新11B1108规程.docx
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新11B1108规程
第一章概况
第一节编制依据
根据《煤矿安全规程》、《煤矿岗位技术操作规程》、《11B1108回采地质说明书》、《兴通煤矿整合技改修改初步计划》编辑此规程。
第二节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表表1-1-1
工作面水平
587-654
工作面名称
11B1108工作面
地面标高
850
井下标高
587.66-654
地面相对位置
本工作面位于矿区西北,是开采煤层为11#煤层下,对应的地面无建筑物。
回采对地面设施的影响
井下位置与四邻关系
西北起井田边界,东南至回风下山;西南起工作面回风顺槽,东北至工作面运输顺槽。
走向长度(m)
830
倾斜长度(m)
斜距:
150
平距:
145
面积(m2)
124500
第三节工作面参数及煤层情况
工作面参数:
煤层情况表
煤层厚度(m)
2.5
结构
较简单
容重(t/m3)
1.32
煤层硬度
4
煤种
褐煤
倾角(°)
15
稳定程度
稳定
煤层情况描述
煤层利用厚度0.37-5.20m,平均2.54m,含0-4层夹矸,顶板岩性一般为粉砂岩、砂质泥岩及粘土岩,底板岩性为泥岩。
第四节煤层顶底板
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
粉砂岩、砂质泥岩及粘土岩
80
深灰色、块状、细腻、断口参差
直接顶
伪顶
直接底
泥岩
32
深灰色、块状、光泽暗淡、
遇水膨胀、稳定性较差
老底
第五节地质构造
由于新华夏系构造运动影响,11#煤总体构造形态为一走向N50°~60°w,倾向东北的一单斜构造,倾角为10°~15°,局部倾角较大。
本区未发现对煤层又破坏性影响的断层,只在1至2线间见有褶皱,其轴向N50°E。
区内未发现有岩浆岩及脉岩的侵入体。
根据以上资料,本区构造复杂程度确定为简单类型,即Ⅰ类型。
第六节水文地质
(一)概况
本区地处浑迪音河流域,地势低平,标高800m~920m;北部为剥侵低山地形,山顶标高981m左右,由晚侏罗世火山碎屑岩组成;浑迪音河谷宽缓,发育有二级阶地,成条状顺河分布.尤其河流北岸二级阶地的地貌非常明显,标高810m~840m.一级阶地由冰水冲击物组成,标高为790m~810m;现代河谷分布于河床两侧,为冲积细砂、中砂和砂砾石组成,标高为785m~805m。
混迪音河汇水面积200km2,河曲蜿蜒,河宽数米,由西北流向南东,注入霍林河.河水流量一般为0.2m3/s,属季节性间歇水流.浑迪音河流经本矿中部,向南7km汇入霍林河。
(二)含水层
1、火山碎屑岩风化裂隙含水带
分布于F27断层以北,有火山碎屑岩组成,风化及构造裂隙发育,主要为风化裂隙含水或构造裂隙充水,含水量受裂隙发育控制,具明显的不均一性。
2、煤系风化带水
煤系风化带含水层为采区主要含水层,含水介质主要由含煤段中的砂岩,砾岩及煤组成,其中尤以煤层含水丰富.含水带厚度5.68m~77.35m,基本属孔隙裂隙潜水(局部发育承压水,由于不易细分,故统称风化裂隙带水)。
3、第四系砂砾层潜水
赋存于河谷地带,含水层由冰水砂砾及冲击砂砾石层组成,水位埋深一般1.5m,含水层厚度2m~5m。
(三)隔水层
本区隔水层为含煤段之上的泥岩段,岩性由泥岩、粉砂质泥岩等组成,质纯、致密而细腻,分布于本矿的全范围。
(四)地表水与地下水的水力联系
地下水的补给来源主要是大气降水,河水与地下水有密切的水力联系.从河流观测资料,河水高于地下水,长期补给地下水,只在封水期有时地下水位高于河水位,形成地下水补给河流。
第四系砂砾层潜水,赋存与河谷两侧,与煤系风化带水无隔水层相隔,故各含水层间具有一定的水力联系.地表防治措施详见第六章第二节。
(五)水文地质勘探类型
本区属孔隙~裂隙水充水矿床,直接充水含水层单位用水量,含水层(带)较稳定,水头压力不高.与地表水体联系密却.浑迪音河长期补给地下水,仅在封水期矿床水补给河流.存在丰富水性强的构造破碎带,水文地质条件复杂,综合对比将其水文地质类型划为一~二类三型。
(六)矿井充水因素分析
矿井将开采的11号煤层组,其含水层为煤系风化带、火山碎屑岩风化裂隙含水带以及第四系砂砾层潜水。
第四系砂砾层潜水含水层由冰水砂砾及冲击砂砾石层组成,水位埋深一般2m~3m,含水层厚度2m~5m,因周边矿井疏干降水使得本区无水.煤系风化带及火山碎屑岩风化裂隙含水带地下水沿孔隙、裂隙直接涌入矿坑.由于邻区各煤矿的疏干降水,矿井涌水量将不断减少,此时矿坑涌水量主要取决于各直接充水、含水层的区域补给强度.
根据实地调查,在兴通煤矿周边有两个露天煤矿和一个井工煤矿.与矿井相距100m左右为宝发露天煤矿,该矿现有两个疏干井,均使用80D30×4轴流水泵,平均排水量为38m3/h左右,每天抽水时间为8小时,则全天排水总量为Q=38m3/h台×2台×8小时=608m3/d,则每小时排水量为25.33m3/h在矿井西侧是兴霍二采煤矿,为开采多年的矿井,先整合技改为30kt/a.多年矿井涌水量测定数据为:
最小10m3/h、最大30m3/h.矿井西南部丰阳露天矿,从剥离到开采矿坑内均无涌水,除用水还需外运.在兴通煤业采区范围内无老空区、无突水水源、无河流补给等因素,加之周边矿井排水使水量逐步减小等情况,通过调查周边矿井最小涌水量为15m3/h、最大涌水量为35m3/h。
第七节瓦斯情况
1、瓦斯
矿井绝对瓦斯涌出量5.07m3∕min,相对瓦斯涌出量4.06m3∕t;矿井的绝对二氧化碳涌出量为2.00m3∕min,矿井的相对二氧化碳涌出量1.6m3∕t。
无煤与瓦斯突出等动力现象。
2、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性
我矿自然情况为Ⅱ类自然,煤尘具有爆炸性
第八节储量及服务年限
一、储量
根据实际揭露工作面走向长830米,工作面长150米,煤层平均厚度2.8,煤比重1.32t/m3,工作面基础储量为46万吨。
安全煤柱留设由于无矿区地表岩移实测参数,设计采用当地矿井经验数据并经过理论核定计算煤柱煤量.第四系岩层暂按移动角取50°,基岩暂按移动角取75°。
井田境界煤柱:
人为边界煤柱留设20m,煤量1.1万吨,工作面可采储量43.9万吨。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=810米/90米=9个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
用途:
1、1107回风顺槽,为1107采煤工作面回风,运输设备、材料、行人、管、线路铺设。
2、1107运输顺槽,煤炭运输、进风、行人。
3、1107工作面切眼,安装综采设备回采煤炭。
位置:
在回风下山+613水平标高上向西翼拉门,沿煤层走向定向掘送巷道。
详见工程平面设计图。
在回风下山+625水平标高上向西翼拉门,沿煤层走向定向掘送巷道。
详见工程平面设计图。
支护方式:
根据已掘送的巷道观察看,综掘后的巷道顶板压力不大,两帮的测压几乎没有,综掘工作面顶板及两帮采用锚杆、金属网支护。
第二节采煤方法的选择及其依据
(1)采煤方法的选择
11煤层为中厚煤层,为缓倾斜煤层,构造简单,选用长壁采煤法。
2、采煤工艺选择
设计采用综采工艺。
其优点是:
(1)、工作面单产高,有利于实现矿井集中生产,提高经济效益;
(2)、开采工艺简单、安全可靠、易于管理;
(3)、采高适应范围较大,回采率较高;
(4)、推进速度较快,有利于防火管理.
综上所述,综采工艺具有安全可靠、生产成本低、经济效益好及适用于大部煤层的特点,因此,设计采用综采开采工艺.
二、工作面主要参数的确定
1、工作面走向长830米,工作面长150米,煤层厚度2.8米。
三、工作面采、装、运方式及设备选型
工作面采出的煤炭通过工作面可弯曲刮板运输机经运输顺槽转载机至可伸缩式输送机到地面。
1、采煤机
选用MG2×160(125)/730(590)—WD型采煤机,适宜采高1.10~2.60m,总装机功率730kw.额定电压1140v.
2、工作面可弯曲刮板输送机
选择SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机,输送能力为90t/h,装机总功率2×250kw,额定电压1140V。
3、转载机和破碎机
选用SZZ—764/250型转载机,输送能力为1000t/h,电机功率200/100KW,额定电压1140V。
选择PLM—1000型破碎机一台,破碎能力1000t/h,电机功率110KW。
4、顺槽可伸缩带式输送机
选用DSJ80/40/2×40型可伸缩带式输送机,输送能力为400t/h,长度700m,电机功率2×40KW,额定电压660V。
驱动装置的选择:
本井选择的带式输送机驱动装置选择电机+限矩型液力偶合器+减速器驱动方案。
保护装置的选择:
可伸缩带式输送机设有紧急拉线开关、输送带打滑监测装置、输送带跑偏监测装置、料流监测装置、物料堵塞溢料保护装置。
四、工作面顶板管理方式、支护设备选型
回采工作面顶板采用自然垮落法管理,支撑掩护式液压支架支护顶板。
选用ZY3400/14.5/35型液压支架,支撑高度1.5~3.5m,支架中心距1500mm;支护强度为0.56—0.62MPa,,支架阻力3400KN。
2、乳化液泵站
根据采煤设备选型,选用GRB—200/31.5型乳化液泵站.额定流量为200L/min,压力为31MPa,总功率125KW,额定电压660V。
3、其它主要设备
见综采工作面主要机械设备配备表
序号
设备名称
规格型号
数量
单位
1
转载机
SZZ764/250
1
台
2
破碎机
PCM1000
1
台
3
刮板机
SGZ764/500
1
台
4
采煤机
MG250/600-WD
1
台
5
液压支架
ZY3400/15/35
96
架
6
矿用坑道钻机
ZLJ1150(A)
1
台
7
回柱绞车
JH-20
1
台
8
皮带机及其控制开关
DSJ1000-2×125
1
台
五、采煤工作面日循环数、年进度、工作面生产能力
综采工作面采区“三八”工作制,及原班有两个半班生产,半个班准备,检修.
工作面采高2.8m,工作面长度为150m,循环进度一刀0.60m,循环数为5个/d,工作面回采率按95%计.工作面年生产能力=面长×采高×年推进度×煤的容重×工作面回采率=150×2.8×792×1.32×0.95=41.7万t/a.
回采工作面特征表
表4-1-3
工作面名称
回采工艺
采高
(m)
煤厚
(m)
回采率
(%)
进度
(M)
容重
(t/m)
生产能力
(万吨)
一采区西翼
11B08工作面
综采
2.8
2.8
95
792
1.32
41.7
六、采区及工作面回采率
设计采取回采率为80%,回采工作面回采率95%.
七、生产时主要材料消耗指标
矿井生产时主要材料消耗量:
坑木:
4m³/万t;
乳化液:
300Kg/万t;
油脂:
200Kg/万t。
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面支护
(一)采用经验公式:
pt=9.81hγk=9.81×2.8×2.5×8=549.36kN/m2
式中:
pt——工作面合理的支护强度,kN/m2;
h——采高,m;
γ——顶板岩石重力密度,t/m3;
k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般取4—8,根据具体情况合理选取。
根据上述计算,工作面支架设计选用ZY3400/14.5/35型液压支架,支撑高度14.5-3.5m,支架中心距1500mm,支护强度3400kN。
(二)工作面合理的支护密度,可采用下列式计算:
N=pt/Rt=72架
式中:
N——支柱数量,架;
pt——工作面合理的支护强度,kN/m2;
Rt——支柱实际支撑能力,kN/架。
根据上述计算,工作面长度为150米,支架数量不少于72架。
2、顶板支护方式
ZY3400—14.5/35掩护式液压支架
二、乳化液压泵站
1、泵站选择、数量
选用两台GRB200/31.5型五柱塞泵,与乳化液箱组成乳化液泵站,该泵站由两泵一箱组成。
选用Ф32mm高压管为进压管路,Ф38mm高压管为回液管路。
2、泵站设置位置
泵站安设在回风顺槽上帮距离采煤工作面70m的位置。
3、泵站使用规定
(1)、安装时,泵应水平放置,以保证良好的润滑条件。
(2)、保证泵站压力不低于30MPa,乳化液浓度3—5%当泵站压力达不到时,应立即停泵。
并通知有关人员进行检查,无误后方可重新启动。
(3)、油位在泵运转时,不应低于油位玻璃的下标或上标。
(4)、要注意箱体温度不宜过高,油温应低于80℃;箱液的液位不得过低,以免吸空,液温不得超过40℃。
(5)、加强支护与泵站的维修,杜绝液压系统的窜、漏液现象。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
本工作面采用全部垮落法管理顶板。
采煤机割煤后2~3部液压支架,及时伸出伸缩梁,给好护帮板。
并采取顺序追机移溜、移架的作业方式对顶板进行及时支护。
(1)、移架方式:
操作人员站在所移支架架箱内,面向煤壁采取本架移架,当采煤机割煤上行推移前溜后,在移溜工序后依次上行顺序移架。
(2)、移架工艺:
①、因排头1#支架下方无靠点,当前刮板输送机机头推移后,先移3#支架,后移1#支架,再移2#,而后顺序移置其它支架。
②、在采煤机正常割煤时,超前采煤机前滚筒4部支架,将护帮收回。
并滞后采煤机前滚筒4部支架,顺序给好护帮板。
③、当液压支架被升起保持3秒钟,使支架达到额定初撑力后,方可将操作手把打回零位。
(3)、支护要求:
①、严格按《煤矿安全技术操作规程》“液压支架工”中的规定进行液压支架操作。
②、移架时,应将邻架的推移千斤顶手把打到推移输送机位置,防止将前刮板输送机拉回。
③、当煤壁片帮或煤破碎时,应采取带压擦顶移架,以减少顶板的松动和破坏。
④、移架后,工作面应达到动态的质量标准要求,确保工作面支架成一条直线。
⑤、加强液压支护的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MP。
二、正常工作时期的特殊支护形式
1、工作面顶板破碎时,采煤机割煤过后,及时带压擦顶移架,伸出支架伸缩梁给好护帮板。
2、工作面煤壁片帮严重时,可采取向煤壁和顶板补打锚杆维护煤壁、保持顶板稳定;当支架前梁端头与煤壁距离达到0.6m时,采煤机割煤前,可提前移架,如还不能有效的支撑顶板可在支架前梁上挑到撅棚维护新暴露出的顶板。
三、特殊时期的顶板管理
1、初次来压、周期来压期间,端头和两巷超前支护内,应加强支护,确保安全出口畅通。
2、工作面支架及两巷单体支柱完好,泵站压力必须达到30Mpa支架初撑力不得低于24Mpa。
3、加强工程质量管理,保证支架状态良好,防止出现歪架、咬架、挤架现象,若出现此现象时必须及时调整。
4、采煤机割煤过程后及时带压擦顶移架,及时伸出伸缩梁,给好护帮板;移架时少降快拉、步距够,支架升起后有足够的初撑力。
5、超前支护必须达到额定初撑力90KN,对卸载支柱必须及时更换或补打,所有单体支柱必须挂好防倒钩。
6、根据前后两巷顶板状态,适当加密支护,加大支护强度。
7、初采、初放顶和周期来压期间加强矿压观测,对顶板来压进行全面真实掌握,为控制顶板提供数据保障。
8、来压及停采前的顶板管理
(1)、工作面顶板初次来压和周期来压期间,必须加强工作面顶板管理,并及时进行来压期间的预测、预报工作。
(2)、工作面支架及前、后顺槽所有支护的单体液压支柱必须达到规定的初撑力,并及时采取支护措施,预防顶板。
(3)、加强工作面上、下出口的顶板管理。
要提高支护质量,适当加大支护密度,确保端头顶板稳定,防止出现端头冒顶。
(4)、工作面停采前,要及时编制停采措施,加强工作面收尾回撤期间的顶板管理。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、运输巷、回风顺槽的超前支护
支护要求:
前、后顺槽超前支护采用单体液压支柱配合л型钢梁架设倾向棚进行支护,超前支护距离不小于20m。
采用4.0m、3.4m、2.8m长л型钢梁或同等长度的木梁配合单体液压支柱“一梁三柱”支护。
运输顺槽超前支护柱距为1.0m,回风顺槽超前支护柱距为1.0m或0.8m,棚距均为0.8m。
前、后两巷内原有备棚支护不进行回收,可在原有的木棚下配合单体液压支柱“一梁三柱”支护。
柱距为1.2m、、1.8m,棚距为0.8m。
二、运输、回风顺槽的加强支护
因前、后两巷顶板压力大、破碎掉顶严重。
当工作面推进至备棚支护段时,上、下安全处口出棚两可直接用排头、排尾液压支架将棚梁挑起,以确保支护强度可靠。
三、工作面安全出口的管理
(1)采用专用的端头、端尾支架进行支护。
(2)当顶板不稳定时,应及时采取加强加密支护强度等措施进行维护。
(3)上、下安全出口保证无杂物,行人、运输畅通。
(4)当顶板不稳定时,应及时采取加强支护措施进行维护。
(5)上下安全出口必须保证净高不低于1.80m,行人宽度不低于0.7m。
确保无淤泥及杂物,运输、行人畅通无阻。
四、支护材料的使用数量和存放管理
1、使用数量
回风顺槽及运输顺槽超前支护长度不能小于20米,两顺槽自工作面硬帮煤壁向外10m范围内采用“一梁三柱”支护,10m-20m范围内采用“一梁两柱”方式支护,顶梁采用π型钢梁或直径不小于16cm的木梁。
工作面前后顺槽支护排距为0.8m,柱距前10m为1.8m和1.2m,后10m为3.0m,共需π型钢梁(木梁)52棵,单体液压支柱130棵。
2、存放地点
备用材料按正产使用数量的15%进行准备,共备单体支柱30棵,л型钢梁10棵。
备用材料存放在回风顺槽的下帮侧,保存在乳化液泵站与设备列车之间。
材料要求分类摆放、码放整齐、高度宽度适中。
并实行挂牌管理,表明材料名称、规格、型号、数量等内容。
并由专人负责管理,作好记录。
同时,存放地点必须留有0.7m以上宽度的行人道和运输通道。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
1、运煤设备及装、转载方式
工作面采煤机割煤后,利用滚筒上螺旋叶片的旋转以及推移SGZ-764/500型前刮板运输机时,利用铲煤板来装煤。
工作面的少量浮煤,有人工装入刮板输送机内;工作面刮板输送机上的煤集中到SZZ-764-250桥式转载机上,通过PLM型轮式破碎机运至运输顺槽DSJ-80/80/2×125型胶带输送机------2#DSJ-80/80/2×125型胶带输送机,再有主斜井强力带式输送机运到地面煤场。
2、辅助运输设备及运输方式
工作面所需的支护材料、设备、配件等,由副井通过副井井底车场及井底车场与回风顺槽联络巷,通过1.0吨矿车或平板车至工作面回风顺槽,到达回采工作面。
二、移溜(转载机、破碎机等)方式
采用推移前部刮板输送机和拉移后部刮板输送机的方式,推、拉移溜步距0.6m,斜切进刀弯曲长度为25~30m,推、拉移溜方向为自上而下顺序进行。
1、推移前部刮板输送机
(1)、采煤机向下(上)端正常割煤时,按照自下而上的顺序依次推移,距离采煤机滚筒不小于15m。
(2)、采煤机斜切进刀切入煤壁规定的截深后,将前部刮板输送机按顺序推移至煤壁,切成一条直线。
2、拉移转载机、破碎机
使用转载机两侧的千斤顶和前顺槽内固定好的柱脚用拉移链连接,靠千斤顶收缩使转载机、破碎机前移。
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风设计
(一)、风量计算
采煤工作面实际需风量计算
综采工作面实际需风量按瓦斯、二氧化碳涌出量和温度、人数等分别进行计算,取其中最大值,并用风速验算。
综采工作面实际需风量计算如下:
1、按瓦斯涌出量计算
Q综采=100×qch4×kc=100×5.07×1.6=811.2m3/min
式中:
Q综采——综采工作面实际需风量,m3/min
qch4——采煤工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min
kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数,取1.6。
2、按工作面温度计算
Q综采=60×VC×SC×KI=60×1.1×12×1.1=871.2m3/min
取871.2m3/min
式中:
VC——综采工作面适宜风速,取1.0m/s
SC——综采工作面平均有效断面m2
KI——工作面长度系数,取1.1。
3、按工作面人员数量计算
Q综采=4nc=4×45=180m3/min
式中:
4nc——综采工作面同时工作的最多人数,人。
根据上述计算,综采工作面实际需风量取Q综采=180m3/min。
4、按风速验算
按回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求验算,即Q综采应满足:
15S≤Q综采≤240×12
其中:
15SC=15×12=180m3/min
240SC=240×12=2880m3/min。
故Q综采=900m3/min满足风速要求。
(二)、通风
通风方式采用抽出式。
根据矿井开拓方式及井筒布置,通风系统采用中央并列式。
由副斜井、主井进风,回风立井回风,服务于全矿井。
工作面采用上行风通风方法。
二、防治瓦斯
1、定期对井下所有调节风门的闭锁装置和漏风情况进行全面检查,对存在的问题及时进行整改,每天派专人对井下所有通风设施进行检查,保证矿井通风系统安全可靠。
2、防止风流部分短路影响工作面及其它地点的供风。
3、工作面设瓦检员检查瓦斯,检查次数每班每个地点不得少于两次,特殊情况及地点随时检查。
4、工作面专职瓦检员要现场交接班;同时按规定严格检查工作面等各地点瓦斯浓度。
发现问题及时采取相应措施,并及时向通风调度和矿调度汇报。
5、若工作面放炮严格执行“一炮三检”制度,并严格执行《规程》中的有关规定。
6、工作面一旦出现瓦斯超限地点,瓦检员要立即将超限地点现场工作人员及受瓦斯超限影响范围内所有人员撤到工作面进风流中,并及时采取措施对瓦斯超限地点进行处理,同时向通风调度汇报。
7、如果经采取措施处理,作业地点沼气浓度仍在1.5%以上时,瓦检员要立即向矿调度汇报,有矿调度安排有关人员立即切断工作面所有电源。
只有当超限地点瓦斯浓度降至《规程》规定安全浓度以下时,方可恢复超限地点正常工作,并有矿调度安排恢复供电工作。
8、加强工作面积回风顺槽所有机电设备管理,杜绝失爆现象。
9、测风人员要随时对工作面的风量进行测定,发现风量有变化是要立即对通风系统进行调整,保证工作面的风量符合要求。
10、所有在工作面作业人员要加强自主保安,当工作面及回风风流中瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》的有关规定时,所有作业人员必须立即按照工作面避灾路线有条不紊的撤到安全地点。
(一)瓦斯检查(设点、次数)
1、工作面瓦斯检查地点:
工作面进风巷;工作面风流中;工作面上隅角;工作面回风巷;工作面运输顺槽、回风顺槽所有绞车硐室及其它有电气设备的硐室。
2、瓦检员在检查瓦斯时,当瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施进行处理。
3、工作面设瓦检员检查瓦斯。
各班有瓦检员随时检测工作面和上隅角瓦斯情况,工作面所有人员必须听从瓦检指挥;检查次数每班每个地点不得少于三次,检查结果要及时填写,并及时向有关人员汇报情况。
(二)监测系统
安全监测系统型号为KJ101N,矿井安全监控系统是利用各种传感器对井下环境及生产过程中相关参数进行实时监
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- 11 B1108 规程