综采工作面作业规程.docx
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综采工作面作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本面所掘巷道为2#煤，西翼采区W2101工作面进、回风顺槽及切眼。
二、掘进用途
本巷道掘进全部跟顶板掘进，为W2101工作面回采服务。
三、巷道设计长度、坡度及服务年限
1、该工作面进风巷设计长度2450m、回风巷设计长度2700m、切眼长度90m、合计5420m。
2、进回风巷坡度均为+8º、工作面坡度为10º。
3、服务年限：
312天。
四、预计开、竣工时间
1、预计开工时间：
2010年11月18日。
2、预计竣工时间：
2011年11月18日。
第二节编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
1、本工作面所掘巷道依据丰达煤矿西翼采区设计W2101面设计。
2、批准时间：
2010年10月8日。
二、地质说明书
工作面地质资料依据，2#煤底板等高线及矿井地质说明书和西翼巷探资料分析成果。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及临近采区开采情况
地面相对位置及临近采区开采情况见表1。
表1井上下对照关系情况表
水平名称
-340m
工程名称
W2101工作面
地面标高
+32m～+37m
井下标高
-260～-340m
地面相对
位置
该工作面地形地貌平坦，全部为耕地，东临大市口村保护煤柱，地面无建筑物。
井下相对位置对掘进的影响
井下四周无采掘活动，对掘进无大影响。
临近采掘情况对掘进巷道的影响
北为井田边界煤柱、南为未掘的西翼大巷、西为井田煤柱、东为村庄保护煤柱。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤层产状、厚度结构、坚固性系数及顶底板岩性
煤层赋存特征见表2、表3。
表2煤层特征表
煤层厚度
m
2.2
煤层结构
煤层倾角º
10º
含0.3（0.2～0.4）夹矸
煤层
2#煤
煤种
气煤
稳定程度
稳定
硬度
F=2～3
煤层情况描述
该工作面范围内，煤层赋存基本稳定，煤层以内含有灰色粘土岩夹矸，厚度为0.2～0.4m
表3煤层顶底板岩性
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
细砂岩
10.7
碳质泥岩和细砂岩互层
直接顶
粉砂岩
7.5
泥岩，深灰色页岩，砂质页岩局部粉砂岩质胶结比较坚硬
伪顶
直接顶
泥岩
0.75
质泥岩，灰黑色较硬。
老底
细砂岩
5.5
细砂岩，之下为浅灰色粗砂岩
二、巷道瓦斯涌出量、煤层自燃发火倾向、煤尘爆炸指数、地温。
巷道瓦斯涌出量、煤层自燃发火倾向、煤尘爆炸指数、地温见表4。
表4巷道瓦斯涌出量、煤层自燃发火倾向、煤尘爆炸指数、地温
瓦斯
绝对0.02～0.05m3/min
CO2
低CO2矿井，涌出量极小。
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性
煤的自燃倾向性及爆炸性
2#煤层为Ⅱ类易自燃煤层，有爆炸危险性，爆炸指数为40.37%
地温危害
16º
冲击地压危害
无冲击地压危险
第三节地质构造
依据资料，工作面南北边界附近存在一条N50ºE落差0～30m的断层，倾角60º，在本工作面尖灭，无陷落柱、火成岩等条件较好。
第四节水文地质
根据该工作面设计资料，以及采区巷道掘进状况，未发现水患存在。
根据石家庄煤炭设计研究院关于《隆尧县丰达煤矿初步设计说明书》资料，预计不会出现水的威胁，本区主要含水层为第四系和奥陶灰岩含水层，且分析认为均对2＃没有影响。
该面运输巷以断层为界，已留设20m防水煤柱。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
本工作面位于西翼采区，—340m水平。
巷道全部跟顶掘进，进、回风巷及切眼全部为矩形断面，净宽3m、巷高2.2m，煤层相对较稳定，为保证掘进机顺利施工及支护作业，煤层厚度不足时需适当打底。
进风巷与联络巷贯通，回风巷直接与采区回风巷贯通。
附采掘工程平面图见附图1
第二节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据2#地质资料及附近钻孔资料分析，直接顶为泥岩、粉砂岩、
细砂岩属于较稳定岩层，适合锚网支护。
为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊与基本顶坚硬岩层中，需用高强度锚索做辅助支护。
基本支护形式为：
锚杆＋菱形金属网＋锚索联合支护。
为加强在开口处及交叉点补打锚索。
二、临时支护
1、临时支护用2根3m长直径为50㎜的2‘‘管组成的前探梁，每根前探梁用2个吊环固定在靠近迎头处的2根锚杆上，前探梁上搭6块2000×200×50木板交错布置，保证护顶有力。
2、临时控顶距
顶板较完整时最大临时控顶距为2m，顶板破碎时最大临时控顶距为1m。
3、临时支护组装
①、按规定割煤完成后，将前探梁吊环上到靠近迎头的两排锚杆上，然后将皮带连接管从上好的两个吊环中穿过。
②、铺网：
将金属网撒开，用手托起金属网紧贴顶板，然后前穿前探梁，使前探梁从金属网下方穿过并固定好。
③、调整金属网搭接宽度及两边金属网的长度。
④、临时支护完毕，永久支护一排后，再临时支护下一排，然后永久支护，两排永久支护后进行下一循环作业。
二、永久支护
1、支护设计
根据对丰达煤矿2#岩性分析巷道围岩属Ⅱ类较稳定顶板。
结合锚网之护的经验，煤层静态松动圈一般厚度为600-900㎜，受采动影响的最大松动圈厚度，根据“煤柱宽度及稳定性分析”项目的测试为1000-1200㎜，按照中松动圈支护机理表明，2#煤层巷道围岩为中松动圈，在设计上可采用悬吊理论。
由于煤巷顶板大体为层状岩体，矩形断面属平顶巷道，适用悬吊作用理论。
①、锚杆长度
L=L1＋L2＋L3
式中：
L—垂直锚杆长度；
L1—锚杆外露长度，取L1=0.15m；
L2—锚杆有效长度，即巷道顶板松动圈的高度；
L3—锚杆固定长度，取L3=0.5m.
为了减少巷道的维护量，保证回采期间巷道的稳定，简化超前支护，因而选取受采动影响的最大松动圈，即L2=1.2m。
L=0.15＋1.2＋0.5=1.85m
结合经验，取锚杆长度为2000㎜.
②、锚杆直径
根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，则
d=35.52×（Q/δt）1/2
式中：
d—锚杆直径，㎜
Q—锚固力，取Q=40KN
δt—杆体强度抗拉强度，采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，取δt=510Mpa.
d=35.52×（70/510）1/2=13.2㎜
考虑锚杆屈服变形后，势必造成顶板的离层变形严重，取δt=335Mpa进行计算：
因此d=35.52×（70/335）1/2=16.2㎜
据经验公式d=L/110
式中：
d—锚杆直径，㎜
L—锚杆长度，取L=2000㎜
则d=2000/110=18㎜
根据现用锚杆支护实际情况，确定使用Φ20㎜左旋无纵筋螺纹钢锚杆。
③、锚杆间、排距
根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距a与排距b（通常a=b），即锚杆悬吊岩石载荷（G=a2L2γ）等于锚杆的锚固力（Q）。
则a=「Q/（KγL2）」1/2
式中a—锚杆间距，m
K—锚杆安全系数，取K=1.8
γ—岩石容重，取γ=24.5KNm3
因此a=「70/（1.8×24.5×1.2）」1/2=1.15m
顶板锚杆间、排距确定为a=b=0.9m
④、锚固方式及三径匹配
根据所选的锚杆直径为Φ20㎜，确定钻孔直径为Φ28㎜，树脂药卷直径为Φ23㎜，长度600㎜，每个钻孔用两根Z2360树脂药卷。
托盘使用与锚杆配套的等强铁托板，顶托板规格为：
120×120×8㎜；帮托板规格为：
100×100×8㎜.
锚杆三径匹配表5
见表5锚杆三径匹配表
类型
直径
长度
间距
排距
药卷
孔径
钻具
拉拔力
顶锚杆
20㎜
2.0㎜
900㎜
900㎜
Z2360×2
28㎜
液压型钻杆机
＞70KN
帮锚杆
16㎜
1.8㎜
900㎜
900㎜
CK2850×2
28㎜
MZ-12型电钻
＞30KN
⑤、锚索支护
由于巷道断面3m,锚索在巷中打一排，间距5m，锚索预紧力＞120KN，锚固力＞230KN。
2、锚网支护形式：
采用锚杆配菱形网支护，菱形网为12#铁丝编织网，规格为：
6000×1050㎜.金属网搭接要前网压后，搭接长度不少于1000㎜，用16#铁丝沿金属网搭接两边交错绑扎牢固，绑丝要双丝双扣，间距为200㎜，金属网要密贴顶帮。
巷道顶板支护，选用Φ20×2000㎜的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每根锚杆使用两只S2850树脂药卷。
托盘使用与锚杆配套的等强度铁托板，顶托板规格为：
120×120×8㎜；2#煤顶板易风化，在顶部锚杆上加垫木托板增大支护面积，木托板规格：
400×200×50㎜。
巷道帮部支护，选用Φ16×1800㎜的圆钢锚杆，每根锚杆用两支CK2530树脂药卷，托盘使用与锚杆配套的等强铁托板，帮托板规格为：
100×100×8㎜，施工时帮锚杆滞后迎头2.2m。
三、支护强度校验
1、锚杆强度校验：
每根锚杆悬吊岩体重量：
G=Ka2L2
式中：
G--每根锚杆悬吊岩体重量，KN
K--锚杆安全系数，取K=1.8
a—锚杆间、排距，取a=0.9m
L2—锚杆有效长度，取L2=1.2m
γ—岩石容重，取γ=25KN/m3
因此，G=1.8×0.92×1.2×25=49KN
则作用在每根锚杆上的拉力强度为：
P=G/（лr2）
式中：
P—作用在每根锚杆上的拉力强度，MPa
r—锚杆半径，取r=10㎜
因此，p=49×103/（л102）=156MPa
经计算锚杆悬吊岩石重量小于锚杆的屈服强度（335MPa）和抗拉强度（510MPa）故顶锚杆设计参数选择合理，并确定锚杆拉拔力测定达70KN为合格。
2、锚索间距校验
根据地质钻孔分析，直接顶无坚硬岩层。
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用Φ15.24㎜、L=6300㎜的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校验锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑，此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略掩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向的力平衡，计算锚索间距。
L=Nf2【BHy--（2F1sinθ）/L1】
式中：
L--锚索排距m
B--巷道最大冒落宽度3m
H--巷道冒落高度按最严重冒高2m
y—岩石容重25KN/m3
L1—锚杆排距0.9m
F1—锚杆锚固力70KN
F2—锚索极限承载力230KN
θ—角锚杆与巷道顶板的夹角75o
n--锚索排数取1
通过计算，锚索间距合理
附图2临时支护平面图
附图3巷道支护断面图
第三节支护工艺
一、支护形式
1、支护形式
进回风巷及切眼均采用锚网支护，除切眼外配合锚索联合支护。
巷道开口及三岔处补打锚索加强支护，呈三花型布置。
2、支护器具
打顶锚杆及锚索眼采用MYT-140/320型液压锚杆机钻孔，配合孔径Φ32㎜钻头、Φ20㎜螺纹钻杆；帮锚杆采用MZ-12型煤电钻，配合Φ28㎜钻头钻孔；锚索采用锚具YDC-120张拉千斤顶、SYB-80手动油泵预紧锁具，采用随掘随支护，以缩短空顶时间。
二、支护要求及质量标准
1、进回风巷及切眼顶锚杆间、排距均为900㎜±100㎜，安装时要求边搅拌边匀速推进至眼底，搅拌时间不少于30-45s，停止搅拌后，等待90-180s、卸下搅拌器上托盘拧紧螺母。
外露长度从托盘算起不大于50㎜，帮锚杆最上一排500㎜、间距1200㎜。
2、预紧力：
顶锚杆不小于70KN，帮锚杆不小于30KN。
3、螺母扭力矩：
顶锚杆不小于100N·m、帮锚杆不小于60N·m.
4、顶锚杆角度不小于75o,遇裂隙时要尽量垂直裂隙面；帮锚杆垂直巷帮布置，木托盘垂直于顶板。
5、顶锚杆采用边掘边锚，即“割一排、锚一排”。
且必须先打好顶锚杆，再打帮锚杆，帮锚杆可滞后两排，帮锚杆距顶第一排不大于500㎜，第二排距第一排间距1000㎜，帮锚杆水平间距1200㎜.
6、联网要求：
顶网长边垂直巷道中心线铺设，帮网顺巷铺设。
搭接要求：
金属网搭接要前网压后网，搭接长度不少于100㎜，用16#铁丝沿金属网搭接两边交错绑扎牢固，绑丝要双丝双扣，间距为200㎜，金属网要密贴顶帮。
7、锚索支护要求
①、眼深大于6300㎜，每根3卷锚固剂，药卷搅拌不低于45s。
②、锚索承载力额定230KN，张拉预紧力为120KN，锚索预紧用YDC-120型张拉千斤顶，压力表读数不小于10MPa。
③、锚索应尽量与岩层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度不超过250㎜.
④、锚索施工滞后掘进面最大距离不超过10m，如遇顶板节理发育、松软、压力大的地段加密锚索布置，并紧跟迎头支设。
施工质量标准见表6
施工质量标准见表6
检查项目
质量要求及允许误差/㎜
合格
优良
保证项目
1、锚杆、钢带、锚索等材料的材质规格、品种
符合设计、作业规程及规范规定
2、锚固剂材质、配比、规格、强度
符合设计、作业规程及规范规定
基本项目
1、巷道净宽
-50～+100
-30～+100
2、巷道净高
-50～+100
-10～+100
3、锚索力（锚杆）
最低值不小于设计值的90%
最低值符合设计值
4、锚索预紧力
最低值不小于设计值
最低值符合设计值
5、锚杆锚索施工质量
安装牢固、托盘紧贴煤壁无松动
最低值符合设计标准
6、铺网质量
符合作业规程规定
允许偏差项目
检查项目
允许误差
1、锚杆间排距/㎜
-100～+100
2、锚杆、锚索孔深/㎜
0～+50
3、锚杆角度/（°）
符合设计要求，≥75
4、锚杆外露长度/㎜
露出螺口15～50
5、钢带排距/㎜
-50～+50
6、锚索预留长度/㎜
150～250
7、锚索间距/㎜
-100～+100
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、本面外围采区系统已经形成，具备上掘进机条件，巷道掘进时使用EBZ55型综掘机沿煤层顶板截割并自行装煤的施工方法。
2、回风联巷采用炮掘施工方法。
第二节掘进方式
一、机掘施工方式
1、两巷及切眼均采用EBZ55型综掘机掘进并自行装载，通过配套运输设备运输。
2、生产工艺流程：
开机前准备→掘进机割煤、装、运→支护→延伸皮带、接溜子→进行下一个循环。
3、检修工艺流程：
进修前准备→检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修各部刮板输送机、带式输送机及延伸、运料、其他工作→正常掘进。
4、掘进机截割工艺
割煤从中间相一帮开始先割煤，然后由下向上刷帮，而后割另一帮将全部面刷出。
刷出后将临时支护前探梁组装好。
掘进机停电，按激光方向线定好第二个眼位，操作锚杆机进行打眼工作。
打完眼后，卸下锚杆机，铺好金属网，装好树脂药卷后，将锚杆穿入金属网孔与钻孔，用锚杆机搅拌药卷，搅拌完成后停顿1秒，用锚杆机上紧螺母。
联顶网，同时依次按照间距要求将眼孔定位安装锚杆，打完顶锚杆后，挂帮网，打帮锚杆眼，安装帮锚杆。
放炮掘进时，每掘两排，接一溜槽，溜子机尾打好地锚。
使用皮带时，每掘6-8排延伸一次皮带。
延伸皮带将皮带机尾两侧用钢丝绳挂在掘进机两侧，人员躲开绳道后拉皮带。
附掘进机割掘示意图4
二、炮掘施工方式
1、联巷掘进施工时，采用普通钻爆法施工工艺。
炮掘采用先掏槽、后辅助眼、最后周边眼顺序起爆。
2、钻爆工艺流程
钻眼准备→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人放警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水消尘、维护顶板→临时支护→打顶锚杆→装运煤→打帮锚杆。
3、钻爆工艺要求
①、钻眼前、必须详细检查迎头10m范围内的支护，发现问题及时处理。
②、必须依据中腰线施工，定眼位。
③、严禁钻眼与装药平行作业，严禁残眼内钻眼，坚持湿式钻眼。
④、爆破严格执行“一炮三检”和“三连锁”放炮制度。
⑤、爆破前班组长必须安排专人在所通往爆破地点的所有通道口放好警戒。
三、附掘进设备配备表7
附表7掘进设备配备表
序号
机械、钻具名称
型号
台数
动力
配套方式
备注
1
掘进机
EBZ55
1
电
煤溜皮带
2
煤电钻
MZ-12
2
电
煤溜
第三节爆破作业
一、爆破器材
采用矿用2#硝铵许用炸药及许用电雷管，使用FD-200D型放炮器。
二、装药结构
装药采用正线装药。
三、起爆方式
串联方式、毫s爆破，按照先掏槽眼、后辅助眼，最后周边眼顺序一次延期起爆。
四、炮眼布置图及爆破说明书
1、炮眼布置图见三视图5
2、爆破说明书见表8。
表8爆破说明书
掏槽炮眼布置方式楔形掏槽
放炮方法毫s爆破、正向装药
连线方法串联
一次放炮个数≯12
种矿用2#硝铵许用炸药及许用毫s电雷管
炸类放炮器FD-2000D型
爆破掏槽眼装<0.45㎏/眼角起爆I
药辅助眼药<0.45㎏/眼II
要求周边眼量<0.3㎏/眼度顺序III
四、施工质量要求
1、施工测量放线由施工单位配合技术科按设计完成，巷道掘进要严格按方向线施工。
巷道底板必须割平，浮煤必须清理干净。
施工如遇地质变化时及时与技术科联系，制定相应方案。
2、锚网巷道质量标准：
（1）掘进支护参数见表9
附表9掘进支护参数表
检查项目
检查内容
设计尺寸（㎜）
质量要求及允许偏差（㎜）
掘进巷道净宽
3000
-100～+200
掘进巷道净高
2200
-100～+200
顶锚杆布置
间距900㎜
直径Φ20
长度2000
±100
排距900㎜
外露
30～50
角锚杆与顶板夹角
75°
≦5°
中间顶锚杆
90°
≦5°
锚固力
≧70KN
帮锚杆布置
间距900㎜
Φ16长度1800锚杆
±100
排距900㎜
±100
外露
≦20
帮锚杆
90°
锚固力
≧40KN
螺母扭紧力矩
≧100N.m
铺网
搭接
顶网规格
6500×1050
≧100
≦200
巷帮
表面平整
1m范围内凹凸＜200
（2）其他施工要求：
巷道宽度应严格按设计宽度施工，任意一帮宽度不能超过设计宽度的200㎜，当超过200㎜以上时，在此帮应采取加打锚杆等措施。
3、巷道掘进时如遇伪顶将其挑落，沿直接顶掘进，高度符合要求。
4、割煤时，禁止留伞檐和底根，严禁出现倒梯形巷道。
第四节装载运输
一、装载运输方式
1、装煤运煤：
机掘时采用EBZ55型综掘机实现自身装载运输，通过桥式转载皮带配合JS650型皮带运输，倒集中运输皮带输送机到井底煤仓。
联巷炮掘时采用人工将煤攉到SGD420/30刮板运输机到集中运输机皮带至煤仓。
2、材料及设备运输：
材料及设备通过材料车，由副井到大巷，最后到采区轨道巷至工作面。
二、运输方式及安全要求
1、综掘机装煤或人工装煤，刮板输送机或带式输送机运煤；材料运输根据坡度使用11.4KW绞车运送材料。
见附表10
附表10装载运输设备表
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
备注
1
刮板输送机
SGD420/30
1
巷道开口
2
刮板输送机
SGD420/30
1
切割巷
3
刮板输送机
SJ650
2
进回风巷
4
绞车
JD-11.4
2
进回风巷
5
绞车
JD-11.4
2
进回风巷
2、绞车运料时，要用信号联系，严格执行“开车不行人，行人不开车”的规定。
第五节管线布置
1、为安全方便电缆悬挂在行人侧，距底板1.6m以上，每隔1.2m使用专用电缆钩吊挂。
通信、信号电缆敷设在动力电缆上方0.2m。
2、洒水管路、压风管路吊挂在非行人侧，距底板1.8m。
3、风筒吊挂在非行人侧，要求平直，不影响设备运行，出口距迎头不大于10m。
第六节设备及工具配备
附设备及工具配备表11
附表11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
掘进机
EBZ55
台
1
2
掘进机组合开关
CHB1-24E
台
1
3
液压锚杆机
MYT-140/320
台
2
4
锚索千斤顶
YDC-120/150
台
1
5
锚索手动油泵
SYB-80
台
1
6
锚杆机双联泵
SYBN15型
台
1
7
带式输送机
JS650
台
2
8
煤电钻综保
ZBZ-410
台
1
9
煤电钻
MZ-12
台
1
10
馈电开关
KBZ-400/660
台
2
11
控制开关
QBZ-80Z
台
2
12
控制开关
QBZ-80Z
台
2
13
调度绞车
JD-11.4
台
2
14
局扇
JBT-52
台
2
备用
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式
1、掘进期间，均采用压入式通风方式，最长供风距离2700m。
进回风巷各配备一台28KW局扇，要求有备用风机和开关。
2、掘进头的风速控制在0.25～4m/s之间，风筒出风口达到规定。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100·q·k=100×0.05×1.2=6m3/min，
式中：
k---瓦斯涌出不均衡系数，取1.2
q---工作面绝对瓦斯涌出量m3/min
2、按炸药消耗量计算
Q=25·A=25×6=150m3/min
式中：
A----工作面一次爆破最大装药量6kg；
Q----需要风量m3/s
3、按工作面同时工作的最多人数计算
Q=4·n·k=4×20×1.25=100m3/min
式中：
n---工作面最多人数
k---备用系统，取1.25
根据以上计算，工作面所需风量取150m3/min
4、按局部通风机实际风量计算局扇所在巷道需要风量
煤巷掘进：
Q掘=Q扇×Ii+15×Sm3/min
式中：
Q扇—局部通风机实际吸风量m3/min
安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量以外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷中不小于0.15m/s，煤巷中不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；
Ii-掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
Q掘=Q扇×Ii＋15×S=200×1＋15×6.6=299（m3/min）
5、风机选型：
28KW风机供风量为150-200m3/min，故W2101进风巷、回风巷均采用28KW风机供风是合适的。
局扇一台使用一台备用。
风筒采用抗静电阻燃风筒直径800㎜，长度10m/节。
三、掘进工作面风量验算
根据煤矿安全规程允许风速进行验算：
①、根据掘进巷道风速不小于0.25m/s，巷道断面为6.6㎡
Q风=0.25×S=0.25×6.6=1.65m3/s=99m3/min
②、根据掘进巷道风速不大于4m/s
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