1904运输顺槽掘进作业规程 2.docx

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1904运输顺槽掘进作业规程2

1904运输顺槽

巷掘进作业规程

 

玉龙煤业技术科

2014年9月

目录

第一章概况1

第二章地面位置及水文地质情况1

第一节地面及井下相对位置1

第二节顶底板岩性特征及煤岩层赋存特征1

第三节地质构造2

第四节水文地质2

第三章巷道布置及支护说明3

第一节巷道布置3

第二节支护设计3

第三节支护工艺7

第四章施工工艺10

第一节掘进工艺10

第二节装运14

第三节管线布置14

第五章生产系统14

第一节通风14

第二节综合防尘16

第三节防灭火措施17

第四节当掘进工作面发生地质变化时的安全技术措施18

第四节安全监控系统20

第五节排水系统21

第六节运输系统21

第七节通讯系统21

第六章劳动组织与主要技术经济目标21

第一节劳动组织21

第二节掘进正规循环作业图23

第三节主要经济技术指标经济技术指标表24

第七章安全技术措施25

第一节一通三防25

第二节顶板管理27

第三节机电28

第四节防治水30

第五节其它30

第八章灾害应急措施及避灾路线30

第一章概况

一、巷道名称:

1904运输顺槽巷

二、掘进用途:

满足一采区1904备采面的运煤、行人管线敷设的要求。

三、设计长度及服务年限:

计划巷道掘进720米,服务于回采完毕到期。

四、设计依据《山西右玉玉龙煤业有限公司兼并重组初步设计》

《山西右玉玉龙煤业有限公司兼并重组地质报告》,玉龙煤业2014年度采掘计划。

四、预计开竣工时间;

本掘进工作面自2014年9月5日开工,预计2015年1月竣工。

附图l—1:

巷道布置平面图。

第二章地面位置及水文地质情况

第一节地面及井下相对位置

9#煤层一采区1904运输巷地面位于元堡子乡辛屯村南林地,地面无任何建筑物,井下位于9#煤一采区东部,东至矿边界保安煤柱线,西部为1903回采工作面,南部为一采区胶带上山进风巷、一采区回风巷,北部至矿界,属大同煤田南部石炭系煤田的西北边缘。

第二节顶底板岩性特征及煤岩层赋存特征

一、煤岩层产状,厚度,结构,坚固系数。

根据本矿地面东8、东4、东3三个钻孔钻探勘查,一采区轨道上山掘进工作面煤层稳定,煤层厚度分别为10.68、12.78、14.92米,平均厚度12.79米,煤层倾角2-5º

煤层顶板岩特征

顶底板名称

岩石名称

厚度

特征

直接顶

灰色泥岩、沙质泥岩或中细砂岩

2

快状、较坚硬、不宜垮落

老顶

灰白色粗粒砂岩

30

成分以石英、长石为主,含黑色矿物,

直接底

黑色泥岩、灰质泥岩

4.59

细腻,具有滑感,较坚硬,局部为细砂岩

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级,发火期,煤层爆炸指数:

该9号煤层瓦斯绝对涌出量为0.33m

/min,相对涌出量为0.90m

/t属瓦斯煤层,煤具有自燃性,发火期为6个月,煤尘爆炸指数为36.88%-39.49%,煤尘具有爆炸危险性。

第三节地质构造

1、本工作面穿越地段煤层总体呈单斜构造。

遇断层后要过断层,掘一段岩巷。

2、本井田大体为一平缓的向斜构造,除东南边缘岩层陡立外,内部岩层平缓,断裂程度中等,地质构造较为简单,一般情况下地下水和地表水无水力联系,含水层间的水力联系也不密切。

第四节水文地质

玉龙煤矿位于大同煤田口泉沟南岩溶水文地质区的补给-径流区,地貌属黄土丘陵区山间洼地,东部和西北部为黄土丘陵,中间呈带状山间洼地,地势较为平坦。

井田内无常年河流,各大小沟谷,雨季洪水汇集于沟中,由南向北流出井田,然后向北流入元子河,本区水文地质情况简单,上覆岩层无层间含水,有裂隙水,水量不大,对采掘影响不大。

相邻的其他巷道在掘进过程中地质构造较简单,局部有淋水,南部一采区上山巷道在掘进中曾出现顶板泥岩化及水量较大情况,因此,掘进过程中必须坚持:

“有掘必探、先探后掘”以及“长探短掘”的施工方法。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一.巷道布置依据

依据煤炭工业济南设计研究院有限公司对南阳坡西矿9#层采区设计资料布置。

2.巷道布置

1904巷道开口位置在1903胶带绕道巷道3#测点前17.5米处开口与1904轨道巷中至中164.1米,掘进方位是正北。

第二节支护设计

一、巷道断面

巷道规格:

巷道断面呈矩形,掘进宽度3.5m×掘进高度3.2m,支护后净宽3.5m,净高3.2m,

二、支护方式

采用锚索、锚杆、金属网支护,在顶帮破碎时采用25U型钢棚加水泥背板支护。

1、临时支护

采用前探梁做临时支护,前探梁使用12号槽钢4根,长4m,横梁两根12号槽钢3m长,吊挂采用Φ20钢筋做成的吊环,吊环规格为150mm×100mm,安装时先将吊环拧在锚杆外露端,每根前探梁采用2个吊环,由外向里推移至工作面后,用刹顶木前后将前探梁背紧,永久支护到位后取下,做到工作面不空顶。

见下图所示。

2、永久支护

采用锚索、锚杆、金属网支护作为永久支护,支护材料为等强螺纹钢锚杆,菱形金属网,永久支护锚杆最大控顶距为1.4m,不得超控顶作业。

3、特殊地段支护

掘进过程中如遇顶板破碎,压力增大,原有支护难以达到支护要求时,可采用u型钢棚支护。

支护后净断面达到设计要求,误差净宽不得大于150mm(净宽3.65米);不得小于50mm(净宽3.35米).棚腿用锚杆固定在煤壁上并垂直顶底板,两腿在一个水平线上,背帮刹顶。

棚距要根据顶底板情况调整,最大不得超过800mm

三、支护设计

1、采用类比法合理选择支护参数

根据同煤层邻近巷道的支护经验,顶/帮锚杆选用Ф20mm×2000mm的螺纹锚杆,间排距800mm×1000mm,锚索选用Ф15.24mm×长度6300mm,1860级低松弛钢绞线,沿巷中按二一布置,排距2m,间距2m,顶锚杆锚固力不小于70kN,扭矩力不小于100N·m;帮锚固力不小于50kN,扭矩力不小于60N·m。

锚索预紧力不小于120kN,锚固力不小于230kN。

2、采用计算法校核支护参数

(1)顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足式中

L≥L1+L2+L3

L——锚杆总长,m;

L1——锚杆外露长(托板厚度+螺母厚度+20~50mm)。

L2——有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c)m;

L3——锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m),m。

普氏免压拱高:

b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/ƒ顶

式中B、H——巷道掘进跨度和高度,B=3.5m,H=3.2m;

ƒ顶——顶板岩石普氏系数,ƒ顶取3;

ω帮——两帮围岩的内摩擦角,ω帮取63.43°(查表得)。

b=[3500/2+3200×tan(45°-63.43/2)]/3=835.06mm

c=3200×tan(45°-63.43/2)=755.2mm

依据上述公式计算得出:

顶锚杆长L顶≥1726.6mm;

帮锚杆长L帮≥779.5mm。

所选锚杆长度均能满足计算要求。

(2)按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距:

每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a

锚杆锚固力Q应能承担G的重量。

为安全起见,再考虑安全系数K,取K=2。

KG

A<(Q/KrL2)

所选顶锚杆的锚固力Q≥70kN,计算得a<1.034m。

因而间排距参数能满足计算结果。

(3)悬吊理论校核锚索间距:

根据地质钻孔柱状分析,直接顶无坚硬岩层。

为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落,用Ф15.24mm、L=6300mm(锚入砂岩1000mm深)的钢绞线,将锚杆加固“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,校核锚索间距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

此时,靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间距。

L=nF2/[BHr-(2F1sinθ)/L1]

式中L——锚索间距,m;

B——巷道最大冒落宽度,取4.5m;

H——巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m;

r——岩体容重,26.7kN/m

L1——锚杆排距,0.8m;

F1——锚杆锚固力,70kN;

F2——锚索极限承载力,取230kN;

θ——角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;

n——锚索排数,取1。

通过上述计算,巷道锚索间距L小于8m,所选锚索参数满足设计要求。

第三节支护工艺

一、锚网支护质量要求:

1.巷道净宽,净高允许误差为-50—+150mm;

2.锚杆间排距800×1000mm,允许误差为±100mm;

3.锚杆方向垂直于岩层面,最小不得小于75°;

4.锚杆托板紧贴岩壁,不得松动;

5.锚杆外露不超过50mm;

6.锚杆锚固力不得小于70kN;不合格必须重新补打。

7.每隔300根进行一组锚杆拉力试验,每组3个点,并用红油漆做好标记。

8.紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手,拧紧力矩不小于100N*m。

9.锚索外露长度不大于300mm,锚入稳定岩层不小于1000mm,张拉力不小于20T。

二、支护形式

顶板锚杆间排距800mm×1000mm,每排4根,垂直顶板布置4根,其他均匀布置在两边,最边的两根分别垂直顶板并向两边倾斜15°~25°;帮锚杆每个断面每侧布置3根锚杆,两侧共计6根,最上边一根垂直巷帮上仰20°~25°布置于距顶板300mm处,以下按间距800mm均匀布置,最下边一根垂直巷帮并下倾30°布置。

锚索间排距2m×2m,沿巷道中心线以2-2形式均匀布置。

三、支护材料及规格

顶锚杆Ф20mm×2000mm左旋螺纹锚杆

托板长200mm×宽200mm10mm厚方钢

药卷Ф23mm×600mm树脂药卷两卷

锚索Ф15.24mm×6300mm1860N/mm

的钢绞线

托板长300mm×宽300mm10mm厚方钢

药卷Ф23mm×600mm树脂药卷

帮锚杆Ф18mm×1700mm普通锚杆

托板长200mm×宽200mm10mm厚方钢

药卷Ф35mm×300mm树脂药卷1卷

菱形网9m×1.2m网孔100×100mm

附锚杆支护图:

四.打锚杆眼

打锚杆(索)眼使用液压锚杆机,永久支护距工作面空顶距离不得大于1.2m,在永久支护掩护下将前探梁延伸到工作面保证前探梁到工作面距离为零,并用长柄工具在永久支护掩护下将不安全隐患处理掉,确认安全无误。

立即将半圆木和楔子将前探梁用刹顶木(规格:

2000mm×150mm×100mm)刹紧打牢固。

打锚杆眼时将相应前探梁退后一根,打完后将前探梁再刹紧,以此类推,打完后将前探梁推到工作面,以保证工作面的安全施工。

五.锚杆(索)安装方法

①.顶锚杆(索)孔打好后,用锚杆(索)将树脂轻轻送入眼底,再用液压锚杆机进行搅拌,搅拌时间为10s,凝胶时间为12~40s,等待时间为10~60s,承载时间10分钟后再上托板,托板紧贴煤帮及顶板。

托板规格为200mm×200mm,顶帮金属网规格为1.2m×9m,网孔规格为100mm×100mm,搭接长度为100mm,用16号钢丝每200mm绑扎一道,金属网安装要平直。

第四章施工工艺

第一节掘进工艺

1.掘进方式

采用掘进机组全断面一次掘进,每次割煤后永久支护距离工作面的最大空顶距离不大于1.4m,最小空顶距离不大于0.2m,如顶板破碎,空顶距离为零。

2.循环方式和循环进度

采用多循环方式,每个循环2.4m,(每割4刀为一个循环,每割一刀最大截深0.62m)每班2个循环,班进度5m,日进度15m,每月按25天正常生产,月进度375m。

3.施工技术

采用EBJ—132型掘进机破煤作业,配合SPS—800型可伸缩皮带组成综合机械化作业,配用一台JZB—1激光指向仪控制中线。

巷道沿底板掘进,掘进宽度3.5m,掘进高度3.2m。

4.工艺过程

交接班→测瓦斯和安全检查→补支护→机组破煤→装运煤→处理顶板及临时支护→退机组

打锚杆眼→补支护→检修机组→延伸皮带、风带、水管等。

顶帮支护可平行作业,帮锚杆不得落后顶锚杆支护4m。

5.施工设备的配备(见附表)

序号

名称

规格型号

功率kw

单位

数量

备注

1

掘进机组

EBJ—132

120

1

2

移变

KBSJZY—400

1

3

伸缩皮带机

SPJ—800

90

1

4

局部通风机

FBDNO.6/2-18.5KW

18.5

2

5

风筒

Φ600

700

6

锚杆液压钻机

MYT125/330

2

2

7

激光指向仪

JZB—1

1

1

8

煤电钻

MZ—12

12

2

9

锚索涨拉千斤顶

YCD-180

2

10

潜水泵

BQS20-40/5.5

5.5

2

11

排水胶管

500

6.截割方式

掘进机组采用横向摆动截割,截割头由巷道一侧底部进刀,进刀深度400mm~620mm,然后进行水平截割,每次水平摆动截割完毕后抬高截割头400mm~600mm。

按照截割运行示意图连续摆动截割,完成一个循环后进行周边修理达到设计要求,做到一次成巷。

附图:

7.截割工艺:

进刀→截割→修边→成形

8.巷道截割工程质量要求

1)无论沿煤层顶板或底板掘进,必须严格按照巷道设计要求进行施工。

2)截割前,先照中线,按照中线进行施工,严格控制超挖欠挖。

净宽要求中线一侧允许误差为-50mm~+150mm。

第二节装运

1.煤矸装运方式

巷道掘进机组转动后,装煤矸步骤:

工作面→机组耙爪→机组30型溜子→机组皮带→一采区胶带运输→煤仓→斜井→地面

材料斜井→斜井底→一采区轨道运输巷→工作面

第三节管线布置

掘进巷道所铺设的电缆,风水管路,均应按照设计要求吊挂整齐,牢固,电缆钩1.5m一个,电缆垂度不超过50mm,水管接口严密,不得出现漏水现象,水管距工作面长度30m,使用1寸胶管,30m以外使用2寸铁管,要随工作面延伸及时延长水管,以确保工作面正常用水。

第五章生产系统

第一节通风

该巷道局扇采用FBDNo.6/2×18.5kw对旋风机,配合Φ800mm胶质风筒压入式通风,吸风量为486—236m

/min.

一.掘进工作面风量计算

1.按CH4涌出量计算

Q=100×2.5×0.4=100m

/min

式中Q—掘进工作面实际所需风量

Q—通风不均匀风量备用系数,取2.5

K—掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.4m

/min

2.按人数计算

Q=4×25=100m

/min

式中Q—掘进工作面实际所需风量m

/min

4—每人每分钟所需风量m

/min

N—掘进工作面同时工作最多人数,取25

二.掘进工作面风量验算

1.按最低允许风速验算

Q=VSP=0.25×60×11.2×1.83=307.44m

/min

式中V—巷道允许的最低风速,取0.25×60m/min

S—巷道断面,取11.2㎡

P—局部通风机量比,取1.83

2.按最高风速验算

Q=4×60×11.2=2688m

/min

通过以上计算及验算,所以选用2×18.55kw对旋风机配Φ800mm胶质风筒能够满足供风需求,并符合有关规定,为保证工作面正常供风的需求,选择双风机,双电源,开关自动切换的方式供风。

3.局部通风机的安装和要求

⑴.局部通风机安装地点

局部通风机要求安装在进风巷中距回风口距离不小于10m。

⑵.风机必须放在风机托架上,距底板距离不小于1.5m.

⑶.风机开关必须上架,风机末端距工作面距离5~7m,保证工作面有足够新鲜风流。

⑷.局部通风机必须挂牌管理,专人负责,实现“三专,两闭锁”

⑸.风筒吊挂要平直,不出现拐死弯现象,要求逢环必吊。

⑹.风筒接口要严实不漏风,工作面风筒口不落地。

⑺.必须保证风机的持续运转,不准无故停电,停风

三.一通三防安全技术要求

通风系统合理可靠,保证工作面有足够新鲜风流,保证工作面每人供风不低于4m

/min,保证巷内风速不低于0.25m/s,不高于4m/s,保证工作面任何地方的有害气体和瓦斯浓度不超限。

四.通风系统

进风:

新鲜风流→材料斜井→倾斜轨道大巷→一采区轨道巷→局扇→风筒→工作面。

回风:

工作面→一采区回风上山→9#层回风巷→→回风斜井→地面。

第二节综合防尘

除尘水源来自地面静压水池。

路线为:

材料斜井→倾斜轨道大巷→1904运输顺槽巷→工作面。

具体措施如下:

1.掘进机组掘巷时,除了本身内喷雾洒水外,必须要外部洒水管子,已达到降尘的目的,工作面作业场所空气中粉尘浓度应小于3mg/m

2.转载机及皮带头部位要安装洒水设施。

3.定期冲洗巷道,防止粉尘堆积(每日一次)。

4.对于产生煤尘大的地点,根据实际情况随时进行冲洗。

5.防尘设施齐全有效,喷雾洒水装置必须覆盖巷道全断面,且水压符合要求。

第三节防灭火措施

1904掘进防火措施

1、加强井口验身工作,杜绝入井人员携带烟草和点火物品,穿戴化纤衣物入井。

3、工作面使用的润滑油、棉纱、布头和纸等,必须存放在盖严的铁桶内。

用过的棉纱、布头和纸,

4、井下消防管路系统每隔50m设置一个三通和阀门。

5、机电科负责检查工作面设备的安全防爆性能。

各区队入井的电气设备必须经防爆检查防爆性能,合格后方可入井使用,否则严禁入井。

7、工作面所有使用的电气设备保护功能必须齐全完好,严禁私自甩掉,井下的缆线严格按照标准进行吊挂,防止运输过程刮、挤电缆造成火灾事故。

8、工作面胶带输送机必须使用阻燃皮带,皮带各种安全保护装置安装齐全,维护人员每班加强检查,防止皮带与其它部件及底部煤矸摩擦,发现有导致火灾的危险时及时处理。

9、凡工作面用油的设备必须经常检查,防止过热着火。

工作面存油点要设置在距离电器设备不得少于15米,

第四节当掘进工作面发生地质变化时的安全技术措施

一、地质变化情况

1904运输巷在掘进工作面预计没有地质变化,煤层稳定,按正常煤层大巷掘进方式进行掘进。

为了保证1904运输巷掘进的安全,特制定以下补充安全技术措施:

二、巷道防止冒顶安全技术措施

(一)冒顶预兆:

(1)发出响声。

岩层下层断裂,顶板压力急剧加大时,木排材会发出霹雳声,紧接着出现断梁折柱现象,支柱会急速下层,也发出很大声响。

(2)掉渣。

顶板严重破裂时,出现顶板掉渣越多,说明顶板压力越大。

(3)偏帮煤增多。

因煤壁所受压力增,变得松软,偏帮煤比平时要多。

(4)顶板裂缝。

顶板有裂缝并张开,裂缝增多。

(5)顶板出现离层。

检查顶板要用“问顶”的方法,叫“敲帮问顶”。

(6)漏顶。

冒顶前,破碎的为顶或直接顶有时会因背顶不严和支架不牢固出现漏顶现象。

(7)有淋水。

顶板的淋水量有明显增加。

(2)掘进巷道施工预防冒顶事故的预防措施:

1、工作面放炮通风后,作业人员进入工作面首先要检查和清理因爆破而悬浮在巷道顶板和两帮上的松动岩石。

2、工作面地质条件不好时,最大控顶度要保持在作业规程规定的范围内,并要经常检查巷道情况,如有损坏的支柱,应及时修护。

3、工作面采用棚式支架时,支架背板一定要严,背板后也要充填严密,不能有空顶现象。

4、每天巡回检查经常行人的裸体巷道,顶底板及两帮有松动的地段,要敲帮问顶并及时处理。

5、掘进工作面必须采用前探支护,前探支护上面必须进行杠背排材。

6、加强工作面顶板的支护与维护,为防止顶板事故的发生,永久支护与掘进工作面的距离不得超过规程的要求,不在空顶下作业,在掘进工作面与永久支护之间,还应进行临时支护。

7、坚持正规循环作业,掘进工作面严禁空顶作业。

靠近掘进工作面,10米内支护,在爆破前必须加固,爆破冲倒的支架必须先行修护,同时必须做到“由外向里”进行维修。

8、在松软的煤、岩层或流沙性地层中及地质破碎带掘进巷道时,必须采用前探支护或其他措施。

9、支架间应架设牢固在撑木或拉杆。

10、要经常检查工作面后方巷道支架使用情况,发现有断梁折柱或变形严重的支架时,应加固修复,在大面积修复巷道时,工作面应停止作业,预防冒顶堵人。

(三)前探支护和临时支护前探支护用两根11#工字钢4.5m,6个挂钩,挂钩用¢20的钢筋加工而成,实现两梁六挂钩,掘进工作面严禁超掘。

掘进工作面防止冒顶事故的主要措施是尽量缩短顶板悬露距离和面积,及时支护,严格工程质量的要求进行巷道支护,认真进行敲帮问顶,严禁空帮空顶作业,加强巷道的维修和管理。

对巷道高冒处要及时采取措施,根据掘进工作的情况采取穿梁护顶或架设木垛接顶。

第四节安全监控系统

1.巷道掘进时需安设一台瓦斯传感器,设在掘进头5m处,瓦斯探头挂在距顶不大于300mm,距帮不小于200mm处。

2.工作面瓦斯传感器的报警浓度为CH

≧0.8%,断电浓度为CH

≧1.5%,复电浓度为CH

<1.0%,断电范围为巷道中全部非本安电气设备。

3.当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作并进行处理。

4.由地面变电所10kV高压入井至井下变电硐室,供掘进专用移动变压器降到1140V供掘进机组,其它660V供至工作面用电。

第五节排水系统

工作面→1101巷水仓→主材料斜井→地面

第六节运输系统

运料系统:

地面→材料斜井→倾斜轨道大巷→工作面

运煤(矸)系统:

工作面→V型矿车→1904运输顺槽→倾斜轨道大巷→井底车场→地面

第七节通讯系统

工作面(电话)→调度室(电话)←区队值班室(电话)

第六章劳动组织与主要技术经济目标

第一节劳动组织

 

工人出勤表

序号

工种

定员(人数)

合计

备注

早班

中班

夜班

1

跟班组长

1

1

1

3

2

跟班队长

1

1

1

3

3

机组司机

1

1

1

3

4

机组付司机

1

1

1

3

5

锚杆支护工

3

3

3

9

6

皮带司机

1

1

1

3

7

电工

1

1

1

3

8

检修工

1

1

1

3

9

运料工

1

1

1

3

10

装煤工

1

1

1

3

合计

12

12

12

36

为了保证正规循环作业,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,各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。

正规循环作业图表以一个班为例,三八制作业,

第二节掘进正规循环作业图

6

7

8

9

10

11

12

1314

工序时间

交接班

15

安全检查

15

机组割煤、出煤

45

退机支护、运料

60

机组割煤、出煤

45

退机支护、运料

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