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文档简介
拜城县铁热克煤业有限责任公司宏鑫煤矿掘进工作面作业规程工作面名称1560M水平西翼回风巷掘进编制人朱峰只施工单位宏鑫煤矿掘进队批准人索书科编制日期(重新制定)2012年7月20日执行日期2012年8月5日第一章概况第一节概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为B1煤层1560M水平西翼回风巷掘进。二、掘进目的及巷道用途掘进目的该巷掘进是为满足综采工作面投产时的通风、行人、运料。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度B1煤层1560M水平西翼回风巷掘进,工程量为1230M(平距)。服务年限本巷道均回采巷道,服务年限3年。四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2011年10月1日开工,预计2012年9月25日竣工。第二节编写依据1、B1煤层1560M水平延深设计图2、宏鑫煤矿生产地质报告3、煤矿工人技术操作规程(巷道掘进)4、井巷工程5、煤矿安全规程(2011年版)6、安全质量标准化标准第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况见表1表1井上下对照关系情况表水平、采区1560西部采区回风巷工程名称1560西部采区回风巷地面标高/M18061777M井下标高15551560M地面相对位置建筑物、小井及其它待掘巷道地面相对位于铁热克老虎台公里北侧,矿宿舍南侧,阿合东莫学克沟在该面西部由北向南流过。井下相对位置对掘进巷道的影响井下位于1570M运输大巷以下15米处,开口附近完整的实体煤层,对该巷道掘进无影响。邻近采掘情况及对掘进巷道的影响西部为专用回风上山、东部、北部、南部尚未开采的实体煤层,对该掘进无影响。第二节煤(岩)层赋存特征本煤层与C2煤层的位置关系为C2煤层位于本煤层(B1)的上方,垂直间距约60M。煤(岩)层特征见表2、表3表2煤层特征表项目指标备注煤层厚度(最小最大/平均)/M512899/709煤层倾角(最小最大/平均)/()4551/47煤层硬度F34煤层层理(发育程度)发育煤层节理(发育程度)发育绝对瓦斯涌出量(M3/MIN286煤尘爆炸性具有爆炸性表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别厚度(M)备注老顶细砂岩和含砾粗砂岩294191顶板直接顶泥质、炭质泥岩和泥质粉砂岩3001569直接底泥岩和炭质泥岩139711底板老底中砂岩和粗砂岩1521154附图1B1煤层顶底板柱状图B1煤层顶底板柱状图1397524以细砂岩和含砾粗砂岩为主以泥质、炭质泥岩和泥质粉砂岩为主局部地段为细砂岩局部存在,厚度极不稳定泥岩和炭质泥岩以泥岩和炭质泥岩为主局部地段过度为细砂岩以中砂岩和粗砂岩为主伪底局部存在炭质泥岩贫瘦煤直接顶煤岩层名称柱状图岩石性质老顶伪顶B煤层直接底老底2940568平均厚度米第三节地质构造据宏鑫煤矿地质报告在地质构造上总体表现为向南东倾斜的单斜构造,区内地层走向4050,倾角4055,地层倾角由东向西逐渐增大。地层厚度变化不大、产状稳定,无火成岩侵入。井田范围断裂构造不发育,目前发现断距较大的断层两条即F1、F2,该断层是由一组共軛的X节理发育而成,断层面形态表现为压剪性,断面平直,与地层走向呈45交角,构造应力与区域构造应力场(天山纬向构造带)剪应力方向基本一致。1、F1断层位于阿合西莫学克沟与采特尔沟之间,为平移逆断层,走向延伸300余米,断层走向95左右,倾向5左右,倾角85左右,断层性质以平移为主,平面位移约20米左右,铅直地层断距20米左右。2、F2断层位于阿合西莫学克沟与阿合东莫学克沟之间,为平移逆断层,走向延伸400余米,断层走向195左右,倾向275左右,倾角85左右,断层性质以平移为主,平面位移约20米左右,铅直地层断距20米左右,发现煤层松软,裂隙发育,断层延伸较深。表4断层产状参数表构造名称走向()倾向()倾角()性质落差(M)对掘进的影响程度F195585平移20无F219527585平移20无第四节水文地质1、煤层顶底板均有含水层存在,矿井上水平开拓情况看,矿坑主要充水水源均来自煤层及煤层顶底板基岩裂隙水。2、B1煤层顶底板均有210米左右的泥岩和炭质泥岩与含水层相隔,起到一定的隔水作用。3上水平开拓回风和运输顺槽时,工作面附近没有发现老窑水、含水层和其它溶洞水。4、工作面位于采空区以下,在掘进过程中必须执行好防探水措施,以防采空区积水。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置该工作面自1570M水平B1煤层底板开口,施工前开口附近10M范围内顶板扩帮整修。开口后第一步按技术处给定的中心线掘进联络眼,方位角194,坡度为30。第二步继续掘进1560水平回风运料巷,方位角22627,坡度为3。附图2工程平面布置图第二节矿压观测根据拜铁煤字201155号拜城县铁热克煤业有限责任公司锚杆支护管理规定该巷道要进行顶板离层监测、顶底和两帮移近量监测、锚杆载荷监测,观测内容、目的及手段见以下表。表5矿压观测内容、目的及手段一览表序号观测内容观测目的测试手段1巷道表面位移监测巷道相对变形量测杆2顶板离层监测顶板移定情况,及时采取安全措施顶板离层仪3锚杆受力检测锚杆强度是否合适,以调整密度锚杆液压枕4螺母拧紧力矩检查安装质量扭力扳手顶板离层监测每隔30M50M设置1处,巷道表面位移监测设置46处,锚杆、锚索承载监测设置12处,螺母拧紧力矩每班必须抽查,所需仪器数量见以下表。表6观测仪器一览表序号名称及规格数量备注1测杆42顶板离层仪4060套3敏感型锚杆液压枕72套3个侧面4锚杆拉力计(20T)4台5扭力扳手2把为准确掌握巷道围岩的变形规律,在掘进开始时应及时进行巷道围岩表面位移观测。第三节支护设计一、巷道断面1、1560西部采区回风巷掘进断面为半圆拱形,宽3600MM,高3000MM,S94。附图3巷道支护断面图设计掘进工程量(M3)设计掘进工程量(M3)二、支护参数设计巷道采用锚网索联合支护。1、锚杆采用182000MM的螺纹钢锚杆,锚杆间排距为900MM,锚杆锚固力不小于70KN,扭力矩100NM。2、锚索规格为15246300MM,每根锚索配一块30030016MM的钢托板,间距为24M,锚索外露长度不超过300MM,锚索承载能力应在230KN以上,张拉预紧力为120KN24MPA以上。3、网为铁丝网,矩形布置,网与网之间搭接一个网格,并用铁丝联网。三、支护工艺及要求(一)永久支护锚网索联合支护作为永久支护。1、锚杆安装要求安装锚杆时,将锚固剂顶住送至孔底,掘拌时间为30S,掘伴停止后,等待90180S,卸下掘伴器上托板、拧紧螺母。间排距误差不得超过100MM。顶帮锚杆均采用边掘边锚,即“进一排,锚一排”,必须是打起顶锚杆后,再打帮锚杆。第一、第二排帮排锚杆紧跟迎头支设,第三排帮锚杆滞后最多不超过10M支设。锚杆间排距为800MM,锚杆外露长度从托板算起不大于3050MM,每根锚杆配备2个MSCK2835型锚固剂,锚杆安装角度与巷道轮廓线夹角不小于75,安装托盘要牢固密贴壁面,并把网压牢,特殊地段可用木托板,每一个锚杆同时只准使用一个。2、铺联网要求顶网长边垂直巷道中线铺设,帮王顺巷铺设。相邻网必须搭接一个网格,并用10铁丝连接一道,拧紧不少于三圈,挂网滞后至迎头距离不超过10M。3、锚索支护要求沿巷道正顶打一排锚索,打锚索必须使用风动锚杆钻机,打眼前先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻杆折断。锚索眼深6M,药卷掘伴时间严格按药卷使用说明书,严禁随意截断药卷或钢绞线。每根锚索配备4个MSCK2835型锚固剂,锚索要巷道轮廓线垂直布置,安装托盘要牢固密贴壁面。锚索施工滞后掘进工作面最大不超过30M,如遇到顶板松软,压力大地段加密锚索布置,并紧跟迎头支设。锚索预紧时必须用风动力矩扳手拧紧,严禁用手动扳手。当过断层顶板破碎、锚网索支护无效时,及时改用11工字钢支护,间距500MM,顶帮使用木板或粗圆棍配合铁丝网裱严背牢,背木规格使用直径不小于70MM的顺直圆木,打紧打牢,背木要顺直成直线,与巷道坡度一致。背木间距250300MM,铁丝网每200MM用10号铁丝连接一处,帮空顶空处及时摆木架眼接实顶帮。锚网改变工字钢支护时,支架与锚网之间要裱背牢固,严禁出现帮空顶空现象,并补充安全措施。(二)临时支护、锚杆支护工艺及要求1、临时支护形式临时支护采用锚杆前探梁。每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上,前探梁上用4000MM15050的木板维护,木板梁两端伸出前探梁不小于200。2、锚网临时支护说明(1)支护材料及支护方式使用金属前探梁作临时支护(梁上铺网上梯子梁),利用顶锚杆固定前探梁卡子,金属前探梁穿入卡子中,每循环前移一次。然后,及时打注顶锚杆。打注锚杆必须在有效的临时支护下进行严禁空顶作业。(2)支护要求锚网支护巷道采用前探梁进行临时支护,使用方法前探梁采用2寸钢管,长度为4米,每道前探梁使用两道卡具,前头卡具固定在跟头一排锚杆上,后边一道卡具固定在距前探梁末端105米处。巷宽36M以下使用两趟,巷宽36M及以上使用三趟。固定前探梁的两道顶锚杆螺丝外露4060MM,以备上前探梁用,移好前探梁后固定卡具螺丝必须上紧上满帽并露出两丝扣,卡具与前探梁之间必须用寨子背紧。巷道掘出后,首先检查支护情况进行审帮问顶找掉活煤(砟),找好上梁规格,而后及时将前探梁前移,在前探梁前头上托板护顶,前探梁与托板之间用寨子背紧前探梁移好,支护好前头顶板后,由当班队长现场安全确认无问题后,方可出煤、支护顶帮。人员严禁进入无临时支护地点。巷道掘出后审帮问顶移前探梁时,都必须派专人观察顶板,发现异常情况及时发出警报撤人。找顶人员必须站在外侧有支护的安全地点,由外向里依次进行。每次掘进前后,必须检查前探梁,卡子和卡具的固定情况,检查是否松动,卡紧卡牢后可继续作业2、控顶距顶板完整时最大临时控顶距18M,综掘锚索距迎头不超过10M,顶板不完整时最大临时控顶距09M,锚索紧跟迎头。两帮锚网支护距迎头不大于3M,煤壁松软易片帮时,要随掘随锚。3、锚杆支护工艺及要求(1)钻研前准备处理活渣、松煤,进行敲帮问顶打眼定位标记固定钻机打眼打顶锚杆打帮锚杆。(2)锚杆排间距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到要求。(3)巷道超挖超过300MM,必须在其旁边补打锚杆。(4)锚杆头螺纹部分必须清理干净,保证锚固质量。(5)煤体锚杆眼必须用掏清将眼内煤粉掏净。(6)顶帮锚杆施工严格按公司锚杆、锚索技术操作规程有关规定执行。4、锚索支护工艺及要求(1)准备锚索所需器具及材料处理活渣、松煤,进行敲帮问顶打眼定位标记固定钻机打眼清理眼内煤粉及杂物锚索插入眼底确认是否合格安装托板。(2)接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。(3)掘伴器一定要插入钻机底,钢绞线要插进掘伴器底部,注药卷过程中要专人护住钢绞线,以防甩脱钢绞线发生伤人事故。(4)钢绞线锚固后,及时上托板预紧。(5)张拉时,千斤顶与钢绞线保持同一轴线。(6)风动泵操作人员要缓慢开压,严禁高压换向。(7)如巷道较高需打设架时,必须搭设牢靠,不允许站在输送带上锁锚索。四、交叉点施工要求1、巷道丁字口均用锚杆、金属网、锚索进行联合支护,丁字口(开口处、透口处)要及时补打锚索,丁字口采用“三花式”。丁字口锚索支护方式根据现场具体情况制定具体措施,并贯彻执行。2、若顶板破碎或压力大时,根据顶板情况适当加密锚索。3、各开口和透口处,帮网要连接合格,帮锚杆要紧贴煤帮,抹角处空顶距超过300MM时要补打顶锚杆进行维护。五、质量标准与检验表7质量标准与检验表项目设计尺寸、数量允许偏差合格0300巷道净宽(中宽)/MM3600优良0200合格0300巷道净高(中高)/MM3000优良0200顶150符合设计锚杆扭距/NM帮100符合设计顶900900合格100100锚杆间排距/MM帮900900优良5050顶100符合设计锚杆锚固力/KN帮50符合设计锚杆角度/()755锚杆外露长度/MM50合格60,优良50中间锚索间排距/MM2400100100锚索角度/()905锚索初锚力/KN120符合设计锚索外露长度/MM300300第四章施工工艺第1节施工方法1、掘进方式联络斜巷,15601570M水平回风上山斜巷及掘进出煤斜巷均采用爆破掘进,1560M水平回风运料平巷采用机掘方式掘进。2、首先完善通风系统和风水管路和出货进料系统。3、然后调整好刮板输送机、带式输送机。4、根据技术处给定的开门位置进行施工。第2节掘进作业1、掘进方式及设备炮掘工作面用ZQS3520型风煤钻打眼爆破,综掘面用掘进机掘进。2、综掘机最大、最小循环进尺及综掘机割煤方法。综掘机最大循环进尺16米,最小循环进尺08米,综掘机割煤方法顶板岩性稳定时,一般由巷道底部向顶部割煤,顶板破碎时,应由顶部向巷道底部割煤,并使用好前探梁,护好顶板,再向下割煤。第六节设备及工具配备表10设备及工具配备情况序号设备工具名称型号规格单位单位数量备注1综掘机台12局部通风机KDF215KW台2备用1台3风动锚杆风钻MQT85部64帮部风动钻机ZQS35/20部3备用1部5刮板输送机台26胶带输送机75KW台3第五章生产系统第一节通风一、通风方式及供风距离采用压入式通风,局部通风机安设在1560M水平回风运料巷安全出口15M以外新鲜风流中,最长供风距离为1300M,将通风系统构成后尽量缩短通风距离,最大不超过1300M。二、通风系统新风局部通风机及风筒工作面。乏风工作面仰头1560M水平回风运输巷东安全出口1630M水平东部回风巷东部主通风眼风井地面。附图7通风系统图。三、风量计算1、按照瓦斯涌出量计算QHF100QHGKHG100123360M3/MIN式中QHG掘进工作面回风流中平均瓦斯涌出量,取12M3/MIN。KHG综掘工作面瓦斯涌出不均匀程度比较严重,不均匀系数一般为,取335。2、按照二氧化碳涌出量计算QHF67QHCKHC6702323082M3/MIN式中QHC掘进工作面回风流中平均二氧化碳涌出量,取023M3/MIN。KHC掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取2。67按掘进工作面风流中二氧化碳的浓度不应超过15的换算系数。3、按局部通风机实际吸风量计算QHFQAFI60025SHD200102583415M3/MIN式中QAF局部通风机实际吸风量,M3/MIN,取200。I掘进工作面同时通风的局部通风机台数。025巷道允许的最底风速。SHD局部通风机安装地点距回风口间巷道最大断面积,。4、按工作人员数量验算QAF4NHF430120M3/MINNHF工作面同时工作的最多人数,取30。4每人每分钟所需要风量,M3/MIN。5、按风速进行验算(1)按最小风量验算QHF60025SHF35060025831245M3/MIN。(2)按最大风量验算QHF604SHF350604831992M3/MIN。式中SHF掘进工作面巷道的净断面积。四、局部通风机选型根据风量计算,工作面需风量360M3/MIN,百米漏风率按2计算,设计通风距离1300M,则局部通风机供风量应大于386M3/MIN,选用额定风量250430M3/MIN的对旋式局部通风机。附图8风机安装位置图。第二节压风风源来自地面压风机房,地面风压为06MPA,迎头风压不小于04MPA。压风系统地面压风机房主斜井1644M绕道暗斜井1570M水平运输巷联络巷掘进迎头。第三节综合防尘防尘水源来自主斜井消防水池,自1570M水平运输巷水管经直径为30MM的铁管接至掘进迎头,每50米设三通一个,迎头外设两道喷雾。距掘进迎头50M内设一道能封闭全断面的常开水幕,掘进迎头的回风口混合风流20M范围内设一道能封闭全断面的常开水幕,掘进时正常开启,水压不小于4MPA。采用湿式打眼,爆破使用水炮泥和喷雾,冲刷煤帮,净化风流等综合防尘措施。在掘进巷道内安设一组阁爆水棚,第一列水棚距迎头60200M,水量不小于200L/M2,棚间距1230M,安设后要经常加水、维护,确保水量充足。防尘系统主斜井消防水池1644M绕道暗斜井1570M水平运输巷联络巷掘进迎头。第四节防灭火防灭火系统主斜井消防水池1644M水平井底车场1644M水平绕道暗斜井1570M水平运输巷联络巷掘进迎头。第五节安全监控一、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、矿管理人员、安全员下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为1)必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录,上井后由发放炮人员填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5M范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作,进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在检修工作地点20M范围内检查甲烷气体浓度,有报警现象时,不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用1、掘进进风甲烷传感器安设在距局部通风机处,其报警浓度为05CH4,断电浓度为10CH4,复电浓度为05CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5M的巷道内,其报警浓度为10CH4,断电浓度为15CH4,复电浓度为10CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。3、掘进回风甲烷传感器安设在距回风口不小于10M的巷道内,其报警浓度为10CH4,断电浓度为15CH4,复电浓度为10CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。4、综掘机瓦斯闭锁保护当瓦斯检测仪得的瓦斯含量达到15时,PLC通过程序控制串入前级的瓦斯继电器KA12闭合,其常闭点KA121断开,从而停前级电源。5、甲烷传感器应布置在巷道的上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300MM,距巷帮不得小于200MM。附图9安全监控示意图第六节供电该掘进工作面用电来自1570M水平中央变电所防爆开关。附图10供电系统图、MYPT87/103510MKBSG630/110/4VAKBZ204/10VKBZ204/10VBGP9L10Y30AMEBZ135、560水平供电系统图一、MYPT350125150MKBZ2020MMMMMMJD1625KW、MDSJ80/240、JH8、5KW、MP30B、MY325102QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ80QBZ30ZBZ40MY341452MY3251020MY325106MY34148MY341430MY32512540MY3151540SGB620/40T、MY341420、QJZ280SF/140VMZBKJNO45、ZBKJNO45、MKBZ2020、MYPT350125150M1560水平供电系统图二第七节排水系统排水系统掘进迎头潜水泵1570M水沟1570M水仓暗斜井1644M水平主斜井地面。第八节运输系统一、运煤系统工作面运输系统构成前巷道掘进施工中,炮掘工作面用铁锹、十字镐等劳动工具人工装岩,重车用调度绞车提升到1570M水平运输巷,用蓄电机车运送到井底车场。掘进工作面仰头小绞车提升1570M运输巷蓄电机车暗斜井井底车场。工作面运输系统构成后掘进工作面使用小绞车将罐运至1570M大巷,蓄电机车牵引一组矿车输送到暗斜井井底车场,一组窜5个1顿矿车。掘进工作面迎头扒岩机小绞车提升1570M运输巷蓄电机车暗斜井井底车场。二、运料系统运矸系统空车由主斜井1644M井底车场1644M水平绕道1644M水平运输石门车场暗斜井1570M水平车场小绞车掘进迎头。重车由掘进工作面仰头扒岩机小绞车提升1570M运输巷蓄电机车暗斜井井底车场。附图11运输系统示意图、第九节瓦斯抽排采用边抽边掘方式进行掘进。每掘50M布置一个瓦斯测压孔测定煤气压力收集资料,将掘至1560M水平后布置第一个抽放钻场,后每掘50M后布置一个钻场,每个钻场打3个钻孔进行抽排。巷道内布置一路50MM的钢管接至1570M水平东安全出口内的主管路抽至地面。第十节照明、通迅和信号系统一、照明掘进工作面炮掘时,用矿灯照明;矿车前有照明、后有尾灯。综掘时工作面的带式输送机机头照明专用开关接127付矿用防爆矿灯;综掘机前有照明灯、后有尾灯,电源由综掘面电控箱供出,电压127付。二、通讯本工作面安设的电话,能够直接和主斜井绞车房、井底车场、暗斜井绞车房、暗斜井车场、井下主要水泵房、井下中央变电所、矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室、各矿长办公室相互直接联系。三、信号小绞车信号规定一停、二提、三放。综掘机信号规定一停、二开、三倒、乱点为事故点。岗位工不得擅自离岗,且持证上岗。各不带式输送机、刮板输送机设双向声光兼备信号装置。第六章劳动组织及主要技术经济指标第三节劳动组织1、循环作业方式采用“三、八”作业制,每班执行随掘随支护,生产班综掘每班4个循环,炮掘每班3个循环,检修班两个循环,每个循环前进09米。2、工艺流程(1)炮掘时交接班安全确认校正中腰线审帮问顶钻眼运料班中停产安全确认(中间循环)装药爆破通风审帮问顶临时支护洒水灭尘出煤永久支护清理铺溜(2)机掘时交接班班前安全确认校正中腰线割煤审帮问顶临时支护永久支护移掘进机班中停产安全确认(第三个循环开始前)3、作业循环图表机掘作业循环图表、123456780、15炮掘作业循环图表、123456780、105320132048512、劳动组织图表表11炮掘面劳动组织表出勤人数工种早班中班晚班合计打眼工2226爆破工1113瓦检工1113班长1113其它工1113合计66618表11机掘面劳动组织表出勤人数工种早班中班晚班合计班长2226打眼支护工2226综掘机司机2226瓦检工1113皮带司机3339刮板输送机司机2226电工1113其它工3339合计16161648第二节主要技术经济指标技术经济指标按综掘计划,参见技术经济指标表。表15技术经济指标表序号项目单位指标备注1巷道支护种类锚网(索)2每日计划循环数个123循环率854日进度M105圆班出勤人数个576功效M/工0187月进尺M2508炸药消耗公斤/M7589雷管消耗个/M3510坑木消耗M3/M00511锚杆消耗套/M1412钢筋梯消耗根/M625围岩稳定性较差时用14金属网101第七章安全技术措施第一节施工准备1、施工前,由队长负责组织技术人员传达贯彻作业规程及相关措施,并进行考试、签字,成绩合格后方可下井作业,不合格人员必须补考且合格后再下井作业。因事不能及时考试的,必须进行补充贯彻和考试,成绩合格后方可下井作业。2、施工前,技术科必须提前给出开口位置,标好中线,施工单位严格按线施工。3、开口前必须对支护和环境进行检查加固和清理。4、开口前应提前按设计要求,形成正规的通风系统和其他系统,并能正常使用,同时准备好各种支护材料和所需工具。5、开口前必须经相关职能科室检查同意后,并且持有获批准的开工报告方可施工。第二节一通三防一、通风管理1、工作面局部通风机安设位置按图所示,通风区应在现场标定,该处进风量不小于局部通风机的吸风量,局部通风机装置齐全,并安设消音器;风机必须置于专用的局部通风机架上,并且距底板的高度不小于03M。局部通风机吸风口附近10M范围内的进风巷严禁堆放杂物。2、局部通风机供电必须实行“专用变压器、专用开关、专用电缆”,并必须与其供风巷道内的电气设备实行“风电、瓦斯电闭锁”,施工单位每天对“风电闭锁”进行检查;掘进巷道内的电气设备必须与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”,监控工每天对“瓦斯电闭锁”进行检查,并有记录可查,确保其灵敏、准确、断电功能可靠。3、局部通风机必须保证正常运转,施工单位安设专职负责人并严格执行现场交接班制度,且挂牌管理,任何人不得随意停开局部通风机。4、因检修或其他原因需要停电时,施工单位必须提前通知通风区、机电区编制排放瓦斯措施及停送电措施,并经矿总工程师组织相关单位会审后,方可由施工单位提出停电申请。5、局部通风机因故障停止运转,在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高甲烷浓度不超过1和二氧化碳不超过15,而且局部通风机及其开关附近10M范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过05,方可人工启动局部通风机恢复正常通风。6、停风区中甲烷浓度超过1或二氧化碳浓度超过15时,瓦斯检查工必须汇报矿调度室和矿总工程师,撤出停风区正常通风回风流中作业人员,切断回风流经巷道的所有非本质安全型电气设备电源,请示矿总工程师,经同意后,方可启动局部通风机按汇风点瓦斯浓度不超过1的限量原则进行排放,排放时通风区必须安排值班干部现场指挥。排放期间,通风区现场负责人安排专人检查回风点瓦斯。7、停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3时,瓦斯检查工立即汇报矿调度室和矿总工程师,通风区必须编制排放措施,报矿总工程师批准后按措施规定处理。8、临时停工地点不得停风,否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标,禁止人员入内,并向矿调度室汇报。停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3或其他有害气体浓度超过规定不能立即处理时,通风区必须在24H内封闭完毕。井下停风地点栅栏外的风流中瓦斯浓度每小班至少检查一次。9、风筒接头要严实、无破口、无反接头。接头要反压边,风筒吊挂平直,逢环必挂,拐弯处必须设弯头,严禁拐死弯。10、风筒出口距工作面不大于5M,且迎头必须有两节备用风筒。11、通风区要加强采区通风系统管理,确保通风系统稳定可靠,局部通风机严禁发生循环风。12、掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到1或二氧化碳浓度达到15时必须停止作业,切断电源,并采取措施进行处理。13、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1时,必须立即停止作业,切断电源,并采取措施处理。当工作面风流中瓦斯浓度达到15,回风瓦斯达到1时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,并采取措施进行处理。电动机及其开关安设地点附近20M范围内风流中的瓦斯浓度达到15时,必须停止工作,撤出人员、切断电源,进行处理。14、掘进工作面及其回风巷道内体积大于05M3的空间,积聚的瓦斯浓度达到2时,其附近20M范围内必须停止作业,撤出人员,切断电源,进行处理。15、因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1以下时,方可人工手动复电。16、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到15时,必须停止作业,切断电源、撤出人员,汇报矿调度室,查明原因,并制定措施进行处理。17、工作面必须安排专职瓦斯检查工,经常检查工作面的瓦斯情况;瓦斯浓度超过规定时,瓦斯检查工立即责令现场人员停止工作,切断超限区域内电器设备电源,并将人员撤到安全地点。18、掘进工作面施工时,迎头必须悬挂便携式甲烷检测仪,掘进时正常开机使用。瓦斯浓度达到1时,立即停止作业。19、通风区必须安排瓦斯检查工对掘进工作面的钻孔钻场、避难硐室挂风障,确保通风良好;并设点检查,每班检查、汇报次数不少于一次,发现问题及时汇报,并采取处理措施。20、抽排区施工钻孔时,必须在施工地点悬挂甲烷便携仪。当瓦斯浓度超过上述规定时,必须停止工作、切断电源,汇报矿调度室;抽放钻孔施工结束后,必须及时合茬抽放,不用的抽放孔应及时封堵,严禁孔内瓦斯涌入掘进巷道。21、当工作面前方遇地质构造时,地测科应提前30M向相关单位下地质预报,通风区、抽排区接地质预报后,应采取加强瓦斯检查、加强防突预测预报、调整钻孔的数量和参数、提高抽放、卸压效果等措施,防止瓦斯超限及煤与瓦斯突出。22、“五位一体”过地质构造带管理(1)地质人员应经常深入井下,了解工作面的地质变化情况,掌握抽排区打钻遇到的构造情况,及时分析、总结、修正地质资料。(2)生产单位班组长、区队长、瓦检工、安监员要密切注意地质构造,当顶板、底板、煤层发生异常变化时,要及时向矿调度室、地测科汇报。矿调度室要通知有关单位及人员进行现场签字,制定针对性措施,确保过地质构造期间的安全。(3)抽排区要严格按设计参数施工钻孔,瓦检工、安监员、生产单位的班队长要对打钻质量、打钻深度进行有效的监督;通风科随时组织抽查,发现问题要严肃处理,并纠正。抽排区在钻孔施工过程中发现喷孔、顶钻等情况,要及时汇报矿调度室、通风科。(4)监控工区要实行不间断的瓦斯监测,发现掘进工作面瓦斯涌出异常以及瓦斯浓度达到1时,要立即断电,并汇报矿调度室,查明原因。(5)过地质构造异常带时,施工单位必须及时编制有针对性的安全技术措施,加强顶板管理,防止大面积片帮、冒顶、引起瓦斯超限。23、巷道贯通和过异常区必须重新编制专门的针对性措施。二、防尘管理1、湿式打眼,打眼工佩带防尘口罩。2、距掘进工作面20M范围内必须有盛放水炮泥的箱子,箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必须使用水炮泥定炮。3、距工作面50M范围内设一道能封闭全断面的常开水幕,放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾,放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。4、掘进迎头的回风口混合风流处20M内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕,并在有效范围内挖出引水沟。5、巷道经常清尘,无粉尘积聚现象。6、防尘管路必须接至迎头,每50M设三通一个,以便及时降尘。7、掘进队每天必须设专人对整个掘进巷道冲洗一次。喷雾齐全、正常使用,并及时清除浮煤。8、通风区必须在掘进巷道内安设一组隔爆水棚,第一列水棚距工作面60M,水量不小于200L/M3,棚间距1230M,安设后要定期加水、维护、确保水量充足。9、通风区应定期采集各作业工序粉尘样品测定,并按煤矿安全规程规定定期进行游离SIO2含量测定。当粉尘中游离SIO2含量大于10时,总粉尘浓度不得超过2MG/M3,当粉尘中游离SIO2含量小于10时,总粉尘浓度不得超过10MG/M3,呼吸性粉尘浓度符合规定。10、加强个人防护,进入工作面作业人员必须佩戴防尘口罩。三、防火管理1、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品,擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入框桶内密封,回收至地面,严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质必须密闭回收至地面,严禁随地泼洒。2、掘进过程中如发现冒顶,除需要架木垛或采取其他管理措施外,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。通风区应立即预设观察孔和措施孔,并设专人检查冒落孔洞内气体及温度情况,发现异常,立即汇报处理。通风区应对发现一氧化碳或高温点的区域实行注水降温、注速凝剂充填等措施,防止高冒区自然发火。3、工作面采用带式输送机运输时,应选用阻燃性输送带,并采取措施防止输送带跑偏、满仓长时间摩擦发火。4、任何人发现火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的措施直接灭火,控制火势,并迅速汇报矿调度室。矿调度室所在接到井下火灾的报告后,应立即按矿井灾害预防与处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。矿值班调度和现场的区队长、班组长将所有可能受火灾威胁的人员及时撤至安全地点,并组织人员利用一切工具、器材进行直接灭火。5、电器设备着火时,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;油脂着火时,禁止直接用水灭火,必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。6、在抢救人员和灭火过程中,矿值班调度必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化,同时必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。7、消防硐室存放黄沙不小于500KG,4个干粉灭火器。第三节顶板管理1、开口管理。开口交叉点处锚网索支护,开口前在开口范围内先打锚索对开口范围进行加固,锚索间排距为15M,开口鼻子尖至皮带侧小规格相交处,此段,为工字钢支护。2、临时支护。(1)严禁空顶作业,掘进巷道必须架设临时支护。(2)锚索网巷道打顶部锚杆眼时必须使用单体支柱进行临时支护。3、敲帮问顶制度。必须坚持敲帮问顶制度,严禁空顶作业,每次进入工作面前,班长或跟班队长必须对工作面顶底板安全情况进行一次全面检查,确认无安全隐患方可入内,打顶部锚杆眼前,必须由有经验的工人站在安全地点用长柄工具找尽危岩、浮矸。4、锚杆眼施工应符合下列要求1、受到条件限制时最大控顶距离不得超过08M。靠近掘进工作面10M内的支护,在爆破前必须检查。2、掘进中,施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度,特别是在打眼定炮、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。3、敲帮问顶工作必须遵守下列规定敲帮问顶工作应有2名有经验的人员担任,一人敲顶、一人观察顶板和退路。敲帮稳顶人应站在安全地点,观察人应站在敲帮问顶人的侧后面,并保证退路畅通。敲帮问顶应从有完好支护的地点开始,由外向里先顶部后两帮,依次进行,敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。敲帮问顶工作人员应戴手套,用长把工具敲帮问顶时,应防止煤矸顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时,应首先设置临时支护,保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地敲下,不得硬刨强挖。4、每次爆破后,迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后,必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况,并由外向里检查顶板、锚杆等情况,经紧好锚杆后方可在前探支架的掩护下敲帮问顶,清除顶帮悬矸危岩,然后进行正式支护。5、严禁空顶作业,爆破后及时使上前探支架。前探支护距离不大于08M,在移动前探梁时,要从外向里在支护好的锚杆下进行。6、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时,缩小锚杆排株距为06M,打眼深度不超过08M。7、在锚网支护中,当围岩稳定性较好,采用先锚后网的方式;当围岩不稳定,顶板破碎、易风化、易冒落时,停止掘进,制定专项措施。8、锚杆支护巷道迎头必须使用前探支架维护顶板,前探梁要求必须紧固有效,打锚杆眼应全面检查,顶板确认安全后方可工作,并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。9、前探吊环每移动一次,都要检查它的结构牢固情况,有无裂纹、开焊、损坏等,发现问题要及时更换。10、锚杆必须用力矩扳手拧紧,确保锚杆的托盘紧贴巷壁。11、每班安装的锚杆要在交接班时,由验收员用测力计进行测力验收,当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始记录本中,存好备查,凡是锚固力达不到64KN/根的锚杆应当班补打,重新安装。12、顶板锚杆在做拉力试验时,在被拉锚杆周围打设23单体支柱顶牢顶板方可做拉力试验,做完拉力试验紧固好锚盘后方可回掉点柱。13、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密,严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物,托盘、螺母要上紧上牢,锚杆外露长度3050MM。14、安装锚杆只能使用锚杆机进行安注,严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。15、锚固剂固化前,不要使杆体移位或晃动,尤其是在安装顶眼时更应该注意,锚杆安注后12MIN前不得给锚杆预紧力,更不能拧紧。16、施工现场应备好测力扳手或测力计,并正确进行拉力试验,施工过程中要保护好器材。第四节使用掘进机措施1、掘进机司机必须经过专门培训,由取得合格证的人员担任。司机必须做到持证上岗,司机要达到会使用,会维护、保养,会检查和排出故障,严禁非司机操作。2、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关,专用工具必须由专职司机保管,司机离开操作台时,必须断开电气控制回路和掘进机上的隔离开关。3、在掘进机非操作侧,必须装有能紧急停止运转的紧急停止按纽。4、掘进机必须装有前照灯和尾灯。5、司机在开动掘进前,必须做好各项准备工作。首先要对掘进工作面进行全面的检查和检测,如顶板、支架情况、煤帮是否稳定,煤尘、瓦斯浓度是否超限、危急情况时人员必须能顺利撤出,其次要检查掘进机各个系统是否完好,以及各种部位润滑情况是否良好,固定螺栓是否紧固等情况,无问题后方可开机。6、掘进机司机开机前必须提前30秒发出警报,警报持续不少于10秒,只有在铲板前方和截割臂附近无人时,方可开动掘进机。7、掘进机作业时,应使用内、外喷雾装置降尘,内喷雾装置的使用水压不得小于3MPA,外喷雾装置的使用水压不得小于15MPA,如果内喷雾装置的使用水压小于3MPA或无内喷雾装置时,掘进工作面中,必须使用外喷雾装置和湿式除尘器。降尘水中可配用降尘添加剂。8、在施工过程中,揭露断层或遇有变薄带时,岩石硬度较大时,应采用掘进机割煤,放炮崩砟方法进行施工。放炮时采用放小炮,并掩护好掘进机各电器设备和操作设备,以防崩坏。严禁采用掘进机强行割砟。9、用掘进机截割臂托梁架棚时,其下方不得有人,架棚时应切断掘进机上的隔离开关。10、更换掘进机截齿时,必须断开掘进机电气控制回路开关,切断掘进机供电电源,并断开隔离开关。11、掘进机停止工作或检修以及交接班时,必须将截割头落下,并断开掘进机供电电源并断开隔离开关。12、掘进机严禁带负荷启动,必须在启动后方可进行截割。13、用掘进机截割头挖柱窝时,禁止抬起装载铲板,以免发生意外或损坏机器。14、在掘进机前进或后退、左转或右转时,必须抬起装载铲板,以免发生意外或损坏机器。15、严禁用掘进机装载大煤(砟)块,以防损坏机器。16、掘进机司机在施工时切割方法应遵循“煤软时多吃刀(浅吃多走刀),硬时少吃刀(深吃少走刀)”原则。在切割程度上,先割底槽煤岩,后割上部,当煤体松软顶板破碎时,支架应用及时跟头支护或超前支护。17、当掘进机上山掘进时,为防止机器爬坡打滑,可在履带上栓木鞋,当下山掘进时,应加强顶板支护,及时使掘进机铲板下扎,可用木料垫高机尾履带,使掘进机下载。18、使用掘进机,巷道拐线困难时,必须在巷道交叉处架设大断面U钢棚,以使掘进机顺利拐弯,防止撞倒棚子。具体施工方法,具体补充措施。19、掘进机司机必须定期对掘进机进行检修,按规定部位加油,对易损部件及时更换,以保证设备正常运转。20、掘进期间,若出现瓦斯浓度超限(超过08),必须及时停车,撤人切断电源。21、截割头必须在旋转中钻出,严禁停止外拉,严禁带负荷启动,严禁超负荷运转,保持机器在满载、高效、最佳的状态下工作。22、截割中要随时注意各部件的声音和温度,遇有异常情况时,必须立即停机检查处理。液压油温不得超过70。23、任何人到工作面检查时,必须停电闭锁截割电动机。24、掘进机工作时,禁止工作人员进行检修或注油,也不得接触掘进机任何部位。25、工作时掘进机司机必须注意前后左右工作人员的安全和自身的安全。当掘进机后退时,要提前通知后面的人员。26、对掘进机电气设备经常检查,发现漏电现象要及时处理。27、截割头液压锁失灵时,要及时更换失灵的液压锁;严禁施工人员在没有采取任何安全措施的前提下,在截割头下方作业。如确需在截割头下作业时,必须用倒链将截割头可靠吊住。28、在掘进机下方作业时,升起后支撑后,要在两侧履带上或机体下方打上木垛支撑,后支撑液缸升起后,设专人看管操作台,严禁无关人员随便动操作台上的手柄,在没有采取任何安全措施的情况下,严禁人员进入掘进机下工作。29、为防止掘进机挤人事故发生,掘进机工作期间,掘进机的前方及两侧严禁有人,否则严禁开机。同时司机要精力集中,随时注意掘进机前方及两侧的变化,发现有人员作业或停留时立即停止掘进机。30、在更换截齿、检修掘进机时,要切断掘进机的供电电源,并设有专人看管或监护。31、掘进机工作期间,人员严禁在桥式皮带周围作业或停留,防止大煤块从转载皮带上掉落伤人。32、掘进工作时,必须有两名掘进司机,即主司机、副司机。正司机负责掘进机操作的全面工作,副司机负责监护,时刻站在紧急停车按钮处,观察掘进机附近及前头掘进工作面,当发现机械设备或人身安全处于危险场合时,必须立即按动紧急停止按钮,停止机电运转;33、当进行顶板支护或检查时以及更换截齿作业时,可将截割部作为脚踏台利用,但必须将截割电机停电闭锁,防止因误操作而造成危险。第五节爆破管理1、掘进工作面所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任,严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”(装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯)。3、爆破作业必须严格执行“三保险”(拉线、设置警戒、放炮信号)和“三人连锁”制度。4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。5、爆破作业,必须使用煤矿许用岩石硝铵炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管,煤矿许用炸药安全等级不得低于二级,煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130MS。6、本掘进工作面有煤尘爆炸危险时必须采用毫秒爆破,掘进工作面应全断面一次性起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内,并加锁;严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。9、装配起爆药卷时,必须遵守下列规定必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击,折断脚线和损坏脚线绝缘层。电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。10、装药前,首先必须清除炮眼内的岩粉,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼,应使用抗水型炸药。装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。11、炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破,严禁放糊炮非发爆器起爆。12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求炮眼深度小于06M时,得装药、爆破;在特殊条件下,如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,炮眼深度可以小于06M,但必须符合下列要求A、每孔装药量不得超过150G;B、炮眼必须封满炮泥;C、爆破前,必须在爆破地点附近洒水降尘,并检查瓦斯,浓度超过1不准爆破;D、检查并加固爆破地点附近支架;E、爆破时,必须站好岗并有班组长在现场指挥;炮眼深度为061M时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。炮眼深度超过1M时,封泥长度不得小于05M。13、装药前和爆破前有下列情况之一的,严禁装药、爆破掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定,或者支护有损坏。爆破地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到10。在爆破地点20M以内,矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。掘进工作面风量不足。14、爆破前,必须加强对固定机械设备和电缆的保护,并将流动设备移出工作面。爆破前,班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作,警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆
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