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文档简介
编号:ZGBW20101601002潞阳长榆河煤业有限公司080406工 作 面 回 采 作 业 规 程编制单位: 综采工区编制时间:2010年3月12日目录第一章 工作面概况.3 第一节 工作面概况.3第二节 工作面四邻情况、采掘情况及影响范围.3第三节 工作面参数及储量.3第二章 地质情况.3第一节 煤层赋存特征.3第二节 地质构造情况.4第三节 围岩及其特征.4第四节 瓦斯、火、煤层情况.5第五节 水文情况.6第三章 采煤方法及其工艺流程.6第一节 工作面巷道及设备布置.6第二节 采煤方法.7第三节 采煤工艺.7第四章 顶板控制管理及支架说明书. 9第一节 工作面支架支护说明.10第二节 工作面顶板管理. 10第三节 上下端头及安全出口顶板管理 . 12第四节 回风尾巷、轨道顺槽后维护安全管理 .13第五节 特殊情况下的顶板管理 . 14第五章 工作面矿压监测.18第一节 工作面矿压监测的内容和方法描述.18第二节 两巷回采期间的矿压监测.20第六章 生产系统.20第一节 一通三防.20第二节 监测监控与通讯照明等系统 . 24第三节 主、辅运输系统 .25第四节 排水、供电、压风系统 .25第七章 安全质量管理.27第一节 工程质量验收要求.27第二节 文明生产管理要求.27第三节 煤质管理要求.28第四节 机电设备管理要求. 28第八章 劳动组织及循环图表 40第一节 编制劳动组织图表. 40第二节 编制正规循环作业图表. 40第九章 工作面主要技术经济指标 40第十章 重大危险源及有害因素辨识 41第十一章 安全技术措施. 42第一节 一般规定. 42第二节 防治水措施 43第三节 火灾和瓦斯、煤尘爆炸事故防治措施 .43第四节 工作面顶板事故防治措施. 46第五节 机电设备防护措施. 47第六节 材料设备的运输安全技术措施. 47第七节 其它特殊作业的安全技术措施. 48第十二章 工作面避灾路线. 65第一节 避灾原则. 65第二节 避灾路线 65第一章 工作面概况第一节 工作面概况080406工作面地面相对位置位于矿区南部自然林、灌木丛,井田中西部,水平名称为1170水平,采区为四采区,地面标高13201380m,井下标高11401160m。第二节 工作面四邻情况、采掘情况及影响范围080406工作面井下位置及与相邻的关系:工作面位于1170水平四采区,工作面以西是080406采区皮带巷,南部为080406下面未开拓,以东530至矿界外是西南关煤矿,以北是080406上部工作面;该采面与四邻均留设足够的保安煤柱。回采对地面设施的影响:地面是高原山林区,无任何建筑,保护设施,采面覆盖厚度在200m以上,而且岩层稳定,所以该区采煤对地表无较大影响。第三节 工作面参数及储量080406工作面走向长度81米,倾向长160米,倾斜面积为12960m2,煤层平均厚度1.6米,采高1.60.2米,煤体容重1.37吨米3,循环进度0.6米,回收率95%,据此计算:(单位:万吨)采煤工作面储量:A=811601.61.37=2.84;可采储量:B=811601.61.370.95=2.69;工作面的服务年限(C)=可采储量(B)/设计月产(工作面设计月产按1.2万吨)C=2.69/1.2=2.2个月第二章 地质情况第一节 煤层赋存特征煤层厚度m1.51.7 1.6煤层结构简单煤层倾角(度)3-54开采煤层8硬度1.5煤种贫煤稳定程度稳定煤层情况描述煤层情况描述1、煤层发育情况:080406工作面回采的煤层为8层煤,该煤层构造简单,无夹石,玻璃光泽,断口参差状和贝壳状,内生裂隙较发育,主要为半亮煤,与其中的镜煤及暗煤次之,丝炭少见,煤质较好。2、煤层类型及煤质:8#煤的可采系数为1,煤厚变化系数为20,其类型为稳定性煤层,煤质牌号为PM,宏观煤岩类型为半亮型煤,硫分0.86,灰分为22.1,容重1.37tm。3、煤层厚度:该工作面范围内,8层煤赋存稳定,煤层的厚度在1.51.7m之间,平均1.6m,走向255-260、倾角3-5。第二节 地质构造情况一、 断层褶曲情况以及对回采的影响本工作面地质构造相对简单,掘进期揭露两条断层,有一条0、6米小断层,分布在切巷上部,对回采影响较小,上巷一条断层落差0.8米,对回采有影响。褶曲情况以及对回采的影响:工作面范围内无褶曲。三、其他因素对回采的影响工作面范围内无火成岩的侵蚀。第三节 围岩及其特征煤层顶底板情况见下表:顶、底板名称岩石名称厚度特征基本顶砂岩5m灰至深灰色,中厚层状,性脆易冒落,抗压强度22Mpa,顶板分级为级。直接顶砂页岩1.6m黑色,下部为厚层状,块状层理,上部位薄层状并夹煤线,易放顶,抗压强度为26Mpa,顶板分类为类。伪顶炭页岩0.3 m伪顶层状分布,结构不稳定,随采随落。直接底页岩2m厚层状,泥质胶结,层理清楚,抗压强度70Mpab类底板,允许比压13Mpa。老底泥岩4.0m灰黑色,层理,块状,不易碎,泥质胶结。(附表:工作面煤层顶底板综合柱状图)地 层 单 位地层厚度(m)煤(岩)层名称层序层厚m柱状岩性描述界系统组古生界石炭系上统太原组43.58细砂岩K64.9灰色,中厚层状,性脆易冒落。泥页岩1.5黑色,层状、块状层理,上部为薄层状并夹煤线煤81.5半亮煤,较稳定炭页岩2.0灰黑色,性脆易碎。泥岩4.0灰色,致密坚硬,水平层理明显第四节 瓦斯、火、煤层情况瓦斯低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量7.32m3/t,绝对涌出量0.51m3/min。CO2低CO2矿井,CO2相对涌出量5.41m3/t,绝对涌出量1.81 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性,指数为4.482MP m/s。煤的自燃倾向性不易自燃,自燃等级。地温危害工作面地温2-10C,无地温危害。冲击地压危害无冲击地压。第五节 水文情况一、涌水量:正常涌水量为0.10m3/min;最大涌水量为0.25m3/min。二、含水层(顶部和底部)分析该面水文地质条件简单,8层煤上距二叠系K7砂岩16m,二叠系K7砂岩厚6.32-15m,主要为黄色中细粒砂岩,钙质与泥质胶结,裂隙较发育。该层靠回采潜水和大气降水补给,浅部补给循环条件较好,富水性差,属弱含水层,在深部开采对8层影响不大。为8层煤的间接顶板,间距1220m,随埋藏深度的加大而减弱,550m以下奥陶系灰岩含水层,根据巷道揭露的情况分析,对8层煤的开采基本无影响。8层煤顶板砂岩局部少量含水是影响工作面开采的主要因素,开采时顶板有时出现滴水或淋水,一般出现在断裂构造处,水量非常小,范围仅在断裂构造周围,对工作面开采影响不大。三、其它水源的分析1、080406工作面防尘水、管路漏液可能增大工作面的涌水量。2、本工作面掘进已探明邻近富东矿,麦捷矿采空区,积水已处理,对本工作面开采无较大影响。第三章 采煤方法及其工艺流程第一节 工作面巷道及设备布置一、 工作面基本情况(附图1)该采面位于1170水平四采区,在1170大巷以南,其中综采工作面走向约81米;倾斜长约160米,布置轨道巷和皮带进风巷,属单层双翼布置,向西翼开采。由0804运输下山,向东布置080406工作面上、下顺槽及切眼。二、 工作面巷道支护特征1、080406工作面回风顺槽为拱形断面,采用锚带网支护。巷道净宽3.2m,净高2.2m。顶板布置4棵锚杆(采用直径18mm,长度2000mm等强度全螺纹钢树脂锚杆),上帮布置2棵,下帮布置2棵锚杆(采用直径18mm,长度2000mm等强度全螺纹钢树脂锚杆),每3米顶板打1颗4-5米锚索。周圈挂铁丝网(顶板破碎时挂机制金属菱形网并使棚支护),M钢带,铸铁托盘。锚杆排间距顶板为9001000mm,两帮为10001000mm。2、080406工作面进风顺槽为拱形断面,顶板布置4棵锚杆,(采用直径18mm,长度2000mm等强度全螺纹钢树脂锚杆),上帮布置2棵,下帮布置2棵锚杆(采用直径18mm,长度2000mm等强度全螺纹钢树脂锚杆)。周圈挂铁丝网(顶板破碎时挂机制金属网菱形网),M钢带,铸铁托盘。锚杆排间距顶板为8001000mm,两帮为10001000mm。3、遇断层或顶板破碎时,采用半圆挂菱形网带(钢带安插到拱基线以下)支护,净宽3.2m,净高2.2m,周圈挂机制金属菱形网,锚杆间排距为800800mm,采用直径18mm,长度2000mm等强度全螺纹钢锚杆。锚网带不能有效支护顶板时,在巷道正中加打1-2颗锚索,间距3m,M钢带,M铸铁托盘。4、尾巷: 080406工作面尾巷为拱形断面,采用锚带网支护。巷道净宽3.2m,净高2.2m主要用于该工作面的通风、排放瓦斯。5、切眼:为拱形断面,采用锚网支护。巷道断面呈矩形,断面22.4 m 2,用于安装综采设备。工作面设备布置及技术特征皮带顺槽布置:皮带机、转载机,移动变电站、液压泵站峒室,设置于靠近该工作面的0804联络巷中,峒室宽4.0米,净高2.5米,全断面锚网带支护,混凝土硬化地板。工作面布置:支架、机组、刮板运输机;轨顺布置:水泵第二节 采煤方法080406综采工作面采用MG132/310-WB型双滚筒液压无链牵引采煤机落煤。采用采煤机组上下滚筒割装煤和工作面运输机铲煤板前移配合装运底板煤。工作面采用SGZ630/2132型中双链全封底式刮板输送机运煤,运输顺槽采用SG-630/40型刮板输送机运煤。本工作面采用走向长壁综合机械化采煤方法,全部垮落法管理顶板,平均煤厚为1.6米,工作面采高为1.60.2米,循环进尺0.6米。第三节 采煤工艺一、 循环工艺(附图2)采用端部割三角煤的斜切进刀方式,采煤工序为:采煤机到达工作面下端头割透煤壁后,上行斜切进刀推移运输机尾,下行割下三角煤,返向正常上行割煤,追机移架移溜;上部割透煤壁后下行斜切进刀,移运输机头,上行割上三角煤,返向下行正常割煤,追机移架移溜。采煤机的进刀距离为2030m。二、 工艺详细说明及要求:A、采煤机割煤:采煤机滚筒直径1.2米,有效截深0.6米,牵引方式为无链牵引,牵引速度为05m/min。1、操作程序:、输送机运转平稳后,打开供水截止阀,启动采煤机,待滚筒转起来后,再给牵引,速度应由小逐渐加大到所需的牵引速度,然后匀速牵引。、采煤机运行时,司机应随时注意设备有无异常声音,各部温度、仪表显示、电缆拖移,输送机内有无大块矸石、物料等带动采煤机强迫运行等情况,发现问题要及时停机处理。、主司机站在端站位置,身体距机身500mm左右,随机组运动前移,随时观察刮板输送机、电缆拖移装置、机组声音,各部温度是否正常。根据煤层顶板情况及大溜运载情况,随时调整机组割煤速度,严格控制采高在1.60.2米范围以内。、前滚筒司机站在截割部或端头处进行操作,调整好滚筒的高度后,要在支架前后立柱之间行走。随时注意前滚筒运转情况,根据实际及时调整前滚筒的高度,保证顶板平直,发现电缆槽中有大块煤矸时,要及时处理。、后滚筒司机根据底板情况调整后滚筒的高度,保证割出的底板平直。随时注意电缆、刮板输送机的运行状况,发现挤卡、堵涌煤或出现特殊紧急情况,立即向主司机发出紧急停机信号,及时闭锁刮板输送机或停机防止事故发生及扩大。、机组距端头(尾)5m时,降低牵引速度,一名副司机操作调速健,另一名副司机负责操作前滚筒调高手把,正司机站在端头架间观察指挥,当前滚筒深入巷道半个滚筒,停止牵引。2、割煤质量要求:a严格控制采高,最高不能超过1.9m,最低不能低于1.3m,最低采高要保证支架立柱有足够的行程。b控制采煤机牵引速度,防止压溜、涌煤事故发生,保持割煤过程中的顶底板平整。c采煤机割过后,必须及时移架,防止架前冒顶、片帮。d采煤机割煤时,必须严格按照采煤机安全操作规程的要求进行操作。e、 司机要根据底板变化情况及时调整采高,防止采高过低造成机组无法通行。B、装煤:落煤主要靠滚筒螺旋叶片装入,推溜后底板上的浮煤由人工用铁锹装入运输机。C、移架:采用追机移架的方式,对顶板进行及时支护。即割煤后先移架管理顶板,后推溜。工作面随采煤机顺序带压移支架,邻架操作。移架过程中应使用好支架防倒防滑机构,防止移架期间倒架、滑架、咬架,要保持支架垂直煤壁及运输机。移架操作程序:移架时要带压擦顶移架,其移架的操作程序是:降支架立柱以输送机为支点,用移架千斤顶移架0.6m的距离升起支架立柱,并在升柱手把位置保持35秒钟使支架达到额定的初撑力后将手把回零。移架质量要求:(1)必须严格按移架安全操作规程进行移架。 (2)为保证拉架时不致将输送机后拉,在移架时,应将邻架的推移千斤顶打在推溜位置。(3)当煤壁片帮或顶板碎破时,应在采煤机前滚筒割煤后及时移架护顶。(4)移架时,必须使工作面支架保持成一条直线,其直线误差在50mm。(5)工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。“三直”:煤壁直、运输机直、支架直,“二平”:顶、底板平,“一净”:人行道浮煤清理干净,“二畅通”:人行道、上下出口畅通。(6)加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。(7)采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过18m,防止长时间空顶。(8)相邻两架支架相错不得超过侧护板厚度的23。(9)工作面支架间距保证在710cm之间,禁止发生挤架现象。(10)工作面支架必须垂直于煤壁,支架底座与推拉杆平齐。(11)移架后架间卫生、人行道卫生、齿轨电缆槽卫生必须清理干净。(12)工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并支好支架。D、推溜:移架20米后,开始推溜。推溜要求:、每次推移应保持0.6m的推移进度,并与煤壁平行成一直线,其直线误差应在50mm以内。、为了减少输送机在弯曲段的磨损,提高其寿命,在推输送机时,要保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于18m。、推溜只允许单向进行,不得从两头向中间推溜,以防损坏设备。 、推移完运输机,必须及时清扫散落在电缆槽内、运输机与液压支架之间等处的浮煤。第四章 顶板控制管理及支架说明书矿压参数的预测及支护强度校验:根据我矿已采的0804采区各工作面的矿压显现情况,经验算顶板支护强度:Pt9.81hk =9.8181.82.5=353(KNm2),经核算本工作面支架对顶板的支护强度不得少于360KNm2。选取“080406面矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均。工作面条件与支架适应条件对照表 工作面条件支架适应条件采高1.8m1.02.1m倾角3040煤厚1.31.7m1.22.1m煤硬度1.5底板比压13MPa1.05MPa支护强度200KNm2469KNm2顶板种类级支护强度最大平均支护强度=469(KNm2)。353(KNm2)469(KNm2),因此,工作面支护强度取理论最大值:353 KNm2,小于支架支护强度469KNm2,满足要求。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出支架要求的底板比压1.05MPa 2.05(根/)。支护强度; 2.12234=496(KN/)461 (KN/)。5、端头加支型钢梁后从支护强度和支护密度都能满足工作面的要求。四、两顺槽超前支护的回撤及顶帮锚杆钢带的回撤要求:1、两顺槽超前支护的回撤与工作面两端头支护切顶排一致,严禁超前回撤。 2、两顺槽回撤铁棚时必须采用机械回撤。3、回柱前应先清理好退路,观察好顶板或支架等情况,确保在安全状态下施工。4、回柱时用带绳的的卸荷手把将单体支柱放液后配合长铁钩子将卸荷单体支柱和铁鞋拉出,然后再回撤顶梁,严禁人员进入老空区拉柱取鞋取梁。5、回撤超前支护时,严格按自下而上,由里向外的三角回柱法回撤。6、回柱时,严禁跨在运转的转载机或站在运输机尾上作业,顶板破碎时可用水平销配合顶梁支护,挂好水平销的链钩。回出支柱后,再用锤打掉水平销和顶梁圆销。7、回出的支护材料应及时外运,严禁堵塞回柱退路,必须保证回柱退路的畅通。8、两顺槽支护回撤完毕后,在新切顶排沿倾斜支设2棵关门点柱,柱距不大于0.5m,初撑力不低于50KN,支设时,施工人员应站在切顶排以外,由2人配合操作,并由专人监护。9、两顺槽顶帮的锚杆盘帽随采面的前推必须及时回收。不能全部回收的要卸下锚杆托盘。回收顶板锚盘或两顺槽锚杆时,不准超前两顺槽切顶线2m,顶板破碎压力大时顶板锚盘钢带严禁回撤。10、回收W钢带时,先将距切顶线2m范围内W钢带下支好支柱,再将W钢带下锚盘卸掉,W钢带,随切顶排支柱的回撤而回收,撇入老塘的W钢带必须用长铁钩或拔柱器拉出。11、严禁任何人员进入采空区内回撤锚盘和W钢带。12、超前支护如随回顶板随冒落时,必须在所回超前支柱上挂好拔柱器或手拉葫芦,待支柱卸荷后,远距离用拔柱器或手拉葫芦拉出。13、回撤两顺槽超前支护时,要有专人在安全地点观察顶帮,看好退路。14、回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,人要站在支护完好的安全地点操作。15、施工时,必须使用标准化工具。16、需站在脚手架上工作时,脚手架要牢固可靠。五、老塘的管理:运输顺槽巷道老塘要求悬顶长度不超过排头架尾梁插板2米,如果老塘不能及时垮落,要停机进行剪网、退锚、放顶,保证老塘随采随落,老塘中不得遗留任何铁器、杂物。退锚位置在转载机过桥至掩护梁之间,退锚剪网放顶期间由班组长进行全程监护。如果采空区顶板不能及时垮落,要采用编织袋装煤或用矸石进行充填。轨顺巷道老塘至退锚索,位置为支架切顶线。第五章 工作面矿压监测第一节 工作面矿压监测的内容和方法描述一、工作面矿压观测1、矿压观测的目的 (1)掌握工作面顶煤、顶板在工作面正常回采过程中的运移、垮落规律。 (2)掌握工作面超前支承压力影响范围及应力集中系数,确定超前支护距离及方式。 (3)了解巷道受采动影响情况,评价巷道支护效果。(4)掌握支架阻力变化规律,评价支架适应性,为以后综采工作面支架参数确定提供依据。 (5)评估工作面工艺及工作面设备配套合理性,为以后综采工作面设备配套提供依据。(6)掌握工作面顶板来压规律。2、矿压观测的内容与方法(1)巷道矿压观测巷道表面位移采用十字布点法安设表面位移观测断面。对顶底板移进量及两帮移进量进行观测。每条巷道安设2个测区,每个测区布置2个观测断面。测量频度为:距采煤工作面30m之内,每小班观测1次,其它时间每1天观测1次。顶板离层采用LBY-3型顶板离层指示仪监测顶板岩层锚固范围内外离层情况。每个表面位移观测断面设一台离层仪。深部基点位于顶板砂岩中,浅部基点位于顶煤中部。观测频度与表面位移相同。(2)工作面观测支架阻力测量在工作面上、中、下布置3条测线,每条测线布置2台智能型压力记录仪,安装在2架状态良好的支架上,每个立柱安装1台,每天读取一次数据。观测数据用于分析工作面支架阻力变化规律及顶板来压规律,评价支架适应性,为以后综采工作面支架参数确定提供依据。各工序时间统计主要统计支架移架时间、循环割煤时间、端头支护时间,进刀时间。用于分析工作面工艺的合理性,优化工作面生产工艺。第二节 两巷回采期间的矿压监测1、在两巷超前维护范围内,每隔20米各布置一个测点,用测杆观测巷道顶底板的移近量。要求布置测杆时,测杆顶底板加垫垫板,按照生产科要求记录数据。2、全锚支护段的顶板离层仪观测要建立台帐,每班跟班队干(验收员)负责观测,发现异常及时向生产科汇报,采取措施进行支护管理。3、两顺槽必须有单体柱测力计,以此来检查单体柱打设时的初撑力及受采动影响后单体柱的工作阻力。第六章 生产系统第一节 一通三防一、通风系统:1、加强通风管理,确保工作面的风量达到550m3/min,风速满足要求。因巷道冒顶或其它原因达不到上述要求的,应立即进行整改,整改完毕后再恢复生产。2、确保工作区域内空气成分满足要求,正常情况下氧气不低于20%,二氧化碳不高于0.5%,其它其体浓度符合规程规定。3、工作面回风流中安装瓦斯传感器,瓦斯超限时自动切断工作面及其回风流中的电气设备电源。4、工作面下隅角安设便携瓦斯报警仪,保持常开状态。区长、班组长、流动电钳工、采煤机司机随身携带瓦斯报警仪,实施动态监测。5、严格瓦斯检查制度,按规定检查瓦斯,杜绝空班漏检、弄虚作假、伪造数据,瓦斯检查做到“三对口”。6、工作面的回风道风流中瓦斯浓度超过1或二氧化碳超过1.5时都必须停止作业,撤出人员,由矿总工程师负责采取措施进行处理7、合理割煤速度,禁止速度过快,防止吸附瓦斯涌出量过大而在割煤机附近积聚瓦斯。8、加强电器设备检查,保持设备完好,杜绝设备失爆。9、工作面移架时必须对周围20范围及老空区洒水防尘,湿润煤岩,防止撞击产生火花。080406综采工作面通风方式,即运输顺槽、轨顺进风,尾巷回风(通过贯眼回风)的“两进一回”通风系统。1、本工作面采用全负压通风系统,即:采用“两进一回”通风系统:通风路线(附图6:工作面通风系统图)工作面采用下行通风,风流路线为:新风:副井副井车场8#运输大巷 0804皮带巷080406面运输顺槽主井15#运输绕道815#皮带下山 080406工作面乏风:080406面080406轨道顺槽(尾巷)0804回风绕道9#回风专用巷总回风巷风井地面。 2、工作面配风量:风量计算根据生产矿井风量计算细则计算:080406工作面应配风量为:550m/min。1、按温度计算Q采=60VSK=601.24.951.1=392m/minS=HBP=1.83.670.75=4.95m2式中:H-平均采高,1.8m;B-平均控顶距,3.6700m;P-有效通风断面系数,取0.75;V-根据该工作面环境温度15,取工作面风速为1、2m/s;K-工作面长度160米,面长系数取1.1。2、按人数计算Q 采=4N=434=136m/min式中:N工作面同时工作最多人数,34人3、按瓦斯涌出量计算Q采=100q瓦K瓦=1000.512=102m3/min式中: q瓦工作面瓦斯绝对涌出量,取q瓦=0.51m3/minK瓦工作面瓦斯不均衡系数,取K瓦=2由于该工作面为综采工作面,根据生产矿井风量计算细则,风量按以上计算的1.3倍进行配风,则:Q=3921.3=510m3/min,取550 m3/min。4、风速验算:工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%q瓦/Q采=0.256/550100%=0、05%1% 符合要求.风速在0.254m/s验算V小=Q采/(60S大)=550/(601.83.97)=1.28m/s0.25m/sV大=Q采/(60S小)=550/(601.83.37)=1.51m/s4m/s 符合要求.经计算、验算后080406面风量取550m/min,符合规定要求。3、测风制度通风科每十天进行一次工作面风量测定,以保证通风系统的稳定,特殊情况由通风科安排随时进行测风。二、工作面瓦斯检查及管理制度:1、瓦斯检查(1)下隅角、工作面回风出口以外10m、分别设置瓦斯检查点,由专职瓦斯检查员每班至少检查3次。(2)工作面下隅角设便携式瓦斯报警仪,悬挂位置距顶板0.3,距切顶排1.0,距回风顺槽下帮0.5,并处于常开状态。(3)区长、技术负责人、班组长、流动电钳工、采煤机司机必须随身携带便携式瓦斯报警仪,以便随时检查瓦斯。(4)工作面风量必须达到应配风量,顺槽通风断面不小于设计断
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