二采区轨道下山掘进作业规程.docx
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二采区轨道下山掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
一、工程概况：
桐梓县鑫鑫煤矿二采区轨道下山位于矿井中部，掘进位置在990运输大巷西。
该巷道开口坐标为：
X：
3157749.38，Y：
36392882.61，Z：
+993.7，方位角304°56′00″，水平掘进47m作车场和车房，再掉头（附巷道布置平面图）。
本掘进工作面主要用于矿井二采区瓦斯治理通风之用。
服务时间约3-4年时间。
二、施工中需注意事项：
因该掘进工作面为全岩巷锚网喷联合支护掘进工作面，对巷道围岩的变形、冒落跨度和直接顶冒落厚度等资料收集不够充分，各项支护参数还处于试验调整阶段。
所以在施工过程中，矿生产技术部门和施工单位要紧密结合，积极收集整理和发现处理有关支护问题的资料和数据，不断改进和提高我矿锚网喷支护的水平。
在施工过程中，如遇地质变化带或其他不适宜采用锚网喷支护的区段，施工单位及有关部门必须及时通知生产技术科，组织有关领导和部门进行现场讨论研究，制定解决方案，必要时要果断进行支护形式改变。
第二节编制依据
一、2010年版《煤矿安全规程》
二、《中华人民共和国矿山安全法》
三、巷道掘进地质说明书
四、桐梓县鑫鑫矿业有限公司开采方案设计及巷道施工设计
五、各工种操作规程
六、鑫鑫矿业有限公司各工种岗位责任制、安全管理制度
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、该巷道相应的地面为岩石山体，地形地貌起伏变化大，标高在950m～1466.5m之间。
区域内地表无河流、湖泊等水体，无居民住宅和其它建、构筑物等。
二、本巷道开口位置布设在+990m水平回风上山以上+997m处。
往皮带上山方向掘进8m，再往煤层顶板方向掘进46m平巷变坡掘进下山，下山坡度为22度，下山巷道长度260m。
井上下关系对照表
水平、采区
二采区
工程名称
回风上山
地面标高
950m～1466.5m
井下开口标高
+1000m
地面的相对位置建筑物、小井及其他
无
井下相对位置对掘进巷道的影响
无
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
无
本区域煤层不具有自燃且该巷为全岩掘进，一般在无外源火的情况下不会发生火灾事故。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、地质构造
矿区位于乐坪背斜中部东翼，为一向东倾斜的单斜地层，地层总体倾向125°左右，倾角20°左右。
煤层底板大致沿走向微微隆起，区内未见大的断裂和褶皱，局部存在小的构造，地质构造较简单。
1、地层特征
本矿龙潭煤系为海陆交互相沉积，厚度变化不大，总厚约110m，由灰、深灰、灰黑色薄—中厚层粘土岩砂岩夹硅质岩、灰岩、菱铁矿及煤层组成，底部常有高岭土及黄铁矿（含黄铁矿粘土岩）。
龙潭煤系含煤性较好，含煤3层，由下至上编为K1、K2、K3煤层，含可采煤层2层，即K1、K3煤层。
2、煤质
煤质物理特征：
矿区内煤层为黑色，少量灰黑色、钢灰色，柱状、块状、粉粒状为主，少量碎块、碎粒状，似金属光泽及玻璃光泽，中～细条带结构，棱角状断口，部分为平坦状或参差状。
坚硬、性脆。
3、煤层顶、底板岩性
（1）、K1煤层位于龙潭组，出露于龙坪煤矿，上距长兴组灰岩85m左右。
下距茅口组灰岩约20m，煤层稳定，呈层状产出，厚度0.67m～0.73m，平均0.7m，一般无夹矸，煤层结构简单，为全区可采煤层，直接顶板一般为粘土岩，时有褐色粘土岩为伪顶，厚度不稳定，老顶为灰岩；底板一般为灰色粘土岩，含铝土质及炭化植物碎屑见菱铁矿、黄铁结核，有时夹煤线。
（2）K3煤层位于龙潭组，出露于龙坪煤矿，上距长兴组灰岩70m左右，下距茅口组灰岩约35m，煤层稳定，呈层状产出厚度1.70～2.2，平均厚度1.95，一般无不借矸，煤层结构简单，煤层厚度移定，为全区可采煤层。
直接顶板一般为粘土岩，时有褐色粘土岩为伪顶，厚度不稳定，老顶为灰岩；底板一般为浅灰色粘土岩，含铝土质及炭化植物碎屑见菱铁矿、黄铁结核，有时夹煤线。
煤层特征见表
煤层
名称
煤层厚度（m）
最小~最大
煤层平均
（m）
煤层结构
煤层倾角
（°）
煤层间距（m）
顶底板
顶板
底板
K1
0.67~0.73
0.7
稳定
20
15
泥岩、灰岩
粘土岩、泥岩
K3
1.7~2.2
1.95
稳定
20
泥岩
粘土岩、泥岩
4、瓦斯、煤尘、煤的自燃及煤与瓦斯突出危险性
（1）瓦斯
根据2010年度K3煤层瓦斯鉴定结果矿井绝对瓦斯涌出量4.78m3/min,二氧化碳绝对涌出量1.41m3/min；相对瓦斯涌出量29.78m3/min。
（2）煤尘爆炸性
根据2011年9月份提取煤样到中煤科工集团重庆研究院进行的煤尘爆炸性鉴定结果：
K1煤层煤尘爆炸性指数为19.00%，检验结论有煤尘爆炸性；K3煤层煤尘爆炸性指数为12.91%，有煤尘爆炸性。
（3）煤的自燃倾向性
根据2011年9月份提取煤样到中煤科工集团重庆研究院进行的煤自燃倾向性鉴定结果：
K1
煤自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层；K3煤自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。
（4）煤与瓦斯突出危险性
根据地质报告、相邻矿井同煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告和我矿进行的煤与瓦斯突出鉴定有关参数综合分析，K1煤层为高瓦斯煤层，无煤与瓦斯突出危险性；K3煤层有突出危险
5、地层综合柱状图
6、工程围岩及顶底板分类
本区煤系地层中发育有北东、北西及近南北向节理及层面（层理）4组结构面，其走向、倾向延展有限，结构面发育密度一般1～4条/m，结合力差，常形成板状结构体，岩体完整性较差。
在地下水的渗透软化作用下易产生硐室顶板冒落、坍塌。
可采煤层倾角12°～25°，属于缓倾煤层。
煤层顶、底板岩性主要为粘土岩、砂质粘土岩、细砂岩等。
煤层直接顶、底板均为簿—中厚层粘土岩，均为软质岩组，遇水易软化。
此外，顶、底板岩层中发育有多组裂隙，岩体结合力差，岩层稳固性差。
工程地质重要条件为中等偏复杂类型。
二、水文地质
鑫鑫矿业位于乐坪背斜中部东翼，总体构造较简单，为一向东倾斜的单斜地层。
属长江流域綦江水系。
矿区外南部有地表径流，鑫鑫矿业在部分煤层位于最低侵蚀基准面以上，本矿井开采的最低标高+900m，根据本矿水文地质报告“据调查，矿区最低侵蚀基准面为南部河流河谷，开采煤层矿区南部河对矿井造成影响不大”。
1、地下水类型及含水性
根据矿区及附近出露地层、含水介质及地下水动力特征，区内地下水可分为孔隙水、基岩裂隙水、岩溶裂隙水三种类型。
（1）第四系孔隙水补给源为大气降水，就近排泄于溪沟中。
对矿井影响不大。
（2）岩溶裂隙水：
有茅口组岩溶含水岩组、长兴组岩溶含水岩组、下三叠统夜郎组第二段岩溶含水岩组。
其中茅口组岩溶含水岩组厚度大于100m，发育有大小不等的溶洞及溶蚀裂隙，富水性强。
对矿井的底板充水影响较大。
（3）基岩裂隙水：
有龙潭组裂隙水、夜郎组沙堡湾段裂隙水、夜郎组九级滩段裂隙水等，其富水性都较弱。
2、地下水补给、径流、排泄条件
（1）、大气降水是本区岩溶水的主要补给来源。
由于碳酸盐名山大川分布多为斜坡地带，总体上接受降水的补给条件差，但在局部地段，地形封闭好，易于接受大气降水的补给。
区内岩溶较为发育。
溪沟水等地表水体通过碳酸盐岩之中的溶浊裂隙、溶洞、落水洞等对地下水进行补给.受地形裂隙地层等因素的控制，区内岩溶水总体由分水岭地带向地势低洼处径流。
区内地下水以泉及矿井水的形式进行排泄。
（2）、大气降水也是本区碎屑岩裂隙水的主要补给来源。
由于碎屑岩分布地区多为斜坡地带，且岩层裂隙密度小，张开性差，其接受降水的补给条件差区内的碎屑岩裂隙水主要赋存在风化裂隙带之中，向深部富水性减弱，其径流趋势主要决定地势的高低，在重力作用下，由高处向低处径流。
区内的碎屑裂隙水在风化裂隙带被地形切割之处，以泉、矿井水的方式进行排泄。
（3）孔隙水在松散堆积物中下渗，无明显的排泄点。
3、含、隔水层岩组特征及对矿床充水的影响
（1）龙潭组含水岩组：
分布于矿区西部，厚约110m，为本区含煤岩系，主要岩性为灰色薄--中厚层粘土岩、砂岩夹灰岩、煤层等，为煤系地层，本区含K1、K3号煤层。
其中K3号煤层上距长兴组成底板约85m，K1号煤下距茅口组顶板约20m。
富水性差，为弱含水岩组，主要起隔水作用。
本身所含裂隙水，对矿井充水影响不大。
（2）茅口组含水岩组：
岩性以厚层块状灰岩为主，其溶洞、地下暗河发育，含裂隙溶洞水，在区域内出露厚度大于100m，地下水受大气降水及地表水的补给富水性强。
该岩组中裂隙发育，多为泥质充填，在水流作用下，易成为开采矿井充水通道。
该岩组上距K1号煤层底板约20m，其间为黄铁矿粘土岩，岩层厚度变化幅度大，采K1号煤层到最低开拓水平900m，其含岩溶水可能通过底板鼓胀所产生的裂隙进入矿井之中，甚至在薄弱地段产生突水现象。
综上所述，开采各煤层时，均可能发生矿井顶板充水，尤其是开采K3号煤层时，发生矿井顶板充水的可能性最大；开采K1号煤层时，发生底板突水的可能性较大。
4、因矿井为原石湾煤矿、龙坪煤矿、南源煤矿、许家坪煤矿等四家煤矿整合形成，有关开采资料散失；且本地小煤窑发展悠久，以开采K3为主，遍布在煤层的露头地带，大多是自采自用。
一般开采以斜井煤层倾向掘进长度为30～200m，再沿走向开采100～300m，垂深一般不超过100m，大部分巷道积水其开采状况都没有记载。
老窑所在处易受井下开采的影响，故可能对矿井充水和施工安全产生影响较大。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
该巷布置在+900至+1000m水平K1煤层底板中，巷道设计为半圆拱形，掘进断面积为8.64m2，巷道开口位置在回风上山+1000m处，标高+1000m，K1煤层底板，开口坐标为：
x:
3157952，y:
36392816.6。
巷道走向方位角46°～226°。
第二节支护设计
一、该工程服务时间约3年，服务时间长，巷道设计采用锚网喷浆联合支护，净断面8.02m2（见巷道断面图），锚杆间排距均为700mm×700mm；巷道开口点设计采用锚网喷浆联合支护。
若掘进过程中地质发生变化，可根据实际情况进行支护方式改变。
附：
+1000m二采区回风上山巷道断面图1：
50
第三节巷道开口施工
巷道开口位置是一个上山甩车场岔口，矸石运输通过绞车上下提放的交叉点，巷道悬顶面积大，因此需加大支护强度，根据K1煤层顶板我矿的技术、装备情况，设计十字交叉点位置采用锚索、锚网喷浆联合支护。
待十字交叉口施工完成后，方可开始正常断面的施工。
开口施工前必须备齐施工工具和支护材料，组织施工人员进行作业规程学习。
第四节支护材料选型
K35300型
直径（mm）
长度（mm）
质量（g）
凝固时间（min）
钻孔直径（mm）
35
300
350±5
0.5~1
42
配用锚杆体规格
材质
直径（mm）
锚头结构与尺寸（mm）
型式
宽度
拍扁长度
锚固长度
挡圈直径
A3圆钢
18
反麻花
37
200
220
38
设计锚固力（KN）
≥50
喷浆材料要求：
名称
水泥（＃）
砂（mm）
石子（mm）
速凝剂
规格
≥325
0.3～5.0
＜15
第五节支护工艺要求
一、巷道断面主要参数按巷道设计断面执行。
二、巷道喷浆厚度50mm。
三、采用锚索、锚网喷浆联合支护时，顶帮应用锚网护顶；锚网之间必须搭接100mm，并用铁丝扭结。
四、锚杆托盘必须要紧贴岩壁，锚杆螺冒必须用相适应的大搬手扭紧，螺冒的扭力不小于100KN。
遇有冒顶片帮严重部位，应采取壁后充填荆芭将片帮部位捂严，并进行喷浆封闭。
五、顶板锚杆应由外向里掘进工作面逐排顺序施工，每排锚杆孔宜由中间向两帮顺序施工。
六、锚杆孔实际钻孔角度相对设计角度的偏差应不大于5°。
七、严格按给定的中（腰）线施工。
每班施工前，当班班长必须检查中（腰）线，并将中（腰）线延伸至工作面，确定的当班的施工中（腰）线位置。
八、进行喷浆时，必须将墙基部份挖开，墙基深度不小于100mm；严禁不挖墙基就喷浆，杜绝高吊腿现象。
九、喷浆混合料比例要求：
水泥：
石子：
沙=1:
2:
2，速凝剂的配比为3%～5%。
十、喷浆工作结束后，应及时打设管线吊挂眼，线缆和风筒、风水管路应分帮敷设，线缆吊挂眼为腰线上0.4m，风筒吊挂眼为腰线上0.4m，风水管吊挂眼为腰线下0.9m，各类吊挂眼的间距均为2.5m。
十一、水沟规格宽300mm深300mm，砌筑厚度不小于100mm，水沟必须随工作面一起延伸。
十二、轨道铺设轨枕间距中—中1000mm，各种扣件齐全。
十三、工作面最大空顶距不得超过1m。
第六节质量标准要求
项目
设计值（mm）
允许值（mm）
巷道净宽
中左
1800
0～+150
中右
1800
0～+150
全宽
3600
0～+250
巷道净高
起拱
1300
-30～+150
腰下
1300
-30～+150
全高
3000
-30～+200
锚杆间距
700
±100
水沟宽度
300
-30～+150
水沟深度
300
-30～+150
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法：
采用普通钻爆法放炮掘进。
二、巷道开工工作方法：
1、现场交接班，进行安全检查。
2、延伸中、腰线至工作面，标定施工中（腰）线控制巷道方向和坡度；
3、架钻打岩眼，进行岩眼装药爆破。
4、检查处理工作面活矸。
5、出矸；
6、检查各项技术指标，打顶部锚杆眼，挂网、打锚杆，清理浮矸、水沟。
7、根据实际情况进行喷浆、打吊挂眼，延长管线，工作完成。
第二节凿岩方式
一、凿岩方式：
采用风钻打眼
二、施工工艺流程：
安全检查→延伸中（腰）线→打岩眼→装药爆破→处理安全隐患→检查各项技术指标→打锚杆眼、挂网打锚杆→清理→喷浆、打管线吊挂眼→管线、轨道延伸
三、该巷为全岩巷，耙斗装岩机装岩，1吨矿车运输的方法施工。
第三节爆破作业
一、爆破条件：
指标名称
单位
参数
备注
巷道掘进断面
m2
8.64
巷道净断面
m2
8.02
底板岩性
泥岩、灰岩
瓦斯等级
高瓦斯
通风方式
压入式
掏槽方式
楔形
循环进度
m
3
炮眼利用率
%
90
炸药种类
三号煤矿许用炸药
雷管型号
毫秒瞬发雷管
炸药消耗量
Kg/m
14.6
雷管消耗量
发/m
39
二、爆破说明书
1、炮眼布置见附图
2、炮眼装填表
炮眼名称
眼数
单孔深度
（m）
眼号
装药量（kg）
起爆顺序
装药结构
联线方式
单孔
合计
掏槽眼（岩眼）
8
2
1~6
0.6
4.8
Ⅰ
正向
装药
煤层一次串联启爆
辅助眼（岩眼）
12
1.8
7~18
0.3
3.6
水沟眼（岩眼）
1
1.8
39
0.2
0.2
Ⅲ
周边眼（岩眼）
13
1.8
25~37
0.3
3.9
Ⅱ
底眼（岩眼）
7
1.8
19~24、38
0.3
2.1
Ⅱ
合计
39
14.6
三、爆破效果
指标名称
单位
参数
指标名称
单位
参数
炮眼利用率
%
90
每米炸药消耗
Kg/m
9.125
循环进尺
m
1.6
每米雷管消耗
发/m
24.375
循环实体煤
m3
9.07
炮眼密度
个/m2
3.64
循环实体岩
m3
14.5
班循环数
个
0.8
循环雷管消耗
发
39
每天进尺
m
3.8
循环炸药消耗
Kg
14.6
月循环数/月进尺
个/m
62.5/100
第四节装载与运输
一、工作面采用人工打眼爆破，耙斗装岩机装矸，1吨矿车运输的方法施工。
平巷采用人工推车，斜巷采用1.2m绞车下放，每勾提升或下放两辆矿车；+990运输大巷采用CDXT-5（T）型矿用防爆特殊型蓄电池电机车运输，电机车每次拉矿车5～7辆。
二、空车、材料车和重车车辆运输路线
空车、材料车运输路线：
矸石场电瓶车运输+990运输大巷人工推车回风上山下部车场1.2m绞车提升
+1000m，二采区下山工作面。
重车运输路线：
重车人工推车+1000m第二采区下山工作面1.2m绞车下放通风上山下部车场人工推车+990运输大巷电瓶车运输地面矸石场。
三、运输机械
设备名称
型号
数量
2台
充电室位置
主平硐口
额定运载量
7吨
制动方式
盘式
第五节管线及轨道敷设
一、管线吊挂
1、风筒悬挂于巷道下帮，沿底板上1900mm打眼装上木桩然后固定铁丝，风筒吊挂在铁丝上，风筒末端距工作面不大于5m；
2、风管、水管悬挂于巷道下帮，风管在上水管在下，风、水管之间保持0.3m，水管离巷道底板保持0.3m，固定风、水管距工作面不大于30m；
3、电话线、瓦斯监控线等悬挂于巷道上帮电缆钩上，距底板不少于1.6m；电话距工作面不大于30m，瓦斯监控按规定悬挂；
4、巷道内各种管线吊挂眼间距均为2m。
二、该工作面敷设轨道型号为15kg道，轨距600mm，轨枕间距中—中1000mm，
轨道的铺设质量应符合下列要求：
1、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。
轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。
2、直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm。
3、直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2mm。
4、在曲线段内应设置轨距拉杆。
5、轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm。
道碴的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。
对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。
6、同一线路必须使用同一型号钢轨。
道岔的钢轨型号，不得低于线路的钢轨型号。
7、矿井轨道使用期间应加强维护，定期检修。
第五章生产系统
第一节通风
一、该工作采用两台（一用一备）局部通风机压入式供风，通风机安装在+990轨道上山车场一侧，风机型号FBD№7.1型，风机功率2×30kw，电机型号YBF2-200L1-2，风量200～620m3/min，风压900～5800pa。
选用抗静电阻燃反压边风筒，风筒直径800mm。
工作面供风量为300m3/min。
二、局部通风机供电由井下中央变电所风机专用变压器出线，经专用开关和线路接入风机启动开关。
风机必须具有自动倒台功能，当一台风机停转时另一台风机能够自动启动。
向工作面供电必须实现风电、瓦斯电闭锁，当风机停转或工作面瓦斯超过设定值时，必须能自动切断向工作面的供风。
三、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q=100qk
=100×0.86×1.8
=154.8m3／min
式中Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min；
100——单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值；
q——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3／min；
k——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。
通常，机掘工作面k=1.5～2；炮掘工作面值=1.8～2.0。
2、按工作人员数量计算。
Q=4N
=4×16=64m3/min
式中Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min；
4——每人每分钟应供给的最低风量，m3／min；
n——掘进工作面同时工作的最多人数。
3、按炸药消耗量计算。
Q=25N
=25×14.6=365m3/min
式中Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min；
25——每公斤炸药消耗风量，m3；
n——掘进工作面循环炸药消耗量。
3、掘进工作面风量验算。
①按最低风速验算。
Q≥126.75m3/min
Q≥15×8.45
Q≥126.75m3/min
式中15——按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数；
S掘——掘进工作面的断面积，m2。
②按最高风速验算。
Q≤240S
Q≤240×8.45
Q≤2028m3/min
式中240——按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数；
S——掘进工作面的断面积，m2。
根据验算结果：
126.75最小<365>2028最大，同时根据掘进工作面温度以及按有害气体浓度验算供风量均能满足要求。
因此配风量365m3/min，风机选用2×30kw对旋风机能满足掘进工作面需风量要求。
第二节压风
一、该工作面掘进压风系统由安装在主平硐口的空气压缩机供风，压风机型号为LG—20/8G型（两台）喷油双螺杆压缩机，供风管路为直径125mm无缝钢管，管路长度1200m，沿主平硐下帮架设，压风管距巷道底板1.7m。
工作面管路沿巷道左帮架设，压风管路距巷道底板0.6m。
二、压风系统路线：
压风机房→主平硐→+990运输大巷→一采区回风上山→+1000m二采区回风上山工作面。
第三节瓦斯防治和安全监控
一、工作面安装两台瓦斯监测报警仪，由安装在+990运输大巷的安全监控分站引线，一个悬挂在距工作面迎头5m处的风筒对侧巷道顶板；另一个悬挂在距工作面回风与总回风汇合处向里10m处。
同时工作面负责人还必须携带便携式甲烷检测报警仪，所有工作人员必须随身携带隔绝式自救器。
二、瓦斯监控线路布置
平地调度监控中心→+990运输大巷2＃监控分站→+1000m二采区回风下山工作面
第四节综合防尘
一、本工作面防尘供水水源来自回风平硐地面+1170m水平消防水池，由一趟3吋镀锌钢管向下供水，水压1kpa。
管路沿轨道运输上山敷设，距巷道底板1.4m。
管路连通矿井各个用水地点。
二、工作面采用湿式钻眼，严禁干打眼；坚持充填水炮泥爆破，坚持放炮后冲刷巷帮和湿式装煤（岩）；
三、在距工作面50m处安设一道能够覆盖巷道全断面的喷雾装置，当进行放炮作业时打开喷雾降尘，喷雾装置应随工作面的推进而前移；防尘管路每隔50m应装设一个防尘阀门；
四、工作面采用湿工装岩（煤）；施工人员应按规定配带防尘口罩，搞好个人防护。
五、防尘管路系统路线：
消防水池→回风平硐→皮带上山→+1000二采区回风上山工作面。
第五节防灭火
根据调查资料和矿井煤层自燃倾向性鉴定结果，本区域煤层没有自燃现象，但施工过程中仍应注意加强煤层自燃管理工作，密切观察总回风一氧化碳浓度的监测，发现有自燃迹象及时查明原因进行处理。
工作面应备有不少于60m的软质水管，用于防尘洒水和冲刷巷帮。
加强工作面的油脂管理工作，擦拭设备的废油和棉纱必须及时清理出井。
在局部通风机安装处应设置不少于两个干粉灭火器，并保证其在有效期内。
第六节供电
一、该工作面供电由主平硐中央变电所风机专用变压器出线，电压等级660v，通过专用开关和专用线路向该工作面供电，专用
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