1506作业规程.docx

1、1506作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面位置井下位置：1506工作面属15#煤层，位于井田西北部，东为原1505工作面采空区，北为原柳沟村煤矿，西为现1507工作面，南为回风下山。工作面最高标高915米，最底标高895米。地面位置：1506工作面回风顺槽位于距主井西北侧230米处，起采线距原庄底村煤矿与柳沟村煤矿矿界保安煤柱南20米，运输顺槽距回风顺槽西北部80米，位于陈家脑村北部90米处，停采线距南部陈家脑村保安煤柱120米，地面均无主要村庄及其他重要设施，有部分耕地。地面属丘陵地貌，最高标高1145米，最底标高1015米。预计回采可能对地面工作面周边20米范围

2、内耕地、山体产生轻微裂隙影响。二、开采范围1506工作面原走向长度425 m，剩余走向长度52.5m，可采长度22.5 m，倾斜长度80m，剩余面积4200 m。第二节 煤 层一、煤层厚度：1506工作面位于15#煤层，属太原组下段(C3t1)中上部，为主要可采煤层，煤层厚度3.55.5m，平均4.5m，煤层赋存基本稳定。煤层结构复杂，含24层薄层夹矸，夹矸厚度0.020.30m。二、煤层产状：1506工作面沿煤层走向布置，剩余52.5米范围内煤层走向基本水平，倾向倾角4-6。三、煤种与煤质：15号煤层为低灰中灰分、中高硫分、特低磷分、高热值特高热值的贫煤(PM)。挥发份为16.2118.89

3、%，发热量28.9034.20 MJ/kg，为贫煤，可做工业用煤及民用煤。第三节 煤层顶底板一、顶板：1506工作面煤层局部有炭质泥岩伪顶，质脆易跨落，厚度0.2-0.4 m，平均厚底0.3米；直接顶为砂质泥岩，砂岩互层，属半坚硬岩石，平均厚度9.16m，上部为不稳定14#煤、K2、K3、K4石灰岩，老顶为中粒砂岩和砂质页岩，平均厚度7.94 m，岩性致密性脆。二、底板：直接底为灰黑色及灰色泥岩，属半坚硬岩石，厚度0-3.49米，平均厚度1.23米；老底为灰白色粗粒石英砂岩，厚度2-12.24米，平均厚度7.21米。第四节 地质构造井田位于太行山复式背斜的西缘，区域主要构造线及地层走向北北东，

4、井田内总体表现为单一走向北东，倾向北西的单斜构造，岩层倾角3-5，工作面断裂构造不发育，未发现断层、褶曲、陷落柱、岩浆岩等对工作面回采活动有影响的地质构造，地质构造属简单类型。第五节 水文地质一、含水层现将井田内主要含水层分述如下：1)二叠系上、下石盒子组及山西组砂岩裂隙含水层该含水层主要接受降水补给及含水层之间的垂向渗透补给，目前主要向2号煤层及15号煤层内排泄，地表井泉极少，地下水的埋藏条件在长期开采煤层疏排矿坑水的影响下，目前主要以潜水形式赋存，地下水动态变化较大，据区域水文地质资料，该含水层富水性一般较弱。2)太原组K2、K3、K4石灰岩裂隙含水层该含水层在区内没有出露，埋深不等，含水

5、层以K2、K3、K4、K5等几层灰岩为主，呈层状分布且被泥岩隔水层分隔，相互之间水力联系较弱，含水层一般以接受侧向补给为主，局部沿岩层裂隙可接受上部的垂向补给，据以往水文地质资料，含水层的钻孔单位涌水量一般小于0.001L/s，富水性弱。井田内15#煤层充水水源主要为15#煤层直接充水含水层为顶部的石灰岩岩溶裂隙含水层，其富水性弱。3) 中奥陶统马家沟组灰岩岩溶承压含水层含水层岩性主要为上马家沟组灰岩，富水性较强，据区域资料，推测井田内目前奥灰岩溶水水位标高在730.1-733.2m左右，远低于工作面最低地板标高895，不存在地板突水危险。二、其他水源1506东侧为原1505工作面采空区、北侧

6、为原柳沟煤矿采空区，但有保安煤柱相隔，对工作面突水影响不大；上部2#、3#煤层采动情况不详，存在大面积采空区，由于3#煤和15#煤层层间距92.5m,2#、3#采空区积水可能通过采动裂隙对1506工作面产生突水影响。开采时可能会对地表造成采动裂隙等影响，应随时观测地表塌陷、裂缝等变化情况，分析采空区上部跨落层情况，及时封堵采动裂隙和塌陷区域，定期观测矿井及工作面涌水量变化情况，认真做好“雨季三防”和防治水工作，防止造成工作面大面积突水现象。三、涌水量1506工作面正常涌水量2.3m3/h ，最大涌水量10m3/h。第六节 其 他瓦斯：低瓦斯，根据2009年瓦斯等级鉴定：瓦斯绝对涌出量为1.56

7、m3/min，相对涌出量为3.56m3/t；二氧化碳绝对涌出量为2.49m3/min，相对涌出量为5.69m3/t。批复为低瓦斯矿井。煤层爆炸性：具有爆炸危险性。煤的自燃：属类（自燃煤层）。第六节 储量及服务年限工作面储量：1506工作面剩余走向52.5米，可采长度22.5米，倾向80米，煤层厚度4.50米，一次采全高2.2米，放顶煤高度2.3米，循环进度1米，煤的容重1.35T/m3.工业储量：Z工=52.5804.501.35=25515吨可采储量：Z采=22.5804.501.35=10935吨回采产量：Z回=22.5802.21.3595%+22.5802.31.3575%=9271吨

8、循环产量: Z=1802.21.3595%+1802.31.3575%=411吨根据矿井30万吨/年设计生产能力，综采队计划每天完成3个循环，月作业25天，则：日产量：Z日=4113=1233吨可采期：Z回/ Z日=9271/1233=8天第二章 采煤方法第一节 巷道布置工作面巷道布置有1506皮带运输顺槽、1506工作面、1506回风回风顺槽。（附巷道布置图）巷道特征表名 称净断面（）支护形式棚 距（mm）设备布置用 途胶带顺槽6.1611#工字钢1000胶带机、转载机、控制设备进风、运煤回风顺槽4.2圆木800回风、运料工作面6.38单体液压支柱、型钢梁100040刮板运输机、单体柱、型钢

9、梁回采第二节 采煤工艺一、采煤方法该工作面采用走向长壁后退式炮采放顶煤采煤法，落煤方式采用爆破法落煤，单体液压支柱配合型钢梁支护全部垮落法管理顶板，40T型刮板运输机运煤，人工装煤。工作面采高2.2米，放顶煤高度2.3米，循环进尺1米。二、工艺流程安全检查打眼装药放炮敲帮问顶（临时支护）挂网、移梁、支柱出煤回柱、移梁放顶放顶煤出煤移溜。三、 工艺流程详细说明1、 打眼打眼采用MZ-1.5型煤电钻，采用综合保护装置供电，快速插销连接，钻杆长选1.5米，打眼深度1.2米，炮眼布置选择三排眼，顶眼、中眼、底眼呈五花布置，顶眼距顶板0.4米，底眼距底板0.4米，炮眼水平间距0.5米，垂直间距0.7米。

10、全工作面采取两台煤电钻同时打眼的方法缩短打眼占用的时间，每台电钻由两人操作，一人操作电钻，另一人协助安眼定位，拉电钻电缆和观察顶帮煤及其他辅助工作。爆破说明书名称长度（米）水平角（度）竖直角（度）装药量（克）炮眼个数总药量（公斤）起爆顺序连接方式顶眼1.220仰视1820080163串联中眼1.220020080162底眼1.220俯视1840080321合计24064循环进度1.2米sln70090%（炮眼利用率）1.0米2、 装药 炸药采用煤矿许用2号铵锑炸药，雷管采用煤矿许用瞬发电雷管，炮泥采用粘土炮泥+水炮泥。把炸药顺着炮眼轻轻地用木棍送进眼底，再用炮泥封紧，装药顺序为先把普通炸药送眼

11、中，其次把引药装到外面，聚能穴向里，然后用炮泥封紧，装药结构采用正向爆破法。按照爆破说明书爆破防止伤帮、伤顶，保证工作面煤壁、顶板平直。3、 放炮放炮采用MFB-100型放炮器，一次开帮长不超过5米，放炮的警戒距离为放炮地点两侧75米，联线方式采用大串联，放炮警戒分别由班组长与放炮员或指定专人担任。如果顶板不稳定，遇有煤层松软、层理、构造带等情况时，放炮采用间隔式的方法，即开帮留5米煤柱，然后再按同样的方法依次放炮。4、 支护支护规格工作面支护采用2.5米单体液压支柱配合2.2米长型钢梁齐梁配套支护顶板，上铺10#铁丝网，支护高度2.2米，步距1米，每组布置两根齐梁，移梁时移一根梁，回柱放顶时

12、再移一根梁，柱排距1米，组梁柱距0.8米，每根梁分别支设三根单体液压支柱，每组六根，其中工作面每根梁头打设一根贴帮柱，采空区每组梁尾之间根据顶板情况打设1-2根戴帽、穿鞋点柱，加强采空区侧顶板管理，梁尾支柱和点柱必须打设戗柱，防止采空区顶板跨落或放煤时，推倒支柱。单体住垂直于工作面顶底板支设，要迎山有力，初撑力必须达到90KN。支柱必须挖柱窝至实底上或穿鞋，柱鞋为长200宽100厚100mm的木块。支护必须打设成一条直线，工作面必须实现三直、一平、两畅通。两端头支护采用四对八梁，交错迈步支护顶板。超前支护采用两排单体住配合型梁支护于原巷道支护棚梁下的支护方式，型梁与原工字钢梁间必须加设木板，增

13、大摩擦力，防止顶板压力增大，支柱发生侧滑，超前支护距离不得小于20米。上下端头安全出口要行人畅通，宽度不小于0.7米，高度不小于1.8米。联网、移梁、支柱放完炮后，等炮烟散尽，进入作业地点后，首先用长柄工具对顶板进行敲帮问顶，挑掉活煤（岩），如顶板破碎时，必须打设临时戴帽穿鞋点柱及时进行临时支护。敲帮问顶之后，确定顶板安全无问题后，人员站在有支护的安全地点，进行联网，联网每隔20cm采用14#双股铅丝联网一道，拧紧不少于三圈，铁丝网搭接不少于10cm。然后立即将齐梁中的1#梁支柱卸载，把梁移向煤壁，把梁的位置定好后，升柱固定支设，梁头必须打设贴帮柱，单体住必须安设防倒绳，回柱放顶时，再移另一根

14、2#梁。然后在此时的2#梁尾（即采空区侧第二排支柱）之间，打设2根戴帽、穿鞋点柱和戗柱，此排点柱必须紧跟2#梁尾支柱，否则严禁回柱放顶。柱帽为长400宽200厚100mm的木块。5、 装运煤工作面装煤采用爆破自装与人工攉煤两种相结合的方法，放顶煤采用采空区顶煤自行跨落，人工剪网溜煤、装煤的装煤方法，工作面顺槽采用SGB-40T型刮板输送机运煤。人工装煤要等到移梁完毕，支架形成，安全员检查支护完好符合要求时方可进行。在停溜时，不得进行大规模的装煤，防止超载烧毁电机。6、 回柱、移梁放顶放顶一般按从下向上的顺序，防止滚矸。放顶时可分段同时作业，但放顶的两段间距不得小于30米，放顶作业必须滞后出煤作

15、业地点至少15米。放顶前必须先支护好采空区侧第二排梁尾之间的2根戴帽穿鞋点柱，形成下一循环支护布置后，且周围10米范围内支架完好符合规程要求时，方可由下向上逐根对最后一排单体进行回柱、移梁、放顶。回柱、移梁、放顶时必须有专人观察顶板，畅通退路，发现问题，立即撤退。回柱时，人员必须站在工作面回柱地点1#梁尾支柱及点柱里侧有支护的安全地点操作，用长柄工具将2#梁靠采空区的一根柱卸压，待顶板稳定后，用回柱器将支柱回出底板以上，然后用工具摘掉放倒绳，将支柱回出。回柱人员，严禁站在回柱地点1#梁尾支柱及点柱外侧、2#梁下侧回柱，防止梁断冒顶，造成事故。移梁放顶时，待回柱后采空区顶板稳定后，人员站在移梁上

16、侧有支护的安全地点，用长柄工具将2#梁另两根支柱卸压，进行放顶，观察顶板，待放顶完成，顶板稳定无异常后，两人将梁移至工作面煤壁，把梁的位置定好后，立即升柱固定支设，然后在梁头打设贴帮柱，此时2#梁与1#梁齐，移梁、放顶工序完成。单体住与顶底板垂直打设，要迎山有力，支柱必须安设防倒绳。7、 放顶煤放顶采用采空区顶煤自行跨落，人工开口溜煤的放顶方式。移架完成后，采空区顶板自行跨落，在至少滞后回柱、移梁放顶作业15米后，由人工将采空区侧接近底板的铁丝网剪开一高50cm宽30cm口，人工用锹、耙等工具帮助采空区跨落顶煤自行溜入工作面，人工攉煤，直至放到见矸为止，放煤完毕后，将网联好。放顶煤必须滞后回柱

17、、移梁放顶作业至少15米地点进行，严禁紧跟回柱、移梁放顶作业。放顶时，操作人员要站在安全地点用长柄工具对开口内的煤矸进行疏导，最大程度将顶煤放净。要两人进行，一人操作，一人观察顶板及采空区情况，并协助准备好撤退的道路。特别在压力较大的区域放顶，必须要先加固顶区内周围的支架，然后进行。端头短尾10米范围内，起采线、停采线5米范围内不放顶煤。8、 装运放顶煤 放顶煤同时，在安全员检查后，由人工将放顶溜煤口溜下的煤攉至工作面刮板运输机上，装运煤时，要随时观察顶板支护情况，只有在顶板支护完好的情况下方可进行攉煤作业。9、 移溜移溜装运完放顶煤后移溜，移溜前清理掉煤帮侧及落山侧的浮煤，移溜一般采用从机头

18、开始到机尾结束的顺序，也可从尾到头移动，但不得从两头同时进行。移溜，在机头处要用2台顶溜器同时操作，顶溜器所顶的支架一定要牢固可靠，必要时，加戗柱支撑。机头移完后，可逐段进行推移，推移过程中刮板运输机弯曲段长度15-20米，角度不得大于3，防止刮板运输机脱节；一次推移的长度为5-10米，严禁超距离推移。移溜时，一定要把溜贴紧煤壁支柱，移动时在顶溜器与槽沿间垫上垫木，防止打滑伤人，结束时要将溜子调整达到平、直、稳，机头、机尾打好戗压柱。移溜时的工作面支护移溜时，由于煤溜前面有单体液压支柱，所以影响煤溜弯曲地段30米范围内第二排支柱的正常打设，移溜前需对移溜地点前方8-20米范围内的第二排支柱退后

19、50cm排距重新支护支护，先将一根支柱支护于距原第二排支护采空侧50cm处，卸掉同架的原第二根支柱，支设到下一架距原第二排支护采空侧50cm处，以此类推，逐架对原有第二排支柱进行重新支护；推过5米溜后，再用同样办法将原第二根支柱补齐。重新支护时，必须严格执行先支后回的原则，严禁先回后支，无支护作业。第三章 支护的选择与顶板管理第一节 支护的选择支护选择的技术参数如下：1、炮采 2、采高2.2米 3、顶板 4、循环进度0.7米 5、煤层倾角小于于15度 6、煤的硬度f1.01.5 7、煤层层理不发育 8、SGB-40T型刮板输送机根据上述条件，工作面选用DZ25单体液压支柱，2.2米长的型纲梁，

20、端头选定3.0米长型钢梁，支护顶板。第二节 顶板管理一、 支护材料的技术参数DZ22型单体液压支柱的技术特征如下：额定工作阻力油缸直径工作液压支柱最大高度300KN100毫米38.2MPa2540毫米支柱最小高度工作行程三用阀位置底座面积1440毫米800毫米1983毫米109cm工作液体质量适应煤层厚度M10乳化油配液55公斤1.82.5 型钢梁为27CrMnSi钢制成。二、 正常支架布置工作面支护采用2.5米单体液压支柱配合2.2米长型钢梁齐梁配套支护顶板，上铺10#铁丝网，支护高度2.2米，步距1米，每组布置两根齐梁，移梁时移一根梁，回柱放顶时再移一根梁，柱排距1米，组梁柱距0.8米，每

21、根梁分别支设三根单体液压支柱，每组六根，其中工作面每根梁头打设一根贴帮柱，采空区每组梁尾之间根据顶板情况打设1-2根戴帽、穿鞋点柱，加强采空区侧顶板管理，梁尾支柱和点柱必须打设戗柱，防止采空区顶板跨落或放煤时，推倒支柱。单体柱垂直于工作面顶底板支设，要迎山有力，初撑力必须达到90KN。支柱必须挖柱窝至实底上或穿鞋，柱帽为长400宽200厚100mm的木板，柱鞋为长200宽100厚100mm的木块。支护必须打设成一条直线，工作面必须实现三直、一平、两畅通。三、端头支架布置上、下端头采用3.0米长的型钢梁（材质同正常支架），4排单体支柱形成四对八梁支护，其中一组支设在顺槽巷道的棚梁下，靠近工作面的

22、一侧形成抬棚式支护，端头支架始终超前工作面一个循环，形成上、下出口。四、上下安全出口及上下两巷的管理1、上下安全出口长3米，宽不小于0.7米，净高不低于1.8米且畅通无阻，不得堆放杂物。2、上下两巷的超前支护不小于20米，从煤壁开始沿两巷用2.8米的型梁及单体支柱顺巷方向形成抬棚式支护，双排梁布置于原巷棚梁的两端，超前的梁下均为三根柱，每循环向前增补，直至结束。上隔角随工作面的推进而放彻底，放不严实时，用矸石充填或用爆破的方法使顶板塌落，防止悬顶过大造成危险和积聚瓦斯。下隔角随工作面溜子机头的推移回撤顺槽机尾，相应回撤一次支护，使其塌落。五、端头支护及超前维护支架的要求1、端头支护、超前维护的

23、支架要齐全，矿压大时要加长超前维护距离，端头支架的间距、位置、支架个数一定要确定、齐全。2、端头支护、超前维护的支架由于采用了单体支柱，所以注液支撑时，一定要支设牢固，柱网之间用皮带或尼龙绳做的成放倒绳与顶板铁丝网联络，防止支柱漏液卸载伤人。3、顺槽支架及机尾处理及时，防止长距离控顶，矿压增大造成机尾拆除时的困难和危险。4、支柱要垂直工作面，迎山有力，迎山角偏差不超过5度。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输系统1、运煤系统工作面-1506皮带运输顺槽-运输下山-主一部皮带运输大巷-井底煤仓-主立井-地面2、运料系统：地面-主立井-南轨道运输大巷-运输下山-回风下山-工作面二、供排水系统供

24、水：地面水池-主立井-南运输大巷-运输下山-1506皮带运输顺槽-工作面排水：工作面-1506皮带运输顺槽-皮带下山-采区水仓-井下中央水仓-地面三、供电系统工作面供电引自采区配电点315KVA变压器，配电点设KBZ-630型总开关，具有过流、漏电、接地保护，顺槽设KBZ-400型馈电开关、QBZ-80真空开关、MZB-4.0型煤电钻综合保护装置，电缆使用一趟MY370+125型矿用阻燃电缆。四、通风防尘系统（一）通风系统：工作面采用“一进一回”通风系统，1506皮带运输顺槽进风，回风顺槽回风，即：新鲜风流：主立井南运输大巷皮带下山1506皮带运输顺槽1506工作面； 污风风流： 1506工作

25、面1506回风顺槽回风下山总回风巷回风立井地面 （二）风量分配1、按作业人数配风Q=4N=4501.3=260m/min最多人数为交接班时，但放炮员、打眼工不交接班。N=(2915)2=50人N-工作面最多作业人数 K-风量备用系数2、按一次爆破炸药量配风Q=25 K=254.51.3=146m/minA=5 0.50.4）=4.5KgA-一次爆炸炸药量，每次放炮长度取5米K-风量备用系数3、瓦斯相对涌出量计算Q=Qk=1.51m/t1.3176t/班1%（860分）=72 m/minq-相对瓦斯涌出量（2003年鉴定为CH40.86m/t位CO21.51m/t）K-备用系数 t-小班产量按以

26、上三个选择一个大值为260 m/min 4、风速验算Vmax=260 m/min（3.02.0）60=0.72m/s4m/sVmin=260 m/min（4.02.0）60=0.54m/s0.25m/s可见所配置风量在允许范围内。（三）防尘系统工作面、运输、回风顺槽安装静压洒水管路，定期进行洒水防尘，工作面爆破前、爆破后必须进行洒水防尘。 五、通信照明系统1、运输顺槽每30米安一盏LED冷光源照明灯，液压泵站、工作面每隔15米安一盏LED冷光源照明灯，照明采用综保供电，供电电压为127V。2、工作面端头、端尾、配电点、液压泵站、各转载点均配备HBZ(G)-1A本安型矿用电话，接入本矿内部程控网

27、，实现井上下通讯。第五章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织1、作业制度工作面采用“三八”作业制，即每班8小时工作制，两班生产一班检修，每旬大修一次。2、劳动组织全工作面分为6段，每段14米，一段安排3人的综合作业组。每小组人员配置如下:综合作业人员 63=18人溜子司机 2人皮带司机 1人乳化液泵站司机 1人打 眼 工 22=4人 放 炮 工 1人班 长 1人维 护 工 2人电 工 1人小 计 31人原班人员 313=93人队 干 4人办事员、材料员 1人共 计 98人3、正规循环图表每循环按8小时，其中2小时为设备小修，原班3循环，详细见循环图表。第二节 主要技术经济指标1、循环

28、产量 411吨2、日产量 1233吨3、吨煤火工品消耗量炸药：64Kg411t=0.16 Kg/ t4、直接工效率1233t98工=12.6 t/工5、单体液压支柱600根6、型钢梁2.2米【（80/0.7）2】1.1=235根3.0米821.1=18根 第六章 安全技术措施第一节 打眼、装药、放炮安全措施 1、打眼工、放炮员必须持证上岗，使用煤电钻打眼前要先检查电钻各部件是否完好，开关是否灵活可靠，如有问题必须先处理后打眼。 2、打眼必须在支护完整情况下进行，打眼前要处理好周围的顶帮，防止伞沿煤、片帮煤及顶板离层悬浮煤伤人，严格执行敲帮问顶制度。3、必须采用湿式打眼。煤电钻必须使用煤电钻综合

29、保护装置。4、打眼时，对电钻的轴推力、钻杆与炮眼三者的方向要一致，避免钻杆承受径向力而被折断。5、打眼时要避开开溜时间，防止机械伤人和拉断电缆线。电缆线要离开溜子并固定好。6、打眼前必须检查瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在1%以下时，方可按照爆破说明书打眼，并根据巷道情况位置调整炮眼位置及装药量。做到不顶破、不丢底、不留伞沿、煤壁成直线。7、装药时要聚能穴向里，严禁反向爆破。要坚持使用水炮泥，炮土封泥要填满填实，严禁中间留空气或用煤块、煤粉封填炮眼，个别特殊炮眼的封泥不得小于0.6米，否则不得放炮。8、作业地点严禁有失爆现象，爆破母线要与电缆线、信号线分挂两侧，雷管脚线必须短接。药卷要自然送入眼底，严

30、禁捣固。脚线要短接后盘在眼口，严禁拖地或与周围导电体接触。9、装配引药时，必须选择在顶板支护完好、无淋水、无杂散电流的专用操作台进行操作。从成束的雷管中抽取时，必须理顺脚线，并将角线短接，抓住雷管上端抽出。10、爆破前检查爆破母线及放炮器完好情况，爆破母线长度不得小于75米，爆破前必须由班长亲自派出专人到放炮地点两侧75m以外布置警戒，母线、角线连接无误，检查瓦斯不超限后，由班长下达启爆命令。11、放炮要用完好的放炮器起爆，严禁使用电钻线或其它电源引爆。放炮器钥匙必须由爆破工随身携带，工作面必须只使用一台放炮器放炮。12、爆破工接到放炮命令后，必须发出爆破警告并至少等5秒后方可启爆。起爆后至少要等15分钟，待炮烟被吹散由瓦斯检查员检查瓦斯后方可进入工作地点。13、发现有拒爆、残爆时，可距拒爆炮眼300mm处打平行炮眼重新装药启爆。严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷，或从启爆药卷中拉出电雷管，处理瞎炮的眼的角度一定要掌握好，防止电钻打眼打到瞎炮上，引爆雷管而爆炸。，如当班处理不完，当班爆破工必须向下一班爆破工交接清楚。14、火药雷管不得同时携带、存放。下班后及时清退。15、严格执