军事政治15062工作面采煤作业规程.docx
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军事政治15062工作面采煤作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面的位置
该炮采工作面位于井筒西翼，标高为+776.6m-+778.9m水平，所采煤层为C5号煤层，工作面倾向长度245米，走向长65米，可采面积为15925m²。
二、地面相对位置
该工作面地面标高为+950m，地表为山地及森林，无建筑物。
三、回采对地面的影响
该工作面回采对地面无影响
第二节煤层
一、煤层厚度
根据工作面运输巷、回风巷等掘进巷道探煤情况推断，该工作面煤层厚度平均在1.5米左右，工作面内可能受局部地质构造影响，煤层厚度不算稳定。
二、煤层产状
煤层走向278º、倾向188º、倾角平均10度左右。
三、煤层结构
C5号煤层结构较简单，煤层厚度在1.5－1.7m之间，无夹矸，煤硬度为ƒ＝2
四、煤质
该工作面煤为黑色块状，色泽较亮；煤的视密度为1.4t/m³；煤层发热量在7000大卡/公斤左右。
第三节煤层顶底板
煤层基本顶及基本底为泥质砂岩、泥岩、易碎，节理发育，属Ш类顶板砂岩。
第四节地质构造
一、岩墙
无。
二、断层、裂隙
无。
第五节水文地质
该工作面水文地质条件较为简单，局部顶板有裂隙水，但由于该矿附近有邻矿，回采前要打钻孔探是否有老空水，是否有含水层，只有确定无老空水情况后，方可回采，但对回采无大影响。
第六节煤层瓦斯、发火期、爆炸指数情况
煤层瓦斯绝对涌出量为0.5m³/min，属低瓦斯矿井；煤层属Ⅱ类自燃，地面自燃发火期为12个月；煤层爆炸指数鉴定无爆炸危险性。
第七节储量及服务年限
该工作面走向长65m，倾向长245m，平均厚度1.6m，煤层密度为1.4t/m³，工业储量为35672吨，可采储量为33888吨。
工作面服务年限为4.9个月
第二章采煤方法
该炮采工作面采用走向长壁后退式采煤方法开采；顶板采用全部垮落法管理。
第一节巷道布置
该工作面回风巷布置在＋776.6水平，运输巷布置在＋778.9水平。
回采面采用SGB620/40T型刮板输送机运输，大巷采用机车（人工推车）运至井底车场，由主斜井绞车提升至地面。
工作面运输巷及回风巷巷道断面为上宽2.4m、下宽2.8m、高2.0m、净断面5.2m²，采用工字钢棚支护，支护间距为0.8×0.8m。
附：
工作面巷道布置图
第二节采煤工艺
一、爆破落煤
采用电煤钻打眼，爆破落煤，炮眼采用三花眼或五花眼布置，炮眼角度，炮眼与煤壁夹角为85°－90°，顶眼倾角为5°－10°，底眼在垂直面上向底板方向保持10°－20°的俯角；炮眼深度1.0m，炮眼封泥长度不小于0.50m，必须使用水炮泥，使用矿用瞬发电雷管，采用串联法连线；放炮器必须完好，放炮警戒必须在进风巷避难硐室的安全可靠处。
二、装煤与运煤
工作面装煤为人工攉煤到SGB620/40T型刮板输送机上，大巷采用机车（人工推车）运至井底车场，由主斜井绞车提升至地面。
三、工作面支护和采空区处理
根据已采过各水平该煤层的支护经验，顶板岩性，工作
面采高及现有技术装备，决定采用DZ18/100单体液压支柱配π型钢梁（HDJA-1000型金属铰接顶梁），初撑力90KN，使用大流量三用阀,软底时支柱穿铁鞋（Φ0.32m），顶部用竹芭、板皮铺芭背顶，支护方式为单体液压支柱配π型钢梁交替迈步，柱距为0.8米，排距1米，采用3-4排管理。
工作面基本支护规格表
名称
支护形式
支柱（m）
控顶距（m）
支护参数
顶板管理方式
放顶步距
排距
柱距
最大
最小
密度
强度
支回
切顶
规格
柱梁
1
0.6
3.4
2.4
2.4根/m2
41.6t/m2
见4回1
密集戗棚
1m
机（炮）道支护（附图）
1、机道宽度、贴帮柱、临时柱。
机（炮）道宽0.8m，贴帮柱、临时柱连续支设时，柱距1.2m。
2、支回贴帮柱、临时柱的要求：
工作面正常进行下，不支设贴帮临时柱，特殊情况如：
顶板破碎带、过断层、机道超宽、人员进机道作业，支设贴帮临时柱。
贴帮临时柱支在π型钢梁、π型钢梁或托板上。
贴帮临时柱自上而下支设,支设贴帮临时柱前必须先敲帮问顶,摘除悬矸活石。
回贴帮临时柱，人员站在斜上方人行道内远距离回柱，以下8m不准有人，并及时敲帮问顶，在专人监护下，停机停溜进行。
3、机（炮）道支护措施。
（包括铺笆、挂梁、使超前棚以及防止放炮崩倒支柱等加强措施）
（a）机道采用π型钢梁护顶，柱梁布置方式为交替迈步布置，柱距为0.8米，排距1米，π型钢梁不接顶时，用木料穿实，π型钢梁与支柱同步升起，；操作时，二人进行，一人升柱，一人撑扶梁。
（b）工作面顶板爆破落煤过程中有漏顶危险或已经漏顶时,断层带、顶板破碎带，按1.2m间距在正规柱梁空档内使用长2.4m的π型钢梁，一梁二柱。
π型钢梁支设及移动方法按后述使用π型钢梁措施执行。
（c）机道内的浮煤用长不小于1.5m的扒子扒到溜子里。
（d）机道内的伞檐要用长扒子（>1.5m）摘掉，摘顶找帮以下5m不准有人，并停溜，人员站在摘顶找帮上方位置，不易摘掉的伞檐，安上述支临时柱的要求护顶。
（e）正常情况下，人员严禁进机道，必须进入时，必须先停机停溜,打好临时柱梁，并有专人监护顶板和煤帮。
人员撤出机道，发出开机信号后，方准开机。
（f）放炮时，炮口范围内的支柱活柱用皮子遮挡，炮后及时扶倒柱。
采空区采用全部垮落法管理。
四、落煤
炮眼说明书
炮眼布置方式
三花眼或五花眼
放炮方法
微差毫秒、正向起爆
连线方法
串联
一次放炮个数
≥15个
炸药
种类
3号煤矿许可硝铵抗水炸药
装药量
顶眼
0.30㎏/眼
底眼
0.45㎏/眼
炮眼封泥长度
≥500㎜
五、正规循环生产能力
工作面设计采高平均1.6米，工作面平均长度65米，采用仰斜倾向长壁采煤方法开采，循环进度1.0米，回采率为95%，每日按2.0个循环生产，每月按25个工作日计算，原煤视密度为1.40吨/m³。
工作面循环生产能力W：
W=L×T×H×Y×C=65×1.0×1.6××1.40×95%=138.32t
日产量：
N×W=2.0×138.32=276.64t
月产量：
N×W×D＝2.0×138.32×25＝6916t
式中：
W为循环生产力；
L工作面长度；
T推进进度；
H为平均采高；
Y为原煤视密度；
C为工作面回采率；
N为日循环数；
D为月工作日数；
M为掘进头日进尺；
S为掘进断面积。
第三章顶板管理
1506-2回采面采用DZ18/100单体液压支柱配2.4mπ钢梁支护；两巷超前支护采用DZ18/100单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁。
在回采过程中，必须检查并密切注意顶板情况。
若发现明显来压现象必须停止采煤工作，另行制定安全措施，再行作业。
工作面遇到局部构造要加强工作面支护，加密支护密度。
要加强工作面上、下顺槽出口巷道的超前支护强度，保证其高度不低1.8m，并且无堆放杂物。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输方式：
回采面采用SGB620/40T型刮板输送机运输，大巷采用机车（人工推车）运至井底车场，由主斜井绞车提升至地面。
二、运输系统：
工作面→1506-2运输巷→1506运输巷→井底车场→主斜井→地面
运料系统：
地面→主斜井→井底车场→1506运输巷→1506-2运输巷→工作面
第二节“一通三防”
一、通风系统：
1、通风路线：
新风由主斜井→井底车场→1506运输巷→1506-2运输巷→工作面
排风由工作面→1506-2回风巷→西翼回风平巷→斜风井→地面
2、工作面风量计算：
（1）按工作面人数计算风量Q：
Q＝4N＝4×15＝60m³/min
（2）按瓦斯绝对涌出量计算风量Q：
Q＝100qK＝100×0.5×2＝100m³/min
（3）按工作面温度计算Q：
Q＝60VS＝60×0.25×4.3×1.8＝116.1m³/min
（4）按炸药用量计算Q：
Q＝25A＝25×9.0＝225m³/min
N为工作面同时工作的最多人数人；
α为工作面绝对瓦斯涌出量；
K为瓦斯涌出不均衡系数；
V为工作面最低风速；
S为工作面断面积；
A为一次起爆最大炸药量；
（5）按风速验算：
最小风量：
Q＞15S＝15×4.3=64.5m³/min
最大风量：
Q＜240S＝240×4.3=1032m³/min
（6）、根据上述计算，确定工作面实际需要风量225m³/min。
二、瓦斯防治
1、工作面设专职瓦斯检查员，每班至少检查3次CH4浓度，按规定如实填写瓦斯记录牌板。
2、发现问题及时处理，加强上隅角的瓦斯管理，并设置一台KGJ28A型瓦斯传感器，定时检测上隅角瓦斯浓度。
3、放炮作业要严格执行“一炮三检”制度和“三人连锁放炮制度。
4、在工作面及回风巷各设置一台KGJ28A型瓦斯传感器，传感器设在距帮不小于300mm，距顶板不大于200mm的安全处，报警瓦斯浓度为≥0.8%，断电瓦斯浓度为≥1.0%，复电瓦斯浓度为＜0.8%。
5、班组长要随身佩带便携式甲烷自动检测报警仪，采面上隅角必须悬挂便携式甲烷自动检测报警仪。
6、监控系统必须由专人维护，定期校检（每十天一次），确保系统完好可靠。
7、根据实践经验，工作面采用掘高位抽放巷治理采空区及上隅角瓦斯。
（附：
巷道布置图）
8、工作面进行突出危险性预测，均采用钻孔钻屑S值和钻孔瓦斯解析指标K1值两项指标测定。
（突出危险性预测预报记录）
（1）使用防突电钻沿工作面推进方向施工布置6个￠42㎜预测孔；
（2）钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解析指标K1值；
（3）当实测得到的S<6.0及K1<0.5时，并且钻孔施工过程中工作面未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面，可回采推进8m预留超前距离2m。
9、工作面回风要设置一台GT500A型一氧化碳传感器，传感器设在距帮不小于300mm，距顶板不大于200mm的安全处，预警一氧化碳浓度为23ppm，报警一氧化碳浓度为24ppm。
三、综合防火、防尘
1、防火、防尘管路系统要铺设到位，要有专人维护，杜绝管路系统滴、漏、跑水现象。
2、井下不得从事电焊、气焊等焊接工作。
3、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押送至使用地点。
4、井下使用剩余汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。
5、井下使用的润滑油，棉布和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。
6、井下用过的棉纱、布头和纸必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放、乱扔。
7、采煤工作面应采取湿式打眼，使用水炮泥。
8、爆破前后应冲洗煤壁，爆破时应喷雾降尘，出煤时洒水。
9、工人要佩带防尘口罩，加强防护。
10、定期对运输巷、回风巷洒水降尘。
第三节供电
机电设备配置
序号
设备名称
型号
数量
备注
1
馈电开关
KBZ400
2
2
磁力起动器
BQD－80Z
2
3
磁力起动器
BQD－60Z
2
4
刮板输送机
SGB620/40T
2
5
煤电钻综合保护
ZBZ－4.0
2
6
电煤钻
MZ－1.2
2
7
局部通风机
FBDNO6.0/2×5.5
2
8
橡胶电缆
MYP3×16+1×10
300
9
橡胶电缆
MYP3×50+1×25
400
开关整定、校检表
序号
开关型号
计算值KW
整定值A
两相短路值A
灵敏度效验
1
KBZ-400
102
120
960
10ms
2
BQD-80Z
40
45
405
10ms
3
BQD-60Z
11
22
176
10ms
4
ZBZ-4.0
3.5/17.36
5
15
5.75>4
设备负荷统计表
名称
型号
电机数量
额定功率KW
额定电压V
功率因数
额定电流A
备注
局部通风机
FBDNO6.0
2
5.5×2
660
11.1/6.4
刮板输送机
SGB620/40T
2
40
660
附：
供电系统示意图
第四节安全监控
加强回采工作面的瓦斯监控管理，安装监测监控系统。
在调度室设KJ73N煤矿安全生产监控系统，在1506运输巷安设一台KJF86N型分站，在回采面、上隅角及回风巷各设一台KGJ28A型甲烷传感器和一氧化碳传感器。
安全监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能，安全监控设备必须定期进行调试、校正。
第五章劳动组织及主要技术经济指标
一、作业方式：
采用“三八“工作制的作业方式
二、劳动组织
工作面劳动组织表
序号
工种
班次
各工种出勤时间
甲班
乙班
丙班
合计
甲班
乙班
丙班
1
班长
1
1
1
3
2
回采工
6
6
6
18
3
放炮工
2
2
2
6
合计
9
9
9
27
三、工作主要技术经济指标
工作面主要技术经济指标表
序号
项目
单位
数量
1
工作面倾斜长度
m
50
2
工作面走向长度
m
124
3
采高
m
1.5
4
煤层视密度
T/m³
1.40
5
循环进度
m
1.0
6
循环产量
T
99.75
7
日循环个数
个
2.5
8
回采日产量
T
249.4
9
月产量
T
6235
10
工作面可采期
月
2.1
11
在册人数
人
27
12
回采工效
T/工
9.24
13
单支定额
根
200
14
火药定额
公斤/万吨
1000
15
雷管定额
个/吨
0.46
16
采区回采率
%
95
第六章煤质管理
一、煤质指标
煤质指标表
煤层编号
Mad
Ad
Vdaf
Std
Qbad
C5
1.84-1.87
12.33-12.44
5.75-5.79
0.92-0.94
28950-28960
二、提高煤质和采出率措施：
（1）加强顶板控制，提高支护质量，防止局部冒顶；
（2）工作面有大块矸石，必须捡入采空区，提高煤质；
（3）加强工作面防尘管理，防尘管路要敷设到位；
（4）要收净工作面浮煤,严禁留顶底煤。
第七章安全技术措施
第一节一般规定
1、工作面回采之前，对工人要认真贯彻该作业规程加强学习。
2、对工作面工程质量，安全状况以及遗留问题等，在现场交接清楚，并向采区队长汇报。
3、工作面各工作点的采、支工也必须在现场将本工作点的工程质量及安全状况向下一班人员进行交接。
4、机电各岗位操作人员必须在现场交接所管设备，严格执行岗位责任制，保证设备安全运转。
第二节顶板管理
一、工作面顶板支护安全技术措施
1、工作面必须保持两个畅通无阻的安全出口，一个通到回风巷，一个通到运输巷，工作面的安全出口要经常维护，两出口处不得堆放料，在出口处的20m范围内其高度不得低于1.8m。
2、禁止将支柱打在浮煤或浮矸上，坚硬底板要有柱窝。
3、支柱应有3°－5°的迎山角。
4、所有作业人员严格执行敲帮问顶制度。
进行工作面时首先由当班队长或班组长对工作面进行全面的安全检查，发现隐患及时处理，确认无隐患后方可作业，所有作业人员都必须完好支护下作业，严禁空顶作业。
5、放炮后及时敲帮问顶，及时串梁、支柱，严禁空顶。
6、顶板破碎压力大或煤壁片帮较严重时，要加密支柱支护。
7、工作面运输巷、回风巷每班班长要加强检查，当巷道出现冒顶情况时在安全的前提下，及时疏通巷道，保证工作面有新鲜风，防止瓦斯超限。
8、控顶距及放顶步距：
该面初放期间采用“三、四”管理，最大控顶距3.4米，最小控顶距2.4米，放顶步距1.0米，正常回采期间采用“三、四”排控顶，放顶步距为1.0米。
二、上下两巷超前支护
超前支护自煤壁向外不小于20m。
采用Dz18/100型单体支柱,HDJA-1000型铰接顶梁。
超前支护基本形式为：
10米双排柱梁，排距1.2m，柱距不大于1.0m，10米单排，柱距1m。
初撑力不小于50KN,支柱必须穿铁鞋（Φ0.32米），并拴好防倒绳。
三、端头安全技术措施
1、端头处溜子头、溜子尾必须有牢固的压柱，转载点溜子高差要大于0.3m，确保搭接合理，不拉回头煤。
2、工作面端头采空区侧和煤壁侧都要留有不小于0.8m宽的人行道，其高度不得小于1.6m。
3、靠端头出口在煤壁打一长约3米的超前档，超前档内用单体液压支柱打一排超前支护，柱距不超过800mm。
4、端头放炮时，必须保护好电缆、电机、电机与减速箱的传动部分。
5、工作面端头支护应加密，采用四对八根3m长的特殊π型钢梁，交替迈步前移，一梁四柱，支护间距不得大于0.8m，对顶板破碎处，应及时穿枇背顶。
四、加强支护稳定性的措施
（a）支柱要拉线支设，保持3-5°迎山角，不得支在浮煤（矸）上，并及时拴好防倒绳，软底处支柱全部穿铁鞋（Φ0.32m）。
（b）两巷超前支护π型钢梁要铰接使用，铰接率大于90%，不得出现连续两棵不铰接π型钢梁。
（c）支柱进入工作面使用前要经过试压合格，严禁使用损坏失效的柱梁，面上无空载柱。
（d）及时更换适宜高度的支柱，不准超高采煤和支柱无缩量使用。
（e）人行道两侧支柱、机头机尾压点柱、超前支柱必须拴防倒绳。
（f）泵站压力要达到不低于18Mpa。
支柱随时进行二次注液，支柱初撑力达到90KN以上。
（g）局部漏顶处穿摞棚支护顶板，其穿顶必须接实顶板。
（h）严禁用正规柱做为支点移溜。
（i）各种特殊支护按规定支设齐全可靠。
（j）铺芭背顶严密。
五、回柱方法与措施
（a）人工分段回柱，分段距离不小于15m，接茬选在顶板完整、采空区无悬顶处，断层、顶板破碎带要分在同一组回收。
（b）每组由2-3人组成，一人回柱、一人拉柱，拉柱所使用钩子长度不小于1.5m,顶板破碎处必须由3人组成，一人专职观察顶板。
（c）回柱前首先检查所属范围内的安全状况，包括支架是否完好齐全、退路是否畅通、有无悬矸活石、悬顶情况如何，发现问题及时处理，并在分段点支设二棵隔离点柱，否则不得回柱。
隔离支柱与切顶排和新切顶排斜上方支柱成一条直线
（d）回收时人员站在所回点柱的斜上方安全出口处，在身边完好支架的保护下，严格按自下而上，由里向外的顺序,人员站在所回支柱斜上方末前排第二个点柱空档内回斜下方支柱的“三角回柱法”步骤回柱。
回到隔离点柱附近时，必须细心问顶，清理好退路，支好护身柱，并对隔离点柱进行检查；回收最后几棵支柱时，必须有专人负责照明监护。
（e）戗棚移设，所回支柱下的戗棚平移到新切顶排。
（f）回柱要用长把工具（≮1.5m），卸荷手把应拴有长不小于1.5m的绳子。
回柱点始终保持两对扁销,水平销成对使用，用锤打紧，并随回柱交替上移。
回柱时,先回支柱,再用钩子勾出铁鞋，然后用大锤倒掉水平销,最后用大锤砸出π型钢梁圆销,将π型钢梁回出。
（g）埋压的柱梁要在临时支护的保护下，挑顶或卧底，排矸后用手拉葫芦远距离（不小于1.5m）回出，断层、顶板破碎、压力集中处，回柱时应视顶板情况支设带挑头的木信号柱（Φ≥0.16m）。
（h）回柱前要加强切顶排挡矸，防止窜矸。
滑入老塘的物料用钩子勾出，严禁人员进入老塘。
回出的支柱必须全部载荷升起在新切顶排以里，距切顶排0.3m处做临时密集，初撑力≮50KN，π型钢梁竖放整齐。
（i）回柱点以上5m，以下8m禁止其他工作。
（j）回柱过程中，发现煤壁片帮、掉矸、支柱钻底、歪斜等来压现象时，人员必须立即撤至安全地点，待压力稳定，经班组长、安监员检查无误后，方可进行回柱。
（k）工作面达到最大控顶距，必须及时回柱放顶，禁止超宽采煤。
（l）回柱放顶前，必须要对二、三排支柱补液，确保支柱支撑力达到标准。
（m）回柱严格执《煤矿工人技术操作规程》回柱工部分内容的有关规定。
六、初次来压和周期来压措施
1、采面理人员应根据矿压观测报告提供的参数，做好来压前的准备工作，备足支柱、π型钢梁、木料，提高工作面的支护强度，上全特殊支护，上、下出口畅通无阻。
2、初次来压前沿工作面倾斜方向，在切顶排内侧每8m支设一组丛柱，每组丛柱4棵支柱配2根π型钢梁，支在正规支柱空档内，支设丛柱处不得断开戗棚。
3、工作面支柱必须当班设专人二次注液，初撑力达到90KN以上，迎山有力。
4、工作面来压时，如出现支柱钻底，煤壁片帮严重等现象，要暂停放炮、回柱等工作，并采取加强支护措施，如柱梁移位，要及时迎位移方向加戗柱，未经处理，不准回柱、放炮。
5、工作面来压剧烈，有冒顶危险时，要将人员撤出工作面，待顶板稳定后，加固好工作面支架，方可从事其它工作。
6、来压时，及时将来压情况汇报调度室。
根据矿压观测数据，周期来压步距为13.2m，在开采过程中，每推进10m，必须合理调整劳动组织,尽量避免工序间的相互叠加影响,加强工作面支护质量管理和支护质量的监测,确保工作面支护可靠安全,支护强度达到要求。
七、处理漏顶措施
1、工作面出现局部漏顶时，用穿木垛的方式支护顶板，穿摞棚料用1.4×0.14×0.14m的方木或回收的老料，采用打木垛的方式交叉填实π型钢梁上的空顶部分。
2、穿顶前首先加固好漏顶区上下5m的支护，将歪斜变形支柱按照先支后改的原则进行整改，重新注液一遍。
穿顶前首先敲帮问顶，摘除危岩悬矸，摘顶找帮时，人员站在斜上方支护完好处用长把工具摘除斜下方顶帮，其下5m不得有人，支好临时支护，将π型钢梁移至煤壁，在π型钢梁下方支好1-2架沿倾斜抬棚，有片帮危险时，要支好戗帮柱，并清理好退路。
穿顶及维护时，待顶板稳定后，按由上而下的顺序进行，并提前支设好探头护身柱和临时支柱,并停机停溜进行。
3、穿顶时，首先备足穿顶物料，指定专人观察顶板、煤帮及支护情况，专人递料，专人穿顶，班组长现场指挥，对不安全隐患及时处理，穿顶过程中随时敲帮问顶，穿顶必须接顶牢固，穿顶高度及长度符合符合要求。
4、漏顶带回柱前，先认真检查整改歪斜、迎退山角过大和不使劲的支柱，先支后改，使之迎山有劲，并做好临时支护。
八、工作面调整安全技术措施
1、工作面出现不平直时，应及时进行调整。
2、工作面调整时必须在顶板完整条件好的地方进行。
3、对调整造成端面距超过规定时，应及时打上点柱支护。
4、在回老塘单棵支柱时，必须在其煤帮侧打上支柱作为临时替柱，然后由里向外两柱，逐步回出。
第三节防治水
1、上下平巷保持水沟畅通，无淤泥积水和脏杂物。
2、防尘管路设施定期检查维修，不得有漏水现象。
各喷雾头要设置开关。
3、生产过程中，坚持先探后采的原则，有遇水征兆时，应立即向调度室汇报，并采取相应措施处理，危及人身安全时，班组长应立即组织人员按避水路线撤至安全地点。
4、大巷要挖好排水沟，并设有排水设备（潜水泵），水泵必须与探放水量相适应。
第四节爆破管理
1、工作面的爆破必须由专职放炮员担任，放炮员必须经过专门培训，取得合格证，持证上岗。
2、放炮时采用正向起爆，放炮员必须把炸药、电雷管分别放在药箱
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