1502S运煤通道安全措施.docx
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1502S运煤通道安全措施
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置
1502S运煤通道位于严家圪垛村东部,薛家山村南部。
地表以山丘为主,地面标高+1010~+1060,井下标高+733~+777,开门位置在1501S运输巷风桥以里36m,全长323m,下一步1502S工作面运煤系统经过运煤通道进入1501S运煤系统,需掘进运煤通道,为保证施工安全特编制安全技术措施。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为形成1502S工作面运输系统。
三、巷道设计长度、工程量及服务年限
1502S运煤通道设计长度约323m,其中炮掘巷道168m。
服务年限:
约2年。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
煤层名称
5#
水平名称
+800水平
采区名称
一采区
工作面名称
1501S工作面
地面标高
+1010~+1060
井下标高
+733~+777
地面位置
本工作面位于严家圪垛村东部,薛家山村南部。
地表以山丘为主
井下位置及
相邻关系
1502S运煤通道南侧为1501S工作面,北侧为南翼总回风。
掘进对地面
设施的影响
该工作面相应地面位置无村庄及塌陷区,无采动影响。
走向长(m)
323
倾向长(m)
3.5
倾角
5-8°
第二节煤层及顶底板
一、煤层
该面所采5号煤层位于山西组下部,走向长度为323米。
从切眼起煤层平均厚度为3.82米;整体煤厚变化不大,为全区较稳定的可采煤层,煤层结构较简单,含0-3层泥岩夹矸,顶板多为砂质泥岩、泥岩及薄煤层,底板大部为泥岩、砂质泥岩,煤层倾角较小,倾角5~8°,属近水平开采,5号主采煤层埋深为330m左右。
二、顶底板
顶板多为砂质泥岩,泥岩及薄煤层,试验结果,极限抗拉强度为0.9~1.6MPa,极限抗压强度为43.5~126.6Mpa。
底板大部为泥岩、砂质泥岩。
试验结果,极限抗拉强度0.4~1.3Mpa,极限抗压强度64.7~80.3Mpa
直接顶分类:
软弱的不稳定的1类顶板
底板分类:
软弱的不稳定的1类底板
煤层顶底板情况表表1.2
顶底板名称
岩石名称
岩性特征
直接顶
砂质泥岩
砂质泥岩为主,个别为粉砂岩;
直接底
泥岩、砂质泥岩
泥岩、砂质泥岩为主,泥岩性较软,易风化破碎;遇水易泥质破碎。
第三节地质构造
一、工作面整体地质状况
本区大地构造处于华北地台的山西断隆西缘,鄂尔多斯台坳的河东断凹部位。
发育有近南北向的高角度正断层,总体构造为一向北西缓斜的单斜构造。
东部发育有正断层和次级褶皱。
主要构造有炭窑村断层(F7),(距本井约1.5km)杨家岭背斜,杜家沟向斜,张家塔背斜,韩家山向斜。
本井田位于杨家岭背斜西翼,为一平缓规则的单斜构造,地层总体走向北东,倾向北西,倾角5°~8°,井田内未发现有陷柱及断层。
总之,本井田构造简单,为一类。
二、构造情况:
据工作面掘进揭露资料分析,该面未发现其他褶曲构造发育,走向及倾向起伏变化较小,整体煤层基本较稳定。
工作面内不排除隐伏其它小断层的可能性,预计落差一般不会超过2m。
本工作面在回采范围内没有岩浆岩侵入,过断层另补充过断层安全技术措施。
第四节水文地质
一、工作面水文情况:
距太原组灰岩平均12.37米,5煤层与太灰之间多为泥岩厚层隔水层;在正常情况下各层之间水力联系较差,但不能排除导水裂隙的存在;另根据相关资料:
5号煤层开采技术条件较简单,充水含水层富水性较弱。
本区仍按可行性研究报告设计阶段矿井正常涌水量67m³/h,最大用涌量110m³/h,本工作面预计最大涌水量4.2m³/h。
本巷道北距裕民矿老空区约360米,因本区构造简单,基本上无水力联系。
二、其它水源:
矿井周围均分布有不同面积的采空区及古空区,对回采有一定影响。
三、涌水量:
本区仍按可行性研究报告设计阶段矿井正常涌水量67m³/h,最大用涌量110m³/h,工作面预计最大涌水量4.2m³/h。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、一采区巷道布置:
在一采区布置四条大巷:
南翼回风下山、一水平轨道下山、一水平运输下山、北翼回风下山;轨道下山沿5#煤底板掘进,铺设轨道进行物料的运输,工作面进风、物料运输通过一水平轨道下山进行;北翼回风下山沿5#煤底板掘进,采用皮带运输的布置方式,一水平运输下山沿5#底板掘进,工作面运煤通过一水平运输下山进行;南翼回风下山大巷沿5#煤底板掘进,工作面回风通过该巷道进行。
2.1工作面巷道布置:
1501S运煤通道沿5层煤底板布置。
第二节支护设计
一、临时支护方式:
(1)临时支护形式:
采用吊环式前探梁作临时支护,前探梁为长度不小于3.5米的3寸钢管或π型钢制成,数量2根,支点数4个,前探梁间距0.8-1.2米。
方木规格:
长×宽×厚=3.8×0.15×0.12m,当顶板不平,吊环不能正常使用时,可用40t溜子链代替吊环。
(2)临时支护顺序:
(1)、迎头放炮后,洒水降尘;
(2)、用长把工具(≥2m)敲帮问顶,摘除迎头危矸悬岩;
(3)、松前探梁方木木仨,拿下方木;
(4)、松前探梁木仨,将后面一个前探梁吊环移至前排上紧,前移前探梁,其中一根前探梁端面距迎头不大于300mm,另一根前移至不影响放方木和放钢带、铺网为原则;
(5)、往前探梁上放方木,不超过前探梁前端面;
(6)、往前探梁上放钢带,铺顶网;
(7)、前探梁联同钢带、网一同托起,将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm;
(8)、根据锚杆间排距和巷道中线将钢带调整到合适位置,涨紧网使两帮余量对称;
(9)、用板枇、木仨紧好前探梁方木,用木仨固定牢固前探梁。
二、巷道永久支护:
(一)、巷道规格及支护形式:
运煤通道规格:
长度×宽度×高度=323×3.5×3.2m(净)。
开门以里10m内左帮开宽1m
(二)、施工参数:
1、顶板使用¢6mm钢筋方格网(100*100mm)、¢20×2000mm全螺纹锚杆、3500*160*3mm厚锚带及长¢15.24*6000mm锚索、永久支护,每排锚带打5根锚杆,每根锚杆使用2850型中速树脂药卷2根,排距为0.8m,锚杆与锚杆之间补打锚索加强支护,施工锚索排距比例为2:
1:
2,每根锚索使用2850型中速树脂药卷4根加强支护,
2、帮部使用¢6mm钢筋方格网(100*100mm)、¢18×1800mm全螺纹锚杆、2600*160*3mm锚带、永久支护,每排锚带打4根锚杆,每根锚杆使用2850型中速树脂药卷2根,排距为0.8m。
(附图)
3、炮掘坡度按照底板坡度施工。
(三)工程技术质量要求:
1、严格按设计施工,按线作业。
2、巷道净宽:
中线至任一帮允许误差0~150㎜;巷道净高:
允许误差0~200㎜。
3、顶部锚杆紧跟迎头,帮部锚杆距迎头不超过2排,锚杆间排距必须符合设计要求,误差不超过±100mm;锚杆应垂直于岩层面,角度不小于75º,锚杆(索)托板必须紧贴岩面。
4、顶部锚杆眼深1950mm,帮部锚杆眼深1750mm,锚杆孔深度误差-10~+40㎜,锚杆外露部分不小于15mm,不大于50mm。
顶板锚杆锚固力不小于120KN、帮部锚杆锚固力不小于100KN;锚杆安装完15分钟后要进行再次预紧,要求顶部锚杆预紧力矩不小于100N·m,帮部锚杆预紧力矩不小于70N·m.。
5、锚索眼深5800mm,允许误差为±50㎜,安装完后锚索外露长度150~250mm,锚固长度为2000mm,锚索锚固力不小于200KN。
6、锚索紧跟迎头施工安装,顶部、帮部岩性较破碎时帮部锚杆必须紧跟迎头,失效锚杆、锚索必须及时补打。
(四)永久支护
附:
锚杆支护设计
按悬吊理论计算锚杆参数:
1、锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度,m;
H—冒落区高度,m;
K—安全系数,一般取K=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.8m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m;
其中:
H=0.5(m)
则L=2×0.5+0.8+0.05=1.85(m)取L=2.0m
2、计算锚杆间距、排距:
计算顶板锚杆间排距:
锚杆间排距几何平均数:
d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]=1/2×1.0×1.02×[3×0.9/(2×0.9+1)+(2×4-1)/(2×4+1)]=0.88
K锚---锚固方式系数,顶板采用树脂加长锚,取1.0
K护---护顶方式系数,锚带网支护时取1.02
I---围岩完整系数
Ⅰ:
整体性好取0.9Ⅱ:
整体性较好取0.75
Ⅲ:
整体性一般取0.6Ⅳ:
整体性较差取0.45
Ⅴ:
整体性很差取0.3
根据本矿情况,取I=0.9f---顶板岩性普氏系数,取f=4
则计算d=0.88
断面1-1:
断面
a、计算锚杆根数:
n=B/d=3.7/0.88=4.2取n=5B---巷道荒宽,取3.7m
b、锚杆间距:
D间=(B-0.4)/(n-1)=(3.7-0.4)/(5-1)=0.80取D间=0.8m
c、锚杆排距:
D排=d2/D间=0.882/0.80=0.96取D排=0.80m
从而确定顶板锚杆间排距为:
0.80×0.80m
2-2:
断面
a、计算锚杆根数:
n=B/d=3.7/0.88=4.3取n=5B---巷道荒宽取3.7m
b、锚杆间距:
D间=(B-0.4)/(n-1)=(3.8-0.4/(5-1)=0.85取D间=0.8m
c、锚杆排距:
D排=d2/D间=0.882/0.85=0.91取D排=0.80m
从而确定顶板锚杆间排距为:
0.8×0.8m
3-3:
断面
a、计算锚杆根数:
n=B/d=3.7/0.88=4.2取n=5B---巷道荒宽取3.7m
b、锚杆间距:
D间=(B-0.3/(n-1)=(3.7-0.3)/(5-1)=0.85取D间=0.8m
c、锚杆排距:
D排=d2/D间=0.882/0.85=0.91取D排=0.80m
从而确定顶板锚杆间排距为:
0.8×0.8m
第四章施工工艺
第一节施工方法
断面均采用锚带网支护,顶板及两帮均使用全螺纹钢等强锚杆支护,严格按技术科所放中线及施工放线通知单施工。
采用全断面一次装药一次爆破的施工方法,施工方法,沿煤11顶板施工。
上坡掘进时严禁留有伞檐施工。
每班均完成两个循环,一个大循环,一个小循环;大循环进尺1.6m,放炮前临时支护最大控顶距0.9m,放炮后临时支护最大控顶距2.5m;小循环进尺1.0m,放炮前最大控顶距0.9m,放炮后最大控顶距1.9m。
因风、水、电、人员及其他情况影响,不能完成两个完整循环时,可根据情况减少循环个数。
第二节凿岩方式
本规程所施工的巷道采用打眼放炮的方法破岩。
一、打眼机具:
根据煤岩性质采用2—3部钻眼工具配直径22mm中空六角钢钎及直径32mm柱齿钻头,巷道顶部锚杆眼采用MQT-90C型锚杆机配直径19mm,中空六角钢钎,直径27mm三翼钻头进行打眼。
二、降尘方法
采用综合防尘措施,湿式凿眼,短壁注水、扒装全过程、放炮前后,洒水降尘,放炮必须使用水炮泥,距迎头不超过10米安设炮区喷雾,30米范围内设两道自动水幕,第四道净化水幕距迎头不超过50米,每班按制度进行洒水灭尘。
全巷道每天洒水一次,迎头后第一组隔爆水袋距迎头60~200m,每间隔200米安设一组,并装满清水,水袋间距1.2~3.0m,挂牌管理,隔爆水袋棚区长度不少于20m。
降尘方法采用湿式打眼、短壁注水、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕,扒装机等转载点安设防尘水幕。
第三节爆破作业
(一)打眼机具:
根据煤岩性质采用1—2部YT—24(7665)型风钻、风钻配直径22mm中空六角钢钎及直径32mm柱齿钻头。
全部采用湿式打眼,钻孔施工要坚持定人、定钻、定眼、定位、定责的打眼方法。
(二)降尘方法
必须采取湿式钻眼、定期冲刷井壁巷帮、使用炮区喷雾,实现爆破喷雾和净化风流、在装岩(煤)期间洒水防尘、放炮前后洒水灭尘、放炮必须使用水炮泥等综合防尘措施。
(三)炸药、雷管
使用煤矿许用乳化炸药(或硝铵炸药)、毫秒延期电雷管。
(四)、装药结构
采用正向装药结构。
(五)、起爆方式
使用MFB-200型发爆器,全断面一次起爆,联线方式为串联联线。
(六)、掘进爆破管理:
(1)、所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆破材料性能及《煤矿安全规程》中有关条文的规定;按规定进行培训,经考试合格取得合格证后方能上岗。
(2)、爆破作业必须按照《煤矿技术操作规程》执行,井下爆破工作必须由专职爆破工担任,爆破工必须经过专门培训,有2年以上采掘工龄的人员担任,并持有爆破合格证。
爆破必须执行“一炮三检”、“三保险”、“三联锁”爆破制度。
爆破工必须依照爆破说明书进行爆破。
(3)、从放炮器具、爆破物品领取到装配引药、定炮、放炮、清查退库实行监督联责。
(4)、装配引药数量必须符合作业规程规定,按规定在火药临时存放点内进行装配,装配引药必须由爆破工进行,不得由他人代替,装配好的引药雷管脚线必须扭结。
引药装配以后,必须清点数目,放在专用炮头箱内。
(5)、严禁定炮和其他工序同时作业。
(6)、必须使用闭锁式爆破器,安监员保管闭锁钥匙,定炮后要用闭锁式爆破器进行网路导通检查,否则不允许爆破。
(7)、无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破;严禁裸露、短母线爆破。
爆破必须使用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼要用粘土炮泥填满封实。
炮眼深度超过1.0m时,水炮泥封泥量不得低于50cm,水炮泥外用黄泥炮泥填满封实,但最小封泥长度不少于20cm。
炮眼深度小于0.6m时,不得装药、爆破。
现场施工时,炮泥必须封满。
(8)、装药的炮眼必须当班放完。
在特殊情况下,如果当班留下未起爆的装药炮眼,当班的队长、爆破工、安监员必须在现场和下一班的队长、爆破工、安监员进行交接,填写交接报告单,并同时向安监处汇报。
(9)、爆破时出现拒爆、残爆必须由当班的队长、爆破工、安监员处理完毕后,方可离开现场。
(10)、严禁在掘进及其他爆破地点进行充、放电和母线导通试验。
(七)、装药
(1)、必须按照作业规程爆破说明书规定的各炮眼装药量、起爆方式进行装药。
各炮眼的电雷管号要与爆破说明书规定的起爆顺序相符合。
(2)、装药时要一手拉脚线,一手拿木制或竹制炮棍将药卷轻轻推入眼底,用力要均匀,使药卷紧密相接。
药包装完后要将两脚线末端扭结。
(3)、放炮时,必须采用正向爆破,严禁反向爆破。
正向起爆的引药最后装,引药及所有药卷的聚能穴都朝向眼底。
(4)、无论采用何种起爆方式,引药都应装在全部药卷的一端,不得将引药夹在两药卷中间。
(5)、定炮时,现场安监员监护好放炮员工作,与定炮无关的人员应全部撤至放炮警戒线以外的安全地点,严禁在定炮地点从事其它任何工作。
(6)、必须严格执行“一炮三检”、“三连锁”和“三保险”制度。
“一炮三检”即装药前、放炮前、放炮后必须检查放炮地点附近20m风流中的瓦斯浓度,若瓦斯浓度超过1%时,严禁装药放炮。
“三联锁”即执行“三人联锁”制度,放炮前放炮员将警戒牌交给班组长,班组长派人警戒并将命令牌交给瓦检员,瓦检员检查瓦斯浓度合格后将放炮牌交给放炮员,放炮员放炮后三牌物归原主。
“三保险”即站岗、拉绳挂牌、吹哨。
(7)、根据煤尘鉴定性爆炸鉴定报告,5#煤属煤尘可爆煤层。
使用毫秒延期电雷管时,最后一段的延期时间不得超过130毫秒。
(8)、严禁打浅眼、放小炮、明炮、糊炮、短母线放炮。
3、封泥
封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余炮眼部分应用黏土炮泥或不燃性的、可塑性的材料制成的炮泥封实。
严禁使用煤粉、块状材料或可燃性材料做炮眼封泥、无封泥、封泥不足和不实的炮眼严禁放炮。
炮眼封泥量的规定:
(1)、炮眼深度小于0.6m时,不准装药放炮。
特殊情况确需浅眼爆破时,要制订安全措施,报矿总工程师批准。
(2)、炮眼深度为0.6—1.0m时,封泥长度不得小于炮眼深度的二分之一。
(3)、掘进迎头炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。
(4)、掘进迎头炮眼深度超过2.5m时,封泥长度不得小于1m。
(5)、光面爆破时,周边光爆眼应用炮泥封实,且封泥长度不得小于0.3m。
(6)、现场施工时,炮泥必须封满。
4.爆破
(1)、母线与脚线连接后,爆破工必须最后退出工作面,并沿途检查爆破母线是否符合要求。
(2)、爆破作业前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查。
严禁用发爆器打火放电检测电爆网络是否导通。
(3)、爆破工撤至发爆地点后,随即发出第一次爆破信号。
(4)、爆破工接到班组长的爆破命令后,将母线与发爆器相接,并将发爆器钥匙插入发爆器,转至充电位置。
(5)、第二次发出爆破信号,再等5秒,发爆器指示灯亮稳定后,将发爆器手把转至放电位置,电雷管起爆。
(6)、电雷管起爆后,拔出钥匙将母线从发爆器接线柱上摘下,并扭接成短路;拔出放炮器钥匙。
(7)、放炮母线不得有明接头。
(8)、爆破时使用爆破喷雾,爆破前后对爆破地点附近20m范围内洒水降尘。
(9)、通电以后拒报爆时,爆破工必须先取下把手或钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路,再等一定时间(使用瞬发电雷管时,至少等5min;使用延期电雷管时,至少等15min),才可沿线路检查,找出拒爆的原因。
放炮员必须最后离开放炮地点,到警戒线以外放炮。
(10)、放炮前班组长必须亲自布置专人,在警戒线和可能进入放炮地点的所有相连通的巷道内布岗警戒,警戒人员必须在有掩护的安全地点进行警戒,每处站岗地点安排两人前往,一人站岗,一人回来通知放炮。
(11)、放炮前,班组长必须点清人数,确认无误后,方准下达放炮命令,放炮员接到班组长的放炮命令后,必须先发出放炮警号,至少再过5秒钟方可放炮,放炮后,放炮员和班组长必须巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、瞎炮、残炮等情况,如果有危险情况必须立即处理。
只有在工作面的炮烟被吹散、警戒人员由布置警戒的班组长亲自撤回后,人员方可进入工作面工作。
(12)、放炮安全距离为在与放炮地点相连通的巷道直线150m,拐弯75m外,并执行三保险站岗,挂牌、放炮吹哨。
(13)、放炮安全技术措施严格按新《煤矿安全规程》第295至346条规定执行。
(14)、放炮员从作炮头、迎头定炮联线、放炮等整个过程必须在安监员的监控下操作。
(八)、处理瞎炮:
爆破时出现拒爆、残爆必须由当班的班组长、爆破工、安监员处理完毕后,方可离开现场。
处理拒爆时,必须遵守下列规定:
(1)、由于连线不良造成的拒炮,可重新连线起爆。
(2)、在距瞎炮眼至少0.3m以外打与拒炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。
(3)、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷,或从起爆药卷中拉出电雷管,不论有无残余炸药,严禁将炮眼残底继续加深,严禁用打眼的方法向外掏药,严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。
(4)、处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落的煤、矸,收集未爆的电雷管。
(5)、在拒爆处理完以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
(九)、放炮站岗制度:
(1)、放炮前站岗
放炮前,由当班班组长亲自布置专人进行站岗,开门时站岗地点为4处,1501S运输巷以里150m,轨道下山与1501S运输巷四岔门3处,正常掘进时站岗地点1处距离不小于150m,贯通1501S轨道巷时,需在贯通地点前后不小于150m处安人站岗,每处站岗地点安排两人前往,一人站岗,站好岗后,回来通知放炮的人将放炮撤岗牌的一半交与站岗人,回来通知放炮,班组长必须清点人数,只有在各站岗地点回来通知放炮的人员到齐并与班组长、放炮员见面,班组长清点人数,确认无误后,方准下达放炮命令,放炮员接到班组长的放炮命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5秒,方可起爆。
(2)、放炮后撤岗
放炮后,班组长,放炮员必须亲自巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、煤尘顶板、支架、瞎炮、残炮等情况,如果有危险情况必须立即处理。
确认安全无误后,班组长安排人员撤岗(撤岗人员与回来通知放炮人必须是同一人),站岗人员在未见到撤岗人员前,严禁任何人员进入警戒范围,只有见到撤岗人后方可撤岗。
第四节装、运岩(煤)方式
一、运煤路线
工作面→耙装机装煤→运煤通道皮带机→40T溜子→1501s运输巷皮带→1501S运输巷电动滚筒→1501S运输联络巷刮板机→运输下山强力皮带→主斜井→地面
二、进料路线:
地面→副斜井→井底车场→1501s运输顺槽→运煤通道迎头。
第五节管线及轨道敷设
1、掘进施工中所敷设的电缆、风水管路等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
电缆钩每隔1m一个,电缆垂度不超过50mm。
水管要接口严密,不得出现漏水现象,水管距迎头30m范围内使用一寸胶管,30m外使用2或4吋钢管,随迎头的推进及时敷设标准钢管。
管路间距15~20cm,管路采用专用吊挂钩,每趟管路管接头对接,误差±5cm,每50m一个防尘三通并悬挂防尘三通牌,注明责任单位、管理人、编号,100m一个风截门,手把齐全,方便操作,吊挂钩杜绝铁丝捆绑现象。
2、管线吊挂标准:
(1)管路吊挂平直,不漏风、漏水。
(2)按规定每隔50m设置水三通阀门,风管每隔100m安设一截门。
(3)所接管路接头上下一条线;管路按规定刷漆、编号。
(4)风水管路接头一致,误差不超过50mm。
(5)水管距迎头30m范围内使用ф10mm高压水管,20m外使用四吋钢管,要随工作面前进及时延长。
3、隔爆水棚:
(1)、隔爆设施安装集中装置水量应满足水量L=1.1×S荒×200L/㎡,水棚排间距为1.2~3m,棚区长度不得小于20m,首列水棚距工作面60~200m,以后每200m设置一组隔爆水袋。
(2)、隔爆设施吊挂。
每排中水袋间隙与水袋至两帮间隙的总和及水袋底部到顶板的距离不得大于1.5m。
(3)、水袋采用易脱钩(吊挂钩65°+—5°)布置方式。
将带有弯钩的钢管横向固定在巷道中(不牢固的安设走向固定钢管或采取其他固定措施)挂钩对正,相向布置,钩尖对钩尖,水袋要撑开挂平,水量充满,保证水袋迎冲击波侧能首先脱钩。
禁止将水袋安装在支柱和其他设施后面。
(4)、水棚应设在巷道的直线段,与巷道的交叉口、转弯处、变坡处的距离不小于50m。
距离风门的距离不小于25m。
(5)、所有的隔爆设施必须设置说明牌,每周至少检查一次,并有记录。
第六节设备及工具配备
一、设备及工具配备情况
配齐迎头日常工具,并实行交接班制度,随巷道延伸相应增加设备。
设备及工具配备情况表
序号
名称
规格型号
单位
数量
备注
1
局扇
FBD-№6.0型2×22KW
台
1
主风机
2
局扇
FBD-№6.0型2×22KW
台
1
备用
3
风钻
YT-28(7665)
部
1
4
风镐
G10
部
2
5
放炮器
MFB-100
台
3
每班一个
6
雷管盒
个
3
每班一个
7
炸药箱
个
3
每班一个
8
扒装机
P60B
台
1
9
扭矩扳手
400N.M
把
1
400NM
10
锚杆拉力器
30(20)T
台
1
1Mpa=5.341KN
130K=24.34Mpa
70KN=13.11Mpa
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- 关 键 词:
- 1502 通道 安全措施
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