主辅运大巷延伸段作业标准规范.docx
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主辅运大巷延伸段作业标准规范
主辅运大巷延伸及主辅联巷作业规程
第一章工程简况
第一节工程名称、掘进目的及用途
本工程为主运大巷、辅运大巷及主辅联巷等。
巷道掘进完成后为大巷运输做准备。
I
第二节编写依据
本规程是依据《煤矿安全监察条例》、《煤矿安全规程》、巷道设计说明等编制,并严格遵守《煤矿安全技术操作规程》《生产矿井质量规范化规范》和伊泰集团公司有关文件的相关规定。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
水平名称
1120水平
采区名称
巷道标高(m)
井下标高(m)
1120
地面的相对
位置及建筑物
地面相对位于鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内,距伊金霍洛旗纳林陶亥镇弓家塔约2KM,地表为丘陵荒坡,无建筑物和民宅及水源。
井下位置及
掘进对地面
设施的影响
井下位于回风大巷北面,工作面东为矿井边界保安煤柱、西为原主辅运大巷、西为矿井边界保安煤柱,在掘进施工过程中对地表产生影响显现不大。
邻近采区
开采情况
2608工作面准备掘进顺槽。
第二节煤(岩)层赋存特征及地质构造
一、煤(岩)层特征及围岩情况
工作面布置于6#煤层中,6#煤为不粘煤,呈黑色,条痕褐黑色,弱沥青~沥青光泽,内生裂隙较为发育,并具水平、垂直两组节理,其中垂直节理较为发育。
节理中常充填方解石、黄铁矿薄膜。
参差状断口,条带状结构,层状构造,
井田内共有五个煤层,即3#、4#、5#、6#、6#下号煤层,其中6#煤层为可采层,其余为不可采煤层。
该工程巷道均布置在6#煤层中,6#煤层厚度0.68~3.20m,平均厚度为1.99m;一般不含夹矸或含一层夹矸,为结构简单煤层。
6#煤层顶板为细砂岩、砂质泥岩,底板以细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩为主。
(煤层柱状图附图一)
二、煤层瓦斯、煤尘
据勃牛川普查区生产小窑及本矿调查证实认为本区瓦斯含量很低,属于低瓦斯矿井。
根据富华煤矿瓦斯鉴定结果报告,矿井总回风巷测定瓦斯总量为0.63m3/min,工作面回风巷测定瓦斯总量为0.48m3/min;总回风巷日瓦斯涌出量为907.2m3/d,相对涌出量为3.024m3/t。
工作面回风巷日瓦斯涌出量为691.2m3/d,工作面回风巷相对涌出量为2.304m3/t。
矿井总回风巷测定二氧化碳总量为0.96m3/min,工作面回风巷测定二氧化碳总量为0.90m3/min;
根据本矿煤尘鉴定结果,各煤层火焰长度均大于400mm,抑制煤尘爆炸最低粉尘量70%,煤层挥发分均在30%以上,自燃发火期为3-6个月,煤尘爆炸指数在37-42%之间,属爆炸危险性煤层。
根据富华煤矿煤的自燃鉴定结果,本区煤层属于易自燃煤层
据邻区勃牛川普查区钻孔简易地测量结果,本区属正常地温区。
第三节地质构造
本矿井总体构造形态为—向西南倾斜的单斜构造,煤层倾角1~30。
煤层断层及褶皱均不发育,具有宽缓的波状起伏,无岩浆活动,属于构造简单地区。
顶、底板岩性特征表
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
细砂岩
20.15
灰白色,以石英,长石为主,少量暗色矿物,细粒结构、块状结构,较坚硬
伪顶
砂质泥岩
0.9~1.1
深灰色,层状结构,块状结构,参差状断口主要以泥质胶结为主,少量粉砂质。
6#煤
煤层
0.68-3.20
似层状结构,块状结构,暗淡光泽,主要成分以暗煤为主,断口平坦状,性脆,硬度小,为暗淡型煤
直接底
砂质泥岩
5
灰色,层状结构,块状结构,参差状断口主要以泥质胶结为主,少量粉砂质。
第四节水文地质
本区域内含水层含水量较小,含水层的岩性以灰白色中、细沙岩为主,多为泥质胶结,质较密,裂隙不发育,含水层富含水性弱,6#煤层岩性主要为砂质泥岩,隔水性能好,较稳定,该段底层在浅部含有少量孔隙、裂隙潜水,巷道内正常涌水不会对生产造成大的威胁。
第三章施工技术参数
第一节施工方法
1、主辅大巷延伸段及主辅联巷掘进尺寸:
序号
巷道名称
设计长度
宽
高
备注
1
主运大巷
170
4
2.5
2
辅运大巷
30
4
2.7
3
主辅联巷
14
6
2.5
2、采用全断面一次成巷方法沿6#煤层顶板掘进,掘进与支护顺序作业。
3、先进行辅运大巷掘进,到位后施工主辅联巷,再施工主运大巷与原主运大巷贯通,等贯通后退回继续延伸主运大巷。
(详见巷道布置平面图2)
第二节凿岩方式
一、器具及爆破器材
炮眼采用煤电钻打眼,麻花钢钻杆,煤钻头。
序号
机械、钻具名称
型号
数量
动力
配套方式
备注
1
液压锚杆机
MQT-85
1
液压
2
煤电钻
MZ-1.2
1
1.2KW
二、炮眼布置及爆破说明书(见图),掏槽采用楔形掏槽,爆破效率95%,循环进尺1.9m。
第三节爆破作业
一、爆破
爆破采用矿用2#硝铵炸药,1-5段毫秒延期雷管,MFD150型矿用发爆器起爆。
附:
炮眼布置三视图3
第四节装载运输
一、运煤系统:
工作面煤矸由装载机直接排到主运皮带,由主运皮带通过溜子拉到地面煤场。
二、运料系统:
地面→辅运大巷→工作面。
附:
运输系统示意图
第五节管线布置
巷内风筒吊挂在右帮第一排锚杆上,电缆吊在左帮第一排锚杆上。
风筒、电缆均3m一个吊挂点。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备表(表4-6-1)
序号
名称
型号
单位
数量
1
液压锚杆机
MYT-155/330型
台
1
2
煤电钻
NZ-1.2
台
2
3
局扇
JBT-62
台
2
4
煤电钻综保
ZBM-4.0
台
1
5
镐
把
1
6
锹
把
2
7
锤
把
1
第四章支护工艺
第一节巷道支护设计及参数
据《煤矿矿井设计手册》可按加固拱拱原理和悬吊理论计算锚杆参数
1)按加固拱原理计算锚杆参数
锚杆长度:
L=N(1.1+W/10)
式中W—巷道跨度(取最大巷道跨度6m)
N—围岩影响系数规定如下:
Ⅱ类(稳定性较好)围岩,N=0.9
Ⅲ类(中等稳定性)围岩,N=1.0
Ⅳ类(稳定性较差)围岩,N=1.1
Ⅴ类(不稳定)围岩,N=1.2
据普氏系数分类主辅运大巷顶板为Ⅱ类围岩,N=0.9
锚杆长度:
L=N(1.1+W/10)=0.9(1.1+6/10)=1.53M
2)按悬吊理论计算锚杆参数
锚杆总长度:
L=KH+L1+L2
式中K—安全系数一般取2
H—软弱岩层厚度,取0.6
L1—锚杆锚入坚固稳定岩层的深度一般取0.4
L2—锚杆外露长度取0.05
据6#煤顶板的特点,H=0.5
则锚杆长度L=2×0.6+0.4+0.05=1.65
锚杆长度L=取1.8
每根锚杆负担的岩石重量加上对锚杆施加的预应力应小于等于锚杆锚固力或杆体拉断力中的较小值,即Q=KHD2Y+(0.5~0.8)KHD2Y,则锚杆间距:
式中Q—锚杆锚固力或杆体拉断力中较小值,取8吨
K—安全系数一般取2
Y—软弱岩层平均容重,吨/m3,。
砂质泥岩取1.8
H—软弱岩层厚度,取0.6
综合以上两种理论计算以及富华矿6#煤巷道现场支护经验,选择锚杆长度L=1.8M的A3钢锚杆,锚杆间排距最大值取1M。
第二节具体支护方式
序号
巷道名称
锚杆间排距
锚索间排距
顶网
备注
1
主运大巷
0.9*1m
2
辅运大巷
0.9*1m
3
主辅联巷
0.9*1m
3*4m
钢筋网
第三节支护材料
序号
材料名称
规格型号
材质
备注
1
锚杆
Φ16*1800mm
A3钢
每根锚杆配一根锚固剂
每根锚索配三根锚固剂
2
锚固剂
CK2350
树脂
3
锚杆托板
100*100*8mm
钢板
4
锚索
Φ15.24*6000mm
钢绞线
5
锚索托板
300*300*12mm
钢板
第四节打眼
1、打眼前,首先按照中线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理;
2、打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后、方可开始工作,锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15度;
3、锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深度1.75m,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净;打眼的顺序,应由外向里的顺序依次进行。
4、运送煤电钻时,必须手提或肩扛,煤电钻电缆挂在帮上,使用煤电钻前先试正反电,并检查煤电钻开关是否灵活。
第五节安装锚杆
1、吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人;
2、把树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,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机卡住螺帽;
3、开动锚杆机,使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,方可撤去锚杆机,搅拌20秒左右,卸下螺帽,上好托盘,拧上螺帽;
4、10分钟后,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不小
于120N·M。
5、打锚杆要由外向里,由两侧到中间,打一根注一根,严禁空顶作业和集中打眼,集中注锚杆。
第六节铺网
1、主辅联巷采用Φ6*1200*3800mm的钢筋网铺设。
2、铺网必须密贴巷道顶帮,顶网长边垂直巷道中线铺设。
3、相邻网必须搭接100㎜,每隔200㎜用双股12#铅丝连接一道,拧紧不少于3圈。
4、铺挂网时,网要涨紧、平整,及时上好托板和螺丝。
(附:
主辅运大巷断面剖面支护图2A)
(附:
主辅联巷断面剖面支护图2B)
第五章运煤系统
工作面→主运大巷皮带→天桥溜子→地面
第六章生产系统
第一节通风系统
施工过程中,巷道采用局部通风机压入式通风。
(附:
通风系统图4AB)
一、掘进工作面风量计算:
我矿属于低瓦斯矿井,风量计算以工作面最多人数、二氧化碳涌出量、瓦斯涌出量、工作面气温、风速验算五个方面作为依据。
1、按掘进工作面同时工作的最多人数计算
Q=4×N;m3/min
式中:
Q—掘进工作面实际需要风量,m3/min
4—每人每分钟供风不低于4m3
N—掘进工作面同时工作的最多人数,取25人
则:
Q=4×N=4×25=100(m3/min)
2、按CO2涌出量计算
Q=200×q掘×K
式中:
q—CO2绝对涌出量,取0.15m3/min
K—CO2涌出不均衡系数。
此处取2.0
则:
Q=200×q×K=200×0.15×2=60m3/min
3、按瓦斯涌出量计算
Q=100×q掘×K
式中:
Q—掘进工作面实际需要风量,m3/min
100—单位瓦斯涌出量,以运输流瓦斯浓度不超过1%的换算值。
q掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min(取0.48)
K—掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数,此处取2.0
则:
Q=100×q掘×K=100×0.48×2=96m3/min
4、按工作面气温条件计算
Q=60×V×S×Kt
式中:
Q—掘进工作面实际需要的风量,m3/min
V—掘进工作面的风速,取0.25m/s
S—掘进巷道断面,取(主运大巷巷道断面面积)10m2
Kt—掘进工作面温度调整系数,取1.0。
则:
Q=60×0.25×10×1.0=150m3/min
5、按风速验算
Q1=V1Sd(最低风速验算)Q2=V2Sd(最高风速验算)
式中:
V1—允许最低风速,0.25m/s
V2允许最高风速,4.0m/s
S—巷道断面积,10m2
则:
Q1=V1Sd=0.25×10×60=150m3/min
Q2=V2Sd=4.0×10×60=2400m3/min
通过上述计算,掘进工作面最大需要风量为150m3/min。
6、掘进工作面最终所需风量
工作面的最终所需风量取最大值,并根据风筒百M漏风率进行折算,
即:
Q=Qmax+P百×L/100,
式中:
Q—掘进工作面最终所需风量,m3/min
Qmax—掘进工作面所需风量计算的最大值,150m3/min。
P百——风筒百M漏风率,取值为2
L—掘进工作面最大通风距离m
则:
Q=150+2×180/100=153.6m3/min
7、局部通风机及风筒选型
通过工作面风量及风压计算,根据风机的技术特征选FBD№-6.3(2×11)KW局扇一台,配套Ф600mm胶质阻燃风筒,可以满足工作面需要风量。
二、局部通风机安装地点及要求
1、局部通风机安装在辅运大巷中且顶板完好无淋水段。
2、局部通风机安装在距离辅运大巷延伸段开口处20-30M范围内。
3、局扇要放置在牢固的地点,离地高度不得小于0.5m
三、通风系统
1、进风
新鲜风流:
地面→辅助运输巷→局部通风机→工作面
2、回风
(1)主运大巷
污风风流:
工作面→主辅联巷→2601回顺(辅回)联巷→回风大巷→地面
(2)辅运大巷
污风风流:
工作面→2601回顺(辅回)联巷→回风大巷→地面
四、通风经管
1、本工程工作面通风采用FBD№-6.3(2×11)KW轴流式风机配合Φ600mm风筒压入式通风。
2、风机安装在辅运大巷内,距回风口大于10m的位置上。
一台局部通风机只准向一个工作面供风。
出风口距迎头的距离不得超过5m。
3、局部通风机入井前,必须经检查验收,合格后方可入井。
4、局部通风机必须指定专人负责经管,配有专职瓦检员时由瓦检员负责经管。
5、局部通风机实行挂牌经管,应有风机经管牌板和瓦斯检查牌板,并要写明供风地点、局部通风机功率、风筒长度、负责人姓名、风机入风量、有效风率以及检查时间。
6、任何人不得随意停风机,如遇突然停风时,人员要及时撤至有新鲜风流的地方,并设置栅栏和警示标志。
五、瓦斯、煤尘、防灭火
1、瓦斯经管
(1)工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作撤出人员,切断电源进行处理,回风流中瓦斯浓度打到1.0%时,必须停止工作,撤出人员,报总工程师处理。
(2)因瓦斯浓度超限而切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时,方可恢复送电。
(3)临时停电,不的停风,否则必须切断电源,设置栅栏,悬挂警告牌,严禁所有人员入内,并向矿调度室汇报。
(4)局部通风机停转或风筒漏风严重,等原因造成工作面风量不足,都必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理,严禁在无风或无风作业。
(5)瓦检员每班对作业场所进行不小于两次检查,并做好原始记录,填好瓦斯排牌板,无空班漏检,无弄虚作假,发现瓦斯浓度超限,有权并必须命令停止一切工作,撤出人员,切断电源,向队长汇报,进行处理,瓦检员必须现场交接班。
(6)井下电焊,气割要制定特殊安全措施,由矿长审批,贯彻落实后方可进行,瓦检员必须对作业进行检查。
(7)局部通风机与工作面进行风电闭锁,停风停电。
(8)如要串联通风时,必须在风机吸风口外设两道水幕,净化风流,同时加大瓦检力度,风机进风口风流中瓦斯浓度达到0.5%时严禁开风机。
2、综合防尘
(1)巷道每隔50m设一个洒水阀门。
(2)进入工作面和回风侧工作的所有人员必须配戴防尘口罩。
3、防灭火
防灭火系统及器材由专人负责检查维修,保证其完好并能随时投入使用。
第二节供电系统
一、供电系统图
供电系统图(见附图6)
二、机电设备
设备参数表
序号
设备名称
型号
数量
功率/kw
电压
额定电流/A
启动电流/A
1
装载机
1
2
对旋式风机
FBDY№-6.3
1
11
660V
11
66
3
煤电钻
MZ-1.2
1.2
127V
设备整定值一览表
序号
控制设备名称
功率
过流整定值
短路整定值
1
对旋式风机
11
22
2730
2
煤电钻
1.2
三、设备电缆规格
1、局部通风机:
MYP3*25+1*16
风电、瓦电闭锁线:
4㎜2
2、巷道内电缆布置:
用电缆钩掉挂,电缆钩间距为3M,高度为1.8M,电缆钩固定时要拉水平线,用煤电钻打眼,用木锨钉挂,保证电缆悬挂平直垂直一致,遵循“高压在上,低压在下”的原则,电缆不得扭接交叉。
3、电缆的连接全部采用接线盒连接,接线必须完好。
电缆接线盒必须用锚栓固定,高度应高于电缆钩且不影响悬挂其他电缆为宜。
第三节供、排水系统
一、供水系统
供水管使用2寸钢管吊挂,距巷道顶板1000mm开始打一短锚杆,吊挂水管至顶板1800mm。
在2寸管上每隔100M加消防三通一个,
二、排水系统
由水文地质资料及原掘巷道情况得知井下有少量涌水,只有在底板和两帮有少量渗水,因此工作面排水系统简单,工作面有水时,在巷道低洼处(现场确定)打设临时水仓{规格宽*高*长=3*2.5(下挖1.2m)*2m},采用φ3寸钢管作为排水管,吊挂在掘进方向的右侧,距巷道底板1000mm,设5.5KW排水泵直接排水,经排水管路排到中央水仓。
排水线路:
工作面积水→临时水仓→顺槽3寸排水管→中央水仓→主水泵→地面。
第四节“一通三防”及安全监测监控
1、加强通风系统经管,确保工作区域空气质量满足要求,正常情况下氧气浓度不得低于20%,二氧化碳浓度不得超过0.5%,其它气体符合《煤矿安全规程》规定。
2、加强防尘设施经管,使用好各种防尘、降尘设施,不得拆除损坏、要保障防尘用水的水量和水压符合要求。
3、在局部通风机的进风侧,设置甲烷传感器对局部通风机的开停情况进行监控。
4、工作面设甲烷传感器、一氧化碳传感报警仪设置在距掘进掌子面5M范围内。
5、工作面进回风流要安装一氧化碳、甲烷传感器。
6、甲烷传感器的报警浓度为≥1.0%CH4,断电浓度为≥1.5%CH4,复电浓度<1.0%CH4。
7、要保证各种监测监控仪器随着工作面的掘进按规定前移。
8、安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接,严禁与调度电话电缆或动力电缆等公用。
9、安全监控设备必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁的全部功能:
当主机或系统电缆发生故障时,系统必须保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能;与电网停电后,系统必须保证正常工作时间不小于2h。
10、安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少1次。
甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备,每7天必须使用校准气样和空气样调校1次,每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
11、安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须有安全措施。
第五节劳动组织及主要经济指标
一、劳动组织
1、本工作面采用“三八”制作业。
2、劳动组织表
序号
工种
小班/人
圆班人数/人
1
跟班队长
1
3
2
班长
1
3
3
打眼工
2
6
4
支护工
2
6
5
放炮工
1
3
6
装载机司机
1
3
7
合计
8
24
二、作业循环
1、作业方式:
实行“三八”制作业方式,三个班生产,检修在当班检修。
2、循环方式:
循环进度:
1.9M日循环个数:
3
出勤率:
90%月进度:
171M
3、掘进工效:
P=月进度/(人数×30天)×出勤率(90%)
=171/(24×30)
=0.24(m/工)
4、为保证正规循环作业的完成,工作面作业根据劳动组织的人员配备,合理安排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。
三、主要技术经济指标
序号
内容
单位
指标
备注
1
煤层编号
6
2
巷道长度
m
170
3
掘进高度
m
2.5(2.7)
4
掘进宽度
m
4(6)
5
掘进断面
㎡
10(16.2)
6
煤硬度
f
≤4
7
煤层厚度
m
2.7
平均
8
煤的容重
T/m³
1.28
9
循环进度
m
1.9
10
日循环进度
个
3
运输顺槽
11
日进尺
m
5.7
12
月进尺
m
171
13
在册人数
名
24
14
出勤率
%
90
15
掘进工效
m/工
0.24
16
锚杆消耗
套/%m
5
17
钢筋网
片/m
1
18
锚索消耗
套/m
0.7
第七章安全技术措施
第一节一通三防
一、局部通风机安全经管技术措施
掘进工作面供风量必须充足,满足稀释CH4、CO等气体和《煤矿安全规程》最低风速要求不低于0.25m/s,因掘进距离等因素引起阻力增大导致工作面风速达不要求或不能稀释气体时,必须采取更换大功率风机或相应配套大直径风筒或其它措施提高工作面风量。
局部通风机必须实行挂牌经管。
掘进工作面必须采用独立通风,无论工作或交接班都不准随意停风。
严格工作面供电经管,对有计划的停电停风要严格执行审批手续。
停电停风前必须撤出人员,并设置栅栏设专人看管。
恢复局部通风机运转前必须先检查瓦斯,局部通风机和开关地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%,方可人工给局部通风机送电。
要杜绝局部通风机无计划停电停风,如出现无计划停电停风,必须立即撤出人员,查明原因,当班进行处理。
造成无计划停电停风,要进行追查处理。
二、综合防尘的安全经管技术措施
必须建立防尘洒水系统。
防尘管路要安设平直、吊挂牢固,不拐死弯,接头严密不漏水,并有专门的维修人员。
管路安设距工作面不得大于50m,任何洒水管路不得兼作排水管、压风管。
采掘爆破作业时必须湿式打眼,使用水炮泥,炮掘作业时要在距工作面50m范围内安装使用放炮自动喷雾装置,爆破时连续喷雾不少于10min,雾化要好,并封闭巷道全断面。
爆破前后必须对30m范围内的巷道周围进行冲洗。
掘进巷道距工作面50m和距回风口50m各安装一道净化水幕,净化水幕覆盖巷道全断面,确保正常使用。
个人防护:
井下作业人员必须佩戴防尘口罩。
必须定期冲洗巷道。
每月至少冲洗三次,确保巷道没有粉尘堆积。
(连续长度大于5m,厚度超过2mm的粉尘为堆积)。
三、防灭火安全经管技术措施
建立建全井下明火和可燃物经管制度。
井下不得进行电焊、气焊、喷灯焊工作,因特殊情况确需在井下主要进风巷和主要峒室焊接的,必须编制安全技术措施,并报矿长批准。
1、搞好综合防尘,严禁煤尘及浮煤堆积,防止煤的自燃。
如巷道中出现雾气或巷壁“挂汗”,风流中有煤油味、松香味、蛋臭味,空气或水较正常的温度高,人员有不舒服的感觉,必须立即撤出人员、切断电源,并向矿调度室汇报。
2、机电设备如电钻、水泵、风机等要求转动灵活,严禁产生磨擦和火花。
3、各种电气设备、电缆、接线盒达到完好规范,不得发生短路、失爆、明火、电气火花和过负荷运转。
井下供电做到无鸡爪、无羊尾巴、无明接头,有过流和漏电保护。
检修电气设备时,必须先停电并闭锁,严禁带电检修。
所有电气设备必须是矿用隔爆型的。
4、机械设备使用的润滑油(脂)、棉纱、布头与其它杂物必须存入专门的盖严的杂物筒内,并定期送到地面处理。
5、严禁入井人员