94103西94101西作业规程15 定.docx

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94103西94101西作业规程15定

目录

第一章地质基本情况2

第二章巷道布置及技术特征2

第三章施工方法5

第四章掘进施工作业6

第五章钻眼爆破作业10

第六章永久支护施工方法14

第七章顶板支护质量监测21

第八章通风工作24

第九章瓦斯监测监控系统28

第十章供风、供水、排水、供液、供电、防尘系统29

第十一章六大系统31

第十二章施工组织管理32

第十三章主要技术经济指标34

第十四章主要安全技术措施及避灾路线34

 

第一章地质基本情况

1、顶板岩石性质:

老顶:

细砂岩,灰色,以石英为主,显波状层理;厚5.3m。

直接顶:

粉砂岩,黑灰色,致密,具水平层理及缓波状层理,局部相变石灰岩;厚3.93m。

2、底板岩石性质:

直接底:

石灰岩,灰黑色,块状;厚度0.37m。

老底:

细砂岩,黑灰色,显波状层理;厚3.54m。

3、涌水量:

本工作面掘进过程中主要的充水源为上覆岩层裂隙水,掘进过程中有少量渗水,预计最大涌水量:

5m³/h;正常涌水量:

1.5m³/h。

根据收集的奥灰水水位情况,该工作面奥灰水水位为480米,该工作面9#煤层底板最低标高为540m,且9#煤层底板距奥灰顶面厚度为45m左右,依据《煤矿防治水规定》采用突水系数公式T=P/M计算,T=0.004小于突水系数0.06,因此,在无构造沟通情况下,无突水危险性。

4、瓦斯涌出量:

预计本工作面绝对瓦斯涌出量为:

2.5m³/min。

5、煤尘、煤层自然情况:

煤尘无爆炸性,煤层不自燃。

6、巷道预计穿过煤、岩层的性质:

本工作面掘进时沿巷道煤层底板破顶掘进。

其煤层性质为:

煤层为9#煤,平均厚度为1.31米。

煤层结构简单,属中厚煤层,其结构为:

由顶板向下依次为0.75m煤,0.05m夹矸,0.51m煤;煤的容重为1.51t/m³;煤层倾角为:

2—10°,平均倾角6°;掘进过程中破顶厚度约为1.0-1.4m。

7、其它地质情况:

地温:

10—14℃。

地压:

10—13.5MPa。

附图一:

煤层顶底板岩性综合柱状图。

附图二:

巷道预计穿过煤岩层地质剖面图。

第二章巷道布置及技术特征

1、巷道位置、用途、服务年限与四邻采掘情况的关系:

1.1位置:

地面位置:

寺河村西北700米左右。

井下位置及四邻采掘情况的关系:

上部3#煤为寺河矿二盘区采空区,东为94303(已回采)、94304采面(正在回采);南为西轨道巷;西为实体煤;北为实体煤。

1.2巷道用途:

担任九四盘区进风、运输任务。

1.3服务年限:

该巷道服务年限约为5年。

1.4施工长度:

1532米。

1.5施工期限:

预计7个月。

2、施工条件:

2.1本工作面沿巷道底板破顶掘进。

2.2掘进期间预计有可能揭露隐伏的小型地质构造。

2.3在掘进过程中,必须遵循“有掘必探,先探后掘”的原则,掘进过程中保证排水系统正常及时排出巷道内的积水。

2.4掘进过程中,顶板有裂隙时,必须将裂隙处危岩活块找掉并沿裂隙方向打注锚杆、锚索进行补强(不得在裂隙中打眼),同时安装顶板离层仪进行监测。

2.5施工中94103西巷、94101西巷若遇到顶板破碎、裂隙发育、压力增大等情况采取缩小循环进度及时支护,在局部特别破碎的情况下,锚索改为五花布置。

联络巷掘进期间如遇上述情况正常支护难以维护下,采用先缩小循环进度的方法解决,如缩小循环仍然无法控制顶板时采取缩小锚杆排距、锚索排距的方法进行支护,排距由1.2m减小到1.0m,相应锚索排距也由2.4m减为2m。

掘进过程中如采取缩小循环进度、锚杆锚索排距仍无法控制顶板时,立即停止施工,及时制定补充安全技术措施。

2.6在巷道贯通、联络巷开口位置,采用补打2根锚索进行锁口,锚索间距为1.6m,分别距开口位置和贯通位置200—500mm,加强顶板支护和管理。

3、巷道技术特征、设计规格及支护形式:

3.1该巷道为半煤岩巷,沿煤层底板掘进。

3.2巷道设计规格:

矩形

3.394103西巷由南向北掘进700米,到位后向西拐90°弯掘进30米联络巷,联络巷到位后再向南拐90°弯反掘94101西巷700米。

94103西巷反掘期间反掘至250米、500米、600米按设计施工94101西与94103西之间的联络巷。

3.4巷道技术特征表

94103西巷、94101西巷、联络巷技术特征表。

94103西巷、94101西巷道断面技术特征表

断面尺寸

支护方式

锚索

排距(m)

顶锚杆间排距(m)

帮锚杆间排距(m)

宽度

(m)

高度

(m)

面积

(㎡)

间距

排距

间距

排距

间距

排距

掘进断面

4.8

2.4

11.52

锚、网、梁、锚索联合支护

2.0

2.0

1.0

1.0

0.9

1.0

净断面

4.6

2.3

10.58

联络巷断面技术特征表

断面尺寸

支护方式

锚索

排距(m)

顶锚杆间排距(m)

帮锚杆间排距(m)

宽度

(m)

高度

(m)

面积

(㎡)

间距

排距

间距

排距

间距

排距

掘进断面

4.8

2.3

11.04

锚、网、梁、锚索联合支护

2.0

2.4

1.0

1.2

0.8

1.2

净断面

4.6

2.2

10.12

4、支护形式:

4.194103西巷、94101西巷支护形式:

顶部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、锚索、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1000mm,间距1000mm,每排5根锚杆;在巷道中心线两侧距巷道中心线1000mm处,按2000mm排距布置锚索;帮部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1000mm,间距900mm,起锚高度为300mm,每帮每排3根锚杆。

4.2联络巷支护形式:

顶部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、锚索、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1200mm,间距1000mm,每排5根锚杆;在巷道中心线两侧距巷道中心线1000mm处,按2400mm排距布置锚索;帮部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式,锚杆排距1200mm,间距800mm,起锚高度为300mm,每帮每排3根锚杆。

4.3锚固方式:

顶锚杆采用树脂加长锚固,钻孔直径为28mm,采用两支锚固剂,一支规格为MSK2335,另一支规格为MSZ2360,锚固长度为1308mm;锚索采用树脂加长锚固,采用三支锚固剂,一支规格为MSK2335,两支规格为MSZ2360,钻孔直径为28mm,锚固长度为1486mm;帮锚杆采用树脂加长锚固,钻孔直径为28mm(29mm),采用一支锚固剂,规格为MSZ2360,锚固长度为867mm(719mm)。

4.4锚杆安装角度:

原则上顶锚杆都垂直顶板安设,帮锚杆都垂直巷帮安设,靠近巷帮的顶锚杆如安设不方便,最大允许与垂线夹角不得超过10°,靠近顶、底板的帮锚杆如安设不方便,最大允许与水平线夹角不得超过10°。

4.5钢筋托梁:

钢筋托梁采用12mm的钢筋焊接而成,94103西巷、94101西巷顶钢带长4500mm,帮钢带长2100mm;联络巷顶钢带长4500mm,帮钢带长1900mm。

4.6支护要求:

94103西巷、94101西巷、联络巷全断面挂金属网。

网与网之间搭接不小于200mm,联网间距不大于200mm,采用双股16#铁丝联接牢固,网片铺设要求拉直拉紧。

附图三:

94103西巷、94101西巷施工断面示意图。

附图四:

联络巷断面示意图。

第三章施工方法

1、作业方式:

采用掘支单行,一次成巷的作业方式。

2、施工组织:

采用“三·八”制作业形式,每天15:

30至19:

30进行检修。

3、掘进方式:

采用掘进机全断面一次成巷,割够一个循环距离后,开始打注锚杆、锚索。

4、循环方式:

按照正规循环方式作业,每班2个循环。

5、循环进度:

5.194103西巷、94101西巷循环进度≯3.0米。

5.2联络巷循环进度≯3.6米。

5.3如遇地质条件发生变化,顶板破碎可缩小循环进度。

6、先进施工技术:

本工作面掘进采用EBZ—120TP型掘进机落、装煤矸,后配DZQ65/12/11型转载机、SJ-80型胶带输送机组成综合机械化掘进。

94103西巷、94101西巷反掘前80米、联络巷施工采用SGW-40T型刮板输送机配合EBZ—120TP型掘进机落、装运煤矸组成综合机械化掘进,当掘进距离满足安装胶带输送机时安装SJ-80型胶带输送机,激光仪控制中线。

CMM2-15型液压钻车进行临时永久支护,钻车无法使用时采用液压单体柱配合木板梁架棚临时支护MQT—85C2型气动锚杆(锚索)钻机打注、安装顶部锚杆、锚索;MQS—50/1.7型风动锚杆钻机打煤层锚杆钻孔,安装煤、岩层帮锚杆,7655风钻打岩层锚杆钻孔。

BK30型锚杆风动扳手对顶帮锚杆施加预紧力。

7、施工前,由地测部门送施工中线,由我队在工作面施工断面图牌板上标注,严格按中线和施工断面图牌板上标注尺寸施工。

附图五:

巷道施工平面示意图。

第四章掘进施工作业

1、机械化施工工艺流程。

1.1机械化施工工艺流程:

进刀→截割→修帮→成形。

截割头由巷道底部吃刀,进刀深度200—300mm,然后在巷道内水平摆动截割,周边留下200—300mm厚的煤、矸,每水平摆动一次,提升400—600mm,按照截割曲线示意图将断面初步截割成形,割够一个循环进度后,再修成设计断面。

1.2截割方式:

水平连续摆动截割。

1.3截割质量标准:

顶、帮、底板截割平整,两帮不留伞檐,严格控制超高、超宽,高度、宽度符合设计要求,其误差符合质量标准。

附图六:

巷道断面截割曲线示意图。

2、设备配套:

掘进机一部:

EBZ-120TP型

转载机一部:

DZQ65/12/11型

液压锚杆钻车一台:

CMM2—15型

胶带输送机两部:

SJ—80型

可弯曲刮板输送机二部:

SGW-40T型

3、掘支工艺:

交接班→割、装、运煤(备料)→退综掘机→进液压钻车→临时支护→永久支护→延长皮带(溜子)→铲、清煤→验收。

安全检查(敲帮问顶)

4、临时支护方式

临时支护采用液压锚杆钻车进行临时支护。

液压锚杆钻车不能正常使用时使用液压单体柱架棚进行临时支护。

巷道拐弯开口、设备故障等因素无法使用液压钻车、液压单体柱配合木板梁架棚临时支护时,采用超前锚杆临时支护。

4.1液压锚杆钻车临时支护

4.1.1液压锚杆钻车临时支护工艺过程

机组割、出煤→退机组→敲帮问顶→进液压锚杆钻车→油缸升起进行临时支护。

4.1.2架设方式

巷道成形后,退出机组,机组退至截割头离工作面最后一排永久支护不小于5m的地方并闭锁,经敲帮问顶,确认顶帮安全后。

开进液压锚杆钻车到支护位置(钻车距截割头的距离不小于600mm),升起液压锚杆钻车前部支撑的二级油缸(横向支撑,左右各1.5米,长度为3.0m)进行临时支护托住顶板。

4.1.3上顶网的临时支护工艺:

第一片顶网直接放在临时支护机构上由钻车托起至指定位置,上第二、第三片及后续网片时,先在永久支护下方与上一片网用连网丝连好,再由钻车临时支护机构从网下方托起。

4.2液压单体柱配合木板梁架棚临时支护

4.2.1液压单体柱配合木板梁架棚临时支护工艺:

退机组→安全检查(敲帮问顶)→安装拖梁器→放上(3.8米)长的木板梁,人员撤至转载机后方→送电,机组将木板梁托起至指定位置→在木板梁两端支设单体液压柱联锁→降下截割臂,掘进机开关打至零位→放上(3.0米)长的木板梁,人员退至转载机后方→送电,机组缓缓开进工作面并将木板梁托起至指定位置→在木板梁两端支设液压单体柱并联锁→降下截割臂,退出掘进机,停电闭锁→补全液压柱开始永久支护。

4.2.2临时支护架设方法:

4.2.2.1巷道在完成一个循环进度,截割成形后,将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂,切断电源。

4.2.2.2由经验丰富的老工人或班长站在永久支护下进行敲帮问顶,用专用找顶工具找掉顶帮的危岩、活块。

4.2.2.3安装托梁器,人工将2根木板梁分别放在掘进机托梁器上后,人员撤至转载机后方2米外安全地点,送电,掘进机司机启动掘进机,缓缓开进工作面,升起截割臂将木板梁托起至顶板指定位置后,掘进机开关打至零位,掘进机司机看护好操作台。

4.2.2.4由两组人分别在木板梁两端各支设一根液压单体柱,液压单体柱要升紧木板梁,并达到规定的初撑力后,人员将板梁与单体柱用铁丝捆绑联锁牢固,确认合格后,人员退至转载机后方安全地点。

4.2.2.5掘进机司机降下掘进机截割臂,掘进机开关打至零位,掘进机司机看护好操作台。

人工将一根3.0米长的木板梁放在托梁器前托盘上,所有人员撤至转载机后方2米外安全地点,送电,掘进机司机启动掘进机,缓缓向前开进,升起截割臂将木板梁托起至指定位置后,掘进机开关打至零位,掘进机司机看护好操作台。

由两组人分别在木板梁两端分别支设一根液压单体柱,液压单体柱要升紧木板梁,并达到规定的初撑力后,梁和柱头间用铁丝或钢丝绳进行连锁牢固。

4.2.2.6第三架棚支设完毕后降下掘进机截割臂,退出掘进机至永久支护下,将掘进机开关打至零位,由外向里补全液压柱且连锁可靠后,进行永久支护。

4.2.2.6.1梁、柱间相互连锁。

为防止因液压柱漏液或其它因素造成棚梁翻倒伤人事故,在第一架、第二架梁下方再打一根液压柱(后补液压柱尽量靠近梁端任一根液压柱),以达到一梁三柱的目的(柱内压强不小于3.8MPa)。

梁和柱头间用铁丝或钢丝绳进行连锁。

第三架棚梁由人员分别在木板梁两端距煤帮之间各补打一根液压单体柱(单体柱柱头带柱帽或背板),然后将其用穿杆对左右单体柱互相联锁,用卡缆紧固,确认合格后,方可进行下一道工序。

4.2.2.6.2单体柱与棚梁垂直架设,距梁头50mm-100mm,单体柱要支设在实底,并与底板法线保持一定的迎山角度。

4.2.2.6.3单体柱与棚梁交界处,梁必须与顶板接实(可垫背板、木楔、道木)。

待第6步骤完成开始永久支护前将木板梁与顶板中空高度大于100mm、长度大于1m的位置用背板、木楔与顶板接实。

4.2.2.6.4棚梁支设位置:

第一架棚距离永久支护最后一排锚杆700mm、900mm(±100mm),第二架棚距永久支护最后一排锚杆1700mm、2100mm(±100mm),第三架棚距永久支护最后一排锚杆2700mm、3300mm(±100mm)。

4.2.2.7工作面循环进度不大于2.0米(2.4米)时,临时支护执行上述临时支护架设中的4.2.2.1、4.2.2.2、4.2.2.3、4.2.2.4中有关规定。

4.2.2.8棚梁架设好后,由外向里逐排打注顶、帮锚杆。

片帮严重时根据现场情况可先在帮部打注悬吊锚杆。

4.2.2.9顶锚杆支护好预紧后,再由工人将梁两端液压柱卸载(两个人扶梁、两个人卸柱,先卸载中间的液压柱,再卸梁两端的液压柱),液压柱和梁拆除后,将梁、柱运至机组后方安全地点码放。

4.2.2.10在打注顶锚杆时可以和滞后一排帮锚平行作业,在永久支护期间帮锚可滞后顶锚2排,顶板离层、两帮片帮严重时只能滞后一排。

4.2.2.11上顶网的临时支护工艺:

第一片顶网直接放在梁上由机组托起至指定位置,上第二、第三片及后续网片时,先在永久支护下方与上一片网用连网丝连好,再由机组托住棚梁从网下方托起。

4.3巷道拐弯开口、工作面设备故障等因素无法使用液压钻车、液压单体柱配合木板梁架棚临时支护时,采用超前锚杆临时支护。

4.3.1超前锚杆支护工艺:

退机组安全检查→敲帮问顶→打超前锚杆→打注顶锚杆→支护帮锚杆。

4.3.2超前锚杆支护要求:

4.3.2.1在距离巷帮1.0米处均匀布置三根超前锚杆,与巷道顶板垂直夹角60-70度,预紧力矩、锚固力与支护锚杆一致。

4.3.2.2在打、注临时支护时人员必须在永久支护下操作。

超前锚杆位置距离最后一排永久支护锚杆不大于0.3米。

4.3.2.3拐弯开口使用超前锚杆时,一次掘一排。

4.3.2.4掘进巷道过程中巷道已切割成形后,因机组故障等其他意外因素造成无法使用钻车及液压单体柱架棚进行临时支护时,必须经当班跟班队长、班长、安检工现场确认可以使用超前锚杆,并由本队值班室、安检队值班室同意后方可使用,使用时打注一排超前锚杆,支护一排永久锚杆。

附图七:

锚杆钻车临时支护示意图

附图八:

94103西巷、94101西巷液压单体柱配合木板梁架棚临时支护示意图

附图八-1:

联络巷液压单体柱配合木板梁架棚临时支护示意图

附图九:

超前锚杆临时支护示意图

4.4临时支护材料及规格:

板梁规格:

长3800mm、3000mm,Ø180-200mm的红松半圆木;

单体液压柱:

DW-2.5/2.8/3.15型

4.5验收制度:

4.5.1施工中,必须坚持使用临时支护,临时支护必须合格有效,严禁超空顶作业,禁止任何人在空顶下作业。

4.5.2临时支护要在班长负责统一指挥下进行,并由有经验的老工人负责观山望顶,发现问题及时处理。

4.5.3每次架好临时支护后,都必须经班长、安检工检查验收合格后,方准进行下一道工序。

4.5.4注意检查支撑油缸(液压支柱)的牢固、漏液等情况,发现支撑油缸(液压支柱)出现卸漏液等现象要及时进行补液或更换。

5、空顶距要求:

5.194103西巷、94101西巷最大空顶距≯3500mm,最小空顶距≯500mm。

5.2联络巷最大空顶距≯4100mm,最小空顶距≯500mm。

5.3当顶板破碎时,应适当缩小空顶距。

附图十:

94103西巷、94101西巷最大和最小空顶距平剖面图。

附图十一:

联络巷最大和最小空顶距平剖面图。

6、运输作业:

6.1运料采用轨道运输至四区车场或94101西巷,再由人工扛、抬、拖运至工作面。

6.1.1运料按以下运料路线进行运输:

运料路线:

地面→副立井→西轨道运输巷→94101西巷→联络巷→工作面。

6.2运煤

6.2.1运煤设备:

装煤岩运输作业:

掘进机装载机构(铲板、耙爪、转载溜)转载皮带、胶带输送机(刮板输)送机组成的运煤系统。

6.2.2运煤路线:

工作面→94103西巷→94103皮带巷→5#煤仓→北二胶带巷→西胶带巷→上仓巷→2号煤仓→主斜井→地面。

插表4-1:

主要设备配置表:

名称

型号

规格

功率

(KW)

能力

数量

备注

长(m)

宽(m)

高(m)

掘进机

EBZ—120TP型

8.6

2.8

1.55

190

最大截割宽度:

5.0米

1台

适应坡度小于

±16°

最大截割高度:

3.75

钻车

CMM2-15型

5.38

1.3

2.1

45

最大支护高度:

4.0米

1台

适应坡度小于

±12°

最大支护宽度:

4.5米

转载机

DZQ65/12/11型

16

1.0

1.2

7.5

1部

带速

1.6m/s

胶带输送机

SJ—80型

670

1.2

1.68

40

400t/h

2部

带速

2m/s

刮板运输机

SGW—40T型

120

0.6

0.18

40

150t/h

2部

链速

0.86m/s

附图十二:

设备布置图

第五章钻眼爆破作业

1、适用于工作面顶、底、帮出现岩石较硬机组截割不动的情况下进行钻眼爆破作业。

2、打眼放炮作业:

2.1打眼机具、规格:

采用7655型风动钻机,长为2000mm、2500mm的六角中空钻杆,钻头为φ42mm的一字钻头。

2.2作业组织:

2.2.1由三人组成一个打眼小组,严格按照《风钻打眼工操作规程》操作。

2.2.2加强工序管理,打眼前必须严格执行“敲帮问顶”制度。

2.2.3严格按中线和设计断面规格画好轮廓,标定眼位,方可开钻打眼。

2.2.4打炮眼必须采用湿式打眼。

2.2.5炮眼距自由面最小抵抗线,岩层不得小于300mm,煤层不得小于500mm。

3、爆破:

3.1采用炸药、雷管种类:

爆破采用煤矿许用三级乳化炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管。

3.2放炮方式:

正向装药,串连方式联线,FD200D(B)多功能发爆器起爆。

3.3爆破必须执行如下措施:

3.3.1根据现场情况合理布置炮眼:

当岩层厚度大于0.6米时,布置两排炮眼;当岩层厚度在小于等于0.6米时,布置单排炮眼。

每排均匀布置五个炮眼,炮眼深度0.8-2.2米,每眼装药量控制在0.2—1.0Kg,封泥长度不小于0.5米,封泥必须使用水炮泥和炮泥(炮眼数量和装药量可根据现场情况适当减少)。

附图十三:

炮眼布置图

3.3.1.1在掘进过程中,如需爆破压顶,应先将炮眼打好,待机组掏完煤后,爆破压顶,最后由机组修割成型。

3.3.1.2在掘进过程中底板如出现台阶或矸包时应及时将其爆破处理,眼深及装药量严格执行第十四章第十五节。

3.3.2爆破工必须经过专门培训考试合格后,持证上岗,其它人员严禁爆破。

3.3.3爆破作业时,必须坚持“一炮三检”即装药前、爆破前、爆破后必须检查爆破地点附近20米范围内风流中的瓦斯浓度,若瓦斯浓度超过1.0%时,严禁装药爆破。

3.3.4打眼和装药不准平行作业。

装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉和岩粉,再用木质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。

炮眼内药卷必须彼此密接。

装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。

3.3.5炮眼内发现异状,有显著瓦斯涌出、煤岩松散、温度骤高骤低等情况不准装药爆破。

3.3.6装配起爆药卷必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。

严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。

装配起爆药卷数量,以当时当地需要的数量为限。

3.3.6.1装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。

3.3.6.2电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。

电雷管必须全部插入药卷内,严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。

3.3.6.3电雷管插入药卷后,雷管脚线必须缠在药卷上,并将脚线扭结成短路。

3.3.7炮眼装药时,在距装药点5米处设置警戒,警戒内除班长、炮工、安检工、瓦检工其它人员不得进入。

3.3.8爆破前,爆破母线必须扭结成短路。

爆破后必须立即将钥匙拔出,并且扭结短路。

3.3.9爆破母线与脚线、脚线与脚线之间接头必须互相扭紧并悬挂,不得与导电体、煤壁、岩体接触。

爆破母线必须用带绝缘材料的专用挂钩将爆破母线悬吊在巷道顶部。

3.3.10每次爆破前必须加强对距爆破地点20米范围的所有工具、电缆、开关、瓦斯传感器等设备的保护,由当班班长亲自将工作面瓦斯探头撤至20米以外支护完整的地点并进行安全保护,以防止爆破崩坏瓦斯探头,爆破后由当班班长将工作面瓦斯探头按照规定位置悬挂。

3.3.11每次爆破作业时,将工作面一切非本质安全型电气设备的开关手把打到零位。

3.3.12爆破时,机组后退5米,用废旧皮带将机组照明遮挡。

3.3.13爆破时必须执行“三人联锁爆破四牌制”。

“三人联锁爆破四牌制”爆破操作程序:

工作面装药完毕——爆破工将脚线连接到位——爆破工将警戒牌交给班组长——班组长布置警戒、清点人数,确认无误后——班组长将放炮命令牌交给瓦检工——瓦检工检查爆破地点20m范围内瓦斯浓度不超过1.0%时——瓦检工将放炮牌交给爆破工——爆破工将脚线

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