煤矿实习报告
前言
本次实习是在我们进入大唐公司继职业培训、军训之后的一次矿井生产现场实践学习。这次实习是我们进行的第一次理论联系实际的实习,在巩固、提高、培养和树立劳动的观点,群众的观点和理论联系实际的观点,从而为我们毕业后走上工作岗位:适应业务工作进一步打下基础。
一、实习目的:
1、 了解地面工业广场和矿井各个生产运输系统;
2、 了解各区队各工种人员组织机构,特别是本区队的人员组织及管理;
3、 根据各自专业分到各区队,同时做好岗前培训,在井下服从师傅安排努力学习,通过深入实际,工作面劳动,听现场工程技术人员讲课作报告,调查研究,收集和整理资料,培养学生编写技术文件及独立工作能力,并熟悉工作面的回采工艺,初步了解生产的组织管理和技术管理工作,至少掌握1-2项专业技能。
二、实习时间:
20##年8月10日至20##年10月10日
8月10日至8月19日 岗前安全培训
8月19日至10月10日 跟随师傅下井学习
三、实习地点:
山西省朔州市安家岭井工二矿井田
1 岗前安全教育培训
1.1 法律法规、矿规矿纪
《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国煤炭法》、《中华人民共和国矿山安全法》、《山西省安全生产条例》、井口管理、职工安全教育培训管理办法。
入矿新工人岗前培训
1、岗前培训流程图表:
人力资源部 -人员准入证明 - 安监站 - 岗前培训 - 考试 - 合格证明 - 办证
2、岗前培训人员、时间:(待定)
3、岗前培训人员不少于24课时,培训结束后进行考试。
4、培训课程:法律法规、矿规矿纪、煤矿安全规程、入井须知、应知应会等。
5、岗前培训低于20课时或考试成绩低于60分为不合格;不合格者继续进行培训、考试,直到合格为止。
6、培训合格者给予办理入井资格证,持证后方可上岗;否则,员工以“三违”处理,同时并罚用人单位每人次1000元。
1.2 新矿工应知应会
1.2.1 入井需知
一、矿工入井前需具备的条件
1、接受安全培训。
2、特殊工种作业人员按规定参加培训,合格后持证上岗。
3、入井人员必须佩戴安全帽、矿灯、自救器,严禁穿化纤衣服入井,班前严禁喝酒。
4、不准带烟草和点火物品入井。
5、遵守劳动纪律,按规定时间出入井。
6、参加班前会。
7、入井需遵守检身制度。
二、井下安全常识
1、“三不伤害”:不伤害自己,不伤害他人,不被他人伤害。
2、“三违”:违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。
3、矿井五大自然灾害:瓦斯、煤尘、顶板、水灾、火灾。
4、“一通三防”:一通是指加强通风,三防是指防火、防瓦斯、防煤尘。
5、井下供电三大保护:漏电保护、接地保护、过流保护。
6、三不生产原则:不安全不生产,安全措施不落实不生产,隐患不处理不生产。
7、四不放过:原因没查清不放过;当事人未受到处罚不放过;整改措施未落实不放过;群众没有受到教育不放过。
8、明白自救器的作用、种类、佩戴过滤式自救器的注意事项及使用方法
1.2.2 一通三防
一、通风
矿井通风的任务:源源不断地将地面空气输送到井下各作业地点,以供给人员呼吸;并稀释和排除井下各种有毒有害气体和矿尘;提供适宜的矿井气候。
1、矿井空气成分
氧气(O2)--------20.96%
氮气(N2)--------79%
二氧化碳(CO2)--------0.04%
《煤矿安全规程》规定:采掘工作面的进风流中,氧气浓度不低于20%,二氧化碳浓度不超过0.5%;总回风巷或一翼回风巷中二氧化碳浓度超过0.75%时,必须立即查明原因,进行处理;采区回风巷、采掘工作面回风流中二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止作业,撤出人员,采取措施,进行处理。
2、矿井空气中的有害气体
一氧化碳(CO):有毒、无色、无味、无臭、有爆炸的危险性。
硫化氢(H2S):有毒、无色、有浓烈臭鸡蛋气味、有爆炸的危险性。
二氧化硫(SO2): 有毒、无色、有酸味气体。
二氧化氮(NO2): 有毒、褐红色、有强烈刺激气味。
氨气(NH3): 有毒、无色、有浓烈臭味气体。
氢气(H2):无色、无味、无毒、有爆炸的危险性。
甲烷(CH4)
3、矿井气候
矿井气候是指矿井空气的温度、湿度和风速。
温度:适宜空气温度15~20℃。《规程》规定:进风井口以下的温度必须在2℃以上,生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃,机电设备硐室空气温度不得超过30℃;当空气温度超过时,必须缩短超温地点工作人员的工作时间,并给予高温保健待遇。采掘工作面空气温度超过30℃、机电设备硐室空气温度超过34℃时,必须停止作业。
湿度:人体最舒适湿度50~60%。
风速影响人体的对流散热和蒸发散热的效果,同时也直接影响着矿井的安全生产。《规程》规定:井筒及主要进、回风巷最高风速8m/s,采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷最低风速0.25m/s最高风速4m/s.
二、煤层顶板防治
采煤工作面冒顶前的预兆
(1)发出响声 (2)掉渣 (3)片帮 (4)裂缝 (5)脱层 (6)漏顶 (7)瓦斯增大 (8)淋雨增加
三、防火
矿井火灾的防治方法
⑴预防煤炭自燃
选择正确的开拓开采方法,防止漏风,利用阻化剂防止煤炭自燃。
⑵外因火灾的预防
严格控制可能引起火灾的高温热源,严格管理易燃品,易燃部位必须用不燃性材料构筑,设置防火铁门,设置消防器材库和消防设施。
四、防瓦斯
瓦斯积聚处理方法
(1)、采煤工作面上隅角瓦斯积聚处理方法
我国煤矿处理采煤工作面上隅角瓦斯积聚的方法很多,大致可以分为风障引导风流法、风筒导排风流法、尾巷排放法、调整通风法。
(2)、掘进巷道瓦斯积聚处理方法
掘进巷道瓦斯积聚多发生在因冒顶形成的高顶空间内间内以及供风不足的掘进头。预防和处理掘进巷道瓦斯积聚的方法有:增加风量稀释法,引导风流排放法,填堵抹缝法。
五、防矿尘
降尘方法:(1)煤层注水(2)水封爆破和水泡泥(3)喷雾洒水(4)控制风流(5)清扫积尘
六、防水
煤矿井下探水
1、探水原则
“有疑必探,先探后掘”是防止煤矿井下水害的基本原则。
2、防治水技术
可以概括为:防、探、堵、截、排等综合防治水措施
防:即煤矿井上、下防水设施及防水措施。
探:即煤矿井下探水(包括物探和钻探)
堵:即注浆堵住出水口,或加固,裂隙带,充填岩溶改造含水层,加固煤层底板。
截:即留设各种防水没住阻隔有害水源;
排:即煤矿井下的排水设施和排水能力。
3、煤矿透水预兆
采掘工作面或者其他地点发生透水前,一般都有一下预兆:
(1)挂红 (2)挂汗 (3)空气变冷 (4)出现雾气 (5)水叫 (6)煤层顶板淋水增大 (7)煤层顶板来压、底板鼓起 (8)水色发浑,有臭味 (9)采掘工作面有害气体增加 (10)裂隙出现渗水
1.2.3 矿井供电、运输、给排水、通讯控制系统
一、安全用电的通用要求
为了加强井下电气管理,改善井下电气安全状况,减少井下电气事故,消灭失爆现象,杜绝因电气火花造成瓦斯、煤尘爆炸事故。井下供电必须做到“十不准”,即:
1、不准甩掉无压释放器、过流保护装置;
2、不准甩掉漏电继电器、煤电钻综合保护和局部通风机风电、瓦斯电闭锁装置;
3、不准明火操作、明火打点、明火放炮;
4、不准使用铜、铝、铁丝等代替保险丝;
5、停风、停电的采掘工作面,未经瓦斯检查,不准送电。
6、有故障的供电线路,不准强行送电;
7、电气设备的保护装置失灵后,不准送电;
8、失爆电器设备,不准使用;
9、不准在井下拆卸矿灯。
二、防止触电的措施
为防止触电事故的发生,在电气设备设计、制造、使用和维护中,要认真执行《煤矿安全规程》等有关规定,做到安全用电。防止触电的主要措施有:
1、严格遵守电气作业安全的有关规章制度,提高作业人员的操作水平。
2、不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。
3、使人体不能触及或接近带电体。
4、设置保护接地
5、在井下高、低压供电系统中,装设漏电保护装置,防止供电系统漏电造成人身触电和引起瓦斯或煤尘爆炸。
6、采用较低的电压等级。
7、维修电气装置时要使用保安工具。
2 安家岭井工二矿基本情况
2.1 地理位置
安家岭井工二矿井田位于宁武煤田北端,平朔矿区中南部,井田面积为13.77平方公里,工业储量48223.4万吨,可采储量28440.6万吨,按年产1000万吨,服务年限约23.4年。
2.2 地质条件
主要可采煤层为4#煤、9#煤,为近水平煤层,倾角2—5度,局部倾角12度。
4#和9#煤均为特厚煤层,平均厚度分别为8.46米和12.49米。
4#煤埋藏222米,9#煤埋藏265米。
矿井正常涌水量每小时22.3立方米,最大涌水量每小时150立方米。
4#、9#煤顶板硬度均为5.1。
煤层瓦斯含量低,绝对瓦斯涌出量0.0924 m3/t。相对瓦斯涌出量为0.0038m3/t。二氧化碳绝对涌出量为12.1576 m3/t,相对涌出量为0.4941m3/t。(20##年鉴定结果)
含硫量为低到中硫,4#煤平均为0.59%,9#煤平均为2%。
煤质以气煤为主, 是良好的动力用煤,亦可作为配焦用煤。
井田中东部有落差为8~125米的大断层,3条环状陷落柱7个。
2.3 矿井开拓
矿井采用斜井开拓,大巷东西向、分煤层布置、单翼开采。沿煤层布置三条大巷,主水平布置在9号煤层,工作面采用双巷布置,条带式回采。
主 斜 井断面17.8m2,长度20米, 坡度12°。
副 斜 井断面17.8m2,长度1100米,坡度5.5°。
回风斜井断面14.3m2,长度220米, 坡度25°。
2.4 矿井生产情况
2.4.1 矿井采掘
⒈生产工艺
原煤开采采用综采放顶煤回采工艺。割煤高度3.2米,循环进度0.8米,采用斜切进刀、单向割煤、多轮放顶煤工艺。
煤巷掘进采用掘锚一体机和综掘机两种综合机械化掘进工艺。
⒉工作面布置
4号煤和9号煤走向长度为240米或300米,斜长约为1600米左右,上下顺槽断面为17.5 m2 ,切眼断面28.0 m2。
⒊掘进支护方式
4号煤的支护方式锚网索加钢带;9号煤的支护方式锚网索。特殊地质构造采用特殊材料加固、架棚等相关措施
2.4.2 生产系统
⒈主运系统:
主斜井采用1.4米胶带输送机,运量为Q=2500t/h,功率850kwⅹ3,长度1550m。
胶带输送机采用德国西门子公司生产的中压变频软启动系统。
⒉运输系统:
运输方式:无轨胶轮车运输。
小型设备:人员、材料等采用防爆客货胶轮车运输。
大型采掘设备使用多功能支架运车运输。
⒊通风系统:
通风方式:中央并列式
通风方法:抽出式
通风设备(主扇):FBCDZ-40-8-No.26型对旋轴流式风机(1 台工作,1台备用)
使用VIEW32在线监测系统,监测风速、风压、温度等通风参数。
⒋防灭火系统
防灭火采用了均压、注浆、注氮、束管检测系统等多项防灭火措施,有效监测预报采空区煤层的自然发火情况。
⒌供排水系统
⑴供水:地面设300 m3 的静压水池2座。一趟8?进水管。
⑵排水:中央水泵房选用MD155-30X6型多级离心式水泵5台,D155-30X6型耐磨离心泵2台工作。2台备用,1台检修,中央水仓容积为1600 m3 ,井下铺设2趟8?排水管到地面水处理站。
⒍供电系统
采用两回电源进线,分别引自安家岭110/35kV变电站和安太堡110/35kV变电站;设备装机功率17215KW。井下设4#煤、9#煤两个35/10KV变电站,为采掘生产供电。
3 B911辅运顺槽
3.1 概述
B911辅运顺槽(探巷)设计长度1500米,服务年限为5年。
1、根据矿施工要求,矿决定我队由G1点(X=4372592.814,Y=490554.445)开口施工B911辅运顺槽(探巷),以20°35′方位角,沿10#煤底板掘进, 自G1点开始,原则上每隔300m靠右帮施工一个调车硐室,规格:宽×高×深=5×3.5×5.5m,两边抹角3m;每50米左右帮交替施工一个钻机窝硐室,规格:宽×高×深=4×3.5×3m.停头位置待定。
2、G1点开口处打10m锚索吊12#槽钢加强支护,施工过程中所有三叉门、四叉门均加强支护。锚索长度根据顶煤情况选用,确保打入坚硬煤(岩)1.5米。
3、B911辅运顺槽(探巷)施工可能贯穿楼子沟新井煤矿小窑采空区,揭露小窑采空区前编制专项安全技术措施,并提前探放水。
4、顶板条件好的情况下,施工每循环3.6米,最大空顶距离4米,护帮可滞后15米,锚索可滞后4米;顶板较差的情况下,必须短掘短支,一掘一支,且护帮和锚索紧跟迎头
3.2 巷道布置及支护说明
3.2.1 巷道布置
1、巷道布置
本巷由G1点(X=4372592.814,Y=490554.445)开口施工,以20°35′方位角,沿10#煤底板掘进,停头位置待定。
2、巷道断面及支护形式布置
B911辅运顺槽支护采用锚索网联合支护形式,具体参数参数:巷道断面为矩形,宽×高=5.2×3.5m,顶锚杆采用φ22×2400左旋螺纹钢锚杆,间排距1100×1200mm,每排5根,最边一根距帮400mm,与顶板夹角不大于15°; 帮支护左帮采用φ18×1700mm玻璃钢锚杆,右帮采用φ18×1700mm圆钢锚杆,每排每帮各3根,间排距1200×1200mm,最上锚杆距顶板300mm,顶、帮均挂网,顶板与右帮网片规格:φ4mm钢筋焊接方格网,长×宽=3000×1300mm,网格:80×80mm;左帮网片规格:高强度塑料网片,长×宽=30000×1500mm。网间搭茬大于等于80mm,每格用14#双股铁丝联网,扣距≤100mm,每扣拧不少于三圈。顶部中央布置一排锚索,排距3600mm,锚索采用φ17.8×7300mm钢绞线,巷道围岩及顶底板条件发生变化锚杆锚索支护效果不好时,及时与技术部联系变更支护方式。
3、巷道断面布置
电缆、信号线、风水管、电缆钩、风筒及运输系统均布置在巷道左帮,电缆钩离底板3m,每1m安装一个;电缆吊挂必须平直、整齐,低压在上,高压在下,无积尘,相邻两线间距不小于0.1m;风水管采用2趟4寸管一趟6寸管,管托架离底板1.5m,管托架每2m安装一个。进水管每隔50m安装一个6分消防阀门,并安装25m长10mm消防软管,每隔100m安装一个风水截门;风筒吊挂必须平直,有引线,逢环必挂。
3.2.2 支护设计及工艺
1、锚杆布置参数
(一)、 顶锚杆:采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆,规格φ22×2400mm,间排距1100mm×1200mm,最外一根距巷帮400mm,每排5根锚杆,每根锚杆配套使用规格:150mm×150mm托板一块和树脂锚固剂K2335和Z2360各一根。
(二)、 帮锚杆:巷道左帮采用φ18×1700mm玻璃钢锚杆,巷道右帮采用φ18×1700mm圆钢锚杆,每排每帮各三根,间排距1200×1200mm,最上锚杆距顶板300mm,每跟锚杆配套使用规格:200mm×200mm托板一块和1根K2335树脂锚固剂。
(三)、 锚杆角度:两帮最上面的锚杆与水平线成仰角15°,其他锚杆与巷道顶帮轮廓线垂直布置,其最小角度不小于75°。
2、锚索布置参数
锚索采用φ17.8×7300mm钢绞线,单排布置,排距3600mm。每根锚索配套使用规格:(250mm×250mm+150mm×150mm)托板一块及一根K2335和两根Z2360树脂药卷。施工过程中遇地质条件变化等特殊情况,需改变参数时,由技术部下变更通知单进行更改。
3、金属网
顶、帮均挂网,顶板与右帮网片规格:φ4mm钢筋焊接方格网,长×宽=3000×1300mm,网格:80×80mm;左帮网片规格:高强度塑料网片,长×宽=30000×1500mm。网间搭茬大于等于80mm,每格用14#双股铁丝联网扎牢,扣距≤100mm,每扣拧不少于三圈。
4、临时支护
临时支护可采用2-4根水单体托方木进行临时支护。每排两根单体,间距2m,排距1.5m。
5、控顶距、空帮距
顶板整体性好的情况下可以一掘三排3.6米,但必须使用好临时支护,最大空顶距4米,最小空顶距0.4米。顶板破碎或不完整或过断层带情况下必须严格执行短掘短支,一掘一支制度,最大空顶距1.4米。围岩稳定时,最大空帮距15米,锚索滞后最大距离4米,片帮严重时,护帮和锚索必须紧跟迎头。
6、锚杆、锚索质量要求
(一)、 顶部锚杆垂直于顶板,严禁钻机在同一钻位打两根锚杆眼。安装锚杆锚索时,树脂药卷要搅拌均匀,搅拌时间为20-30秒,要一气呵成,严禁二次重复搅拌。搅拌终止后要继续保持锚杆机推力约1分钟。
(二)、 顶锚杆锚固力≥6.4吨,扭矩≥120N·m,帮锚杆锚固力≥3吨,扭矩≥90N·m,锚索预紧力9-12吨,不低于9吨。每班注的锚杆要用扭距板手逐根进行检查,凡扭紧力距达不到:顶120N·M和帮锚杆90N·m的锚杆要当班补打安装,张拉发现不合格的锚索必须重新打眼安装。当张拉锚索时张拉千斤顶带上劲后操作人员必须远离千斤顶,而后方可进行预紧张拉。
3.3 施工工艺
3.3.1 施工方法
本面所掘的B911辅运顺槽巷是沿10#煤底板掘进,具备上综掘的条件,巷道掘进时采用太原煤科院EBZ—160TY型综掘机沿10#煤层底板截割并自行装煤的施工方法
3.3.2 工艺流程
1、截割装载
采用太原煤科院的EBZ-160TY型掘进机进行截割装载。
(一)、 掏窝槽:
1)、做好准备工作,使整个系统处于待命状态。
2)、依次启动油泵、转载机、刮板机、喷雾泵。
3)、空负载情况下启动切割系统。
4)、启动行走系统,使掘进机向前移动,空转着的切割头接触煤壁后,同时左右摆动切割头,摆动量约为300-400mm。
5)、掘进机的截割头进入煤壁的深度达到规定要求,即完成掏槽作业。
(二)、 横向切割:
1)、落下铲板,紧贴工作面底板作为前支点,落下后支撑作为后支点,以增强机器在切割过程中的稳定性。
2)、驱动切割头,沿断面宽度水平摆动,开掘横槽。
(三)、纵向切割:
1)、横槽到位后,抬高(或下落)切割头,同时左右摆动切割头,每次抬高量不应超过500mm。
2)、重复抬高(或下落)切割头,使切割头的升高(或下降)达到规定距离,即完成纵向切割。
(四)、全断面切割:
重复进行横向切割和纵向切割,先完成3米宽断面切割;再退机组,重复进行重复进行横向切割和纵向切割,完成2米宽断面刷帮切割。
(五)、切割路线
断面按两次截割,均选择从巷道右下角进刀掏窝槽,由底向顶依次进行切割,最后刷帮顶使巷道成形。切割循环如下图:
(六)、切割注意事项
1)、巷道由底板向顶板依次切割,要注意避免出现大煤块,影响运煤系统的正常作业。
2)、掘进机作业时, 切割臂不得处于极限位置,应向内回摆150~200mm。
2、运输
通过掘进机小皮带转载到SSJ-800皮带运输机,再由SSJ-800皮带运输机转载到SGW—40T溜子运至溜煤眼,最后经主运大巷煤流系统将煤运出。巷道开窝点和拐弯处均使用防爆挖车将煤铲装到溜子或皮带上出煤。成巷长度足够稳装运输设备时即稳装运输设备。
3、支护
采用风动锚杆机打装顶锚杆及锚索、风煤钻及凿岩机打注帮锚杆的方式对巷道进行锚索网联合支护。为满足三径匹配关系,顶锚杆及锚索采用30mm钻头;帮锚杆采用28mm钻头。流程如下图:
锚杆:
锚索:
定孔位→使用加长式钻杆打锚索孔→退出钻杆→把锚索连同药卷缓缓送入孔内→在锚索下端套上专用驱动头并插入锚杆机上→对锚固剂进行预压缩处理→推进、搅拌30秒→停止搅拌保持推力一分钟→移开锚杆机→上锚具→10分钟后张紧。
4、配套设备一览表
3.4 生产系统
3.4.1 通风
1、通风方式
采用局扇压入式通风,局扇安设在B911绕道东30米位置,并设有专人管理
2、进风路线
地面→副斜井→9#煤中央辅运大巷→局扇→B911绕道→掘进工作面。
3、回风路线
工作面→B911辅运顺槽→中央回风大巷→回风井→地面
4、风量计算
煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量,应按下列因素分别计算,取其最大值。
1)、按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100qCH4×K=100×0.0052=0.52 m3/min
式中 Q掘——掘进工作面的需风量,m3/min
QCH4——掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min
K——低瓦斯矿井,K值取2
按二氧化碳涌出量计算:
Q掘=70qCO2×K=70×2.0524×2=287.336 m3/min
式中 Q掘——掘进工作面的需风量,m3/min
QCO2——掘进工作面的绝对二氧化碳涌出量,m3/min
K——低瓦斯矿井,K值取2
2)、按工作人员数量计算:
Q掘≥4N=4×15=60 m3/min
式中 N——掘进工作面同时工作的最多人数,人
4——每个人需要的供风量,m3/min
Q掘——掘进工作面的需风量,m3/min
3)、按风速验算:
18.2m2×4m/s×60=4368≥Q掘≥273=18.2m2×0.25m/s×60
式中 0.25——掘进工作面允许的最低风速,m/s
4——掘进工作面允许的最高风速,m/s
Q掘——掘进工作面的需风量,m3/min
5、风机的选择与设置
根据上诉计算我队使用的2BKJNO6.0/2×18.5KW型局扇实际供风量(根据局扇使用说明书提供)为350—500m3/min可以满足掘进工作面用风。结合通风部门有关规定取L=10m,即风筒口距工作面最大距离不超过10m。
3.4.2 运输线路
一、运煤系统:掘进工作面→B911辅运顺槽(SSJ-800型皮带)→B911辅运顺槽回风联巷(SGW-40T刮板输送机)→回风大巷(SSJ-1000型皮带)→B909溜煤眼→中央主运主皮带→地面。开口及拐弯未形成运输线路时,用防爆挖车出煤。
二、运料系统:地面→副斜井→中央辅运大巷→B911绕道→B911辅运顺槽→掘进工作面
3.4.3 压风及供排水线路
一、压风:本工作面风源来自平朔井工二矿工业广场压风机房,通过回风大巷压风管路供应至工作面。
二、排水:工作面→B911辅运顺槽→中央回风大巷→二采区中央水仓→地面。
三、供水:水源取自由地面静压消防洒水池→中央回风大巷→B911辅运顺槽→掘进工作面各用水点。
3.4.4 通风及安全监控系统
井下工作面及头部运输机转载点处分别安设一部矿用防爆电话与矿调度室及井口值班室直接联系,随时汇报井下的生产情况,工作面电话距工作面迎头不大于30米。其他各转载点使用华宁防爆型语音通话器相互联系。
工作面实现瓦电闭锁和风电闭锁,迎头安装瓦斯断电仪和风筒传感器。
风电、瓦斯闭锁装置:
3.5 劳动组织及主要技术经济指标
3.5.1 劳动组织
1、组织形式
B911辅运顺槽采用“三八制”作业,两班生产,早班检修、生产。每班设两名班长,跟班队长负责全面工作,班长负责迎头工作。
2、正规作业循环图表
3、劳动组织表
注:(一)、风水管由外包队接好。
(二)、早班主要检修掘进机、电磁开关信号及运输设备并试生产。
(三)、生产班风筒口距迎头超过规定距离时,由当班班长负责安排人接风筒。