4121工作面回采作业规程.docx
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4121工作面回采作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表：
表1
工作面名称
4121回采工作面
水平名称
四水平
采区名称
一采区
地面标高（m）
+1050（主井口标高）
井下标高（m）
+960～+996
地面相
对位置
见井上下对照图（附图1）
回采对地面
设施的影响
见井上下对照图（附图1）
井下位置及
与四邻关系
上部已经开采，南翼、北翼同水平及下部均未开采。
走向长度（m）
70
倾斜长度（m）
36
开采面积（㎡）
2520
第二节编写依据
《煤矿安全规程》及各工种技术操作规程，上级及矿安全技术性文件。
第三节工作面煤层情况表表2
开采煤层编号
2#
煤层厚度（m）
1.8～2.2
煤层倾角（度）
80～88
煤层结构
简单
稳定程度
稳定
煤层情况描述
煤层为中厚层状，煤炭硬度较大，
煤岩特征
煤岩类型以暗煤为主，次为半亮型，少量暗淡型或光亮型
工作面煤层顶底板情况表表3
顶、底板名称
岩层名称
顶板
薄层粉砂层、泥灰岩、
底板
粘土岩及页岩
第四节地质构造
新寨煤矿地处白泥滥坝向斜东段，北东翼地层直立或到转。
井田内未发现褶皱、断层、滑坡。
第五节水文地质
一、水源分析：
1、我矿范围内只有一条季节性河流（枯水季节是公路，暴雨时是河流），非雨季时作村寨及邻矿生活、生产污水排泄之用，雨季作泄洪之用。
矿井水害主要受地表水影响，而地表水主要源于大气降水，具有非常明显的季节性特征。
因岩层表部被强烈风化，透水性质良好，该区又属急倾斜煤层，受采动影响后矿井水的水量大小与地表水的水量大小关系非常明显。
由于地表地形所致，我矿处于汇水出口，其中枯水季节矿井的涌水量不大，最小涌水量为20米³∕小时，从5月份农村开始灌田起，矿井水明显增加，特别是暴雨，矿井水便是平常的若干倍。
所以，矿井水害是五大灾害的首害。
2、原红岩煤矿与新寨煤矿是整合矿井，目前整合后的新井尚未动工，原红岩煤矿于2007年月停工未抽水，至今井下储水量较大（未测定），从新测定的井上下对照图分析，“4121”工作面切割眼已经位于红岩煤矿底部，虽然红岩煤矿的开采底部为+1014水平，但以前的开采技术资料未妥善保存，无法弄清“4121”工作面与红岩积水有无连通渠道。
为此，重点防止红岩煤矿积水将是该工作面的主要问题。
3、地下水以裂隙弱含水为主。
地表裂隙水和采空区积水，现在开采阶段测定每小时涌水量（正常情况下）可达20m³/h。
暴雨情况下（未实际测定）。
4、目前矿区内无大的崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害现象，但随着开采深度和范围的增加，一定规模的崩塌、滑坡、泥石流还是有可能发生。
现有的小范围塌陷已进行治理，虽对矿井充水不会有太大影响，但每次大暴雨之后，都应派专人对矿区特别是塌陷区进行观察，发现情况及时处理。
二、采取措施：
1、’4121”在开采前，必须按照图中钻孔布置进行探放水，确定探水负责人员，并且进行详细记录。
2、凡是发现该工作面煤层湿润，必须立即向调度室汇报，调度室必须立即将汇报情况详细记录并且马上向技术负责人和矿长汇报，及时研究处理。
3、凡是探水孔探到水流，若水流急，水压大，不要马上抽出钻杆，一方面派人监测水流情况，另一方面派人向调度汇报。
4、每班安全人员必须对探孔进行复查，并且做好详细记录，以备查核。
跟班副矿长进行再复查，发现弄虚作假，进行严肃处理。
5、回采中注意保持两巷水沟畅通，使巷道不出现积水；并且对探放流出的水要采取疏排或管接的方式处理，以免水直接流入工作面。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况：
1、瓦斯：
该矿属高瓦斯矿井，必须加强瓦斯管理，防止瓦斯灾害事故发生。
2、煤尘爆炸指数经测定为无爆炸性。
3、煤的自燃倾向性为Ⅱ类自燃。
二、应力集中区：
⒈距工作面前方5～10m范围内，受采动影响强烈，且压力集中，支架损坏较多，巷道出现底鼓帮鼓现象，属压力增高区。
⒉距工作面前方10～20m范围内，受采动影响较大，但巷道支架损坏不明显，属压力影响区。
⒊距工作面前方20～30m范围内，受采动影较小，巷道支护有少量的变形。
⒋距工作面前方30m以外的前方巷道支架完好，属不受采动影响区。
第七节储量及服务时间
一、储量：
⒈可采储量：
工业储量＝走向长×真倾斜长×煤层厚度×密度×回采率
＝70m×36m×2m×1.45t/m×95%
＝6940t
二、工作面服务期限：
工作面的服务期限＝可采储量/设计月产
＝6940t/4000t
＝2（月）
第二章采煤方法
由于本采区煤层属急倾斜薄煤层（煤层倾角80～88度，煤厚1.8m～2.2m），煤层顶板较破碎，故而本工作面采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法进行回采。
即用多边形掩护支架（下净宽为1.7m）配合Ф28～30mm的钢丝绳连接成整体以隔离工作面与采空区，辅以单体液压支柱控制和移动掩护支架并辅助支护顶板。
第一节巷道布置
采区巷道布置：
见附图2：
”4121”工作面立面布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺：
1，破煤（岩）、落煤方式：
1）打眼：
煤层内采用ZMS12D（A）型煤电钻打眼；遇夹口时，顶底板岩石采用18型风钻打眼。
2）爆破：
采用爆破方式落煤。
3），爆破材料：
采用三级煤矿许用乳化炸药和煤矿许用毫秒电雷管爆破。
4），起爆器材：
采用MFB-200型或MFd-200型晶体管电容式发爆器起爆。
5），炮眼装填及起爆方式：
正向装药、正向起爆。
6），联线方式：
大串联。
7），起爆顺序：
中间眼先起爆，顶眼、底眼间隔一段起爆。
8），装药量：
单眼装药量都按0.15kg／眼（即每眼1条药），顶、底眼装药量届时可根据爆破效果进行适当增减；总的单班装药量根据当班炮眼数量确定。
2，辅助破煤：
手镐清洗顶、底板煤、岩，打柱窝。
3，采深：
工作面采煤头采深为1.0m，最大不得超过1.2m。
4，炮眼布置：
1），炮眼布置方式：
采用三排五花眼（如果煤层较薄且不破顶底板时采用两排三花眼）布置；顶眼距顶板0.2m，以不破坏顶板为宜；底眼靠掩架脚布眼，以眼子终点在架脚以外0.3m为准；槽（中间）眼布置在顶眼和底眼当中，与顶眼和底眼成梅花型。
2），炮眼深度：
根据采深控制炮眼深度，深度一般为1.3m，最大不超过1.4m。
3），炮眼角度：
与水平线成﹣30°俯角顺煤层层位方向斜向下施工。
4），炮眼间距：
伪斜方向眼子间距为0.6～0.8m，可根据现场情况增加辅助眼解决变薄带等特殊问题。
5），根据现场实际回采长度确定炮眼数量。
⒍），工作面回采一般布置1个采煤头。
5，爆破说明表（现场根据实际回采长度可自行调整炮眼装药量）
表四
名称
炮眼深度（m）
炮眼数量（个）
装药量
雷管段号
备注
每眼（条）
合计（kg）
顶眼
1.3
30
1
4.5
Ⅲ
大串联一次性爆破
中间眼
1.3
30
1
4.5
Ⅰ
底眼
1.3
30
1
4.5
Ⅲ
合计
90
13.5
附图3：
“4121”工作面炮眼布置示意图
二，装煤、运煤：
⒈工作面采用人工攉煤、搪瓷溜槽溜煤；
⒉+960水平人工将煤装入矿车→人工推运矿车至井底车场→绞车拉出地面→人工翻入煤仓→外运。
三，顶板控制：
工作面采用多边形柔性掩护支架（下净宽为1.7）配合Ф26mm的细丝钢丝绳连接成整体以隔离工作面与采空区，辅以单体液压支架控制和移动掩护支架并辅助支护顶板。
1，安架：
1），每循环在+980水平风巷架头处采用掩护支架配合四根钢丝绳用铁夹板、螺丝拧固成整体。
钢丝绳直径为Ф26mm，长度20m／根，两端焊头不少于0.05m（用套管套在钢丝绳端头，再焊死）。
2），安架前必须卧地沟，地沟规格：
上宽1.2m，下宽1m，深0.6m。
地沟超前于掩架架头不少于1.0m。
3），安架时，掩护支架长腿端抬高靠顶板、短腿端放矮靠底板铺设，相邻两架支架间的工字钢槽内放置卡心料且撞紧，相邻两支架的间距为0.15m。
4），钢丝绳搭接长度（两个端头卡子之间的距离）不少于2.0m，搭接处留空绳头长度0.2～0.5m，搭头用5个绳卡卡紧，相邻两根钢丝绳搭头错开不得低于1.0m。
5），掩架安好后应及时回拆巷道内架头老塘侧的木支架，但必须保持掩架头距回厢切顶线有2～3架厢的有效支护，切顶线老塘侧的掩架压实厚度不得少于1.0m，遇淋水或仓矸严重时，应适当延长平架空架长度。
同时，平架空头段架背至木厢梁子高度不低于0.8m。
6），工作面上出口巷道内平架长度不得少于2m。
⒉回采放架：
1），工作面随采煤放架，每采3～5m就必须下放掩护支架。
2），工作面空间高度：
要求放架后不高于1.6m，不低于0.9m。
3），控架支柱根据现场实际情况确定支架数量打成斜撑或立柱。
4），顶板暴露高度（垂直于伪倾伪斜线）达到1.6m以上，必须加打背顶支柱；若顶板破碎时，根据现场实际对顶板进行全背护支护。
四，采空区处理：
采用全部垮落法管理顶板。
1、工作面随采煤放架落顶，让顶板自然垮落充填采空区。
2、+962工作面夹楼回架采用人工回架，使用手摇回柱器辅助拉出掩护支架。
五、工艺流程：
安架→打眼→装药→爆破→攉煤→安溜→支柱→放架→回架→回撤巷道木支架
六、工作面正规循环生产能力：
W上=LShrc=80×0.8×2×1.45×95%=176t
式中：
W——工作面正规循环生产能力，t
L——工作面平均长度
S——工作面正规循环推进度，按采深0.8m计
h——工作面设计采高（按平均煤厚计），取2m；
r——煤的视密度1.45t/m³；
c——工作面采出率，取95%
第三节设备配置
设备配置及其主要技术参数表：
表5
电钻综控
BBZ-2.5-ⅡV
台
1
整定值：
15A
断路开关
DW80-80
台
1
整定值：
80A
煤电钻
ZMS12D（A）
台
2
额定电压：
127V
额定功率：
1.9kW
额定电流：
9A
起动电流：
54A
使用1台，
备用1台
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面的支护设计：
因采用柔性掩护支架采煤法进行回采作业，采场范围小，对顶板的支护面积也小，采煤工作面周期来压显现不明显，周期来压对工作面影响不大，故不进行支护能力验算。
二、选择支护材料：
工作面煤层倾角、80～88度，煤厚1.8m～2.2m。
煤层顶板较破碎，故而本工作面采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法进行回采。
即用多边形掩护支架（下净宽为1.7m）配合Ф28mm的钢丝绳连接成整体以隔离工作面与采空区，辅以单体液压支架控制和移动掩护支架并辅助支护顶板及控架。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式：
工作面采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法进行回采。
即用多边形掩护支架（下净宽为1.7m）配合Ф28mm的钢丝绳连接成整体以隔离工作面与采空区，辅以单体液压支架控制和移动掩护支架并辅助支护顶板及控架。
二、正常工作时期的特殊支护形式：
正常回采作业期间，若遇顶板破碎、过夹楼眼子、厚煤区，要求必须采用笆片、排花、木松方、开块木料等配合打成背顶支柱进行支护。
三、采煤放架与其他工序平行作业的安全距离：
1、工作面采煤时要求必须做到边采煤边放架，严禁采煤（斜长）5m后仍不放架。
2、实施放炮打眼作业时，打眼装药作业与采煤放架必须错开时间，不准同时作业，采煤放架在打眼装药作业点上方时应在装药点上方5m处必须设置挡煤掩护板。
3、严禁采煤放架时在同一地点有其它工序与其平行作业。
4、下煤眼10m范围内回采作业时，工作面夹楼不得进行回架工作。
5、工作面上口10m范围内回采作业时，不得进行安架、回撤木支架工作。
四、特殊时期的顶板控制：
1，来压及停采前的顶板控制：
工作面周期来压时刻，应增加控架支柱和背顶支柱的数量和密度；停采前认真检查工作面的支护情况，发现不合格者必须立即进行整改。
2，过断层及顶板破碎时的顶板控制：
工作面预计无断层，若出现断层较大时，届时编制专项措施执行；若遇顶板破碎时，必须加打支柱进行控架和打背顶支柱并用笆片排花等进行有效背护。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制：
1，巷道超前支护方式：
采用沿巷道走向打成或一梁三柱进行有效支护，柱距规定0.6m，巷道走向无大的变化时要求单排超前托梁支护布置靠巷道的底板帮，双排超前托梁支护布置靠巷道的两帮。
2，超前支护距离：
1），二水平风巷：
工作面上出口的掩架架头前方10m范围巷道必须实行双排超前托梁支护，10～20m范围实行单排超前托梁支护。
2），+960运巷：
工作面的下煤眼前方10m范围巷道必须实行双排托梁支护，下煤眼前方10～20m范围及下煤眼至老塘切顶线实行单排超前托梁支护。
⒊运回两巷超前支护范围内巷道高度不得低于1.7m，其它范围巷道高度不得低于1.9m。
否则必须透厢或卧底。
二、工作面安全出口的管理：
1，支护形式：
1），上出口：
工作面采穿上出口10m范围内坡度调整为20°～26°，用一梁三柱顺向抬棚加强二水平巷道支护。
2），下出口：
工作面下煤眼10m范围内坡度调整为20°～26°，下煤眼上口必须打两根背顶支柱进行顶板支护和方便人员上下过下煤眼。
工作面与运输巷之间留设煤墩护巷，工作面下出口施工下煤眼、人行眼（通风眼）联通夹楼和运输巷，眼子采用木盘进行支护。
2，上、下出口要求：
1），上出口：
工作面上拐点坡度应尽量控制缓一些，以利于该处的顶板管理。
2），下出口：
（1）眼子、煤墩、夹楼规格：
眼子规格为内空1.0×0.8m，箍密盘支护，并订拉条进行加固，眼子沿走向间距4.0～4.5m。
夹楼煤墩净高（真倾斜高度）为1.5～2m，夹楼高度保持1.2～1.6m，夹楼内煤墩应采平。
始终保持2～3个眼子相通（至少保留1个下煤眼、1个行人通风眼，夹楼眼子最多不得超过4个）。
（2）当工作面采煤头在下煤眼处开口时，其夹楼眼子的上口两侧应打不少于2根的背顶支柱，以利于控制顶板及人员上下安全。
若遇工作面过构造带或天板破碎时，下煤眼10m范围内支柱间距控制在1.2m以内，顶板暴露面积达1.0m2时必须加背顶支柱。
工作面空间高度（溜槽中间至架顶）保持在1.6m以内。
三，与其他工序之间的衔接关系：
1、上、下出口10m范围内回采时，上、下出口不得进行安架、回架及撤巷道支架工作。
2、夹楼回架工作不得与相应巷道的支架回撤工作平行作业。
四、支护材料的使用数量和存放管理：
1，工作面掩护支架使用数量（以下距离数据取最大值）：
1），真倾斜为36m，取真倾斜88°、伪斜坡度26°计算，工作面伪斜长为：
82m
2），掩护支架掩护长度：
工作面斜长+上出口平架长+夹楼长=82m+4m+8m=94m
3），工作面使用掩护支架数量为：
掩护支架掩护长度/每架掩护支架架设宽度=94m/0.17m/架=553架
4），备用掩护支架量：
工作面总的掩护支架使用量×12%=553架×12%=66架
5），整个工作面需要掩护支架量：
工作面总的掩护支架使用量+备用掩护支架量=553架+66架=619架
2，工作面单体液压支柱数量：
30根。
五、各类材料必须挂牌管理，每天有专门人员进行检查并做记录、建好台帐，做到帐、牌、物数量、规格相符合。
第四章生产系统
第一节运输
一、工作面用搪瓷溜槽溜煤
二、在+960水平二号煤层中将工作面用搪瓷溜槽溜下的煤从下煤眼中装入矿车→井底车场（人工推车）→主斜井（绞车拉运）→地面煤仓。
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统：
1，风量计算：
1），按工作面同时工作最多人员计算：
Q=4NK×15×2=120M³/分
式中：
N-------------工作面同时工作最多人员；
K-------------备用系数，取2。
2），按瓦斯涌出量计算：
Q=100qk=100×1.1×2=220M³/分
式中：
q--------------工作面绝对瓦斯涌出量，取1.1M³/分。
（取工作面的实际测定瓦斯涌出量）
K--------------备用系数，取2。
确定该回采工作面的供风量为220M³/分
3），按一次爆破的炸药量计算：
Q=25AK×5×1.5=188M³/分
式中：
A-------------工作面一次爆破的最大炸药量，取5公斤；
K-------------备用系数，取1.5。
4），确定该回采工作面的供风量为220M³/分。
5），风速验算：
220M³/分÷60秒/分÷1.5M²=2.44米/秒
煤矿安全规程规定：
采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤巷，
允许的风速为0.25米M/分∽4米M/分。
上述计算选择的风速符合煤矿安全规程规定。
2，通风路线：
见“4121”回采工作面通风系统图）。
1），新鲜风流由地面→主斜井（负压通风）→+960水平井底车场→+960水平二号煤运输巷→“4121”工作面。
2），回风从→“4121”工作面→二水平二号煤回风巷→主扇抽风机抽出地面。
二、瓦斯检测与安全监测：
1，瓦斯检查：
⒈），工作面安排一名瓦检员检查瓦斯，瓦检员配备一台AQG-1光干涉式甲烷（CO2）测定器、一支温度计和一本瓦斯检查记录手册。
⒉），瓦检员每班对+960水平运输巷、工作面、上隅角，二水平风巷回风、等地点最少检查三次瓦斯和CO2。
2，安全监测：
1），+960水平运巷和二水平回风巷分别安设一趟监测电缆。
2），在风巷距工作面10～15m安设一台瓦斯传感器；工作面上隅角安设一台瓦斯传感器。
工作面回风流安设一瓦斯传感器。
3），主要技术参数
表6
名称
报警浓度
断电浓度
复电浓度
断电范围
瓦斯设置
工作面
≥0.8%
≥1.2%
＜0.8%
工作面及进、回风巷全部非本质安全型电气设备
上隅角
≥0.8%
≥1.2%
＜0.8%
工作面及进、回风巷全部非本质安全型电气设备
回风巷
≥0.8%
≥0.8%
＜0.8%
工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备
三、综合防尘系统：
1，防尘管路系统：
运回两巷各安设一趟φ4分防尘水管，加设净化水幕和隔爆水带。
2，防尘措施：
1），搞好个体防护，各工种操作人员佩带防尘口罩进行回采作业，坚持湿式打眼、装煤洒水作业等。
2），为减少煤尘飞扬或沉积，应在工作面下煤点和各煤炭转载点等处安设防尘喷雾设施，使用好防尘水喷雾降尘，要求做到装煤开水，不装煤停水。
3），定期（每周两次）对采区巷道内浮煤尘进行清扫及冲洗，并在两巷各安设一组净化水幕。
3，隔爆措施：
在两巷各安设一组隔爆水袋，每组10个。
每一组靠工作面出口50m范围内。
四、综合防灭火措施及要求：
⒈两巷利用防尘管路兼作防灭火管路。
⒉两巷加强清扫和冲洗煤尘，加强通风，防止煤层或机电设备温度超高时自燃。
⒊定期检查设备，严防电器失爆。
第三节排水
工作面及上部采空区漏水经二水平巷道水沟→“4121”二号煤层上山（安装排水管）→四水平二号煤层运巷→四水平水仓用水泵排出地面。
第五章劳动组织和主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、作业方式：
工作面回采采用“三·八”作业制度；采取“三采三准”的作业方式。
二、劳动组织表：
表7
一班
二班
三班
合计（人）
班 长
1
1
1
3
打炮工
采煤放架、放煤工
2
2
2
6
回架工
2
2
2
6
冲眼工
2
2
2
6
大巷放煤工
4
4
4
12
合 计
11
11
11
33
第二节作业循环
工作面每班完成一个循环，即打眼、放炮、出煤、放架、回架、运架、安架、冲眼（保证三个立眼）。
第三节主要技术经济指标
工作面主要技术经济指标表
表8
序号
项 目
单 位
数 据
１
工作面倾斜长度
m
20
２
工作面走向长度
m
140
３
采 高
m
2
４
煤炭比重
t/m3³
1.45
５
循环进度（采深）
m
1.15（0.5）
６
循环产量
t
60
７
月循环数（循环率）
个（%）
75
８
月进度
m
70
9
日产量
t
180
10
月产量
t
4000
11
工作面可采期
月
1.5
13
出勤人数
人
33
15
回采工效
t/工
16
坑木消耗
m3/万t
18
炸药消耗
Kg/万t
22
单位成本
元/万t
第六章煤质管理
一、提高煤质的管理措施：
1，加强掩护支架的安装和放架管理，尽可能避免老塘窜矸混入原煤中。
2，加强工作面上、下出口及巷道的管理维护，尽可能地防止顶板掉矸或仓矸混入原煤中，原煤中的大块矸石应派人拣出集中处理。
3，控制无关水流入原煤中，要求有控制地使用防尘水。
二、提高采出率措施：
工作面回采原煤应采净，不留顶板煤
第七章安全技术措施
第一节一般规定
一、主要安全制度：
1，交接班制度：
各班班（组）长严格执行“三汇报制度”，每班进班前，开好30分钟的安全班前会，在交待生产任务的同时，必须详细交待上一个班的安全情况和操作质量，每班进班后作业前，班（组）长要详细检查整个工作面作业范围及两巷上下出口的安全情况，发现隐患组织人员及时进行处理。
遇重大隐患还应及时向矿调度室和跟班矿长汇报，若隐患当班未处理完成，必须现场手上交清楚给下一个班。
2，安全隐患排查整改制度：
各班班（组）长进班后先详细检查整个工作面作业范围的安全有无隐患，发现有隐患先排查整改，如检查无安全隐患后才能挂牌作业。
跟班矿长和安全员巡回检查，如发现隐患立即进行排查和整改。
每班出班时认真填写安全隐患排查记录。
3，特殊工种持证上岗制：
特殊工种经过培训后持证上岗，坚持“无证不上岗”的原则。
4，敲帮问顶制度：
各位操作人员作业前及作业过程中，必须坚持按照敲帮问顶制度的要求，采用尖钎或掏扒或手镐等工具，开展对工作面和各条作业巷道等作业点进行悬矸的清找，加强工作面、上下出口、回采巷道等处的顶板支护及背护工作，严防顶板事故的发生。
5，机电设备维修保养制度：
机电组定期对工作面的设备、电器进行维护检查，发现问题及时维修，严防电器设备失爆。
6，“一炮三检制度”：
装药前、放炮前（雷管脚线与母线连接前）分别检查爆破地点20m范围及回风流中的瓦斯（二氧化碳）、起爆前检查起爆地点上风流20m范围的瓦斯、爆破后检查回风流及爆破地点20m范围的瓦斯。
装药后如果超过30分钟未起爆时，必须重新进入检查爆破地点瓦斯，一切正常才能起爆；爆破地点20m范围瓦斯达到1%或回风瓦斯超过1%时，严禁装药、爆破。
起爆后，爆破工将母线从发爆器上取下并扭结短路，等足规定的爆破等候时间并待炮烟吹尽，瓦检工在前、爆破工居中、班（组）长随后并间隔3-5m距离一同进入爆破地点，边走边检查通风、瓦斯、防尘、支护及爆破效果等情况。
瓦检工重点检查通风、瓦斯、防尘、防突情况，爆破工重点检查瓦斯、爆破效果情况，班（组）长重点检查支护、防治水情况。
如有不正常情况，三人撤出险区并向调度室报告，按调度室的要
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