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12190作业规程

第一章工程概况

序号

项目

内容说明

1

巷道布置

平面图见附图

2

工期要求

2006年7月5日开工

2007年3月20日竣工

3

巷道用途

准备巷道

4

服务年限

约2年

5

工程量

总工程量1220米

6

工程结构特点

无断层、褶曲等大的地质构造,但大部分地段伪顶较厚、顶板破碎,局部煤层厚度变化较大,对掘进工作会造成不利的因素。

7

附近开采情况及影响

其东邻25米为轨道下山,西邻专回下山,其西部为200米为12160采面。

巷道标高:

-342.920~-362.509米(预计)

 

第二章地质情况概况

序号

项目

内容说明

1

地质

柱状

地质柱状图见附图

 

2

 

顶板岩性特征

顶板

大占砂岩

底板

大占砂岩

巷道所处层位

二1煤层

 

3

煤层赋存条件

煤层瓦斯情况

相对涌出量:

18.62m3/t

绝对涌出量:

0.9m3/min

在煤巷掘进中局部可能瓦斯涌出量较大

突出危险性

二1煤层具有突出危险性

煤尘

爆炸指数:

19.43%,有自然发火倾向性

属不易自然煤层

地质构造

预计无大的地质构造

水文地质

水文地质构造比较简单,无直接充含水层

第三章巷道支护设计说明

一、地质条件

<一>、顶底板岩性

顶板:

伪顶厚度1.5~3.5米,直接顶板为大占砂岩。

底板:

为粉沙岩及泥岩,厚度12米。

其下为L9、L8、灰岩,厚度6米。

<二>、地质构造

依据主下山采区皮带下山及其附近巷道揭露地质情况分析,该掘进工作面除局部煤层厚度不均匀外,预计无大的地质构造。

二、巷道规格尺寸设计

1、支护形式

采用梯形棚工字钢支护,毛断面积10.79m2,净断面积9.48m2,净口3.2m,净高2.4m,梁长3.4m,棚距0.5m,上帮腿长3.2m,下帮腿长2.4m;上帮腿蹬劲0.36m/m,下帮腿蹬劲0.25m/m,巷道下宽4.7米。

上帮腿下扎角700,下帮腿下扎角760。

架棚所用工字钢型号为11号,两帮及顶板必须上钢网、荆芭、川杆严密闭帮,且必须闭到底板上。

钢网必须前压后,上压下,搭接长度不少于100mm,且搭接处用铁丝捆扎牢固。

严禁空帮漏顶作业。

棚架之间必须打设不少于两组的撑杆,一组打设于棚梁接口处,另一组打设于其下0.4米处,撑杆为50×50×500mm的方木。

2、支护设计

临时支护:

前探梁支护。

前探梁采用∏型钢梁,长3.0米,一梁三卡,沿巷道中心对称布置两根,并用木楔将前探梁与卡子刹实背好。

在遇到地质构造无法使用前探梁时,采用直径18cm以上的临时支柱2~3根做临时支护。

防倒棚装置:

采用防倒棚卡子,两帮打设长度均不得小于10m。

 

第四章施工方法及工作组织

第一节施工方法

施工

顺序

以90度方向施工机巷1220米

施工方法

开口为半煤巷道,采用炮掘,人工装煤(碴)。

煤电钻打眼,工字钢棚、川杆、荆芭对掘进工作面形成全封闭支护。

运输方式

出煤

煤巷人工装煤,一吨矿车跟进掘进工作面,40KW绞车提升。

运料

由暗斜井经主下山采区上部车场、皮带下山直接运送至工作面。

施工工序

交接班处理帮、顶隐患,打眼放炮→临时支护→出碴,清理巷道卫生→检查帮顶不安隐患→验收质量、交接班→进入下一循环

工作制度

采用“三八”制作业方式,设三个生产班,一个机电班、一个杂工班,负责安置、检修、维护、下运料。

第二节巷道特征及每米巷道支护材料消耗量

 

巷道名称

巷道开口标高(米)

-342.920

巷道终点标高(米)

-362.509

掘进断面(平方米)

煤巷10.79

净断面(平方米)

煤巷9.48

每米巷道消耗量

炸药(Kg)

雷管(发)

锚杆(根)

锚固剂(卷)

水泥(吨)

沙子(方)

石子(方)

工字钢(吨)

0.409

川杆(根)

60

撑木(根)

8

荆芭(片)

36

 

第三节爆破说明书

一、爆破条件

矿井瓦斯等级

有突出危险工作面

掘进断面(m2)

10.79

(岩)普氏系数

0.15

钻眼机具

煤电钻

炸药种类

安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药

雷管类别

瞬发电雷管

二、爆破图表

炮眼

名称

炮眼深度(m)

炮眼个数

炮眼角度

装药量(卷)

封泥长度(m)

超爆顺序

联线方式

水平

垂直

掏槽眼

2.0

2

75

0

2

8

0.8

600

顶眼

2.0

3

0

0

1.5

6

0.6

1000

底眼

2.0

4

0

15

2

8

0.6

800

合计

9

22

三、爆破指标

序号

指标

名称

单位

数量

序号

指标

名称

单位

数量

1

炮眼利用率

%

90

5

一循环炮眼长度

M

20

2

工作循环进度

m

1.8

6

掘进一米炮眼长度

m

11.1

3

一循环实体岩(煤)量

M3

15.7

7

掘进一米炸药

消耗量

1.5

4

掘进一米岩(煤)量

M3

8.7

8

掘进一米雷管

消耗量

5.6

 

第四节劳动组织图表

(名)

(名)

其中(名)

跟班工(班)长(名)

合计(名)

绞车

司机

机电工

看风机

一班

6

4

1

1

1

1

11

二班

6

4

1

1

1

1

11

三班

6

4

1

1

1

1

11

机修班

4

4

在册合计

22

12

3

3

3

3

37

 

第五章掘进辅助系统

第一节通风系统

一、局部通风设计(按煤巷所需最大风量计算)

1、按掘进巷道的瓦斯绝对涌出量计算:

Q掘=

式中:

Q掘—掘进工作面需要的风量m3/min

QCH4—掘进工作面瓦斯最大涌出量m3/min

根据其附近巷道12160机巷最大瓦斯涌出量及风量计算可得:

QCH4=0.8%×200m3/min=1.6m3/min

KCH4—沼气涌出不均衡系数1.4~2.0

C—掘进工作面风流中最大允许沼气浓度0.8%

2、按同时放炮的最大装药量计算:

Q掘=25A=25×2.7=67.5m3/min

式中:

A—掘进时一次爆破时的最大装药量

3、按工作面最多人数计算:

Q掘=4N=4×20=80m3/min

式中:

N—掘进工作面同时工作的最多人数,考虑到某些时候检查人员较多,最大人数增加加到20人

4、按风速验算:

0.25m/s[Vmin]<0.54m/s<4m/s[Vmax]

经以上校验,掘进工作面风速符合《规程》中最大风速与最小风速的规定,所以该掘进工作面供风量应取为280m3/min。

5、风机选型:

由于通风距离较远,需选择DFG2×15KW对旋式风机,功率为30KW,选φ600风筒,供风量为250~390m3/min。

满足通风需求。

二、通风系统简述

1、新鲜风流经上仓皮带→主下山采区三车场→掘进工作面;

乏风经掘进工作面→主下山采区三车场→专用回风下山→措施巷→北风井。

2、供风方式:

局扇压入式通风,新鲜风流从局扇经风筒送至工作面,乏风回至专用回风上山。

3、局扇的安设位置:

皮带下山两道风门以上10米处。

第二节供电系统

一、供电系统简述

巷道设三道电源,均由中央变电所专用开关、专用线路、专用变压器供电,其中一趟为生产电源、一趟为主扇风机电源,另一趟为备用风机电源。

二、供电设计依据

巷道电气设备总容量:

30KW(风机)+11.4kw(绞车)+37kw×2(污水泵)+1.2kw(煤电钻)+1.2kw(潜水泵)=118.8kw

 

第三节其它系统

1、运输

碴由掘进工作面→皮带下山→主下山采区上部车场→暗斜井→地面

2、运料

平地→副井→零大巷→暗斜井→主下山采区上部车场→皮带下山→掘进工作面

3、供水

暗斜→主下山采区上部车场→皮带下山→掘进工作面

4、通讯

由平地通讯分站安装分线直接接至掘进工作面。

5、压风

平地压风机房→零大巷→暗斜井→主下山采区上部车场→皮带下山→掘进工作面

6、监控系统

由矿井安装的KJ70瓦斯监控系统直接实行24小时连续监测。

两台瓦斯传感器,一台安设于掘进工作面且距正前不超过5米,,报警浓度为0.8%,断电浓度为0.8%,复电浓度小于0.8%;断面范围为掘进工作面内的全部非本质安全型电气设备;另一台安设于风巷回风流末端,且距皮带下山口10—15米,报警浓度为0.8%,断电浓度为0.8%,复电浓度小于0.8%,在施工过程中,掘进工作面的瓦斯传感器随巷道的延伸而前移且时刻保持与工作面的距离不超过5米。

 

第六章质量及文明生产标准

第一节工程质量标准及要求

一、质量要求

(一)主要项目

1、巷道净宽:

巷道中心线至任何一帮间距,不小于设计的30毫米,不大于50毫米。

2、巷道净高:

腰线上、下不小于设计的30毫米,不大于50毫米。

3、巷道坡度:

50米范围内允许误差正负50毫米。

4、工字钢棚前倾后仰:

支架无前倾后仰现象。

5、棚梁位置:

棚梁应垂直于巷道中心线,无歪扭迈步现象,误差不超过50mm,顶梁上面应紧贴顶板。

6、闭帮背顶:

按设计要求,川杆、荆芭闭帮背顶严密,无空帮漏顶地段。

7、柱窝深度:

柱窝深度不少于200mm,并必须落到实底上,底软时要穿靴。

8、棚梁接口:

棚梁接口严密合缝,必须坚持使用口片。

9、棚距:

棚距误差不得超过设计的10mm。

(二)一般项目

1、道轨铺设:

轨距误差不大于10毫米,不小于5毫米,轨道接头间隙不超过3毫米,内错差不大于5毫米,轨枕使用水泥轨枕,其规格为1200×1200,轨枕间距0.6米,布置均匀,构件齐全,紧固有效。

2、巷道卫生:

设备器材码放整齐,巷道无淤泥、无积水,无杂物,无浮矸。

二、管线吊挂风筒

1、风筒靠巷道一帮布置,要求环环吊挂,平直成线,中途严禁分岔。

2、水管与风筒同帮布置,用铁丝捆扎牢固,平直成线。

3、电缆靠东帮布置,每1米掉挂一道,要求粗细分明,上粗下细,垂度适当。

三、防尘装置

1、巷道内的供水管中上必须每隔50米设置一个三通阀门,阀门及管路的连接处不得出现跑、冒、滴、漏水等现象。

2、各装载点必须安设完善的撒水喷雾装置,要求位置得当、雾化效果好,灵敏可靠,使用正常。

第二节文明生产标准及要求

1、巷道无杂物、无淤泥、无积水,高、宽、平、净、工具物料、设备放置整齐有序。

2、风筒掉挂符合标准,逢环必挂,迎头风量符合规定,迎头风筒不落地,出风口迎头不大于5米。

3、施工场所综合防尘设施齐全有效,湿式打眼,坚持使用水炮泥。

4、机电设备挂牌包机管理,无失爆现象,电缆悬挂整齐,垂度适当,粗细有别,多余电缆盘挂整齐。

5、作业场所有施工断面图、炮眼布置三视图、避灾路线图和爆破参数图表。

6、防尘、防火用具齐全有效,声光信号清晰灵敏可靠。

7、电话通讯、监控设施畅通可靠。

 

第七章安全技术措施

一、开工措施

1、开工之前,上齐双风机、双电源、自动倒台装置、风电、瓦斯闭锁装置,且灵敏可靠。

2、用好临时支护,煤巷用好前探梁支护,严禁空顶作业;严格执行敲帮问顶和专人观山制度。

3、风机设专人管理,严格现场交接班制度。

4、加强安全防尘管理,加强机电设备管理,设专人负责。

二、顶板及工程质量管理

1、加强顶板管理,严禁空帮空顶,严格执行敲帮问顶制度,及时处理掉浮矸危岩。

2、遇到围岩变化时,即当围岩破碎或有地质构造时,必须及时编制补充措施或改变支护形式。

3、施工时,严格控制空顶距,严禁空顶作业,严格执行专人观山制度,用长度不小于2米的长钎子及时找掉活矸危岩,把专人观山、敲帮问顶制度落实到每一个工序中。

4、当顶板破碎或淋水时,必须根据情况及时改变支护形式。

三、一通三防系列化管理

1、局部通风机设专人看管,现场交接班,确保正常运转。

风筒距迎头不大于5米,风筒在巷内无脱节、无破洞,确保工作面有足够的风量。

2、局部通风机采用专用开关、专用电缆、专用变压器及自动倒台装置,做到“三专两闭锁”灵敏可靠。

3、局部通风机如因检修、停电等原因计划外停风时,必须撤出人员,切断巷内的电源。

恢复通风前,由评估员现场检查瓦斯,经评估员许可后,方可送风,作到“停风先停电”、“送电先送风”。

4、每天派人检查供电线路、漏电保护装置及风机运转情况,专人维护风筒,保证通风系统稳定可靠。

5、对全巷道定期洒水冲尘,浮渣及时清理,炮前炮后洒水灭尘。

6、防瓦斯

(1)若在掘进时,发现下列征兆均可判断为发生瓦斯突出的可能:

A、有声预兆:

掘进工作面在掘进过程中迎头或前方发出劈裂声、雷声、机枪声及响煤炮,这些声音由远到近,由小到大,有短暂的也有连续的。

煤壁发生冲击或震动。

顶板、两帮压力增大,支架发出断裂声。

打钻时出现喷煤、喷瓦斯、哨声、风声、蜂鸣声等。

B、无声预兆:

顶板及两帮压力增大,两帮被挤出,巷道变形,有时出现顶板下沉或底鼓现象。

工作面煤壁颤动、塌落、片邦掉渣、煤岩开裂、自行剥落等现象。

煤层结构发生变化,层理紊乱,煤强度松软或不均匀,煤层光泽暗淡,纹理不清。

煤层构造方面的变化,煤厚增大,倾角变陡,挤压褶曲、隆起,煤体干燥,顶底板呈阶梯凸起、断层等。

工作面瓦斯涌出量明显增大,或忽大忽小,有时煤尘增大。

工作面气温降低,煤壁有发凉感。

有时在工作面煤壁处,自然形成薄尘云层。

钻孔变形,打眼时发现塌孔、顶钻、夹钻、煤电钻过负荷等。

(2)若发现以上一种或几种预兆时,必须立即停止作业,切断回风流中的电源,撤出人员,及时汇报调度室。

(3)瓦斯检查员跟班上岗,巡回检查瓦斯。

(4)每班必须有跟班电工坚持将巷道内电器设备防爆检查,发现失爆设备,立即停产处里,处里后方可恢复生产。

(5)通风科定期效验探头和断电仪的灵敏度及完好状况。

7、防突

1、所有参加该掘进工作面的工作人员必须认真学习以上煤与瓦斯突出预兆,在施工过程中,如发现以上任何一种煤与瓦斯突出预兆时,班组长、瓦检工必须立即通知掘进面所有工作人员全部撤退到安全地点,并清点人数,立即切断电源,并报告调度室,采取措施进行处理。

2、掘进工作面在生产过程中,必须坚持并严格执行“四位一体”的综合防突措施,确保安全生产。

3、在生产过程中,通风队要对工作面的瓦斯突出危险性进行经常的预测预报,经瓦斯解吸仪检测,如钻孔钻屑瓦斯解吸指标值Δh2≥20mmH2O,或经弹簧称称量每米钻孔钻屑量S≥6kg时,有突出危险性,必须停止一切工作进行瓦斯探放,每次探放钻孔深度不少于8米,探放后一次掘进深度不准超过3米,即必须确保有不少于5米的超前探放距离。

4、防突队打完排放钻孔释放瓦斯之后,再次经瓦斯解吸仪进行效果检验。

检验钻孔应平行布置于探放钻孔之间,深度6~8米,经检验如仍出现Δh2≥20mmH2O,或S≥6kg时,仍确定为有突出危险,必须在掘进工作面继续打超前探放孔释放瓦斯,在瓦斯释放工作之前,不得进行其它任何工作。

5、效果检验与瓦斯探放工作反复进行,直到经检验确认无瓦斯突出危险性时,方可恢复正常生产工作。

6、工作面所有工作人员必须配戴自救器,并作到人人会用。

7、工作面必须每间隔50米安设一组压风自救站,并投入正常使用。

每组压风自救站必须有至少满足6~8人同时使用的自救袋。

8、工作面安设的瓦斯传感器必须由专人维护,保证24小时连续监测。

9、严禁将探眼做炮眼使用。

10、进风侧巷道内必须安设两道坚固的反向防突风门,反向防突风门必须严格按《防突细则》有关规定砌筑,风门墙垛嵌入巷道周边煤体深度不得少于1.0m,墙垛厚度不得少于0.8m。

门框和门采用坚实的木质结构,门框厚度不得少于100mm,风门厚度不得小于50mm,两道风门之间的距离不得少于4m。

风机安设于反向防突风门以外。

11、放炮时,反向防突风门必须关闭,对通过风门墙垛内的铁风筒必须设有隔断装置。

12、放炮时,必须派专人通知其回风流内所有人员撤退至皮带下山两道风门以外,并通知掘进工作面所有人员撤退至皮带下山两道风门以外,并关闭防突风门。

放完炮后,至少停30分钟,由矿山救护队和有关人员进入检查时,打开反向防突风门并必须用川杆或坑木顶牢。

13、所有工作人员必须学习本规程,并掌握煤与瓦斯突出预兆及防突基本知识,在工作过程中,一旦发现突出预兆时,必须立即停止掘进工作并立即切断电源,撤出人员,报告调度室,并按以下避灾路线撤退:

掘进工作面→皮带下山→轨道下山→主下山采区上部车场→暗斜井→零大巷→升井。

14、防突科必须对防突措施的执行情况进行监督,严禁出现弄虚作假现象。

15、预计巷道施工至40米时为揭煤点。

巷道从开口施工至揭煤期间,防突科、地测科必须及时对岩柱厚度进行钻探,按照《防突细则》要求留设岩层岩柱,并由防突科编制专门的石门揭煤安全技术措施进行审批,否则,严禁进行正常掘进和揭煤工作。

16、其它有关防治突出措施按“新峰四矿防治煤与瓦斯突出安全技术措施”执行。

四、装煤架棚安全技术措施

1、装煤前进行洒水灭尘,敲邦问顶,活碴伞沿及时处理掉。

2、放完炮后,必须及时打设前探梁进行临时支护,巷道两帮防倒器打设长度不得少于10米。

3、清完煤后要及时拆除前探支架,架设永久支护,严禁空顶作业。

4、架棚时,至少要有二人以上配合作业,工字钢梁稳抬稳架,防止伤人。

5、撤掉临时支架,架永久棚时,要先加固前后支架,一次回一棚,架一棚,严禁大拆大回,引起冒顶。

6、顶板出现冒顶,待压力稳定后,绞架支护,严禁支架不接顶。

五、机电防爆及运输管理

1、队设立专职防爆检查员,每天对所管辖的巷道设备,接线盒彻底检查一遍,坚持杜绝失爆现象。

2、定期对各种设备进行注油、打防爆面。

3、所有电器设备、小件、电缆等包机到人,实行挂牌管理。

4、专职防爆员要对每天所检查的情况如实进行汇报,并填写好检修记录。

5、机电工每天必须认真落实信息日报的内容,查看台帐,及时安排人员进行整改,对整改不了的及时向队长汇报,提出整改的方案,限期定人定时进行整改。

6、对机电科、技术科提出的问题,机电工长必须亲自过问,限期落实专人整改。

7、完善各项规章制度,指定针对性的措施,对没有按时进行整改的有关责任要进行罚,另外对由于没有及时整改而造成事故的,严格按照“三不放过“的原则进行追查,严肃处理。

8、检修设备时,要严格按“操作规程”进行操作,严禁带电作业。

9、需停电检查设备时,必须严格执行停送电制度,开关设专人看管,并挂上“有人工作,严禁合闸”的警示牌。

10、当需要打开隔爆外壳进行检修时,必须经评估员检查瓦斯,只有当瓦斯浓度在0.8%以下,方可准许打开隔爆外壳,经验电、放电后方可进行检查。

11、所有的司机必须持证上岗,严格按“操作规程”进行操作。

12、对声光信号,照明设施经常检查,确保灵敏可靠。

13、小绞车管理“四个四”、机电防爆做到“三无”、“四有”、“两坚持”。

六、主要设备操作管理

A、风钻操作:

1、定眼时,风钻司机和领钎人员要相互配合,司机站在风钻后侧面手握手把,调整钻架(气腿)到适当高度;领钎人员要站在一侧,避开司机视线,手握钎子,把钎头放在眼窝上。

2、开眼时,应把风钻操作阀开到轻运转位置,待眼位稳固并钻进20~30mm以后,再把操作把手扳到中运转位置钻进,直至钻头不易脱离眼口时,在全速钻进。

3、正常钻眼时,司机一手扶住风钻的把柄,一手根据钻进情况调节操纵阀和钻架调节阀,禁止在风钻前及钻杆下站人。

4、开钻时要先给水、后给风,钻眼过程中,给水量不宜过大或过小,要均匀适当,钻完眼后或更换钻杆时,要先送风,后送水。

5、司机扶钻时,要躲开眼口的方向,站在风钻侧面,两腿前后错开,脚蹬实底,禁止踩空或骑在气腿上钻眼,以防钻杆折断时风钻扑倒伤人。

6、钻眼时,风钻、钻杆与钻眼方向要保持一致,推力要均匀适当,钻架升降要稳,以防折断钻杆、平钻杆或丢钻头。

7、钻眼应与岩石层节理方向成一定的夹角,尽量避免岩层、节理方向钻眼。

8、多台风钻同时钻眼时,要划分好区域,做到定钻具、定人、定开眼顺序,不准交叉作业。

9、遇有突然停风、停水时,应将风钻取下,钻杆拔出,停止钻眼。

10、更换钻位置或移动调整钻架时,必须将负钻停止钻眼。

11、按时向风钻注油器内注油,不得无润滑油作业。

12、钻深眼时,必须采用不同长度的钻杆,开始时使用短钻杆。

13、钻完眼后,先关水阀,使风钻进行空运转,以吹净其内部残存的水滴,防止零件锈蚀。

B、煤电钻操作

1、在工作面移动电钻时,要一手提电钻手把,一手提电缆,不准用电缆拖拉电钻,也不准将钻杆在电钻上移动。

2、钻眼前,必须将衣服袖口、裤腿扎好,脖子上的毛巾必须塞到工作服口内,并系好纽扣。

3、严禁带手套钻眼。

4、开眼钻眼过程中,不准用手直接扶、托钻杆或用手掏眼口的煤岩粉。

5、打眼时,钻头要轻轻接触煤壁,然后启动电机。

电钻转动后,要注意钻杆的进度,每钻进一段距离要来回抽动几次钻杆,排除煤粉,以防止夹住钻杆和减少阻力,增快速度。

6、在煤壁上钻眼时,要尽量避开硬夹石层。

7、当电钻发生转动困难或发出不正常声响,或电钻、电缆漏电必须停止钻进,查出原因,及时处理。

8、使用湿式煤电钻时,要先开水后启动,钻眼完毕,应先关水再断电,最后抽出钻杆。

9、当电钻钻完眼后,应从电钻上拔下钻杆,切断电源,并把电缆、钻杆、电钻撤至无淋水和支护完好的安全地点,将电缆盘放好。

七、放炮管理

1、井下放炮工作必须由专职放炮员担任,并持证上岗,严格按“操作规程”进行操作。

2、放炮作业必须由放炮员、班组长、瓦斯检查员都必须在现场执行“-炮三检”和“三人联锁放炮制”。

3、放炮员必须严格按照爆破说明书的爆破图表进行放炮。

4、严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。

5、有瓦斯或煤尘爆炸危险的煤层中,工作面都必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和许用电雷管,并全断面一次爆破。

6、放炮员必须把炸药、电雷管分别存放在专用炮药箱内并加锁,严禁乱扔、乱放。

炮药箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械电气设备的地点,每次放炮时,都必须把炮药箱放在警戒线以外的安全地点。

7、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得拉拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住端线将电雷管抽出。

抽出单个电雷管后,必须将其脚线末端扭结。

8、装配引药时,必须遵守下列规定:

(1)装配引药必须在顶板完,支架完整,避开电气设备和导电体的放炮作业地点附近进行。

严禁坐在炮药箱上装配引药。

装配引药数量,以当时当地需要的数量为限;

(2)装配引药时,必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层;

(3)电雷管只许由药卷的顶部装入,不得用电雷管代替竹、木棍扎眼。

电雷管必须全部抽入药卷内;严禁将电雷管斜挂在药卷的中部或捆在药卷上。

(4)电雷管插入药卷后,应用脚线将药卷缠住,以便把电雷管固定在药卷内,还必须扭结电雷管脚线末端。

9、装药时,首先必须用掏勺或用压缩空气清除炮眼内的煤粉或岩粉,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻

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