三石门C5煤层北运输巷掘进工作面作业规程.docx
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三石门C5煤层北运输巷掘进工作面作业规程
桐梓县蔡家塘煤业有限公司
北三石门、C5煤层北运输巷
掘
进
作
业
规
程
二〇一一年元月十日
北三石门、C5煤层北运输巷
掘进作业规程会审栏
职务
姓名
时间
职务
姓名
时间
矿长
机电副矿长
技术负责人
安全科长
生产副矿长
生产科长
安全副矿长
编制
防突副矿长
会审意见:
第一章掘进面概况
第一节编制依据
1、已审批的蔡家塘煤矿(变更)《开采方案设计》、《安全专篇》。
2、2010年版《煤矿安全规程》及其执行说明。
3、煤矿《作业规程》编制内容及要求。
4、《煤矿工人技术操作规程》(煤生字[1996]547号)。
5、《生产矿井井巷工程质量检验评定标准》。
6、《采矿设计手册》。
7、《煤矿安全生产条件基本规定》(国办发[2003]58号)。
8、《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-94。
9、《矿井防灭火规范》(试行)。
10、《矿井通风安全装备标准》。
11、《矿井通风安全监测装备标准》。
12、蔡家塘煤矿2011年度采掘计划。
13、掘进各工种操作规程、岗位责任制以及矿有关安全、技术管理规定和制度。
第二节概述
一、巷道名称
+775m、北三石门C5煤层北运输巷
二、巷道位置
巷道位于矿井北翼一采区下部,南经+775m岩石集中运输巷与主平硐相接,西经C3人行上山分别与+921m、+850m回风三石门相连,北经矿井北翼轨道上山与+921m总回风巷相通,+775m以下C5煤层未开拓,本水平以上C3煤层未准备。
地面标高为+1069.0m~+1233.5m,巷道底板标高+775.20m。
三、工程量
北三石门C5煤层北运输巷、巷道长度260m,工程量约1300m3。
四、巷道用途
用于5103北采面运煤、运矸、通风、行人和运料等。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表2-1
采区
一采区
工程名称
北三石门C5运输巷
地面标高/m
+1069.0~+1233.5
井下标高/m
+775.2m
地面相对位置、建筑物、及其它
位于新龙湾与白杨岗之间,地面为山坡地形,无建筑物
井下相对位置对掘进巷道的影响
C3溜煤、行人、矿井北翼轨道三条上山,和+775m北二石门C5运输巷对该巷道掘进`无大影响
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
无
第二节煤(岩)层赋存特征
1、地层
矿区内出露地层有:
二叠系下统茅口组(P1m)、上统龙潭组(P3l)、长兴组(P3c)、三叠系下统夜郎组(T1y)、茅草铺组(T1m)。
如下:
⑴二叠系下统茅口组(P1m)
矿区仅出露茅口组(P1m)的一部分,为浅灰~灰白色厚至中厚层状细晶灰岩,夹燧石团块。
厚度大于100m。
⑵二叠系上统(P2)
①龙潭组(P2l):
是矿区的含煤地层,厚50~70m,与下伏茅口组(P1m)呈假整合接触。
根据岩性组合、含煤性可分为三段:
上段:
上至长兴灰岩底界,下至C5煤层底界,厚20~38m。
上部为薄层状生物灰岩夹泥岩及粉砂质岩;下部为泥岩、粉砂质泥岩夹生物灰岩及煤。
该段含煤2~3层,其中稳定可采煤一层。
中段:
上至C5煤层底界,下至C3煤层顶界,厚12~25m左右。
上部为泥岩、粉砂质泥岩夹薄层状菱铁矿(岩)及煤线;中部、下部为中厚层状生物灰岩夹泥岩及粉砂质泥岩,平均厚庋21.2m。
下段:
上至C3煤层顶界,下至茅口组顶界,厚5~15m。
与下伏茅口灰岩呈假整合接触。
上部为黑色炭质泥岩、粉砂质泥岩及煤层(线),下部为灰色含黄铁矿粘土岩。
该段含煤2~3层,其中可采煤一层(C3)。
②长兴组(P2c):
灰至深灰色中厚层状石灰岩,层间夹炭泥岩,含燧石结核、条带。
厚约50~70m,70m为岩溶裂隙水层,含水性中等。
⑶三叠系下统(T1)
①夜郎组(T1y):
按其岩性可分为三段,现从老到新简述如下:
沙堡湾段(T1y1):
灰绿色、黄灰色泥岩、钙质泥岩。
厚3~8m。
玉龙山段(T1y2):
浅灰、灰色薄至厚层状微至细晶石灰岩,顶部见鲕粒灰岩,底部为灰色薄层状泥灰岩。
厚120-140m。
九级滩段(T1y3):
:
按其岩性组合分为三个亚段:
上部:
紫红、黄绿、土黄色粉砂岩、泥质粉砂岩、钙质泥岩、泥岩。
间夹薄层状泥灰岩,顶部为黄绿色钙质泥岩。
中部:
浅灰白色中厚层状细晶灰岩。
下部:
紫红色、黄绿色钙质泥岩、粉砂岩、泥岩,间夹薄层状泥灰岩。
该段总厚180~210m。
②茅草铺组(T1m)
矿区内仅出露其下部的一部分,为灰色薄层至中厚层状微细晶石灰岩、白云质灰岩、泥质石灰岩。
厚度大于20m。
⑷第四系(Q)
为残坡积河床堆积物。
厚0~20m。
2、煤层
⑴含煤地层
上二叠统龙潭组为本区主要的煤系地层,厚70-75m,与下伏茅口组(P1m)呈假整合接触。
根据岩性组合、含煤性可分为三段:
上段:
上至长兴灰岩底界,下至C5煤层底界,厚20~38m。
上部为薄层状生物灰岩夹泥岩及粉砂质岩;下部为泥岩、粉砂质泥岩夹生物灰岩及煤。
该段含煤2~3层,其中稳定可采煤一层。
中段:
上至C5煤层底界,下至C3煤层顶界,厚12~25m左右。
上部为泥岩、粉砂质泥岩夹薄层状菱铁矿(岩)及煤线;中部、下部为中厚层状生物灰岩夹泥岩及粉砂质泥岩,平均厚庋21.2m。
下段:
上至C3煤层顶界,下至茅口组顶界,厚5~15m。
与下伏茅口灰岩呈假整合接触。
上部为黑色炭质泥岩、粉砂质泥岩及煤层(线),下部为灰色含黄铁矿粘土岩。
该段含煤2~3层,其中可采煤一层(C3)。
⑵可采煤层
矿区内共含可采煤层2层。
其中C5煤层:
产于龙潭组上段底部,上距长兴灰岩底界20~30m,厚1.40~2.2m,平均1.8m,煤层结构简单,一般无夹矸,具粒状、鳞片状结构,开采后均为粉状。
区内稳定可采。
为主要可采煤层。
C3煤层:
产于龙潭组上段下部,下距茅口灰岩顶界5~15m,上距C5煤层12~25m。
厚0.3~0.8m,平均0.6m,煤层结构简单,夹矸二层,具粒状、鳞片状结构,开采后均为粉状。
区内稳定可采。
为矿区次要可采煤层。
可采煤层特征
区域组
煤层名称
煤层厚度(m)
层间距
m
煤层夹矸数
稳定性
煤层
倾角
(度)
煤种
顶底板岩性
最大
最小
平均
顶板
底板
龙潭组
C5
2.2
1.4
1.8
C5-C3间距16m
0
稳定
360-400
瘦煤
黑色泥岩、浅灰色泥灰岩
泥岩
煤尘爆炸性
无
煤层自燃发火性
不自燃
龙潭组
C3
0.8
0.3
0.6
C5-C3间距16m
2
稳定
360-400
瘦煤
黑色泥岩、浅灰色泥灰岩
泥岩
煤尘爆炸性
无
煤层自燃发火性
自燃
(3)煤层及顶底板岩性柱状图
第三节地质构造
矿区位于松坎向斜西翼。
区内地层呈单斜构造,产状较陡,倾向2400-2800,倾角220-340。
中部较缓,两端较陡。
仅在矿区外围北部边缘发育一断层(F1),该断层走向北西,倾角750-800,为正断层,采区煤层开采无影响。
构造复杂程度属简单型。
第四节水文地质
矿区呈北南向展布,为低中山地貌,两端高,而中部则较低,最高海拔标高+1233.5m,最低标高+600m,木瓜河从矿区以东约3Km处流过,河谷最低标高+400m。
根据区域水文地质资料,木瓜河河谷标高+400m应为矿区最低侵蚀基准面。
矿区内溪沟较发育,其中部鱼前沟即为矿区内最大溪沟,该溪沟由东向西流过矿区中部,切割煤系地层最低标高为+695m,河谷最低标高为+600m,此标高为最低侵蚀基准面。
根据已有资料,大气降雨为矿井直接充水因素,表现为煤层顶板裂隙水。
本巷道地表为山坡山梁沟谷地形,距地表垂深为117-375m,有河谷小河流(季节性),预计地表水对工作面正常掘进无影响。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、描述巷道布置
北三石门、C5煤层北运输巷布置在C5煤层中,巷道底板标高+775.2m,巷道按煤层走向由南向北进行掘进,坡度设计为3‰,腰线高度1.0m,属煤及半煤岩巷。
二、巷道净断面的设计
金支架棚巷道断面图:
(单位mm)
附:
巷道平面布置
第二节矿压观测
一、观测内容
矿压观测内容:
顶板观测,压力的显现及变化观测。
加强技术管理,要搞好矿压观测,搞好支护质量与顶板动态监测监控。
遇地质变化要及时修改作业规程或制定补充措施。
二、矿压观测方法
听声音看煤壁,信号支拄变化,煤壁片帮严重,煤层松软,局部冒顶增多,顶板漏粉掉碴,出现断裂甚至出现台阶下沉,可以听到顶板断裂声,响声沉闷。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据本采区的柱状图资料分析,C5煤顶板直接顶为泥灰岩,厚度为1.3m,属Ⅱ类顶板,采用11#矿工钢加工成金属铁棚架棚支护。
二、金支架棚支护参数设计
1、支护规格的确定
11#工字钢,顶梁长1.82m,腿子长:
水沟边2.4m,底板边腿子长2.2m。
2、棚距的确定
根据国际通用的估算采场压力公式:
Pmax=(4~8)Mγ(t/m2)
Pmax=8×1.8×2.5=36t/m2
M—煤厚m,γ—上覆岩石平均容重t/m2
设棚距为x,则一根棚梁上所受的压力(均布荷载)为:
q=Pmaxx
11#工字钢允许的最大弯矩为:
Mmax=[δ]Wz
棚梁的中心截面上弯矩最大:
Mmax=ql2/8
[δ]—140×106MPa
Wz—抗弯截面模量144.5×10-6m3
l—棚梁长
则:
Mmax≥ql2/8,棚梁才不会被破坏
即有[δ]Wz≥ql2/8故x≤8[δ]Wz/Pmaxl2
当L1=1.82m时,x1≤8×(140×106×144.5×10-6)/(36×1000×1.82×1.82)=1.36m
3、支护参数
参数
单位
指标
参数
单位
指标
岩石坚固性系数
f
4-6
棚梁长
m
1.82
掘进断面积
M2
3.2
棚距
m
0.8
净断面积
M2
2.8
棚脚
m
0.2
支护型式
金支
超前距离
m
≤0.7
第四节支护工艺
一、金支支护工艺及要求
梁头保持平整,棚架不能前倾后仰,下脚一致,柱窝到老底(软底时必须进行穿鞋处理),架棚间距0.8m,背帮接顶不能用腐木烂材,必须用坚硬的木材,背帮绞顶必须严实,不能有空顶宽帮。
二、临时支护
1、临时支护形式
(1)临时支护采用前探梁支护。
每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两担金属铁棚上,前探上用大木板(长×宽×厚=1600×150×70㎜)。
(2)前探梁及吊环规格:
前探梁:
采用矿用工字钢9#制作,长4.5m。
吊环:
采用10㎜厚的铁板加工制作,强度必须达到要求。
2、临时支护工艺、工序及要求
(1)掘进(爆破)进度达到规定距离后,工作人员站在永久支护下,用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸(煤),并随时进行敲帮问顶工作,确保无安全隐患后,人员站在永久支护下。
(2)上前探梁时,不少于3人。
(3)前探梁移到碛头后,在最后一个吊环上用木楔将前探梁加固。
(4)加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定采取措施后方可断续工作。
(5)顶板严重不平、巷道开口、巷道转向无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时,必须使用3根戴帽园木支柱进行临时支护,并能全面掩护作业地点。
第四章施工工艺
第一节施工方法
采用放炮落煤矸(破部份底板掘进),煤岩分掘、分装、分运,装运掘支单行作业,一次成巷的方法。
凿岩方式
一、凿岩机具
煤层采用风煤钻打眼,岩层采用YT-24型风钻打眼。
二、工艺流程
安全、瓦斯检查→标定腰线(根据装车线高度1.4m进行标定)→打眼→安全、瓦斯检查→装药连线、撤人设岗→放炮、排放炮烟→安全、瓦斯检查→洒水防尘→临时支护→装运煤矸→永久支护→文明生产。
三、炮掘施工方式
掘进施工时采用普通钻爆法施工工艺。
采用先煤炭拉槽、后刷帮卧底的方法。
钻爆工艺流程
钻眼前检查瓦斯→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人设警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水消尘、维护顶板→临时支护→装运煤、矸→永久支护。
3、钻爆工序要求
1)钻眼前,必须详细检查正头10m范围内的支护,发现问题及时处理。
2)必须依据腰线布置眼位。
3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式钻眼。
4)爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。
5)爆破采用正向装药,串联联线方式,使用毫秒电雷管,不低于三级的煤矿许用乳化炸药,每眼使用1个水炮泥。
6)爆破前,班长必须派专人在进入工作面的各通道设置警戒(具体位置见图)。
每一警戒点安排2人放警戒,设好警戒后,一人负责警戒,另一人返回通知已设好警戒。
只有警戒地点的警戒员返回通知后,方可在关闭防突风门后爆破。
爆破后,警戒员等待30min后才能撤出警戒。
7)搜索撤人路线,一组沿C3人行眼搜索撤人至+921m回风三石门处,一组沿矿井北翼轨道上山搜索撤人至+850m回风三石门处,一组沿+775m北三石门搜索撤人至北三石门避难硐室。
8)放炮点设在北三石门避难硐室内
第三节爆破作业
采用普通钻爆法施工工艺。
炮眼布置图与爆破说明书见图
炮眼布图
爆破参数
炮眼名称
编号
孔深
m
眼数
角度
装药量
雷管段号
爆顺序
封泥长度
联线方式
垂直
水平
条/眼
kg
煤掏槽
1-4
1.8
4
90
75
4
2.4
Ⅰ
1
0.7
串联
煤辅助
11-12
1.6
2
90
90
2
0.6
Ⅲ
2
0.7
底眼
7-10
1.6
5
85
90
3
1.35
Ⅲ
2
0.7
顶眼
5-6
1.6
2
90
90
2
0.3
Ⅲ
2
0.7
爆破说明书
序号
名称
单位
数量
1
瓦斯等级
高瓦斯
2
掘进断面
M2
5
3
岩石硬度
f
4~6
4
循环进度
m
1.6
5
班循环个数
个
1
6
炮眼深度
m
1.8
7
炮眼数量
个/循环
9
8
3#煤矿安全炸药
Kg/循环
4.95
9
雷管
个/循环
12
10
单位体积实体煤岩装药消耗
Kg/m3
0.99
11
单位体积实体煤岩雷管消耗
发/m3
2.4
第四节装载与运输
1、装煤、运煤:
采用V型翻斗矿车,人工装运煤,推车至+775m北三石门车场组车后,用5t防爆型蓄电瓶机车运煤至地面煤仓翻倒。
2、装矸、运矸:
采用V型翻斗型矿车,人工装矸,推车至+775m北三石门车场组车后,用5t防爆型蓄电瓶机车运煤至地面矸石场翻倒,汽车运走。
3、材料及设备运输:
材料及设备采用架子车装好,全车高度不得超过1.5m,用5t机车通过主平硐运输大巷运至+775m北三石门车场,人工运至掘进工作面。
第五节管线及轨道敷设
一、各类管道、风筒及缆线设施的布置及要求
1、风筒、风管、水管、电缆、枕木及轨道按巷道断面图附图布置。
2、风筒吊挂靠上帮、铁棚上吊挂,要求做到逢环必挂。
风筒距工作面碛头不大于5m。
3、风管、水管用铁丝捆绑在铁棚上,每隔3-5m捆一道,悬挂高度不低于0.5m,距工作面不超过20m,必须吊挂牢固。
4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上,且每钩只准挂一根电缆。
二、管道、风筒及缆线敷设方式
管道、风筒及缆线敷设方式见表如下:
序号
名称
规格型号
安装地点
距轨面高度(m)
1
高负压瓦斯抽放管
Ф120
至C5煤层钻场
1.8
2
风筒
Φ500㎜
至碛头5m
1.6
3
风管
Φ25㎜
至碛头20
0.5
4
水管
Φ25㎜
至碛头20
0.5
三、轨道铺设
1、轨道枕木必须铺在实底上,掘进巷道轨道使用15kg/m单轨铺设,轨距0.6m,轨道至人行道一侧不小于800㎜,轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于500㎜,要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效,接头间隙不超过5㎜,高低和左右错差不得大于过2㎜,轨道枕木间距不大于1000㎜,并且轨枕必须垫实。
2、不同轨型要集中铺设,严禁不同轨型钢轨混用。
3、运输沿线及车场要保持清洁无异物,并且要保证道岔使用灵活可靠。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
风煤钻
ZMQ17
台
2
备用一台
2
局扇
FD-NO6/15型
7.5KW×2
台
2
备用一台
3
风动凿岩机
YT-24
台
2
备用一台
4
便携式瓦检仪
DMA-Ⅱ
台
2
备用一台
5
防爆程控电话
KTH8
台
2
备用一台
6
发爆器
MFB-100
台
2
备用一台
7
自制翻斗矿车
V型
部
3
备用一部
8
光学瓦斯检测仪
光学
台
2
备用一台
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式
采用局部通风机压入式给工作面供风。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Qj1=100qb×Kb=100×0.69×2.0=138m3/min
式中qb—掘进工作面回风流中沼气的平均绝对涌出量,根据预测本矿掘进面最大涌绝对涌出量为0.69m3/min;
Kb—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,它是掘进面最大涌出量与平均涌出量之比,一般对于机掘进工作面Kb为1.5~2.0,对于炮掘进工作面Kb为1.8~2.0,本矿取Kb=2.0。
2、按炸药使用量计算
Qj2=25AJ=25×4.95=123.75m3/min。
式中:
AJ—掘进工作面一次使用的最大炸药量,㎏;
掘进巷道断面掘进面积按5.0m2计算,炮眼密度为0.60×0.60(m),炮眼数为5.0/(0.65×0.65)=12个,每眼装药量按412.5g计算,则掘进面需炸药12×0.4125=4.95㎏。
3、按工作人员数量计算
Qj3=4Nj=4×12=48m3/min
式中:
Nj—每个掘进工作面同时工作的最多人数,人;
4—每人每分钟4m3供风标准。
4、按风速进行验算
根据以上计算,Qj=max(Qj1,Qj2,Qj3,)=max(138,123.75,48)=138m3/min
掘进断面Sj=5m2,由此掘进巷道风速为Vj=Qj/Sj=138÷5÷60=0.46m/s,满足《煤矿安全规程》规定,取风速0.25-4m/s的要求。
三、局扇选型及风筒确定
根据风量计算选用FD-N06/15型7.5KW×2的对旋式局部通风机,两台,(达到双风机双电源并配齐自动切换装置,确保供风稳定可靠。
)其风量为170-260m3/min,配直径Ф500mm柔性双抗材质的风筒,风量能满足要求。
四、局扇全风压供风处的风量计算
Qj=Qfj×If×KF=260×1×1.34=348.4m3/min
式中:
Qfj—掘进工作面局通风机的额定风量
If—掘进工作面同时运转的局部通风机台数;
KF—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般应大于1.34。
(压入式局部通风机及启动装置必须安装在进风巷道中、距回风口不得小于10m、局部通风机处全风压供给风量必须大于局部通风机吸风量的1.34倍,配风后经验算,满足要求)。
五、局部通风机的安装地点
安设在三石门内距北翼轨道上山下车场入口大于10m的位置。
见通风系统图附图:
第二节压风
本工作面风源来自地面工业广场压风机房,该机房安装有20m3压风机二台,承担井下掘进工作面用风,通过压风管路到达掘进工作面用风地点,主管的管径为Φ108×4㎜,支管为Φ57×3.5㎜。
压风设备技术参数见如下表:
序号
设备
名称
型号
数量
(台)
管径(㎜)
排气量
m3/min
风压
MPa
安装
位置
1
压风机
SRC-150SA
2
主管Ф108×4
20
0.8
地面
第三节瓦斯防治
1、通过巳揭露情况,该区域C5煤层瓦斯含量相对较低,但为了掘进安全。
因此该掘进工作面必须严格按照“四位一体”的防突措施进行施工。
2、若掘进工作面瓦斯偏高必须按下列措施进行
1)、掘进工作面抽放瓦斯采用边抽边掘(卸压抽放)方式。
2)、工作面必须按规定实现先抽后掘,抽放效果达到要求。
3)、利用矿井的高负压抽放系统进行边抽边掘煤层瓦斯,抽放泵的型号为2BEA-253型水环式真空泵2台,电机功率55KW。
抽放主管内径为Φ160㎜、支管内径为Φ100㎜。
4)、沿巷道掘进方向相距40m布置一组钻场,每组钻场分别位于巷道两帮各布一个钻场,钻场的规格为:
4×4×2m,相邻两钻场之间的间距为20m。
底板边钻场内,沿走向布置10个边掘边抽钻孔,控制巷道轮廓线外煤层倾斜方向20m范围。
顶板边钻场内,沿走向布置6个边掘边抽钻孔,控制巷道轮廓线外煤层倾斜方向10m范围。
孔深60m。
5)、钻孔布置的原则就是保证将钻孔布置在煤层内,钻孔倾角与巷道底板平行或根据煤层厚度向上或向下倾斜。
为扩大钻孔覆盖范围,抽放钻孔应以巷道中线为基准,向周围煤体呈放散状排列,以提高抽放效果。
6)、抽放管必须按规定设置放水器,按规定进行放水。
7)、抽放钻场、抽放管及其它抽放设施上严禁堆放任何杂物、设备和材料。
8)、抽放管路架设不得小于1.8m,管路敷设要求平直,避免急弯,进行气密性检查。
9)、瓦斯管路不得与带电物体接触并有防止砸坏管路的措施。
严禁撞击、碰撞、蹬踩抽放管路及抽放设备。
第四节综合防尘
防尘供水水源来自第三井筒地面250m3消防水池,工作供水管直径Φ50㎜,保证水质清洁,水中悬浮物含量不得超过150mg/L,粒径不大于0.3㎜。
严格执行工作面综合防尘标准,具体规定如下:
1、防尘管路铺设:
防尘管路在掘进巷道内每隔50m设一个三通阀门,管路的接头、三通不得有线性漏水,三通阀门必须上手把,手把必须安设在人行道一侧。
2、净化水幕
(1)离掘进工作面20m左右地方设置水幕净化风流,水幕随着掘进工作面推进而挪动位置,一般每推进30m挪动一次。
距巷道开口30m以内安设一道净化水幕。
(2)净化水幕水管:
①水管的长度距巷道上、下帮不得超过40cm;②水管要安装在距顶板不超过30cm的位置;③水管的两端各安装一个喷嘴,其余喷嘴间距30-40cm。
(3)喷嘴的方向:
①距巷道口30m范围内的净化水幕喷嘴方向与风流方向一致;②距工作面20m范围内的净化水幕水管喷嘴方向与风流相反;③喷嘴方向要略向下,与巷道顶板基本平行。
3、定期清尘:
设专人每个月定期清扫和刷洗巷道周壁沉积的煤尘,巷道中的水管、风管、风筒、电缆、迎风风面煤尘厚度不得超过2㎜,巷道底板煤尘厚度不超过2㎜,堆积连续不得超过5m。
4、炮掘作业防尘
(1)钻眼应采用湿式作业,供水压力以0.3MPa左右为宜,但应低于
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