东四煤柱联络巷修理作业规程1.docx

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东四煤柱联络巷修理作业规程1.docx

东四煤柱联络巷修理作业规程1

 

河南能源焦煤公司演马庄矿

东四煤柱联络巷修理

编号:

JⅡ—201304

 

作业规程

 

编制单位:

掘二区

编制人:

郑玉晶

施工负责人:

王玉

编写日期:

2013年11月11日

目录

第一章概况1

第一节概述1

第二章巷道布置及支护说明2

第一节巷道布置2

第二节支护设计2

第三章施工工艺6

第一节施工方法6

第二节爆破作业7

第四章生产系统12

第一节通风12

第二节防火16

第三节运输16

第五章安全技术措施21

第一节一通三防21

第二节顶板管理23

第三节机电管理26

第四节运输管理29

第五节质量标准化及文明生产要求35

第六章灾害应急措施及避灾路线36

第一章概况

第一节概述

一、施工巷道基本概况

东四煤柱联络巷年久失修,巷道围岩变形严重,需对巷道进行架工钢支护。

原巷道为砌碹支护和工钢支护,其中砌碹支护为半圆拱形断面,净宽2400mm,净高2400mm,工钢支护规格为梁长×柱长=2.4m×2.4m,巷道高1.8m,宽2m。

设计修理长度95m。

修理后巷道规格:

2.8m(梁长)×2.8m(柱长),巷高2.4m。

2、施工目的

施工目的是增加巷道断面积,加强巷道支护,保证巷道正常使用,以满足东四煤柱工作面掘进及回采时的运输、行人和顶板安全的需要。

第二节编写依据

一、巷道设计说明书及批准时间

巷道设计说明书名称为《东四煤柱工作面设计施工图》,批准时间为:

2012年3月。

二、其他技术规范

1、《煤矿安全规程》(2011版)

2、《防治煤与瓦斯突出规定》

3、《煤矿防治水规定》

4、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)》

5、《焦作煤业(集团)有限责任公司“一通三防”管理规范》

6、《焦作煤业(集团)采掘机电运输规范化、统一化标准》

7、《东四煤柱工作面设计施工图》

第二章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

巷道从老东大巷A点开始沿老巷修理至B点结束,总工程量95m。

 

图2-1巷道平面布置示意图

第二节支护设计

一、巷道支护设计要求

 

 

图2-2巷道断面示意图

1、施工说明:

(1)采用矿用12

工钢梯形棚支护,梁长×柱长=2.8m×2.8m,棚距(中-中)0.5m,巷道高度2.4m,上净宽2.6m,下净宽4.0m,平棚两帮扎角均为0.7m。

顶板及两帮均铺设塑料网,褙顶褙帮荆棍均不得少于6根,裱褙严密,每棚4块连板进行加固,连板采用长700mm、宽60mm、厚5mm的钢板制作,一板四孔(前后两端各两个),每端相邻两孔间距120mm,连板分别打在距梁头0.3m、距柱头0.3m处,打成直线,扣板齐全。

(2)巷道一帮挖出0.3m×0.3m的水沟,水沟距柱腿不小于0.2m,水沟滞后工作面不大于20m,以便排水。

(3)管线吊挂:

①电缆自上而下吊挂顺序为瓦斯监测线,其它信号线、动力线、不同电压等级的控制及信号线,间距大于100mm,同等级电压间距大于50mm,必须用专用线卡吊挂,两个吊挂点间距不得大于0.8m。

②风筒布置距顶不得大于200mm,距帮不得大于300mm。

一般以紧靠巷帮为准。

③风管、水管、排水管悬挂在巷道右侧,最低处管路距巷道底板以上0.6m,两管间距0.2m,两个吊挂点间距不大于4m。

2、施工顺序:

采取由外向里逐次架棚的原则,在一架未完工之前,不得中止工作。

如果不连续施工时,必须裱好帮褙好顶。

修棚茬口以里严禁有人。

二、支护方式

1、临时支护

(1)施工过程中采用四根前探梁作为临时支护,平行巷道中心线设置,且一梁三卡,褙紧褙牢,并连接牢固可靠,前探梁、卡变形或存在其它影响安全使用的情形,必须及时更换。

(2)前探梁长度不小于3.2m,材料为11

工钢,使用专用前探梁卡固定。

(3)临时支护与永久支护的最大距离为0.5m。

永久支护与工作面间的最大距离为0.7m,最小距离不大于0.2m。

(4)在架棚过程中,必须使用前探梁,托住支架的顶梁褙紧褙牢后,再栽柱,柱脚掩埋深度≥0.2m,超前临时支护前,必须在永久支护处进行敲帮问顶,清除顶、帮及迎头的煤块或危岩活石,并对后巷清理,保持退路畅通。

2、永久支护

巷道采用架工钢棚进行永久支护,及时进行敲帮问顶,确认安全后,移设前探梁,在前探掩护下按设计尺寸检查毛断面是否满足设计要求,不够之处找够顺平,然后使用工钢梁进行支护施工。

第三节矿压观测

一、观测对象

东四煤柱联络巷。

二、观测内容

工钢架棚支护强度以及支护后巷道顶底板位移情况。

三、观测方法

每班进行施工后,对已修巷道进行测量巷道参数,如巷道、扎角、顶底板巷宽,并做好初始读数记录。

若巷道压力较大,需在巷道及时打上一梁三柱叉子棚增加支护强度。

 

第三章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

1、东四煤柱联络巷的施工方法为炮掘、绞车与矿车联合运输。

2、施工前首先对开口处巷道两帮加强维护,维护方式:

一梁三柱叉子棚(采用长2.8m的矿用12#工钢梁、11#卡口柱)。

开口处搁抬棚,抬棚上褙木楔接顶,褙紧褙牢,吃劲有力。

开口处修理时采取打浅眼、放小炮措施,即眼深0.6~1m,每眼装药1/2~1卷,每次拉炮不得超过10个眼。

3、若巷道压力较大需加强维护,维护方式:

巷帮打上一梁三柱叉子棚或每棚打两根点柱的方式维护;叉子棚梁采用11#工钢梁和叉子棚柱采用11#卡口柱或液压单体柱,点柱采用11#卡口柱或液压单体柱。

二、施工工序

检查瓦斯、审顶→上新梁、褙顶→移前探梁→回老梁、老柱→栽柱、褙帮→打铁连板→清理、验收。

第二节爆破作业

一、掏槽方式为楔形掏槽法。

二、爆破器材

使用三级煤矿许用乳化炸药,药卷规格:

Φ32mm×200mm,重200g,1~3段毫秒延期电雷管引爆,MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。

三、炮眼数目和装药量的确定

1、根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目:

N=q×S×m×n/(x×p)

式中N——炮眼数目,个;

m——每个药卷长度,取m=0.2m;

x——炮眼装药系数,一般取0.5~0.7,取0.5;

p——每个药卷重量,取0.2kg。

q——单位炸药消耗量,q=0.8625kg/m3;

S——巷道断面积,9.18m2;

n——炮眼利用率,取0.93;

根据以上公式,确定每茬炮进尺所需炮眼数量为:

N=(0.8625×9.18×0.2×0.93)/(0.5×0.2)=15(个)

参照二五煤柱运输巷爆破经验数据确定炮眼数量为25个。

2、根据下列公式可算出一个掘进循环所需的总炸药量:

Q=qSln

式中:

q——单位炸药消耗量,q=0.8625kg/m3;

S——巷道断面积,9.18m2;

l——炮眼深度,取1.0m;

n——炮眼利用率,取0.93;

根据以上公式,确定一个掘进循环所需炸药量为:

Q=0.8625×9.18×1.0×0.93=7.4(kg)

实际炸药量取:

一个掘进循环为5.8kg。

四、爆破条件

表3-1爆破条件表

绝对瓦斯涌出量

0.29m3/min

掘进断面积m2

9.18

煤岩普氏系数

f=0.5~2

钻眼机具

风煤钻

炸药种类

三级煤矿许用乳化炸药

雷管类别

毫秒延期雷管

五、巷道爆破说明书如下:

1、巷道炮眼布置三视示意图如图所示:

 

图3-1炮眼布置三视示意图(单位:

mm)

2、装药结构示意图如图所示:

 

图3-2装药结构示意图

3、爆破连线示意图如图所示:

 

图3-3爆破连线示意图

4、爆破说明表

表3-2爆破说明表

/m

/m

/m

炮眼角度/(°)

装药量

雷管段数

线

水 平

竖 直

/

/

/

/

kg

槽眼

135

246

2324

1.0

>0.5

>0.5

103

77

90

77

103

90

0

8

1.5

1.5

1.5

12

2.4

1

帮眼

910

11 12

1314

1516

0.8

>0.4

>0.4

90

90

0

8

1

1

1

1

8

1.6

2

顶眼

78

2122

0.8

>0.7

>0.4

90

90

0

4

1

1

4

0.8

3

底眼

1718

1920

25

0.8

>0.4

>0.4

90

90

-10

5

1

1

1

5

1

2

合计

25

29

5.8

说明:

①采用乳化炸药、毫秒延期电雷管,全段面一次起爆。

联线方式:

串联。

②使用毫秒延期电雷管,段与段之间不得间隔,最后一段延期时间不得超过130毫秒。

③炮眼深度0.6~1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。

④炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。

⑤根据现场煤质软硬变化,当班班组长和爆破工及时调减爆破参数,确保安全生产。

第四章生产系统

第一节通风

1、通风方式及供风距离

施工采用压入式通风,局部通风机安设在东四进风斜井下车场,最长供风距离310米。

2、风量计算

每个独立通风的修理工作面实际需要的风量,应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并必须采取其最大值。

(1)按瓦斯涌出量计算(Q修)

按瓦斯涌出量计算需要风量:

Q修=100qk

=100×0.29×1.5=44m3/min

式中:

Q掘:

修理工作面实际需要的风量;

q:

修理工作面的绝对瓦斯涌出量:

0.29m3/min;

k:

修理工作面的瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,一般可取1.3~1.8,取1.5。

(2)按炸药量计算

按炸药量计算实际需风量:

Q=10×A=10×5.8=58m3/min

式中:

Q:

修理工作面实际需要风量;

A:

修理工作面一次爆破的最大炸药用量:

5.8kg;

(3)按工作人员数量计算

按人数计算实际需要风量:

Q=4×N=4×46=184m3/min

式中:

Q:

修理工作面实际需要风量:

184m3/min;

N:

修理工作面同时工作的最多人数:

46人;

4:

每人需风量,m3/min。

通过以上计算,修理工作面实际需要的风量为184m3/min,选择FBD№6.0/2×30型隔爆压入式对旋轴流局部通风机,工作风量为348~552m3/min。

348m3/min>184m3/min,故选择FBD№6.0/2×30型隔爆压入式对旋轴流局部通风机,可满足修理工作面的风量要求。

(4)按风速验算:

按最低风速验算:

修理工作面的最低风量:

Q修≥15·S修=15×7.92=118.8m3/min

式中:

Q修:

修理工作面的最低风量:

118.8m3/min;

S修:

巷道断面积:

7.92m2。

按最高风速验算:

煤巷修理工作面的最高风量:

Q修≤240·S修=1900.8m3/min;

式中:

Q修:

修理工作面的最高风量:

1900.8m3/min;

S修:

巷道断面积:

7.92m2。

通过验算,118.8m3/min<184m3/min<1900.8m3/min符合《煤矿安全规程》第一百零一条对井巷中风流速度的规定。

3、修理工作面全负压供风量计算

Q修=∑Q局机+Q余

Q修:

修理工作面实际需风量,m3/min;

∑Q局机:

局部通风机工作风量之和,m3/min;

Q余:

保证局部通风机吸风口到修理工作面回风流之间巷道的最大断面的最小风速风量,m3/min;

∑Q局机≥348m3/min;

Q余≥60·0.15·S面积=60×0.15×11.96=107.64m3/min

S面积:

局部通风机安装地点至修理工作面回风巷口之间的巷道断面,11.96m2;

则Q修≥348+107.64=455.64m3/min

所以修理工作面全负压供风量不少于455.64m3/min。

综上所述,选择FBD№6.0/2×30型隔爆压入式对旋轴流式局部通风机,工作风量为348~552m3/min,可满足修理工作面的风量要求,并符合有关规定。

为保证迎头正常供风的需要,选择双风机和双电源。

4、局部通风机安装地点及通风系统

(1)局部通风机安装地点

局部通风机安装在东四进风斜井下车场,局部通风机吸风口至修理工作面回风口之间的巷道的风速不得低于0.15m/s,风筒出风端头距修理工作面不大于10m,且必须保证修理工作面风流中瓦斯浓度在0.8%以下。

(2)通风系统

通风系统示意图如图所示:

 

 

图4-1通风系统示意图

新鲜风流:

东四进风斜井→东四进风斜井下车场(局部通风机)→东大巷回风联络巷→东四煤柱联络巷。

乏风风流:

东四煤柱联络巷→东大巷回风联络巷→东四轨道底板上山→东总回风巷→东风井→地面。

第二节防火

1、用过的棉纱、布头、纸等收集在一起,安排专人定期上井,不得乱扔乱放。

2、任何人发现井下火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势并及时报告调度室,按照避灾线路将人员撤离危险区域。

3、抢救人员在灭火过程中,必须指定专人检查瓦斯、二氧化碳、煤尘、其他有害气体和风量的变化。

4、防止运输中铁器碰撞产生火花。

5、电气设备着火,应首先切断电源,在切断电源前,只准用干粉灭火器来灭火;油脂着火时,禁止直接用水灭火,必须使用沙或干粉灭火器进行灭火。

第三节运输

一、装(煤)矸方式

1、采用人工装载,矿车运输。

二、运输路线

1、出煤路线:

东四煤柱联络巷→东大巷→井底车场→地面。

2、材料及设备运输路线:

地面→副井底→东大巷→东四煤柱联络巷。

三、绞车钢丝绳连接装置固定

东四煤柱联络巷部分巷段为下山巷道,沿老巷进行修理,长度55.5m,巷道坡度为11°。

运料使用绞车运输,运煤(矸)采用矿车运输。

平巷采用人力推车,斜巷采用绞车提升。

1、绞车选型

(1)斜巷运输中,斜巷绞车钢丝绳连接装置的固定必须符合下列要求:

①必须选用与钢丝绳匹配的绳卡。

②绳卡数量与钢丝绳直径有关,见下表。

钢丝绳直径(mm)

10以下

10~20

21~28

最小绳卡数(个)

3

4

5

 

③第一个绳卡尽量靠紧护绳环,依次均匀分布,绳卡间距为钢丝绳直径的6~7倍,绳卡座放在钢丝绳工作时受力的一侧(即主绳侧),“U”型螺栓扣在钢丝绳的尾端(即副绳侧),不得正反交错设置绳卡。

④斜巷绞车的每个钩头,都必须配有符合要求的保险绳,保险绳长度和提升车数相适应,不宜过长,以防超挂车辆。

连接绳卡最低不少于3付,绳卡间距等于钢丝绳直径的6~7倍,绳头余长不大于50mm。

钢丝绳在滚筒上固定不少于2付压绳板,且有防松垫圈,滚筒上应留有不少于3圈余绳。

⑤斜巷提升矿车数量应根据绞车提升能力、轨道运行阻力进行计算后确定。

斜巷绞车提升矿车数量参考表

坡度

绞车

型号

1t矿车

1°~16°

JD-1

1

(2)绞车牵引能力验算:

钢丝绳参数:

结构右捻;直径12.5mm;公称强度1670MPa;

P>n(m1+mzl)(sinβ+ƒ1cosβ)g+mpLo(sinβ+ƒ2cosβ)g

式中:

P=10000N;绞车最大牵引力;

n=1辆;斜巷最大连车个数;

m1=1800kg;矿车最大装载量;

mzl=610kg;矿车自重;

β=斜坡道最大坡度11o;

ƒ1=0.015,矿车运行摩擦阻力系数,滚动轴承选用0.015;

g=9.8m/s2,重力加速度;

ƒ2=0.4,钢丝绳沿托辊和底板阻力系数;

Lo=55.5,钢丝绳由上边坡点至下边坡点之间的斜长;

mp=0.55kg/m,每米钢丝绳质量;

P>n(m1+mzl)(sinβ+ƒ1cosβ)g+mpLo(sinβ+ƒ2cosβ)g

=1×(1800+610)(sin11o+0.015×cos11o)g+0.55×55.5(sin11o+0.4×cos11o)g

=5028N

经计算5028N<10000N

结论:

绞车牵引1辆矿车时符合运行要求。

(3)斜坡道钢丝绳安全系数验算

钢丝绳参数:

结构右捻;直径12.5mm;公称强度1670Mpa;

ma=Qp/n(m1+mzl)(sinβ+ƒ1cosβ)g+mpLo(sinβ+ƒ2cosβ)g>6.5

式中:

Qp=108000N;钢丝绳钢丝破断拉力总和;

n=1辆;斜巷最大连车数;

m1=1800kg;矿车最大装载量;

mzl=610kg;矿车自重;

β=斜坡道最大坡度11o;

ƒ1=0.015,矿车运行摩擦阻力系数,滚动轴承选用0.015;

g=9.8m/s2,重力加速度;

ƒ2=0.4,钢丝绳沿托辊和底板阻力系数;

Lo=55.5,钢丝绳由上边坡点至下边坡点之间的斜长;

mp=0.55kg/m,每米钢丝绳质量;

计算:

ma=Qp/n(m1+mzl)(sinβ+ƒ1cosβ)g+mpLo(sinβ+ƒ2cosβ)g

=108000/6794

=21.5>6.5

结论:

经计算斜坡道钢丝绳安全系数为21.5,大于《煤矿安全规程》第400条关于各种钢丝绳悬挂时的安全系数表7的规定,符合要求。

第四节安全监控

1、甲烷传感器安设位置:

甲烷传感器Tl距修理工作面≤5m,甲烷传感器T2距回风口10~15m,监控分站安设在局部通风机配电点,其中Tl不准设在风筒正前方,巷道内有绞车房应安设甲烷传感器T设。

2、瓦斯报警、断电、复电浓度及断电范围:

(1)瓦斯报警、断电浓度:

T1≥0.8%、T2≥0.8%、T设≥0.5%。

(2)断电范围:

T1、T2、T设修理巷道内全部非本质安全型电气设备。

(3)瓦斯复电浓度:

T1<0.8%、T2<0.8%、T设<0.5%。

复电方式:

人工复电。

3、甲烷传感器悬挂位置及规定:

(1)甲烷传感器应悬挂在规定位置,距顶板不大于0.3m,距巷帮不小于0.2m。

每次爆破前,当班班组长将甲烷传感器移至距掘进面50m以外的安全地点,按标准悬挂,炮后再移至规定位置,当班爆破工、瓦斯检查工监督执行。

(2)甲烷传感器必须安设在坚固的支护处,防止冒顶及其他损坏。

洒水降尘时,严禁将水洒到传感器和接线盒上,以免造成传感器损坏和瓦斯超限事故的发生。

(3)修理工作面T1甲烷传感器的监控线由通风区负责随掘进向前延长。

第五章安全技术措施

第一节一通三防

一、通风

1、所有井下人员必须爱护通风设施,禁止挤压和损坏风筒,严禁矿车撞击风门,严禁两道风门同时打开,使用好风门连锁装置。

2、安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定:

(1)局部通风机指定人员进行管理,保证正常运转,并实行挂牌管理,每班检查风机运转情况,并在管理牌上签字。

(2)工作面局部通风机每班必须有人维护,由机电维护工负责每班对两台局部通风机进行一次风机倒台试验,瓦斯检查员和机电工同时在场,由机电维护工操作,关闭工作局部通风机开关,备用局部通风机自动启动,待备用局部通风机正常运行后,关闭备用局部通风机开关,工作局部通风机自动启动,倒台试验后机电工必须在瓦斯检查员倒台试验记录本上签字,做好记录,发现风机不倒台,立即停工处理。

(3)局部通风机和启动装置,安装在东四进风斜井下车场,距修理工作面回风口的距离为150m,大于规定的10m,全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速不得小于0.15m/s。

(4)局部通风机采用“三专”供电,实现风电闭锁、瓦斯电闭锁,同时双风机必须能自动倒台。

(5)工作和备用局部通风机均失电停止运转后,当电源恢复时,工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机。

(6)局部通风机安装离地面高度不得小于0.3m。

(7)使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风,因检修、停电、故障等原因停风时,必须将人员全部撤至全风压进风流中,并切断电源。

(8)局部通风机因临时停电或其它原因停止运转,在恢复通风前,必须首先检查瓦斯。

只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%时,且局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。

(9)若停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%,最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3%,采取安全措施,控制风流排放瓦斯。

(10)若停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%,必须制订排放瓦斯措施,报矿技术负责人批准后方可排放瓦斯。

3、必须采用抗静电、阻燃风筒,风筒接头要严密,不漏风,风筒接头要反压边。

4、风筒吊挂平直逢环必挂,风筒拐弯处设弯头或缓慢拐弯,不准拐死弯(折深不超过100mm)挤压(总深度不超过100mm),异径风筒接头要用过渡节,先大后小,不准花接。

5、巷道风流中,电动机或其开关安设地点附近20m内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止作业,撤出人员,切断电源,进行处理。

6、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可人工复电。

7、修理工作面临时停工,不得停风。

否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标、禁止人员进入,并向矿调度室报告。

二、防治瓦斯

1、管理人员下井必须携带便携仪;施工单位班组长下井必须携带便携仪,施工地点便携仪悬挂位置:

距扩修迎头不大于5m的位置(距顶板不大于300mm、距巷帮不小于200mm)。

2、修理工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。

三、防尘管理

1、巷道施工前,必须安装好防尘供水系统,做到水源水量充足,保证消防和防尘用水的要求。

2、防尘设备应由施工区队指定专人维护和管理,不准随意拆除。

3、施工人员对巷道进行洒水降尘。

四、防火管理

1、掘进过程中如发生冒顶,除需要架木垛或采取其它管理措施外,施工单位在冒顶区下方做好标记,并书面通知通风区及有关单位做好防灭火工作。

2、任何人发现火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采取一些可能的措施直接灭火,控制火势并迅速汇报矿调度室。

3、电气设备着火时,应先切断电源,在切断电源之前,只准使用不导电的灭火器材,进行灭火,禁止直接用水灭火,必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。

4、在抢救人员或灭火过程中,矿值班调度必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳和风向风量的变化,同时必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸的安全措施。

第二节顶板管理

1、施工前及施工过程中,认真执行审帮问顶制度。

在开工前,班组长必须对工作地点安全情况进行一次全面检查,确认无危险时,

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