16下05运输联络巷作业规程.docx
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16下05运输联络巷作业规程
纳雍县鸿腾煤业有限责任公司
纳雍县勺窝乡湖坝村中井煤矿
16下05运输联络巷作业规程
编制:
生产技术科
2016年8月12日
矿级会审意见
会审时间
2016年月日
职务
姓名
会审意见
矿长
总工程师
生产副矿长
安全副矿长
机电副矿长
通防副总
中井煤矿16下05运输联络巷作业规程
第一章工程概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
1.巷道名称:
16下05运输联络巷。
2.巷道位置:
该巷道位于1841轨道石门以西,1601回风巷以南。
3.相邻关系:
16下05运输联络巷巷道设计标高+1842.3m,布置在6下煤层中,位于1841轨道石门以西,西为16下05回风上山(未施工),北为1601回风巷、16下05运输巷(未施工),南为6下原生煤体,东面为1841轨道石门(16下05运输联络巷平面示意图见附图)。
二、巷道用途、性质、设计长度等。
1.巷道用途:
该巷主要为16下05工作面生产材料运输和回风辅助巷道,以满足16下05工作面的通风、行人、运输及管路敷设等需要,为16下05工作面回采做准备。
2.巷道性质:
该巷道为半煤巷。
3.巷道设计长度和服务年限
巷道设计长度100m(16下05运输联络巷60m、回风联络巷40m),预计开工时间为2016年9月上旬,竣工时间为2016年9月底,服务期限为8个月。
第二节地面相对位置及邻近采区开采情况
表1:
井上下对照关系表
巷道名称
16下05运输联络巷及回风联络巷
标高
Z=+1842.3m
地面相
对位置
该巷道对应地表位置为荒山坡地带,无水。
井下巷道位置及相邻关系
16下05运输联络巷位于1841轨道石门以西,西为16下05回风上山(未施工),北为1601回风巷、16下05运输巷(未施工),南为6下原生煤体,东面为1841轨道石门。
煤层、邻居巷道对掘进巷道的影响
该巷道为煤岩掘进。
均布置在6下煤层内,由于我矿巷道底鼓严重,巷道变型大,维修量工作也大。
巷道设计长度
16下05运输联络巷60m、回风联络巷40m
第三节煤(岩)层赋存特征
16下05运输联络巷属6号下煤层,位于龙潭组(P3l)上部,黑色、褐黑色,细~中条带状结构,半亮型,一般0-1层夹石,平均厚度1.27m,属结构简单、厚度较稳定,为大部可采煤层,16下05采区范围煤层稳定,煤层1.0~1.3m,平均厚度1.27m。
顶板为粉砂质泥岩,底板为泥岩。
煤层的顶、底板:
井田内的6下煤层的直接顶及伪顶板为泥岩;底板为泥质粉砂岩。
抗压强度及抗剪强度均较低,易破碎,稳定性较差,厚度变化大;遇水后异膨胀。
附:
(煤层顶底板结构表2)、煤系地层综合柱状图
表2:
煤层顶底板情况表
煤
层
顶
底
板
情
况
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性描述
伪顶
泥岩
2
粘土泥岩
直接顶
粘土岩
0~12
炭质粘土岩或粘土岩、粉砂质粘土岩
直接底
粉砂岩
0~3
泥质粉砂岩。
老底
泥岩、页岩
4
灰黑色砂页岩,夹条带状灰岩,底部含菱铁质结核。
(煤系地层综合柱状图)
二、巷道瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤与瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向及发火期、煤尘爆炸指数。
1、2014年瓦斯等级鉴定报告为:
矿井相对瓦斯涌出量为19.44m3/t。
相对CO2涌出量10.59m3/t。
该矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。
2、煤层的爆炸性:
根据贵州省煤田地质局实验室2011年08月22日提交的《煤层瀑炸性鉴定报告》我矿1#、2#、3#、6#、6下#、7#、8#、10#、31#、32#煤层、均无爆炸性。
3、煤层自燃倾向性鉴定:
根据贵州省煤田地质局实验室2011年08月22日提交的《煤层瀑炸性鉴定报告》我矿1#、2#、3#、6#、6下#、7#、8#、10#、31#、32#煤层、煤层自燃倾向性鉴定结果均为Ⅲ不易自燃煤层,即为不易自然煤层。
4、矿区内无地温异常现象,属地温正常矿井。
第四节地质构造
我矿煤、岩地层走向呈北西~南向东,倾向南西,倾角8~18°,一般为8°~11°,1605采区平均倾角为14°,沿走向和倾向产状变化不大,煤层产状与地层产状一致。
地表未发现断层及褶曲,该巷道预计局部煤层变薄,区内构造复杂程度类型应属简单。
第五节水文地质
1、含水层及其富水性
矿井范围主要出露的地层,自上而下有:
第四系(Q)、三叠系下统夜郎组(T1y)、二叠系上统长兴组(P3c)、二叠系上统龙潭组(P3l)及二叠系中统茅口组(P2m)。
2、地下水补径排条件
根据地质报告提供的资料,第四系孔系水、煤系地层基岩裂隙水是矿坑主要充水因素,大气降水是充水因素主要的补给水源,矿井涌水量随雨季有所增加,并且裂隙越发育,涌水量越大。
水文地质条件属中等。
3、巷道水文分析
16下05采区上部为3号煤层采区,根据1305采煤工作面的涌水情况分析,1303采面采空区水经1305采面自流排出地面,16下05采区对应的上部1303采面采空区无积水,16下05运输联络巷在施工过程中预计只有少量顶板淋水。
第二章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道位置、长度、开口点、坡度及工程量等
1.巷道位置
16下05运输联络巷位于1841轨道石门以西,西为16下05回风上山(未施工),北为1601回风巷、16下05运输巷(未施工),南为6下原生煤体,东面为1841轨道石门。
2.巷道长度、方位角、开口点坐标及坡度
16下05运输联络巷设计长度:
100m(16下05运输联络巷60m、回风联络巷40m),方位角252°,巷道开口点在1841轨道石门风门以里12m,按252°施工20m,转向按132°施工20m上山再转向按72°施工20m与总回风上山贯通,完善相关通风设施后,按252°方位施工40m至设计位置与16下05回风上山贯通;开口点坐标:
X=35526413,Y=2956728,Z=+1842.3。
表3:
巷道工程特征表
巷道
名称
巷道
长度(m)
坡度
断面特征
支护形式
形状
断面积(m2)
采用11号工字钢架棚支护,棚距1000mm,半圆木背帮顶,圆木规格长1.2m,直径不小于Φ120mm,两帮及顶均不少于4根。
16下05运输联络巷及回风联络巷
100
3‰
梯形断面
掘:
6.38
净:
5.0
第二节巷道断面规格及支护设计
一、巷道断面规格
1.巷道设计断面:
根据巷道所处煤层情况,巷道断面形状为梯形:
上净宽2.0m,下净宽3.0m,巷高2.0m。
S掘=6.38m2(S净=5.0m2)
2.水沟设计尺寸:
施工尺寸为300mm*300mm(净宽300mm*净高300mm),水沟布置在巷道右帮。
二、支护方式
巷道采用11号工字钢架棚支护,棚距1000mm,半圆木背帮顶,圆木规格长1.2m,直径不小于Φ120mm,两帮及顶均不少于4根,且不能出现空帮空顶。
(一)掘进巷道临时支护
采用吊挂前探梁做为临时支护,前探梁用两根11#工字制成,长度不小于4.0m,两根悬挂间距不大于1.2m,4个自制吊钓(另备用2个),前探梁最大控顶距离1.6m,前探梁上方用规格为:
长×宽×厚=2000×200×50mm小板梁铺严并用木楔与顶接实,木板数量不少于8块。
前探临时支护规定:
1、前探梁距迎头煤壁最大距离200mm,最大控顶距离1.6m。
2、每根前探梁有2个固定点,且前探梁用背板与顶板接实,背板规格为长×宽×厚=2000×200×50mm,背板数量不少于8块。
3、架工字钢棚前,先清理干净松动煤岩,无伞缘煤。
出现断层、淋水等顶板破碎地段,及时进行背帮、顶,禁止空帮、空顶作业。
4、巷道浮碴清理干净,无杂物,设备、材料摆放整齐。
(二)运输巷道永久支护
掘进作业时永久支护尽可能跟至迎头,放炮后空顶距离大于1.6m时,必须进行工字钢梯形棚永久支护。
表4:
16下05运输联络巷(K0+0m~60m)临时支护说明书
序号
项目
单位
参数
备注
1
支护形式
前探梁支护;特殊情况下,可采用增打单体液压支柱支护
2
工字钢
根
2
长度4.0m的11#工字钢(备用1根)
3
吊钓
个
6
6个(备用2个)
4
横梁(半圆木、背板)
根
2
2000×200、2000×Φ50mm
5
杂木料
块
2
长度2.0m,厚度0.1~0.2m
第四节支护工艺
1、首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具找掉危岩,确认安全后方可进行工作,出碴时必须站在临时支护下进行作业。
2、支护前,要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求,不符合要求时,必须及时处理。
3、支柱要紧贴岩壁,如岩壁不平时,先用手镐找平,再进行支护。
4、掘进时,临时支护必须紧跟迎头,在临时支护下,出完碴,出完碴后及时进行工字钢支护。
5、架棚前先挖好腿窝,用钢尺量好高度,确认高度够时安上棚腿,棚腿在安装梁头前要用一根木背板别在前一架支好的支柱上临时固定,固定好后方可安装另一支腿。
6、安装梁头必须由三人进行:
一人扶一只腿,另一人上梁。
上好梁后,通过打木楔的方式校正棚柱,使之符合中腰线的要求。
然后再在顶和帮按要求进行背板,严禁空帮空顶。
第三章施工工艺
第一节施工方式
1、施工方式
由于巷道受煤层赋存条件影响,煤层平均厚度在1.2m,巷道为半煤巷,巷道掘进采用爆破作业,工作面采用光面爆破,一次装药,一次起爆。
二、开口与交岔点的施工方法:
1、各交岔点均布置在6号煤层内掘进,因岩层较软,故所有交岔点均采用11#工字钢梁支护。
施工时,以扩大挑顶的方法施工交岔点。
2、开口点的支护方式为双梁双柱抬棚。
即在开口点用双梁双柱抬柱支护。
第二节掘进方式
1、此巷道为半煤岩或全岩巷掘进,均采用打眼放炮的掘进方式进行掘进。
2、打眼使用YT-28凿岩机进行打眼;风源来自地面空压机房,L2-10/8型和4L-20/8型空压机各1台,通过4寸及2寸管路输送到工作面。
3、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、安全隐患及破岩效果→洒水防尘、敲帮问顶→临时支护→出煤/矸→永久支护→清理卫生→安全交接班。
4、炮眼布置及爆破方法:
一般为24个炮眼,其中掏槽眼3个,眼深1.8m,每个炮眼装药量3卷;辅助眼8个,周边眼13个,眼深1.6m,每个炮眼装药量2卷,各炮眼之间用串联连接。
放炮距离为300m。
遇煤层变薄时可根据情况增加炮眼个数和装药量。
使用煤矿许用安全炸药和瞬发电雷管,放炮器使用MFd-100型防爆发爆器起爆,联线方式为串联,爆破方法:
正向爆破。
5、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炮眼位置。
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“三人连锁放炮制度”。
5)爆破采用正向装药,串联式联线方式,使用毫秒电雷管,不低于三级的煤矿许用乳化炸药,每眼使用1个水炮泥和一个隔水泥。
6)采掘作业面放炮的启爆地点必须设置在防突风门以外的全风压新鲜风流中的临时避难硐室或永久避难硐室内,且离工作面的距离不得小于300m,达不到要求的一律实行地面放炮。
7)启爆地点必须安设视频监控系统。
放炮时严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”规定。
放炮时由带班矿长清点作业地点人数,确保放炮作业地点及受影响范围人员全部安全撤离到启爆地点后报告矿调度室,矿调度室值班人员通过视频监控系统全程监督,确认无误后方可通知井下实施放炮。
放炮30分钟后,地面调度室根据监控系统显示工作面及其回风流中有害气体浓度在安全范围内方可进入工作面作业。
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《煤矿安全规定》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、支护变形速度剧增时;
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、温度骤增骤减时。
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、掘进支护间距1.0m,最大空顶距为0.2m,因此工作面最大控顶距不得超过1.2m,若最大控顶超过1.2m,必须停止作业,采取永久支护措施进行处理。
6、临时支护与永久支护必须紧跟迎头,放炮后临时支护最大控顶距不得超过1.6米,否则必须立即采取永久支护措施进行处理。
7、必须认真检查后部巷道支护情况,发现问题应立即进行处理,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,并采取补救措施,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,当班必须处理完毕,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总工程师汇报,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(撞楔)管理顶板。
11、在施工过程中,必须加强对顶板的观察及监控,并作好相关数据的记录。
12、施工过程中严禁空顶作业。
第四节装载与运输
16下05运输联络巷掘进工作面采用矿车运输,人工装渣。
运煤矸路线:
16下05运输联络巷掘进工作面→16下05运输联络巷→1841轨道石门→轨道上山→副平硐→地面。
第五节管缆线敷设
在掘进施工中,所敷设的电缆、供水、风管、放在巷道的一侧,风筒等均放在巷道的另一侧,吊挂牢固整齐。
1、风水管路接头要严密,不得漏风、漏水。
风筒使用直径600mm的软胶风筒,逢环必挂且不得漏风。
风筒口到工作面不得超过5m。
2、辅助要求:
(1)风、水管采用50mmPE管或无缝钢管用法兰盘连接,不得漏风漏水。
(2)风、水管离地不小于300mm。
(3)监控线离地1500mm,与风水管在巷道同侧。
(4)风筒挂在巷道的另一侧。
(5)其余事项严格按照《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》执行。
第六节设备及工具配备
一、巷道掘进使用的工具及设备(非机电部分)
表5:
施工设备及主要材料配备表
名称
规格型号
数量
单位
名称
规格型号
数量
单位
风锤
YT-29
1
台
油泵及张拉器
2
台
风泵
按需
台
高压水管
按需
根
压风管
按需
根
探水钻
ZDY-950
1
台
风钻
YT28
1
台
风煤钻
MZ-1.5
1
台
第四章爆破参数的选择计算
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:
使用煤电钻、风岩钻配合YT28凿岩机。
3、爆破器材选择:
炸药选用煤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,掏槽方式均采用直形掏槽,其炮眼布置见附图。
6、爆破参数的确定
1)炮眼深度的确定:
16下05运输联络巷和回风联络巷沿煤走向施工为半煤巷道,在确保每班多循环的前提下,循环进度取1.5米,即每循环需爆破长度1.5m,则辅助眼及周边眼的深度为1.6m,掏槽眼深度为1.8m。
2)炸药消耗量:
由于巷道主要是沿6下煤层顶板掘进,该巷道大部分是半煤巷道,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,初步将煤层的坚硬系数定为f=4-6,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16下05运输联络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1.5m,掏槽眼深度1.8m,其余眼深1.6m,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/αp=(0.8×6.38×0.2×0.92)/(0.25×0.2)≈19(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,本掘进工作面设计炮眼数目为24个,大于19个的最低要求,24个炮眼数能满足光面爆破的要求。
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。
项目
单位
数量
项目
单位
数量
巷道的掘进断面
㎡
6.38
炮眼数目
个
24
岩石的坚固系数
4-6
雷管数目
个
24
炮眼深度
m
1.6
总装药量
kg
14
表6:
起爆原始条件表
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
14
每循环工作面进尺
m
1.5
每循环炮眼总长度
m
39
每循环爆破实体
m3
9.57
每m3岩岩耗雷管量
个/m3
2.508
炸药消耗量
kg/m3
1.462
每米巷道耗雷管量
个/m
16
表7:
预期爆破效果表
第二节炮眼布置及爆破说明书
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5章生产系统
第一节通风系统
一、通风方式
工作面施工过程中采用压人式通风方式,局部通风机配抗静电和阻燃柔性风筒压入式通风,风筒直径600mm,局扇供电实行“三专两闭锁”,掘进系统内的电器设备必须安装“风电、瓦斯电”闭锁装置。
2、风量计算:
表6:
风量计算
项目
按公式计算及计算结果
Q—工作面实际需要风量,m³/min
q—工作面平均瓦斯绝对涌出量,0.6m³/min
k—瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取2
n—工作面同时工作的最多人数,12人
Q局—局部通风机的实际吸风量,取300m³/min
I—同时运转的局部通风机台数,1台
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数0.77
S—巷道掘进断面积,6.38m²
P瓦—瓦斯绝对涌出量,0.6m³/min
1.按瓦斯涌出量计算
Q=100qk=100×0.6×2=120m³/min
2.按人数计算
Q=4n=4×12=48m³/min
3.按局部通风机的实际最小吸风量计算
Q=Q局Ikf
=300×1×0.77
=231m³/min
风量
验算
1.按最低风速
Qmin=Vmin×60S=15S≥15S=25.65m³/min
半煤巷:
Vmin=0.25m/s,Qmin≥15Sm³/min
2.按最高风速
Qmax≤240S=1416m³/min
按有害气体浓度
≤1%,1.5/Q≤1%,
Q≥15m3/min
掘进工作面配风量
150m³/min
局部通风机安装处巷道配风量
430m³/min
三、局部通风机的选型及安装地点
1.局部通风机吸风量的确定:
Qf=Qj/(φc)=300/(70%)=428.5m³/min
式中Qf——局部通风机吸风量,m³/s;
Qj——掘进工作面需要风量,m³/s;取150m³/min;
Φc——风筒有效风量率,%;取Φc=70%。
2.根据计算结果,局部通风需要吸风量为300m³/min。
选定FBDNO6.8/2*11kw风机。
3.安装地点:
风机安装在1841轨道石门风门外,送风距离随掘进而延伸。
局部通风机必须装设三专(专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭(风电、瓦斯电闭锁)设施,装备“双风机、双电源”,必须实现自动切换。
四、通风系统
1.进风路线:
副平硐→轨道上山→1841轨道石门→16下05运输联络巷局部通风机→通过风筒送风至16下05运输联络巷掘进工作面。
2.回风路线:
(1)、回风联络巷贯通前:
16下05运输联络巷掘进工作面→16下05运输联络巷→1841轨道石门→回风联络巷→回风上山→回风井。
(2)、回风联络巷贯通后:
16下05运输联络巷掘进工作面→16下05运输联络巷→16下05运输回风联络巷→回风上山→回风井。
第二节压风
压风来自地面压风机房,采用单螺杆式空气压缩机(OGFD-39/10)供风,压风从地面压风机房供入,用108×6mm钢管接入工作面,工作风压为0.8~1MPa。
供压路线:
地面压风机房→轨道上山→1841轨道石门→16下05运输联络巷→16下05运输联络巷掘进工作面。
第三节瓦斯治理
1、掘进过程中,严格按《16下05采面瓦斯抽放设计》中掘进迎头抽放设计执行。
1、掘进工作面必须先抽后掘,经过预抽后,煤层瓦斯压力低于0.74MPa或煤层瓦斯含量低于8m3/t后才能向前掘进。
2、16下05运输联络巷掘进工作面抽采:
在掘进工作面迎头布置钻孔,采用边掘边抽的方法,钻孔控制到巷道轮廓线外大于15m,设计抽放半径1.5m,每循环钻孔数为15个,设计孔深平距为80m,留20m的安全距离,允掘距离60m。
二、防范措施
1.作业过程中,如遇工作地点有突出预兆时,所有人员必须立即沿避灾路线撤至地面并向矿调度室汇报。
2.加强突出预兆的监测,同时加强该措施的现场落实、监督和管理,严禁在执行措施过程中弄虚作假。
3.通风部门分别在工作面和回风流中各安设一台瓦斯自动监测报警断电仪,型号为高低浓度甲烷传感器,工作面的探头安设在距工作面5m内风筒另一侧,距帮不小于0.2m处,距巷顶不大于0.3m,回风探头安设在回风距第一合流点10~15m处,并悬挂在巷顶,距巷顶不大于0.3m。
另在回风中安设一台一氧化碳传感器,检测回风流中的一氧化碳,探头安设在回风距第一合流点10~15m处,并悬挂在巷顶,距巷顶不大于0.
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- 16 05 运输 联络 作业 规程