190SE21053设计说明书.docx

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190SE21053设计说明书

萍乡市芦溪县源南利发煤矿

-190SE21采区21053工作面设计

 

 

编制:

刘峰

技术负责人:

刘峰

矿长:

朱海明

二O一三年九月

目录

 

一、采区概况

二、地质特征及构造

三、采煤方法与循环方式

四、采区生产能力

五、采区巷道布置

六、采区生产系统

七、主要安全技术措施

八、采区技术经济指标

-190SE21053工作面设计说明书

一、采区概况

1、采区工作面位置

-190SE21053工作面相应地表位置在本矿矿井的东南翼,井下位置:

主井-190西大巷北一石门巷口进约60米,工作面东边边界位于-142米北一石门,西边位于-190西大巷以东40米保安煤柱线,走向平均约:

93m,标高为-190.0~-142.0m,垂高48m,倾斜长度50m,主采B5煤层。

2、采区工作面与地面相对位置关系

地面无保护物。

3、采区工作面范围的确定

本设计拟定工作面,下至主井-190西大巷,上至-142米北一石门,是已确定的水平标高。

设计工作面布置:

计划在-190米北一石门沿B5煤层见煤点向西布置工作面煤层运输巷,在-142米北一石门正剪方向继续掘60米北一穿槽石门,见B5煤层后沿煤点向西布置工作面回风巷。

再在-190米煤层运输巷布置天眼组形成回风系统。

二、地质特征及构造

1、矿井地层

区内出露地层从老到新有:

(1)二叠系下统茅口组(P1m),厚度大于250m;

(2)二叠系上统乐平组(P2l),由官山段、老山段、新塘段组成。

官山段(P2l1),厚度200m左右,含煤7层,其中A1、A2煤层可采或局部可采。

与下伏茅口组呈不整合接触。

老山段(P2l2),厚度80m以上,含煤3层,其中B4、B5煤层局部可采,与下伏官山段呈整合接触。

新塘段(相当狮田子山段和王潘里段)(P2x),上部盛产菊石化石,呈带状产出,可作为特有的标志层,厚度170m以上,与下伏地层呈整合接触。

(3)第四系(Q),厚度0~35m,一般为12m左右。

2、地质构造

该区处于源南向斜南西部,源南向斜轴向55°~60°,两翼为二叠系下统茅口组、乐平组官山段地层,轴部出露地层为二叠系上统乐平组老山段。

北翼地层倒转,倾角较陡,倾角80°~85°,南翼正常,倾角89°左右。

由于后期断裂构造的影响,导致向斜的不完整和不对称。

区内断裂构造较发育。

井田中部发育三条走向逆冲断层,其中F3断层,走向52°,倾角53°,属逆断层,断距164m,错切茅口灰岩和煤系地层;F4断层,走向52°,倾向南东,倾角70°,上盘向上仰冲,下盘下落,断距130m以上,错切茅口灰岩和煤系地层及煤层;F1断层属F4断层次级构造,F1、F3和F4断层基本平行,均属走向逆冲断层。

另外,在井田南西面存在一条F5断层,走向280°,倾角较陡>85°,北东盘向南移,南西盘向北移,断距176m,错切北东向逆冲断层和煤系地层及煤层,属北西向张扭性断层。

另外,根据区域地质资料,在上述主干断层旁侧与其相互平行的构造亦较发育,故不能忽视在井田范围内存在的可能性。

3、煤层赋存及煤质

(1)煤层

矿井主要开采二叠系上统乐平组老山段B4、B5煤层,煤层走向40°~60°,倾向南东,倾角60°~80°,B4煤层平均厚度1.6m,B5煤层平均厚度2.2m,煤层间距20~50m,煤层稳定性中等,呈藕节状或扁豆状,煤层稳定程度属第Ⅱ类较稳定型煤层。

(2)煤质:

根据原煤分析结果:

灰份Ag平均19.7%;挥发份Vr2.5~6%,平均4.16%;发热量QgDW5000~5500卡/克;全硫SgQ1.18%;属中灰低硫高变质无烟煤。

(3)煤层顶底板情况

开采的B4、B5煤层的直接顶板为细粉砂岩、粗粉砂岩,属中等冒落Ⅱ类顶板。

其直接底板为细粉砂岩、粗粉砂岩,局部含少量泥质细砂岩。

开采煤层顶、底板条件为中等冒落Ⅱ类顶底板,存在顶板危险因素。

(4)矿井开采技术条件

1)矿井瓦斯

2012年度矿井瓦斯等级鉴定的批复结果为低瓦斯矿井。

矿井绝对瓦斯涌出量为0.86m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为9.16m3/t,矿井绝对二氧化碳涌出量为2.039m3/min,矿井相对二氧化碳涌出量为27.75m3/t。

2)煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性

根据江西煤矿矿用安全产品检验中心鉴定结果:

 

煤尘爆炸性鉴定表

鉴定煤样编号

煤样

编号

采样地点及煤层名称

水份

Mad

(%)

灰份

Aad

(%)

挥发份

Vdaf

(%)

火焰长度

(mm)

抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)

鉴定

结果

040118

040118

B4

3.20

9.52

2.20

0

/

无爆炸性

08A0020

08A0020

B5

3.34

10.38

2.20

0

/

无爆炸性

煤炭自燃倾向性鉴定表

试样

编号

采样地点及煤层名称

水份

Mad

(%)

灰份

Aad

(%)

挥发份

Vdaf

(%)

全硫

St,ad

(%)

真密度

dTRD

(g/cm3)

吸氧量

(ml/g·

干煤)

自燃倾向等级

040118

B4

3.20

9.52

2.20

0.68

1.69

1.12

不易自燃

08A0020

B5

3.34

10.38

2.20

1.10

1.69

0.58

不易自燃

3)矿井水文地质条件

根据地矿赣西地质工程勘察院提供的《萍乡市芦溪县源南利发煤矿水文地质报告》,矿井水文地质条件属中等类型。

矿坑水来源有岩溶水、构造水、老窿水,现矿井正常涌水量为36.2m3/h,最大涌水量为81m3/h,最小涌水量为12.4m3/h。

①地表水体

本矿区及附近的地表水体有大气降水、地表水塘和水库的蓄水。

东风水库位于利发煤矿西北部,为小型Ⅱ类水库,库容量达118万m3左右,根据技术论证报告,水库水体在北翼B4、B5煤层底板,煤层开采顶板裂缝带,底板采动滑动破坏带都不会导通水库水体、影响水库蓄水或水库水体给矿井开采带来危害。

另外,水库堤坝留设保护煤柱后,矿井开采就不会影响水库堤坝,目前设计的-190SE21053工作面处于矿井的南翼,远离东风水库的堤坝,不会对水库堤坝产生影响。

②主要含水层

a.二叠系下统茅口组,与煤系地层以假整合接触,茅口灰岩岩溶发育,动静储量大,是矿区主要含水层。

b.乐平组老山段、官山段裂隙含水层,含水微弱,主要集中在浅部风化带,并和上部残坡积水、地表水塘、水库等蓄水形成统一水体。

③构造水:

井田内有F3、F4断层,F5该组断层在倾向上切割煤层,为矿井充水的主要途径,水源来自含煤地层的风化裂隙带、茅口灰岩含水层及地面水体,断层透水性较好。

开采中应注意探水。

F5为倾向平推断层,形成时代晚,切割早期形成的地层构造,为张扭性,具富水和导水性能,但在副井及东暗绞施工时都已揭穿无导水性。

④老窿水:

该矿浅部老窿开采多年,规模、深度难以查清,不同程度地存在老窿积水,这些均有可能造成井下突水,但目前采区设计标高在-142m至-190m标高,可以不考虑老窿水的问题。

⑤物探含水体:

根据该区域水体物探资料反映,设计工作面没有水体存在。

因此可以不考虑该水体对设计采区的安全威胁问题。

综上所述,该采区主要充水因素为大气降雨沿岩裂隙或断层下渗到施工地点,其涌水量大小与地面大气降雨有一定关系,在雨季应搞好防排水工作,掘进时应遵循“有疑必探,先探后掘”的原则。

4)其它自然灾害条件

矿井开采煤层无冲击地压现象。

本区地层地温正常,井下作业地点气温一般为21℃~23℃。

5)采区储量

-190SE21053工作面走向长93米,倾斜长30米,平均厚度为2.0米,容重为1.6t/m3,地质储量,8928吨,可采储量7588吨。

三、采煤方法与循环方式

1、采煤方法的选择:

本区煤层平均煤厚在2.0米左右,采用伪倾斜柔性掩护支架采煤方法开采。

2、主要回采工艺:

采用打眼放炮进行捡煤、落架和铺架。

3、循环方式和循环进度:

循环方式为每两天一循环,循环进度为0.5米,两天进度为1.5米(三个班合计采一排),月进度为15×1.5=22.5米。

正规循环率为80%,月进度为22.5×80%=18米。

4、顶板管理:

工作面为柔性掩护支架开采,采高48米,全部陷落法管理顶板。

四、-190SE21053工作面生产能力

1、工作面生产能力

根据A=L·M·H·R·C

式中:

A--工作面生产能力吨/月

L--月进度(米)(18米)

M--煤层平均厚度(2.0米)

H--工作面采高(48米)

R--容重(1.6吨/m3)

C--工作面回采率(90%)

则:

A=18×2.0×48×1.6×90%=2488(吨/月)

2、采区生产能力

0.248×12=2.98(万吨/年)

3、采区服务年限

0.758÷2.98=0.25年,约3.1个月。

五、采区巷道布置

(1)巷道布置

1、从-142m北一石门齐头按正剪方位掘进65米左右揭穿B5煤层后,沿见煤点向西布置回风巷。

2、在现有的-190米北一石门的B5煤层沿见煤点向西布置回工作面运输大巷。

3、在穿槽处附近沿煤层设计了一组眼子组(运料、通风、行人),眼子组贯通,从眼子组上分层分别西掘进运输平巷与切眼组贯通,再分成上、下两个块段进行回采,每个层位垂高24米

(二)巷道施工顺序及施工要求:

1、首先做好-142米回风巷,巷道规格:

1.7m×2.4m×2m。

2、再在-190米北一石门沿煤层做工面运输巷,巷道规格:

1.7m×2.4m×2m。

3、在工作面运输巷到位后,向上冲天眼组,在采区的西部布置3个天眼组,每个天眼相隔10m,3个天眼每上10m进行分层并互相贯通,其中人行天眼必须错开位置,直到与-142m贯通形成回风系统,天眼规格:

1m×1m。

4、布置回采工作面回采完上分层后,保留运输平巷,作为下分层开采的回风平巷。

(三)采煤工作面开拓、准备巷道的工程量:

①在-142米水平沿B5煤层布置采区回风巷共计95m。

②在-190m水平B5煤层工作面运输巷到位后,在工作面布置3个天眼组,每个天眼相隔10m,3个天眼每上10m进行分层并互相贯通,其中人行天眼必须错开位置,准备巷道进尺量:

130m。

六、采区生产系统

(一)运输系统

1、运煤系统

工作面→溜煤眼→采区运输巷→-190米北一石门→-190米西大巷→东暗绞→主井一水平→主井→地面

2、运料系统:

材料自地面料场→井口→付井→二绞→西三绞→-88米水平南大巷→南四绞→-142米北一石门→工作面回风巷→工作面

1、采区准备时的通风系统

-142米煤层回风巷

付井→二绞→西三绞→-88米水平南大巷→南四绞→-142米北一石门→局扇→工作面

-190米煤层运输巷

主井→东暗绞→-190米水平西大巷→-190米北一石门→局扇→工作面

2、工作面投产的通风系统

主井→东暗绞→-190米水平西大巷→-190米北一石门→工作面运输巷→工作面→回风天眼→工作面回风巷→-142米北一石门→-142米通风天眼组→-88米水平集中风巷→主井二水平回风上山→主风井→地面

3、风量配备

3、风量配备

(1)、煤巷掘进工作面实际需要风量

a.按工作面同时工作最多人数计算:

Q掘=4·N·K=4×9×1.2=43m3/min

式中:

Q掘—煤巷掘进工作面需要风量,m3/min

b.按工作面一次爆破炸药最大用量计算:

Q掘=25·A·K=25×1.2×1.2=36m3/min

式中:

25—每公斤炸药供风量,m3/min

A—一次爆破炸药最大用量,kg

K—风量备用系数,取1.2

c.按工作面绝对瓦斯涌出量计算:

Q掘=100·qCH4绝·K通=100×0.23×1.6=36m3/min

式中:

qCH4绝—工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min

K通—风量备用系数,取1.6

经计算,煤巷掘进工作面需要风量为43m3/min,选用BKY60—5.5型局扇压入送风,最大额定风量2.5m3/s,效率70%,局扇有效吸风量90m3/min。

(2)、回采工作面所需风量

a.按工作面同时工作最多人数计算

Q回=4·N·K=4×9×1.2=43m3/min

式中:

Q回—回采工作面需要风量,m3/min

K—风量备用系数,取1.2

b.按工作面一次爆破炸药最大用量计算:

Q回=25·A·K=25×2.1×1.2=63m3/min

式中:

25—每公斤炸药供风量,m3/min

A—一次爆破炸药最大用量,kg

K—风量备用系数,取1.2

c.按工作面绝对瓦斯涌出量计算:

Q回=100·q回·KCH4=100×0.65×1.6=104m3/min

式中:

q回—工作面绝对瓦斯涌出量

KCH4—风量备用系数,取1.6

经计算,回采工作面需要风量为104m3/min。

考虑到矿井水平多,运输环节多,通风线路长,阻力较大,为预防风量分配上造成采区风量实际风量偏小,因此,还必须留有一定的备用量,按1.5的系数计算:

104m3/min乘以1.5=156m3/min

采区所需风量为

Q采=156m3/min。

(三)供电系统

1、电压等级

1动力电压380伏

2煤电钻电压127伏

2、采区供电情况

因本采区电器设备不多及本矿供电情况,在采区内不设置配电峒室,只设一配电点,配电点设在-142南四绞下部车场一侧的机电硐室,由配电点向各处供电。

线路由井口变压器引出→井口配电房→主井→一水平总开关→总开关→采区总开关→采区各用电地点

1、主井及采区机电设备的数量和变压器的选择

设备名称

电机功率(KW)

使用数(台)

总功率

备注

主提升绞车

75

1

110

西主绞绞车

37

1

37

西付绞绞车

22

1

22

东暗绞绞车

37

1

37

副绞水泵

37

2

74

西主绞水泵

37

2

74

东暗绞水泵

37

2

74

发电(M8、-12)

1.2

2

2.4

5.5kw局扇

35.5

3

16.3

合计

446.7

 

2、计算变压器容量

根据SB=

式中:

SB:

变压器计算容量(KVA)

Σpei:

由该变压器供电的设备总功率(KW)

Kx:

需用系数:

0.65

cos¢di:

加权平均功率因素0.7

则SB=

=414.8(KVA)

本矿已配备一台500KVA的变压器,其额定容量为500KVA。

3、井下主供电电缆的选择

计算公式:

IY>Ig

Ig=

式中:

IY:

电缆长期允许负荷电流(A)

Ig:

实际流过电缆的工作电流(A)

Ve:

电网的额定电压(V)

(1)矿井至采区机电设备电缆的选择

Ig=

=474.7(A)

根据计算,矿井已布置二根95mm2的矿用橡胶电缆,其单根长期允许负荷电流为285A,285A×2=570A,故满足要求。

(2)局扇电缆的选择

Ig=

=23.77(A)

根据计算,选用4mm2矿用橡胶电缆,其长期允许负荷电流为36A,满足要求。

(四)排水系统

在本采区回采过程中,主要受大气降雨影响,主要排水系统为:

西主绞→主井一水平泵房→主井放水巷→付井一水平泵房→地面

(五)管路系统

1、压风管路:

压风从主风井压风机房接出(3寸钢管)→主井一水平南绞(3寸钢管)→主井一水平(3寸塑管)→西付绞(2寸塑管)→西付绞-175米水平东大巷(2寸塑管)→→工作面(1寸塑管)

2、防尘管路:

井口防尘水池(3寸钢管)→主风井(2寸钢管)→主井一水平南绞(2寸钢管)→主井一水平(2寸塑管)→西付绞(2寸塑管)→工作面(1寸塑管)

(六)瓦斯监控监测系统

1、地面瓦斯监控监测室→主井→西付绞→西付绞→采掘工作面

2、监控监测型号,甲烷传感器KGJ-100,断电仪(主机)D×J-1。

 

(七)、炮眼布置、爆破说明和采煤工作面施工工艺流程

(一)采煤工作面施工工艺流程

一个循环:

安全评估---打眼---装药---放炮---通风---出煤---支护。

(二)炮眼布置特征表(表5)

每眼装药量

循环眼个数

循环用量

联线方式

炸药kg

炮泥m

眼深m

眼数个

炸药kg

雷管个

全串联

0.3

0.5

1.0

80

24

80

(三)炮破说明书(表6)

序号

项目

分类数量

单位

数量

1

打眼工具

型号

1.2kw手持电钻

台数

1

2

炮眼特征

循环眼数

80

平均深度

m

1.0

循环炮眼长度

m

80

3

火药

炸药种类

三级煤矿许用含水炸药、销铵炸药

每孔装药量

g/孔

300

循环用量

Kg

24

万吨耗

Kg/万吨

1727

4

雷管

种类

煤矿许用毫秒雷管

循环用量

80

万吨耗

个/万吨

5756

5

封泥

炮泥循环量

Kg

40

水炮泥循环量

80

循环封泥长度

m

40

 

图2工作面炮眼布置图

八、主要安全技术措施

(一)、打眼放炮

1、根据采掘工作面煤炭质的软硬,顶板性质。

采高和推进度等等因素,合理确定炮眼布置和装药量。

2、打眼前,必须首先检查煤电钻、电缆线有无损坏和漏电现象,发现问题及时处理。

3、打眼时,电钻的电缆线应放置在运输平巷一侧,并吊挂好,防止托运材料时卡断电缆发生事故。

4、打眼时,除注意顶板与支架处,还应注意煤壁的变化,如果顶板破碎或有局部冒落处,炮眼布置稀点或上底限不打顶眼,煤壁有伞应即时处理,支架不牢固,也应即时加固。

6、打完眼,必须将电钻放回顺槽平巷,同时把电缆盘好,不得将电缆乱丢乱放。

7、放炮员必须将炸药、雷管分别存放在火药箱内,并加锁,放置在安全地点。

8、放炮前,放炮员必须检查放炮器及专用放炮母线有无损坏现象,如发现有漏电的母线,禁止使用。

9、装药前首先清除炮眼内的煤粉,再用木炮棍将药卷轻轻推入孔内然后用炮泥充实炮眼,没有封泥的炮眼不准放炮,封泥的长度应为炮眼深度的二分之一。

10、放炮前,班长必须亲自布置责任心强的人员在警戒线和可能进入放炮地点的所有通道上担任警戒工作,放炮前,同时还要发出信号将所有人员撤至警戒以外的安全地点,同时还要将机器、工具和电缆等,应加以可靠保护。

11、放炮母线和连接线必须扭紧,并应悬挂起来,以防与导电体接触和崩坏放炮母线。

12、必须使用煤矿许用放炮器。

13、放炮器的手把或接线盒的钥匙拔出,摘出母线,并将线头接好。

14、装炮、连线和起爆工作只许放炮员一人操作。

放炮时,放炮员应首先发出警报后,再进行放炮。

15、放炮员必须在顶板较好支架完整牢固的地点进行放炮,放炮时的地点距炮眼的距离为直线距离不少于130米,拐弯距离不少于80米。

16、放炮后,放炮员和班长、组长必须检查顶板、支架、瞎炮、残炮等情况,发现问题应立即处理。

17、因放炮而发生冒顶、倒棚等情况,不得继续放炮,经处理后方准放炮。

18、发现瞎炮要即时处理,并要当班处理完毕,处理瞎炮的方法是在距离暗炮0.3米处,另打一个与瞎炮平行的新炮眼,装药放炮,严禁用手镐刨出或从炮眼内拉出引药、雷管。

未爆炸的炸药,不得混在炸落的煤炭内。

19、放炮时,必须实行“三人联锁”和放炮“三保险”。

(二)、顶板管理

1、运输大巷、平巷均采用12号工字钢支护,棚距不大于500mm,帮棚用竹帘、尖板或背板拼牢拼实。

2、工作面必须保持两个以上畅通无阻的安全出口,一个通向回风巷,一个通向运输平巷,两出口不得堆放材料,出口的高度不得低于1.6米,宽度不得低于1.6米。

最小断面应保持在1.6×1.6=2.56米2。

3、每个采煤工作人员,必须严格执行敲邦问顶制度,并经常认真检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况,发现危险应及时处理。

4、工作面的煤壁必须平整,不得留有伞檐和松动煤块。

5、回采工作面,必须经常备有一定数量的支架材料以利于安全生产,备用材料应堆放在远离工作面的回风巷中,备用材料数量、可根据回采工作面具体情况而定。

(三)、防治水

1、如果地面低洼地区或塌陷区有大量积水,可能直接经过采空区渗到井下影响工作面生产,必须予先排除,方可进行回采。

2、根据物探结果以及上下巷道的控制情况,本采区无透水情况,但出现万一情况时,必须按作业规程中有关规定的路线撤退其路线应保护畅通无阻。

3、如果在布置准备巷道时,遇可疑情况,还必须编制探放水设计,并按设计进行探放水,井下进行探放水之前,必须充分估计水压和积水量,排水路道要畅通,排水设备要完好,必要时应有备用设备。

4、井下每探水眼的位置、方向、深度、打探水眼起止时期,探水负责人都要详细记录,打探水眼时,如发现向外流水或有易燃气体时应停止作业,向上级汇报采取措施进行处理。

5、井下探水工作,必须有专人负责,要有专项安全措施。

6、回采工作面顶板有淋水时,应查明水源,加强工程质量和加强顶板管理工作。

7、安全出口必须经常检查、维修、出口处顶板及支架情况不好,应设专人进行维修。

8、安装完善-142水平的排水设施,清理好排水沟和水仓,确保排水能力。

(四)、防灭火

煤层不易自燃,但必须预防外因火灾。

1、煤眼内的煤粉出尽,严禁用可燃物充当炮泥。

2、加强机电设备的管理,严禁失爆,严禁有“明接头、羊尾巴、鸡爪子”。

3、在机电硐室配齐足够的防灭火器材,职工必须随身携带自救器。

4、杜绝电气设备失爆、电缆破皮等容易引起火灾的现象,煤电钻必须使用综保,局扇必须实行“三专”。

(五)、采区防尘

采区装设防尘洒水管路进行洒水降尘,防尘洒水管路由西东三绞上部车场的净化储水池,用专用水管引到工作面。

(六)、防瓦斯

1、掘进当头采用局扇送风,局扇必须安装在距离回风口不少于10米的进风巷一侧。

2、风筒必须使用阻燃橡胶风筒,风筒送至当头,距离当头不大于5米,工作面风筒直径不小于300mm。

且加强风筒的日常维护,确保不因风筒破损而漏风。

3、当工作面出现瓦斯积聚时,必须先排放瓦斯,在瓦斯降至0.9%以下时,方准作业。

排放瓦斯时必须严格按照《排放瓦斯安全措施》执行,严禁瓦斯超限作业。

4、在工作面以及回风巷中按照有关规范要求装设瓦斯传感器。

5、瓦斯传感器位置必须根据工作面的进度及时调整位置。

(七)、其它

1、在采区安装好通讯设备,保证能够与其它地点及地面调度通讯畅通。

2、加强工作面回风巷道及运输平巷的修理工作,严禁巷道支柱变形、π出、移位等现象,严禁漏芦、片帮,确保断面并畅通。

3、遇到作业地点情况变化时,必须及时汇报,等待处理,严禁盲目作业。

4、抓好运输线上的管理,杜绝运输事故的发生。

5、运输大巷掘进时,局扇送风齐头风量必须保证在60m3/min以上,要分配好矿井东西两翼风量及抓好局扇和风筒的管理,该翼主要是抓好-88m水平调节风门的管理,调节风门根据采区实际需风量调节好窗口,避免工作面风量不足,并检查其回风线路,确保回风线路的畅通。

6、斜坡施工必须用板皮及坑木钉好挡墙,将行人道与下碴道隔开,挡墙高度不少于1.6m。

7、斜坡在施工期间必须做到行人不出碴,出碴不行人。

8、施工时必须装好上下联系信号,运料及行人均应采取信号联系方式,信号联系好后方可进行行人或运料。

9、各提升绞必须设好“一坡三

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