3221运输巷作业规程.doc

编号 孙村煤矿 掘进工作面作业规程 工作面名称3221运输巷 编 制 人 高岩芝 区 队 长 王文国 施工单位 掘进一区 批 准 人 张殿镇 编制日期 2005年4月20日 执行日期 2005年4月 日 目 录 编审单位签字 2 矿审批意见 3 会审意见 4 第一章 概况 5 第二章 地面相对位置及地质水文情况 6 第三章 巷道布置及支护说明 8 第四章 施工工艺 23 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 33 第六章 生产系统 37 第七章 灾害预防及避灾路线 44 第八章 安全技术措施 46 作业规程学习和考试记录 72 编 审 单 位 签 字 主编技 术 部 年 月 日 施工单位 年 月 日 编制通 防 年 月 日 机 电 年 月 日 施工负 责 人 年 月 日 审查技 术 年 月 日 地 测 年 月 日 通 防 年 月 日 机 电 年 月 日 防 冲 年 月 日 掘进矿长 年 月 日 分管副总 机 电 年 月 日 通 防 年 月 日 安 监 年 月 日 掘 进 年 月 日 矿审批意见 审查单位意见 生产矿长意见 矿总工程师意见 矿 审 批 意 见 本作业规程于二ＯＯ五年四月二十六日在矿技术部进行了集体会审，参加会审人员有矿总工程师张殿镇、掘进矿长孙广京、专业副总莫技、安监处主任工程师庄国华、技术副主任张佃斌、工程师吕长刚、地测部副部长苏庆恕、通防部部长牛光田、机电部部长朱德跃、机电部工程师曲绍忠、掘进一区区长王文国、掘进一区技术员高岩芝、王涛。通过集体会审，讨论研究，同意本规程所编写的一切内容，要求在现场施工中严格执行,并提出以下意见 1、从开门至3422工作面停采线范围内，按冲击地压Ⅰ级危险区进行管理。 2、巷道进入3422工作面采空区上方时，先进行试掘。 第一章 概 况 第一节 概 述 一、巷道名称 巷道名称为3221运输巷。 二、掘进目的及巷道用途 掘进目的是为3221面形成系统，满足3221采煤工作面回采时的进风、运输、行人等需要。 三、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度 3221运输巷设计长度615米。 工程量共计615米。 服务年限1年。 四、预计开、竣工时间 经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自2005年5月份开工，预计2005年8月份竣工。 第二节 编写依据 一、采区设计说明书及批准时间 采区设计说明书名称为-1050水平前三采区设计说明书，批准时间为2003年1月。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书名称为3221回采工作面掘进地质说明书，批准时间为 2004年10月。 三、新矿安字[2005]30号文, 新矿生字[2005]23号文,新矿生字[2005]16号文。 四、煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程及集团公司、矿一系列安全生产文件中的有关规定。 五、矿压观测资料 断层附近围岩应力集中。 第二章 地面相对位置及地质水文情况 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表 水平名称 -1050水平 采 区 名 称 前组三采区 地面标高（m） 184 井下标高（m） －860 地面的相对位置及建筑物 地面相对位于南公庄以东一片农田。 井下位置及掘进地面设施的影响 该工作面位于－1050水平前三采区第Ⅰ亚阶段二层煤内。东为千米立井保护煤柱,西临f2断层,南临3220工作面已开采结束，北部未开采，下覆3422工作面采空区。 邻近采区开采情况 南临3220工作面已开采结束 走 向 145～153 倾斜 45～60 长 度 630m 待掘巷道地面相对位于南公庄以东一片农田，地面标高约184米。 位于－1050水平前三采区第Ⅰ亚阶段二层煤内。东为千米立井保护煤柱,西临f2断层,南临3220工作面已开采结束，北部未开采，下覆3422工作面采空区。在3421下拉下山内开门。 第二节 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 3221运输巷位于煤2中，该采区地层属华北型石炭二叠系山西组地层，主要由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。煤层稳定，结构较复杂，含夹矸2～3层。第一层夹矸厚0～0.15m。第二层夹矸厚度由东向西逐渐增大，厚度范围在0～0.8m之间。第三层夹矸厚0.02m。上分层煤质较差，下分层厚度1. 8－2.16m。工作面煤层走向为145～153，倾向为45～60，煤层倾角为23.3～24.2，平均倾角为23.6。 附图煤岩层综合柱状图（比例1200） 73 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数、煤层特征 工作面瓦斯等级为低级，煤尘爆炸指数为38.86％，自然发火期为6～12月，预计原始地温为32 ，地压为2665.75～2447.75T/m2，该煤层具有冲击危险性。 第三节 地质构造 煤层倾向45～60；煤层倾角23.3～24.2，平均倾角为23.6。 工作面地质构造简单，从东向西煤层走向为140～165,形成轻缓向斜构造。 第四节 水文地质 水文情况 本工作面水文地质条件简单， 预计该面掘进期间在煤层顶板裂隙发育地段有少量砂岩裂隙水以滴、淋水形式出现。 本工作面的正常涌水量为0.076m3/min，最大涌水量0.152 m3/min。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 3221运输巷布置在-1050水平前三采区第一亚阶段二层煤内，由3421下拉下山J8导线点前4米为中开门，开门位置标高-861.5（底板），按方位 32830′（真）顺煤层掘进5米后，按方位32830′（真）顺煤层刷大皮带机头硐室20米，然后顺二层煤掘进约104米后，按方位32230′（真）顺二层煤掘进约486米停,确保与3221回风巷中线距离175米； 巷道开门5米内由地测部按设计要求将中腰线放置于施工现场，施工过程中每隔50m或改变施工方位时由地测部校延、放置中腰线，以保证巷道施工的准确性。 巷道设计长度 3221运输巷设计长度615米。 工程量共计615米。 附巷道平面布置图（11000） 3221运输巷施工平面放大图（1200） 第二节 支护设计 一、巷道断面 3221运输巷为顺2层煤的全煤巷道，锚网带支护断面形状为梯形，净宽3.2米，净高2.4米，S荒8.33m2，S净7.68m2;皮带机头硐室采用锚网带支护断面形状为梯形，净宽3.6米，净高2.4米，S荒9.31m2，S净8.64m2； 附巷道支护断面（150）。 二、支护方式 1、临时支护 使用3根吊环式前探梁作为临时支护。前探梁采用3寸钢管制做，长度不小于3.2m，间距0.8-1.2m，每根用两个吊环固定，用木料接实顶，至迎头的端面距不大于0.3m。上吊环的锚杆必须留有不小于40mm的丝扣。 2、永久支护 3221运输巷采用锚网带支护作为永久支护，支护材料为等强度螺纹钢锚杆，金属菱形网及“M”锚带。锚杆间排距为顶板800800mm，两帮800800mm。采用锚索加固顶板，锚索长度6米，间距4米，打在巷道的顶板中线位置，滞后迎头不大于10米。 3、支护设计 （1）计算顶板锚杆的间排距 ①锚杆间排距几何平均数d1/2K锚K护[3I/（2I1）（2f-1）/（2f1）] 1/21.031.05[30.45/20.45126-1/261] K锚锚固方式系数,顶板采用树脂加长锚,取1.03； K护护顶方式系数,锚网支护时取1.05； I围岩完整系数 Ⅰ完整性好取0.9 Ⅱ完整性较好取0.75 Ⅲ完整性一般取0.6 Ⅳ完成整性较差取0.45 Ⅴ完整性很差取0.3 根据我矿实际情况,取0.45 f顶板岩性普氏系数,取f6。 则计算d0.842 ②计算锚杆根数 nB/d3.4/0.8424.038 取n5 B巷道荒宽，取3.4米 ③锚杆间距 D间（B-0.2）/n-13.4-0.2/5-10.8 取D间0.8米符合设计 ④锚杆排距 D排d/D0.842/0.81.053 取D排0.8米 确定顶板锚杆间排距为800800mm。 （2）计算两帮锚杆的间排距 ①锚杆间排距几何平均数 d1/2K锚K护[3I/（2I1）（2f-1）/2f1] K锚锚固方式系数，两帮采用树指加长锚，取1； K护护顶方式系数，锚网支护时取1.05； I围岩完整系数 Ⅰ完整性好取0.9 Ⅱ完整性较好取0.75 Ⅲ完整性一般取0.6 Ⅳ完成整性较差取0.45 Ⅴ完整性很差取0.3 根据我矿实际情况，取0.45 f顶板岩性普氏系数,取f6。 则计算d0.817 ②计算锚杆根数 ηH/d3.2/0.8173.917 取η4，H取3.2米上帮高。 ③锚杆间距 D间（H-0.4）/n-13.2-0.4/4-10.933 取D间0.8米符合设计 ④锚杆排距 D排d/D间0.817/0.9330.876 取D排0.8米符合要求 确定两帮锚杆间排距为800800mm。 S荒10.37m2 S净9.12m2 支护说明表 项目 内容 项目 内容 项目 内容 掘进断面 8.33m2 锚杆名称 螺纹钢锚杆 菱形网 顶板 1.13.4m 净断面 7.68m2 锚杆规格 Φ202000mm Φ202200mm 两帮 1.42.4m 1.12.4m 巷道形状 梯形 锚固剂数量 27.5块/米 单位 mm 支护形式 锚网带 锚杆用量 13.75根/米 比例 150 铁托板 球墨铸铁 顶板 排距 800 间距 800 锚固剂 树脂锚固剂 两帮 排距 800 间距 800 支护说明表 项目 内容 项目 内容 项目 内容 掘进断面 9.31m2 锚杆名称 螺纹钢锚杆 菱形网 顶板 1.13.8m 净断面 8.64m2 锚杆规格 Φ202000mm Φ202200mm 两帮 1.42.4m 1.12.4m 巷道形状 梯形 锚固剂数量 27.5块/米 单位 mm 支护形式 锚网带 锚杆用量 13.75根/米 比例 150 铁托板 球墨铸铁 顶板 排距 800 间距 900 锚固剂 树脂锚固剂 两帮 排距 800 间距 800 支护说明表 掘进断面 4.51m2 锚杆名称 螺纹钢锚杆 锚固剂 树脂锚固剂 净断面 4.0m2 锚杆规格 Φ202000 锚固剂数量 17.5块/米 巷道形状 矩形 菱形网 1.42.4m 锚杆用量 8.75根/米 支护形式 锚网带 顶板 排距 800 间距 800 单位 mm 铁托盘 球墨铸铁 两帮 排距 800 间距 1200 比例 150 注使用3根吊环式前探梁作为临时支护。前探梁利用3寸钢管制作，长度不小于3.2m，间距等于顶板锚杆间距，每根用两个吊环固定，用木料接实顶，至迎头的端面距不大于0.3m。上吊环的锚杆必须留有40-50mm的丝扣。 注使用3根吊环式前探梁作为临时支护。前探梁利用3寸钢管制做，长度不小于3.2m，间距等于顶板锚杆间距，每根用两个吊环固定，用木料接实顶，至迎头的端面距不大于0.3m。 注 1、炮前最大空顶距700mm，炮后最大空顶距2300mm。 2、循环进尺1600mm。 第三节 支护工艺 一、锚网带支护段 1、该巷顶板采用“锚杆＋金属网锚带”支护，锚杆采用全螺纹钢等强锚杆规格Φ202000mm，顶板靠近两帮的锚杆加长200mm，锚杆的锚固方式为加长锚，每根锚杆采用两块树脂药卷Φ28350mm锚固；采用1.13.4米的金属菱形网，网格8080mm，网与网之间压茬100mm并每隔200mm用与顶板同型号铁丝连接一道，锚网带要贴紧顶板；锚带采用3.4m（皮带机头硐室3.8m）长的“M”钢带，锚杆眼的布置必须符合设计要求，间排距0.80.8m，并不得超过设计值100mm。顶板靠巷道两帮的锚杆必须向两帮倾斜，与铅垂线夹角呈30，其锚固端距巷道两帮水平距离不小于500mm，并采用异形状托盘，安装锚杆前用压风将锚杆眼吹干净，将煤岩面找平，使锚带及托盘密贴岩层面，锚杆外露长度30-50mm上吊环的锚杆外露长度不小于40mm，锚杆预紧力不低于400NM，Ⅴ类顶板锚杆锚固力岩层中不低于130KN煤层中不低于70KN。 2、两帮采用“锚杆金属网铁托板”支护。锚杆采用全螺纹钢等强锚杆规格Φ202000mm；金属网为菱形网规格上帮1.12.4m和1.42.4m配合，下帮1.42.4m，网格为5050mm，采用10铁丝编制而成。网与网之间横向用穿条连接，纵向连接压茬100mm并每隔200mm用与顶板同型号铁丝连接一道，菱形网要拉紧，并紧贴煤壁；锚杆眼的布置必须符合设计要求，排间距0.80.8m，允许误差100mm。靠近顶板的锚杆必须向上倾斜，确保其锚固端在岩石中；靠巷道底的锚杆必须向下倾斜，与水平呈40夹角，网、铁托板、铁盘紧贴煤壁，锚杆锚固力煤层中不低于70KN，预紧力不低于400NM。铁托板用W钢带截割制作，规格400280mm。 3、锚网带支护巷道采用三根３寸的优质钢管制作的吊环式前探梁作临时支护，长度3.2M，炮后将其前移至迎头端面距不大于300mm，将锚带铺在前探梁上，再用木背板穿实顶板，锚带扭距不大于100mm。打锚杆眼时使用长短套钎，按照由外向里，先顶后帮，先中间后肩窝的顺序进行。 4、放炮前由班组长或指派专人用专用工具对迎头附近的锚杆进行紧固，放炮后由班组长和放炮员巡视放炮地点，严格执行敲帮问顶制度。对放炮打坏失效的锚杆重新补打，并对迎头10m之内的锚杆重新紧固一遍。 锚网带支护巷道工程质量规定 项 目 质量标准 mm 部位 巷道规格及名称 mm 3221运输巷 皮带机头硐室 巷 道 净 宽 左帮 0-200 上宽 1600 1800 下宽 1600 1800 右帮 上宽 1600 1800 下宽 1600 1800 巷道净高 0-300 全高 2400 2400 锚固力 顶 岩层 130KN/根 130KN/根 两帮 煤层 70KN/根 70KN/根 锚杆布置 100 拱 左 800800 800800 右 800800 800800 锚杆规格 φ202000 φ202200 φ202000 φ202200 锚杆安装 人工安装 人工安装 锚杆角度 与巷道轮廓线的角度与岩层夹角符合规定 锚杆外露长度 30-50mm 间排距 100 金属网及钢带施工质量 网搭接严密，锚带压网紧贴煤岩面 5、树脂锚固剂必须装填至锚杆眼底，搅拌锚杆前必须探测锚固剂的实际位置是否符合要求，否则不得搅拌安装锚杆。质检人员每班对锚杆进行试拉和锚杆予紧力的检测，使锚杆锚固力及予紧力不小于设计值，确保巷道的支护质量。巷道两帮局部超高时，必须根据间排距相应增加锚杆根数;顶板超宽空肩窝超过0.5米时,必须补打锚杆。 6、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100mm，眼向误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支护的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。 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，把2块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煤钻卡住螺帽，开动风煤钻，使风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，搅拌旋转40秒后，方可撤去风煤钻，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，20分钟之后，拧紧螺帽并达到预紧力要求，拧紧力矩不小于400NM。 其它严格执行新矿生字〔2005〕年30号文中的有关规定。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 1、根据巷道所处岩性，煤2顶板为灰白色粉砂岩，3221运输巷采用钻眼爆破法破碎煤岩，全断面一次成巷，支护方法为锚网带支护。 2、施工前，首先按照测量部门给定的开门位置，建立供电、供风、供水、通讯及防尘系统。 3、采用“三八制”正规循环作业方式，每班一个循环，每日三个循环。 3221运输巷开门施工安全措施 ①开门三岔门采用对棚支护。开门施工对棚时，先进行敲帮问顶，摘掉危矸悬岩，支设好斜撑护好顶及肩窝，在专人监护下挖腿窝，腿窝到硬底且不小于300mm，软底时必须穿木鞋（规格20020010mm），挖好腿窝后开始使棚，对棚棚头3.8m，上腿3.2m，下腿1.8米，净高2.4米，上腿扎角为15，下腿扎角为5。先竖好棚腿，专人扶好，开始托棚头，托棚头时施工人员要密切配合，统一行动，先托一头，再托另一头，对棚一次性使好，不可分次使，施工完后当班要打加固锚杆（两组），加固锚杆打在棚口以里0.5m处，用压板固定牢固，并及时生根。生根规格牛鼻子一侧长宽高0.60.60.8m；另一侧长宽高0.50.50.5m。 开门掘进5米范围内每次放炮前首先检查对棚的稳固情况，并用戗柱戗牢对棚，以防止放炮时被打坏。 ②巷道开门60米范围内施工时，迎头破碎煤矸，由ZYP-17型扒装机装入窄型40T刮板输送机，经刮板输送机运至3421下拉下山中的SD-80型胶带运输机，进入3422运煤系统，开门掘进60米后在运输巷内安装SD-80型胶带运输机进行排矸。 ③刮板输送机机头安装时，用旧道木搭设木垛台，木垛台上担放工字钢，工字钢长度不小于1.5米，溜头用26型链条与工字钢连接牢固，工字钢采用地锚固定，地锚采用与顶板锚杆相同的金属全螺纹锚杆，每组地锚不少于两根，锚深不少于1.5m，必须锚入巷道硬底中。并用26型链条与工字钢连接牢固。机头与皮带搭接时，搭接高度不小于0.5米，搭接长度0.2米。 ④开门施工放炮前必须用旧皮带、木枇等保护好各类管线和皮带，防止放炮打坏。 ⑤开门掘进5米后施工皮带机头硐室，长度20米，净宽3.6米，净高2.4米，并采用锚索加固顶板，锚索长度6米，三角形布置，间距1.6米，间隔1.2米，滞后迎头不大于5米。 其它严格执行煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程中的有关规定。 第二节 凿岩方式 施工巷道采用钻眼爆破的方法破岩。 一、打眼机具 迎头布置两部YT-24型气腿式风钻，一部ZMS-60型风煤钻；配备Φ22mm的六棱中空钢钎，Φ32mm、Φ42mm柱齿钻头。 二、打眼方法 ⑴、首先检查施工地点的安全情况，严格敲帮问定制度，严禁空顶作业，打眼时设专人监护顶帮安全。 ⑵、标定眼位，划分区域，做到定人、定钻、定眼、定责，不准交叉作业。按爆破图表的要求确定打眼深度。 ①试运转，先开风后开水。②定眼司机站在风钻后侧面，手握把手，调整钻架高度，领钎人站在一侧，避开司机视线。③开眼先慢速运转，待眼位稳固并钻进20-30㎜后再中速钻进，直到钻头不易脱离眼口时再全速钻进。点眼人员要注意观察迎头及顶帮安全情况，点眼后及时撤至安全地点，防止断钎或张迎头伤人，钻眼过程中钻杆下方严禁有人。 ⑶司机扶钻时躲开眼口方向，站在一侧两腿前后错开，脚蹬实底。 ⑷当局扇停风、停水、拒爆残爆未处理完毕、有煤瓦斯突出、不安全隐患未排出时，严禁打眼。 ⑸其它严格执行煤矿安全技术操作规程掘进钻眼工中的有关规定。 三、降尘方法 降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开启水幕。 第三节 爆破作业 掏槽方式为楔形掏槽。 一、爆破材料爆破使用RM-Ⅱ型二级煤矿许用乳化炸药，3221运输巷使用药卷规格Φ35mm-200g/L190mm；毫秒延期电雷管1-5，用MFB-100型电容式发爆器引爆。 二、装药结构正向装药结构。 三、爆破方法 严格按照炮眼布置图和爆破说明书的要求进行打眼、装药、定炮，定炮严格使用水炮泥，封泥符合煤矿安全规程中要求，一次定炮必须一次起爆，严禁一次定炮分次起爆。 附装药结构示意图 附爆破说明书 炮眼 名称 眼 号 眼 深 m 眼 距 m 角度度 乳化炸药量 爆破 顺序 联线 方法 炮泥 长度 mm 每眼 填水炮 泥块数 水 平 垂 直 每 眼 眼 数 总 量 掏槽眼 1-4 1.8 1.0 76 90 0.6 4 2.4 1 串 联 830 两块 辅助眼 5-7 1.7 0.6 90 90 0.4 3 1.2 2 920 两块 帮眼 8-10 16、17 1.7 0. 7 0.54 90 90 0.4 5 2.0 3 920 两块 顶眼 11-15 1.7 0.75 87 90 0.4 5 2.0 4 920 两块 底眼 18-22 1.7 0.7 90 87 0.4 5 2.0 5 920 两块 总量 22 9.6 爆 破 指 标 编号 项目名称 单位 数量 半煤岩 全岩 全煤 1 岩石种类及坚硬程度 f 2-4 2 矿用乳化炸药 kg 9.6 3 毫秒延期电雷管 枚 22 4 雷管号数 1-5 5 循环进度 m 1.6 6 炮眼利用率 94.1 7 爆破体积实体 m3 13.328 附爆破说明书 炮眼 名称 眼号 眼深m 眼距m 角度度 乳化炸药量 爆破顺序 联线方法 炮泥长度 mm 每眼填水炮泥块数 水平 垂直 每眼 眼数 总量 掏槽眼 1-4 1.8 1.0 77 90 0.6 4 2.4 1 串联 830 两块 辅助眼 5-11 1.7 0.7 90 90 0.4 7 2.8 2 920 两块 帮眼 22-2312-15 1.7 0.6 90 90 0.2 6 1.2 3 1110 两块 顶眼 16-21 1.7 0.7 87 90 0.4 6 2.4 4 920 两块 底眼 24-30 1.7 0.6 90 87 0.4 7 2.8 5 920 两块 总量 30 11.6 爆 破 指 标 编号 项目名称 单位 数量 半煤岩 全岩 全煤 1 岩石种类及坚硬程度 f 2-4 2 矿用乳化炸药 kg 11.6 3 毫秒延期电雷管 枚 30 4 雷管号数 1-5 5 循环进度 m 1.6 6 炮眼利用率 94.1 7 爆破体积实体 m3 14.9 附爆破说明书 炮眼 名称 眼号 眼深m 眼距m 角度度 乳化炸药量 爆破顺序 联线方法 炮泥长度 mm 每眼水炮泥块数 水平 垂直 每眼 眼数 总量 掏槽眼 1-4 1.8 0.8 76 90 0.4 4 1.6 1 串联 1020 两块 两帮眼 5、6、11、12 1.7 0.55 86 90 0.2 4 0.8 2 1110 两块 顶眼 7-10 1.7 0.55 86 90 0.2 4 0.8 3 1110 两块 底眼 13-16 1.7 0.6 90 86 0.4 4 1.6 4 920 两块 总量 16 4.8 第四节 装、运矸方式 一、装矸方式 巷道掘进施工中，用ZYP-17型扒装机装矸，扒装机尾轮的固定位置应高出岩堆800～1000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600～800mm，固定楔的孔深度不小于800mm。扒装机机身上方装岩槽两侧应正常安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，并固定牢固，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm。扒装机到迎头距离6-20米。 二、运输方式 1.3221运输巷掘进时迎头破碎煤矸，由ZYP-17型扒装机装入运输巷中的SD-80型胶带运输机，运至3421下拉下山中的SD-80型胶带运输机，进入3422运煤系统。 2.施工时，扒装机钢丝绳每天检查一次，由机电段长亲自检查或安排专职维修工检查，发现问题及时处理，严禁设备带‘病’运转，并要求检查人员将检查处理结果记录在专用记录本中备查。 第五节 管线及轨道敷设 一、管线敷设 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。电缆勾每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头25m范围内使用1.5寸风管，25m外使用2寸钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头全岩巷道不大于10m，煤巷不大于5m。 第六节 设备及工具配备 设备及工具配备情况表 序号 设备工具名称 型号规格 功率 单位 数量 备注 1 局部通风机 2BKJ-No.6.0 152KW 台 2 一部备用 2 分路开关 DW83-200 台 2 3 闭锁开关 QC83-120 台 1 4 隔爆开关 QC83-系列 台 4 5 扒装机 ZYP-17 17KW 台 1 6 溜子 40T窄型 台 1 7 胶带输送机 SD-80 55 KW 部 2 8 风钻 YT24 部 2 备用1部 9 瓦检器 JJZ-3501 个 9 10 放炮器 MFB-100 个 11 瓦斯传感器 KJ2000 台 1 12 断电仪 KDD2000 台 1 说明 １、施工前由本区机电工将有关电器设备提前安装好并试运转。 ２、主要设备、工具、材料坚持交接班，小件工具各班自带。 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 巷道掘进采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，每班1个循环，每天3个循环，循环进尺1.6米，日进尺4.8米，月进尺122.4（正规循环率85）。附劳动组织表 劳动组织配备表 工种 出勤人数 备注 一 二班 三班 小计 打眼工 4 4 4 12 放炮工 1 1 1 3 扒装工 打眼工兼 支护工 把信工 2 2 2 6 装岩机司机 1 1 1 3 机电维修工 1 1 1 3 输送机司机 2 2 2 6 绞车司机 局扇司机 小班电工兼 风筒工 1 1 防尘工 风筒工兼 其他工 1 1 1 3 队长 1 1 1 3 合计 14 13 13 40 第二节 循环作业图表 为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附正规循环作业图表 第三节 主要技术经济指标 序号 项目 单位 数量 3221运输巷 1 巷道总长度 m 615米（平距） 2 在册人数 人 43 3 出勤人数 人 40 4 出勤率 93 5 循环进度 m 1.6 6 每班循环次数 个 1 7 日循环次数 个 3 8 日进度 m 4.8 9 月进度（规循环率85） m 122.4 10 效率 m／工 0.109 11 炸药消耗 Kg／m 6.0 12 雷管消耗 个／m 13.75 13 水炮泥消耗 个／m 27.5 14 坑木消耗 m3／m -- 15 水泥消耗 Kg／m -- 16 砂子消耗 m3／m -- 17 石子消耗 m3／m -- 18 速凝剂消耗 Kg／m -- 19 螺纹钢锚杆消耗 根／m 13.75 20 树脂药卷消耗 根／m 27.5 21 管缝锚杆消耗 根／m -- 22 金属网消耗 m2／m 9.02 23 M钢带 页／m 1.25 24 钢材消耗 Kg／m 25 铁棚消耗 架／m 26 料石消耗 m3／m 第六章 生产系统 第一节 通风系统 施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在3422回风巷外车场中距回风风流不小于10米的新鲜风流中，最长供风距离800m，风筒直径600mm。风筒口距迎头全岩中不大于10m，半煤岩中不大于5m。局扇采用风电闭锁，采用双风机双电源，必须能自动切换。 一、掘进工作面风量计算 每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。 1、按瓦斯涌出量计算瓦斯涌出量q 0.6m3/min,涌出不均衡系数k1.5 Q1＝100qk＝1000.61.590m3/min。 2、按同时工作最多人数计算 Q2＝4N＝427＝108m3/min 3、按最低风速0.25m/s计算 Q30.2560S掘＝0.25608.33＝124.95m3/min 2BKJ-No.6.0型局扇风量为260-447m3/min，平均风量350m3/min，经计算风量知，2BKJ-No.6.0型局扇满足风量要求。 二、局部通风机安装地点和通风系统 1、局部通风机安装地点 局部通风机及其启动装置应安装在3422回风巷外车场内距回风流不小于10m的新鲜风流中。放置在专用台架上，离地高度不小于0.3m，并挂牌管理。该处巷道的风速不得低于0.25m/s。 2、通风系统 局部通风机→迎头→3421下拉下山→-800前三煤仓绕道→-1050前三运煤上山→-800二采集运巷→-1050总回→新风井→地面（附通风系统示意图。） 第二节 压风系统 一、供风系统-800扩大区压风机房→-800贯穿石门→-800前三四层轨道巷→-1050管子井→3421下拉下山→迎头，在距迎头超过25m外用2寸钢管，25米以内用1寸软管接至迎头风动设备。 二、供风风压不小于0.6MPa。 附压风系统示意图。 第三节 防尘系统 一、必须采用湿式凿眼，严禁干打眼，定炮使用水炮泥。佩带防尘口罩，搞好个体防护。 二、炮前炮后、扒装前后，迎头30M范围内必须洒水灭尘，扒装中不断洒水灭尘。 三、在迎头10米范围内设一道高压远程喷雾，喷向迎头;在迎头15米范围内设一道灵敏的冲击波喷雾，实行放炮自动喷雾；50米范围内设手动净化水幕，迎风流方向，三道喷雾都能封闭全断面。放炮时，必须开喷雾降尘。每隔50M设一道水门，安设专职防尘员每天对所掘巷道防尘。 第四节 防灭火 3221运输巷掘进，采用风钻打眼，锚网带支护，爆破喷雾灭尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自-400蓄水池。 第五节 安全监测系统 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用 1、区长、技术负责人、班组长、机电段长、流动电钳工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1）必须进行处理。 2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪。兼职瓦检员在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。 3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进