

19.2

18.3

炸药耗量

kg/m

8.67

8.0

掘进工效

m/工

0.24

日出勤人数

一、运输系统

1、运煤系统

掘进工作面→皮带大巷→主立井→地面。

2、运料系统

地面→副立井→回风大巷(3104风道口→

二、防尘系统

地面静压水池→副立井→皮带大巷→

三、排水系统

运输、回风顺槽、切眼掘进工作面→井下水仓→主立井→地面。

第八章主要安全技术措施

一、工程质量管理及一般规定

1、开工前,每一个职工及管理人员必须学习本作业规程,未学习考试不得下井,不考试者及考试不及格者不得上岗。

2、现场施工人员及管理人员都必须严格执行《煤矿安全规程》、《操作规程》、《作业规程》和有关文件规定。

3、巷道开工前,必须由矿下发开工通知单,必须由测量给好开口位置中线,否则不得开工。

4、巷道开口前,必须加固开口点范围内的巷道,并在措施中明确规定开口点,设计方案及施工要求,开口点施工完毕后,经矿有关人员验收方可继续施工。

5、巷道施工时必须严格执行上级有关工程质量标准要求中的技术规定和质量标准,严格执行现场交接班制度,不合格的工程不予验收。

6、一切要害工种,必须经过专门培训考试合格后,方可持证上岗。

7、巷道开口,透口必须有专门技术措施,并且传达贯彻后方可施工。

8、严格执行先检查安全后工作制度,严禁空顶作业。

9、施工时必须沿煤层底板按中线施工。

二、打眼部分

1、打眼前必须先检查机械设备,迎头支护和巷道顶板情况,发现问题及时处理。

2、打眼前要检查风、水、电路是否完好,各项安全设施是否安全可靠,且能正常使用,否则不准打眼。

3、打眼前要检查上班是否留有瞎炮、残炮,并且不得在原炮眼眼位打眼。

4、打眼时,由班长负责看好中线,严格按爆破图表的眼位进行打眼,并且掌握好打眼的方向、角度和深度。

5、打眼时,如遇不正常情况时,如异味、眼中出水等现象则不能拔钎子,应立即向队及矿领导汇报,情况紧急时,请示处理办法,立即撤出人员。

6、打完眼后,各种风、水、电路,必须撤到安全地点掩护好,并且码放整齐。

三、放炮部分

1、放炮员必须经过专门培训,取得合格证的专门人员担任,放炮员放炮时,必须严格执行《安全规程》、《操作规程》及本工种有关规定。

2、放炮员必须有专门的炸药箱和雷管箱,领回的炸药、电管分别存放在雷管和炸药箱内并上锁,剩余炸药雷管必须当班交回炸药库。

3、放炮员做引药时,必须远离机械、电器设备,在巷道顶板完好,支护完整的安全地点进行工作。

4、从成束的电雷管中抽出雷管时,两根脚线必须及时纽结成短路。

5、装药炮棍一律用木质、竹质炮棍,不得用其它材料代替,炮眼深度不得小于0.6m,黄泥封孔长度不得小于0.5m。

6、放炮前必须由班组长指派专人在距离放炮地点、75m以外的安全地点,设好通往放炮地点所有通道的警戒并有班长清点人员,确认无误后,放炮员方可进行放炮,放炮时警戒牌必须齐全。

7、放炮线长度不少于75m,无明接头,并且在无电缆线的一侧,放炮距离煤巷不少于75m。

8、放炮时必须使用专门放炮器,放炮器损坏后,严禁使用其它电源进行放炮。

9、放炮时必须一次装药,一次起爆,严格执行“一炮三检”及“三人联锁放炮制”。

10、通电后如遇瞎炮、残爆等情况,必须待15分钟以后,摘掉母线,两根脚线扭在一起,方可沿线进行查找原因。

11、放炮员放炮时,放炮器钥匙必须随身携带,严禁放明炮、糊炮。

12、如遇瞎炮,必须当班处理,处理不好不得交接班,处理办法按《煤矿安全规程》第三百一十二条严格执行,不得手拉脚线硬拽或用镐刨的方式取出电管。

13、放炮工作只准由放炮员一个操作,严禁多人操作。

14、放炮后,应等15分钟炮烟分散后,有关人员方可进入放炮地点。

15、严禁打眼与装药平行作业。

四、顶板管理与支护

1、巷道支护材料必须符合本规程规定或施工措施要求。

架棚支护应确保棚架正,帮顶实,绞紧顶帮,杜绝迎退山、空帮、空顶、等现象。

2、掘进循环进尺1.0m,临时控顶距离不大于1.2m;

当顶板破碎时,循环进尺降为0.5m,临时控顶距离不大于0.7m。

3、施工人员进入工作面,必须先检查后再工作,严格执行敲帮问顶制度,并及时用长把工具(L≮2m)按由后向前由顶至帮顺序找净帮顶浮(煤)矸危岩及伞檐,找顶人应站在顶板支护完好的安全地点操作。

并及时使用临时支护,严禁空顶作业。

4、严格执行“顶板监护制”。

在敲帮问顶、找顶、装药、联线、放炮、扶棚或起吊重物时,当班班组长要指定有经验的人员专门观察施工地点的顶板,发现险情,立即示警撤人至安全地点,待问题处理好后,方可继续施工。

施工地点要确保后撤路线畅通无杂物,人员后退无障碍。

6、支护顺序必须按由后向前,先顶后帮逐棚进行,放炮后要尽快把迎头的煤(矸)向后运出,当迎头达到可以进行支护的高度时,必须及时对顶板进行正规支护。

7、加强对工程质量检查验收,每班都应对施工质量按设计要求进行检查,发现问题应及时采取补救措施。

8、开、透口时,施工应缩小循环进尺至0.7m,浅打眼,少装药,放轻炮,并辅以手镐掘进,尽量减少对开头口的围岩破坏,并及时进行永久支护,尽量缩短顶板的空顶时间。

9、架棚支护,必须采用双抬棚或砌碹的支护方式、施工前要有设计(在施工技术安全措施中制定),竣工后要经安全及生产技术部门验收,并要有验收记录,不合格抬棚要及时整改合格。

10、每掘进一段距离地质组应向生产技术科提供一份顶板岩性柱状图,以作为支护形式选择的依据。

施工现场,顶板岩性状况发生变化,班、组长应及时向矿领导和调度室汇报,以便及时改变支护参数或支护方式。

11、顶板岩性松软、破碎或过断层破碎带时,必须采取相应措施控制顶板,防止顶板冒落与片帮。

具体措施有:

一是缩小棚距和循环进尺;

二是采取撞楔法;

三是要做到棚架正,帮、顶腰接实,保证支护质量。

一旦掉漏顶,要及时用方木或半圆木等材料将冒落空间打“井”型垛接实封严,严禁瞒顶作业。

在施工作业时必须安排专人监护顶板。

12、巷道距离透窝20m时,生产技术科应提前发贯通通知单到施工单位,并在现场给好醒目的透口位置,施工单位应提前加固好透口处的支护,每次放炮后,都要对透窝处支护情况进行检查,发现问题及时处理,确保安全透口。

13、其它方面,严格按《煤矿安全规程》有关规定执行。

五、机电运输

1、各类机电设备的检查与维修,都必须由经专门培训考试合格,并持有操作证的专职机电维护员担任。

2、所有机电设备及线路均应达完好标准,管线吊挂严格按图牌板所标位置吊挂整齐,杜绝破皮漏电、鸡爪子、羊尾巴、明接头及失爆设备,发现问题及时处理。

3、机电设备必须实行包机制,上板管理,责任到人,定期检修与保养,电气开关实行穿鞋戴帽,摆放整齐,并保持周围整洁卫生。

4、严禁带电挪移和检修设备,停电要办理经有关部门和领导审批的停电工作票后方可进行,停电后,开关处要设专人看管,并挂上“有人工作,严禁送电”字样的标牌,未经检修人员同意,任何人均不得私自或强行送电。

5、所有机电设备都必须有接地保护装置及漏电继电器。

各种保护设施应灵敏可靠,保险值的选用不得过大或过小,严禁用铜丝等代替保险丝,严禁在综保内打木楔或直接将保护甩掉。

6、127V手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分,应有良好的绝缘性能。

7、三大保护应由专职人员管理,定期检查、试验并做好记录,由维护班长保存备查。

8、临时轨道铺设应符合部颁标准,按巷道中腰线铺设平直,道板中~中间距不大于1米,轨距、道节头间隙、内外错、高低差符合质量标准要求,构件齐全紧固,道板无浮离现象,车场安全间隙应符合《煤矿安全规程》有关规定。

9、小绞车也可采用“四压两迎”方式固定,木柱使用小头直径不小于180mm相应长度的新木料,压柱垂直顶底板,迎柱角为75-80°

,顶板柱窝深度不小于200mm且要到硬,底部打在地上,打紧上实,不得加楔。

每次使用前都要进行检查,发现磨损老化、缺失或松动,应及时更换、补齐或加固。

10、安装绞车时,机身要稳正,确保运行时钢丝绳不跑偏,绞车突出部分与轨道最近水平距离不得小于500mm。

11、斜巷内稳设绞车,要施工绞车硐室,上山方向距司机位置5~10m范围内设一道常闭安全门。

12、电绞司机、挂钩工必须经过培训考试合格并持证方可上岗,进入岗位必须先检查后工作,电绞司机负责检查电绞的稳固与完好,钢丝绳老化、信号等;

挂钩工负责检查轨道、斜巷安全设施、电绞钩头、保险绳及矿车联接装置等,发现问题及时汇报处理,待处理好后方可工作。

13、电绞司机应集中思想,谨慎操作,听清信号,按信号开车,并做到“五不开”;

挂钩工做到“五不挂”。

电绞司机严禁同时开两部电绞或兼作挂钩工。

斜巷悬车时,司机应紧握闸把,不得擅离岗位。

下山松车带电运行,严禁放飞车。

14、斜巷“一坡三档”要按规定安装齐全保持完好,并正常投入使用。

15、斜巷下车场起坡点向上5米必须安设一道双轨阻车器或安全门。

安全门为框架式,规格为宽1.4m,高0.4m。

敞开时距轨面1.5m,闭合时距轨面0.4m,中心线与轨道中心线重合。

16、斜巷运输,严格执行“行车不走人,走人不行车”制度,上、下车场和各甩道口必须安设声光兼备信号,走钩时红灯亮,斜巷内及下滑板所有人员均必须就近进入保险硐内躲避

17、严格按规定挂、拉车,严禁超挂超拉,严禁人员爬车、蹬钩头。

18、各种安全设施应每班工作前检查一遍,一旦损坏应及时修复和更换。

19、车辆通过风门时,严禁将两道风门同时打开或直接用车撞开风门。

20、掘进运输的路道中不得有杂物,物料必须码放整齐,距轨道要至少留有500mm以上安全间隙。

21、人工推车,必须符合《煤矿安全规程》第362条的规定。

22、使用溜子、皮带运输安全技术措施:

(1)、皮带、溜子铺设要平、直、稳,并且溜头、溜尾必须各打上二棵压柱,压柱使用小头直径不小于180mm相应长度的新木料,并上好挡煤板;

溜子各部件必须齐全,各联接部位联接牢固,每班必须由专职人员对其检查一遍,发现问题及时处理。

(2)、检修皮带、溜子前,必须停电,并设专人看管开关,开关处并且要挂有“有人工作,严禁送电”字样的牌子。

卡链或紧链时必须使用紧链器或千不拉,不得用电机强行卡链、紧链。

(3)、溜子司机操作时要精力集中,注意溜子的运转情况,不得正对溜头或紧靠溜子操作,发现机器声音异常,必须停机检查,发现问题及时汇报处理。

大块煤、矸,破碎后才能装运,块度不大于300×

300×

300mm3,不得带负荷启动、停止溜子。

(4)、启动皮带、溜子前必须发出信号延点开机,严禁人员在溜子上行走或乘皮带、溜子,严禁用皮带、溜子运送物料。

(5)、皮带机头、溜头、皮带机尾、溜尾两处回煤坑经常性地清挖干净,保证机器有一个良好的运转环境,溜子转载点必须安设喷雾装置并正常使用。

六、其它规定

1、所有从事井下作业人员,均必须经安全培训考试合格,获得安全资格证书并持证方可下井上岗作业。

各专职要害工种人员,要经过专门培训考试合格,并持本工种上岗操作证方可上岗作业。

班中做到不脱岗、不窜岗,严格执行交接班制度。

严禁违章作业、违章指挥。

2、所有人员均要保护井下安全设施并自觉使用好,严禁违章作业和违章指挥。

3、入井人员必须戴安全帽并系好帽带、随身携带自救器和矿灯,严禁携带烟火,严禁穿化纤衣服,入井前严禁喝酒。

4、所有工具、材料、机电设备等必须是合格品,否则不准发放使用。

5、架运长重料时,施工人员要观前顾后,站稳抓牢,喊清口号,协调一致,以免伤人。

6、巷道内材料堆放及其它机械、电器设备安装摆放位置距轨道应留有500mm以上安全距离。

7、本规程编制定稿后,在使用过程中,施工现场出现新的情况,若本规程内容没有涉及到或某些条款与上级有关新条例不符,届时,可根据具体情况,可制定技术安全措施或以规程复审形式加以补充和修订。

8、其它方面,严格按《煤矿安全规程》及公司、矿颁发有关文件规定执行。

第九章局部通风设计及避灾路线

一、局部通风设计:

(一)、设计参数:

运输、回风大巷掘进供风长度分别为:

运输大巷760米、回风大巷790米、开切眼161米,掘进净断面分别为8.3m2和7.54m2,属低瓦斯地区。

(二)、通风系统及通风方式的确定:

1、通风系统:

(附:

通风系统示意图)

进风:

主立井→皮带大巷→运输顺槽(切眼)、回风顺槽掘进工作面

回风:

运输顺槽(切眼)、回风顺槽掘进工作面→回风联络巷→回风立井。

2、通风方式:

两巷采用压入式局部通风机供风。

(三)、局扇及风筒的选择:

1、局扇风量计算:

根据《煤矿安全规程》第101条及晋煤[97]第47号文件、本矿初步设计安全专篇,对每个掘进工作面进行风量计算。

由于两掘进工作面施工断面相差不大,因此风量计算以断面较大的运输大巷作为计算依据。

(1)、按CH4和CO2涌出量分别计算。

由于该区域瓦斯涌出量很低,风量计算可以忽略。

(2)、按炸药消耗量计算

Q掘=25A=25×

6.0=150m3/min

式中:

Q掘-----掘进工作面需要风量,m3/min;

25-----以炸药量计算的供风标准(m3/min.kg);

A----掘进工作面一次最多起爆的炸药量,A=6.0kg。

(3)按同时工作最多人数计算

Q掘=4N=4×

10=40m3/min

N-----掘进工作面同时工作的最多人数,人;

4-----供风标准,m3/人

(4)、按选型局扇的计算风量

按maxQ扇≤Q局扇的原则,确定所选局扇的需要吸风量为200m3/m。

根据以上计算,Q掘取最大值为200m3/m,作为每个工作面需要风量,同时,考虑到两台并联局扇吸风口到工作面全负压回风口一段巷道供风量,必须满足《煤矿安全规程》规定:

巷道风速不得小于0.25m/s的要求。

因此,对两台并联局扇安装处巷道全风压供风量再进行计算。

Q全风压=∑Q局扇+60×

S=200×

2+60×

0.25×

8.58=530m3/min。

式中:

Q全风压----局扇安装处巷道的全风压供风量m3/min;

∑Q局扇----安装同一巷道段并联局扇的吸风量总和m3/min;

V-----局扇吸风口至局扇供风口之间的最低允许极限风速,取V为0.25m/s。

S-----局扇安装处到工作面回风口之间巷道断面,取S为8.58m2。

2、局扇及风筒的选择

根据上述计算结果,结合本矿实际,并满足安全、技术、经济需求,两个掘进工作面均选用FBD型11×

2kw对旋式局扇。

两个掘进工作面均配用长度每节10m、φ600mm的柔性胶质风筒跟工作面掘进。

二、“一通三防”安全技术措施:

监控系统图)

1、所有局扇必须由使用单位设专人看管,保证其正常运转,任何人不得随意停开局扇,因工作需要必须停电停风的,应有专门的措施。

2、局扇及启动装置必须安装在进风流距回风口不小于10米处,固定牢稳,距底板不小于30厘米,设备要齐全、完好。

3、加强局部通风管理,风筒的延接与整理由瓦检员负责,要求风筒吊挂平直、无破口、接头严密不漏风,保持风筒出风口距迎头不超过5米,迎头有效风量不得低于上述计算要求。

4、实行采掘供电分开。

局扇必须装有可靠的风电闭锁装置,保证停电不停风,停风时能及时切断所供风巷道内的一切电源;

送风后延时5分钟后方可人工送电。

5、严格按瓦斯检查制度,掘进工作面设专职瓦斯员,每班定点巡回检查瓦斯不少于三次,检查范围为:

工作面迎头、回风流、高冒处。

严格执行“一炮三检”及“三人联锁放炮制”,杜绝瓦斯超限作业及空班、漏检现象,每班汇报不少于两次,发现问题及时汇报处理。

6、掘进工作面及其他作业地点,风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止用电钻打眼;

爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时,严禁爆破;

风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,采取措施进行处理。

7、掘进工作面风流中CO2浓度达到1.5%时停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。

8、局扇一旦停止运转,必须立即切断电源,撤出人员,设置栅栏,揭示警标,禁止人员入内。

启动局扇必须经瓦安员检查停风巷道及风机启动装置附近10米范围内瓦斯,符合规定,方可启动局扇。

否则,必须制定专门排放措施经审批后,再进行排放瓦斯。

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