运输联络巷掘进工作面防突专项设计及措施.docx
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运输联络巷掘进工作面防突专项设计及措施
兴仁县兴隆煤矿
270运输联络巷掘进工作面
专项防突设计及措施
编制单位:
通防科
编制人:
编制日期:
二〇一七年五月十八日
矿会审意见
参加部门
签字
日期
参加部门
签字
日期
施工单位
机电矿长
通防科
安全矿长
调度室
生产矿长
安全科
总工程师
通风矿长
矿长
会审意见:
总工程师意见:
签字:
矿长意见:
签字:
措施贯彻学习签字记录
贯彻地点
贯彻人
签名
时间
签名
时间
签名
时间
1.编制依据
1.1.《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》等相关规定。
1.2.270运输联络巷掘进工作面的不定期实际情况。
1.3.防突工操作规程和岗位责任制。
2.基本情况
2.1.工作面概况
270运输联巷布置在二采区回风下山上段,从二采区回风下山上端头往下42m处开口,以方位28°73’,0°坡度掘进16.4m后,转向以方位61°27’,+8°坡度掘进12m与二采区运输下山贯通后,再掉头以方位118°44’,-16°坡度掘进,巷道设计全长110.8米。
该巷道开口掘进16.4m和转向掘12m及再掉头掘15米范围,巷道顶板距M5煤层底板法距≦5m,其他均大于5m,且整条为全岩巷道。
该掘进工作面采取爆破掘进,采用锚杆、锚索、锚网联合支护。
2.2.煤层赋存情况
井田内出露地层为二叠系、三叠系、第四系,巷道所穿过的地层为二叠系的龙潭组(P2l)。
龙潭组为本区内含煤岩系,厚411—460m。
按岩性及含煤情况,大致可分为上、中、下3个段,段间为连续沉积,本组与下伏地层大厂层为假整合接触。
上段:
灰色、灰黑色薄至中厚层状粘土质粉砂岩、粉砂质粘土岩及粘土岩夹碳质粘土岩、生物屑灰岩、粉砂岩、细砂岩。
本段上部含不可采煤一层,下部含3层煤线。
厚约136m。
中段:
顶部以可采煤层M1起至底部M7煤层之下的粘土岩为界。
为龙潭组中主要含煤段。
岩性为灰黑色粘土岩、粉砂质粘土岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、碳质粘土岩夹煤层,大至成韵律层。
粉砂质粘土岩及泥质粉砂岩中具条纹状或条带状构造。
本段下部夹少许薄层灰岩。
单层厚度0.2—16m不等。
其中:
粘土岩1—16m,粉砂质粘土岩1—12m,泥质粉砂岩2—12m,粉砂岩0.20—6m,碳质粘土岩0.20—8m。
地表浅部(ZK301孔)以粘土岩为主,粉砂质粘土岩和碳质粘土岩较多,夹细砂岩、泥质砂岩、粉砂岩、薄层灰岩。
本段地层在矿区内含可采煤4层,局部可采煤1层及多层不可采煤层。
厚约226—246m。
下段:
本段上部由灰色深灰色燧石灰岩、泥质灰岩、钙质砂岩组成,厚17—22m;下部为深灰色、灰黑色粘土岩、泥质粉砂岩夹碳质粘土岩、生物屑灰岩及泥灰岩,含不可采煤层2层,厚约49—70m。
2.3.煤层情况
矿区内可采煤层为五层,自上而下分别编号为M1、M2、M3、M5、M7。
煤质牌号为无烟煤。
目前掘进只影响M5、M7,其他煤层暂不受影响不予描述。
现将M5、M7分述如下。
M5煤层:
位于煤系中段下部。
上距M3煤层136—141m,煤层自然厚度2.50—3.16m,浅部不含夹矸或含一层夹矸,深部ZK302中含4层夹矸。
剔除厚度较大的夹矸及不可采部分后,煤层厚度在勘查区内为1.46—3.15m,往南在白马山煤矿ZK101孔中厚度变为3.16m,平均厚度2.50m。
本煤层以块煤为主,由半光亮型煤和暗淡煤条带组成,偶见黄铁矿细脉,顶板为薄层碳质粘土岩、粘土岩,底板为薄层粘土岩。
是矿井的主要可采煤层。
M7煤层:
位于煤系中段底部,上距M5煤层21—37m,勘查区内煤层厚0.8—1.35m,平均厚1.06m,自然厚度0.8—2.01m,含1—2层不稳定夹矸,在南面白马山ZK101孔中厚度增大为4.30m,含2层夹矸。
煤层黑色,以块煤为主,局部为粉煤,主要由半暗型煤条带组成。
煤层顶板为薄层炭质粘土岩及薄层泥灰岩,底板为薄层粘土岩。
本煤层全区稳定可采。
2.4.地质构造及水文情况
井田位于前述三大流域之分水岭地带,主要位于马岭河流域与大桥河流域水文地质单元中。
南东角猪场坝消水洞为矿区最低侵蚀基准面,标高约1317m。
矿区地形中部高东西两面低,靠中部的马驿平子为本区最高点,高程+1972.9m,与南东角猪场坝消水洞最低侵蚀基准面相对高差达655m。
矿区资源量计算最低标高为M7煤层,最低标高+1180m,低于矿区最低侵蚀基准面下137m。
矿区西部为火麻地溪沟,为季节性小溪流,自北东向南西流入幸福水库。
矿区东侧为猪场坝溪流,由北往南流至猪场坝消水洞后以伏流形式最终排入大桥河中,该溪流为常年性小溪流,水流受大气降水影响较大,枯季流量约15~25L/s。
矿区最低煤层M7地表出露标高+1450米,高于猪场坝溪流约60米。
矿区西侧发育的火麻地溪沟,为季节性小溪流,流量较小,流经地层为飞仙关组碎屑岩,对矿床充水影响较小。
矿区东侧发育的猪场坝常年性溪流,其枯季流量约15-25L/s,该溪沟洪水位线分布标高约+1320-+1370米。
而矿区最低煤层M7地表出露标高为+1450米左右,高出溪沟80米以上,煤层底板与茅口组灰岩之间有100余米厚的砂泥岩所隔。
因此猪场坝溪流对工程施工无充水影响。
2.5.瓦斯、煤尘及自燃倾向
(1)、瓦斯:
根据黔安监管办字[2007]345号文件,兴隆煤矿位于煤与瓦斯突出危险矿区,本矿已委托中国矿业大学开展了M5、M7煤层煤与瓦斯突出鉴定,根据中国矿业大学提交的兴隆煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及贵州省煤炭管理局文件(黔煤生产字[2008]1009号)的批复结果,M5煤层+1410m标高以上和M7煤层+1380m标高以上无突出危险,结合瓦斯等级鉴定情况及根据AQ标准的预测结果,270运输联巷M5煤层在+1410m标高以下未作鉴定,按有煤与瓦斯突出危险进行管理。
(2)、煤尘:
根据贵州省煤田地质局实验室提交的兴隆煤矿煤尘爆炸性鉴定报告,M1、M2、M3、M5、M7煤层均无煤尘爆炸性,按煤尘无爆炸性管理。
(3)、自燃倾向:
根据贵州省煤田地质局实验室提交的兴隆煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告,M1、M2、M3、M5、M7煤层自燃倾向分类均为Ⅱ级,即自燃煤层,按自燃煤层管理。
2.6.掘进工艺
掘进工作面采用M-ZQS-2.5风钻打眼,爆破落煤,采用刮板输送机、皮带输送机运输,人工装煤,并配备ZY750型探水钻,FBDNo6/2×30型局部通风机供风。
2.7.顶板管理
270运输联络巷掘进工作面采用锚、网、索联合支护形式
1)临时支护
采用吊挂前探金属支架做为临时支护,前探梁用两根3寸的钢管制作,长度不小于3.5m,间距1.6m,每根前探梁不少于3个固定点。
锚杆支护时,用4寸的钢管做吊环,防止前探梁滚动,吊环用配套的锚杆螺母固定;前探梁上方用规格为:
长×宽×厚:
2000×200×150mm板梁或板枇接顶,用木楔固定牢固。
2)永久支护
顶板采用锚网加锚索支护矩形断面,顶锚杆Φ20×2200mm螺纹钢锚杆;因矿井顶板不稳定、地质构造较多,因此需用6m长锚索加强顶板支护,锚索间距3.0m,排距为1.6m;帮锚杆为Φ16×1500mm的螺纹钢锚杆;用树脂锚固剂两根,总长度不少于700mm,锚固力不小于30KN/根;顶网为钢筋焊接网,钢筋焊接网网的搭接长度为200mm,两帮为菱形铁丝网,铁丝网的搭接长度为200mm。
2.8.煤与瓦斯突出预兆
⑴有声预兆:
工作面煤体深处出现炒斗似的劈劈叭叭声,鞭炮声、机枪连射声、闷雷声、嘈杂声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。
⑵无声预兆:
煤层层理紊乱,煤变软、变暗淡、无光泽、煤层干燥和煤尘增大,煤层受挤压褶曲、变粉碎、厚度变大,倾角变陡。
压力增大使支架变形,煤壁外鼓、片帮、掉渣,顶板出现冒顶、断裂,底版出现鼓起,炮眼变形装不进药,打钻卡钻、顶钻等以及瓦斯涌出异常、忽大忽小,空气气味异常、闷人,煤温或气温降低或升高。
2.9.煤与瓦斯突出的基本特征
⑴突出的煤向外抛出距离较远,具有分选现象。
⑵突出的煤堆积角小于煤的自然安息角。
⑶抛出的煤破碎程度较高,含有大量的煤块和手捻无粒感的煤粉。
⑷有明显的动力效应,破坏支架,推倒矿车,破坏和抛出安装在巷道内的设施。
⑸有大量的瓦斯涌出,瓦斯涌出量远远超过突出煤的瓦斯含量,有时会使风流逆转。
⑹突出孔洞呈口小腔大的梨形、舌形、倒瓶形以及其它分岔形等。
3.通风系统和通风管理
3.1.通风系统
(1)矿井通风系统:
矿井采用中央并列式通风方式,通风方法为抽出式,主平硐主要进风,进风斜井辅助进风,风井回风。
(2)工作面通风状况:
270运输联巷均采用压入式通风方式,局部通风机型号为FBDNo6/30×2型局部通风机,配套电机功率为2×30kw的局部通风机,选用Ф800mm的胶质阻燃风筒,局部通风机必须实现“三专两闭锁”和“双风机双电源”并能自动切换。
未形成专用回风系统前新鲜风流:
主平硐、进风井→皮带运输下山、轨道下山→1380车场→局部通风机→二采区回风下山→270运输联巷掘进工作面。
乏风流:
掘进工作面→二采区回风下山→总回风下山→总回风巷。
形成专用回风系统后新鲜风流:
主平硐、进风井→皮带运输下山→局部通风机→270运输联巷掘进工作面。
乏风流:
掘进工作面→二采区回风下山→总回风下山→总回风巷。
3.2.通风管理
1.定期测定270运输联巷回风风量、风筒出口风量和风机吸入风量,发现异常立即汇报处理。
2.必须每天坚持风机倒台切换试验,将试验情况汇报调度室,并作好记录。
3.加强风筒接头及破口的检查,发现问题及时处理和汇报。
4.每天必须对通风设施进行检查,严禁两道风门同时打开,杜绝风流短路,确保通风系统稳定可靠。
5.应按规定设置防突风门和调节风门,当风门损坏时必须及时进行维修。
6.加强对局部通风机管理,确保进入掘进工作面风量。
7.井下所有人员必须爱护通风设施,不得故意损坏。
4.270运输联络巷掘进工作面区域综合防突措施
4.1.区域突出危险性预测
根据中国矿业大学提交的煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及贵州省煤炭管理局文件(黔煤生产字[2008]1009号)的批复结果,M5煤层+1410m标高以上和M7煤层+1380m标高以上无突出危险,结合瓦斯等级鉴定情况及根据AQ标准的预测结果,270运输联巷M5煤层在+1410m标高以下未作鉴定,按有煤与瓦斯突出危险进行管理。
即270运输联巷有突出危险性,需采取区域防突措施进行消突。
4.2.270运输联络巷掘进工作面区域防突措施
在二采区回风下山巷道内施工穿层预抽瓦斯钻孔,预抽270运输联巷掘进巷道轮廓线外15m范围,且顶部法距M5煤层≦5m范围煤层条带瓦斯的抽采方法执行区域防突措施进行消突。
(详见《270运输联巷开口预抽钻孔设计图》)
4.3.区域防突措施效果检验
1)对270运输联巷煤层条带作区域防突措施均采用残余瓦斯压力和残余瓦斯含量为主要指标进行效检,效检时根据实测的最大残余瓦斯压力或最大残余瓦斯含量按(表一)的临界值对实施区域防突措施区域进行判断,当实际直接测定的煤层残余瓦斯压力小于0.74Mpa及残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区,否则,仍为突出危险区。
表一:
煤层瓦斯压力或瓦斯含量突出临界值
瓦斯压力P(MPa)
瓦斯含量W(m3/t)
突出倾向
P﹤0.74
W﹤8
无突出危险区
P≥0.74
W≥8
突出危险区
(2)检验方法:
①根据钻孔预抽区域控制范围情况,首先由总工程师组织通防、生产技术部门对预抽瓦斯钻孔竣工和瓦斯抽采情况进行评估,并计算该区域的瓦斯抽采率是否大于30%。
②区域防突措施效果检验把掘进工作面条带上方大于轮廓线外15m块段区域按每20m段施工2个钻孔进行检验。
(详见《270运输联巷区域效果检验钻孔设计图》)
(3)预抽煤巷条带煤层上方瓦斯区域防突措施施工完成后,检验前,由通防科绘制防突措施钻孔施工竣工图,并分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求或满足检验条件,否则,不予检验。
(4)区域措施效果检验时,由通防科组织防突队在施工完预抽钻孔的煤巷条带区域上方按区域效果检验设计要求取样进行化验分析,取样孔必须布置在钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置,并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离,在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。
检验期间应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆,若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时,发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效,所在区域煤层仍属突出危险区。
(5)若检验结果仍为突出危险区,措施效果为无效,在已实施的预抽煤巷条带区域继续补打钻孔加强抽放后再进行效检,直至区域措施效果检验结果为无突出危险性,方可进行下一步的区域验证工作。
(6)只有区域防突措施效果检验无突出危险后,由通防科编制该区段《瓦斯抽采达标及消突评判报告》。
4.4.区域验证
(1)区域验证方法与局部综合防突措施中工作面防突措施效果检验方法相同,均采用钻孔钻屑量S和钻孔钻屑瓦斯解析值△h2值或K1值两项指标进行验证。
区域验证由通防科负责组织完成。
区域验证、工作面突出危险性预测临界指标见(表二),其具体操作详见局部综合防突措施中工作面突出危险性预测。
(2)采用上述方法对工作面执行区域防突措施且经区域措施效果检验后的无突出危险区域进行区域验证时。
①在工作面进入该区域时,必须连续进行至少2次区域验证;
②工作面每推进10~50m(在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时取小值)至少进行2次区域验证;在构造破坏带必须连续进行区域验证。
③在工作面每次放炮前至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔,探测地质构造和观察突出预兆,预测孔可以兼作超前钻孔。
④当区域验证为无突出危险时,应当采取安全防护措施后进行掘进,如工作面在该区域进行的首次区域验证时,还应保留不小于3m的突出预测超前距。
只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆,则该区域以后的采掘作业均须执行局部综合防突措施。
⑤区域验证后防突工将预测结果汇报调度室,并由调度室汇报总工程师批准后采取相应的局部综合防突措施方可掘进。
5.270运输联络巷掘进工作面局部综合防突措施
5.1.突出危险性预测
(1)工作面突出危险性预测、效果检验均采用钻孔钻屑量S值和钻屑瓦斯解析值△h2值或K1值两项指标进行预测,预测(效检)临界指标见下表:
表二:
工作面突出危险性预测(效检、区域验证)临界指标
钻屑瓦斯解吸指标(K1)
△h2值(△h2max)
最大钻屑量(Smax)
危险性
〔mL/(g.min1/2)-1〕
(mm水柱)
㎏/m
有一个指标达到或超过临界值即为突出危险工作面
≥0.5
≥20(湿煤16)
≥6
<0.5
<20(湿煤16)
<6
无突出危险工作面
(2)采用钻屑量S值、钻孔钻屑瓦斯解析值△h2值或K1值预测时,采用风煤钻机在工作面上方施工4个直径为42mm、深为10~12m的钻孔。
预测钻孔一个位于巷道工作面中部,并平行于掘进方向,一个位于巷道轮廓线上方不大于0.2m处,其他两个钻孔终孔位置位于巷道两帮轮廓线外2~4m处。
预测钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整,以保证钻孔在全煤中钻进;有软分层时钻孔要控制在软分层中钻进,以保证测定指标的准确性。
(详见《预测钻孔设计图》)
(3)对预测钻孔只作钻屑量指标S值、钻屑瓦斯解析指标△h2值或K1值的预测。
(4)MD-2型和WTC型钻屑瓦斯解析仪的使用严格按《说明书》及《防突工操作规程》进行操作。
(5)施工预测钻孔时,钻进速度应控制在1m/min,钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整,以保证预测钻孔在全煤中钻进。
钻孔每钻进2m进行取样测试一次△h2值或K1值,每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S值。
(6)工作面预测为无突出危险时,每预测循环应留有3m的预测超前距,效果检验时每循环应留有5m措施超前距,在地质构造破坏严重地带效果检验措施超前距不小于7m。
任何一次预测有突出危险时,必须采取局部措施进行消突后再进行效果检验。
(7)当煤层厚度超过巷道高度时,除按措施要求在巷道中部和两侧布置2个预测钻孔之外,还必须在巷道上部或下部各增加一个预测钻孔作钻屑量指标S值、钻屑瓦斯解析指标△h2值或K1值的预测。
5.2.防突措施
当区域验证或工作面突出危险性预测指标超过措施规定临界值时,立即采取施工排放孔排放瓦斯措施,排放孔直径为75mm,所有排放孔在巷道掘进方向上的投影长度不小于12m,排放孔控制巷道轮廓线外两帮不小于4m;排放时间不小于8个小时(施工完最后一个排放孔开始计)。
排放孔用ZDY-750钻机配Ф50mm的钻杆Ф75mm的钻头施工,排放孔在煤层中施工,排放孔终孔网格间距为1m×1m,并均匀对称的布置在煤层中。
(详见《270材料联巷瓦斯排放钻孔设计图》)
工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要求实施时,必须打钻孔查明煤层赋存条件,若工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层,按石门揭煤防突专项设计执行并由通防科编写揭煤设计。
在施工各种钻孔(抽放钻孔、排放钻孔、爆破孔、锚杆锚索孔等)出现夹钻、卡钻、顶钻、喷孔时,要立即停止掘进,并向调度室汇报,由矿领导和有关部门研究治理方案,采取措施消突后采用远距离放炮安全防护措施炮掘施工。
当掘进时回风瓦斯浓度≥0.8%时,下一次掘进前必须施工排放孔进行排放,排放孔沿巷道掘进方向投影深度不小于10m,且循环进尺不得超过1.0m。
当防突预测指标不超限但掘进时瓦斯超限达0.8%(瞬时超限,超限时间在5min内)时,即掘进时瓦斯超限5min内降至0.8%以下时,下一次掘进前只施工排放孔进行排放;当防突预测指标不超限但掘进时瓦斯超限达0.8%(长时超限,超限时间超过5min)时,即掘进时瓦斯超限5min内未降至0.8%以下时,必须立即停止掘进并实施超前钻孔预抽煤巷条带煤层区域瓦斯的防突措施,并由通防科组织相关部门分析原因。
5.3.防突措施效果检验
采用钻孔钻屑量S值、钻孔钻屑瓦斯解析值△h2值或K1值进行效果检验时,采用风煤钻在工作面上方施工4个直径为42mm、深为10m的钻孔。
检验钻孔一个位于巷道工作面中部,并平行于掘进方向,另两个钻孔终孔位置位于巷道上部巷道两帮轮廓线外2~4m处,在一个位置位于巷道上部轮廓线外不大于0.2m。
检验钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整,以保证钻孔尽量在煤层中钻进;有软分层时钻孔要在软分层中钻进,以保证测定指标的准确性。
(详见《270运输联巷效果检验钻孔设计图》)
施工效检钻孔时,钻进速度应控制在1m/min,钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整,以保证效检钻孔在全煤中钻进。
钻孔每钻进2m测试一次△h2值或K1值,每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S值。
在实施工作面防突措施效果检验时,分布在工作面各部位的检验钻孔应当布置于所在部位防突措施钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置,并远离周围的各防突措施钻孔或尽可能与周围各防突措施钻孔保持等距离。
在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。
在实施工作面防突措施效果检验时,通防科应首先检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规定、标准等,并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等),作为措施效果检验报告的内容之一,用于综合分析、判断。
如果工作面措施效果检验各项指标均小于指标临界值,且未发现其他异常情况,则措施有效;否则,判定为措施无效。
当检验结果措施有效时,若检验孔与措施孔向巷道掘进方向的投影长度(简称投影孔深)相等时,则可在留足5m措施孔超前距(在地质构造破坏地带必须留有不小于7m的超前距)并采取安全防护措施的条件下掘进;当检验孔的投影孔深小于措施孔时,则应当在留足所需的措施孔超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下,采取安全防护措施后掘进。
任何一次检验验证有突出危险性时,必须重新采取措施进行消突,直至措施有效。
严格按批掘进尺组织施工,严禁超挖超掘。
6.安全防护措施
(1)压风自救装置安设
①在距离掘进工作面迎头25~40m处和放炮地点各安装一组压风自救装置,每组压风自救装置不少于6个呼吸袋,平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
由通风队安装,交由掘进队管理使用,不得私自撤除或损坏。
②掘进工作面范围内的压风自救装置由通风队进行日常维护,每天进行检查,保证能正常使用,并随着掘进进度及时挪移或增加,发现损坏时必须及时修复或更换。
(2)自救器的佩戴和使用
下井人员每天携带时必须检查自救器的完好性,发现不正常现象要及时修理或报废。
作业时,自救器挂在腰带上,必须随身携带,避免跌落碰撞,不得当坐垫使用,防止外壳变形无法正常使用。
使用步骤:
第一步:
扯下保护带。
第二步:
用拇指扳起红色扳手,拉断封力条。
第三步:
揭开上外壳。
第四步:
抓住头带,取出生氧药罐,丢掉下外壳。
第五步:
拔掉口具塞,整理气囊。
第六步:
拉起鼻夹,将口具放入唇齿间,咬住牙垫。
第七步:
闭上嘴唇,向自救器呼一口气,进行呼吸。
第八步:
拉开鼻夹弹簧,用鼻夹垫夹住鼻子,用口呼吸。
第九步:
取下矿灯帽,带好头带。
第十步:
戴上矿灯帽,撤离灾区。
途中感到吸气不足时不要惊慌,应放慢脚步,做深长呼吸,待气量充足时再快步行走。
注意事项:
a、携带使用时,任何场所不准随意打开自救器上壳;如自救器外壳已意外开启,应立即停止携带,作报废处理。
b、在井下工作时,一旦发现事故征兆,就应立即佩戴自救器,马上撤离现场。
佩戴自救器要求操作准确迅速。
c、佩戴自救器撤离灾区时,要冷静、沉着,最好匀速行走。
d、在整个逃生过程中,要注意把口具、鼻夹戴好,保持不漏气,
绝不可以从嘴上取下口具说话。
万一碰掉鼻夹时,要控制不用鼻孔吸气,迅速再夹上鼻夹。
e、吸气时,比吸外界正常大气干热一点,这表明自救器在正常工作,对人无害,千万不可取下自救器。
有时在佩戴时,感到呼吸气体中有轻微的盐味或者碱味,也不要取下口具,这是由于少量药粉从药层中被呼吸气流带来而产生的,没有危害。
f、当发现呼气时,气囊瘪而不鼓,并渐渐缩小时,表明自救器的使用时间已接近终点。
j、在佩戴过程中,万一启动装置失灵,同样可以使用,只需向气囊深呼一口气,仪器照样工作。
(3)通讯联络
在距离掘进迎头20~40米处、防突风门外、临时避难硐室内和起爆点必须分别安装1部直通调度室的防爆本安型电话,保证通讯畅通。
(4)防突风门
突出煤层掘进工作面进风侧,必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。
风门之间的距离不得小于4m。
防突反向风门距工作面的距离和反向风门的组数,根据掘进工作面的通风
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