修订板1工作面轨道顺槽掘进作业规程.docx
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修订板1工作面轨道顺槽掘进作业规程
第一章巷道布置及用途
第一节工程概况
12011工作面轨道顺槽的地面位置，在工业广场正北300m处沟坡地带，地面标高+265m～+400m，无民房及其它影响。
12011工作面为本矿首采面，周围无采、掘工作面。
第二节巷道布置及用途
一、巷道布置：
12011工作面为义安煤矿首采工作面，位于义安井田中部，11采区上山西部。
12011工作面轨道顺槽设计长度800m，已掘进600m，工作面标高-320m～-238m，巷道方位角315º。
二、巷道用途：
1、满足12011工作面回风、行人需要；
2、满足12011工作面运输煤炭需要；
3、是12011工作面安全出口之一；
4、满足12011工作面材料运输需要。
三、巷道开工、竣工时间和服务年限：
1、巷道开工时间：
2007年1月1日；
2、巷道竣工时间：
3、巷道服务年限：
1年。
附图一12011工作面轨道顺槽巷道平面布置图
第二章地质说明书
第一节顶、底板岩性
顶板岩性：
工作面煤层为二１煤层。
伪顶不发育；直接顶为泥岩，局部相变为砂质泥岩，厚度0～3.5m；老顶为中粒石英砂岩（大占砂岩），厚9.9m～19.0m。
底板岩性：
伪底不发育；直接底为泥岩、粉（细）砂岩，厚度8.3m～10.7m；老底为Ｌ7灰岩，厚5.0～6.3m。
附图二：
12011工作面轨道顺槽煤岩层柱状图
第二节地质构造
该工作面地质构造简单，褶曲宽缓。
根据地面三维地震勘探资料，工作面西部发育有DF2、DF11正断层。
DF2断层落差为3m，断层深部切入L7灰岩，其尖灭端距轨道顺槽32m，DF11断层落差为2m，断层深部切入L7灰岩，与轨道顺槽斜交，经轨道顺槽实践未见此断层。
工作面东部发育有DF3正断层，落差为3m，深部切入L7灰岩，其尖灭端距轨道顺槽16m，实践证明DF2、DF3断层未见，对正常掘进无影响。
第三节 水文地质
该工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水。
根据地面瞬变电磁勘探资料，工作面范围内分布有5个异常区，其中L7灰岩富水区一块，O2富水区4块，加上过DF11正断层，应设专人观察巷道水流情况，特别是过断层和富水异常区段前后，及时做好井下物探及探水工作，以确保工作面的安全掘进。
在掘进过程中，应在巷道低洼处，安设水泵，便于抽排积水。
第四节煤层情况
二１煤层：
根据现有地质资料，该工作面煤层厚度较为稳定，为0.7m～12.4m，平均为6.0m，煤层结构简单。
煤层富含FeS结核，Ad=21.42%，Sd=2.23%。
第五节煤质
该煤层煤质松软，煤芯中含有大量黄铁矿结核，属中高硫、特低磷、低中灰、高发热量、粉状贫煤。
第六节 瓦斯、煤尘和自燃发火情况
瓦斯：
根据井田地质报告，二1煤层瓦斯含量较高，含量为4.02～12.19m3/t，平均7.22m3/t。
根据揭露二1煤层及掘进实测情况，绝对瓦斯涌出量为1.5～2.5m3/min。
应加强瓦斯预测、预报，并做好瓦斯抽放工作。
煤尘：
煤尘具有爆炸危险性，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为55%。
自燃发火：
煤层为不易自燃煤层。
第三章巷道支护说明书
第一节巷道断面形状和尺寸
一、巷道断面形状：
设计为梯形，采用矿用12#工字钢架棚支护。
二、巷道断面尺寸：
设计毛断面：
高2.57m，上宽3.7m，下宽5.37m，面积为11.51m2；净断面：
高2.4m，上宽3.24m，下宽4.86m，面积为9.79m2。
棚腿扎角72°。
附图三：
12011工作面轨道顺槽巷道支护断面图
第二节管路布置
一、风筒、管线及电缆吊挂：
巷道左帮吊挂瓦斯抽放管路和电缆。
瓦斯抽放管吊挂距底板2m，电缆吊挂距底板1.5m，电缆吊挂点的间距不大于3m。
巷道右帮吊挂压风、供水管路和风筒。
风筒直径800mm。
采用一趟风筒时，吊挂高度距底板1.8m；采用两趟风筒时，吊挂高度距底板400mm。
压风管（4寸）、供水管（3寸）采用钢管时，管路吊挂位置距底板500mm。
第三节巷道支护
一、支护密度的确定：
借鉴以往支护经验，确定棚距为400mm。
二、支护材料及规格：
1、临时支护：
采用前探梁和棚式支护顶梁做为临时支护，前探梁用2根4.5m长的24kg/m道轨制做，一梁配2个卡钳式悬梁器。
最大空顶距为1600mm。
2、永久支护：
采用12#矿用工字钢梯形棚进行支护，梁长3.5m，腿长2.8m，巷道净高2.4m，棚腿扎角72°。
附图四：
12011工作面轨道顺槽临时支护示意图
3、支护材料规格：
1）棚梁：
长度为3500mm的12#工字钢。
2）棚腿：
长度为2800mm的12#工字钢。
3）串杆：
700mm×Ф30mm圆木。
4）荆芭：
1100mm×600mm。
5）半圆木：
700mm×Ф140mm。
6）木楔：
200mm×70mm×70mm。
7）撑杆：
500mm×50mm×50mm方木。
4、巷道背设要求：
1）托煤顶掘进时，巷道顶、帮采用双荆芭（或塑料网）、双串杆背设；沿直接顶时，巷道顶、帮采用双荆芭（或塑料网）、双串杆背设。
2）顶帮要背严背实。
沿顶掘进时，串杆52根/棚（顶20根，两帮各16根）；沿底掘进时，串杆52根/棚（顶20对，两帮各16根）。
串杆均匀布设。
撑杆每棚6根，其中顶梁两端各一根，棚腿各2根，（其中梁下200mm处各1根，梁下1m处各1根）。
串杆、撑杆要打直、打牢，前后成一条直线，其串杆直径不得小于30mm。
3）用塑料网背设时，网与网之间搭接长度100mm，并用网绳联牢，网外背好背木，出现网兜及时处理。
5、质量要求：
1）掘进时，要加强探煤厚工作，掌握好煤厚变化情况，并记录备查。
2）水平巷道支架要垂直于巷道顶底板。
合格标准：
支架前倾、后仰偏差不超过±1°（1m垂线不大于17mm）。
优良标准：
支架前倾、后仰偏差不超过±0.5°（1m垂线不大于9mm）。
倾斜巷道每6--8°坡度,支架应有1°迎山角，使支架迎山有力，严禁后仰。
3）加强质量管理，及时校正中线，发现中线点不一致时，必须及时与地测科联系放线。
4）如果煤层较软，顶帮易片冒时及时打薄板木钎板控制。
5）巷道净宽、净高，误差在-30mm~+50mm。
6）巷道棚距，误差不大于±100mm。
7）棚梁接口错差＜5mm。
第四章施工方法
第一节 施工工艺
一、破煤方法：
12011工作面轨道顺槽设计沿二1煤层顶板掘进，为全煤巷。
采用全断面一次掘进，采用钻爆法破煤。
胶带输送机和刮板输送机运输，人工装煤。
二、钻眼机具及爆破器材：
1、钻眼机具：
煤巷采用ZM—15煤电钻打眼，岩巷采用YT—28风动凿岩机打眼，共3台风动凿岩机，2台工作，1台备用。
2、爆破器材：
煤矿许用三级乳化炸药，1～5段毫秒延期电雷管，MFB—200发爆器一台。
3、施工方法：
必须按照防治煤与瓦斯突出的“四位一体”措施进行施工。
首先对掘进工作面进行突出危险性预测预报，采取防突措施，经效果检验，各项指标不超，采取安全防护措施后，再进行正常施工。
1）全煤巷道掘进时，只布置掏槽眼和底眼，掏槽眼眼深1.8m，底眼眼深1.6m，手镐修边。
2）全岩巷道掘进时，布置掏槽眼、辅助眼、周边眼和底眼，掏槽眼眼深1.8m，辅助眼、周边眼和底眼眼深1.6m。
3）半煤岩巷施工时，根据实际情况布置炮眼和装药量。
4）采用正向装药方式，全岩巷采用全断面一次起爆，实现光面爆破。
5）炮掘工作面迎头必须采用防倒棚设施，加固长度均不小于5米，并随掘进同步前移，防止崩倒架棚。
附图五全煤巷炮眼布置图和爆破参数表
附图六全岩巷炮眼布置图和爆破参数表
三、炮掘工艺流程:
交接班、验收→打眼、放炮、通风→正棚、移前探梁、放梁、背顶→出碴→掘两帮柱窝、栽腿、背帮→出碴、打撑木→清理→交接班、验收。
第二节设备及工具配备
设备及工具配备见下表：
设备及工具配备表
名称
型号
数量
备注
局扇
DBKJNO.6.3（2×30kw）
1
接于动力负荷上
局扇
DBKJNO.6.3（2×30kw）
1
接于专用线路上
总开关
KBZ-200A
1
安装于轨道大巷
开关
KBZ-200
2
安装于轨道大巷
开关
KBZ-4×120
1
风机开关
开关
BQZ-80N
1
DJ-11.4D绞车开关
开关
BQZ-30
1
2×5.5KW风机开关
开关
QBZ-200
1
SJ-650胶带机开关
开关
ZBZ-80N
1
JD-40绞车开关
开关
BQZ-120
1
SGW-30T刮板机开关
开关
ZXB-4C
1
信号照明保护
开关
ZBZ-4
1
煤电钻综保
刮板输送机
SGW-30X
1
安装于轨道顺槽
胶带输送机
SJ-650
1
安装于轨道顺槽
风泵
FB20/40
2
安装于巷道泵窝
煤电钻
ZM—15
2
安装于巷道正头
风动凿岩机
YT-28
3
安装于巷道正头
第五章生产系统
第一节运煤系统
一、运输方式：
正头采用爆破落煤，通过人工装煤入SGW-30X刮板输送机内，由刮板输送机转入SJ-650胶带输送机至胶带，人工推车至12011中部车场，用JD-11.4绞车牵引进入运输大巷，由电机车牵引至副井，从副井罐笼提升到地面。
二、运输线路：
工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨胶联络巷→12011工作面中部车场→东翼轨道大巷→副井→地面。
第二节运料系统
一、运输方式：
用1t固定式矿车或叉车装料，由电机车牵引至12011工作面中部车场，用JD-25绞车牵引进入工作面料场。
二、运输线路：
地面→副井→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场→12011工作面轨道顺槽→12011工作面料场。
附图七：
12011工作面轨道顺槽运输系统图
第三节通风系统
一、掘进工作面风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算Q=100qCH4×K
式中：
qCH4--掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取1.5-2.5m3/min。
K—通风不均衡系数K=2.0。
则：
Q=300-500m3/min
2、按每循环炸药消耗量计算：
Q=25A
式中：
A—一次爆破的最大装药量，kg；A=18.8kg
则Q=470m3/min
3、按工作面同时工作的最多人数计算：
每人每分钟需风量为4m3，工作面交接班时人数最多为40人。
Q=4Ν
则：
Q=160m3/min
综合以上，Ｑ取最大值为500m3/min。
4、按局扇实际吸风量选风机：
2BKJNO.6.3（2×30kw）局扇实际吸风量为570m3/min。
根据计算结果，应选2台2BKJNO.6.3（2×30kw）风机供风，均可满足要求。
其中一台接至动力电源，另一台接至专用电源，两台局扇用自动倒台装置实现自动倒台，实现风电、瓦斯电闭锁，保证工作面正常通风，风筒直径为800mm。
5、风速验算：
按《煤矿安全规程》规定，巷道风速必须满足以下要求：
即 Vmin=0.25m/sVmax=4m/s
Smin=8.5m2Smax=9.7m2
则:
Vmin=570/（11.51×60）=0.83m/s
Vmax=570/（9.79×60）=0.97m/s
所以:
0.25m/s故风速验算符合《煤矿安全规程》规定。
选用DBKJNO.6.3（2×30kw）风机，风量为570m3/min符合规定。
由于我矿按煤与瓦斯突出矿井管理，根据2005年11月东翼轨道大巷掘进情况看，12采区煤层中瓦斯含量较大。
因此，12011工作面轨道顺槽在掘进中，若实际条件发生变化导致供风量不足时，可铺设两趟风筒供风，一趟直径800mm，另一趟直径600mm。
二、通风方式：
1、风机安装位置：
风机安装于东翼轨道大巷与瓦斯抽放泵站交叉点，确保不串联通风。
2、通风方式：
压入式通风。
风筒出风口距迎头：
岩巷不超过8m，煤巷不超过5m；风筒吊挂平直，逢环必挂，拐弯处采用特制弹簧风筒或弯头，采用双反向压边接口，每百米漏风率不大于3%。
3、通风线路：
（1）新鲜风：
地面→主副井→东翼轨道大巷→局扇→12011工作面轨胶联巷→12011工作面轨道顺槽→工作面。
（2）乏风：
工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨道顺槽专用回风巷→东翼回风大巷→2＃回风石门→风井→地面。
附图八：
12011工作面轨道顺槽通风系统图
第四节监测系统
一、安全监测设备：
KJ＿70型监测系统布置在地面调度室中心机房，KJF3型分站一台，布置于东翼轨道大巷口。
二、探头位置：
（T1）距掘进正头不超过5m，（T2）距回风巷口10～15m。
悬吊位置距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。
三、报警断电点：
报警点:
T1、T2均为≥0.8%;
断电点:
T1、T2均为≥0.8%；
复电点：
T1、T2均为＜0.8%。
四、断电范围：
（T1）、（T2）断电范围均为本巷道内所有非本质安全型电器设备。
五、每班的班长，队干、维修工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗。
六、每天监控工对“瓦斯电、风电闭锁”装置进行检查，并有记录可查，确保其灵敏、准确、断电功能可靠。
附图九：
12011工作面轨道顺槽监测系统布置示意图
第五节防尘系统
一、掘进时必须按防尘要求安设防尘管路，并要直达掘进工作面。
防尘管路每50m必须安设一个三通，管路吊挂平直，吊挂间距不超过5m。
二、掘进时必须使用湿式打眼，否则应有灭尘措施。
装药时，必须使用水炮泥，放炮前后必须喷雾洒水，装煤时必须洒水灭尘。
三、掘进时按规定安设两道喷雾装置，第一道距工作面正头不超过30m，第二道距工作面正头不超过50m，喷雾装置要操作灵活，雾化好，封闭全断面。
四、防尘设备要指定专人维护和管理，不准随意拆除。
五、放炮前后，距掘进工作面30m范围内巷道要全断面进行冲刷。
六、每天要对巷道的煤尘进行清扫，工作面人员要佩带防尘口罩。
七、在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，第一列水棚距正头间距60～200m，水量不小于200L／m2，水袋总数不少于60个，棚间距1.2m，安设后要经常加水、维护，确保水量充足。
第六节供风、供水和瓦斯抽放管路系统
一、供风、供水和瓦斯抽放系统：
分别从东翼首采面中部车场引接供风管一趟（4寸钢管）和一趟供水管（3寸钢管），至轨道顺槽工作面。
供风、供水管布置在巷道右帮，距巷道底板500mm。
二、瓦斯抽放管：
铺设一趟φ355mmPVC管子，布置在巷道左帮，距巷道底板2m。
第七节供电系统
一、动力电源：
由井下中央变电所动力变压器→东轨道大巷→12011工作面中部车场外配电点→12011工作面轨道顺槽机电设备和动力风机。
二、风机专用线：
由井下变电所风机专用变压器→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场外配电点→12011工作面轨道顺槽专用风机。
三、供电系统要求：
实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。
供电线路及设备做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。
四、电气设备及电缆安装要求按照《义安煤矿机电系统文明生产实施细则》要求，实现标准化及文明生产标准。
附图十：
12011工作面轨道顺槽供电系统图
第八节照明和通讯系统
一、值班室安设调度电话，可直拨矿内各单位，24小时有专人接听。
二、工作面正头及煤破地点，各安设一部防爆电话，可直拨矿内各生产单位，24小时有专人接听。
三、照明专用开关接127V矿用防爆灯。
第六章劳动组织及循环图表
第一节 劳动组织
全队在册人数142人，其中队干7人，杂工3人，直接工132人，采用“三八”工作制。
附：
劳动组织表
劳动组织表
工种
班组出勤人数
小计
备注
0
8
4
绞车司机
1
１
1
3
挂钩信号工
1
１
1
3
验收员
1
１
1
3
打眼工
3
3
3
9
运料工
3
3
3
9
机电工
1
1
1
3
架棚工、装车工
6
6
6
18
杂工
5
5
班长
1
1
1
3
跟班队长
1
1
1
3
队干部
1
1
1
3
合计
20
30
20
62
单头
第二节 循环图表
一、按“四位一体”防突措施进行消突后，按正规循环组织生产。
煤巷掘进：
每班1个循环，循环进尺1.6m，班进尺1.6m，日进尺4.8m。
附图十一：
12011工作面轨道顺槽煤巷正规循环图表
附图十二：
12011工作面轨道顺槽岩巷正规循环图表
第七章主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号
项目
单位
棚式支护
备注
1
巷道总长
m
800
2
煤层硬度
普氏系数
f=0.19
3
掘进断面
m2
11.51
4
净断面
m2
9.79
5
支护形式
工字钢梯形棚
6
循环进度
m
1.6
7
月循环个数
个
60
8
月进尺
m
96
9
正规循环率
%
85
10
实际月进度
m
81.6
11
循环出煤量
t
7.5
12
每米巷道炸药消耗
kg/m
3.6
13
每米巷道雷管消耗
发/m
4.5
14
日出勤人数
个
62
15
坑木消耗
m3/100m
4.5
16
全员工效
m/工
0.05
17
串杆消耗
根/m
130
18
施工工期
月
12
第八章安全技术措施
第一节 施工准备
1、施工前，由队长负责组织人员，由技术人员传达贯彻《12011工作面轨道顺槽作业规程》及相关措施，并进行考试、签字，考试合格后方可下井作业。
2、施工前地测科必须提前标好中、腰线，施工单位严格按线施工。
3、施工前按设计要求，形成正规的通风系统和其它系统，并能正常的使用。
4、开工前必须经相关科室检查，达到安全生产条件，并且持有批准的开工报告方可施工。
第二节防治煤与瓦斯突出安全技术措施
为加强防突管理，按突出危险区管理，严格执行“四位一体”防突措施，严格按照防突科10月13日下发的《12011工作面轨道顺槽煤巷掘进防突专项安全技术措施》执行。
远距离放炮：
在采取防突措施和效果检验后，突出指标不超限时，可以向前掘进，放炮时为了防止煤与瓦斯突出，必须采用远距离放炮。
（1）放炮地点：
12011工作面中部车场与12011轨胶联巷交叉点处的新鲜风流中。
（2）撤人及放炮把口地点：
放炮前，由跟班队长负责安排人员将12011轨道顺槽的所有人员撤至12011工作面中部车场与12011轨胶联巷交叉点处的新鲜风流中。
警戒地点如下：
12011工作面中部车场与12011轨胶联巷交叉点处。
安排警戒的地点，警戒人员必须把撤人地点内的所有人员全部撤到站岗地点以外的安全地点，并在警戒地点拉警戒绳、挂警戒牌，严禁任何人员进入爆破地点。
（3）停电地点：
放炮前，有当班跟班电工负责将12011工作面轨道顺槽内的所有非本安型电器设备电源全部停电。
附图十五12011工作胶带轨道顺槽放炮把口图
第三节 架棚安全技术措施
1、坚持使用前探梁临时支护，掘一棚架一棚，严禁空顶作业。
2、上梁前要先检查巷道中线，架梁时及时进行校正和初步固定，校正好后方可进行背顶工作。
背顶时应背严背实，不准出现空帮、空顶现象。
3、挖柱窝时，要按照要求的扎角进行，同时照应后方支架，确保支架前后明暗一致。
栽腿时要校正扎角，并立即背好两帮，不前倾后仰（或迎山角准确无误）。
4、沿破碎顶板掘进时，巷顶及肩窝采用双荆芭双串杆背设，串杆较细时应缩小间距或成对使用，串杆必须理顺背设，均匀整齐，其长度应比棚距大0.1～0.3m。
5、支架撑木按规定位置打齐打牢，脱落的撑木及时补打。
6、验收员必须严格按标准进行验收，对出现前倾后仰、迎山不合格、偏离中线超过80mm以及支护材料不合格的支架，坚持不予验收，并及时整修至合格。
7、班组长要认真检查巷道压力及支架情况，发现压力增大支架变形要及时采用打抬棚、套棚、穿杆等行之有效的方法进行处理。
8、棚式支护棚距严格按设计要求架设，误差不超过标准规定。
9、当顶板松软时，要及时采用撞楔法施工，楔杆采用宽100mm、长1.2～1.5m、厚20～30mm、一头带尖的木板（或采用1.2m长串杆），沿巷道方向以10°～20°仰角撞入巷顶煤层中，间距0～150mm。
10、当煤层松软易发生片冒时，及时采用煤体超前注水技术控制顶煤片冒。
要求注水孔两个，距顶、帮均为300～500mm左右，向上以0～30°、向两帮以0～15°的方向施工，深度大于7m，注水孔逐个打孔，逐个注水（或两个注水孔同时注水），以防串孔，注水至煤体湿润方可。
注水过程中，当出现煤体膨胀，正头支架易发生变形时，可在正头支架与煤体间掘100mm左右宽的释放空间槽释放压力。
11、凡遇顶板松软段，顶板发生冒顶时，严禁在没有控制好顶板的情况下大量出煤，以防扩大冒顶范围，只有将顶板控制好后方可出煤。
煤层松软时坚持煤体注水技术，严防正前片煤。
12、棚式支护的“丁字口”严格按测量标设的位置及中线架设好抬棚，开口侧用双抬棚（12#矿用工字钢梁），对侧单抬棚加固（十字口两侧均为双抬棚），梁间用2根长撑木；抬棚梁必须与原棚梁楔紧。
确认抬棚安全无误后,方可去腿开帮，并在摘腿开帮后在梁档外架一单抬棚。
13、修棚安全技术措施：
1）修棚工作必须由外向里逐棚进行，正前停止工作，撤出人员，但仍保持正常通风。
2）修棚时，事先将对所修棚前后各5m范围内的支架用抬棚或点杆进行检查加固。
并由班组长现场指挥，设专人看护。
3）撤换单个支架时,必须严格遵守先架新棚后去旧棚的原则。
4）修棚过程中，要清理好退路，并准备好处理冒顶用的荆梢、串杆、圆木等物料，一旦发现冒顶，要积极采取措施进行处理。
5）处理冒顶时，首先加固冒顶区附近5m范围内的支架，经跟班队干和安检员现场勘查，在确认冒顶范围没有扩大和再冒落危险的情况下，方可进行绞架。
绞架时要用坑木将冒顶区绞实接顶并用荆芭、串杆、半园木等背严周帮煤岩壁，冒顶处巷道以一梁三柱木抬棚加固，加固长度要超过冒顶区前后各3m以上。
处理冒顶要存有原始记录，巷道冒顶处要有标记。
6）冒顶处绞架时，瓦检员必须首先检查高冒区瓦斯，若瓦斯超限，要用风障引风将冒顶区瓦斯吹散后，方可进行绞架。
绞架过程中，绞架人员上方必须悬挂便携式瓦斯报警仪，一旦瓦斯超限应立即停止作业，撤出人员进行处理。
7）修棚及绞架工作必须由跟班队长或班长现场指挥，由有经验的老工人操作，做到有人作业，有人监护。
所用材料在巷道一侧码放整齐，保持人员退路畅通。
14、扩棚时必须遵守以下原则：
1）扩棚工作必须由外往里逐棚进行。
2）严禁隔棚或多棚同时扩刷。
3）坚持套棚，先支后回的原则。
4）作业时设专人观顶监护。
5）扩棚时，工作地点以里不得有人，但必须保证正常通风。
6）跟班队长或职转班长现场指挥。
第四节 钻眼爆破法掘进安全技术措施
一、打眼安全技术措施：
1、严格执行敲帮问顶制度。
每次打眼前，要先进行敲帮问顶，当顶板岩层有裂隙或怀疑岩层可能有离层时，要用震动问顶法判断处理好隐患，确保安全无误后，方可进行打眼。
2、打眼
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