长沟中央水仓掘进作业规程.docx
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长沟中央水仓掘进作业规程
阳煤集团长沟煤矿
井底中央水仓掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
本工作面所掘巷道为井底中央主、副水仓，地表为山坡沟谷地带，无建筑物。
井下位于长沟井田南部，东北面与长沟煤矿副斜井相接，西南部为周边小煤窑采空区。
二、巷道用途
井底中央水仓主要是容纳全矿井8小时正常涌水量。
采用大功率水泵将水排至地面
三、巷道性质
中央水仓为全岩巷井底硐室。
四、设计施工长度及服务年限
设计施工总长度约291m，服务年限25年。
开工时间为2008年11月，预计竣工时间为2010年12月。
第二节编写依据
一、经过审批的设计及批准时间
本规程编写依据是：
1、《阳煤集团长沟煤矿改扩建中央水仓平、剖、断面图》，批准时间为2008年8月。
2、编写本规程依据的地质资料为阳泉新宇岩土工程有限责任公司于2007年3月编制的《和顺长沟煤矿补充地质勘探报告》。
二、矿压观测资料
由于长沟煤矿才开始进行改扩建建设，因此各种矿压观测资料短缺不全，在今后的施工中应对有关数据进行及时全面的收集和分析。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。
表1井上下对照关系表
水平、采区
工程名称
中央水仓
地面标高
1240-1250
井下标高
1197.7－1199.6
地面的相对位置建筑物、小井及其他
地表为山梁沟谷地带，地面无建筑物。
井下相对位置对掘进巷道的影响
井下位于矿井井田西南部的矿界边缘
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
第二节煤（岩）层赋存特征
岩层赋存特征见表2。
表2巷道顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
8.0－12.0
3.0m
深灰色中细粒砂岩
直接顶
3.0-4.0
2.5m
黑色泥岩
伪顶
底板
直接底
基本底
5.0-5.4
14.66m
灰白色铝质泥岩
综合柱状图见附图一。
第三节地质构造
所掘巷道为近水平巷道，施工区域内无地质构造。
第四节水文地质
本巷道水文地质条件简单。
上方太原组、山西组、石盒子组基岩裂隙含水性微弱，第四系松散层沉积厚度偏小，含水条件较差，故三大含水层组对巷道掘进均无大的影响。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、本掘进巷道为井底中央主、副水仓硐室，岩巷掘进，具体开口位置以地质科划定为准，具体尺寸详见中央水仓平面布置（图二）。
二、中央水仓平面布置（图二）
第二节矿压观测
根据集团公司有关文件的要求，对所掘巷道进行顶板岩性探测，在主副水仓中断各进行一次顶板探眼，眼深2.5m，各探眼要挂牌管理。
各巷道每隔20m在顶、两帮各打一眼对喷浆厚度进行监测。
第三节支护设计
一、确定巷道断面及支护形式
根据阳泉新宇岩土工程有限责任公司于编制的《和顺长沟煤矿补充地质勘探报告》
提供的柱状资料分析,所掘巷道顶板直接顶为泥岩，厚度2.5米，属较稳定岩层，适合采用锚网喷支护。
根据类似巷道的支护经验，初步确定中央水仓采用锚喷支护。
各巷道断面见下表：
表3中央水仓断面特征表
巷道
分段
断面
形状
支护
形式
毛宽（mm）
净宽（mm）
毛高（mm）
净高（mm）
毛断面（m2）
净断面（m2）
①—②
⑤—⑥
半圆拱
锚喷
2800
2600
2800
2700
7.45
6.30
②—③
⑥—⑦
半圆拱
锚喷
3200
3000
2500
2400
7.23
6.23
③—④
⑦—⑧
半圆拱
锚喷
3800
3000
2800
2400
9.67
6.23
二、支护参数设计
（一）、采用工程类比法选择支护参数
根据以往同类巷道支护经验，本工作面巷道支护采用锚喷支护，锚杆采用φ18×1800mm的普通螺纹钢锚杆，间排距均为700mm；铺设经纬网。
（二）采用计算法校核支护参数（②—③段）：
顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：
L＞L1+L2+L3
式中L—锚杆总长度，m
L1—锚杆外露长度，取0.05m；
L2—有效长度（顶锚杆取免压拱高b），m；
L3—锚入岩层深度（顶锚杆取0.8），m；
普氏免压拱高：
b=［B/2+Htan（45°－ω帮/2）］/f顶
式中B、H—巷道掘进跨度和高度，B=3.8m，H=2.8m；
f顶—顶板岩石普氏系数，f顶泥岩取4；
ω帮—两帮围岩的内摩擦角，取63.43°；
b=［3800/2+2800tan（45°－63.43°/2）］/4=638.9mm=0.64m；
依据上述公式计算得出：
L≥L1+L2+L3=0.05+0.64+0.8=1.49m,水仓所选锚杆L顶=1800mm≥1490mm
所选锚杆长度均满足计算要求。
第四节支护工艺
一、支护形式及材料规格
1、支护形式：
本工作面巷道支护采用锚喷支护，锚杆间排距均为700mm，①—②、②—③、⑤—⑥、⑥—⑦段喷浆，厚度100mm，强度C20；③—④、⑦—⑧为砼浇筑，厚度400mm，强C20。
2、水仓断面图三A、图三B、图三C
3、支护材料规格：
支护材料规格见下表4。
表4水仓支护材料规格表
项目
规格
锚固剂
规格
锚固
长度（mm）
搅拌
时间
（S）
承载力（KN）
破断力
（t）
锚杆
Φ18×1800mm
普通螺纹钢锚杆
MSK2860
420
25~30
>70
11
托板
120×120×8mm铁托板
其它材料
水泥、黄沙、石硝
备用材料
Φ17.8×5200mm锚索、400mm长14#槽钢及配套垫片
二、支护工艺及要求
1、临时支护：
临时支护采用金属摩擦支柱，①—②、②—③、⑤—⑥、⑥—⑦段巷道每循环空顶下支设2根，③—④、⑦—⑧段巷道每循环空顶下支设3根。
临时柱间距1m，临时支护到永久支护不超过0.5m，临时支护到茬岩不超过0.5m。
临时支护必须支设在实底上，若遇巷道超高等其它原因不能支设在实底上必须穿鞋，鞋使用矿规定的标准木鞋：
φ220mm圆木两面取平，厚150mm以上，长为400mm。
支设临时柱时必须带帽，帽采用φ220×1000mm优质半圆木或常规优质道木，用5t液压升柱器升紧背牢（详见临时支护布置图）。
若顶板破碎，可根据顶板劈口、围岩情况，适当调整临时柱的间距或增加柱的数量。
临时支护未支起，任何人不得进入空顶下作业。
临时支护见附图四。
2、永久支护：
本工作面巷道永久支护采用锚喷支护，锚杆采用φ18×1800mm的普通螺纹钢锚杆，锚固剂使用MSK2860树脂药卷，锚杆间排距均为700mm，三花布置。
喷浆厚度100mm，选用425＃以上的水泥，配合比为水泥：
黄沙：
石硝=1：
2：
2（墙）；1：
2：
1.5（拱），另加水泥重量3—5%的速凝剂，初喷厚度达5-7cm，间隔20min后复喷达实际标准。
喷射混凝土强度等级为C20。
采用掘一锚一、两掘一喷的作业方式，放炮后最大控顶距不超过1m，锚杆支护后茬岩最大空顶不超过300mm。
3、支护工艺流程
迎头爆破后，先进行敲帮问顶，用长柄工具处理顶帮活矸危岩，按要求支设临时支护后，方可开始打注锚杆。
要求打一根注一根、带上托板并紧固，所有锚杆紧固后方可回掉临时支护。
锚杆支护后准备下一循环。
一般情况下，打起两排锚杆后进行喷浆，喷浆前专人检查处理顶帮活矸，按设计要求检查巷道尺寸，补打和紧固锚杆后，用高压水冲洗岩帮，后进行初喷。
喷浆二次成巷。
第一次封闭围岩，喷厚5~7cm，并填补凹处，第二次支模挂线，喷到设计厚度，两次喷浆间隔不少于20分钟。
喷射结束后，关闭风水，切断电源，清理回弹。
4、支护工艺要求
1）、施工过程中要刷齐两帮，每班循环结束后，锚杆必须紧跟煤头，空顶不超过300mm。
2）、顶帮破碎、压力大时锚杆间排距缩小为600mm，并挂金属网，必要时要根据现场情况补打Φ17.8×5200mm锚索补强，喷浆要紧跟煤头。
3）、施工时锚杆要垂直顶板或岩面，严禁打斜眼。
4）、所有支护必须合格、齐全、有效，符合有关规定。
巷道丁字口、交叉点前后5m范围，要缩小锚杆间排距为0.6m，并锚索锁口。
锁口锚索钢绞线规格为φ17.8*5200mm，使用400mm长14#槽钢作托梁，并垫加120×95×12mm铁垫片。
锁扣锚索间距1m，托梁垂直巷道布置。
锚索数量要根据现场实际情况而定，保证锚索托梁要覆盖全断面并超出两帮1m。
5）、本工作面采用掘一锚一、两掘一喷的作业方式，工作面循环进度0.7m，最大控顶距1.0m。
三、巷道质量要求及验收标准标准（见下表5）
表5巷道质量要求及验收标准标准
项目
设计尺寸
允许偏差
锚杆拉拔力（KN）
≥70
锚杆扭力矩（N.m）
≥150
锚杆扭矩（N.m）
≥150（油泵指数为43Mp）
锚杆角度（°）
90
±5
锚杆外露长（mm）
≤50
锚杆间排距（mm）
700
±100
喷浆厚度（mm）
≥100
喷浆强度
C20
第四章施工工艺
第一节施工方法
本工作面采用炮掘的施工方法。
第二节凿岩方式
一、标定中腰线
巷道掘进方向及方位，即中腰线由地质科测绘给定，木楔固定牢固，每组线不少于三根。
测点由地质科给定，施工队组加以管理，不得作其他用途。
掘进必须按中腰线施工。
二、钻爆作业
1、作业方式：
所有断面掘进均采用光面爆破，全断面一次打眼、毫秒电雷管一次爆破的掘进作业方式。
2、钻眼方法及要求
（1）钻眼机具
钻眼采用YT-28型风钻多台平行湿式打眼。
钻头为φ43的柱齿型钻头。
（2）钻眼方法及要求
①钻眼前必须敲帮问顶，清除顶帮和掌子面危石活矸及活煤，检查顶帮锚杆是否有效，严禁空顶作业，当顶板或两帮破碎有裂隙劈口时，有专人监护作业。
②严格按爆破图表进行钻眼，打眼工必须与领钎工协调，必须熟悉巷道规格，炮眼方向、角度、眼深，按循环图表施工。
③钻眼必须湿式打眼。
④为确保巷道成型，以及炮震对围岩的破坏，实行“定人、定钻、定眼位”装药分区责任制。
⑤炮眼布置图、爆破说明书。
附图五。
3、爆破：
（1）、装药要求：
①装药结构采用正向装药方式。
②装药前用高压风将眼内岩粉吹尽。
③装药量按爆破图表规定，装药要在放炮员的指导下进行。
④各炮眼要用炮泥封孔，先用水炮泥，剩余部分用粘土炮泥封实。
（2）爆破方式及要求：
①所有巷道均采用毫秒电雷管一次起爆，最后一段雷管延期不超过130ms。
②爆破材料使用煤矿许用的乳化或水胶炸药、毫秒延期电雷管。
③雷管的脚线由放炮员或放炮员助手配合联接，工作人员全部撤出后，放炮员亲自联结母线。
爆破前，必须将工具和设备、管线撤到40m外的安全地点，可靠维护。
④放炮撤人距离：
直巷150m。
弯巷75m，且拐弯后不小于10m；并设隐身物。
各通道口搁可靠警戒。
第四节装载与运输
一、装载矸石采用耙岩机，运输矸石使用小绞车配合一吨矿车运输。
大型物料运输使用绞车。
二、耙岩机和提升小绞车操作安全注意事项
（1）、耙岩机固定和装载要求：
A、固定：
卡轨器固定，不少于4个，另外在耙岩机后加两个可以伸缩，拆卸的斜撑杆，耙岩机距煤头最小距离6m，最大距离不宜超过25m，司机操作一侧距巷壁距离保持在700mm以上。
B、装车：
装车时，机身上好防护栏杆耙斗运行范围内严禁有人，严禁装载400mm以上的矸石，移耙岩机时，要在跟班队干或工长的统一指挥下进行，工作面耙岩机尾轮固定在坚硬岩石处。
锲眼不得小于0.8m，打紧背牢，或采用茬岩打一根锚杆固定尾轮。
C、工作面装药时，应将耙斗拉到前槽上，切断电源，用木板挡好电缆、操作按钮等。
放炮后，将耙岩机上面及周围岩石清理干净后，方可开车。
D、耙岩机的机槽内不得堆矸，否则开机前必须清理防止耙斗伤人。
E、各类司机必须持证上岗，熟悉设备性能和结构，爱护和保养好所使用的设备。
F、装车运输必须有可靠的信号联系，各类连锁工作必须相互协调好，按所给信号工作。
G、耙岩机开动时，严禁两帮有人，耙斗运行区域严禁有人停留或工作，耙岩机出现故障必须断电挂牌检查和维修。
（2）、提升绞车安全操作注意事项：
A、永久使用的小绞车必须按规定实施地锚固定，临时小绞车必须按规定实施四压两戗支柱固定。
B、大矸必须消灭在煤头，严禁装运40cm以上大矸。
C、小绞车钢丝绳钩头、绳皮必须按规定制作，不得使用猴绳、翻心、扁股、抽股和断丝、锈蚀以及磨损超限的钢丝绳。
D、小绞车必须距轨道一侧700mm以上的距离，且在方向和水平与车场一致，符合一定的牵引标准，同时必须设置护身柱和档绳板。
E、安全设施使用规定：
⑴、倾斜运输小巷必须有明显的“行人不行车，行车不行人”标志牌。
拉放车时，要在出车横贯口搁好警戒，方可放车。
⑵、矿车的连接装置必须使用经过指定权威厂家定期试验的带底销的不能自行脱落的连接装置，连接钢丝绳必须使用机电科特制的绳环。
⑶、所有使用的安全设施必须按规定检查，保持完好。
⑷、绞车提升必须按规定使用车尾巴和保险绳。
⑸、禁止一吨矿车装运超过矿车长度和高度的材料，绳上有未进入车场的矿车，司机不准离开岗位。
⑹、所有使用的安全设施必须按规定检查维修，保持完好。
三、装运方式
矸石由耙岩机装入1t矿车，经绞车牵引后运至井上。
各种设备材料从井上经轨道大巷运到工作面。
运输系统示意图见附图一。
第五节管线及轨道敷设
各类管线、运输设施的布置及要求
1、风筒吊挂在巷道靠帮的顶角处，做到逢环必挂。
风筒距煤头的距离不大于7m。
2、巷道内风管、水管（铁管）用铁丝捆绑在巷帮，每隔3～5m捆一道，悬挂高度不低于1.6m，距工作面不超过30m。
后设变头接φ19mm高压胶管至工作面。
3、各类电缆吊挂在电缆钩上。
电缆钩每3m一个。
4、临时轨道枕木必须铺在实底上，使用22kg/m轨道铺设，轨距800mm，轨道至人行道一侧不小于700mm，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于700mm。
要求敷设平直、扣件齐全、紧固有效。
管线及轨道敷设方式见表6。
表6管线及轨道敷设方式
序号
名称
规格型号
数量
吊挂方式
与工作面距离
轨枕间距
1
轨道
22kg/m
800mm
2
风筒
600mm
吊挂
10m
3
风管
4寸
吊挂
30m
4
水管
2寸
吊挂
30m
5
电缆
吊挂
50m
第六节设备及工具配备
设备及工具配备见表7。
表7设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
调度绞车
JD-11.4kWJD-25kW
2
压入式风机
KDF6.3/30×2
3
风钻
YT-28
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
采用压入式通风，局部通风机安设在进风侧距开口10m以外，风机采用双风机双电源。
二、通风系统
新鲜风：
井上→主斜井→联络巷→掘进工作面。
污风：
工作面→联络巷→猴车巷临时回风井
通风系统图见附图二。
三、风量计算
A、按瓦斯涌出量计算
Q出＝100×q掘×K掘通
式中：
Q出——掘进工作面需要风量，m3/min；
q掘——掘进工作面回风流中平均瓦斯涌出量，取0.89m3/min
K掘通——瓦斯涌出不均衡系数，K掘通取1.43。
Q出＝100×0.89×1.43=127.3m3/min
B、按掘进工作面同时作业人数计算
每人供风≮4m3/min
Q掘＞4N
则：
Q掘＝4×40＝160m3/min
式中：
N――工作面同时作业人数
C、按炸药量计算:
工作面使用乳化炸药,不进行风量计算。
D、按局部通风机吸风量计算
P漏=100×（Q吸-Q出）/（Q吸×L）
Q吸=100*Q出/（100-LP漏）
工作面送风最长距离为200米，由掘进工作面需风量计算局扇吸风量，确定局扇型号
Q吸=100*Q出/（100-LP漏）=100*127.3/（100-200*5%）=141.41m3/min
选30KW*2双风机双电源局扇，实测其吸风量为280m3/min
Q出=Q吸*（100-LP漏）/100=280*（100-280*5%）/100=252m3/min
另外，为保证局部通风机安装巷道不发生风机循环风和瓦斯积聚，按巷道最低风速进行全风压配风，风量为：
Q煤全＝15×S全
式中：
Q煤全——安装局部通风机煤巷全风压配风，m3/min；
S全——安装局部通风机巷道断面积，取7.23m2。
计算得：
Q煤全＝15×7.23＝108.45m3/min；
即：
安装风机巷道需风量为
Q掘＝Q吸＋Q煤全＝280+108.5＝388.5m3/min
E、巷道风速校验：
Q最低=15*S=108.5m3/min
Q最高=240*S=1765.2m3/min
S----轨道巷道断面积，取7.23m2
F、由以上计算得：
轨道巷掘进工作面需风量为108.5m3/min，全风压需风量为388.5m3/min。
四、局部通风机选型
根据以上计算，掘进头使用一台型号KDF6.3/30×2的双风机双电源风机。
第二节压风、供水
1、风源来自地面压风机房，地面风压为7.8kg/m2，采用4寸管供风，工作面风压不小于6.0kg/m2。
压风系统：
地面→主斜井→联络巷→工作面。
2、供水
供水：
地面→主斜井→联络巷→工作面。
第三节综合防尘
1、从开口至工作面。
在水管上每50m安一个三通阀门，定期对巷道洒水消尘。
2、实施全断面喷雾，并能正常使用，实施全断面喷雾；距工作面30m内安设一道全断面喷雾，盲峒口以里50m处再安设一道。
放炮时打开水幕喷雾，降低放炮产生的粉尘。
3、坚持使用风钻打眼，装炮使用水炮泥，放炮前后必须对工作面30m范围内洒水消尘，出矸时要洒水消尘。
4、各运输转载点设三通阀门供喷雾消尘。
5、工人佩戴防尘口罩及防尘眼镜。
第四节防灭火
1、该巷道每隔50m留有阀门和洒水支管。
2、各个转载点洒水装置做到齐全有效，配电点、风机开关处备有灭火器和砂箱。
3、遇火灾时，要视火灾情况，采取一切可能的方法直接灭火，并采取防止人员中毒的措施，同时立即汇报调度。
如控制不住火势，所有人员应戴上自救器，向进风方向迅速撤离至安全地点，执行《灾害预防计划》。
第五节安全监控
1、为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备，安装3台瓦斯传感器。
2、在工作面距煤头5m处的回风侧（风筒对帮）且距顶板不大于0.3m、距巷帮不小于0.2m处设置一台瓦斯传感器，报警浓度为1%（CH4），其断电浓度为1.5%（CH4）。
在距工作面回风口以里10~15m处，距顶板不大于0.3m、距巷帮不小于0.2m处，安设1台瓦斯传感器，其报警、断电浓度为1.0%（CH4）。
全风压混合后10~15m处，安设1台瓦斯传感器，其报警、断电浓度为1.0%（CH4）。
未经允许，任何人不准乱动和破坏通风设施。
3、断电范围：
当盲巷内瓦斯超限时，切断盲巷内全部非本安型电器设备电源;当各测点瓦斯浓度达到1%以下时，方可人工对联锁开关送电，严禁联锁开关自动恢复送电。
供给监测设备的电源必须取自风机专供开关的一侧。
4、每班队干、工长、电工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗作业。
5、严格执行通风瓦斯操作规程，停风时撤出盲峒中所有人员，钉上栅栏，提示警戒，恢复生产时按照“三联锁”规定排放瓦斯，除通风人员外，其它人员不得进行停送风机工作。
瓦斯监测示意图。
（附图六）
第六节供电
由地面供电至掘进工作面。
供电系统。
（附图七）
第七节排水
根据地质资料提供的水文情况，本巷道涌水量不大，掘进过程中在巷道低洼处使用潜水泵、风泵将涌水排向地面。
排水使用4寸排水管。
排水系统：
工作面→联络巷→主斜井→地面
第八节运输
一、运矸系统：
工作面→副斜井→地面
二、运料系统：
地面→副斜井→工作面
三、人员运送系统：
下井：
地面→主斜井（副斜井、猴车巷）→工作面
上井：
工作面→主斜井（副斜井、猴车巷）→地面
第九节照明、通信和信号
井下工作面与井口调度站等地点通讯联系，采用程控自动交换机。
电话型号为KTH13型矿用本质安全型壁挂电话。
调度站通过通信电缆敷设到井下各地点
工作面提升、装载信号装置采用127V矿用防爆型组合声光往返电铃信号装置。
照明采用ZXZ-4-Ⅱ型照明信号综合保护装置为电源。
照明灯采用DGS13型防爆节能荧光灯。
第六章劳动组织及主要经济技术指标
第一节劳动组织
:
队组实行“三八”工作制，劳动组织:
见下表8
表8各工种各班人员配备表
序号
工种
人数
一班
二班
三班
小计
1
队干
1
1
2
工长
1
1
1
3
3
安全工长
1
1
1
3
4
打眼工
4
4
4
12
5
耙岩机司机
1
1
1
3
6
电工
1
1
1
3
7
运输工
4
4
4
12
合计
13
12
12
37
第二节作业循环
每个生产班各2个正规循环，循环进尺0.7m，班进1.4m，日进4.2m；
正规循环图表。
（图八）
第三节主要经济技术指标
主要经济技术指标见下表9。
项目
单位
经济指标
毛断面
m2
7.23
净断面
m2
6.23
支护形式
锚喷网
循环进尺
m
0.7
班循环
排/班
2
日进度
m
4.2
月进度
m
126
日出勤
个
37
锚杆
根/m
13
托板
块/m
13
树脂药卷
卷/m
13
火药
kg/m
17.6
雷管
个/m
27.14
工效
m/工
0.11
第七章安全技术措施
第一节一通三防
一、通风瓦斯管理
1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井。
局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行累计时间达半年以上的必须上井检修。
2、风机必须由指定人员负责管理。
配有专职瓦检员的掘进面，风机由专职瓦检员负责管理。
3、严格风筒管理，风筒要吊挂平直，拐弯小于或等于90°的应设弯头，一台风机应用同一直径风筒，发现破口要及时修补或更换，风筒百米漏风率应控制在10%以内。
4、风筒出口到工作面距离不超过10m。
5、安装风机要求距轨道大于700mm，离地高度大于300mm，风机周围要干净卫生，不得有杂物堆积。
6、风机实行挂牌管理。
风机管理牌板和卫生检查牌板应写明供风地点、风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、是否循环、是否实现“三专两闭锁”、负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量、有效风量和卫生等内容。
7、风筒的安装使用必须符合下列标准:
（1）吊挂平直，逢环必挂，风筒接头要双反压边，管理人员经常检查处理风筒脱节及破口，以减少风量损失。
（
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