矿井避难硐室掘进作业规程.docx

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矿井避难硐室掘进作业规程.docx

矿井避难硐室掘进作业规程

 

鹤济财源煤业有限公司掘进工作面作业规程

 

编号:

004

施工单位:

掘进队

规程名称:

矿井避难硐室掘进工作面作业规程

队长:

技术员:

秦宏涛

编制:

秦宏涛

编制时间:

2012年04月04日

矿井避难硐室掘进工作面作业规程编、审人员签字表

单位

签字

单位

签字

单位

签字

总工程师

安全矿长

安检科

生产副总

机电副总

调度室

生产技术科

地测负责人

机运科

经管科

通风科

掘进队

 

规程名称:

矿井避难硐室掘进工作面作业规程

主持人

会审地点

会审时间

会审意见:

 

规程名称

矿井避难硐室掘进工作面作业规程

副总工程师意见

 

总工程师意见

 

安全矿长意见

 

目录

第一章工程概况1

第二章地质及水文地质2

第三章工程支护4

第四章施工方法与施工工艺7

第五章“一通三防”、防尘及通讯9

第六章正规循环劳动组织及主要技术经济指标15

第七章动力供应及供水排水系统17

第八章工程质量及文明生产18

第九章安全技术措施21

第十章避灾措施30

 

第一章工程概况

一、工程名称:

矿井避难硐室掘进

二、工程用途:

矿井发生事故时的避难场所。

三、工程服务年限:

永久。

四、工程位置

避难硐室开口位置在西下山轨道巷轨1导线点处,另一开口位置在运2导线点向主井底方向8.3m处,避难硐室设计长度69m。

开口具体位置及中腰线由生产技术科给出(附巷道平面布置示意图1、避难硐室内部结构平面图2)。

五、规格尺寸及支护方式

1、断面规格:

(1)供电室:

S掘=13.36m²;S净=7.73m²(附支护断面图3)。

(2)通道:

S掘=10.64m²;S净=6.11m²(附支护断面图4)。

2、支护方式:

硐室一次支护方式为锚杆支护,锚杆布置在巷道四周,规格800×800mm,锚杆长度1800mm。

硐室二次支护采用不低于C30混泥土支护(视其围岩情况,若灰岩厚度>3000mm,可采用一次锚喷支护)。

硐室三次支护采用镀锌网支护,网格规格为50×50mm。

长×宽:

生存室内7120×1250mm,过渡室内6600×1250mm,网固定件采用M12膨胀螺栓,δ10×100×100mm钢板。

三次支护均已完成后再铺底板,底板采用C20混凝土。

避难硐室内壁应喷刷浅色。

六、工程量:

矿井硐室设计总长度69m。

七、资金来源:

矿生产资金。

第二章地质及水文地质

一、井上下位置及岩性

1、工作面位置及四邻关系:

避难硐室掘进工作面位于矿井西运输平巷北侧,西轨道下山上平台东侧。

根据设计,本工作面在西下山轨道巷轨1导线和运2导线点向主井底方向8.3m处开口。

巷道标高+44.5m。

地面位置位于工业广场主井口西侧,地面标高+325m~+375m。

2、巷道岩性:

掘进工作面巷道岩性为赋存于石炭系上统太原组底部的一1煤顶板砂泥岩、灰岩,煤层产状与围岩基本一致。

二、工作面地质构造

根据西下山轨道巷、西运输平巷等四周已揭露巷道情况表明,掘进工作面层位稳定,构造清楚、简单,在掘进过程中可能遇小裂隙外,其它无大的地质构造。

三、主要含水层

1、奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

由灰~深灰色厚层状灰岩组成,顶部为灰黄色角砾状泥灰岩夹泥岩。

根据钻孔资料,下部岩心较完整,裂隙溶洞不发育,上部岩心破碎,具溶蚀现象。

钻孔抽水试验显示单位涌水量为0.06-0.11L/(s.m)。

该含水层为一1煤的直接充水含水层,对掘进工作面影响不大。

2、石炭系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

太原组下段碳酸盐岩岩溶裂隙含水层(L1灰岩)为掘进工作面揭露岩层,该含水层岩溶裂隙发育不均匀,富水性差异较大。

西下山绕道、西下山轨道巷、西下山皮带巷、西下山采区水仓比掘进工作面标高低的巷道,已对该含水层进行了大面积揭露和水位疏放,且该含水层在此区域涌水量较小,易于疏排,对避难硐室掘进工作面影响甚微。

四、水害威胁情况分析与评价

避难硐室掘进工作面主要充水水源为石炭系太原组的L1灰岩水,该含水层已被标高较低的巷道大面积揭露,在此区域水位已经得到疏放,且根据矿井实际观测,该含水层在此区域涌水量较小,易于疏排,对避难硐室掘进工作面影响甚微。

掘进工作面分别在西运输平巷运2导线点向主井底方向8.3m和轨1导线点处开口。

据图纸和收集的资料分析,该工作面无老空水害威胁。

掘进工作面南侧、西侧已被实际揭露巷道圈定,层位稳定,构造清楚简单,亦无断层水害威胁。

根据对以上水害情况综合分析可以得出结论:

避难硐室掘进工作面地质及水文地质情况清楚,构造简单,不存在受水害威胁问题,无需进行长探工作,施工前要制定出防治水专项安全技术措施,开口时,排水管路和排水泵必须安装到位,排水泵不少于两台。

五、地质柱状图

附综合柱状图5。

第三章工程支护

一、支护材料

1.锚杆及锚固剂:

锚杆采用直径为16mm,长度为1800mm的螺纹钢锚杆,每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定,锚固长度不少于700mm,锚杆外露长度为30~50mm,托盘为正方形,规格为115×115mm,用8mm钢板压制成弧形。

树脂锚固剂直径为23mm,每块长度为350mm,锚杆均使用配套标准螺母紧固,锚固剂型号为MSCK23/350。

2.喷浆支护,喷浆厚度356mm;喷浆采用不低于4.25的普通硅酸盐水泥,大沙,浆配比为水泥:

大沙=1:

2。

速凝剂采用祥之隆782-3型,速凝剂用量为水泥用量的3~4%,一车料最多掺一袋。

喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

混凝土浇注必须采用标号不低于C30号水泥、围岩注浆不低于4.25级水泥加固,砂为纯净的河砂,含水率为4%~6%。

石子粒直径小于20mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%以下。

混凝土抗拉强度为22MPa、抗压强度为1.6MPa,配比为水泥:

砂:

石子=1:

2:

2。

速凝剂型号为782-3型,掺入量一般为水泥重量的2%~3.5%,喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量,速凝剂必须在注浆机上料口均匀加入。

二、锚杆安装工艺

1.打锚杆眼

打眼前,首先严格按中、腰线检查巷道断面规格,不符合设计要求时必须先进行处理;打眼前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮,找掉活矸危岩,确认安全后方可作业。

锚杆眼位置要准确,眼位误差不得超过±100mm,角度误差不得大于15°。

2.安装锚杆

安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。

吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把2卷树脂锚固剂送入眼底。

随后将锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。

开动锚杆安装机,使锚杆安装机带动杆体旋转,将锚杆旋入锚固剂内,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,方可撤去锚杆安装机。

搅拌旋转大于35秒后,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,拧上螺帽。

12分钟后,拧紧螺帽给锚杆施加一周预紧力,锚杆托盘要紧贴岩面。

三、混凝土浇注

1.准备工作

(1)检查锚杆安装和镀锌网铺设是否符合设计要求时,发现问题应及时处理。

(2)清理浇注、注浆现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直、不得有急弯,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。

(3)检查注浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好摩擦板,不得出现漏风现象。

(4)浇筑时依次从两帮至拱顶浇筑。

(5)施工人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2.浇筑混凝土、喷浆时的工艺要求

(1)浇筑顺序为先墙后拱,从墙基开始自下而上进行,人工拌料时采用潮拌料,水泥、砂和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。

(2)注浆时,喷浆机的供风压力为0.4MPa,水压应比风压高0.1MPa左右,加水量应由一名有经验的射手加以控制,最合适的水灰比是0.4~O.5之间。

注浆过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确。

当班工作结束后,必须卸开喷头,清理注浆管和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

(3)开机时,必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。

四、镀锌网联合支护

镀锌网的规格,生存室内7120×1250mm,过渡室内6600×1250mm,网固定件采用M12膨胀螺栓,δ10×100×100mm钢板依次固定。

五、超前支护

1、施工顺序

安全检查(敲帮问顶)→抡尺定位→打眼→装药爆破→安全检查(敲帮问顶)→超前支护→锚网支护→喷浆。

2、超前支护规格及安装(附超前支护示意图6)

(1)爆破后,严格执行敲帮问顶制度,检查顶帮围岩情况,找净危岩活矸,确保工作环境安全。

(2)在掘进后安设超前支护,需用直径2寸长度3m的钢管3根,吊环及楔子6套。

其施工方法:

掘进爆破前,在上一循环永久支护的前端打一排楔子眼,以顶板中线为基准点,在巷道中线位置打一个楔子眼,中线两侧各打二个楔子眼,间距1000~1500mm,即楔子眼间距1000~1500mm,每排共5个楔子眼,眼深:

硬岩400mm,软岩600mm,然后距前排向后1.4m处再打一排同前排要求相同的楔子眼,要求前后两楔子眼连线的方向与巷道的掘进方向一致,两排楔子眼中间用2寸钢管穿在吊环内,管子与岩面之间的距离不得超过200mm,钢管上面用钢筋网、板梁背紧顶板,钢筋网与钢筋网之间要扣扣相连,连接要牢固,防止顶板矸石冒落。

(3)在掘进打眼时,应将与超前支护位置相对应的炮眼加深300-400mm,装药前将加深部分封上炮泥,以便爆破后,固定前探梁前端,超前支护最大控顶距为1500mm。

(4)掘进时,若岩石较破碎,掘进爆破前必须打一排超前锚杆,数量5根,方向与巷道掘进的方向成45°,位置在巷道顶部,锚杆间距600mm,放炮后采取上述支护。

 

第四章施工方法与施工工艺

一、施工方法及施工设备配备

1、施工方法

(1)施工前技术科必须提前标定开口位置,标定巷道中腰线,我单位要严格按中腰线施工。

(2)采用钻爆法破岩,人工装矸,矿车运输,风镐切底根,喷浆支护,一次成巷。

(3)爆破后,及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩,达到设计尺寸时,由外向里从上往下,依次打设锚杆。

然后从下往上依次支好模板浇筑,浇筑厚度250mm;锚杆支护、浇注支护到掘进头距离均不大于1.7m。

(4)浇注施工3~6m后,首先按由外向里、由上而下的顺序打设好注浆管注浆。

注浆要注严注实,不漏空隙。

(5)铺网:

注浆工程全部完工后,用镀锌网联合支护。

2、设备配备

3台YT28型气腿式凿岩机打眼,钻眼钻头采用“一字型”钻头,直径42mm,钻杆长度2000mm;2台G10型风镐;1台PC-51型转子式喷浆机;1台FQW8-35/W型风动潜水泵;15辆一吨矿车。

3、爆破器材、爆破材料

采用煤矿许用三级乳化炸药,1—5段毫秒延期电雷管,MFB—50型发爆器。

二、破岩方式

附供电室炮眼布置三视图7,附供电室爆破图表1;附通道炮眼布置三视图8,附通道爆破图表2。

三、装矸与运输

1、装矸方式:

采用人工装矸。

2、矸石、材料运输路线

矸石:

避难硐室掘进工作面→轨道巷上平台→西运输大巷→主井升井→地面。

材料:

地面→主井底→西运输大巷→轨道巷上平台→避难硐室掘进工作面。

附运输系统示意图9。

 

第五章“一通三防”、防尘及通讯

一、通风系统

1、进风路线:

地面→主井底→西运输大巷→轨道巷上平台→风机处。

2、回风路线:

掘进工作面→西下山轨道巷→西下山皮带巷→总回风大巷→回风斜井→地面

3、附通风系统图10。

二、掘进通风参数计算及局扇选择

1、工作面需用风量计算

(1)按巷道内最多人数计算:

Q=4N=4×44=176m3/min。

N-掘进工作面同时工作最多人数(施工人员20人,现场交接班人员40人,检查人员4人,故工作面人员最多人数为44人)。

(2)按瓦斯涌出量计算:

Q=100qk=100×0.12×1.5=18m3/min。

q-掘进工作面瓦斯绝对涌出量(q=0.12m3/min)(由通风科提供);

k-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取值范围1—2,k取1.5。

(3)按爆破装药计算:

Q=25A最大=25×8.95=223.75m3/min。

A最大——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量(Q最大=8.95kg)。

(4)风量选取:

根据以上计算取最大值

Q掘取223.75m3/min=3.72m3/S

2、风速校验

V=Q掘/S=3.72/13.36=0.28m/s

式中S---为掘进巷道断面13.36㎡

风速V=0.28m/s,高于岩巷最低允许风速0.15m/s,低于岩巷最高允许风速4m/s,符合安全规程规定。

取最大风量223.75m3/min。

3、选择风筒,确定有效风量率

选取直径500mm的胶布风筒,采取多反边接头,根据对柔性风筒百米漏风率的要求,掘进巷道长度69m,百米漏风率不大于3%。

则P有效=(100-69×3%)×100%=97.93%

4、计算局扇供风量

Q=Q掘/P有效=223.75/0.98=228.31m3/min

5、局扇工作量计算及选型

根据计算数据选用2台No5.6/2×11对旋式局扇,一台正常使用,一台备用。

风机参数如下表

型号

转数

r/min

电机功率

kw

电机型号

YBF

风量

m3/min

全压

pa

长×宽×高

No5.6/2×11

2900

2×11

YBF160M1

310-220

4250-2140

2090×722×920

三、防止有害气体安全措施:

1、避难硐室掘进爆破时,工作面一次起爆的炸药量不得超过作业规程的规定(8.95kg)。

2、因岩性、巷道断面等因素需增加药量时,必须重新根据一次起爆炸药量计算配风量。

3、风筒出风口距掘进头最大距离不得大于10m;遇断层、煤线、淋水、出水等情况造成瓦斯涌出量增大时,风筒出风口距掘进头最大距离不得大于5m。

4、风筒吊挂高度不得低于1.8m。

5、掘进到40m时必须配压风自救装置一组,压风自救装置应可供5~8个人使用,平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。

每组不少于5个,保证灵敏可靠有风。

6、放炮时,所有作业人员必须撤至距放炮地点直巷100米、拐弯75米以外的安全地点,待炮烟等有害气体吹散后或放炮15分钟后,方可进入工作面。

7、工作面放炮后,通风科必须派人在回风侧100m处对CO浓度进行检查。

如CO浓度达到0.0024%时,必须增加供风量或在超限段的通道口设专人站岗,防止误入发生意外事故。

8、工作面掘进时,只准一个头施工,严禁同时多头施工,严防风量不足造成有害气体超限而发生事故。

四、局扇及瓦斯管理制度和措施

(一)局扇管理

1、每小班必须有专人现场看管,做到交接班,保证正常运转。

2、局扇及启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于10m,全风压供给该处的风量必须大于局扇吸风量的134%,且保证局扇进风口与巷道回风巷口之间风速符合规程规定。

3、采用抗静电、阻燃风筒。

4、局扇必须采用“三专两闭锁”。

5、使用局扇供风时,不得随意停风。

因计划内检修、停电等原因停风时,工作面必须撤出人员,切断电源。

6、恢复通风前,必须检查瓦斯,只有在局扇及其开关附近20m内风流中,瓦斯浓度不超过0.40%时,方可人工开启局扇。

(二)瓦斯管理制度和措施

1、掘进工作面必须合理供风,严禁不合理通风。

局扇采用压入式通风,不得用一台风机向2个作业的掘进工作面供风。

2、瓦斯检查员必须经常检查掘进头后路瓦斯,通风科按照规定安设瓦斯断电仪,掘进头、回风流中瓦斯浓度达到0.70%时报警,0.75%时报警断电。

3、施工地点及回风流中的瓦斯报警断电仪位置必须符合规定,要求其准确、灵敏、安全、有效。

工作面瓦斯探头位于在距掘进头不大于5m处的巷道中间,距巷道顶板不大于300mm,距帮不小于200mm。

4、施工中要求风筒紧跟掘进头,风筒出风口距迎头不超过10m;当巷道瓦斯涌出量大或见煤时,风筒出风口距迎头不超过5m。

5、施工期间,必须采用双风机、双电源,风机自动倒台。

要求风电闭锁,瓦斯电闭锁。

送电时,先送风后送电,严禁风电一齐送。

6、风筒要求吊挂平直,接头严密,如风筒漏风或损坏,必须及时修补或更换。

7、任何人不得擅自停开风机,严禁任何人私自改变探头位置、方向,严禁随意切断风筒。

8、如需停风停电维修,必须有计划,有停风、停电措施。

9、严格执行“一炮三检查”,(“一炮三检查”:

即装药前、放炮前和放炮后检查瓦斯,放炮地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到0.70%时,严禁放炮。

)严禁瓦斯超限作业。

掘进工作面及其它作业地点风流中,电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中,瓦斯浓度达到0.40%,必须停止作业,切断电源,撤出人员,采取措施进行处理。

10、对因瓦斯浓度超规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到0.40%以下时,方可送电。

11、因故停电停风时,必须将人员撤至全风压风流中。

恢复通风前,由瓦斯检查员首先检查瓦斯,停风区中最高瓦斯浓度不超过0.70%,且局扇及开关附近20m范围内瓦斯浓度在0.40%以下时,方可人工启动局扇恢复通风。

当瓦斯超过0.70%,但不超过3%时,由通风科瓦斯检查员按常规排放瓦斯措施就地排放;当瓦斯浓度超过3%时,另行制定专项瓦斯排放措施,报总工审批。

12、临时停工时,不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员进入。

当瓦斯浓度达到3%时,不能立即处理时,必须在24小时内封闭。

13、监测监控

(1)、监测监控分站设在西下山配电点。

工作地点安设两台瓦斯传感器T1和T2,T1设在距掘进头≤5米的位置,瓦斯浓度达到0.70%报警,0.75%断电,T2设在距回风口10~15米的位置,瓦斯浓度达到0.70%报警,0.75%断电。

(2)、附监测监控系统示意图11。

五、防尘、防水、防火

(一)防尘

1、坚持湿式打眼。

2、定期冲洗巷道四周积尘。

3、坚持使用水炮皮。

4、爆破前后喷雾洒水。

5、装岩前后洒水。

设置水幕。

6、施工人员戴防尘用具,如防尘口罩、防尘眼镜等。

(二)防水

1、对资料不清的地质构造,技术部门必须及时组织人员进行超前钻探,待探明前方地质构造情况后,方可向前掘进。

2、发现巷道挂汗、挂红、空气变冷、出现雾气、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起、水叫、炮眼出水等异常情况时,必须立即停止作业,撤出所有受水害威胁的人员到安全地点,并迅速报告矿调度及有关科室领导,采取措施进行处理。

3、施工中,必须严格按照“有掘必探,先探后掘,长探短掘,探放结合”的原则进行施工,确保安全生产。

4、施工地点后路要清理干净,材料码放整齐,经常保持整洁、畅通。

5、施工中,如巷道顶、帮出现淋水、巷道积水时,可掘临时水窝进行排水,做到有水即抽,以防水患。

(三)防火

1、严格执行矿井防火制度,瓦斯检查员和安全检查员要加强通风检查,发现有发火预兆时,要及时向矿调度及关科室和矿领导汇报,以便采取措施进行处理。

2、井下所有易燃物品必须远离电气设备,用过的油棉纱、布头、纸等易燃物,放在盖严的铁桶内或碴车内运到地面,不准乱扔乱放,不用的油必须装到封闭完好的桶内及时运送到地面。

3、加强井下电器设备管理,坚决杜绝失爆现象,完善各种保护装置,保证灵敏可靠,防止因电火花而引起矿井火灾事故。

4、加强放炮管理,炮泥按有关规定封装,防止残爆发火,防止瓦斯燃烧,意外发生放炮着火或瓦斯燃烧时,要立即用水浇灭。

5、工作面必须配备2台干粉灭火气,以便各种火灾灭火急用。

六、通讯

通讯系统:

地面→主井底→西运输大巷→轨道巷上平台→避难硐室掘进工作面(附通讯系统示意图12)。

 

第六章正规循环劳动组织及主要技术经济指标

一、劳动组织(劳动组织见表3)

采用每天“三八”制(一天3班,每班8h)组织生产,每天一个循环,循环进尺1m。

1、掘进班

安全检查→抡尺定位→黄泥标眼→打眼→装药爆破→找顶→临时支护→验收。

2、出矸班

安全检查→出矸→验收。

3、成巷班

安全检查→挂线抡尺→整修断面→冲洗巷帮→拌料喷砼浇筑混凝土。

劳动组织表3

工种

出勤人数/人

延续时间

I

合计

12345678

910111213141516

1718192021222324

打眼工

4

2

6

打眼

领钎工

2

1

3

装渣工

4

8

2

14

验收员

1

1

1

3

推车工

5

7

4

16

支护工

2

2

2

6

班长

1

1

1

3

拌料工

4

4

注浆司机

2

2

工长

1

1

1

3

合计

20

20

20

60

二、循环作业(附作业循环图表4,技术经济指标表5)

为保证正规循环作业的完成,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,工序和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。

第七章动力供应及供水排水系统

一、供电系统

(一)供电负荷统计

中央变电所风机专用线所带负荷:

2×11KW对旋式风机2台。

西下山皮带头所带负荷:

2×11KW对旋式风机2台。

大巷绞车配电点所带负荷5.5KW喷浆机1台。

(二)供电方式、电器及电缆型号的选择

1、电器型号:

KJE5—400/1400开关1台,QBZ—80D开关4台。

2、供电方式:

双回路双电源风电闭锁、瓦斯电闭锁。

3、电缆型号:

动力电缆35mm²,风机电缆25mm²,喷浆机电缆16mm²,信号电缆1.5mm²。

4、附供电系统图13。

二、压风系统

1、压风管路管径,材质说明和使用压风要求:

2、压风管路管径:

2寸。

3、压风管路材质:

钢管。

4、使用压风要求:

压力不小于5MPa。

三、供排水系统(附压风、供水及排水系统示意图14)。

1、供水管径、材质使用要求:

2、供水管径:

2寸。

3、供水管路材质:

钢管。

4、使用要求:

水压不小于4MPa。

 

第八章工程质量及文明生产

一、工程质量标准

(一)生产矿井质量标准化标准

1、按2007年河南省煤炭工业管理局颁发的《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》验收。

2、小班验收员和跟班干部要严格按施工标准进行验收,认真填写原始记录。

(二)检测验收

1、各种材料必须有出厂合格证,重要材料按公司规定进行质量检验。

井下工程:

区队每小班设一名验收员,每小班检查验收。

每月矿安检科进行一次总验收,不合格必须处理、整改。

二、文明生产要求

1、作业规程

内容符合《煤矿安全规程》及上级有关规定,施工及地质条件变化时有补充措施,内容齐全,外观整洁,图文清晰,保存完好,审批、贯彻手续完备,有贯彻和签名记录。

2、综合防尘

1)湿式打眼,使用水炮泥,装岩前后洒水,冲洗巷帮。

2)作业人员佩戴个体防护用品。

3、临时轨道

1)轨距600mm。

2)轨距误差不超过设计10mm,不小于设计5mm,轨道接头间隙不超过5mm,内错差不大于2mm,高低差不大于2mm,水平误差

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