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文档简介
此文档收集于网络,如有侵权,请联系网站删除xx县xx乡xx煤矿21502运输联络巷揭C15煤层防突设计xx县xx乡xx煤矿目 录1、 概述1 1、工程位置、工程量及周围开采情况2 2、对应地表情况-2 3、煤层及顶板特征2 4、地质构造3 5、矿井涌水量7 6、水文地质条件综述8 7、瓦斯地质8 8、煤层自燃倾向性和煤尘爆炸危险性9 9、掘进工艺10 10、支护形式及方法10 11、运输系统及通风系统102、 石门揭煤工作面防突设计11 三、安全防护措施13 1、建立防突组织机构13 2、建立压风自救系统15 3、建立防突风门17 4、避难设置18 5、远距离放炮19 6、个体防护20附图20此文档仅供学习与交流xx县xx乡xx煤矿21502运输联络巷揭C15煤层防突设计 为确保21502运输联络巷揭煤期间安全,根据防治煤与瓦斯突出规定、xx县xx乡xx煤矿瓦斯治理“一矿一策、一面一策”,结合21502运输联络巷掘进工作面实际情况,特编制本设计。 编制原则:必须坚持以人为本,源头治理、依法治突的原则;坚持区域防突措施先行,局部防突措施补充失原则;建立健全“四位一体”区域综合防突措施和局部防突措施,做到不掘突出头,不采突出面,形成开采关系合理、系统环节可靠、防治措施有效,实现人、机、环境互动的安全生产大环境,从根本上消除突出危险,实现矿井本质安全生产和可持持续发展。 编制依据:防治煤与瓦斯突出规定、煤矿安全规程(201版)煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ1026-2006)、煤矿瓦斯抽放规范(AQ1027-2006)、煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法(AQ/T10472007)煤矿井下粉尘综合防治技术规定(AQ 10202006)、关于毕节地区工业和能源委员会关于请求审批2014年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复(黔能源煤炭201524号)文件,开采方案设计、安全设施设计、xx县xx乡xx煤矿二采区C14煤层+11651200m标高区域突出危险性预测报告(2016年5月)、贵州省矿山安全科学研究院编制的xx县xx乡xx煤矿二采区C14、C15煤层瓦斯参数测试报告、xx县xx乡xx煤矿瓦斯治理“一矿一策、一面一策”报告(2016年9月)等以及矿井的有关资料。一、概述1、工程位置、工程量及周围开采情况 21502运输联络巷开口位于21401运输联络巷(溜煤眼往里20米处)内,东为二采区边界,南为水泵房,西为二采区运输下山,北为采区边界,根据探孔情况,该巷道开口处底板距C15煤层顶板10.1米。该巷道相对地面为山体林木,无房屋、农田、渠沟等,其山体标高为+1540+1600m,巷道距地面垂直高度约:301m330m。地面地形较复杂,巷道施工对地表不会产生影响。21502运输联络巷开口位于21401运输联络巷内,巷道位于二采区回风下山北面,巷道施工方位角132,坡度17;掘进工程量55m;巷道设计为半圆拱形,墙高1200mm,拱高1400mm,断面为8.20m2。采用螺纹钢树脂锚杆和钢筋网联合支护,局部顶板破碎段采用增加锚索支护。2、 煤层情况及顶底板特征1)含煤性井田内含煤岩系为二叠系上统龙潭组(P3l),系一海陆交互相沉积为主的含煤建造。主要由灰、深灰色,薄中厚层状粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成,中夹细砂岩、钙质泥岩、灰岩、泥质灰岩,含煤719层,其中含可采煤层5层。含煤总厚9.24m,含煤系数9.63%,可采及局部可采煤层为C4、C5、C9、C14及C15号等五层, C4、C5号为局部或大部可采煤层。可采煤层总厚度3.0112.13m,平均总厚7.54m,可采含煤系数为7。富含腕足类、双壳类、腹足类等动物化石及植物化石,组厚95120m,平均110m左右。 2)煤层特征 由于巷道位于C14煤层中,本作业规程只针对C14煤层简述如下: C14煤层 位于龙潭组下部,上距C9煤层41.8344.00m左右。煤层中局部夹12层厚0.020.10m的泥岩夹石。煤层顶板为灰色泥质粉砂岩,含植物化石碎屑;底板为黑色炭质粘土岩,含少量的星点状黄铁矿。煤层厚1.101.30m,平均厚1.32m,全区可采。 可采煤层特征表煤层厚度(m)平均厚度(m)煤层间距(m)煤层结构顶底板岩性平均倾角体重(t/m3)顶板底 板C40.612.401.960.9710.76单层炭质泥岩泥岩81.45C50.201.421.34含夹矸泥岩含粉砂质泥岩81.452.7022.13C91.01.111.0含矸石含粉砂质泥岩泥岩81.4541.8344.00C141.101.321.30含夹矸泥质灰岩炭质粘土岩81.4520.3022.61C151.321.451.36含夹矸泥质粉砂岩粘土岩81.453、 地质构造 xx煤矿位于云盘山背斜南东翼, 整体为单斜构造。产状较稳定, 倾向90100, 倾角一般79, 井田内无区域性断裂构造发育, 井田构造简单类型。5、水文地质情况1、地层含水性根据岩性组合,岩层富水性和可采煤层赋存空间因素,自下而上将井田内地层含水性简述如下。1)茅口组(P2m)岩溶强含水层:厚200m,为浅灰色灰色中厚层厚层状灰岩夹硅质灰岩。该层岩溶发育,调查落水洞4个。地表出露于井田南西,形成裸露及半裸露的低山,地表岩溶洼地、落水洞、溶斗等较发育,局部发育暗河,大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中,岩层中赋存着丰富的岩溶水,富水性强,但极不均匀,是矿井开采C15煤层的一主要充水含水层。2)二叠系上统龙潭组(P3l)裂隙弱含水层:总厚110m,由一套海陆交互相的粉砂岩和细砂岩及泥岩相间构成,层间裂隙较发育,调查泉水点一个,流量为0.80m3/h。该层含基岩裂隙水透水性较差。3)二叠系上统长兴组(P3c)溶隙中等含水层:中上部为浅灰色至深灰色,中至厚层状含燧石团块灰岩,下部为灰色、中厚层夹薄层泥灰岩、黑色泥岩、碳质泥岩及少量灰岩。厚为3436m,一般厚35m。该岩层岩溶裂隙发育,含较丰岩溶裂隙水,为区内中等含水层。4)三叠系下统夜郎组沙堡湾段(T1y1)相对隔水层:为灰黄色薄层状钙质泥岩,夹浅灰色粉砂岩,具水平层理,上部夹少量灰色薄层泥岩。一般厚为16m,富水性和透水性弱,裂隙不发育,具相对隔水性能。5)三叠系下统夜郎组玉龙山段(T1y2)岩溶强含水层:上部为灰色、浅灰色、厚层、巨厚层微晶至细晶灰岩,缝合线构造,顶部见鲕状构造;中部为灰色中厚层状石灰岩;下部为薄层状石灰岩、泥灰岩间夹泥岩,段厚为180m。调查泉水点两个,流量为0.05m3/h。该层岩溶发育,富水性强。6)三叠系下统夜郎组九级滩段(T1y3) 裂隙弱含水层:暗紫色钙质泥岩为主,夹薄层泥灰岩及粉砂条带,下部夹薄层生物泥灰岩。井田内出露不全,但据区域资料,该层厚度在350m以上。含少量的基岩裂隙水,富水性较弱。7)第四系(Q) 孔隙弱含水层:仅残留于山谷、溪沟、洼地,为碎屑岩的残积、坡积及冲积物,厚度一般小于10m。调查泉水点一个,流量为0.40m3/h。该层含孔隙潜水,透水性好,富水性弱。2、井田充水因素分析1)充水水源(1)地表河水井田内无地表水体分布,只有季节性的冲沟水,受大气降雨的影响较大。这些冲沟多与煤层露头线直交,冲沟附近的裂隙与煤层风氧化带直接接触,冲沟水可能沿风化裂隙、老窑以及区内的塌陷、地裂缝等渗入或突入矿井,成为矿床开采的直接充水水源。所以冲沟水在雨季对煤矿的开采影响较大。(2)第四系孔隙水井田内局部地表覆盖了第四系,多为砂土、砂粘土等松散体,它们含水性弱,透水性大,接受降水补给后,这些孔隙水会迅速沿含煤地层裂隙渗入矿井中,但水量一般较小,对煤矿开采影响小。另外,本井田内方井处(原老井附近)有一处滑坡(H1),面积约40000m2,推测滑坡体厚度在20m左右,滑坡体主要为T1y2地层灰岩岩体及岩块组成,部分为第四系浮土。内有一定量的孔隙水、裂隙水,当开采其下部较浅的煤层时,会产生较大的影响。(3)含水地层井田内的主要含水层有含煤地层上覆三叠系下统夜郎组玉龙山段(T1y2)岩溶含水层、二叠系上统长兴组(P3c)溶隙含水层及含煤地层下伏的二叠系中统P2m岩溶含水层。但由于(T1y2)岩溶含水层受T1y1隔水层的阻隔,对煤矿开采影响较小;P2m岩溶含水层与含煤地层之间特别是C15煤层之间仅有不足5m的铝土质泥岩相隔,所以P2m岩溶水极易突破铝土质泥岩的阻隔,造成C15煤层底板突水,所以P2m地层岩溶水是下部煤层开采的主要隐患。(4)矿井采空区水 本区废弃老窑多数掩埋未发现,老窑采空区因长期接受降水补给,多数存在一定量的积水,这些积水就是充水水源,一旦揭露,便易引发透水事故。本矿的井下出水点正是老窑采空区水,在南翼回风巷侧壁渗出,然后注入水仓。其流量约为1.52m3/h。所以井下采掘时,必须严格执行探放水原则,严防突水事故发生。2)充水通道(1)岩石天然节理裂隙井田内的长兴组、龙潭组含煤地层在接近地表附近,岩石风化节理、裂隙很发育,而深部则发育成岩或构造节理、裂隙,它们是地下水活动的良好通道。(2)采煤产生的导水裂隙带井田内煤层较多,煤层间距小,煤层顶底板力学性质不好,未来的采煤活动将产生大量的采矿裂隙,这些人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系,成为地下水活动的良好通道。因含煤岩组岩性多为砂岩、泥质砂岩、泥岩,煤层倾角8,因此导水裂隙带(包括冒落带最大高度)用下列公式计算Ht=100M/(3.3n+3.8)+5.1 式中:M 煤层累计采厚n煤分层层数若开采C4煤层,其平均煤厚约2.00m,考虑煤层开采情况,累计采厚取m=2.00m进行计算,煤分层层数n=1煤层倾角为=8导水裂隙带(包括冒落带最大高度) Ht=33.30m经计算导水裂隙带(包括冒落带最大高度) Ht=33.30m。导水裂隙带可能与上覆长兴组(P3c)溶隙含水层联通起来,还可能与某些地表裂隙的联通起来,从而使长兴组(P3c)溶隙水和部分地表水通过这些裂隙通道进入矿井。本矿暂未开采C4、C9煤层,所以施工影响较小。5、 矿井涌水量 根据贵州省xx县xx乡xx煤矿生产地质报告正常涌水量为5.0m3/h;近年平均最大涌水量为6m3/ h。6、水文地质条件综述该井田煤层賦存在富水性弱的龙潭组地层中,未发现断层沟通上覆含水层及下伏茅口组含水层。地表没有大的水体,井田内断层不发育,不构成充水通道。矿井充水水源主要为富水性弱的龙潭组基岩水和长兴组溶隙水,其次为大气降水。所以本矿床属以大气降水为主要补给来源的顶板裂隙充水矿床,水文地质条件复杂程度为中等。即矿井水文类型为二类二型。. 施工作业时,按中线沿煤层底板等高线掘进,工作面距地表较深,此标高以下二采区水泵房已形成,并投入使用,如发现突水现象时,必须通知撤出该掘进工作面所有作业人员,确保安全。7、瓦斯地质(1)瓦斯等级鉴定情况:根据贵州省能源局文件关于毕节地区工业和能源委员会关于请求审批2014年度矿井瓦斯等级鉴定的报告的批复(黔能源煤炭【2014】24号),xx煤矿绝对瓦斯涌出量为4.84m3/min。相对瓦斯涌出量8.2m3/min,属瓦斯矿井。(2)煤与瓦斯突出 根据2016年5月贵州省矿山安全科学研究院xx县xx乡xx煤矿二采区C14煤层+1165m+1200m标高区域突出鉴定危险性预测报告,xx煤矿C14煤层在+1165m+1200m标高区域无突出危险性,21502运输巷未在鉴定的标高范围内。 根据贵州省矿山安全科学研究院对xx县xx乡xx煤矿二采区C14C15煤层瓦斯参数测试报告测定参数如下:C14煤层:瓦斯压力(表压)P=0.1-0.44MPa,瓦斯含量为X=3.6-12.8m/t;瓦斯放散初速度指标p=17.6-21.2mmHg、煤的坚固性系数f=1.5-2.3;煤的吸附常数a=36.521m/t.r,b=1.738MPa-1;透气性系数为0.110-1.098m/(Mpa.d),钻孔流量衰减系数为0.058-0.149d-1,属于较难抽采-可以抽采煤层。C15煤层:瓦斯压力(表压)P=0.1-0.25MPa,瓦斯含量为X=2.4-5.7m/t;瓦斯放散初速度指标p=5.4-24.7mmHg、煤的坚固性系数f=1.3-2.0;煤的吸附常数a=36.550m/t.r,b=1.661MPa-1;透气性系数为0.254-1.503m/(Mpa.d),钻孔流量衰减系数为0.076-0.132d-1,属于较难抽采-可以抽采煤层。8、煤层自燃倾向性和煤尘爆炸性 根据贵州省煤田地质局实验室2010年9月提交的C4、C5级2014年3月提交的C9、C14、C15煤层的自燃倾向性鉴定报告,本矿C4、C5、C9、C14、C15煤层自燃倾向分类为三类,即为不易自燃煤层。根据贵州省煤田地质局实验室2010年9月提交的C4、C5级2014年3月提交的C9、C14、C15煤层的煤尘爆炸性鉴定报告,本矿C4、C5、C9、C14、C15煤层煤尘无爆炸性。因此,本设计按照煤层无自燃倾向性和无爆炸性编制。9、掘进工艺 掘进施工时采用普通钻爆法施工工艺,采用中心楔形掏槽主体爆破,周边眼(顶、帮、底眼)辅助成型的方法。10、支护形式及方法 巷道设计净宽为3200,高为2800,断面采用半圆拱形断面,采用螺绞钢树脂锚杆和钢筋锚网联合支护,局部顶板破碎段采用增加钢筯梯子梁加固或增加锚索支护。11、运输系统、通风系统 目前,21502运输联络巷掘进工作面矸石由二采区运输下山通过21401运输巷溜煤眼运出,利用原21401运输巷专用回风巷独立回风。(1)运输系统21502运输联络巷掘进工作面迎头二采区运输下山运输下山运输平巷地面。材料及设备运输:材料及设备用架子车装好,全车高度不得超过1.6m,用2.5T电机车从副平硐转运后经提升绞车(轨道暗斜井)下放至轨道二平巷,经电机车转运至轨道下山车场后,再由绞车运至21401运输联络巷至工作面迎头。(2)通风系统副平硐(主井)轨道(运输)平巷轨道(运输)下山二采区轨道(运输)下山局部通风机21502运输联络巷掘进工作面二采区回风下山总回地面。二、21502运输联络巷防突设计 根据2016年5月贵州省矿山安全科学研究院xx县xx乡xx煤矿二采区C14、C15煤层瓦斯参数测试报告、xx县xx乡xx煤矿二采区C14煤层+1165-1200m标高区域突出危险性预测报告,+1165-1200m标高区域无突出危险性,xx县xx乡xx煤矿瓦斯治理补充石门揭煤一面一策”报告(2017年7月)如下;(1) 、石门揭煤方案(1)、21502运输联络巷揭煤前,编制揭煤设计,上报集团公司技术负责人审批,巷道揭煤期间严格执行揭煤设计。(2)揭煤前,必须建立揭煤安全防护系统及独立的、可靠的通风系统。(3)地质前探 前探:巷道迎头距C15煤层最小法距10m前,在迎头施工一组地质前探钻孔,设计地质前探钻孔3个(附图1:21502运输联络巷地质前探钻孔设计图),探清巷道前方煤层及构造情况;其中至少两个前探钻孔为穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m,并取芯,同时详细记录岩(煤)芯资料。所有前探孔必须测斜,并且至少有一个前探钻孔沿井巷揭煤正前方布置。 瓦斯参数测定:利用地质前探钻孔,取煤样测定揭煤区域C15煤层原始瓦斯含量、瓦斯压力等参数。(4)、揭煤区域突出危险性预测 巷道迎头距C14煤层法距10m前,进行区域突出危险性评估。若瓦斯压力P0.74MPa或瓦斯含量8m3/t,钻孔施工过程中有喷孔、顶钻、吸钻等动力现象满足之一即为突出危险区,采取区域综合防突措施。若实测瓦斯压力P0.74MPa、瓦斯含量W8m3/t,钻孔施工过程中无喷孔、顶钻、吸钻等动力现像,即该区域为无突出危险区。(5)、突出危险区综合防突措施 预测有突出危险时,巷道迎头距C15煤层底板的最小法距7m之前(若前探资料显示前方存在构造,在最小法距10m前采取区域措施),采取穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯的区域防突措施。穿层钻孔最小控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m,且控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m,穿层钻孔的抽采半径按照2.5m设计(附图2:21502运输联络巷区域防突措施钻孔设计图)。 掘进前进行预抽评价及效果检验,效果检验测点布置按照“对穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时,至少布置4个检验测试点,分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧,并且至少有1个检验测点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围”布置(附图3:21502运输联络巷区域效果检验钻孔设计图)。 当煤层残余瓦斯压力0.74MPa或残余瓦斯含量8m3/t,并预抽评价及效果检验合格后,编制揭煤专项安全技术措施,报上级集团公司审批后执行。在揭煤工作面距煤层底板的最小法距5m之前采取钻屑瓦斯解吸指标法进行区域验证(打3个钻孔测定瓦斯解吸指标K1或h2值)(附图4:21502运输联络巷区域验证钻孔设计图);若验证不合格,采取工作面防突措施(钻孔控制石门的两侧和上部轮廓线外至少5m,下部至少3m)(附图5:21502运输联络巷工作面防突措施钻孔设计图),并利用钻屑瓦斯解吸指标法进行工作面措施效果检验;若检验合格,在揭煤工作面距煤层底板的最小法距2m之前,采取钻屑瓦斯解吸指标法进行最后验证,若验证不合格,采取补充工作面防突措施;若验证合格,在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭开煤层,在揭煤过程中,仍然执行远距离爆破并采用钻屑指标法进行循环预测。(6)无突出危险区综合防突措施 预测无突出危险时,巷道施工至C14煤层法向距离5m前,进行区域验证(附图4:21502运输联络巷区域验证钻孔设计图),验证不合格采取补充防突措施,经验证为无突出危险工作面时,可施工至距煤层法向距离2m前,再对煤层进行工作面预测做最后验证,若经验证仍为无突出危险工作面时,则在采取安全防护措施的条件下,实施远距离爆破揭穿煤层措施,否则必须采取工作面补充防突措施。三、安全防护措施 掘进期间采取的安全防护措施有建立21502运输联络巷揭煤防突组织机构、建立压风自救系统、携带自救器、建立正反向防突风门等。1、 建立防突组织机构组长:康丰(矿长)副组长:刘超雄(总工程师)成员:张弘恩(安全矿长)、何召顺(生产矿长)、徐长林(地测副总)、杨显清(机电矿长)、甘云均(通防副总)、陈兴问(工程师)、周后明(调度室主任)、李良华(带班矿长)、付越巧(防突队长)瓦斯检查员:安永良 江远志 李启松 安全员:徐元国 魏天然 姚珍汉2、建立压风自救系统 21502运输联络巷掘进工作压风自救系统应当达到下列要求:(1) 按规定在地面安装空压机二台,管路安设到21502运输联络巷掘进工作面迎头不大于20m处及其它安全设计规定的地点;(2) 压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上;(3) 在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置:距掘进工作面迎头25-40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。每隔200m增设一组压风自救装置,掘进距离大于500m时在掘进巷道中增设压风自救硐室;(4) 每组压风自救装置应可供5-8个人使用。平均每人压缩空气供给量不得小于0.1m/min.总数量应当满足工作面最多作业人数的要求。 压风自救系统安设在压缩空气管路上,由施工单位安设,压风自救系统必须完好且使用方便,同时安装一个气压表和闸阀(闸阀除检修个严禁关闭)。从21502运输联络巷开口到21401运输联络巷每50m安设一组压风自救系统,最后一组距迎头控制在25-40m范围内每组压风自救系统设置为5个(距迎头最后一组为8个),压缩空气供给量每人不得小于0.1m/min。1压风管路;2压风自救管;3阀管;4调节阀;5送气器;6急救带;2、 建立防突风门 3、防突风门 21502运输联络巷掘进工作面,在21401运输联络巷安设二组防突风门,作为21502运输联络巷掘进工作面永久防突风门。正向风门必须进行联锁,不得将正向风门同时打开,确保通风系统稳定、可靠。并且由监护维护人员对两道正向风门上装风门开关传感器与地面监控中心连通。确保随时对风门进行监控。风门高1.8m、宽1.8m,两组风门间距不小于4m,风门墙垛厚度不得小于800且嵌入巷道周边实体煤深度不小于0.5m,风门板厚度不小于50、角铁、加螺丝扭紧并敷设防止漏风的铁皮,通过风门的水沟、溜子孔必须安设防逆流隔断装置,防逆流隔断装置的挡板用厚度不小于10的铁板加工。防突风门墙体上的铁风筒、调节风窗必须采用防逆流铁风筒和防逆流调节风窗(2005的钢管加工,盖板厚度不小于5的铁板加工)。人员进入工作面必须把反向风门打开、顶牢。工作面爆破和无人时,反向风门必须关闭。放炮时,关闭正反向的防突风门并保持常闭状态。4、避难所设置 避难所应当符合下列要求:(1) ,放炮地点在xx煤矿井下避难所进行,避难所设置向外开启的隔离门,隔离门设置标准按照反向风门标准安设。长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定,但至少能满足15人避难,且每人使用面积不得少于0.5。避难所内支护保持良好,并设有与矿(井)调度室联系直通电话。(2) 避难所内应根据设计的最多人数配置足够数量的隔离式自救器。随时检查避难所防突门、顶板支护完好情况,发现隐患及时排除。 采用井底车场已有的避难硐室为避难硐室为避难所,安设一门直通调度室的电话、有效供水管和满足15人的压风自救装置。另外根据有关规定安装人员定位系统和视频监控系统。5、远距离放炮要求 21502运输联络巷掘进工作面采用远距离放炮时,放炮地点必须设在进风侧反向风门外的全风压的新鲜风流中或避难所内,放炮地点距工作面的距离由矿技术负责人根据曾经发生的最大突出强度等具体情况确定,但不得小于300m;根据实际情况,放炮地点设在井底车场放炮硐室内。 远距离爆破时,回风系统必须停电、撤人,并设置好警戒。放炮进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况定,但不得小于30min;(1) 掘进采用正向装药,MBF-200型发爆器全断面一次起爆,使用总延期时间不得超过130毫秒电雷管,三级煤矿许用乳化炸药。装药时,搞好炮泥装填和串联连线工作。(2) 放炮地点(起爆点):设在一采区轨道下山放炮硐室内,同时撤出防突风门内的所有作业人员。(3) 放炮站岗点:设立警戒区,拉绳站岗禁止人员入内。一采区轨道下山放炮硐室处。1号联络巷处。(4) 放炮实行“三人联锁放炮制”和“一炮三检”放炮制度,炮后至少30min后方可由安全员、瓦检员、班组长三人共同进入检查瓦斯及放炮情况,经检查无问题后,方可撤岗恢复作业。(5) 放炮搜所撤人范围及路线:21502运输联络巷局部通风机暂不前移(以后根据工作面风机出口风量大小来决定局部通风机前进时间。停电范围:21502运输联络巷及二采区全部非本质安全型电源。(6)警戒位置:为防止人员误入,必须由放炮员在放炮前在22联络巷开口处拉线挂牌警示,提醒人员禁止误入
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