2212工作面掘进施工作业规程.docx
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2212工作面掘进施工作业规程
目录
第一章工程概况3
第一节概述5
第二节编写依据5
第二章地面相对位置及地质水文情况6
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况6
第二节煤（岩）层赋存特征6
第三节地质构造7
第四节水文地质7
第三章巷道布置和支护说明9
第一节巷道布置9
第二节矿压观测10
第三节支护设计11
第四节支护工艺13
第四章施工工艺15
第一节施工方法15
第二节凿岩方式16
第三节爆破作业16
第四节装载与材料17
第五节管线及轨道敷设18
第六节设备及工具配备18
第五章生产系统19
第一节通风系统19
第二节防尘系统22
第三节防灭火系统22
第四节“一通三防”管理24
第五节安全监测系统27
第六节供电系统30
第七节排水系统32
第八节材料系统35
第九节照明、通讯和信号系统35
第六章劳动组织及主要技术经济指标36
第一节劳动组织36
第二节循环作业图表38
第七章安全技术措施40
第一节顶板管理40
第二节爆破作业41
第三节防治水管理44
第四节机电管理47
第五节综掘机管理48
第六节运输管理52
第七节特殊安全措施55
第八节煤质管理56
第八章灾害应急措施及避灾路线57
第一章工程概况
第一节概述
一、工程名称：
2200小面补充材料巷、切眼及运输巷。
二、掘进目的及巷道用途:
掘进目的是为更彻底、最大限度回收二采煤柱，在2200小面推进至2206和2208保护煤柱时，分别在2206和2208保护煤柱进行掘进，形成工作面生产系统，满足二采煤柱回收工作面回采时的通风、行人、运料、管道敷设等的需要。
三、施工巷道设计长度：
2200小面补充材料巷设计为三段，巷道设计长度（平距）分别为：
一段长度96.5米，二段长度108.2m，三段94米（平距），合计298.7米。
2200小面补充切眼设计分为三次补充，切眼设计长度（平距）分别为：
原2206保护煤柱处补充切眼48.7m，原2208材料巷保护煤柱处补充切眼60.6米，2208保护煤柱处补充切眼38.9米，共计补充切眼105.3米。
2200补充运输巷：
40米。
合计补充巷道445米。
四、巷道类别、巷道层位及巷道坡度：
巷道类别：
回采巷道。
巷道层位：
2200小面补充材料巷、切眼、运输巷均沿煤2底板施工。
巷道坡度：
2200补充材料巷、运输巷0°～-8°。
施工方位角：
材料巷：
95°，切眼：
185°。
五、通风方式：
局扇压入式。
六、使用机械：
调度绞车、扒机、皮带、溜子、煤电钻、锚索钻机、水泵、局扇。
七、预计开工和竣工时间：
根据采掘接续要求，经研究决定自2011年1月开工，预计2010年2月竣工。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
2200小面补充材料巷、切眼布置在2号煤内，该煤层为井田内主要可采煤层，位于太原组顶部，上距山西组底部灰白色中砂岩0～3m，全区厚度、层位稳定。
该区煤层厚2.14～3.17m，平均2.65m，含1～2层夹矸，厚0～0.50m，其顶板为砂质泥岩或泥岩互层为主，底板为砂质泥岩或泥岩。
2号煤层上下分层，宏观煤岩特征差异明显，上分层主要为光亮型，偶见直径为0.1m的黄铁矿结核；下分层各种类型均有，且横向变化明显，为暗淡型和半暗淡型。
2号煤与下部的5号煤相距85.6m。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
该煤层瓦斯相对涌出量为7.90m3/t，为低瓦斯矿井。
煤尘爆炸指数为42.92%，煤层自然发火期为4～6个月，属于有煤尘爆炸性危险的矿井。
附表二顶、底板岩性特征表
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
灰白色粗粒石英砂岩
6.0
灰白色，裂隙发育，含方解石、长石及黑色矿物，f=5～6
直接顶
页岩
2.3
灰色页岩，节理发育，f=3～4
煤层
2#煤
2.14--3.17
平均2.65
上分层主要为光亮型，偶见直径为0.1m的黄铁矿结核；下分层各种类型均有，且横向变化明显，为暗淡型和半暗淡型。
直接底
泥岩
2.55
灰白色，较坚硬
第二节地质构造
该工作面预计地质构造较简单，补充材料巷掘进时可能揭露一些小断层，在三段材料巷中下部为落差2m的断层，由于相距较近故对2200补充材料巷掘进施工会造成影响，所以在掘进施工中要加强探放水管理，以及过断层时加强顶板管理，并严格执行“有掘必探，先探后掘”的原则。
第三节水文地质
一、水文地质情况：
工作面区域内自上而下主要有3层含水层：
1、上石盒子组层间孔裂水：
该含水层属弱至极弱含水层，距2号煤层间距为120m左右，对掘进无影响。
2、下石盒子组层间裂隙水：
该层上段以厚层砂岩为主，含砂质泥岩及泥岩层，全段平均厚82m；下段以砂质泥岩和泥岩为主，其上顶部含14m的中粗砂岩。
该段岩层单位涌水量0.038Ｌ／ｓ.ｍ，为弱含水层。
3、山西组层间裂隙水：
该组底部为厚状中细砂岩（k2标志层），厚5.34～8.12m，单位涌水量0.038～0.012Ｌ／ｓ.ｍ，属弱含水层。
4、最大涌水量：
30m3/h；正常涌水量：
2m3/h。
二、安全隔水层：
该巷道和切眼正常块段掘进不受底板砂岩水威胁。
2#煤底板距奥灰含水层130m。
·
第三章巷道布置和支护说明
1、首先在原2206运输巷距离D6点45.7米处开门口施工2200补充材料巷一段，施工方位角为95°，施工长度96.5m，施工至97m处后向南施工2200小面补充切眼一段，施工方面角185°，施工长度50.7m（与二采轨道贯通）。
2、在距离原2208运输巷Z3点29.4米处，开门口施工2200补充材料巷三段、二段和三段补充切眼，三段、二段补充材料巷方位角95°，三段长度91.8m，二段长度108.2m，三段补充切眼方位角185°，长度42.9m。
该段施工顺序为：
先施工三段材料巷，施工至91.8米处向南拐弯，开始施工三段切眼，三段切眼施工42.9m后向东拐弯施工二段材料巷与原2206运输巷贯通。
所有巷道施工均采用炮掘，施工过程中可能遇到小断层，巷道沿煤层底板掘进，巷道断面尺寸为宽2000㎜×2000㎜矩形；开门口地点巷道规格：
宽×高=2200×2200mm，开门口前要按照附图2的要求对开门口地点进行锚梁加固。
第二节矿压观测
1、加强对巷道的矿压观测，巷道在一般支护后，巷道每隔50m左右设一组测点，至少每旬观测一次巷道变化情况，每组测点测量腰线上下和中线左右的数据，并做好每次观测的记录。
2、在巷道围岩压力显现区域，要增加一次支护巷道测点密度，每5～10m设一组测点，每2天测量一次数据。
每周进行一次巷道观测情况分析，对巷道变化情况进行总结。
3、锚杆必须做拉力试验，巷道每100m检查一组，每组检查不少于5根。
顶板1根、两肩各2根，并做好记录和向有关部门汇报。
4、巷道内每隔200～300m安设一个顶板离层仪，观测顶板离层情况，根据顶板压力情况，每10～20天观测一次，并做好记录。
第三节支护设计
（一）巷道断面：
1、巷道设计断面与支护形式:
（1）补充材料巷断面为矩形：
宽×高=B×H=2000mm×2000mm，断面积S=4m2.
（2）补充切眼未扩刷为直角梯形断面：
顶宽3600㎜，底宽4000㎜，高3600㎜，断面积：
13.68m2。
（二）永久支护确定：
用经验类比法确定2200补充材料巷永久支护。
2210运输巷、2209运输巷、2209材料巷、2207材料巷、2207运输巷的支护形式均为锚网支护，均满足了巷道的安全性。
所以2200小面补充材料巷也采用锚网支护。
（三）锚网工程质量标准：
1、优良品：
（1）矩形断面：
巷道净高度底板上2000㎜；允许误差：
0～＋250㎜；巷道宽度2000㎜；允许误差：
中线左右0～＋200㎜。
（2）梯形断面：
顶宽3600㎜，底宽4000㎜，允许误差：
中线左右0～＋200㎜，高3600㎜，允许误差：
0～＋250㎜；
2、合格品：
（1）矩形断面：
巷道净高度底板上2000㎜；允许误差：
-50～＋250㎜。
巷道宽度2000㎜；允许误差：
中线左右-50～＋200㎜。
（2）梯形断面：
顶宽3600㎜，底宽4000㎜，允许误差：
中线左右-50～＋200㎜，
高3600㎜，允许误差：
-50～＋250㎜。
3、树脂药卷锚固,锚固力不少于45KN。
必须按照要求操作。
4、锚杆规格：
Φ16L*1500mm，锚杆间排距：
1000×900mm，允许误差：
±100㎜。
5、锚杆布置：
锚杆应垂直于巷道轮廓线或岩面，角度不少于75°。
6、锚杆托盘：
必须紧贴巷壁，树脂锚固剂锚杆7min后上盘，并用机械或力矩扳手拧紧，至拧不动为止，锚杆外露丝长度不超过50㎜。
7、锚索托盘：
必须紧贴巷壁，必须用索具索紧，锚固力不小于20T，锚索外露≤200㎜。
8、金属网搭接长度：
不得少于50㎜，网之间要用12#铁丝连接，间距300㎜。
9、巷道成型圆滑，不得有明显的凹凸。
10、根据巷道围岩破碎情况因地制宜加挂木锚盘。
木锚盘长轴方向与巷道轴线方向垂直布置。
11、巷道顶板不平时用背板背平、背实。
第四节支护工艺
一、按悬吊理论计算锚杆参数：
1、锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中：
L—锚杆长度，m；
H—冒落拱高度，m；
K—安全系数，一般取K=1.8；
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.3m；
L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；
其中：
H=B÷2F=3.8÷2×6=0.317
式中：
B—巷道开掘宽度，取3.8m；
f—岩石坚固性系数，砂岩取6；
则L=1.8×0.317+0.3+0.05=0.92（m）
2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：
a=Q÷（K×H×R）
式中：
a—锚杆间排距，m；
Q—锚杆设计锚固力，50KN/根；
H—冒落拱高度，取0.63m；
R—被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；
K—安全系数，一般取K=1.8；
a=Q÷（K×H×R）=50÷（1.8×0.63×25.48）=1.73
3、经查表，规格φ16*L1500型锚杆抗拉强度大于50KN。
通过以上计算，选用φ16*L1500mm圆钢麻花锚杆，为减少掉顶，锚杆的间排距取1000×900mm，采用锚杆紧跟迎头的支护方式。
二、支护材料及支护参数
1、锚杆规格：
φ16*L1500mm圆钢麻花锚杆。
2、药卷：
每根圆钢麻花锚杆均采用2支φ35*L400mm的树脂药卷端头锚固。
3、金属网：
金属网采用φ4mm冷拔钢筋加工而成，规格1800mm×1100mm，网格为100mm×100mm，全断面敷挂。
金属网与金属网之间搭接长度为50mm。
4、锚杆间排距：
1000×900㎜。
5、木锚盘规格：
300mm×200mm×30mm。
6、锚索规格：
φ16×5000㎜。
7、锚索盘规格：
200㎜×200㎜×10㎜的钢板。
8、药卷：
每根锚索使用3～5块DSCK2355型树脂药卷。
9、锚梁采用矿用11#工字钢加工而成，长度为2000mm，排距1600mm。
10、背板采用杨木加工而成，背板长度1200mm
三、锚杆安装工艺：
1、打锚杆眼：
打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后，方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过50mm。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打眼。
钻孔在达到设计深度后（严禁超深），停止煤电钻的转动，卸下煤电钻，用停止转动的钻杆来回抽拉至少5次，将煤（岩）粉拉出。
2、安装锚杆：
（1）把树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的电煤钻卡住螺帽，开动电煤钻缓慢匀速推进，使电煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去电煤钻。
搅拌旋转时间为15～20s。
（2）将煤电钻卸下后，必须立即将杆体托住或楔住，时间为1min（主要为顶，腮眼的安装）。
（3）在固化时间内（7min），不得卸连接器及晃动杆体，7min后方可卸连接器，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽并拧紧，使锚杆具有预紧力，拧紧力矩不小于120N.M。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工准备：
1、施工前，由区长负责组织，技术人员（编写人员）负责传达批准的与本工程相关的作业规程措施。
传达后进行考试、签字,成绩合格者方可参加本工程的施工作业。
不合格的人员必须补考，补考合格后才能参加本工程的施工作业。
2、施工前，地测部门必须提前给出巷道开门口位置，标定好中腰线，施工单位严格按中腰线施工。
3、开门口前，应提前按设计要求，准备各种支护材料。
对开口处巷道进行相应加固。
二、施工工艺：
综掘锚网施工工艺：
敲帮问顶——引中腰线——画巷道轮廓线——按巷道轮廓尺寸打眼放炮——清煤矸排险（敲帮问顶）——施工顶腮锚杆孔——安装顶腮（顶板以下2m范围）锚杆——依此类推进行切割下一排。
第二节爆破作业
掏槽方式为楔式掏槽法
一、炸药、雷管
使用煤矿许用二级乳化炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。
二、装药结构
反向装药结构
三、起爆方式
起爆使用MFB-100型发爆器起爆，联线方式为串联联线。
四、凿岩及爆破说明书：
采用ZM-15型煤电钻打眼，煤矿许用毫秒延期电雷管引爆及煤矿许用乳化炸药爆破，扒机出矸，皮带机运输。
爆破进尺1.6m。
炮眼布置三视图（1：
40）如下图所示：
第三节装载与材料
一、装煤（岩）方式：
正常掘进采用扒机配合DSJ63/40皮带输送机运输。
二、材料路线：
1、运煤路线：
a、补充一段材料巷、切眼正常掘进期间：
迎头→2200补充材料巷→原2206运输巷→二采皮带→上仓2#、1#皮带→3#煤仓→转载皮带→主斜井皮带→地面。
b、补充二、三段材料巷、三段切眼正常掘进期间：
迎头→2200补充材料巷二、三段→原2208运输巷→二采皮带→上仓2#、1#皮带→3#煤仓→转载皮带→主斜井皮带→地面。
2、运料路线：
地面→主斜井→北大巷→二采轨道联络巷→二采轨道→原迎头。
第四节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、水管、风筒等均应按规定的位置要求吊挂牢固整齐，供水管路表面保持整洁卫生。
电缆布置在水管上方与水管间距不小于300㎜。
其中电缆钩挂在拉直的旧钢丝绳上，高度为2.2m，管路吊挂点采用废旧钻杆做为吊挂桩。
吊挂桩间距为5m，吊挂高度1m。
并对管路进行统一编号，每隔100m设置一标志牌，管路要每隔100m安装一个三通阀门；电缆钩间距为1.5m，电缆垂度不超过50mm；供水管采用DN50钢管，供水管距迎头30m范围内使用高压胶管；风筒布置在巷道上行左帮，风筒吊挂高度为2.2m，间距为10m，风筒要逢环必挂，风筒接头采用双反压边接法，风筒口距迎头的距离不大于5m。
第五节设备及工具配备
掘进设备及工器具配备情况表
序号
设备名称
型号
数量
维修时间
完好情况
备注
1
煤电钻
ZM-15T
2部
每班
完好
一部备用
2
调度绞车
JD-25KW
3台
每班
完好
3
局扇
FBDNO5.6/22型
2台
每班
完好
一台备用
4
扒机
1台
每班
完好
5
皮带
DSJ63/40
2部
每班
完好
6
锚索钻机
MYT-120
1台
每班
完好
一台备用
第五章生产系统
第一节通风系统
一、工作面风量计算：
2200小面补充材料巷及切眼实际需要风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量、爆破后的有害气体产生量、人数、局部通风机的吸风量和风速等因素分别进行计算后，采取其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算：
Q＝100×q瓦掘×K，m3/min
式中Q——实际需要的风量，m3/min；
q瓦掘————工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；
K————工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.5。
按二氧化碳涌出量的计算，参照按瓦斯涌出量计算的方法执行。
（1）按瓦斯涌出量计算：
Q＝100qK=100×0.28×1.5=42m3/min
（2）按二氧化碳涌出量计算：
Q＝100qK=100×0.4×1.5=60m3/min
按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算所需风量采取值为60m3/min。
2、按工作面最多人数验算：
Q＝4N=6×15=90m3/min
3、按局部通风机的吸风量验算：
Q=Q局×K局
Q局：
掘进工作面局部通风机吸入风量，选用FBDNO5.6/22型局部通风机，该局部通风机的额定风量取250m3/min。
K局：
为防止局部通风机发生循环风的风量备用系数，取1.2。
Q=250×1.2=300m3/min
4、按工作面风速验算：
（1）按最低风速验算：
掘进工作面最低风量：
Q≥15×S
S－工作面断面积，取13.68m2㎡
Q≥15×13.68=205.2m3/min
（2）按最高风速验算：
掘进工作面最高风量：
Q≤240×S
S－工作面断面积，取13.68m2
Q≤240×13.68m2=3283.2m3/min
5、根据上述计算确定工作面实际需要风量为：
205.2m3/min，局部通风机供风量为3283.2m3/min。
二、通风路线：
补充材料巷、切眼一段新风路线：
主斜井→北大巷→二采轨道联络巷→二采轨道→原2206轨运联络巷→原2206运输巷→一段材料巷→迎头。
补充材料巷二、三段，补充切眼三段新风路线：
主斜井→北大巷→二采轨道联络巷→二采轨道→原2208轨运联络巷→原2208运输巷→二、三段材料巷，三段切眼→迎头。
乏风：
二采皮带→
二采皮带联络巷→总回风巷→回风井→地面。
第二节防尘系统
防尘水源来自地面水池：
地面水池→主斜井→北大巷→二采轨道联络巷→二采轨道→原2208轨运联络巷→2200补充材料巷→迎头。
分别用4寸、2寸铁管接至迎头，每100m设一个三通阀门，掘进机安设内外喷雾，皮带、溜子的各转载点安设水幕，距迎头30m要安设一道水幕，在迎头后50m的范围内再安设一道水幕，巷道内安设的水幕必须覆盖巷道全断面。
┌→巷道内水幕
├→综掘机内外喷雾
防尘├→各转载点水幕
└→冲刷岩帮水管
第三节防灭火系统
掘进期间防火的重点是防设备、机械摩擦生火、缆线和人为火灾。
防灭火采用的系统与防尘系统相同，各皮带头备用不小于0.2m3的砂，2台灭火器预防电器火灾。
对开采容易自燃和自燃的单一厚煤层或煤层群的矿井，集中运输大巷和总回风巷应布置在岩层内或不易自燃的煤层内，如果布置在容易自燃和自燃的煤层内，必须砌喧或锚喷，喧后的空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实。
揭露采空区、老巷时要及时进行永久性封闭。
防灭火水源:
地面水池→主斜井→北大巷→二采轨道联络巷→二采轨道→原2208轨运联络巷→2210集运巷→2212材料巷→迎头。
第四节“一通三防”管理
一、通风管理
1、加强通风管理，局部通风机必须挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。
2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。
风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于5m，以保证迎头有足够的风量。
3、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施，不准同时打开两道风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板，保证瓦斯牌板干净、整洁。
4、压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷中，距掘进回风口不得小于10m；全风压供给的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷中的最低风速必须需符合《煤矿安全规程》第一百零一条的有关规定。
5、该工作面的局部通风机配备安装一台同等能力的备用局部通风机，实现自动切换。
正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机出现故障时，备用局部通风机正常工作。
6、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。
7、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。
正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风机后方可恢复工作。
使用两台局部通风机同时供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。
8、每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风机正常通风，试验记录要存档备查。
9、严禁使用3台以上（含3台）局部通风机同时向一个掘进工作面供风。
不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。
10、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转，局部通风机停止运转时，要把人员撤至全风压进风流处，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌。
11、恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%且掘进工作面的气体正常时，方可由指定人员开启局部通风机。
12、巷道贯通预透必须遵守下列规定：
（1）掘进巷道贯通预透前50m,通风部门必须预计贯通预透后的通风系统，做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。
（2）贯通预透时，通风工区必须安排专人在现场统一指挥，预透的工作面必须保持正常通风，并设置栅栏及警标。
施工过程中必须经常检查风筒的完好状况和工作面回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。
掘进工作面在每次开工前，必须派专人和瓦斯检查员共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度、支护情况，瓦斯浓度超限时，必须先停止掘进工作，待瓦斯处理完毕后，确认无安全隐患时才能进行掘进，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度在1%以下时，才能贯通。
二、综合防尘管理
1、作业人员必须佩带防尘口罩、毛巾等劳动保护用品。
2、防尘管路必须接至迎头，以便及时降尘
3、爆破前及爆破后，必须对附近20m内的巷道进行洒水降尘。
4、实行爆破自动喷雾，距工作面30m范围内设一道能封闭全断面的自动降尘水幕。
5、实行各转载点喷雾降尘。
定期冲洗巷帮，经常清除巷道积尘，使巷道无粉尘积聚现象。
6、掘进巷道内安装两道净化水幕，综掘机实行内外喷雾。
7、煤巷掘进工作面必须安设隔爆设施，隔爆水袋距离迎头60-200m之间，棚区长度不得少于20m，水量不少于200升/m2。
三、防火管理
1、必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁”等放炮制度，防止放炮引火。
2、爆破作业时，必须坚持使用水泡泥，炮眼封泥长度必须符合规定。
3、预防摩擦起火，应做好井下机械运转部分的保养及维修工作，保
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