+870m运输石门及33c运输顺槽.docx
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+870m运输石门及33c运输顺槽
目录
第一章概况2
第一节概述2
第二节编制依据2
第二章地面位置及地质情况2
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2
第二节煤(岩)层赋存特征3
第三节地质构造3
第四节水文地质4
第三章巷道布置及支护设计4
第一节巷道布置4
第二节支护设计4
第三节支护工艺6
第四章施工工艺9
第一节施工方法及施工程序9
第二节凿岩方式9
第三节装、运岩(煤)方式9
第四节管线吊挂10
第五节设备及工具配备11
第五章生产系统11
第一节通风11
第二节压风16
第三节瓦斯防治16
第四节综合防尘17
第五节防灭火18
第六节安全监控19
第七节供电及通讯22
第八节供、排水22
第六章劳动组织及主要技术经济指标23
第一节劳动组织23
第二节技术经济指标表25
第七章安全技术措施26
第一节施工准备26
第二节顶板管理27
第三节机电管理29
第四节运输管理32
第五节运料技术安全措施34
第六节“三带一宽”复合顶板等异常条件专项措施36
第七节锚索施工技术安全措施37
第八节风动锚杆钻机使用规定39
第九节锚杆拉拔力测试安全技术措施39
第十节大件起吊技术安全措施41
第十一节掘进机安全技术措施42
第十二节胶带输送机运输安全措施44
第十三节检修安全技术措施45
第八章灾害应急措施及避灾路线47
第九章其它48
第一节煤质管理48
第二节文明生产管理49
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称:
本《作业规程》掘进巷道名称:
+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽。
二、掘进目的及巷道用途:
掘进目的是为了担负3-3b西翼+870m-+885m区段工作面回采进风、运输及安全出口。
三、巷道设计长度及服务年限:
+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽先掘进长度根据揭露+885m3-3c煤层情况后再确定具体长度,服务年限:
10-12个月。
四、预计开、竣工时间:
+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽2015年08月上旬开工,预计2015年10月底竣工。
五、巷道平面布置:
①、运输石门:
从870m3-3b运输顺槽BY13点以235°18′43″开门平巷掘进,预计掘进45m左右揭露870m3-3c煤层。
②、+870m3-3c运输顺槽:
运输石门揭露3-3c煤层后预计按BY15点以270°开门沿煤层顶板掘进,坡度5‰。
附图:
巷道布置平面示意图
第二节编制依据
一、根据《新疆托克逊县龙泉煤矿机械化改造设计说明书》《新疆托克逊县柯尔碱镇龙泉煤矿生产地质报告》《煤矿安全规程》、《矿井生产质量标准化标准》、《安全生产岗位制》、《煤矿操作规程》等依据编制。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地表地势高低起伏,沟谷纵横,为山地戈壁,地面无村庄,地表无大的河流通过。
根据资料分析本工作面基本无大的地质构造,无岩浆岩侵蚀区,地质构造简单。
2、+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽北端与+870m3-3b运输顺槽相连,东、西、南部为实体,巷道上部15m位置布置+885m3-3b回风顺槽,下部为实体;邻近巷道对本工作面施工无影响。
第二节煤(岩)层赋存特征
1、本煤层特征为:
3-3b位于3-3a煤层南侧,距其顶板6.3m~15.9m。
根据+750m石门以揭露的3-3b煤层厚度为5.2m,有两层夹矸;煤层顶底板都为为泥岩,黑色块状,含煤屑;产状180°~190°∠64°~68°;预计掘进过程中无构造影响。
2、矿井瓦斯等级鉴定属于瓦斯矿井,煤尘有爆炸性危险,为不自燃~自燃煤层,井田内地温正常。
煤层
编号
煤层厚度
(m)
煤层间距
(m)
稳定性
可采性
顶底板岩性
顶板
底板
3-3b
1.47-2.26
25
稳定
可采
粉砂岩、泥岩
砂砾岩
炭质泥岩、
粉砂岩
3-3c
1.22-7.50
稳定
可采
粉岩岩、
炭质泥岩
粉砂岩
3、瓦斯绝对涌出量为0.56m3/min;二氧化碳绝对涌出量为0.76m3/min。
4、西山窑组(J2x):
为河流相、泥炭沼泽相沉积的一套粗碎屑岩、细碎屑岩和炭质泥岩、煤层,下部灰白色砂砾岩、粗—细砂岩夹薄层粉砂岩、泥岩,中上部灰白色粗砂岩、中砂岩夹细—粉砂岩。
头屯河组(J2t):
分布在井田东南部,向西北延伸,下部以河流相沉积为主,间夹沼泽相沉积。
岩性为肉红色砾岩、砂砾岩及砂岩偶夹薄层泥岩、炭质泥岩及煤线。
附图:
综合柱状图
第三节地质构造
井田内地层为近东西走向,倾向南西的单斜构造,+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽沿煤层底板掘进。
煤层顶底板都为泥岩,黑色块状,含煤屑;产状180°~190°∠64°~68°;预计掘进过程中无大的构造影响。
第四节水文地质
1、水文地质条件类型属简单。
本次掘进工作面不存在涌水情况。
主要加强部分地段巷道顶板淋水管理,及时挖临时水沟排除巷道积水。
2、充水因素分析:
井田以地下水为充水水源,通过基岩裂隙的渗透,在开采时,通过裂隙,进入巷道,另外井田西北部有一条长度500m的平移正断层,其破碎带成为地表水渗透的通道,进入未来的巷道。
(井田西部尚未建井)二者成为主要补给水源,由于充水岩层为陡倾斜岩层,且出露面积小,大气降水补给微弱,补给条件差.煤层顶极为粉砂岩、泥岩,因此,矿床充水强度不大。
3、水文地质条件类型属简单,主要受3-3b煤层顶底板的裂隙水,遇裂隙发育段,掘进过程中有可能出现淋水现象,水量1-2m³/h,对掘进影响不大。
第三章巷道布置及支护设计
第一节巷道布置
本巷道施工以+870石门揭露3-3b煤为起点顺煤层底板向西掘进,方位角271°26′58″,坡度5‰,先掘进为250~300m,待揭露3-3c煤层情况后再确定具体长度。
第二节支护设计
一、巷道断面
+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽采用锚网支护,锚杆间、排距1000mm×1000mm,矩形断面,净宽4.6m、净高2.4m,S净=11.04m2。
掘进宽4.8m,高2.6m,S掘=12.48m2。
附图:
巷道断面及支护示意图
二、支护参数设计
按悬吊理论计算锚杆参数:
锚杆长度计算:
L=KH+L1+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=2.0
L1---锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.3m
L2---锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m
其中:
H=B/(2×f)=4.8/(2×4)=0.6m
式中:
B---巷道掘进宽度,取4.8m
f---岩层坚固性系数,取4
L=2×0.6+0.3+0.05=1.55m
2、锚杆间排距验算,通常间排距相等,取a
a=
式中:
a---锚杆间排距m
Q---锚杆设计锚固力,70KN/根
H---冒落拱高度,取0.6m
r---被悬吊岩石的重力密度,26.7KN/m3
K---安全系数,一般取K=2.0
a=
a=1.48m
通过以上计算,顶锚杆选用φ18mm、长度2000mm的等强左旋螺纹钢锚杆,设计顶锚杆间排距为1000mm×1000mm能满足要求。
巷道开口掘进过陷落柱、顶板易破碎段、过断层时必须打锚索支护,锚索间排距1600mm×2400mm。
(锚入稳定岩层不小于2000mm深),并将加固锚杆的钢带整体悬吊于坚硬岩层中。
三、支护材料
1、锚杆:
顶部采用φ18mm,L=2000mm左旋螺纹钢锚杆支护;帮部采用φ16mm,L=1800mm钢锚杆支护。
间排距各为:
1000mm×1000mm。
2、锚索:
三岔门和巷道拐弯处采用锚索加强支护,锚索规格φ15.24mm,长5500mm的钢绞线加工制作而成,铁托盘规格:
300mm×300mm×12mm,每根锚索使用3支锚固剂。
3、网片:
顶部采用φ4.5mm焊接网,网幅3000mm×1100mm,网格100mm×100mm;帮部采用菱形金属网,网幅5000mm×1600mm。
4、托盘:
顶锚托盘规格:
长×宽×厚=150mm×150mm×10mm;帮锚托盘:
长×宽×厚=120mm×120mm×5mm。
5、锚固剂:
CK2360锚固剂。
第三节支护工艺
一、临时支护
⑴临时支护:
前探梁临时支护(3寸钢管3根,长3.5m),配合宽200mm厚50mm长2m木板进行支护,及时延至迎头,接顶要实。
采用特制吊环悬挂前探梁。
⑵临时支护顺序:
①迎头截割后;②用长把工具(≥2m)敲帮问顶,摘除迎头悬矸危岩;③延前探梁至迎头,上塞木刹杆,将顶接实。
⑶临时支护必须紧跟迎头,严禁空顶作业,必须在有临时支护的前提下进行作业,防止冒顶伤人。
⑷综掘机截割后、先敲帮问顶并防尘,使用好临时支护,再锚网支护、清运煤矸。
敲帮问顶要及时,防止伤人。
⑸每日采用三班掘进,早班检修掘进2个循环,中、夜班各3个循环形式,每天总计8个循环,循环进尺2.4m,每天进尺19.2m。
附图:
临时支护图
二、锚网索支护
锚网(锚索)支护距迎头距离不得大于2.4m。
⑴沿巷道轮廓线铺网,网搭茬为100mm(新网压旧网),网片搭茬处每隔200mm用16#双股铁丝连接一道,扭结不少于3圈,严禁退锚压网。
⑵打锚杆孔:
打眼前,严格按照中线检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理;锚杆眼的位置准确,误差±100mm,锚杆必须垂直岩面或巷道轮廓线,打眼顺序应按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
锚杆孔深度应与锚杆长度相匹配,允许误差0~±50mm,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打孔。
打眼必须在临时支护掩护下操作,打顶板锚杆眼必须先用短钎(1~1.2m)后用长钎套打,并按先中间后两边的顺序进行,打好一侧后及时安装,然后再打设、安装另一侧。
⑶安装锚杆:
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。
安装顶板螺纹钢锚杆时,把2卷树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂。
在锚杆外端头套上螺帽,用专用转换套筒将锚杆与锚杆机连接顶推药卷至眼底,再开动锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,树脂锚固剂要搅拌均匀,整体搅拌时间20-25s,并顶推2min,方可撤去锚杆机。
安装完锚杆12min之后拧紧螺帽,再用加长扳手或风动扳手给锚杆进行二次紧固,扭矩≥120N·m。
⑷打锚索眼:
打眼前先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸。
确认安全后、方可开始工作。
锚索眼的位置要准确,眼位误差不得超过±100mm,眼向误差不得大于±2º。
打眼时必须在钎子上做好标志,严格按钢铰线长度打眼,锚索眼深度必须与钢铰线长度相匹配。
打锚索眼时用短钎(1~1.2m)续接进行打眼。
⑸安装锚索:
安装前,先把3卷树脂药卷依次放入眼内,用钢铰线顶住药卷,将药卷送至眼底,用转换套固定钢铰线并与锚杆机连接,边搅拌边推进,直至推至孔底,继续搅拌时间为20~25s,并顶推约2min后慢慢将锚杆机落下,卸下钢铰线上的转换套,锚索孔内的树脂药卷锚固需养护1小时,然后再安装垫片、托盘、锁具,用SDB-63液压泵配合YCD-180涨拉千斤顶涨紧钢铰线。
保证锚索预应力迎头不少于120KN、滞后不少于150KN,并确保托盘紧贴岩面。
三、质量要求:
巷道工程质量检查或抽检时,检查点数不应少于3个,检查点间距不应大于20m。
锚网支护断面每个检查点应选10个测点,锚杆、锚索检测工具必须保证完好,不用时必须在工具放置点入箱管理。
1、班队长必须对当天施工的锚杆进行抽检,班组自检要求跟班队长负责对当班施工的锚杆进行自检,初锚扭矩抽检的锚杆数不少于施工总数的80%;锚杆拉拔力抽检:
每300根锚杆为一组,每组不少于1个测点(要求锚杆不同排、不同行)。
锚索每根都要进行拉拔力检测。
2、锚杆间排距允许偏差±100mm,锚杆外露长度10~40mm之间(锚杆螺母外锚杆丝扣之间的距离)。
3、锚索外露长度:
锚索露出锁具150~250mm,严禁随意截断锚索或少安装树脂药卷。
4、顶部锚杆螺母扭矩力≥120N·m,锚固力不小于70KN;帮部锚杆螺母扭矩力≥100N·m,锚固力不小于50KN。
5、锚索预应力不小于150KN,并确保托盘紧贴岩面。
6、顶部锚杆支护必须紧跟迎头,顶板锚杆垂直岩面或巷道的轮廓线;帮部锚杆支护滞后迎头不超过4排。
7、锚杆托盘网片必须压紧贴实,紧贴岩(煤)面。
8、锚杆、锚索必须按照规定角度打眼,不得打穿皮眼或沿顺层面、裂缝打眼,巷道不得出现超挖或欠挖现象。
四、单体点柱支护:
由于3-3c煤层比较松软,+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽顶板要求进行补打单体配合3.2m∏型梁支护,单体靠皮带侧帮支设,单体间距2.8m。
单体补打时必须绑上防倒绳,防止倒柱伤人,单体和∏型梁要打成一条直线。
单体支护距工作面不超过20m。
1、支设准备:
(1)、检查乳化液泵机械电器部分是否正常、油箱乳化液是否够、浓度是否合适,然后启动乳化液泵,待泵各部运转正常供液压力达到泵站额定工作压力时方可供液。
(2)、检查管路系统是否完好,各处接头是否漏液,注液枪是否工作正常。
(3)、支柱和∏型梁移至预定支设地点后,先用注液枪冲洗单向阀、注油阀体,然后将注液枪插入三用阀中并用锁紧套连接好。
2、操作要求:
(1)、操纵注液枪向支柱内腔供液,并使支柱顶盖与∏型梁接触,应使支柱尽量与底板垂直(注意迎山)使支柱处理良好受力状态,待支柱完全“顶死”即达到初撑力后,松开注液枪手把。
注液枪卸载,
摘下锁紧套后,轻轻敲打注液枪手把,在高压液体的作用下,注液枪便自动退出。
(2)、顶板与底板之间的距离超过支柱最大高度时应采取措施(如垫木墩等)使其距离小于支柱的最大高度方可支设,否则不允许支护。
单体柱径为100mm,单体初撑力≮90KN,单体必须穿上铁鞋或木鞋,使单体支撑有力。
活柱可缩量小于200毫米时不得支设支柱,当支柱压缩米时应采取施,并将支柱回出以防压“死柱”。
新下井或修复第一次使用的支柱在支设前应连接升柱降柱,使支柱内腔空气排净后方可正常使用,不合格的支柱不允许支设。
第四章施工工艺
第一节施工方法及施工程序
一、施工方法:
采用EBZ160掘进机掘进并自行装煤(岩)的施工方法。
二、施工程序:
交接班安全检查→工程质量检查及设备运转情况检查→延伸皮带、拉皮带机尾→掘进机割、装、运→敲帮问顶及临时支护→运料、清浮煤→敲帮问顶→永久支护→下一个循环。
第二节凿岩方式
1、采用EBZ160掘进机进行切割掘进并自行装煤(岩),由DSJ-800/2*75胶带输送机运至地面。
2、顶板岩性较好时,一般由巷道底部向顶部切割;顶板较破碎时,应先从巷道顶部切割,并立即架好前探梁,护好顶,再向下切割。
附图:
截割顺序图表
第三节装、运岩(煤)方式
一、装岩(煤)与运输方式:
由掘进机装载部自行装煤,通过掘进机机载刮板输送机、二运桥式皮带机将煤(矸)装到DSJ-800/2*75胶带输送机上,运至地面储煤口。
二、材料及设备运输:
材料及设备装车由副斜井→+870m车场→+870m石门及+870m3-3b运输顺槽至施工迎头。
三、运输设备的敷设:
1、轨道铺设:
⑴、使用18Kg/米的钢轨。
⑵、轨道铺设要求:
要平、直、稳,轨道的方向、中心线、坡度必须符合要求。
⑶、钢轨接头必须采用悬接式接头,直线取对接式,曲线取错接式。
轨道接头的间隙不得大于5mm,高低和左右错差不得大于2mm。
⑷、轨距为600mm,允许偏差值为:
直线段+5mm、-2mm,曲线段按标准加宽后+5mm、-2mm。
松软底板处要在轨枕槽底加垫100mm的道碴。
⑸、两条钢轨应水平,误差不大于5mm。
⑹、根据轨枕位置开凿出轨枕槽。
轨枕中心间距:
接头处间距为500mm,过渡木间距为600mm,中间枕木中心间距为0.8m。
⑺、轨道方向直线目视直顺,曲线目视圆顺。
弯道处必须打弯,不能用直道对接,不能出现死弯。
附图:
运输系统示意图
第四节管线吊挂
管线敷设方式
名称
规格型号
数量/m
与工作面的距离/m
风筒
φ800mm
1700
<5
风管
2寸钢管
1500
≮30
清水管
2寸钢管
1500
≮30
1、风水管路,吊挂于巷道左帮。
风水管路每5m一固定,每50m留设一三通闸阀,三通加工长度统一为200mm。
2、电缆吊挂于巷道右帮,电缆钩间距1.2m。
3、风筒采用φ800mm柔性阻燃胶质风筒,吊挂于巷道右帮。
二、管线吊挂标准
1、电缆必须用吊挂钩悬挂,电缆过躲避硐室时必须沿硐室内贴帮吊挂,电缆悬挂要与巷道坡度一致,各电缆要保持平行,不能急起、急落。
2、信号、通讯等小型电缆与动力电缆敷设在巷道同一侧时,必须敷设在动力电缆的上方,并保持100mm以上的距离。
3、电缆钩每1.5m设一组,电缆吊挂钩采用6个钩的电缆钩。
4、动力电缆与风、水管路在同一侧敷设时,必须敷设在管子上方,并保持300mm以上的距离。
5、管路吊挂平直、牢固,风水管路过躲避硐室或巷道三四叉门时必须设专用龙门过架,管路及电缆紧跟巷道成巷处;迎头临时风水带和电缆沿帮吊挂整齐牢靠。
第五节设备及工具配备
主要设备明细表
序号
名称
规格型号
单位
数量
备注
1
局扇
FBDN06.0-2*22kw
台
2
一台备用
2
锚杆机
MQT—90B
部
2
3
风钻
YT-26型
部
2
4
风镐
G10
部
1
5
皮带机
DSJ-800/2*75
部
2
6
综掘机
ZBZ160
台
1
第五章生产系统
第一节通风
一、局部通风设计
1、局部通风方式;采用局扇压入式通风。
2、局扇位置:
副斜井。
3、+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽需风量计算
(1)按照瓦斯涌出量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘瓦=100×q掘瓦×k掘瓦
Q掘瓦=100×0.56×2=112m3/min.
式中:
Q掘瓦:
掘进工作面稀释瓦斯所需风量,m3/min;
100:
瓦斯浓度为1.0%时的倒数;
q掘瓦:
掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.56m3/min;
k掘瓦:
掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,一般可取1.5~2.0。
(2)按照二氧化碳涌出量计算
2、按二氧化碳涌出量计算
Q掘碳=67×q掘碳×K掘碳
Q掘碳=67×0.76×1.5=76.4m3/min
式中:
Q掘碳:
掘进工作面稀释二氧化碳所需风量,m3/min;
67:
二氧化碳浓度为1.5%时的倒数;
q掘碳:
掘进工作面二氧化碳绝对涌出量,取0.76m3/min;
K掘碳:
掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,一般可取1.5~2.0;
3、按人数计算
Q掘人=4×N掘
Q掘人=4×35=140m3/min
式中:
Q掘人:
掘进面人员呼吸所需风量,m3/min;
4-每人每分钟供给的最低风量标准,m3/(min.人);
N掘-掘进工作面同时工作的最多人数,取35人。
4、确定掘进工作面迎头需风量
Q掘迎=Max{Q掘瓦,Q掘碳,Q掘人}
式中:
Q掘迎:
掘进工作面迎头需风量,m3/min;
Max:
取掘进工作面最大需风量140m3/min。
其他符号意义同上。
5、按风速进行验算
根据《煤矿安全规程》规定,煤巷掘进工作面风量应满足:
15×S掘≤Q掘迎≤240×S掘
187.2m3/min≤Q掘迎≤2995.2m3/min
式中:
S掘:
掘进工作面巷道过风断面,12.48m2;
经验算140m3/min不能满足掘进工作面最低风速要求,故最低风速风量取210m3/min为掘进工作面需风量。
6、局部通风机选型:
(1)局部通风机吸风量计算
Q扇=Q掘×Pm3/min
式中:
Q扇:
局部通风机工作风量,m3/min;
P:
风筒漏风率,P=1/(1-nL接),
n:
风筒接头数
L接:
一个接头的漏风率,取0.002。
该掘进工作面最大供风距离约1700米,风筒按170米/节,通过计算n=170则P=1.51;
Q扇=210×1.51=317.1m3/min.
(2)局部通风机工作风压计算
ht=Rp×Q扇×Q掘
式中:
Rp:
压入式风筒的总风阻,N.S2/m8;
Ht:
压入式局部通风机全风压,Pa;
Rp=6.5α×L/(d5)+(nζ1+∑ζ2+ζ3)×[ρ/(2s2)]
=6.5×0.0032×1700/0.33+(170×0.09+2.97+0.1)×[1.2/(2×0.42)]
=107.2+45.5+3.75
=156.45N.S2/m8
a:
风筒摩擦阻力系数,取0.0032;
l:
风筒长度,m;
d:
风筒直径,m;
p:
空气密度,取1.2kg/m3;
s:
风筒断面积,m2;
n:
风筒接头个数;
ζ1:
风筒接头局部阻力系数,取0.09
ζ2:
风筒拐弯局部阻力系数,取2.97
ζ3:
风筒入口局部阻力系数,取0.1;
ht=156.4×(210÷60)×(317.1÷60)=2893Pa,
根据风机性能技术参数和所需风量,选用FBD№6.0/2×22kw型局部通风机两台,一台使用,一台备用。
其参数为:
风量250--550m3/min,功率2×22KW.可以满足安全生产,符合要求,巷道施工初期可先开单机运行,等巷道施工掘进超过200m后,可根据巷道迎头实测风量再定是否开双机运行。
(3)按局部通风机实际吸风量计算局扇位置配风量(巷道施工初期开单机)
煤巷掘进:
Q配=Q扇+V×60×S
=250+0.25×60×11.2=418m3/min
式中:
Q吸:
掘进局部通风机实际吸风量;
V:
局扇所在处煤巷最低风速;
S:
局部通风机摆放在风井巷道中,该巷道断面积11.2m2。
通过以上计算及验算,局扇所在位置风量不得小于418m3/min,巷道施工迎头配风量不小于210m3/min。
8.风筒选型及吊挂要求:
根据局部通风要求和我矿实际情况,风筒采用φ800mm的抗静电阻燃风筒。
二、通风系统
1、进风路线:
地面→副斜井→局扇→风筒→+870m车场→+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽迎头。
2、回风路线:
+870m运输石门及+870m3-3c运输顺槽迎头→+870m车场→副斜井→+750m大巷→+750m运输巷→回风上山→回风斜井→地面。
三、通风管理
1、开工前,必须先安装局扇,局扇必须性能测定合格、设备完好,局扇距底板高度在300mm以上。
2、严禁无计划停风,因通风机停风受到影响的地点必须全面停止工作。
3、局扇和本工作面的电气设备必须安装有风电闭锁装置,停风必须停电。
4、通风科每班必须安排专职瓦斯员对掘进工作面进行瓦斯检查,每班不少于2次。
严禁瓦斯员空班、漏检和假检。
瓦斯员必须严格执行现场交接班制度。
5、工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1.0%,否则,应停止工作,进行处理,并及时向矿调度室及通风科值班室汇报
6、施工单位的跟班队长、班组长、电钳工、放炮员、必须随身携带性能完好的瓦
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