回采采煤作业规程.docx

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回采采煤作业规程

重庆市永川区富全煤业有限公司

＋122m上二连北巷

采煤工作面

作

业

规

程

二0一二年十月

单位

签字

时间

单位

签字

时间

编制

龙鱼

2012.9.25

生产副矿长

生技科

安全副矿长

安监科

机电副矿长

通风瓦斯副总

防治水副总

通风瓦斯科

技术负责人

机电科

矿长

会审意见

第一章概况2

　　第一节工作面位置及井上下关系2

　　第二节煤层2

　　第三节煤层顶底板2

　　第四节地质构造4

　　第五节水文地质4

　　第六节影响回采的其它因素5

第七节储量及服务年限5

第二章采煤方法6

　　第一节巷道布置6

　　第二节采煤工艺7

　　第三节设备配置14

第三章顶板管理14

　　第一节顶板支护14

　　第二节工作面顶板管理16

　　第三节矿压观测18

第四章生产系统18

　　第一节运输18

　　第二节一通三防与安全监控20

　　第三节排水26

　　第四节供电27

　　第五节通讯照明29

　　第六节压风自救系统29

　　第七节人员定位系统31

第五章劳动组织和主要经济技术指标31

　　第一节劳动组织31

　　第二节主要经济技术指标33

第六章安全技术措施33

　　第一节现场管理制度33

　　第二节安全技术措施35

　　第三节煤质管理及提高煤炭回收率安全技术措施50

第七章　灾害预防及避灾路线51

　　二、褶曲情况以及对回采的影响

　　采面有小型褶曲但对回采影响不大。

　　三、其他因素对回采的影响

　　煤层顶底板岩层节理发育，岩层松软、破碎，矿压较大，对巷道支护影响较大，顶板随放随落，周期来压不明显，但老塘帮压力大，圆木易折断;支柱下沉快，回采过程中容易出现矸石伤人和埋压事故等不利因素。

　　第五节水文地质

　　一、涌水量

　　正常涌水量：

0.1m⊃;/h

　　最大涌水量：

0.2m⊃;/h

　　二、含水层（顶部和底部）分析

　　遇地质变化时，底板有微量裂隙水进入。

　　三、其它水源的分析

　　工作面没有老塘积水和外孔裂隙水涌入的的可能，工作面涌水量预测小于0.1m⊃;/n。

　　第六节影响回采的其它因素

　　一、影响回采的其它地质情况

　　影响回采的其它地质情况表（表五）

　　瓦斯1.17m⊃;/t

　　CO20.18%

　　煤尘爆炸性无

　　煤的自燃倾向性不易自燃

　　地温危害无

　　冲击地压危害无

　　二、地质部门的建议

　　根据煤层赋存条件，在采煤过程中不得随意丢底煤、顶煤。

　　第七节储量及服务年限

　　一、储量

　　工作面工业储量：

103.3万吨

　　工作面可采储量：

83.5万吨

　　二、工作面服务年限

　　工作面的服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）/12

　　=850/45/12

　　=1.6a

　　第二章采煤方法

　　第一节巷道布置

　　一、采区设计、采区巷道布置概况

　　大巷布置在+30水平，沿煤层倾角掘进运输下山，采煤工作面共掘进两条巷道满足通风运料行人运输的需要。

　　二、工作面运输巷

　　15110下顺槽布置在运输下山900米处，标高-173m，巷道长度为1000米。

西邻运输下山，北临15130采面，南临15090采面，东临17采区。

三、工作面回风巷

　　15110上顺槽布置在运输下山750米处，标高-141m，巷道长度为1000米。

西邻运输下山，南部为15090工作面。

　　四、工作面开切眼

　　15110工作面开切眼位置在上、下顺槽1000米处。

　　五、联络巷

　　第五中车场位于轨道下山600m处于回风顺槽联络，第六中车场位于轨道下山755m处于运输顺槽联络。

　　附图二：

工作面位置及巷道布置图

第二节采煤工艺

　　一、采煤工艺

　　落煤、装运煤、支护、放煤、移溜。

　　二、工艺流程

　　交接班----打眼注水----打眼爆破（落煤）----临时支护----移架采煤----放顶煤----移刮板输送机

　　1、交接班

　　交接班时，跟班队长与跟班队长、工程质量验收员与工程质量验收员、支架维修工、特殊工种人员之间交接班，交清问明事故隐患和注意事项，机、电工检查设备情况，各岗位填写相应交接班记录。

　　2、注水

　　采煤前首先对煤壁进行注水，详见注水设计。

　　注水设计：

　　①打孔设备：

采用ZQS-65/2.5手持式气动钻机，ø38×1000mm的双螺纹钻杆配Ф75钻头。

　　②注水孔设计：

　　a、煤厚h﹥6m时，注水孔呈三花眼布置，上孔布置于煤壁顶梁0.5m处，孔深不小于6m，仰角不小于30°;下孔布置于煤壁距底板1m处，孔深不小于5m，仰角15°-20°;孔间距均为3m。

　　b、煤厚3m﹤h﹤6m时，注水孔布置于距煤壁底板1m处，孔间距3m，单孔孔深不小于5m，仰角15°-20°。

　　c、煤厚2m﹤h﹤3m时，注水孔垂直煤壁布置，距底板1m处，孔间距3m，单孔孔深不小于5m。

　　③注水孔封堵：

注水孔封堵采用MZF-75*1000mm水力膨胀式封孔器封孔。

　　④煤层注水：

用快速接头使封口器与BRW—80/20连接，注水压力控制在2Mpa-3Mpa。

　　⑤注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。

确保作业地点煤层煤体充分湿润，并超前工作面煤墙不少于2m。

　　⑥注意事项：

　　a、打眼工必须严格按照操作规程执行。

　　b、打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。

　　c、注水时严禁人员正对注水孔。

　　d、上、下端头第一个注水孔与两巷保持3m间距，在对其注水时，必须严格观察上、下副巷替棚支架有无变化。

否则，必须加固支架后再进行注水。

　　e、工作面爆破前，将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。

严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。

（详见注水孔设计图）

　　3、打眼放炮

（1）采用人工打眼，毫秒爆破落煤，炮眼布置及特征：

炮眼布置采用三花眼，眼深1.0m，顶眼间距1m，距顶梁0.7m，底眼间距1m，距底0.3m，孔深1m。

（详见炮眼布置图）煤层松软时停止打中眼。

（2）爆破器材：

该工作面采用ZQS-65型手持式气动钻机配合1.2m的大麻花钻杆打眼,所用雷管为瞬发电雷管,二级煤矿许用炸药，用MFB—150型起爆器起爆。

　　（3）起爆顺序:

先放底眼，再放中眼。

　　（4）封孔方式：

采用水炮皮封孔，并用黄土填满封实。

要求封泥长度不低于500mm。

　　（5）联线方式：

串联。

　　（6）放炮方式：

采用一次打眼，分组装药，分组起爆。

　　4、爆破说明

（1）采用正向爆破,严格按炮眼布置图的联线顺序联接起爆,一次起爆长度为6炮，其中中眼最大装药量150g，底眼最大装药量300g。

（2）采煤工作面煤层变薄时，另行下发专项措施和炮眼布置图。

　　（3）引药制作

　　由专职放炮员制作,数量根据工作面当班需要,引药制作完毕后必须将雷管的脚线扭成短路。

　　（4）爆破方法

　　根据工作面顶底板情况,每次最多起爆6炮，以减少空顶面积，严禁放通场炮，以保证顶板的稳定性。

　　5、移梁

　　爆破落煤后前伸伸缩梁临时护顶。

在伸缩梁的掩护下攉煤工进行攉煤。

　　6、移架采煤

　　移架过程：

炮后前伸伸缩梁护顶→提起四根立柱→收回伸缩梁→前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁

（1）放炮后伸出伸缩梁护顶，在伸缩梁掩护下攉煤工攉出爆破落煤量的2/3左右，采煤工开始手镐落煤，刷出0.8m的

移架空间。

（2）操作手柄提起四根支柱，使支柱柱鞋脱离底板100—300mm。

　　（3）操作手柄伸出移架千斤顶，推动顶梁带动四根立柱同时操作手柄向前移动0.8m。

　　（4）每个工作段伸缩梁全部伸出，不能超过3架，超过3架必须移架。

　　（5）顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约2-3秒，相邻支架顶梁要平直，以保证足够的支柱初撑力。

　　（6）整排巷采通后，收回移架千斤顶活塞，使托梁整体前移0.8m，托梁恢复到炮前位置。

　　（7）将各操作手把恢复到“零”位。

　　7、装运煤

（1）落煤：

采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。

（2）装煤:

采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。

　　（3）运煤:

工作面采用SGB630/150C型溜子运煤，运输巷采用一部SGB620/40T型溜子、SDJ-800/2×40型带式输送机，集中运输斜巷采用三部SDJ-800/2×40型带式输送机。

　　8、放顶煤

　　工作面放顶煤采用间隔分段、多轮次放煤法进行放煤，具体步骤如下：

（1）放煤口的位置

　　每架一口，距刮板输送机边缘上方0.3—0.5m处调整挡矸链放煤。

（2）放煤顺序：

由机尾向机头方向（由上而下）。

　　（3）编号方法：

工作面分为2-3个作业段同时放煤作业，放煤口间隔距离大于10m，每个作业段每次只准一架放煤。

工作面从上向下的每个作业段将放煤口依次编为1、2、3、4……。

　　（4）单双号间隔放煤：

先在1、3编号口放煤，再在2、4编号口放煤。

　　（5）多轮次循环放煤

　　为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，保证回收率达到要求。

放煤时间视顶煤厚度确定，第一轮次放出顶煤总量的1/2，然后调整挡矸链或用竹笆、椽子挡门，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮放煤。

第二轮仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直到把顶煤放完。

　　9、移刮板输送机

（1）工作面顶煤放完后，浮煤、杂物清理干净，然后移刮板输送机，移刮板输送机采用单体柱移溜，推溜器每10m安装一个。

（2）移刮输送机要做到平、直、稳、正、牢，弯曲段长度不低于15m。

移刮板输送机移好后与前柱保持0.15m间距。

　　二、采煤方法

　　采用走向后退式炮采放顶煤采煤方法。

　　三、工作面正规循环生产能力

　　据公式W=L×S×h×r×c

　　式中W——正规循环生产能力，t

　　L——工作面长度，m

　　S——正规循环推进长度，m

　　h——采高，m

　　r——煤的视密度，t/m⊃;

　　c——工作面采出率，﹪

　　W==L×S×h×r×c

　　=130×0.8×5×1.59×0.95

　　=785t

　　第三节设备配置

　　一、设备配备情况

　　轨道下山五车场设立乳化液压泵站，安装BRW200/31.5型乳化液压一箱两泵，布置两趟Ф32高压胶管向采面供液和回液，用液压接头连接。

采煤工作面采用ZH2000/15/24ZL整体顶梁组合悬移液压支架支护，采用150前后双驱型刮板运输机运输煤炭。

　　第三章顶板管理

　　第一节顶板支护

　　一、工作面支护

　　工作面基本支架和端头支架采用ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压支架支护,每架四柱,基本架长2.8m，端头架长3.6m，支架中心距1000mm±20mm。

　　支架主要技术参数

　　二、控顶距与放顶步距

　　该工作面基本支架最小控顶距2.8m，最大控顶距3.6m;端头支架最小控顶距3.6m，最大控顶距4.4m。

放顶步距0.8m。

　　三、特殊支护

　　1、上、下安全出口支护

　　上安全出口采用4m长π型钢对棚抬口支护和ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压4架支架端头支架。

安全出口超前煤壁1.2m，净高不低于1.8m。

　　下安全出口使用ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压支架4架端头支架配合4m长π型钢对棚支护，安全出口超前煤壁1.2m，净高不低于1.8m。

　　2、上下端头支护

　　上下端头处2.4mπ型钢梁打抬棚，使用坑木将超前替棚段π型钢梁替掉，小径木替棚后棚距不超过0.5m使用竹芭、椽子护顶闭帮。

使用4m长π型钢成对沿走向打设二梁七柱抬棚，棚距不超过0.5m。

端头棚与超前替棚搭接严密，禁止出现台阶。

　　上付巷下帮和下付巷上帮各架设4m长π型钢梁2对棚支护。

上付巷上帮和下付巷下帮各架设1对棚π型钢梁支护。

　　所有单体液压支柱用防倒链或防倒绳捆绑在顶梁上，并穿尼龙柱鞋。

超前支护段巷道高度不低于1.8m，支柱初撑力不低于50kN，超前支护段应留有至少0.7m宽的人行道。

超前支护范围内不得存放物料。

　　3、两巷超前替棚

　　两巷替棚长度自煤壁向外保持10-20m，上、下付巷替棚使用3m长直径不小于200mm的坑木密集支护，使用竹芭、椽子护顶闭帮。

　　4、两巷超前支护

　　工作面上、下付巷超前替棚段超前支护均采用2.4m长π型梁配合DZ-22型单体液压支柱一梁三柱沿走向双排架设，两巷超前支护长度5—20m。

自煤壁向外10m为双排支护，10m以外以单排支护。

　　5、尾巷回收

　　上尾巷与放顶线回齐，下尾巷滞后放顶线不超过1.5m，回收尾巷后放落顶煤，使用竹芭、元木挡门。

　　四、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

　　安装BRW200/31.5型乳化液压一箱两泵，Ф32高压胶管向采面供液，用液压接头连接。

（二）泵站设置位置

　　轨道下山600米处（第五车场）设立乳化液压泵站。

　　第二节工作面顶板管理

　　采用全部垮落法管理顶板

　　附图三：

工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）

第三节矿压观测

　　观测方法

　　采用液压支柱下沉量和工作面压力表进行观测，并作记录。

　　第四章生产系统

　　第一节运输

　　一、运煤路线

　　15110采面——15110采面运输顺槽——15采区运输下山——采区煤仓——东大巷——胶带运输巷——主井煤仓——主斜井——平地运输系统——煤场

　　二、辅助运输路线

　　地面料场——副斜井筒——东大巷——15采区轨道下山——15110回风顺槽——15110采面

　　附图四：

运输系统示意图

　第二节一通三防与安全监控

　　一、通风系统

（一）风量计算

　　1.按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算:

　　Q采=KQ/（1/100–C），m⊃;/min

　　K—工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡系数1.3（它是最大涌出量与平均涌出量之比）。

　　Q—工作面瓦斯或二氧化碳的绝对涌出量，m⊃;/min。

根据实测统计平均值或按经验数据取值。

　　1/100—工作面回风流瓦斯允许浓度。

　　C—工作面入风流瓦斯浓度。

（《规程》规定不得大于0.5%）。

　　Q采=KQ/（1/100–C）

　　=1.3*1.32/（1/100-0.005）

　　=343.2m⊃;/min

　　2、按工作面温度计算

　　放顶煤工作面

　　Q采=60vsk=207m⊃;/min

　　Q采——采煤工作面需要的风量，m⊃;/min;

　　v——采煤工作面的风速，按其进风流温度从《通风安全学》选取0.8，m/s;

　　s——采煤工作面有效通风断面，取最小控顶时2/3有效断面3.92m⊃;;

　　k——工作面的长度系数，取1.1

　　按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量

　　Q采≥4N，m⊃;/min;

　　N—工作面同时工作的最多人数，人。

　　4—每人每分钟应供给的最小风量，m⊃;/min。

　　Q采≥4N

　　≥4*80

　　≥320m⊃;/min

　　按炸药用量计算

　　Q药=25A=262.5m⊃;/min

　　Q药——采面一次放炮最大装药量时实际需用风量m⊃;/min;

　　A——采面一次放炮的最大炸药消耗量10.5kg

　　5.按风速进行验算：

（1）按最低风速验算,工作面的最小风量

　　Q≥60×0.25×s≥60×0.25×5.8≥87m⊃;/min

　　S——采面巷道的平均断面面积，取5.8m2

　　按最高风速验算,工作面的最大风量

　　Q≤60×4×s≤60×4×5.8≤1392m⊃;/min

　　确定工作面实际需要风量

　　经计算本采面所需风量应不低于320m⊃;/min，根据采面人员适当增减。

（二）通风路线

　　进风线路：

主、副斜井→东大巷→轨道下山联络巷→轨道下山→第六车场→15110运输顺槽→工作面

　　回风路线：

工作面→回风顺槽→运输下山→轨道上山→风井底联络巷→回风斜井

　　二、防治瓦斯

（一）瓦斯检查（设点、次数）

　　采面设置甲烷传感器，监测报警仪，悬挂在采面回风顺槽距上台口10m范围处，距顶梁300mm,距巷道侧壁200mm的巷道的风流中。

采面配有专职瓦斯检查工，每班检查瓦斯不少于2次。

　　瓦斯监测

　　地面采用KJ95N型安全监控系统，主机型号为RDCKMountpc—500型，使用UPS电源，采用RVYVR—4/0.52型电缆，通过副斜井筒、运输大巷、运输下山到15110上顺槽与采煤工作面的瓦斯传感器相接，监测瓦斯情况。

安装位置：

上顺槽距采面上台口10m处和回风顺槽出口10-15m处各一个，距巷道顶板不超过0.3m,距巷帮大于0.2m.

　　三、综合防尘系统

（一）防尘管路系统

　　消防与防尘合用一供水系统，在井下所用运输巷道、主要回风巷道、下山和掘进巷道中，所敷设的防尘、洒水管路中每隔50—100m安设一个三通并设阀门，以供洒水防尘用。

井下防尘洒水管路由地面600m⊃;水池静压供水，沿副斜井及巷道侧壁敷设。

采煤工作面采用液压泵供水、高压胶管敷设洒水机煤壁注水。

（二）防尘措施

　　1、采面每班设专人进行煤壁注水，并保证注水质量。

　　2、采煤工作面使用水炮泥，爆破前后冲洗煤壁，爆破后喷雾降尘，装煤、放煤时洒水。

　　3、各转载点要设置喷雾装置并做到开机开水，防尘管路三通间距不得超过100m，并定期冲刷巷道。

　　4、溜煤坡、煤仓应保持一定存煤，不得放空，并及时清除巷道中的浮煤。

　　5、采面回风巷安设风流净化水幕，工人佩戴防尘口罩。

　　6、煤壁注水措施

（1）采煤工作面煤壁注水使用钻机名称：

支腿支撑气动手持式钻机,规格型号：

ZQST—65/2.5S;

（2）煤壁注水打眼位置：

距煤层底板1.5m，打眼深度不得低于3m，间距：

5m;打眼角度：

≤10°，打眼时钻孔沿倾斜垂直于煤壁;

　　（3）注水时，必须使用完好的封口器，将封口器送入钻孔最深位置，严禁将封口器暴露在钻孔外，以免损坏封口器;

　　（4）注水水压不得小于5—8MPa，开始注水时不能水开的太大，必须经过20秒后才能把水开到全开位置。

　　（5）注水时，作业人员不得离开现场，始终观察注水情况，如发现周围钻孔和顶部及煤壁有水溢出时，应停止注水，换钻空位置。

　　四、防灭火技术措施

（一）综合防灭火措施

　　防灭火管路系统同供水系统

（二）防灭火要求

　　1、井下各种电器要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。

　　2、井下供电必须做到“三无”、“四有”;井下所用棉纱等易燃物品要放

　　入加盖的铁桶内带到地面进行处理。

　　3、消灭工作面高温点。

　　4、设备加强检修，经常添加润滑油，以减少自身磨擦，当温度超限时停止运行。

　　附图五：

通风系统图

第三节排水

　　一、设备选型

　　运输下山三风眼以下配备型号BQW40-40-11水泵2台，15110运输顺槽配备型号BQW40-40-11水泵2台。

　　二、疏排水系统路线

　　工作面下顺槽掘进过程中可能有少量的底板水，在出水点适当位置做临时水仓并用排水管装入水仓，安装污水泵通过运输下山经过三风眼排入15采区水仓。

排水系统：

工作面→临时水仓→15采区水仓

　　三、防治水措施

　　根据带压开采危害程度分析，15110工作面属于突水性安全区，虽然水文地质条件简单，但必须坚持防治水工作。

特制订防治水技术措施：

　　1、生产技术科要有计划、有针对性地开展矿井地质和矿井水文地质工作，建立健全矿井防治水有关的水文地质资料，做好水文地质预测预报工作。

　　2、采煤队在工作面回采发现地质变化有异常时，立即上报调度室，并报相关部门和领导。

　　3、采煤队必须在工作面下付巷安装一趟排水管路，防止工作面有涌水时及时将工作面的水用水泵排到15采区水仓。

　　4、一旦工作面发生涌水，必须及时停止采煤，及时汇报调度室，由跟班干部、安全员和班组长带队采取自救、互救措施和撤人准备工作，核实和统计人数.接到撤人通知后，跟班干部、安全员和班组长带队迅速按避灾路线撤离所有人员。

5、加强水文观测工作,定期对各观测点、孔进行监测，发现异常及时汇报，分析原因，采取措施。

　　6、加强培训和学习，让有关人员熟知透水事故的预兆，人人都有防范意识。

工作面所有人员必须熟悉水灾的避灾路线。

　　7、工作面的电话必须有人值守或电话放在工作地点最近的方便接听的地方，只要来电话，必须立即接听。

　　第四节供电

　　一、供电系统

　　供电系统示意图

　　附图八：

供电系统示意图

　第五节通讯照明

　　一、通讯系统

　　15110采面上、下顺槽皮带头处及上顺槽22型和40T转载刮板运输机头处设置直通调度室的程控专用电话，最近设置的程控专用电话距采面不得超过20m,保证能够及时调度、指挥安全生产，做到上通下达。

　　二、照明系统

　　采面所有作业人员各配备一盏矿灯照明。

　　第六节压风自救系统

　　压风自救系统由地面压风站接至上下付巷。

　　1、供风路线：

　　①地面→副斜井→-车大巷→轨道下山→五车场→15110回风巷→减压阀

　　②地面→副斜井→-1东大巷→轨道下山→六车场→15110运输巷→减压阀。

　　2、设备型号：

OGLC-185A

　　3、安装设计要求

　　⑴供风能力确定

　　①根据压风自救安装区域内工作人员数量和压风管路的漏风量及一定的富裕量来确定供风量。

　　②供气源的风压要求为0.8MPa。

　　⑵管路安装要求

　　①管路规格：

回采工作面两巷的压风自救管路直径不小于50mm，其他分散需用地点不小于20mm。

　　②管路敷设要求牢固平直，街头严密不漏风，离地高度0.5m以上。

气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。

　　③要保证供风清洁，防止自救袋喷头经常堵塞。

　　④压风自救袋要安装在地点宽敞，支护良好没有杂物堆积的人行巷道侧，其人行道宽度保持0.8米以上。

　　⑤自救袋要安装高度要适当，开关位置便于操作，其高度距巷道底板1.3米，便于现场人员自救使用。

　　⑶安装装置及数量

　　上下付巷距采面上出口25-40米范围内设置一组压风自救袋，上下付巷在采面下出口意外50-100米范围内安装一组自救袋，以上两处压风自救袋数量分别按工作面最多工作人数确定。

工作面放炮警戒位置设一组（5个）压风自救袋。

采面回风巷每50米设一组（5个）压风自救袋。

　　⑷系统的调试

　　管路安装好后，在安装自救袋前进行通气试验，将管内的杂质及锈蚀粉末吹出。

检查管路的接头是否漏气。

自救袋装好后，由安装人员逐个检查，保证风量充足。

　　4、系统使用管理

　　⑴系统由使用单位指定专人每天对管路、自救袋进行检查，及时处理管路和自救袋存在的漏气、堵塞等问题，保证压风自救系统的清洁完善好用。

　　⑵工作面压风自救系统总阀门及每一组自救阀门必须处于常开状态，严禁关闭。

　　⑶加强员工培训教育工作，使现场每个员工掌握压风自救装置性能、作用和使用方法，教育员工懂得自救系统的重要性和损坏它的危害性，确保自救系统的长期完整可靠

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