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车场及石门施工措施

第一章概况

第一节概述

巷道名称

本作业规程适用于一采区二片车场及运输石门炮掘队掘进工作面的掘进作业。

巷道用途

一采区二片车场及运输石门为一采区二片回采工作面运料、回风及行人。

巷道设计长度、坡度、及服务年限

一采区二片车场及运输石门总长为158m,车场坡度11‰;石门坡度5‰服务年限2年。

预计开工时间

本掘进工作面自2015年6月15日开工,预计2015年8月25日竣工

重点说明

必须严格按照地测给定的中心施工,不得擅自更改。

 

第二节编写依据

一、编写依据

一采区二片车场及运输石门作业规程编写依据《初步设计》《安全专篇》、《煤炭安全规程》

二、地质说明书

地质说明书为《一采区二片车场及运输石门地质预测报告》

 

第二章地面位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近区域采掘情况

表2-1-1地面相对位置及邻近区域采掘情况表

巷道名称

一采区二片车场及运输石门

巷道岩性

全岩巷道

地面标高(m)

+2910m-+2915m

井下标高(m)

+2642.5m-+2643.5m

巷道掘进方位

开口方位121.12°(真)

巷道掘进坡度

车场坡度11‰;石门坡度5‰

地面的相对位置及建筑物

巷道对应地面及邻近区域均为高山,无工业及民用建筑,荒山无植被。

井下位置及邻近采掘情况

本掘进工作面区段水平范围内,附近没有掘进和采煤工作面,本区域巷道施工对四邻无影响。

附图:

井上下对照图

第二节煤岩层赋存特征

一、煤岩层特征

一采区二片车场及运输石门,围岩为下侏罗统康苏组,主要包括A2-1煤层顶板粉砂质岩层

二、瓦斯、煤尘、自燃性及地温

1、煤尘爆炸性:

具爆炸性。

2、煤层自燃性:

自燃。

3、瓦斯等级:

瓦斯矿井

本区A2-1煤层煤尘根据煤尘爆炸性鉴定显示,具有爆炸性,且根据煤的燃点及自燃趋势等级鉴定显示,各煤层均属自燃发火煤层,井田内露天堆放煤炭的自燃发火期为3—4个月,属自燃的煤层,在瓦斯方面,根据测试结果显示瓦斯等级分级分属瓦斯矿井,煤层最大瓦斯绝对涌出量为0.26m3/min。

附图:

煤层综合柱状图

第三节地质构造

一、地质构造

矿区地层分区属塔里木地层区和田地层小区。

其地理位置处于塔里木盆地西南缘,即塔西南坳陷带的西段,珙长复式背斜南翼中段,呈单斜构造,构造类型较为简单。

地层由北到南,走向近东西向,倾向近北东向,倾角8°~12°,由北到南有逐渐增大的趋势。

根据矿井工作调查,地质修测,深部钻孔(近10个空)控制,发现侏罗纪下统康苏组底界,具有标志性的、河流相沉积的灰白色粗砂岩,与二叠系上统杜瓦组河湖相沉积的褐红色、灰绿色泥岩、粉砂岩为平行不整合接触,非断层接触,未发现断层。

二、影响

从井田全区见煤情况分析认为,主要含煤地层侏罗系下统康苏组地层由西向东变厚;由北向南变薄,含煤性变差,煤层变薄,直至不可采,是由于受沉积相所影响,非断裂影响。

因此,一采区二片车场及运输石门的施工,不受此影响。

因该掘进巷道为穿层巷道,故在掘进过程中顶板较破碎。

第四节水文地质

井田内地下水主要以大气降水补给为主,岩层裂隙相对不发育,地下水运移以复层缓慢相对移动,含水极弱,应属裂隙—孔隙含水层组的简单型水文地质条件,经对设计一采区进行大井法估算,井田平均地下水位计算至+2600m水平南北长2400m,东西宽2000m,预计矿井最小涌水量为174.54m3/d,最大涌水量189.22m3/d,实际施工未见矿井涌水。

 

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

在一采区轨道上山2号点后42.5m处开门,以真方位121.3°,坡度-8.8°,右开帮20m至开帮深度4.7m,后再按真方位127°,坡度-8.8°,断面4.7×3.0m2(荒断面)施工4.2m,再按真方位127°断面4.7×3.0m2(荒断面),坡度+9‰施工25m,再以原方位,左帮回缩0.65m,右帮回缩0.65m至断面3.4×3.0m2(荒断面),坡度+5‰施工19m,再以真方位21°,原断面,原坡度施工22m,再以真方位97°,原断面,原坡度施工72m见A2-1煤层全高,再以原方位,原断面,沿煤层A2-1施工15m与一采区二片运输平巷2号点前25m贯通后停止施工。

一采区二片车场底弯道处在前进方向的左侧开一打点硐室规格2×2×1.5(宽×高×深)

附图:

工程平面图

第二节巷道支护设计

一、巷道断面:

一采区二片车场为矩形断面4.7×3.0m2(荒宽×荒高)S慌=14.1m2S净=11.7m3,一采区二片运输石门为矩形断面3.4×3.0m2(荒宽×荒高)S慌=10.2m2S净=8.32m3。

附图:

巷道断面图

二、支护方式

(一)永久支护

一采区二片车场巷道永久支护方式采用树脂锚杆与钢带支护,锚杆采用等强度螺纹钢锚杆,打设5排锚杆,锚杆排间距850mm×800mm。

一采区二片运输石门巷道永久支护方式采用树脂锚杆与钢带支护,锚杆采用等强度螺纹钢锚杆,打设4排锚杆,锚杆排间距850mm×800mm。

每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固,锚固剂型号MSCK2350。

加强支护使用锚索(长度4.3米),锚索采用ø15.24mm钢绞线,间距4000mm。

每根锚索采用3卷树脂药卷锚固,如遇破碎地带顶板两帮必须打设锚网,锚网规格为1.5m×4.7m(宽×长)。

(二)临时支护

掘进临时支护方式采用3寸钢管配合2寸钢管后部用刹定木刹严的前探支护方式支护。

三、支护材料

预应力锚杆:

ø18mm×2000mm的螺纹树脂锚杆

锚杆铁托盘(长×宽×厚):

115mm×115mm×8mm

钢带(长×宽):

3400mm×250mm\2600mm×250mm

树脂锚固剂:

MSCK2350

每根锚杆使用2卷树脂药卷

锚杆锚固力不低于7t。

钢绞线:

ø15.24mm×4300mm

2寸钢管:

1900mm

3寸钢管:

300mm

刹定木:

300mm×300mm×3000mm

四、支护质量要求

1、打锚杆必须严格按照规程中规定,画好中线,找好锚杆位置画眼,锚杆必须上尺上线,且横成排,纵成行,间、排距误差不得大于±100mm。

严禁超远、超宽。

2、锚杆要求与岩层面或主要裂隙面垂直,锚杆及锚索与顶板或巷道轮廓线夹角不小于75°。

3、锚杆必须带单帽并拧紧,螺纹外露长度为20-30mm,铁托盘紧贴顶板。

五、按悬吊理论计算锚杆参数

1、确定锚杆长度

—锚杆长度;

—锚杆外露长度;取0.02m

—有效长度(取免压高度b)

—伸入基本顶长度

的取法:

取普氏免压拱高(

时,

时,

B—巷道掘进跨度,m

—巷道顶板的普氏岩石坚固性系数

H—巷道掘进高度,m

—两帮岩层的似内摩擦角,(°)

由于本巷道顶板的普氏岩石坚固性系数为3,

所以:

=

=0.78m、

的取法:

—伸入基本顶长度,按锚固粘结力(

)等于锚体屈服(软钢)或拉断承载力(

)而得的公式估算:

=

d—锚杆直径,1.8cm

—杆体材料设计抗拉强度,MPa

—锚杆与砂浆的黏结强度;螺纹钢

≈5.0MPa

为提高支护强度,提高支护质量采用2.0m锚杆;

锚杆悬吊岩体重量:

G=

由:

KG=Q

得:

a—锚杆的间距;

b—锚杆的排距;排距为0.85m

k—安全系数,一般取1.5-1.8,在这里取1.8

—岩体容重,29.4

Q—锚杆设计锚固力

通过以上计算,施工巷道采用直径18mm、长度2000mm的树脂锚杆,间距0.8m,排距为0.85mm能够满足支护要求。

附图:

巷道支护断面图

 

第三节支护工艺

一、锚杆及锚索安装工艺

1.打锚杆眼:

采用MQT-130J风动锚杆机打锚杆眼,爆破完毕后,必须及时进行支护,严禁空顶作业。

(1)、首先要认真进行敲帮问顶,及时用长柄工具找掉危岩,确认安全后方可进行工作。

(2)、打眼前,要根据中腰线检查巷道的规格是否符合设计要求。

不符合要求时,必须及时处理。

(3)、按锚杆间距要求从巷道拱顶中心线开始由上向下逐个施工锚杆。

(4)、锚杆眼使用锚杆机配合组合钻杆打眼,锚杆机钻头直径为28mm;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。

(5)、为保证孔深准确,在起始钻杆上用油漆标出终孔位置。

(6)、打完眼后,要用压风将眼内的残渣、岩粉清理干净。

(7)、支护时,打好一个锚杆孔就必须装好一个孔的药卷,锚固好一根锚杆。

2.安装锚杆

(1)、装树脂药卷前,先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼达到要求。

(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,启动使之旋转,慢慢推进到眼底,搅拌10-15秒,停钻,待30秒后上好托盘,将螺母用气扳机拧紧。

要求铁托盘与煤、岩面紧贴,确保支承效果,避免顶板离层。

(3)、严禁施工窜皮、失效、松动锚杆,锚杆露头必须在2-3厘米之间。

(4)、每班要对松动的锚杆进行紧固,失效的锚杆进行更换或补齐,锚固力不小于7KN。

(5)、顶板来压、临时支护末跟上时、有透水征兆时、眼内有瓦斯涌出及超限时,应立即停止打眼进行处理,并及时上报调度室。

2、锚索安装工艺:

1.打锚索眼。

(1)、敲帮问顶,检查施工地点围岩和支护情况。

(2)、根据锚孔设计位置要求,确定眼位,并做出标志。

(3)、检查和准备好锚杆钻机、钻具、电缆及风水管路。

(4)、必须采取湿式打眼。

(5)、竖起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内,观察围岩,定好眼位,使锚杆机和钻杆处于正确位置。

钻机开眼时,要扶稳钻机,先升气腿,使钻头顶住岩面,确保开眼位置正确。

(6)、开钻。

操作者站立在操作臂长度以外,分腿站立保持平衡。

先开水,后开风。

开始钻眼时,用低转速,随着钻孔深度的增大,调整到合适转速,直到初始锚孔钻进到位。

.在软岩条件下,锚杆机用高转速钻进,要调整支腿推力,加大水量防止糊眼

在硬岩条件下,锚杆机用低转速钻进,要缓慢增加支腿推力。

(7)、退钻机,接钻杆,完成最终钻孔。

(8)、锚索眼必须与巷道面垂直,眼深和问排距偏差应符合作业规程的规定标准。

(9)、锚索打眼完后,先关水,再停风。

组装锚索,用钢刷除去钢绞线表面浮锈,锚索不注浆时在自由段涂防锈油脂。

3、安装、锚固锚索。

(1)、检查锚索眼及注浆孔质量,不合格的及时处理。

(2)、把锚索末端套上专用驱动头、拧上导向管并卡牢。

(3)、将树脂药卷用钢铰线送入锚索孔底。

(4)、用锚杆打眼机进行搅拌,将专用驱动头尾部插入锚杆机上,一人扶住机头,一人操作锚杆机;边推进边搅拌,前半程用慢速后半程用快速,旋转约40s。

(5)、停止搅拌,但继续保持锚杆机的推力约lmin后,缩下锚杆机。

4、树脂锚固剂凝固lh后进行张拉和顶紧上托盘工作。

(1)、卸下专用驱动头和导向管,装上托盘、锚具,并将其托至紧贴顶板的位置,把张拉油缸套在锚索上,使张拉油缸和锚索同轴,挂好安全链,人员撤开,张拉油缸前不得有人。

(2)、开泵进行张拉并注意观察压力表读数,分级张拉,分级方式为30kN、60kN、90kN、130kN。

达到设计预紧力或油缸行程结束时,迅速换向回程。

(3)、卸下张拉油缸,用液压剪截下锚索过长的外露部分,并套上防护套。

 

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

采用气腿凿岩机钻眼、光面爆破法施工。

二、支护方式

永久支护为树脂锚杆(锚索)支护,工作面临时支护采用前探支护,支护紧跟工作面。

三、施工顺序及方向

一采区二片车场施工完成后施工一采区二片运输石门与一采区二片运输巷贯通

四、施工定向

地测科按规定及时准确延放中线腰线或安设激光指向仪,施工队严格按中腰线施工。

五、转载运输

装载运输采用耙斗机装岩,矿车运输

四、施工工艺流程

交接班准备→安全隐患排查及安全隐患处理→打炮眼→放炮(执行放炮规定)→敲帮问顶→临时支护→出货→永久支护→出矸。

(喷浆→清理回弹料→文明生产施工,距掘进工作面后100m处与掘进工艺平行作业)

第二节凿岩方式

一、打眼机具

使用7655型风动凿岩机配合Φ22mm六棱中空碳素钢钎、Φ40mm“+”字形钻头施工炮眼,7655气腿式气动凿岩机,1台工作、1台备用,压风,水源来自地面。

二、降尘方法

1、采用湿式打眼,以降低打眼时岩石粉尘在空气中的浓度。

采用湿式打眼还必须做好净化水源、保证风压与供水量等到工作。

2、爆破采用炮泥封堵炮眼。

3、放炮后恢复作业前,应从工作面风筒末端出口以外1m处开始逐渐向工作面方向冲洗岩帮,从拱顶到墙基全面冲洗,不留空白区。

冲洗水质要清洁,水压不宜过低。

4、为避免装岩时粉尘飞扬,就在装岩时应向岩堆上洒水使其湿润。

如果岩堆过厚一次洒水不能湿透,可以在装岩时边装边洒,直到岩石全部湿润为止。

5、在回风流处设置一道防尘水幕,喷浆及放炮前防尘水幕必须处于开启状态。

6、个人防护的主要措施是工作人员配带防尘口罩,在凿岩、喷混凝土等作业时还要配带防噪声的耳塞及防护眼镜等。

第三节爆破作业

掏槽方式为楔形掏槽,光爆眼眼底与巷道轮廓线距离为100mm。

一、爆破器材

炸药使用安全等级为二级的煤矿许用乳化炸药,药卷规格φ35×200mm,单卷药卷重250g。

雷管为煤矿许用毫秒延期电雷管,段号为1段(灰红)、2段(灰黄)、3段(灰蓝)、4段(灰白)、5段(绿);最后一段延期时间不得超过130毫秒,且必须是同一厂家生产的同一品种,不得掺混使用。

采用YJQL2000型发爆器起爆。

二、装药结构

炮眼采用正向连续柱状装药,装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底,不得装错雷管段号,不得弄断雷管脚线。

三、起爆方式

爆破网络采用串联分次起爆,起爆顺序为:

掏槽眼—辅助眼—周边眼—光爆眼—水沟眼。

四、开挖质量保证措施

1.严格按爆破方案进行钻孔、装药、连线。

2.钻孔质量应符合下列要求:

①.钻孔孔位依据测量放出的中心线,腰线及开挖轮廓线确定。

钻孔必须严格遵守“准、直、平、齐”要求进行施工。

②.周边眼距离控制在400mm内,并在断面轮廓线内100mm开孔,沿轮廓线调整的范围和掏槽孔的孔位偏差不大于100mm,其它炮孔孔位偏差不大于150mm。

③.要求作业人员用红油漆点眼位,炮孔的孔底应落在爆眼布置图规定的平面上。

④.炮孔经检查合格后,方可装药爆破。

3.炮孔的装药、堵塞和引爆线路的联结,必须由放炮员负责严格按爆破图的规定和要求进行作业。

4.每次爆破后,对岩石爆破的效果进行现场实地调查并做出评价,并对爆破参数进行适当调整。

5.光面爆破效果应达到下列要求:

①.残留炮孔痕迹在开挖轮廓面上均匀分布。

②.炮孔痕迹保存率不低于50%。

6.巷道开挖质量自检

开挖完根据测量放的中腰线,班组和队必须每小班进行自检。

巷道不够宽和不够高的地方,必须立即进行欠挖处理。

巷道每30m一个断面,设点检查。

见爆破说明书及炮眼布置图连线示意图

第四节装载与运输

一、装载运输机具

P60B型耙装机一台。

二、装运要求

1.工作面固定尾轮的固定楔,略向下倾斜3--10°,眼孔深度400--500mm,固定铁楔长500--600mm。

打完楔眼后,先将绳套插入孔内,再用大锤将铁楔打紧牢固。

2.每掘30m移一次耙装机,移机后,耙装机距工作面最小距离不小于10m,耙装机距工作面最大距离不超过35m。

3.耙装机的固定,耙斗机必须有四个道夹子,两个铁支腿和护栏绳(不少于2道),耙斗机还必须有两道保险绳,保险绳采用ø18.5mm新油丝绳,且分别固定在两帮的地锚上,地锚深1.6米,地锚为ø18mm锚杆制成。

4.耙装机两侧及卸载槽要加全封闭的护拦,防止耙斗出槽,并设置2道防护绳(采用锚索用钢绞线)。

第五节管线布置及轨道铺设

1、风水管路铺设要求

在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等,必须按照断面图设计吊挂整齐。

电缆钩每3m一个,电缆垂度不超过100mm。

风水管要接口严实,不得出现漏风、漏水现象。

风水管距工作面20m范围内用25高压胶管,20m外使用2寸铁管,并随工作面前进及时延长,以保证工作面用风、用水。

2、铺轨要求:

(1)直线段轨距为600mm,高低和左右错差不大于2mm,接头间隙不大于5mm,轨道的中心线与设计值相差不得超过±50mm。

(2)轨道的铺设要求要严格按腰线铺设,有起伏地段必须要达到该巷竖曲线要求。

(3)轨面和轨道接头必须平整,其高低及内侧偏差不应超过2mm,螺栓,螺母和道夹板必须齐全,在直线上两侧钢轨接头应对齐。

(4)钢轨接头间隙,在直线部分不应超过5mm,曲线部分不超过8mm。

(5)曲线铺轨时,轨枕应与曲线半径一致,两侧钢轨的接头必须错开,其错开长度为钢轨长度的1/3-1/4。

(6)曲线处钢轨加工后,应符合曲线弯度。

(7)轨道采用24kg/m规格的铁道,采用与之相配套的轨枕,轨枕间距800mm,扣件必须齐全,牢固并与轨型相符。

3、道碴和轨枕要求:

(1)道轨铺好后,道心要填平,砸实。

(2)轨枕为混凝土枕,规格(长×宽×厚)1.2mx0.2mx0.2m,枕木间距为800mm,其偏差不准超过要求的100mm,轨道中心线与道木的中心线要一致,道木要垂直轨道中心线.

(3)道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母,并且紧固牢实,不得松动。

(4)道心禁止真煤块,木材等。

 

第六节设备与工具配备配备

序号

设备仪器名称

型号

单位

数量

1

局部通风机

FBDNo5.6/2*11

2

2

绞车

DJ-2.5(40KW)

1

3

耙斗装岩机

P60B

1

4

水泵

4KW

2

5

喷浆机

PZ-5A

1

6

凿岩机

7655

2

7

锚索机

MQT-120J

2

8

真空馈电开关

KBZ-400

1

9

综保

ZBZ-4K

1

10

真空电磁启动器

QBZ-80

2

11

瓦斯监控系统

KJ111R型

1

12

10

13

10

14

大锤

1

第五章生产系统

第一节通风系统

一、通风方式及供风距离

施工过程中采用局部通风机压入式通风方式,局部通风机安设在轨道上山2号点后94m处,最大供风距离为约300m。

二、风量计算

独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算取其中最大值。

1、按瓦斯涌出量计算需要风量:

Q=100q掘k=100×0.26×1.5=39m3/min

 式中:

Q:

掘进工作面实际需要的风量m3/min

    q掘:

掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,该数值取0.26m3/min

    k:

掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数(取1.5 )

2、按掘进工作面同时作业人数计算实际需要风量:

 Q=4N=4×8=32

式中:

Q:

掘进工作面实际需要风量m3/min

   N:

掘进工作面同时工作的最多人数

3、按炸药量计算:

Q=25A=25×6=150m3/min

式中:

Q:

掘进工作面实际需要风量m3/min

A:

一次起爆的最大炸药量

 

三.风量验算

1.按掘进工作面最低与最高风量验算

根据《煤矿安全规程》规定,岩巷工作面最低风速为0.15m/s,最高风速为4.0m/s的要求进行验算。

即掘进工作面风量应满足:

0.15×60×Sc≤Q≤4×60×Sc

126.9≤Q≤3384

式中Sc——掘进工作面的最大断面积,14.1㎡。

2.按掘进工作面温度和炸药量验算

炸药量/kg

<5

5-20

>20

温度

16以下

16-22

23-26

16以下

16-22

23-26

16以下

16-22

23-26

需要风量/(m3/min)

40

50

60

50

60

80

60

80

100

确定工作面供风风量:

由于按风速校验最小风量为126.9m3/min,最大用风量为3384m3/min小于工作面实际需要风量150m3/min,风机供风风量选择150m3/min。

四、局部通风机选型及安装地点

1、风机选型及确定需要的配风量:

、按工作面所需风量计算局部通风机所需吸入风量

Q吸=Qmin/φ=150m3/min/0.84=178.6m3/min

式中:

Q吸:

局部风机需要吸入最小风量

Qmin:

掘进工作面所需最小风量

φ:

风筒有效风量率,(取84%)

依据实际生产需要,故选用FBDNo5.6/2*11型局部通风机,柔性Φ600mm阻燃风筒。

柔性风筒有效风量率及漏风率表

风筒长度m

50

100

150

200

250

300

400

500

600

700

800

900

1000

有效风量率%

96

93

90

88

86

84

80

77

74

72

70

67

64

漏风率%

4

7

10

12

14

16

20

23

26

28

30

33

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、掘进全风压所需配风量

 Q实=Q吸+60VS=200m3/min+60×0.25m3/min×10m3=350m3/min

式中:

Q实:

掘进工作面全风压需要的风量m3/min

   Q吸:

掘进工作面局部通风机额定吸风量200m3/min

   S:

掘进风机至回风巷最大断面10m2

   V:

掘进风机至回风巷最小风速0.25m/S

经计算掘进全风压配风量取350m3/min,掘进风机外备用风量为150m3/min

局部通风机所取吸风量表

局部通风机功率

所取吸风量

2×11kw

200-320m3/min

经掘进吸入风量取200m3/min。

    通过风量计算该掘进风机选型为FBDNo5.6/2*11风机,掘进工作面的全风压配风量取350m3/min,此处全风压风量满足局部通风机吸风量,且可以保证局部通风机吸风口至掘进回风道之间的最低风速。

故该面选FBDNo5.6/2*11型号局扇符合配风要求。

2、局部通风机的安装地点

局部通风机安设在轨道上山A号点处。

第二节压风系统

一、供压风(压风自救)路线:

地面压·ç»ú·¿→副斜井→+2600m井底车场→一采区轨道上山→工作面

二、供水(供水施救)路线:

地面静压水池→副斜井→+2600m井底车场→一采区轨道上山→工作面

在距工作面迎头100m处、放炮警戒地点安设一组压风、供水三通阀门装置。

第三节防尘系统

防尘水源来自地面静压水池——副斜井——+2600m井底车场——工作面,分别用2寸钢管和Φ10胶管接入工作面。

一、移动放炮喷雾安设在距工作面点50m的回风流中,喷雾时能封闭巷道全断面。

二、防尘水幕在距回风流30m安设一组,喷嘴均朝向迎头,喷雾时能封闭巷道全断面。

三、工作面必须采用湿式打眼。

四、耙斗机机附近设喷雾洒水装置,装煤(岩)要进行喷雾洒水。

五、定期冲洗巷道止粉

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