+496m南回风平硐作业规程修改.docx
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+496m南回风平硐作业规程修改
沐川县新生煤矿
掘进工作面作业规程
编号:
(2011)01号
矿井名称:
沐川县新生煤矿技改井
工作面名称:
+496m南回风平硐
矿长:
刘双全
安全生产矿长:
费义芳
编制人:
蔡云
批准:
刘双全
批准日期:
年月日
执行日期:
年月日
会审意见
会审单位及人员签字
矿长:
年月日
技术负责人:
年月日
安全矿长:
年月日
掘进矿长:
年月日
机电科长:
年月日
生技科:
年月日
安监科:
年月日
通风科:
年月日
机电科:
年月日
一、存在主要问题:
二、处理意见:
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为+496m南回风平硐。
二、掘进目的及用途
掘进的目的:
在未形成通风系统时为技改工程运输材料、矸石及行人的任务。
在形成通风系统后是为担负矿井南翼(一、二带区)的回风任务,兼作安全出口。
三、巷道设计及服务年限
巷道设计长度:
189m,坡度4‰;开掘方向为31°方位角。
井口坐标为:
X=3232237.6;Y=35374160.0,Z=496.0m。
四、预计开、施工时间
掘进自2010年12月30日开工,预计2011年3月30日竣工。
第二节编写依据
一、设计说明书及批准时间
《四川省沐川县新生煤矿初步设计及安全专篇》。
批准时间为2010年9月。
二、《煤矿安全规程》及其它有关技术规范。
三、《新生煤矿地层综合柱状图》。
四、新生煤矿各工种岗位责任制、安全制度。
五、新生煤矿《安全质量标准化标准及考核评级办法》。
六、《新生煤矿安全质量管理办法》。
七、《中华人民共和国矿山安全法》
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置
+496m南回风平硐相对位置:
金竹湾,地面标高+490m~+570m。
位于地面工业广场以北,对应地表一带,大部分为荒地竹林,无农田,有少量耕地,无建筑物及河流溪水。
第二节煤(岩)层的赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构
矿区构造属扬子淮地台(I级)、四川台坳(Ⅱ级)、川中台拱(Ⅲ级)之自贡台凹之西南部,黄丹宽缓向斜西翼。
地层产状平缓,总体倾向南东,倾角2~3°,煤层倾角平均2°。
井田内无大的断层破坏,煤层延伸较稳定,矿区构造属简单类型。
下部为灰白色厚层至块状中至细粒长石石英砂岩、石英砂岩,偶夹粘土岩或煤线。
与下伏跨洪洞组呈平行不整合接触。
中部为黄灰色薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩夹灰色薄层状砂质粘土岩,中下部夹薄煤层(K1)。
上部为黄灰色薄至中厚层状细砂岩与深灰色薄层状砂质粘土岩、炭质粘土岩,近顶部夹薄煤层(K2),煤层厚0.27~0.33m。
2.柱状图地质:
柱状图:
(赋存年代属三迭系上统小塘子组T3X)
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
1、瓦斯、煤尘及自燃发火情况
(1)瓦斯
根据乐山市经济委员会《关于公布2009年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》(乐市经〔2009〕393号),新生煤矿2009年技改无产量,矿井绝对瓦斯涌出量为0.414m3/min,矿井瓦斯等级按就近年度批复等级管理,为低瓦斯矿井。
根据乐山市经济委员会文件(乐市经〔2007〕394号)《关于沐川县2007年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》,新生煤矿矿井相对瓦斯涌出量为5.94m3/t,矿井绝对瓦斯涌出量为0.407m3/min,矿井属低瓦斯矿井。
(2)煤层自燃及煤尘爆炸性
根据四川省煤炭产品质量监督检验站2008年8月鉴定结果显示,该矿所采的K1煤层无煤尘爆炸危险性。
煤的自燃发火倾向性为Ⅲ级,属不易自燃煤层。
但在开采过程中仍应采取相应的防、除尘措施,减少职业病的发生。
2、地热及冲击地压
通过矿井实地调查,井下温度15℃~18℃,矿井建矿以来尚未出现地热异常现象,属地温正常区。
经多年生产证实,矿井开采煤层无冲击地压现象。
第三节地质构造
矿区构造属扬子淮地台(I级)、四川台坳(Ⅱ级)、川中台拱(Ⅲ级)之自贡台凹之西南部,黄丹宽缓向斜西翼。
地层产状平缓,总体倾向南东,倾角2~3°,煤层倾角平均2°。
井田内无大的断层破坏,煤层延伸较稳定,矿区构造属简单类型。
第四节水文地质
1)地表水
矿山地处低山丘陵,区内最高海拔685.8m,最低570m,相对高差116m,地形坡向与地层倾向斜交,属斜交坡地形。
矿山地表无大的水体,仅见一些季节性小冲沟,雨季才有少量山坡片流水汇聚,矿山开采煤层分布于当地浸蚀基准面之上,地表水系为矿山西部一条小冲沟水系,远离煤层,对矿井不构成充水影响,矿井充水主要来自煤层顶板砂岩孔隙裂隙水,但含水层厚度小,含水弱,矿井充水影响小,矿山水文地质条件简单。
该区属亚热带大陆性温湿季风气候区,气候温暖、潮湿,气温在-3~38℃,年平均气温20℃,年均无霜期327天。
总的气候特征为冬暖春早,夏热多雨。
该区雨量较充沛,年均降雨量1300mm,最低608.1mm,相对湿度76~82%。
2)含水层
冲洪积(Qpal):
分布于矿山各冲沟地段,以洪积为主,堆积层厚5~10m,岩性为砂砾岩堆积层和碎石亚砂土堆积层。
该堆积层为地表水汇聚部,潮湿~饱和状,含水或隔水,该堆积远离煤层,对矿井生产不会有大的影响。
残坡积(Qesl):
分布于陡崖下部平缓地带,以崩坡积为主,次为残积腐植土。
厚0~5m,岩性为碎石亚砂土或碎石亚粘土和腐植土。
该层主要为大气降水补给,弱含水或隔水,该层直接覆盖于矿山地表,但下部有较厚的基岩隔挡层,含水弱,水量小,且远离煤层,对矿井生产不会有大的影响。
3)隔水层
三叠系上统须家河组一段及二段地层中的粉砂质泥岩、泥质粉砂岩,含水性差,富水性弱,若不受构造裂隙与风化裂隙影响,可视为良好的隔水层。
4)地下水的补、迳、排条件
矿段地处地下水的补给、迳流带。
地下水以大气降水补给为主,其次为地表水。
区内地表坡度缓,植被较茂密,大气降水部分以地表迳流的形式迅速汇集于沟谷而排出区外,部分渗入地下补给地下水。
地表水经风化裂隙、构造裂隙、采空塌陷裂隙等渗入补给地下水。
地下水在地形条件适宜处或经人工揭露成泉补给地表水。
5)矿井充水因素分析
通过调查、访问,矿井主要充水途径有风化裂隙带、断裂破碎带及采空塌陷裂隙带等;主要充水水源大气降水、地下水、地表水及上水平采空区积水。
须家河组中的砂岩裂隙水为矿井充水的直接充水水源,受大气降水补给,大气降水主要通过浅部风化裂隙带、断层破碎带、采空塌陷裂隙带渗入补给地下水。
须家河组砂岩中的孔隙和裂隙为地下水提供了良好的储水空间和运移通道。
珍珠冲组、自流井组等间接含水层通过采空塌陷裂隙带等渗入补给直接充水含水层,然后再渗入补给矿井,成为矿井充水水源。
随着开采水平的延深,采空区面积不断扩大,地下水不断疏干,地下水降落漏斗不断扩大,矿井涌水量相应增大。
综上所述,矿井充水水源为以大气降水、地下水、地表水和上水平采空区积水为主;充水途径为浅部风化裂隙带、采空塌陷裂隙等。
6)水文地质现状
目前坑道内涌水主要为采空区造成地表岩石断裂渗出的地下水,在巷道内局部地段时有滴水、淋水现象,巷道较干燥,局部地段潮湿。
生产井水仓处实测矿井正常涌水量为42m3/d;雨季矿井涌水量明显增大,涌水量为90m3/d左右。
4、工程地质条件
矿山K1煤层顶板以砂质粘土岩为主,夹粉砂岩,局部夹细粒长石石英砂岩,局部破碎段顶板易顺层脱落,围岩质量较差,完整岩层围岩稳定性较好。
K1煤层底板也以砂质粘土岩为主,但K1煤层产状平缓,区内构造简单,地应力失放较弱,一般不具底鼓,矿山工程地质条件属简单~中等复杂类型。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
巷道严格按设计图纸要求的方向和坡度布置,每隔100留一个躲避硐,喷射混泥土支护;在掘进至189m后,以20°坡度掘进44m落平,落平后前进120m掘进联络巷与主平硐形成通风系统。
第二节支护设计及临时支护工艺
一、巷道断面
巷道部分为锚喷巷道(全砂岩顶板采用单体锚杆支护后进行锚喷,页岩段采用锚网支护后锚喷),在部分地质构造带或者顶板较破碎段制定安全措施后采用砌碹支护。
断面形状为半圆拱巷道。
1.巷道断面(锚喷段):
S毛断面=6.17㎡,S净断面=6.03㎡。
(净宽2.6m,净高2.6m)。
2、巷道断面(砌碹段)S毛断面=8.59㎡,S净断面=6.03㎡。
(净宽2.6m,净高2.6m)。
二、支护方式
(一)临时支护
根据《煤矿安全规程规定》,掘进碛头到正式支护之间,必须使用临时支护,严禁空顶作业。
临时支护采用单体锚杆作为临时支护,每组锚杆间距为一米,一组为四根。
其中拱顶2根,拱基一边一根。
拱顶锚杆安装角度为90°,拱基锚杆安装角度为75°。
锚杆必须上满丝扣,并随时检查锚杆是否松动失效,临时备用支护材料必须保证足够的数量(一般不少于10根),临时支护每班必须跟进碛头,离碛头不得大于2.5m(按每个掘进循环进尺最小1.5m计算,即爆破后不得大于2.5m,打眼时不得大于1m)。
发现未跟进碛头的必须停止作业,做好临时支护后方可作业。
临时支护工艺
(一、临时支护材料:
1.锚杆及锚固剂:
锚杆采用直径14mm的金属锚杆,长度为1.3m。
每根锚杆使用2条水泥锚固剂,水泥锚固剂规格为CK2360,锚杆的外露长度为40~50mm;托板由厚12mm、100mm×100mm的正方形钢板制成。
(二、锚杆安装工艺
1.打锚杆眼:
(1)首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具清除危岩,确认安全后方可进行工作。
打眼时必须站在临时支护下进行作业。
(2)打眼前,要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时,必须处理。
(3)打锚杆眼使用风钻打眼,风钻钻头直径为32mm。
(4)打眼深度为1.25m,锚杆外露长度大于50mm,顶眼与岩壁尽量垂直,拱基锚杆与水平夹角不小于150°。
打完眼后,要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。
2.安装锚杆:
(1)装水泥药卷前,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为止。
(2)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。
(3安装锚杆时,先把水泥药卷按规定的数量装入眼内,随后插入锚杆。
锚杆的托板要紧贴岩壁,如岩壁不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。
(4)锚杆的锚固力不得低于50kN/根。
(5)当岩体较软时,必须全长锚固。
(三、支护参数:
按悬吊理论计算锚杆参数:
1.锚杆长度计算:
L=KH+Ll+L2
式中L——锚杆长度,m;
H——冒落拱高度,m;
K——安全系数,一般取K=2;
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按0.5m;
L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m。
其中:
H=B/2f=2.7/2×8=0.17
式中B——巷道开掘宽度,取2.7m;
f——岩石坚固系数,取8。
则L=2×0.17+0.5+0.1=0.94m为了增大安全系数,取1.3m。
2、锚杆直径计算:
d=L/110=1340/110=12.9mm。
取锚杆直径14mm。
2.锚杆间、排距计算,间、排距相等:
a=[Q/KHγ(1.5~1.8)]1/2
式中a——锚杆间排距,m;
Q——锚杆设计锚固力,50kN/根;
H——冒落拱高度,m;
γ——被悬吊砂岩的密度,取25kN/m3;
K——安全系数,取K=2。
a=2;取1m
通过以上计算,选用直径14mm的圆钢锚杆长1.3m,锚杆的间、排距为1m。
在支护中,当围岩稳定性较好时,采用先锚后喷的方式;当围岩稳定性较差时;锚杆的间、排距要缩小为800mm,并且要先及时喷射混凝土不小于50mm厚的混凝土封闭围岩。
初喷距工作面不得超过25m,复喷距工作面不得超过40m。
初喷厚度为20~30mm。
复喷后厚度不得小于50mm,洒水养护时间不少于28d。
(二)、超前支护
根据《乐山市煤矿顶板集中整治方案》及《煤矿安全规程》规定,结合我矿实际情况。
在作临时支护时,必须保证在有支护的岩体下作业,所以必须采用超前支护。
超前支护采用4根一米长Φ28螺纹钢上套钢丝绳为支撑基础,帮眼打好后将螺纹钢插入。
每组支撑基础为每米2根(左右帮各一根),一共两组,前后两组间距为一米。
横梁采用2根×2米的4×50mm的无缝钢管。
顶梁采用3根4×50mm的无缝钢管(长3.5米),顶部采用木垛接顶。
(三)永久支护
该工程大部分巷道均为锚喷支护。
巷道岩层较破碎时采用锚网结合锚喷支护。
巷道顶板特别破碎段,喷射混凝土不能有效支护时经技术负责人审批,改为砌碹支护。
永久支护距碛头一般不超过25m。
第三节支护工艺(正式支护)
一、支护材料
锚喷巷道用材料:
锚杆为Φ14㎜长度1.3m的园钢锚杆。
锚网网格空隙为5cm,长度5米,宽3m的8#原丝制作而成。
喷射混泥土材料:
32.5R的峨眉水泥,粒度小于3㎜的人工砂。
速凝剂型号为J85型,掺入人量为水泥质量的4%。
速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺入,不得提前掺人混凝土内。
基墙及碹厢:
基墙采用25kg水泥仝块搭设(规格为400㎜长×20㎜高×250㎜宽),碹厢采用15kg水泥碹块架设(规格为厂家预制2.6米碹厢专用碹块)。
碹胎采用18#螺纹钢制作而成。
二、安装工艺
(一)、锚喷支护质量要求
1、锚杆根数的确定:
巷道岩层较稳定时锚杆根数为4根,巷道岔口和岩层较烂处,增加2根锚杆,锚杆根数为6根。
1.巷道净宽、净高允许误差为0~+200mm;
2.锚杆间、排距0.8m~1m×0.8m~1m,允许误差为±100mm;
3.锚杆方向垂直于岩层面,巷道顶部打2根锚杆,其中,中间一根与水平方向呈90度夹角,拱基两根锚杆与水平方向呈75度夹角。
4.锚杆托板紧贴岩壁,不得松动;
5.锚杆外露不超过50mm;
6.锚固力不得少于50kN;
7.喷浆厚度不得小于50mm;
8.表面基本平整,喷射均匀,无裂缝,在1m2范围内凸凹不平不得大于50mm。
(三)喷射混凝土
1.喷射混凝土前的准备工作:
(1)检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格,无问题时方可进行喷射工作。
(2)清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等,接好风、水管路,输料管路要摆放平直不得有急弯,接头要严密不得漏风。
(3)检查喷浆机是否完好、摩擦板是否紧固、有无漏风等,无问题时方可进行喷射工作。
(4)检查风、水压是否符合要求,风压应控制在0.1~0.12MPa,水压应控制在0.25MPa。
2.在喷浆前,先检查待喷巷道的规格质量,必须符合设计要求后,方可进行喷射混凝土工作。
3.混凝土配比为水泥:
砂:
石子=1:
1:
0.5,水泥标号不低于250号,石子粒度为3mm,速凝剂掺入量为水泥重量的4%。
4.人工搅拌料时要将料搅拌均匀,配比符合要求。
5.为保证喷浆厚度和表面光滑,必须挂线喷浆,即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线,作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。
6.喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净,并将电缆和其他设备保护好,用木板盖严。
7.喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。
8.喷射中,一人掌握喷枪,一人协同移动输料管,胶管不得出现直角弯。
持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向,一手握住进水阀门、控制水量大小,严禁枪口对向其他工作人员,喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比(0.45~0.5)。
9.喷枪与受喷面要基本垂直,最小不得小于75°,喷枪与受喷面的距离以1.0~1.2m为宜。
10.喷枪操作时,应使喷头沿螺旋形轨迹(1~1.5m)运行,一圈压半圈(圈径200mm)并均匀缓慢移动。
11.喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。
喷墙时一次喷厚50mm,喷拱时一次喷厚50mm,间歇时间15~30min。
12.加入速凝剂,必须随喷随掺,不得提前掺人料中。
13.喷射混凝土必须洒水养护,要求每班洒水1~2次,养护时间不少于28d。
14.两帮必须挖出不少于100mm深的基础,防止出现“穿裙子”现象。
15.对于渗水或漏水地段,宜采用排、堵的方式来解决。
用导水管把水集中导出,当混凝土形成强度后,再用砂浆封孔。
16.在松散破碎和膨胀性围岩中进行锚喷作业时,必须注意以下几点:
(1)严禁用高压水冲洗围岩,必要时可用压风冲刷。
(2)放炮后立即喷混凝土50mm,水泥标号不低于425号。
(3)喷完混凝土后到下一循环放炮时间间隔不应小于4h。
(4)可采用金属网、钢梁与喷锚进行联合支护。
(5)放炮前,预打超前锚杆,把顶板锚住防止顶板冒落。
17.正在喷浆的回弹料,可回收后掺入新料中,但掺量不得超过30%,亦可灌注水沟、台阶等。
18.喷射混凝土的回弹率的规定:
拱部不大于25%;两帮不大于15%。
19.为了减少喷射混凝土的收缩裂缝,应使用潮湿的中粗砂,控制水泥用量,严格掌握水灰比,喷层厚度不得低于50mm,并保证最少28d的潮湿养护。
20.严格执行开停机顺序,开机时必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,必须先停料,后停机,再关水,最后停风。
三、巷道质量标准:
(单位:
mm)
主要项目
设计值
允许误差
一般项目
设计值
允许误差
净高
2600㎜
+50,-30
轨距
600
+5,-2
净宽
2600㎜
+50,-30
枕间距
800
±50
锚杆间距
1000㎜
±100
两轨面高低差
0
≯5
锚杆眼深
600㎜
±30
轨道接头
间隙
0
≯5
锚杆外露长度
30-50㎜
±10
高低差
0
≯2
控顶距
≤2500㎜
左右错差
0
≯2
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法:
1、巷道施工方法:
巷道采用钻爆法施工锚喷支护进行掘进。
2、临时施工躲避硐开口交岔点的施工方法:
开口交岔点的施工方法:
⑴开口交岔点的断面大,施工时,先掘进直巷超过交岔点的长度后,再以扩巷的方法施工交岔点。
⑵交岔点处使用架设铁箱(间距1.0m)作临时支护,然后砌25KG水泥仝块作墙,顶部采用9#工字钢架设作永久支护。
3.控顶:
采用单体锚杆临时支护,掘进中顶板破碎地段加密支护及采用单体锚杆联合锚网支护,永久支护采用喷射混泥土支护,顶板较破碎或遇地质构造时采用砌碹支护。
第二节凿岩方式
1.用钻眼爆破法破进行掘进。
2.打眼使用ZM—2.2型煤电钻或YT-28风动凿岩工具(空压机)进行打眼。
3、工艺流程:
钻眼前准备清理危岩检查瓦斯检查瓦斯
钻眼
装药连线检查瓦斯撤人放炮警戒线爆破
检查瓦斯
清理危岩
检查爆破效果
洒水灭尘
维护顶板
临时支护
打锚杆。
4、具体要求
(1)、钻眼前必须检查迎头10m内的支护,发现问题及时处理。
(2)、必须依据中、腰线在工作面按炮眼布置标定眼位。
(3)、严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式打眼。
(4)、爆破要严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。
(5)、爆破采用先掏槽、后刷帮方法,爆破前派人站岗、设好警戒
第三节爆破作业
巷道所在岩层均为砂质粘土岩、砂质页岩,故采用楔形掏槽。
使用煤矿许用毫秒延期电雷管1~5段、三号煤矿许用炸药,专用放炮母线和MFB-100型发爆器,联线方式为串联。
一、爆破条件
1、巷道断面:
巷道采用直墙半圆拱断面,顶板较好,
2、通风方式:
采用局部通风机压入式通风
3、瓦斯含量:
由于巷道处于远离煤层的坚硬岩石中,瓦斯涌出量小。
4、掏槽方式:
采用多向掏槽法,
5、周边眼与设计轮廓线关系周边眼的中心位置布置在巷道设计掘进断面的的轮廓线上,眼底向轮廓线外偏斜100mm
二、装药结构图:
三、爆破“三图一书”及爆破参数:
1、炮眼布置图
2.炮眼说明书(使用煤矿许用毫秒延期电雷管1~5段,3号煤矿许用炸药)
项
目
炮眼
名称
个数
(个)
孔深
(m)
角度
(度)
眼号
装管段号(段)
装药量(kg)
封泥长度(m)
连线方式
起爆顺序
单孔
合计
槽眼
4
1.5
70
2、3、4、5
1
0.6
2.4
0.7
串联
1
辅助槽眼
5
1.7-2
85
1、6、7、8、9
2
0.6
3.0
0.7
串联
2
辅助眼
5
2
90
12、13、17、18、23
3
0.6
3.0
0.7
串联
3
周边眼
8
2
90
11、14、15、16、19、20、21、22
5
0.6
4.8
0.7
串联
5
水沟眼
1
2
90
10
1
0.6
0.6
0.7
串联
5
合计
23
13.8
3.爆破参数:
指标名称
单位
参数
指标名称
单位
参数
炮眼利用率
%
90
单位岩体炸药消耗
kg/m3
1.49
循环进尺
m
1.5
单位岩体雷管消耗
个/m3
2.49
循环实体岩
m3
9.255
炮眼密度
个/m2
3.73
循环炸药消耗
kg
13.8
每天循环数/每天进尺
个/m
2.5/3.75
循环雷管消耗
个
23
月循环数/月进尺
个/m
70/105
第四节装载与运输
一、装载与运输方式:
装载采用P30B型耙斗机装岩,0.75m3U型矿车,人力推车。
二、装载、运输设备
装载、运输机械及其配套设备
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
固定
方式
运输
方式
运输
距离
备注
1
耙斗机
PB-30型
1
距工作面10米
耙斗机安设在铺设的轨道上面
2
矿车
0.75m3侧翻式
3
人力推车
0-190m
三、矸、材料、设备等的运输方式:
矸、材料、设备均用人力推车运输。
四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求:
人员进、出工作面,必须待耙斗机停止运转或者运矸石的矿车停止的时候,才能从设备与巷道之间较宽的一侧进入工作面。
五、耙装机固定、防滑、防出槽、机身照明方式,耙装机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等:
耙斗机固定在铺设的轨道上面,用卡轨器防止耙斗机滑动,要清理干净耙斗机下面的矸石,以免造成耙斗机下道,用矿用防爆电灯作为机身的照明灯,耙斗机距工作面的最大距离不得低于20米,最小距离不得小于10米。
六、转向滑轮的安装、固定方式
在巷道转弯处外侧巷道上适当位置,打一个1米深的眼,然后用刹钎配合安装一根乌鱼头,然后将转向滑轮固定在乌鱼头的绳头上。
七、装载与运输各工序安排、与其他工序协调等:
耙斗机在装矸石的时候,必须停止工作面内的一切施工,将工作面的所有人员撤出,