赶场路11302运输巷掘进作业规程.docx
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赶场路11302运输巷掘进作业规程
开阳县赶场路煤矿
11302运输巷掘进施工
作业规程
编制：
总工程师：
生产矿长：
安全矿长：
机电矿长：
矿长：
编制日期：
二○一二年五月十三日
11302运输巷掘进作业规程会审表
参加部门
签字
日期
参加部门
签字
日期
会审意见：
技术负责人意见：
签字：
日期：
矿长意见：
签字：
日期：
目录
第一章概况5
第一节概述5
第二节编写依据5
第二章井田概况6
第一节田地层及煤层6
第二节地质构造特征8
第三节水文地质概况9
第四节瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向10
1、瓦斯含量及等级10
2、煤尘爆炸性11
3、煤的自燃倾向性11
第三章巷道布置及支护说明13
第一节巷道布置及支护设计13
第二节巷道断面13
第三节支护工艺15
第四章施工工艺18
第一节施工方法18
第二节施工准备19
第三节爆破作业（爆破说明书）19
第四节装运岩（煤）方式22
第五节管线及轨道敷设23
第五章劳动组织及主要技术经济指标24
第一节劳动组织及作业循环24
第二节主要技术经济指标26
第六章生产系统26
第一节通风系统26
第二节压风系统.29
第三节供电系统29
第五节防尘系统30
第六节防灭火31
第七节排水系统31
第八节监测监控及通讯系统31
第七章安全技术措施32
第一节施工准备32
第二节 “一通三防”管理33
第三节顶板管理36
第四节爆破管理37
第五节防治水管理40
第六节机电管理41
第七节运输管理45
第七节运输管理46
第八章、主要安全管理制度47
一、交接班制度47
二、工作面安全情况汇报制度:
47
三、安全隐患排查整改制度:
48
四、“一炮三检”制度:
48
五、"三人连锁"放炮制度49
第九章其他要求及一般规定50
第十章避灾及避灾路线51
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称：
11302运输巷
二、掘进目的及用途
主要为11302工作面排水、通风、管道安装、行人、运输、避灾等用。
三、工程简介
该巷道设计长度800m，其中坡度3‰，S净＝6m2，S掘＝6.05m2。
采用锚网支护，遇地质构造及围岩破碎带采取工字钢支护
四、预计掘进工期
本掘进工作面自2012年5月开工、预计2012年11月完工，需7个月时间。
第二节编写依据
《煤矿井巷工程质量验收评定标准》（MT5009-94）；
《煤矿井巷工程施工及验收规范》（GBJ213-90）；
《锚喷支护工程质量检测规程》（MT/T5015-96）；
《锚杆喷射混凝土支护技术规范》（GB50086-2002）；
《煤矿测量规程》（1998年）；
《煤矿地质规程》；
《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》（试行）；
《施工现场临时用电安全技术规范》（JGJ46-88）；
《煤矿安全规程》（2010年版）.
《赶场路煤矿开采设计方案》（2011年15吨/年变更版）
《赶场路煤矿安全设施设计方案》（2011年15吨/年变更版）
第二章井田概况
第一节田地层及煤层
1、地层
矿区及周边出露地层由老到新有：
二叠系中统茅口组（P2m）、吴家坪组（P3W）、三叠系下统夜郎组（T1y）和第四系（Q）。
分述如下：
1）二叠系中统茅口组（P2m）
浅灰、灰黑色致密中至厚层状生物碎屑灰岩，在矿区内出露于北部部分地区，厚度大于60m。
2）吴家坪组（P2w）
主要为一套以海相、浅海相、过渡相为主的沉积岩系，岩性以燧石灰岩、细碎屑岩、硅质灰岩为主，间夹泥岩和煤层等，为本区含煤地层，总厚度300m左右。
根据岩性和含煤特征，全组由下至上依次分为三段，各含煤段自下而上含煤以C1、C2、C3、C4示之，分别概述如下：
第一含煤段（P3w1）
由灰黑中厚层状泥灰岩、薄层粘土岩杂色灰岩、硅质岩、煤及泥灰岩等组成，厚13～25m，横向展布稳定，含C1、C2、C3三煤层。
C1、C2煤层均系不可采煤层，且横向展布不稳定，厚度一般0.1～0.4m。
C3煤层为本区唯一可采煤层，横向展布稳定，厚度0.76～1.10m，平均厚度1.00m。
本段在矿区内出露于北部部分地区。
C3煤层下距茅口组（P2m）顶界约20m。
第二含煤段（P3w2）
以灰黑色中厚层状燧石灰岩为主，夹薄层粘土岩粉砂质粘土岩及煤层，厚100～120m，与上覆地层呈整合接触。
含C4煤层，厚度0.2～0.4m，区内横向展布稳定，距可采煤层C3顶界约80m，为不可采煤层。
本段在矿区内出露于北部和西部部分地区。
第三含煤段（P3w3）
以灰色薄至中厚层状粉砂质粘土岩夹少许燧石灰岩组成。
厚140～160m，本段在矿区内出露广泛。
3）三叠系下统夜郎组（T1y）
出露于矿区外西南部，由灰、深灰、紫灰、灰绿、黄绿色泥岩、钙质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、灰岩、泥质灰岩等组成，产克氏蛤等动物化石，矿区内出露不全，厚度不详。
根据岩性组合分为龙岗段、玉龙山段、九级滩段，矿区仅出露龙岗段。
4）第四系（Q）
由残坡积、冲积、洪积黄色、褐黄色砂质粘土及含燧石粘土、碎石土等组成，厚0～8.6m，零星分布于沟谷及缓坡地带。
与下伏地层呈不整合接触。
2、煤层及煤质
1）煤层赋存情况
区内含煤地层为二叠系上统吴家坪组（P3W），主要由一套浅海-潮坪（泥坪、煤坪）交互相的砂页岩、燧石灰岩、硅质岩、炭灰岩、硅质灰岩、炭质粘土岩及煤层（线）组成。
自上而下含煤4层，煤的总厚度1.5～3.5m，含煤系数0.5～1.17%。
可采煤层为C3煤层，厚度0.76～1.10m，平均厚度1.0m。
其余煤层均为不可采煤层。
C3直接顶板为炭质页岩，力学强度中等。
直接底板为泥质粉砂岩，力学强度低，遇水常发生泥化、膨胀、底鼓等现象。
表2-1-1可采煤层特征表
煤层
编号
煤层厚度
（m）
倾角
（°）
煤层
结构
煤层
稳定性
顶底板岩性
顶板
底板
C3
0.76～1.10
1.0
10～12
简单
较稳定
炭质页岩
粘土岩
2）煤层顶底板岩性特征
C3直接顶板为炭质页岩，力学强度中等。
直接底板为泥质粉砂岩，力学强度低，遇水常发生泥化、膨胀、底鼓等现象。
3）煤质特征
1、物理性质
以灰黑～黑色块状半亮-半暗型煤为主。
条痕棕褐、黑灰色，玻璃光泽，致密坚硬、性脆，受敲击破碎成块状，阶梯状及参差状断口，条带状、鳞片状结构，局部可见黄铁矿结核。
2、化学性质
表2-1-2可采煤层煤质特征表
项目
煤层
Ad
（%）
Vdaf
（%）
St，d
（%）
Qbdaf
（MJ/kg）
C3
27.26
26.38
1.92
29.44
综上所述：
C3煤层属中灰、中高硫、高热值肥煤。
第二节地质构造特征
赶场路煤矿大地构造位于龙岗复式向斜东翼，总体为一单斜构造，地层走向近北北西，总体倾向为南南东，倾角10°～12°。
地层倾角沿走向变化不大，顺倾向浅部为11°左右，深部为10°左右。
区内地表未发现次一级褶曲及较大断层，在井下偶遇见少量小断层。
对煤层连续性破坏不大。
井田未发现落差大于5m的断层。
矿区无岩浆岩分布。
区内含煤地层为吴家坪组，含煤地层沿走向、倾向的产状变化较小；矿区范围内仅发育一小断层，为一向南西倾斜的单斜构造，按《煤、泥炭地质勘查规范》（DT/T0216-2002）附录D可确定该区构造复杂程度为中等构造类型。
第三节水文地质概况
本矿地处长江流域乌江水系上游，南江河和杠寨河分水岭地带附近，地表水不发育，区域侵蚀基准面为矿区北部直距约10km的南江河。
矿区位于黔中高原，区内地形以中山为主，内部多盆地和缓坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶洞、伏流等分布普遍。
区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶潭、岩溶水泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶水泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。
碎屑岩分布面积较小，主要包括三叠系下统夜郎组龙岗段粉砂岩、粉砂质泥岩，二叠系上统吴家坪组砂泥岩，碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。
区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月地下水流量、水位开始回升，6～9月为最高值，其间出现1～3次峰值，10～12月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。
区域内吴家坪组煤矿床上覆的中～强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤矿床开采影响较小，只是当导水断层或其它导水通道沟通上覆含水层与矿床水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁到煤矿床的开采。
吴家坪组煤矿床下伏茅口组灰岩强含水层与煤矿床深部煤层间隔水层较厚，其地下水间接威胁深部下煤组煤层的开采可能性较小。
本矿区位于最低侵蚀基准面以上，直接充水水源主要为吴家坪组裂隙水和老窑采空区积水、地表冲沟水，故本矿区属于以裂隙充水为主，水文地质条件复杂程度为中等，水文地质类型属二类二型，只是在断层交错地带、老窑密集地带、煤层低于最低侵蚀基准面地带，这些地区水文地质条件复杂程度增大。
第四节瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向
1、瓦斯含量及等级
根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字[2005]281号）《对贵阳市煤矿2005年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》、（黔煤行管字[2007]94号）《对贵阳市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》、（黔煤行管字[2007]517号）《对贵阳市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》：
赶场路煤矿2005年度、2006年度、2007年度均为低瓦斯矿井，详见表2－2－1。
赶场路煤矿各年度的煤矿瓦斯涌出量情况表表2－2－1
序号
年度
相对瓦斯涌出量（m3/t）
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
二氧化碳
绝对（m3/min）
相对（m3/t）
1
2005年度
8.64
0.96
0.82
7.38
2
2006年度
6.62
0.46
0.37
5.33
3
2007年度
9.84
0.87
0.41
4.64
2
2009年度
7.62
0.79
0.73
6.98
3
2010年度
7.4
0.49
0.25
3.78
2、煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室2010年7月提交的煤尘爆炸性鉴定报告表明：
C3煤层火焰长度为300mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为70%，煤尘有爆炸性。
本次设计按矿井煤尘有爆炸性设计。
煤尘爆炸性鉴定报告表
煤层编号
水分
Mad%
灰分
Ad%
挥发分
Vdaf%
焦渣特征
爆炸性试验
爆炸性结论
火焰长度mm
抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）
C3
1.22
17.82
28.41
7
300
70
煤尘有爆炸性
3、煤的自燃倾向性
根据贵州省煤田地质局实验室2010年7月提交的煤炭自燃倾向等级鉴定报告：
C3煤层为Ⅲ级，即为不易自燃煤层。
设计按矿井煤炭不易自燃设计。
煤炭自燃倾向等级鉴定结果表
煤层编号
水分
Mad%
灰分
Ad%
挥发分
Vdaf%
真相对密度
全硫
煤吸氧量
自燃倾
向分类
TRDd
St，d%
cm2/g干煤
C3
1.22
17.82
28.41
1.17
2.25
0.36
Ⅲ级
备注
Ⅰ级：
容易自燃；Ⅱ级：
自燃；Ⅲ级：
不易自燃
矿井地层综合柱状图
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置及支护设计
根据11302工作面设计，待掘11302运输平巷沿煤层走向布置在C3煤层中，开切眼则沿煤层倾斜方向布置在C3煤层。
11302运输平巷全长800m。
在+1115绕道处按310º的方位沿地层走向掘进至井田边界，巷道沿煤层顶板掘进，当煤层厚度不能满足巷道设计净高要求时破底掘进。
第二节巷道断面
一、巷道断面及支护
1、断面形状及尺寸
根据《煤矿安全规程》规定，巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的要求，同时根据生产实际需要，巷道断面选用如下规格：
巷道形状为四边形：
L=2.5m，H=2.4m，S净＝6m2，S掘＝6.05m2。
2、巷道支护及参数
（1）临时支护：
采用前探梁或安全点柱进行临时支护。
前探梁使用9号工字钢，长4米，3根，吊挂采用Ø18㎜钢筋做成的吊环，吊环规格为150㎜×100㎜。
安装时，先将吊环拧在锚杆处露端，每根前探梁采用2个吊环，由外向里推移；至工作面后，用刹顶木前后将前探梁背紧；爆破后安装前探梁，打锚杆，永久支护到位后取下，做到工作不留空顶。
放炮后30分钟排除炮烟后，由一人监护、一人站在安全地点用长柄工具找掉顶帮浮矸、活石，确认安全敲帮问顶后，先打拱部锚杆及挂金属网，若遇岩性有变化，应先采用前探梁或安全点柱进行临时支护，确认顶板安全后方可进行施工。
空顶距离不得超过一排锚杆的距离。
（2）永久支护：
围岩稳定正常掘进为锚网支护，支护材料为：
锚杆规格：
顶锚杆为Φ20×2000mm，间排据800×700mm，每排用4根；帮锚杆为Φ20×1800mm，间排距600×700mm，每排用2根；顶网用Φ6.5的钢筋焊接成1850×1050mm平网，网孔为100mm×100mm。
巷断面图
3、巷道布置图：
第三节支护工艺
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，符合设计后方可施工，不符合设计时须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，用长把工具找掉迎头帮顶的活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，按中腰线检查巷道毛断面规格尺寸、处理好欠挖部位、按支护说明书上规定的间排距点好眼位。
顶部锚杆孔采用MQT-120型锚杆钻机施工，两邦锚杆孔采用YTP—26型气腿式凿岩机进行打眼，φ28mm“一”字型钎头，中空六角钢钎杆，锚杆眼的位置要准确，间排距误差不得超过100mm，锚杆孔沿着巷道轮廓垂直，误差不得大于15°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，误差不得大于50mm。
先用同一规格的锚杆试探锚杆眼的深度，检查其角度和孔眼直度以及孔内是否有碎块，若不符合要求必须重新打眼。
锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。
打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
必须打一个眼装一根杆。
2、安装锚杆
安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，待孔吹净后，先放入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，用带有专用套筒的风马达卡住螺帽，开动风马达，使风马达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，方可撤去风马达，搅拌旋转时间为30秒，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽，1分钟之后，用扭矩扳手拧紧螺帽。
托盘必须紧贴岩面外露不得超过50mm，锚固力不得小于50KN。
3、顶部锚杆安装
1）顶部锚杆安装施工工艺：
敲帮问顶找掉危岩活块-用锚杆钻机钻锚杆孔并清孔—挂网—往钻孔内放入树脂药卷（先放入快速药卷，后放入中速药卷）—用锚杆头部顶住树脂药卷并送入孔底—并用锚杆钻机搅拌器联接钻机和锚杆尾部—转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15～30s）—停止搅拌但保持钻机推力等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1min）—方能退下锚杆机。
2）锚杆应紧跟掘进及时支护，锚杆采用液压锚杆机完成，先用1.0m的钻杆,后换2m的钻杆,采用Ø28mm钻头；钻孔时锚杆机升起，孔深控制在1950～2000mm,并保持钻孔角度,钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除岩煤粉和泥浆。
3）放入树脂药卷（先放入快速药卷，后放入中速药卷）锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。
4）利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌树脂药卷是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。
5）锚杆间排距为：
800×700mm，允许误差不超过±100mm。
6）锚杆外露不大于100mm（包括托盘，螺母），锚杆露出托板不大于50mm。
4、帮锚杆安装
1）帮锚杆安装施工工艺：
敲帮问顶找掉危岩活块→定孔位→用凿岩机钻巷帮锚杆孔并清孔→往钻孔内放入树脂药卷→用锚杆头部顶住药卷并送入孔底→用搅拌器联接风动钻机和锚杆尾部→转动风动钻机搅拌药卷至规定时间（根据药卷说明书，一般为15～30s）→停止搅拌等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1min）→安装其它帮锚杆。
2）孔深要求1950～2000mm。
5、支护质量要求
锚杆眼的方向应与巷道周边垂直，其间距均匀，误差不超过50mm，锚杆丝头外露误差20-50mm，托盘要紧贴岩壁，不得松动。
锚杆扭力矩及锚固力的要求：
顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩不低于100N，顶锚杆锚固力不小于60kN，帮锚杆锚固力不小于40kN。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法：
正常掘进时采用风镐荣落煤，钻爆法破岩，人工装车，人力推车，短掘短支，一次成巷的施工方法。
二、工艺流程
根据设计要求及断面、支护结构、地质水文等条件，锚网喷支护，先光爆，锚网，的施工工艺。
其主要工序为：
打眼光爆--→敲邦问顶--→找掉浮矸活石---→临时支护--→打拱部锚杆眼--→安装锚杆挂网-→出矸—→施工两邦锚杆挂网。
三、设备配备
序号
名称
型号
单位
数量
备注
1
动力电缆
U-1000-3×16+1×4
米
900
探水钻用
2
探水钻
ZYD—750
台
2
一台备用
3
综保
ZBZ-4.0
台
1
4
局扇
FBD-№5.6/11×2
台
2
一台备用
5
型锚杆钻机
MQT-120
台
2
一台备用
6
防突参娄数仪
WTC
台
1
7
风筒
Ø600㎜
米
950
8
风钻
YTP－26
台
2
一台备用
9
放炮器
MF—100
台
1
10
隔爆馈电开关
KBD-200
台
2
11
隔爆真空开关
QBZ-80/660（380）
台
4
12
断电仪
KBG3K
台
1
13
高低浓度瓦斯传感器
台
3
一台备用
14
15
第二节施工准备
巷道施工前，要对开门口周围20米范围内的电缆、风水管路进行保护好。
必须先安装好局扇及风、水管路，使其具备供风、供水和防尘条件；开口前10米严格执行开口措施。
打眼时严格执行炮眼设计深度，控制每孔装药量，多打眼少装药。
第三节爆破作业（爆破说明书）
（一）钻眼机具的选用
巷道掘进时选用YTP—26型气腿式凿岩机进行打眼，选用2.0ｍ长的六角钻杆，φ42mm一字型的钻头。
（二）爆破器材的选用
l，炸药：
使用煤矿许用三级乳化炸药；
2．雷管：
使用1—4段煤矿许用毫秒延期电雷管，总延期时间不超过130毫秒。
3．起爆器：
使用MFB--100型电容式放炮器。
4．放炮线：
采用两芯专用放炮母线。
5。
封孔材料及用具的选用：
封孔材料使用粘土和水炮泥。
装药封孔的炮棍采用竹木棍。
封孔时先装50—80mm的黄泥，接着装水炮泥，然后用炮泥封孔，封孔长度不低于0.5m。
（三）爆破技术要求
1．严格按炮眼布置图及爆破作业图表要求布置炮眼、打眼、装药、联线、放炮。
2、要求一次装药必须一次起爆，最后一段延期时间不得超过130ms，装药结构为正向连续。
起爆使用MFB-100型电容式发爆器一次起爆，联线方式为大串联。
放炮地点：
主井11302运输巷转载点。
躲炮地点：
同放炮地点；
岗哨位置：
见放炮警戒图。
放炮警戒①启爆地点同；②副井+1115中部车场跟距11302运输巷回风绕道10米处。
（四）炮眼布置图及掏槽方法
由于巷道沿煤层顶板掘进，先用风镐将煤落下，底部岩石爆破时不需要掏槽。
（五）、爆破效果图表
爆破效果图表按f≤6考虑，施工中岩性有变化时，应调整爆破图表。
（炮眼布置及装药量）
眼号
眼名
眼深
（米）
眼长
（米）
装药量
角度
爆破顺序
联线方式
卷/眼
小计
公斤
水平
垂直
1-3
辅助眼
1.7
1.7
4
12
1.8
90
0
Ⅰ
正向串联连续装药
4-12、14
周边眼
1.5
1.5
3
30
4.5
90
0
Ⅱ
13
周边眼
1.5
3
3
0.45
-11.3
Ⅱ
合计
45
6.75
注：
我矿火工品使用煤矿许用乳化炸药和瞬发电雷管。
3、预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
％
0.94
每米巷道炸药消耗量
公斤/米
4.82
每循环进尺
米
1.4
每循环炮眼总长度
米
78
每循环爆破实体量
米3
8.4
每米3煤（岩）雷管用量
个/米3
0.6
炸药消耗量
公斤/米3
1.24
每米巷道雷管消耗
个/米
10
（六）、装药结构
正向装药结构（见装药结构示意图）。
第四节装运岩（煤）方式
装岩（煤）的方法：
掘进期间采用人工装运煤、岩，采用0.75吨的V型矿车，轨道运输，人力推车。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过。
水管接口要严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用1吋胶管，20m外使用50mm钢管，要及时随工作面前进延接，以备迎头正常用水。
风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于5m。
在掘进施工中，所有敷设的电缆、供水、供风管路、风筒等均应按规定要求吊挂牢固、整齐。
风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。
供风使用2吋铁管，距工作面20m范围内使50mm胶管。
风筒使用600mm的抗静电阻燃风筒，必须双反边接
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