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管子道作业规程

第1章矿井概况及编制依据

第1节矿井概况

一、位置

山西兴县华润联盛车家庄煤业有限公司位于兴县县城东北3.5km处的程家沟村,行政区划属于蔚汾镇。

其地理坐标北纬38°27′37″-38°29′32″,东经111°08′33″-111°10′37″。

2011年12月28日山西省国土资源厅颁发的C140000************0465号《采矿许可证》批准开采13号煤层。

井田南北长3.525km,东西宽3.025km,面积6.4916km2。

煤层开采深度由1150.00m至820.00m标高。

二、交通

该矿位于兴县县城东北3.5km处,S313省道从井田外南侧3.2km处通过,有乡镇公路与之相连,交通较为方便。

三、地形地貌及水文气象

本区属于中山区,区内地形复杂,侵蚀冲刷剧烈,沟谷纵横交错,大部被黄土覆盖。

总体地势北高南低,东高西低,最高处位于井田中东坡外,标高1258.00m,最低处于井田西南边界处,标高1030.80m,最大相对高差227.20m。

井田属于黄河流域蔚汾河水系,井田内无常年性河流,蔚汾河从井田外南部边界由东向西流过。

该河流发源于岚县大蛇头乡和尚沟村,全长81.8km,从恶虎滩乡下会村入兴县,由高家村镇张家湾村注入黄河,年径流量为0.621亿m3。

井田内各沟谷平时干涸无水,为雨季泄洪通道。

井田位于晋西北黄土高原,属温带大陆性气候,四季分明,昼夜温差大。

春季多风,夏季雨量集中,秋季凉爽,冬季寒冷少雪。

年平均气温10.6℃。

1月份最低平均气温-11.2℃,极端最低-29.3℃;7月份最高平均气温25℃,极端最高38.4℃。

太阳辐射量平均为559080j/cm2,全年日照时数为2629.2h。

无霜期在150-190d之间。

近年来年降水量231.4-688.9mm,60%以上集中在7、8、9月;平均年蒸发量为2090.8mm,为降水量的4倍。

年平均风速2.4m/s,最大风速20m/s。

根据中华人民共和国标准GB50011-2001《建筑抗震设计规范》,本区抗震设防烈度为6度,设计基本地震加速度值为0.05g。

第二节依据

一、矿井兼并重组整合方案

二、地质说明书

本区地质资料参考山西省地质矿产局二一五地质队1996年4月编制的(山西省兴县车家庄煤矿扩建勘探精查地质报告)和山西同地源地质矿产技术有限公司2010年3月编制成的《山西兴县华润联盛车家庄煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。

三、图纸规程制度

1、管子道巷断面图;

2、《煤矿安全规程》(2010版);

3、《煤矿安全技术操作规程》;

4、《初步设计》

5、其它各项管理制度。

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

地面:

管子道掘进工作面位于车家庄煤矿矿井工业广场北面,整合井田西北部,地面标高1090——1125m。

井下:

管子道掘进工作面位于井田西北部,从甩车场开口,斜距45m。

井上、下对照关系表

工程名称

管子道

工程名称

管子道

地面标高

1090—1125

井下标高

860-845

地面的相对位置建筑物

井下相对位置对掘进的影响

主斜井机尾及旧管子道

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

第二节煤层赋存特性

一、煤层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

本煤层为单斜构造,走向约NW20°,倾向约SW70°,倾角为5°——10°,硬度为2——3。

管子道从13#煤顶部砂岩开口穿至煤层中部,该煤层结构较复杂,夹矸1——5层,顶板岩性无明显变化,顶底板岩性特征见下表

顶底板岩性特征表

顶底板名称

岩石名称

厚度m

岩性特征

顶板

老顶

泥岩砂岩

25

白色粗---细砂岩

直接顶

泥岩

0.3--1.9

灰黑色泥岩

伪顶

泥岩

0--0.2

灰黑色泥岩

底板

粘土岩

20

灰黑色粘土岩

附图:

煤岩层柱状图。

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2011]1629号文,关于吕梁市2011年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复山西兴县华润联盛车家庄煤业有限公司,瓦斯绝对涌出量为0.36m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.42m3/min,等级为低瓦斯矿井。

2010年6月7日由山西煤矿矿用安全产品检验中心对13号煤层的煤尘爆炸性进行了测试:

火焰长度为20mm,抑制煤尘爆炸性最低岩粉用量60%,鉴定结论煤尘具有爆炸性。

因此,兼并重组整合后,井田内13号煤层煤尘具有爆炸性。

2010年6月7日由山西煤矿矿用安全产品检验中心对13号煤的自燃倾向性进行了测试:

挥发分(Vdaf)为35.69%,硫(St,d)为1.59%,煤的吸氧量(Vd)为0.8082cm3/g,自燃倾向性等级为Ⅰ类,属容易自燃煤层。

所以,兼并重组整合后,煤的自燃倾向性为容易自燃。

生产中要采取相应措施,防止煤层自燃现象的发生。

第三节地质构造

本井田位于河东煤田北部东边缘。

区域内基岩大部分被新生界地层所覆盖,仅在沟谷中有所出露,其出露大致呈东老西新的情况。

本井田在大地构造位置上处于华北地台山西台背斜西缘,鄂尔多斯盆地东缘,河东煤田北部。

第四节水文地质

本区位于鄂尔多斯盆地东缘,地层总体由东向西倾斜,呈单斜构造,倾角5-10°。

一、地表水体对矿井充水影响

井田内地表无常年性河流,井田南边界外有一条蔚汾河,从东到西流经兴县城、蔡家崖、碧村汇入黄河,最高洪水位标高1028m。

井田内沟谷中只是在雨季有短暂洪流,向南流入蔚汾河。

一般情况下雨后不久便干涸无水。

井口附近最高洪水位标高为1140m,低于井口标高10余米,一般情况不会造成淹井事故。

二、地质构造对矿井充水的作用和影响

井田地质构造简单,无断层和陷落柱出现。

构造对矿井充水影响主要是煤层向西南方向倾斜,煤层上覆直接充水含水层对矿井充水(顶板淋水和渗水),会随着下水平煤层顶板的揭露面下移。

重要的是上山采空区积水对下山131101工作面因煤层倾斜而存在着突水威胁。

三、采空区积水范围及对矿井充水影响

各整合矿井以往生产已经形成大面积采空区,主要分布在井田东部和东南部。

经调查井田内共有10处积水。

根据井田内煤层产状,采空区位于上山处,其积水对未来的下山工作面煤层开采造成突水威胁,一旦连通就会发生突水事故。

但对管子道掘进影响不大

随着煤矿的开采,顶部岩层将遭到破坏,会使地表岩层裂隙加大、增多,甚至形成地面塌陷,煤层上覆砂岩含水层水会沿裂隙向下渗入井下工作面。

根据导水裂隙经验公式,13号煤层导水裂隙带高度计算如下:

13号煤层顶板为砂质泥岩、砂岩,13号煤层厚度为10.89-13.29m,采用全垮落法管理顶板,根据“三下采煤”导水裂隙带高度计算公式:

式中:

M-煤层厚度

13号煤层导水裂隙带高度为109.00-119.37m,塌陷裂隙带可到达地表,因此在开采过程中一定要采取防范措施,以防地表水及泥砂溃入矿坑,造成危害。

井田南部相邻矿井山西兴县华润联盛峁底煤业有限公司井田边界与本井田边界相距300m以上,无越界开采,其采空区积水对本矿生产无影响。

井田北部相邻矿井山西兴县华润联盛关家崖煤业有限公司井田边界与本井田相距也在300m以上,其采空区积水离本井田较远。

所以对本井田煤层开采无突水威胁。

四、奥灰岩溶水对矿井充水影响

奥陶系岩溶水在井田的水位标高为864-865m,13号煤层在井田西部有局部地段位于此水位以下,为带压开采区,最低点位于井田西部边界处,标高780m。

根据钻孔资料,此地段的煤层底板到奥灰水顶面距离为80m。

管子道的施工标高为860,在掘进中做到“有掘必探,先探后掘”。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道用途、布置、工期

管子道巷作为主氺泵房的管子布置巷道。

依据矿井兼并重组整合方案,井下:

管子道掘进工作面位于井田西北部,从甩车场开口与水泵房贯通,通过新1点定位,于开口点(x:

4261059.9409y:

19513062.2815H:

860.723)方位352°11′45″,坡度26°,巷道设计长度55m,在掘进时要坚持“有掘必探,先探后掘”的原则,以及“长探短掘”的施工方法。

管子道设计为半园拱巷道,巷道断面为:

高:

2.5m宽:

2.6m,管子道室预计2013年1月1日开工,2013年2月15日完工,计划工期45天。

第二节矿压观测

1观测对象:

管子道

2观测内容:

锚杆载荷监测及锚固力监测。

3锚杆受力检测锚杆强度是否合适,锚杆拉力计。

4螺母拧紧力矩检查锚杆安装质量扭力扳手

螺母拧紧力矩每班必须抽查检查,顶锚拉拔力不小于70KN,帮锚拉拔力不小于50KN。

锚索拉拔力不小于100KN,顶锚杆扭矩力不小于120KN,帮锚杆扭矩力不小于80KN。

第三节支护设计

一、确定巷道的支护形式

根据柱状图分析,管子道穿过的岩层主要是煤和岩石根据施工图纸要求先进行锚网支护后进行喷浆支护。

最大控顶距2m,最小控顶距0.2m,循环进度1.8m,遇地质变化带缩小控顶距和支护间距,采取特殊支护方式。

附图:

巷道支护剖、断面图。

二、支护方式

1、临时支护

1)临时支护挑杆:

选用φ60mm钢管,其长度依据循环进尺和最小空顶距选用,不小于4m。

2)吊环为自制的前探支护可调吊环,并焊上与锚杆螺帽相对应的螺母,挑杆前后两点固定。

3)严格执行敲帮问顶制度,用长柄工具凿掉浮煤、碎矸。

4)将吊环拧在最前2排顶部锚杆上,将前探挑杆穿在吊环内。

5)将前探支护网挂在巷道中央的挑杆上撑起支护网。

6)用临时支护固定大木楔,木板在挑杆的外端背牢挑杆,以使挑杆前后背实接顶。

7)临时支护的断面大时不小于2条。

2、永久支护

1)锚网支护

选择树脂加长锚固金属锚杆+喷浆的综合支护方式,其中:

顶锚杆:

杆体为直径20mm左旋无纵筋高强度螺纹钢,长度2500mm.材质为20MnSi;螺帽为高强度螺帽;锚杆布置为间距800mm,排距800mm.

托盘:

托盘选用120*120*10mm钢板。

锚固方式:

树脂加长锚固,采用两支锚固剂,为Z2360,钻孔直径28mm,锚固长度1200mm.

配件:

方形垫圈、减摩垫片

钢筋网:

冷拔6mm钢筋网。

顶钻杆:

选用B19钻杆,长1250mm,钻头直径23mm--25mm.

金属网:

冷拔钢筋网,冷拔钢筋网,长2m×宽1m,搭接100mm,每隔200mm用14#铁丝双股纽接。

顶钻杆:

选用B19钻杆,长1000mm,钻头直径27mm--28mm.

2)巷帮支护

选择树脂加长锚固金属锚杆+喷浆的综合支护方式

帮锚杆:

杆体为直径20mm,长度2000mm,杆体为直径20mm左旋无纵筋高强度螺纹钢

托盘选用100*100*10mm钢板

锚杆布置:

锚杆排距800mm,间距800mm。

金属网:

采用11#铅丝钢筋网长2m×宽1m,搭接100mm,每隔200mm用14#铁丝双股纽接。

帮钻杆:

小麻花钻,长2000mm,钻头直径23mm--25mm.

锚固方式:

树脂加长锚固,采用两支锚固剂,为Z2360,钻孔直径25mm,锚固长度1200mm.

2)砼支护

1、采用砼支护,断面为半圆拱,按图纸支护厚度100mm,后附支护示意图。

2、砼的要求

砼标号为C20。

第四节支护工艺及要求

一、支护工艺及要求

1、打锚杆眼

1)首先要求严格执行敲帮问顶制度,及时用长柄工具凿掉危岩,确实安全后方可进行工作,打眼时必须站在临时支护下进行作业。

2)打眼前,要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求,不符合时,必须处理。

3)打锚杆眼使用锚杆机,风钻打眼,使用锚杆机打眼时要先送水、后送风,停锚杆机时要先停风、后停水。

4)锚杆外露长度小于40mm,与岩壁尽量垂直,打完眼后,用压风机把眼内的积水、岩粉清理干净。

2、安装锚杆

1)装树脂药卷前,先用锚杆插入锚杆孔内试探锚杆深度,看孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼达到要求为止,孔深过深时,应多加一些树脂药卷。

2)安装锚杆时,先把树脂药卷按规定的数量装入眼内,随后插入锚杆,此时,安好连接套,插入风锚机,启动风锚机使之旋转,推进到眼底,搅拌20S,停钻,卸下风锚机待5min后方可卸下连接套,20min后,上好托板,将螺母用气板机拧紧。

3)锚杆的托板要紧贴岩面,如岩壁不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。

3、铺网

该巷道顶帮均铺设金属网,网与网搭接100mm,每200mm联一扣,每扣2~3圈,联网丝用14号铁丝。

4、喷射混凝土

(1)施工前先检查锚杆安装和冷拔网丝铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理。

清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直不能有急弯,接头要严密,不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,坚固好摩擦板,不得出现漏风现象。

喷射前必须用高压风水冲洗岩面,在巷道顶部和两帮应安设喷厚标志。

喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

(2)喷射砼的工艺要求。

喷射顺序为:

先墙后顶,自下而上。

喷枪头要尽量与受喷面垂直,二者的垂直距离保持在0.8~1.0m范围内为宜。

人工拌料时采用拌潮料,水泥、沙、石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。

(3)喷射材料及配比:

水泥选用425#普通硅酸盐水泥;砂子选用坚固耐久的中砂或粗砂,系数模数大于2.5,含水率3%——5%,含泥量不大于3%;石子选用坚固耐久的卵石或碎石,粒径不大于15mm,速凝剂选用粉状速凝剂。

重量配合比为水泥:

砂子:

石子=1:

2:

2或1:

2.5:

2,速凝剂一般为水泥重量的2.5%~4%。

(4)喷射时,喷浆机的供风压力在0.4MP,水压比风压高0.1MP,加水量凭射手的经验加以控制,最合适的水灰比是0.4~0.5之间,要使喷射的湿砼无干斑,无流淌,回弹料少,喷射距迎头不得超过40m,初喷厚度为0.03m,复喷厚度不得低于0.08~0.1m,喷射到设计厚度,

(5)喷射过程中,开机时必须先给水,后开风,最后上料;停机时必须先停料,后停机,再关水,最后停风。

当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外所有灰浆和材料。

(6)喷射手一般两人,一人持枪喷射,一人辅助照明,并负责联络、观察顶板及喷射情况,保证安全及喷浆质量。

(7)喷射工作中严禁将喷射枪头对准人员,喷射中突然发生堵塞故障时,喷射手应紧握喷头并将喷口朝前下方,停止喷射立即处理,处理完成后在从新开机。

喷枪手必须要掌握好工艺参数,使顶部回弹率不得大于25%,两帮回弹率不得大于15%。

喷浆要当班将拌料用尽,喷射后要及时清理弹料。

(8)喷浆过程中,如若巷道周帮淋水加大,大面积渗水而造成混凝土脱落或难以喷浆时,要及时设法将水集中导出,再喷浆封闭。

5、质量要求

(1)喷射后要求基本达到墙直顶平;喷浆坚持两帮浮渣清到底,喷浆到底,回弹料清到底,做到无赤脚、穿裙现象。

对于巷道欠挖和锚杆不合格点不经处理不得喷浆。

不符合设计要求的地方,必须先处理后喷浆。

(2)初喷厚度要封闭严围岩、锚杆梯、盘。

复喷后巷道要基本平整,不能有大坑大洼现象,喷厚必须要达到设计要求100mm,要求巷道两壁生根其深度≥0.1m,且生根部分喷厚不得小于巷道设计喷厚。

(3)喷浆前必须洒水冲洗巷道顶帮,喷浆后一周内,每班必须洒水养护,以保证混凝土凝固过程中不会出现干裂现象,而影响工程质量。

第四章施工工艺

第1节施工方法

一、巷道开口施工方法

1、施工前提前标定巷道中腰线,严格按照所放中腰线施工。

2、施工前,必须对开口附近各种管缆落地并掩护好。

3、施工前,应提前按设计要求,准备好各种支护材料。

4、爆破时,甩车场内部不允许停车、行车。

二、施工方法

1、放炮掘进,即施工时必须严格按临时支护执行,掘进后必须立即对顶部进行了临时支护,临时支护完成后立即进行锚网支护或喷射硂进行支护。

每一个循环支护完成后方可进入下一个循环。

2、在施工前必须对原管子道与主斜井交接口做不小于1m厚的石墙,巷道所掘的渣进行回填原管子道。

在新管子道与旧管子道夹层剩余2米时必须将其捅漏。

三、施工顺序

该巷道从甩车场向主水泵房施工。

第2节凿岩方式

一、炮掘施工方式

1、钻爆工艺流程

钻眼前准备——钻眼——检查瓦斯——装药连线——检查瓦斯——撤人设警戒——爆破——检查瓦斯及爆破效果——洒水降尘、检查维护顶板——临时支护——出渣。

2、钻爆工序要求

1)钻眼前,必须详细检查迎头10m范围内的支护,发现问题及时处理。

2)必须依据中腰线在工作面标定眼位。

3)严禁钻眼、支护、装药平行作业和严禁在残眼内钻眼。

4)爆破要严格执行“一炮三检”和“爆破三人连锁”制度。

5)爆破采用正向装药,串联式联线的方式。

3、打眼:

采用MZ——1.2型煤电钻,1.5米麻花钻杆和合金钢钻头,煤电钻综保,具体操作程序严格执行《打眼工操作规程》和《煤矿安全规程》之规定。

4、装药:

打眼完毕,待打眼工具拿出距工作面20m以外的地方整齐放好,再进行装药工作,严禁边打眼边装药,装配引药应在远离电器设备,顶板完好,通风畅通的地方进行,炸药一律使用煤矿安全2#铵锑炸药和小于130毫秒延期电雷管,封孔使用水泡泥和黄土泡泥,严禁使用煤渣等充当炮泥,装药采用正向装药。

一次装的药一次起爆。

5、放炮:

使用从MFB——50B发爆器起爆,发爆器的钥匙由放炮员随身带好,放炮员必须持证上岗。

附图:

爆破图表

爆破原始条件

名称

单位

数量

名称

单位

数量

掘进断面

m2

7.2

工作面瓦斯情况

炮眼深度

m

2.2

电雷管数

18

放炮数目

18

2号岩石硝铵炸药

岩石普氏系数

f

2-6

总装药量

kg

11.8

炮眼布置及装药量

眼号

炮眼名称

炮眼直径/mm

炮眼深度/m

装药量

倾角

爆破顺序

联线方式

卷/眼

总计/卷

水平

垂直

1

空眼

42

2.6

 

2-5

掏槽眼

42

2.2

5

20

6-18

辅助眼

42

2.2

3

39

18

总计

42

--

59

预期爆破效果

名称

单位

数量

名称

单位

数量

炮眼利用率

工作面循环进尺

每循环爆破实体岩石量

单位炸药消耗量

%

m

m3

 

Kg/m3

90

1.8

14.4

0.82

巷道炸药消耗量

循环炮眼总长度

岩体雷管消耗

 

巷道雷管消耗

Kg/m

m/循环

个/m3

 

个/m

5.36

40

1.25

6.6

 

 

第三节装载与运输

一、装载与运输方式

1、开口时装渣、出渣:

工作面所出的渣经矿车运至进风上山,刮板运至煤库,或将渣处至原管子道。

2、材料运输:

主斜井——工作面

第4节管线敷设

各类管线、运输设施的布置及要求

1、风筒、风管、水管、电缆、悬挂整齐。

2、风筒吊挂靠帮、顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂。

巷道风筒距迎头不大于5m。

3、风管、水管用铁丝捆绑在帮锚杆上,每隔2~3m捆一道,悬挂高度不低于0.5m,距工作面不超过20m。

4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上,且每钩只准挂一根电缆,电缆钩的间距为1.0m。

5、把原管子道内的电缆、排水管路等全部撤离现场。

第五节设备及工具配备

施工设备及工器具配备表

序号

名称

型号

功率

单位

数量

备注

2

风煤钻

MQB——35J

2

备用1台

3

综保

ZMB-4.0Z-660/127

2

4

低压开关

QBZ-80

3

5

绞车

1

6

防爆电话

1

7

锚杆钻机

1

 

第五章生产系统

第1节通风

一、通风方式供风距离

施工过程中采用局部通风机压入式通风,最大供风距离为100米,采用11kw对旋风机供风

二、掘进工作面风量计算

独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按照瓦斯和二氧化碳涌出量,人数和局部通风机吸风量等规定分别进行计算,并选取其中最大值。

1、按瓦斯涌出量计算

Q=100×q×K=100×0.2×2=40m3/min

式中:

Q——掘进工作面实际需要风量

100——掘进工作面回风流瓦斯浓度不超过1.0%的换算系数

q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量m3/min

K—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取最大2

2、按人数计算

Q=4N=4×16=64m3/min

式中;4——每人每分钟不低于4m3的配风量

N——掘进工作面同时工作的最多人数16人

3、按炸药量计算掘进工作面需要风量

Q掘=25×11.8=295,m3/min

式中:

N-每公斤炸药的需风量,

一级煤矿许用炸药取25m3/㎏

4、按局部通风机的实际吸风量计算

Q=Q吸IK=250×1×1.2=300m3/min

式中:

Q吸——局扇FBDNo6.0——11KW吸风量250m3/min

I——工作面同时运转的局扇台数

K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数取1.2

5、根据计算选最大风量确定工作面供风量为300m3/min

三、掘进工作面风量验算

根据《煤矿安全规程》第101条的规定进行验算。

0.25×S×60≤Q≤4×s×60即

97.5≤Q≤1560

式中:

0.25——规程规定最低风速

S——掘进巷道断面积6.5m2

4——规程规定最高风速

四、局扇选型:

选用供风量为170-340m3/min的FBD№(11KW)风机。

五、局部通风机的安装地点和要求

1、风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上,距离底板不小于300mm。

2、风机开关必须上架,风筒距工作面不得大于5m,保证工作面有足够的新鲜风流。

3、局部通风机必须挂牌管理,专人负责。

4、风筒吊在巷道顶板上,风筒要求逢环必挂,平直不出现拐死弯现象。

5、风筒接口要严实不漏风,工作面风筒不落地。

6、必须保证风机连接运转,不准无故停电、停风。

7、局部通风机安装在距混合回风口处不少于10m的地点。

8、局部通风机的安装要符合双风机双电源自动切换的要求。

9、局部通风机的供电必须符合“三专两闭锁”,即专用开关、专用线路、专用变压器、风电闭锁和瓦斯电闭锁。

六、“一通三防”安全技术要求

保证通风系统合理可靠必须做到:

1、保证工作面有足够的新鲜风流。

2、保证工作面每人供风量不低于4m3/min。

3、保证巷内风速不低于0.25m/s,不高于4m/s。

4、保证巷内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。

七、通风系统

进风:

主斜井----甩车场----工作面

回风:

工作面-----甩车场——进风上山-----制氮硐室----回风上山——回风下山——回风立井——地面

附图:

通风系统图

第2节压风

工作面有与地面空压机直通的压风管路选用100mm纳米管引入工作面。

第3节瓦斯防治

1、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员每班至少3次到迎头检查瓦斯,并及时掌握工作面有害气体状况,班组长利用便携式检测报警仪每2h检查一次瓦斯浓度,坚决做到瓦斯超限不作

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