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措施
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本措施施工巷道为新掘贯眼。
二、掘进目的及用途
用于井下瓦斯管路的安装。
三、巷道设计的长度、坡度、服务年限
设计长度:
新掘贯眼28.6m平距。
服务年限:
5年
四、预计开竣工时间
本工作面自2016年7月开工,预计2016年7月底份完工。
第2章巷道布置及支护说明
第1节巷道布置
本掘进工作面位于4#煤层12盘区东翼。
工作面开口点位于4#轨道下山P1点(X=4135634.31,Y=37494727.76)以方位角123°33′17″沿4#煤层底板掘进28.6m与4#回风巷贯通。
巷道掘进时依据水害防治中心测定,沿中线掘进。
巷道布置示意图见图1
第二节支护设计
一、巷道断面
新掘贯眼掘进工作面断面设计为矩形,巷道净宽为4m,净高为3.8m,S净=15.2m2。
在掘进过程中,局部地段受地质条件影响,岩性变化顶板难以控制在3.8m高度,根据实际情况适当调整,但误差必须控制在+0.3m以内。
巷道支护断面图见图2
二、支护参数设计
㈠采用类比法合理选择参数
根据同煤层邻近巷道支护经验,新掘贯眼顶锚杆选用Ф20×2500mm的螺纹锚杆,采用一支CK2340和一支Z2360树脂药卷进行锚固,间距为700mm,排距为800mm,帮锚杆选用Ф20×2000mm的螺纹锚杆,采用一支CK2340和一支Z2360树脂药卷进行锚固,距顶300mm开始打设,间排距均为800mm,距底板超过一排支护距离时必须补打一排锚杆。
顶部采用Ф17.8×5000mm预应力钢绞线共布置三排,采用180mm×180mm×10mm的钢板、长400mm的22#槽钢、VM15—1型单孔锚具、采用一支CK2340树脂药卷和两支Z2360树脂药卷进行锚固,间距为1300mm,排距为800mm(五花布置2-1-2);顶板采用3.5m的槽钢进行加强支护,排距为4000mm;当工作面掘进至地质变化带巷道断面变更时,支护方式另行补充措施。
根据中国矿业大学专家实地考察分析,以及集团公司福山发字[2009]15号文件规定。
我矿选用常州市武进城南煤矿设备有限公司的ML-200型锚杆拉拔计,顶锚杆锚固力不小于100KN,正常拉拔力不小于80KN(27Mpa),扭力矩不小于150N·m;帮锚杆锚固力不小于60KN,正常拉拔力不小于50KN(18Mpa),扭力矩不小于100N·m;选用北京市巧力神液压机具厂的YCD18-200型锚索张拉机具锚索预紧力不小于120KN(25Mpa),锚索拉拔力不小于160KN(42Mpa),锚索锚固力不低于200kN。
第三章施工工艺
第一节施工方法
新掘贯眼工作面采用普通钻爆法施工工艺,炮掘时采用分次装药,分次起爆,开口时,为了确保各管路、皮带及电缆不被损坏,施工采用风镐施工,严禁动炮。
一、炮施工方式
1、新掘贯眼工作面采用爆破落煤,由新掘贯眼工作面30刮板输送机——4#皮带下山——主煤库——主皮带——地面。
2、钻爆工艺流程
钻眼前准备(延伸刮板输送机)——钻眼——检查瓦斯——装药联线——检查瓦斯——撤人设警戒——爆破(掏槽眼)——检查瓦斯水降尘、检查顶板——装药联线——检查瓦斯——撤人设警戒——爆破(辅助眼)——检查瓦斯、洒水降尘、检查顶板——装药联线——检查瓦斯——撤人设警戒——爆破(顶眼)——检查瓦斯、洒水降尘、检查顶板——临时支护——出煤——打顶锚杆、打帮锚杆——打锚索
3、钻爆工序要求
⑴钻眼前,必须详细检查煤头10m范围内的支护,发现问题及时处理。
⑵必须依据中线在工作面按炮眼布置标定眼位。
⑶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。
⑷爆破要严格执行“一炮三检”、“三人联锁”和“停电撤人”制度。
⑸爆破采用分次装药分次爆破的方法,正向装药,串联式联线方式,使用瞬发电雷管,不低于三级的煤矿许用乳化炸药,每眼使用1个水炮泥。
⑹爆破前跟班队长(带班长)必须派专人在所有通往爆破地点和贯通地点的各个通道口撤人到安全距离外有掩护的地点设置警戒。
每一警戒处派二人设警戒,设好警戒后,一人负责警戒,另一人返回通知已设好警戒,只有每个警戒点都通知后才可装药爆破,爆破后警戒负责人只有接到撤除警戒的命令后才能撤除警戒。
二、爆破作业
(一)、爆破条件见表2
工作面爆破条件表2
名称
数量
名称
数量
煤层硬度f
2—3
炮眼深度m
1.8
掘进断面/m2
15.2
每循环炸药消耗量kg
9.6
掏槽方式
楔形掏槽
每循环雷管消耗量个
22
循环进度/m
1.6
雷管型号
瞬发
炸药种类
三级乳化炸药
瓦斯含量m3/min
0.8
㈡、装药结构
炮眼全部统一采用正向连续柱状装药,装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底,不得弄断雷管脚线,有水时要使用防水套,以免受潮拒爆。
㈢、起爆方式
爆破时采用分次装药分次爆破。
㈣、爆破说明书见表3
工作面爆破说明书3
炮眼
名称
炮眼编号
眼深/mm
眼间排距/mm
炮泥长度/mm
装药量
角度/(°)
爆破顺序
联线方式
眼数/个
孔装药量/块
总装药量/块
孔装药量/kg
水平
垂直
左
右
仰
俯
掏槽眼
1-4
2000
800
1000
600
4
3
12
2.4
78
78
90
90
Ⅰ
串联
周边眼
5-12
1800
600
600
8
2
16
3.2
90
90
90
90
Ⅱ
顶眼
13-22
1800
800
600
10
2
20
4
90
90
90
90
Ⅲ
合计
22
48
9.6
㈤、爆破预期效果表4
工作面爆破预期效果表4
名称
数量
名称
数量
巷道名称
新掘贯眼
炮眼利用率%
89
循环进度/m
1.6
循环雷管消耗个
22
每循环实体煤m3
24.32
雷管消耗量(个/m)
13.75
循环炸药消耗量kg
9.6
循环炮眼长度m
40.4
炸药消耗量(kg/m)
6
炮眼布置图见图5
三、配套设备一览表见表5
表5配套设备一览表
序号
名称
型号
单位
数量
动力
配套方式
1
锚杆机
MQS—45C
台
2
气动
独立
2
气腿式锚杆机
ZMQT-110C1
台
2
气动
独立
第二节装载与运输
一、装载与运输方式
1、工作面装煤、运煤:
新掘贯眼工作面30型刮板输送机——4#皮带下山——主煤库——主皮带——地面。
2、工作面材料及设备运输:
地面——一号副立井——井底车场——4#轨道下山——贯眼——4#皮带下山——新掘贯眼
3、工作面人员入井:
地面——一号副立井——井底车场——4#轨道下山——贯眼——4#皮带下山——新掘贯眼
第四章生产系统
第一节通风
一、通风方式供风距离
掘进过程中采用局部通风机压入式通风,最长供风距离根据瓦斯涌出量确定,新掘贯眼施工过程中工作面回风与12盘区形成串联通风,瓦斯防治中心必须制定串联通风安全技术措施。
二、掘进工作面风量计算
根据邻近120405皮带巷工作面初始掘进时瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量资料和瓦斯日报表,预计新掘贯眼掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.2m3/min,绝对二氧化碳涌出量为0.1m3/min则:
1、按照瓦斯涌出量计算:
按工作面回风流中的瓦斯浓度不超0.8%,要求计算:
Q掘=q掘/0.8%×K掘通
式中:
Q掘——掘进工作面需要风量,m3/min;
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量,m3/min;
K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值,即:
1.2/0.6=2)
Q掘=q掘/0.8%×K掘通=1.2/0.8%×2=300m3/min
2、按照二氧化碳涌出量计算:
按工作面回风流中的二氧化碳浓度不超1.5%,要求计算:
Q掘=q掘/1.5%×K掘通
式中:
Q掘——掘进工作面需要风量,m3/min;
q掘——掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量,m3/min;
K掘通——二氧化碳涌出不均衡通风系数(正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值,即:
0.1/0.05=2)
Q掘=q掘/1.5%×K掘通=0.1/1.5%×2=13.3m3/min
3、按人数计算:
Q掘=4N,m3/min
式中:
N——掘进工作面同时工作的最多人数:
Q掘=4×18=72m3/min
4、按炸药量计算:
Q掘=25A,m3/min
式中:
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,9.6kg
Q掘=25×9.6=240m3/min
5、按最低风速计算:
Q掘=15S,m3/min
式中:
S—掘进工作面平均断面积为15.2m2
Q掘=15×15.2=228m3/min
6、按局扇吸风量验算风速:
根据瓦斯涌出量与其它实际情况,新掘贯眼掘进工作面选择FBDNO7.12×30KW局扇,风机最大吸风量为600m3/min,故:
15S<Q<240S
式中:
S—掘进工作面平均断面积为15.2m2
即:
228<Q<3648
7、风筒出口到工作面的距离计算:
L=4×
=4×3.9=15.6
式中:
L—风流的有效射程,即风筒出口距工作面的最大距离,m
S—巷道净断面,㎡,取S=15.2㎡(宽4m,高3.8m)
故煤巷中风筒出口距工作面的最大距离为15.6m。
为保证本掘进工作面风量充足,因此我矿规定本掘进工作面风筒出口距工作面的最大距离为12m。
经以上计算取最大值228m3/min为新掘贯眼掘进工作面的需要风量,同时所选择的局扇符合要求,风速符合规定。
8、局扇前需要风量:
掘进供风采用局扇供风,根据巷道瓦斯涌出情况和平时经验可知,故:
新掘贯眼掘进选择FBDNO7.12×30KW,风机安设于4#皮带下山,距全风压回风口10—15米处,风筒选择Ф800mm双反边软质风筒,同时局扇必须实行“双风机双电源”,且能自动切换。
局扇供电必须实行“三专两闭锁”要求。
根据风机的最大吸风量计算局扇前所需风量,同时要保证风机吸风后巷道的最低风速不低于0.25m/s,则:
局扇前需要风量为:
Q需=Q局+60VS=600+(60×0.25×10.5)=600+228=828m3/min
按规程规定取最大值,所以取830m3/min
228m3/min<830m3/min<3648m3/min
故新掘贯眼工作面正常掘进时,风机前所需风量前所配风量暂取830m3/min,以后生产过程中根据瓦斯涌出情况再进行风量分配调整。
三、局部通风机的安装地点和要求
1、风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上,距底板高度不小于300mm,且局部通风机周围要清理干净,无杂物堆积。
2、局部通风机必须挂牌管理,专人负责,实现“三专”“两闭锁”。
全部装备实行:
"双风机、双电源",实现“自动切换,自动送风”的功能。
3、风筒吊在巷道顶板上,风筒要求逢环必挂,平直不出现拐死弯现象。
4、风筒接口要严实不漏风,工作面风筒不落地。
5、必须保证风机连续运转,不准无故停电、停风。
四、一通三防安全技术要求
保证通风系统合理可靠必须做到:
①保证工作面有足够的新鲜风流,②保证工作面每人供风量不低于4m3/min,③保证巷内风速不低于0.25m/s,不高于4m/s,④保证巷内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。
五、通风系统
进风:
主斜井——井底车场——4#皮带下山——新掘贯眼工作面(掘进进风)
回风:
新掘贯眼工作面——4#皮带下山——120405皮带巷——材料巷(工作面)——120405第二
(一)回风巷——12盘区回风巷——系统回风巷——3#回风下山——一号回风立井——地面。
通风系统示意图见图7
第二节压风系统
压风系统采用SA-120W型压风机3台,Φ75mm压风管路,风压为0.8MPa。
从4#轨道下山分别用Φ75mm铁管和Φ25mm胶管沿路接入工作面。
地面压风机房——主斜井——4#轨道下山——新掘贯眼
第五章安全技术措施
第一节一般规定安全技术措施
一、爆炸材料运输的一般规定:
(一)在井筒内运送爆炸材料时,应遵守下列规定:
1、电雷管和炸药必须分开运送。
2、必须事先通知绞车司机和井上、下把钩工。
3、在装有爆炸材料的罐笼内,除爆破工或护送人员外,不得有其他人员。
4、罐笼升降速度,运送炸药或电雷管时,不得超过2m/s;运送其他类爆炸材料时,不得超过4m/s。
5、交接班、人员上下井的时间内,严禁运送爆炸材料。
6、禁止将爆炸材料存放在井口房、井底车场或其他巷道内。
(二)由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时,应遵守下列规定:
1、电雷管必须由爆破工亲自运送,炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。
2、爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。
电雷管和炸药严禁装在同一容器内。
严禁将爆炸材料装在衣袋内。
领到爆炸材料后,应直接送到工作地点,严禁中途逗留。
3、携带爆炸材料上、下井时,在罐笼内搭乘的携带爆炸材料的人员不得超过4人,其他人员不得同罐上下。
4、在交接班、人员上下井的时间内严禁携带爆炸材料人员沿井筒上下。
二、自救器使用说明
(一)、主要用途和使用范围
化学氧自救器适用于各种有毒气体及缺氧环境场所中,供个人佩带自救用。
当煤矿采掘场所中发生瓦斯、煤尘爆炸、火灾等自然灾害时,作为职工逃生自救仪器。
同时需要说明的是化学氧自救器是一种自生氧闭路呼吸系统的自救装置,佩带人员呼吸时所需要的氧气由自救器本身供给,与外界空气隔绝。
(二)、仪器结构
由橡胶保护带、封口条、红色扳手、上外壳、下外壳、头带、口具鼻夹、保护器、氧烛启动片等组成。
(三)、佩带方法
1、自救器系在腰带上,随身携带。
2、扯下保护带。
3、用拇指扳起红色扳手,拉断封条。
4、揭开上外壳。
5、抓住头带,取出保护器,丢掉外壳。
6、取下矿灯帽,戴好头带。
7、拔掉口具塞,同时拔掉氧烛启动片。
8、拉起鼻夹,将口具放在唇齿间咬住压垫。
9、闭上嘴唇,向自救器呼气进行呼吸。
10、拉开鼻夹弹簧,用鼻夹夹住鼻子,用口呼吸。
11、戴上矿灯,撤离灾区。
(四)、注意事项
1、携带时不准随意打开自救器外壳,如自救器外壳已意外开启,严禁随意拆动内部生氧药罐的任何零件。
2、在井下作业时,一旦发生事故征兆,就应立即佩带自救器,马上撤离现场,佩带自救器要求操作准确、迅速。
3、佩带自救器撤离灾区时,要冷静、沉着、最好匀速行走。
4、在未达到可靠的安全地点前,严禁取下鼻夹和口具,以防吸入有害气体。
第二节顶板管理安全技术措施
1、开工前,班长和安全员先检查煤头顶、帮情况,确认无问题后方可施工。
2、严格执行“敲帮问顶”制度(工作面必须配备镐、橇棍等敲帮问顶工具),仔细检查顶帮围岩情况,处理净活矸、危石,确保施工安全。
3.严禁空顶作业,最大空顶距离不超过1800mm,必须在有正式支护或临时支护下打眼,锚杆眼的方向、角度原则上应与岩石的层理面垂直,当层理面不明显时,锚杆眼方向与巷道周边垂直。
4.施工队组要经常检查巷道施工质量,发现锚杆数量不够、托板变形、缺少螺母、穿皮锚杆等不合格锚杆时必须及时补打。
5.发现顶板压力大、顶板离层、托板变形、钢带断裂、网包增多、听见顶板有响声等冒顶预兆时,要立即停止作业,撤出工作面所有人员,待压力稳定后,由外向里进行顶板维护。
若具备打锚索时,根据顶扳情况加密锚索,否则要加棚维护,另制专项措施。
6.处理冒顶区段,队长、带班长、安全员必须现场指挥,抽调至少2人以上的老工人配套作业,1人工作、1人监视顶板,发现有跨落流矸、片帮预兆时,要将人员立即撤至安全地点。
7.冒落高度在1m以上时,构顶前先检查瓦斯,严禁瓦斯超限作业。
8、处理冒顶前,要把障碍物清理干净,确保退路畅通,及时在冒顶区的边缘打不少于3排戴帽柱,戴帽柱每排3根,防止冒顶区域的扩大。
9,处理冒顶时,首先用3.5m以上长柄工具由外向里处理干净顶帮活矸,顶板处理好后,及时支设戴帽柱临时维护顶板,如可以打锚杆时由外向里逐排补打,如支棚时由外向里逐架支设,用半木、扳皮构顶维护。
10.施工处要有专人监护顶板的变化情况,专人指挥维护,施工人员听从命令,相互配合好。
11.处理过程中,瓦检工要随时检查瓦斯情况,有问题要立即停工撤人,先组织排放瓦斯。
12.如遇顶板有淋头水.停止作业汇报调度室,经防治水部门检查无问题后、方可施工。
必须“掘—排,锚—排”,加强顶板管理,在顶板淋水段必须加打工字钢梁复合支护。
如发现顶板压力大,顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,上报矿调度室,撤出工作面人员,待顶板稳定后,由外向里进行施工。
第三节通风和瓦斯管理安全技术措施
1、局部通风机入井前,必须经机电部门检查验收,合格后方可入井。
局部通风机应定期检修和维护,凡在井下运行累计时间达半年以上的必须升井检修。
2、局部通风机必须由指定人员负责管理。
配有专职瓦检员的掘进面,局部通风机由专职瓦检员负责管理。
3、一台局部通风机只准向一个工作面供风。
4、严格风筒管理,风筒要吊挂平直,拐弯小于或等于90°的应设弯头,一台局部通风机应用同一直径风筒,发现破口要及时修补或更换,风筒百米漏风率应控制在10%以内。
5、风筒出风口到工作面煤岩头距离,在保证煤头不积存瓦斯及吹散炮烟前提下,根据有效射程计算,风筒出风口距工作面的最大距离不得超过12m。
6、安装局部通风机要求距底板不小于300mm,局部通风机周围要清理干净,无杂物堆积。
7、局部通风机实行挂牌管理。
局部通风机管理牌板和瓦斯检查板应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、是否循环、是否实现“三专两闭锁”、负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量、有效风量率和瓦斯等内容。
8、风筒的安装使用必须符合下列标准:
⑴、风筒无破口,末端两节除外。
⑵、风筒吊挂平直,逢环必吊,风筒接头要双反压边,经常检查处理风筒脱节及破口,以减少风量损失。
⑶、风筒拐弯处要设弯头(弯度小于或等90°)。
异径风筒要用过渡节,先大后小,不准反接。
⑷、局部通风机出风口全风压通风区段风筒设三通,平时捆严,排瓦斯时用来控制风量。
9、局部通风机必须实行“三专两闭锁”和双风机双电源。
⑴、双风机自动相互切换
当运行中的风机出现故障停机后,另一台风机自动启动保证工作面供风不间断。
切换时具有可调节延时功能的免损坏分风器等设备。
切换时不影响掘进工作面的正常供电。
⑵、双风机之间相互闭锁
一台风机处于运行状态时,另一台风机无法启动,以免强风损坏分风器和风筒等装置。
⑶、风机实行挂牌管理,牌板吊挂在风机旁的锚杆上,并与风机平行吊挂。
10、局部通风机不得随意停开,如遇突然停风,人员要及时撤至风机以外的安全地点,并设置栅栏、揭示警标,严禁人员入内,机电工闭锁动力总开关。
恢复正常时,首先由瓦检工按规定排瓦斯,并检查瓦斯浓度无问题后再进入工作地点。
11、掘进工作面风流是指掘进头到风筒出风口这一段巷道中的风流。
12、掘进巷道中,距顶板200mm、距煤帮300mm的范围内,体积大于0.5m3,瓦斯浓度达到1.6%的空间,为巷道局部瓦斯积聚。
附近20m内,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理,除处理瓦斯工作外,禁止进行其他工作。
13、掘进无计划停电、停风的地点,盲巷可以不进行封闭,但必须切断电源,在盲巷口设置栅栏、揭示警标,由专职瓦检工或爆破工在盲巷口新鲜风流中看守,任何人不得进入停风区,看守人员必须现场交接班。
14、掘进工作面必须安设瓦斯遥测断电仪,一台监视煤头瓦斯变化情况,另一台监视回风瓦斯变化情况。
当瓦斯浓度达到0.8%,必须切断工作面及盲巷内全部设备的电源。
15、工作面所有电气设备的电源,必须实行风电闭锁和瓦斯电闭锁。
16、停风时,工作面所有人员都撤至新鲜风流中,送风排瓦斯必须由通风人员进行,严禁“一风吹”,严格按排放瓦斯规定执行。
瓦斯排完后,必须经瓦检工同意才能送电。
17、分别在煤头5m和回风巷口以里10~15m内安设瓦斯断电仪。
18、人人爱护通风设施,不得随意移动瓦斯监测探头,发现损坏,及时汇报通风部门处理。
第四节串联通风的安全技术措施
根据我矿采掘设计,新掘贯眼准备施工,开口点位于4#轨道下山巷内,届时新掘贯眼掘进工作面回风流串入11、12盘区形成串联通风,为确保安全特制定以下安全措施:
一、通风管理:
1、严格执行测风制度,瓦斯防治中心每3天对串联通风地点的风量进行测定,保证风量满足要求。
2、加强对11、12盘区的通风设施检查,杜绝有通风设施隐患存在,保证通风设施稳定可靠。
3、通风部门必须每班对施工地点进行关注,被串联通风处,如有异常及时报告调度指挥中心,调度指挥中心请示相关领导后进行调整。
二、瓦斯管理:
1、执行瓦斯检查制度,按规定地点和次数检查瓦斯,不得有空班、漏检、假检等现象。
2、严格执行“一炮三检”,“三人联锁”放炮制度。
3、瓦斯员必须加强对新掘贯眼掘进工作面与4#轨道下山、11盘区轨道巷、110408皮带巷、4号变电站、120405掘进的瓦斯检查,一旦发现各地点瓦斯浓度超过规定时,必须立即切断工作面电源,同时向调度指挥中心汇报,由调度指挥中心安排瓦斯防治中心及时处理。
4、瓦斯员必须履行好自己的职责和权利。
三、监测监控
1、新掘贯眼掘进工作面及被串联处甲烷传感器的安设地点,距工作面≤5m处,安设工作面甲烷传感器(T1);距工作面回风口10-15m处,安设工作面回风甲烷传感器(T2);距4#轨道下山混合风流10-15m处,安设串联通风甲烷传感器(T3);在11盘区轨道巷口,安设串联通风甲烷传感器(T4);在4号变电站前10-15m处安设串联通风甲烷传感器(T5);在120405皮带巷掘进风机前安设串联通风甲烷传感器(T6),安装的传感器具有断电、故障闭锁、瓦斯电闭锁功能。
2、安设的各个甲烷传感器的报警、断电、复电浓度必须符合规程规定,T1报警浓度CH4≥0.8%、断电浓度CH4≥1.2%、复电浓度CH4<0.8%;T2报警浓度CH4≥0.8%、断电浓度CH4≥0.8%、复电浓度CH4<0.8;T3、T4、T5、T6报警浓度CH4≥0.4%、断电浓度CH4≥0.4%、复电浓度CH4<0.4。
T3断电范围为:
4#轨道下山及皮带下山的所有非本质安全型电器设备电源;T4断电范围为:
11盘区轨道巷、皮带巷、110408综采范围内所有非本质安全型电器设备电源;T5断电范围为:
4号变电站内的全部非本质安全型电气设备电源;T6断电范围为:
120405皮带巷包括局部通风机在内的全部非本质安全型电气设备电源。
3、监控系统安装完毕后,由机运管理中心、瓦斯防治中心和监控中心联合对所安装的传感器闭锁进行验收合格后方可施工。
4、串联期间由监控巡检员对新掘贯眼掘进工作面、4#轨道下山及4#皮带下山、11盘区轨道巷、皮带巷、110408综采范围、4号变电站、120405掘进内的甲烷传感器每天检查、核实。
四、防尘管理:
1、新掘贯眼掘进工作面放炮必须使用水炮泥,放
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