1102风巷掘进作业规程.docx
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1102风巷掘进作业规程
联新能源投资有限公司青松煤矿
1102回风巷作业规程
矿长:
总工程师:
生产矿长:
安全矿长:
机电矿长:
施工队:
编制:
赫章县财神镇青松煤矿
二○一三年三月
目录
第一章概况3
第一节编制说明3
第二节概述3
第二章井上下相对位置及水文地质情况4
第一节井上下相对位置及邻近采区开采情况4
第二节煤(岩)层赋存特征5
第三节瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸性5
第四节地质构造5
第五节水文地质6
第三章巷道布置及支护说明7
第一节巷道布置7
第二节支护设计和工艺7
第四章施工工艺10
第一节施工方法10
第二节凿岩方式12
第三节顶板管理13
第四章爆破参数15
第一节爆破参数的选择计算15
第二节炮眼布置说明书17
第五章生产系统18
第一节通风系统18
第二节压风系统19
第三节防尘系统19
第四节防灭火20
第五节供电系统20
第六节排水系统20
第七节运输系统21
第八节通讯系统21
第六章灾害预防及避灾路线21
第一节灾害预防21
第二节避灾路线23
第七章劳动组织与主要经济技术指标23
第一节劳动组织23
第二节循环作业23
第三节主要技术经济指标25
第八章安全技术措施25
第一节施工准备25
第二节“一通三防”管理26
第三节顶板管理28
第四节爆破管理28
第五节防治水管理33
第六节机电管理34
第七节运输管理35
第八节防突管理36
第九节瓦斯抽放42
第十节其它43
第一章概况
第一节编制说明
一、编制依据:
1、赫章县财神镇青松煤矿井田范围及采矿许可证。
2、《贵州省赫章县财神镇青松煤矿资源/储量核实报告》。
3、赫章县财神镇青松煤矿现有相关技术资料。
4、贵州省、州、县安监部门有关要求和规定。
5、《煤矿安全规程》有关规定。
二、审批说明:
本规程由矿生产科牵头组织各队和科室负责人共同进行会审,矿总工程师批准,生产、安全矿长同意并签名后下发执行。
三、下发执行说明:
1、本规程由施工队长负责、安监部门监督,在掘进前由安监科组织施工队全体人员学习和考试合格后方可上岗,否则按违反“三违”处罚。
2、每月由生产科技术人员对《作业规程》执行情况进行跟踪,并写出执行报告交矿总工程师签字后在生产科备案。
3、每月由矿总工程师牵头组织有关科室、队对《作业规程》进行复(审)查,针对复(审)查存在的问题由矿生产科技术员编写补充措施。
第二节概述
巷道名称、位置、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、预计开工竣工时间等。
一、巷道名称:
1102回风巷工作面。
二、掘进的目的及用途:
掘进目的:
为1102回采工作面回风、运料等服务。
三、巷道设计长度:
共计约577m,服务年限:
2年。
四、开工时间:
2012年4月2日
第二章井上下相对位置及水文地质情况
第一节井上下相对位置及邻近采区开采情况
该巷道井下位置:
该巷道井下位置:
位于1101工作面西侧,地面为高山,无建筑物,地面标高平均为+2085~+2150米,井下标高+2029米,在巷道掘进施工过程中,井上下相互之间无影响。
地面相对位置及邻近采区开采情况表表一
煤层名称
K1煤
工作面名称
1102回风巷
地面标高
+2085~+2150米
井下标高
2029(米)
地面的相对位置情况
地面为山岭地貌,无建筑物。
井下位置及掘进对地面设施的影响
该巷道位于1101回采工作面西侧,掘进对地面无影响。
邻近采区情况
巷道上段是整合前振兴煤矿采空区,与1102回风巷距离118.6米,对1102回风巷掘进没有影响。
第二节煤(岩)层赋存特征
主要可采煤层特征表
顺
序
区
域
组
煤层
名称
煤层厚度(m)
层间距
煤层夹矸数
稳定性
煤层倾角(°)
煤种
顶底板岩性
最大—最小平均(m)
顶板
底板
最小
最大
平均
1
长兴组
K1
0.3
1.4
0.81
8-16
14
0-2
不稳定
8-15
无烟煤
粉砂岩
泥岩
细砂岩
泥岩
该巷道所揭露的煤层为K1煤,煤层0.3米~1.4米,平均厚度为0.81米。
煤层结构比较简单,倾角为8~150左右,煤型为无烟煤。
顶板岩性为浅灰、灰绿色中厚层细砂岩,不稳固,随回采而垮落。
底板岩性为灰白至黄灰色薄层页岩及砂质页岩,遇水膨胀变形、底鼓。
巷道沿K1煤底板半煤岩掘进。
第三节瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸性
(1)瓦斯等级鉴定:
2010、2011及2012年度瓦斯等级鉴定结果均为瓦斯矿井。
(2)煤层自燃倾向性鉴定及煤尘爆炸性鉴定:
根据贵州省煤田地质局实验室2007年7月提交的《煤层自然倾向性等级鉴定报告》和《煤层爆炸性鉴定报告》,我矿的k1、k2、k3煤层自然倾向性均属
类不易自然煤层、煤尘均无爆炸性。
第四节地质构造
根据1101回采工作面回风巷的揭露情况,矿区内为单斜构造,地质构造属简单类型。
第五节水文地质
矿区水系不发育,无河流、水库等大的地表水体,仅在井田北部外围有一流向由南西向北东的溪沟。
溪沟流量随季节性变化不明显,水量较为稳定,平时流量很小,枯季处于干涸状态。
导水通道为风化、构造与采动裂隙为主,水文地质条件较为简单的裂隙充水矿床,根据2013年3月贵州乾泰科技有限公司提交的《矿井水文地质类型划分报告》及《青松煤矿矿区采空区及富水性地球物理物勘查报告》结论,我矿水文地质为中等类型。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
巷道开口点位于一采区主下山运输石门向南97.4米处,沿194°方位、26°倾角掘进55.6米转平,然后以61°方位、-3‰坡度掘进85.6米勾通贯穿1101回风巷,形成回风通路后,再朝257°方位、3‰坡度掘进577米。
1102工作面设计参数表如下:
设计参数
巷道名称
方位角(度、分、秒)
坡度(度、分、秒)
工程量(米)
运输巷
257°
跟煤层3‰
588
回风巷
257°
跟煤层3‰
577
开切巷
346°
跟煤层10°
130
回风巷回风通路
356.6°
-3‰°
167.6(利用)
合计
1295
储量577.0×130×0.81×1.42×0.95≈8.2万吨
第二节支护设计和工艺
一、巷道断面
1102回风巷断面尺寸
断面形状
净断面
(m2)
掘断面(m2)
净宽
(m)
净高
(m)
掘宽
(m)
掘高
(m)
矩形
8.1
8.8
3.6
2.6
3.8
2.7
巷道工程质量规定表
项目
质量标准(mm)
部位
巷道名称及规格(mm)
1102回风巷
巷道净宽误差
小于100
中线至左帮
1900
中线至右帮
1900
巷道净高误差
小于100
2700
巷道坡度
沿K1煤底板
水沟
水沟必须保持时刻畅通
深度
300
宽度
300
巷道两帮
巷道两帮严禁超宽、欠挖
锚杆支护
锚杆与顶板垂直,每排九根,排距700,间距800
巷道卫生
巷道无积水,无淤泥,无杂物,物料码放整齐
1102回风巷掘进工作面为三心拱形巷道,掘进高度为2.7米(巷道中心高度,墙高),宽度3.8米,掘进断面8.8㎡。
水沟布置在巷道前进方向右侧。
二、临时支护
采用吊挂前探支架作为临时支护,前探梁由9#工字钢制作,长度不小于4m,间距不大于0.7m,用吊环固定在巷道顶板上,吊环形式为倒梯形,每根前探梁不少于3个吊环,吊环用配套的螺母固定。
前探梁的前探距离不得超过1米。
最大控顶距离为1.0m,前探梁上用规格为(长×宽×厚):
2000mm×200mm×150mm半圆木和木椽杆接顶。
三、永久支护
巷道采用2200mm钢筋锚杆挂金属网支护,锚杆采用树脂锚固剂锚固,锚杆布置
巷为顶部使用每排四根,排距800mm,间距700mm,锚杆规格为Ф20×2200mm矿用螺纹钢锚杆;两帮每排2根,排距800mm,间距700mm,锚杆规格为Ф20mm×1800mm的塑料锚杆。
局部地段顶板破碎时可缩小锚杆的间排距,网片采用Ф6mm,宽×长=1m×2m规格,网格100mm×100mm的钢网,网片重叠部分的长度不得少于100mm,网片每扣必连,每扣扭三扭,保证不松动不脱落。
锚杆安装:
钢垫托盘规格:
长×宽×厚=140×120×6(mm);钢筋锚杆端头锚固采用树脂锚固剂,其规格为500×Φ32mm;钢筋锚杆外端采用钢托盘加双螺母紧固。
(1)、打眼的角度严格按照锚杆布置图的要求进行,眼孔内的岩(煤)粉必须用风管吹干净,打眼深度严格控制,并在钻杆上标明。
(2)、锚固剂卷规格为Φ32×500mm,每个锚杆眼内装2卷。
(3)、锚杆安装:
将两卷锚固剂送入眼底后,用钢筋锚杆插穿锚固剂卷锚至眼底,用锚杆机转动锚杆将锚固剂内两种物质搅拌均匀待凝固后依次套上钢托板,然后上紧螺母。
(4)、托板布置方向:
托板长边沿巷道的掘进方向布置,并做到:
①、为了确保锚杆安装质量,施工队必须由专人定期对锚杆进行锚固力测试,锚固力必须达到50KN以上,对不合格的锚杆要现场整改,测试工具选用应变式锚杆拉力测试仪。
②、锚杆眼内的粉尘必须掏净,杆体长度与眼孔符合设计要求。
锚杆杆体送入时如断裂、扭弯、丝扣磨损等现象时,不得使用。
杆体与螺母配套不合格时,不得使用。
③、锚杆间排距误差控制在±100mm之间,锚杆眼的深度误差必须在0~+50mm之间,锚杆的外露长度不得超过50mm。
④、锚杆角度垂直于巷道的轮廓线。
钢托板必须紧贴煤岩壁。
⑤、所掘巷道煤岩壁必须平整,严禁欠挖或超挖。
网片紧贴煤岩壁,严禁空腔而影响锚杆安装质量。
打锚杆眼之前必须先将打眼地点的危岩悬矸清除掉,再进行敲帮问顶,确定暂时无危险后再由两人打眼,一人在旁边专职进行观察,发现危险时及时发出信号进行撤退。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、开口:
1、根据设计,开口点位于一采区主下山运输石门向南97.4米处,沿194°方位、26°坡度掘至55.6米处转平然后以61.3°方位、-3‰坡度掘进85.6米勾通贯穿1101回风巷,形成回风通路后,再沿257°方位、3‰坡度掘进577米;生产技术部负责每30米放中线、及校核准确度,以巷道的顶板中线为巷道的中心线。
2、施工前将风、水、电接至施工点。
二、掘进施工方法:
1、采用钻眼爆破、全断面一次起爆、人工装岩,刮板输送机运输。
爆破前必须掩埋好巷道内的电缆、风筒及风水管路,防止爆破崩坏。
巷道掘进过程中,必须采用风钻湿式打眼,按爆破说明书布置炮眼、装药放炮,爆破必须由专职放炮员进行操作,施工中视煤岩的软硬程度,可以适当增减炮眼个数和装药量。
2、巷道支护为钢筋锚杆、金属网联合的锚网支护。
巷道边掘进边锚网支护。
支护必须紧跟掘进头,严禁空顶作业。
3、巷道沿K1煤底板和给定的中线掘进。
在施工过程中,矿生产科测量人员必须在施工队每掘进30米标定一组中线。
4、施工工艺流程见施工工艺流程:
第二节凿岩方式
一、炮掘施工方式
1、掘进施工时采用普通钻爆法施工工艺。
采用先掏槽、后刷帮压顶的方法。
2、钻爆工艺流程:
钻眼前的准备(检查瓦斯及安全隐患)→钻眼→检查瓦斯及安全隐患→洒水降尘→装药联线→检查瓦斯、安全隐患撤人设警戒→洒水防尘、开喷雾→爆破→检查瓦斯、安全隐患及岩破效果→洒水防尘、敲帮问顶→临时支护→出岩/矸→永久支护→清理卫生→安全交接班。
3、钻爆工序要求:
1)钻眼前,必须详细检查正头10m范围内的支护及距迎头20m范围内的瓦斯及安全情况,发现问题及时处理。
2)必须依据中线在工作面按规定布置眼位。
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,串联式联线方式,使用毫秒电雷管,不低于三级的岩矿许用乳化炸药,每眼使用1个水炮泥和一个隔水泥。
6)爆破前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爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。
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。
只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破,爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒,并严格按照青松煤矿远距离放炮管理规定进行放炮管理。
二、工作面设备布置
工作面设备布置见表
序号
名称
型号
单位
数量
动力
配套方式
1
绞车
JT—1.0X0.8
台
1
N=37KW
独立
2
锚杆钻机
MYT120B2
台
2
电动
独立
3
风钻
YT28
台
2
风动
独立
第三节顶板管理
1、本掘进工作面必须严格并加强敲帮问顶制度。
此项工作必须有一名有经验的老工人带领,两人进行,一人观察,一人敲帮问顶,并且由外向里逐段进行。
确认无危险时,方准人员进入工作面作业。
2、遇有地质变化时,必须加强支护,若要改变巷道支护方式,必须向总工程师汇报,得到工程师的批准后,方能改变支护,具体措施根据现场实际情况决定,且更改巷道支护方式时必须严格按照《岩矿安全规定》的相关规定执行。
3、当掘进工作面遇到下列情况之一时,必须立即停止作业,撤出所有受威胁的人员,并及时通知矿调度室和有关部门及相关负责人。
①顶板来压、支护变形速度聚增时;
②工作面遇有岩石外移、涌水量增大等突水预兆时;
③顶板离层严重、大量支护失效时;
④瓦斯等有害气体超限、温度聚增聚减时。
4、掘进工作面必须保证后路巷道畅通无阻,支护完好,清洁卫生。
5、掘支间距1.2m,因此工作面最大空顶距不得超过1.5m,最小空顶距为0.3m,若最大空顶超过1.5m,必须停止作业,采取措施进行处理。
6、临时支护与永久支护必须紧跟迎头,锚网喷支护滞后迎头不得超过1.5米。
7、每班施工前,必须认真检查后部巷道喷浆情况,发现喷浆厚度不足时应立即进行处理,发现工程质量不合格必须立即进行整改,发现顶板下沉情况严重,两帮位移加大,要及时撤出工作面的全体人员进行处理,并采取补救措,具体补救措施根据现场实际情况编制。
对巷道进行修复或整改时,必须坚持由外向里逐段修复、整改,修复、整改合格后,方可进入工作面作业。
8、当班发现的安全隐患,当班必须处理完,如有特殊情况未处理完时,必须由跟班班长在现场与下一班班长交待清情况,由下一班班长组织处理,若发现的安全隐患在24小时内不能处理完,当班安全员必须向矿调度室汇报和技术负责人汇报,由技术科编制相应的措施,经贯彻签名后,方可进行处理。
9、顶帮遇到大块断裂矸石或矸石离层时,应先设置临时支护,保证安全后,再顺着裂隙、层理敲帮问顶,不得强挖硬刨。
10、当发现顶板破碎或局部冒落时,应及时进行超前临时支护或打过梁管理顶板。
11、在施工过程中,必须加强对顶板的观察及监控,并作好相关数据的纪录。
12、下山施工严格执行绞车提升的操作规程,严格执行“行人不行车、行车不行人”的提升制度。
13、巷道毎隔40米在巷道右帮施工一躲避洞(净宽*净高*净=1800mm*2000mm*2000mm),提升绞车时迎头作业人员在躲避洞内躲避。
14、施工过程中严禁空顶作业。
二、降尘方法:
采用湿式打眼,放炮使用水炮泥,爆破前后、装岩前后喷雾洒水,爆破后冲刷岩帮、开放水幕。
第四章爆破参数
第一节爆破参数的选择计算
1、掘进方式:
采用钻眼爆破法掘进。
2、钻眼工具:
使用岩电钻或风岩钻配合YT28凿岩机。
3、爆破器材选择:
炸药选用岩矿许用三级乳化炸药,药卷直径为32mm,药卷长度为200mm,重量为0.2kg,殉爆距离40mm,爆速不小于2300m/s,爆力为220mL;
雷管选用1~4段毫秒延期电雷管;
发爆器选用MFB-200型发爆器,发爆能力为200发。
4、连线方式:
大串联;
5、工作面炮眼布置:
为了便于打眼,掏槽方式均采用直线楔形掏槽,其炮眼布置见图。
6、爆破参数的确定
1)炮眼深度的确定:
1102回风巷为半煤岩巷道,在确保每班多循环的前提下,循环进度取1.2米,即每循环需爆破长度1.2m,则辅助眼及周边眼的深度为1.3m,掏槽眼深度为1.4m。
2)炸药消耗量:
由于巷道主要是沿K1煤层底板掘进,因此该巷道是半煤岩巷道,故在本设计计算中的炸药消耗量只作为实际施工的参考。
根据地质报告提供的资料和目前所撑握资料,初步将岩层的坚硬系数定为f=4—7,根据爆破各种岩石的单位炸药消耗量表及长期的生产实际资料统计,我矿1102回风巷掘进施工单位炸药消耗量Q一般为0.8(kg/m3)
3)炮眼数目的确定:
循环进度1.2m,掏槽眼深度1.4m,其余眼深1.3m,则炮眼利用率η=L0/L×100%=1.3/1.4×100%=92%,根据以上确定的各项参数,则该巷道的炮眼数目:
Q=q*s*m*η/α*p=(0.8×8.8×0.2×0.92)/(0.25×0.2)=24(个)
以上炮眼数目计算式中,q:
单位炸药消耗量;s:
巷道掘进断面积;m:
药卷长度;η:
炮眼利用率;α:
炮眼装药系数;p:
药卷质量;L0爆破实体;L炮眼深度。
在施工过程中,技术员可根据现场实际情况对炮眼数目,装药量酌情增减。
7、装药结构与起爆:
采用大串联正向装药。
以上计算的各项参数只供掘进施工参考,工程技术人员可根据实际情况对爆破参数进行调整。
起爆原始条件
项目
单位
数量
项目
单位
数量
巷道的掘进断面
㎡
8.8
炮眼数目
个
24
岩石的坚固系数
6
雷管数目
个
24
炮眼深度
m
1.3
总装药量
kg
11.6
预期爆破效果
项目
单位
数量
项目
单位
数量
炮眼利用率
%
92
每循环巷道耗药量
kg
8.16
每循环工作面进尺
m
1.2
每循环炮眼总长度
m
34.1
每循环爆破实体岩岩
m3
20.75
每m3岩岩耗雷管量
个/m3
1.15
炸药消耗量
kg/m3
0.56
每米巷道耗雷管量
个/m
23
第二节炮眼布置说明书
采用普通钻爆法施工工艺。
炮眼布置图与爆破说明书见附图。
第五章生产系统
第一节通风系统
掘进施工采用压入式通风方式,利用Φ600mm的柔性阻燃、抗静电导风筒通风。
最大供风距离1000米。
1、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算(掘进岩石巷道瓦斯或二氧化碳涌出均不大,但是为了安全起见取瓦斯涌绝对出量为1.2%):
Q=100×q掘×Kd
式中:
Q—掘进工作面实际需风量,m3/min。
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,1.21×10%=0.121m3/min。
Kd—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数,取Kd=1.8。
Q=100×0.121×1.8=21.78m3/min
②掘进工作面按日进3.6m计算,掘进断面为8.3m2,岩体容重2.5t/m3,则日产量为74.7t。
q掘=74.7×21.78/(24×60)=1.3m3/min
Q=100×1.12×1.8=217m3/min
2、按最多工作人数计算:
Q=4N
式中:
N—掘进工作面同时工作的最多人数,取N=15人
Q=4N=4×15=60m3/min
3、按炸药消耗量计算:
Q=25A
式中:
A—掘进工作面一次消耗的最大炸药量:
取A=11.6Kg;
Q=25A=25×11.6=290m3/min
4、按风速进行验算:
15×S≤Q≤240×S
式中:
S—回风断面积,6.5m2。
15×6.5=97.5m3/min≤Q≤240×6.5=1560m3/min
通过以上验算,选择FBD-2-№6-2×11隔爆型压入式对旋轴流局部通风机的额定风量大于最低风速时的风量、低于最高风速时的风量,能满足掘进通风要求,并符合有关规定。
三、局部通风机的安装地点选择
1、采用FBD-2-№6-2×11隔爆型压入式对旋轴流局部通风机供风,局部通风机安设在主斜井运输石门向南200m全风压新鲜风流处。
2、通风线路:
新鲜风流:
地面→主斜井→运输石门→1102回风巷掘进工作面。
污风流:
1102风巷掘进工作面→1102回风绕道→回风斜井→地面
第二节压风系统
该掘进工作面采用YT-28型风动凿岩机打眼,由安装在地面的OGLC─110A型风冷式螺杆空气压缩机供风,用φ108×4mm焊接钢管引至主斜运输石门,改用50管将压缩空气引至工作面用风地点。
第三节防尘系统
掘进工作面的防尘水运输石门从主斜井的主供水管路上接至工作面,在掘进工作面距迎头50米左右的混合风流中设一道能封闭全断面的常开水幕。
爆破工作中采用湿式打眼,放炮使用水炮泥,爆破喷雾,装岩洒水,定时冲刷岩帮,净化风流等综合防尘措施。
第四节防灭火
掘进爆破采用湿式打眼,爆破后采用喷雾降尘,防火的重点是防设备、机械磨擦生热、电缆线和人为火灾。
因此须提高施工质量,严格按规程施工,如发生火灾,可用沙子、岩粉、灭火器直接灭火,或采用控制风流、调节风流控制火势的蔓延。
地面260m3消防水池,作为整个一采区的防火水源。
第五节供电系统
1102回风巷掘进工作面的电源来自地面变电所,动力设备的供电方式为集中供电,由一台KBZ-200型开关作总控制开关,经各分路开关和不同截面的电缆送至工作面内的各类机械设备。
局部通风机由地面变电所内的专用变压器供电,必须实行“三专两闭锁”。
掘进工作面内的电缆要吊挂整齐,电缆的垂度不得大于50mm。
掘进工作面内的所有的机械设备必须安装风电、瓦斯电闭锁以及检漏继电器等安全防护装置。
第六节排水系统
掘进工作面中的水经运输石门、主斜井、井底运输大巷自流至+1944水平井底中央水仓,再由中央水仓主水泵排到地面。
因此,必须时刻保持整个采区和运输大巷水沟的畅通。
第七节运输系统
运矸(煤)、运料系统:
运矸(煤):
1102回风巷掘进工作面(调度绞车)→轨道联络巷→1101回风巷→2#轨道石门→副斜井(提升绞车)→地面临时堆矸场。
材料运输:
副斜井(提升绞车)→2#轨道石门→1101回风巷→轨道联络巷→1102回风巷掘进工作面(调度绞车)。
第八节通讯系统
1102回风巷掘进工作面安装使用区域网络防爆电话一部,能够与矿井的井下和地面所有的网络电话直接联系。
第六章灾害预防及避灾路线
第一节灾害预防
(一)、防治瓦斯的措施
1、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员每班至少在迎头检查三次瓦斯,并及时了解工作面的有害气体情况,爆破作业时要严格执行“一炮三检”制度,并做好记录,严禁瓦斯超限作业。
瓦斯探头T1必须悬挂在距迎头≤5米的回风流中。
2、掘进工作面风流中瓦斯浓度≥0.8%时,必须停止使用煤电钻及打眼工作,爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度≥0.8%,严禁爆破。
掘进工作面风流
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- 1102 掘进 作业 规程