3423运输巷作业规程.doc

编号JJ/QCJS-01 孙村煤矿 掘进工作面作业规程 工作面名称3423运输巷 编 制 人 滕方正 区 队 长 董化春 批 准 人张殿镇 施工单位掘进二区 编制日期 2004年9月23日 编 审 单 位 签 章 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 运 输 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 运 输 年 月 日 防 冲 年 月 日 生产矿长 年 月 日 分管副总 机 电 年 月 日 运 输 年 月 日 通 防 年 月 日 安 监 年 月 日 掘 进 年 月 日 审批意见 审查单位意见 矿总工程师意见 目 录 矿审批意见 第一章 概况 6 第一节 概述 6 第二节 编写依据 6 第二章 地面相对位置及地质水文情况 6 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 6 第二节 煤（岩）层赋存特征 7 第三节 地质构造 9 第四节 水文地质 9 第三章 巷道布置及支护说明 9 第一节 巷道布置 9 第二节 支护设计 9 第三节 支护工艺 18 第四章 施工工艺 19 第一节 施工方法 19 第二节 凿岩方式 19 第三节 爆破作业 19 第四节 装、运岩（煤）方式 24 第五节 管线及轨道敷设 24 第六节 设备及工具配备 25 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 25 第一节 劳动组织 25 第二节 循环作业 26 第三节 主要技术经济指标 29 第六章 生产系统 30 第一节 通风系统 30 第二节 压风系统 31 第三节 防尘系统 31 第四节 防灭火 32 第五节 安全监测系统 32 第六节 供电系统 33 第七节 排水系统 34 第八节 运输系统 34 第九节 通讯系统 35 第七章 灾害预防及避灾路线 35 第八章 安全技术措施 37 第一节 施工准备 37 第二节 “一通三防”管理 37 第三节 顶板管理 39 第四节 爆破管理 40 第五节 防治水管理 42 第六节 机电管理 42 第七节 运输管理 44 第八节 其它 48 作业规程学习和考试记录 作业规程复查记录 矿 会 审 意 见 3423运输巷作业规程于二ＯＯ四年九月二十六日在矿二楼会议室进行了集体会审，参加会审人员有矿总工程师张殿镇、专业副总莫技、安监处主任工程师孙森、技术部副主任吴绍民、吕长刚、地测部副主任苏庆絮、通防部副主任林传军、机电部副主任刘灿伟、机电部工程师曲绍忠、掘进二区技术员滕方正、掘进二区区长董化春。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。 2004年9月26日 第一章 概 况 第一节 概 述 一、巷道名称3423运输巷。 二、掘进目的及巷道用途 掘进目的是掘进期间用于行人、运输、通风等，成巷后为3423工作面通风、运料、行人等。 三、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度工程量共计625m平距。 服务年限1.5年。 四、预计开、竣工时间 经矿研究决定，3423运输巷自2004年10月份开工，预计2005年4月份竣工。 第二节 编写依据 1、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2002年1月。 2、采区地质说明书名称为3423工作面掘进地质说明书，批准时间为2004年8月1日。 3、3422运输巷3422回风巷矿压观测资料。 4、新矿安字[2004]32号文, 新矿生字[2004]33号文,新矿生字[2004]36号文。 5、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。 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 该巷道地面相对位于南公庄以东农田区。地面标高180～184米。 该巷布置在-1050水平前组三采区，其上邻为3422运输巷，东临-1050前三管子井，西至4421切眼边界H3.0米的断层停。 地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一 水平名称 -1050水平 采 区 名 称 前三采区 地面标高（m） 180～184 井下标高（m） -960～-1010 地面的相对位置及建筑物 南公庄以东农田区。 井下位置及掘进地面设施的影响 工作面井下位于-1050水平前三采区第三区段；东临-1050前三管子井，西至4421切眼边界H3.0米的断层，南为3422工作面。 邻近采区开采情况 东至千米立井煤柱保护线，西至四采区未采。 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 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，煤层底板粉砂岩含较多植物根茎化石。根据钻孔资料及周围揭露情况分析，四层煤在该区厚度稳定。结构简单，全区可采。煤层产状变化较大，呈褶曲形态。 顶、底 板 岩 性 特 征 表 表二 顶底板 名 称 岩 石 名 称 厚 度 （m） 岩 性 特 征 顶板 砂 岩 粉 砂 岩 8-12 灰白色，层理中等发育，f4～6 底板 砂 岩 11 砂岩为灰白色，向下渐变为细砂岩 层理发育f4～6 附图1煤岩层综合柱状图（1200） 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 煤层瓦斯涌出量、发火期、煤尘爆炸性该区瓦斯含量低，属低 瓦斯、低二氧化碳区。瓦斯涌出量为0.6m3/min；煤尘有爆炸性危险， 爆炸指数煤4 39.28；煤层有自燃发火倾向，自然发火期6-12个月。 第三节 地质构造 该采区地质构造比较简单，区内褶曲发育。对生产无较大影响。煤层倾角20～26，平均24。 断 层 产 状 参 数 表 构造 名称 走向 （） 倾向 倾角 （） 性质 落差 （m） 对掘进的影响程度 f1 80 NS 60 正断层 3.5 较大 第四节 水文地质 一、 水文情况 掘进范围内水文地质情况根据相邻巷道揭露情况，该采区水文地质条件简单，无断层影响，前组煤无富水性较强的含水层，以砂岩裂隙水为主要淋水形式出现， 采区正常涌水量为0.043 m3/min。最大涌水量为0.086m3/min。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 3423运输巷布置在-1050水平前三采区，其上邻为3422工作面，东邻-1050前三管子井，自3423轨道巷K10点前34米为中，按中线方位322度（真），顺煤4顶板掘进至采区边界H3.0米的断层停，全长约625米（平）。 附3423运输巷平面位置图（11000） 附3423运输巷剖面图（11000） 第二节 支护设计 一、巷道断面 3423运输巷沿煤层段根据巷道所处岩性，煤4顶板为砂岩，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，S荒 8.33m2 ，S净 7.68m2。 巷道支护断面、平面图见附图（150）。 二、支护方式 （一）临时支护；使用2根吊环式前探梁作为临时支护。前探梁采用Φ108 mm优质钢管制做，长度为3.2m，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40-50mm的丝扣。前探临时支护平、剖面图见附图（150）。 支护说明表 掘进断面 8.33m2 锚杆名称 螺纹钢锚杆 锚固剂名称 树脂锚固剂 净断面 7.68m2 锚杆规格 Φ202000Φ202200 锚固剂数量 27.5块/米 巷道形状 梯形 菱形网 1.12.4m 1.42.4m 1.03.0m 锚杆用量 13.75根/米 支护形式 锚网带 顶板 排距 800 间距 750 单位 mm 铁托盘 M形托盘球形托盘 两帮 排距 800 间距 900 比例 150 支护说明表 掘进断面 9.86m2 锚杆名称 螺纹钢锚杆 锚固剂 树脂锚固剂 净断面 8.64m2 锚杆规格 Φ202000Φ202200 锚固剂数量 27.5块/米 巷道形状 梯形 菱形网 1.42.4m 1.12.4m 锚杆用量 13.75根/米 支护形式 锚网带 顶板 排距 800 间距 800 单位 mm 铁托盘 M形托盘球形托盘 两帮 排距 800 间距 1000 比例 150 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 梯形 菱形网 1.42.4m 1.12.4m 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 M形托盘球形托盘 两帮 排距 800 间距 1000 比例 150 注使用2根吊环式前探梁作为临时支护。前探梁采用Φ108mm钢管制做，长度为3.2m，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。前探梁采用Φ108mm钢管制做，长度为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。 （二）永久支护 ⑵ 3423运输巷采用锚网带支护作为永久支护，根据新汶矿区煤层巷道围岩分类及合理支护技术选择，参照锚杆支护技术选择表，Ⅳ类围岩情况顶板采用φ202000mm金属全螺纹等强锚杆，加长锚固，两帮采用φ202000mm金属全螺纹等强锚杆，加长锚固。 确定锚杆间排距确定原则是使锚杆的约束作用合理分布，从而在保证支护效果的前提下，为提高成巷速度创造条件，为此需考虑围岩的完整性，锚杆作用等。 （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,顶板采用树指加长锚,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d0.84 ②计算锚杆根数 nB/d3.0/0.843.57 取n4 B巷道荒宽，取3.0米 ③锚杆间距 D间（B-0.4）/n-13.0-0.4/4-10.87 取D间0.8米符合设计 ④锚杆排距 D排d/D0.899/0.81.12 取D排0.8米 确定顶板锚杆间排距为750800mm。 （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1.43； 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0.6； f顶板岩性普氏系数,取f6。 则计算d1.187 ②计算锚杆根数 ηH/d3.15/1.1872.65 取η3，H取3.15米上帮高。 ③锚杆间距D间（H-0.4）/n-13.15-0.4/3-11.375 取D间1.0米符合设计 ④锚杆排距D排d/D1.187/1.01.187 取D排0.8米符合要求确定两帮锚杆间排距为900800。 锚网带支护巷道工程质量规定 项 目 质量标准 mm 部位 3423运输巷 巷 道 净 宽 左 帮 0200 上宽 1600 腰宽 1600 下宽 1600 右 帮 上宽 1600 腰宽 1600 下宽 1600 巷道净高 0300 全高 2400 锚固力 顶 130KN/根 两帮 70KN/根 锚杆布置 排间距 顶 800750 两帮 800900 锚杆规格 φ202000 锚杆安装 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 与巷道轮廓线的角度与岩层夹角符合规定 锚杆外露长度 30-50 30-50 间排距 100 100 金属网及锚盘施工质量 网搭接严密，锚盘压网紧贴煤 岩面 网搭接严密，锚盘压网紧贴煤 岩面 第三节 支护工艺 一、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，摘掉活矸、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度。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，深度1.7m，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。 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，方可撤去风煤钻，搅拌旋转40秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，20分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力不小于300NM。 二、支护材料 ⑴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，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；金属网为菱形网，采用1.03.2米的网，网格8080mm，用10铁丝编制而成，锚网带要贴紧顶板,锚带采用3.2m长的“M”型钢带车场“M”型钢带长度为3.6m，M型锚带配专用M型托盘，M型锚带型号GRT-M4型，锚杆眼的布置必须符合设计要求，排间距0.80.75m，并不得超过设计值100mm。顶板靠巷道两帮的锚杆，必须向巷道两帮倾斜，锚固端距各自邻近帮距离不小于0.5m并与钢带连接,顶板肩角锚杆比正常使用锚杆长200mm，肩角锚杆必须采用异型托盘。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上吊环的锚杆必须留有40-50mm的丝扣，顶板锚杆预紧力不低于300NM，锚杆锚固力岩层中不低于130KN煤层中不低于70KN。 两帮采用“锚杆金属网木托板”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。网与网间用穿条连接，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，排间距允许误差100mm。巷道两帮肩角锚杆距顶板不大于400mm，倾斜角度根据顶板倾角调整，保证锚固端在顶板岩石中；巷道两帮最下一排锚杆距巷道底板不大于300mm,必须向下倾斜，与水平夹角呈40-50，网、木托盘、铁盘紧贴煤壁，锚杆锚固力煤层中不低于70KN，预紧力不低于300NM。 ⑵临时支护采用两根长度3.2米，Φ108mm的优质钢管制作的吊环式前探梁作临时支护，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，再用前探方木、木枇穿实顶板，锚带扭距不大于100mm。 ⑶打锚杆眼顺序打眼时使用长短套钎，按照由外向里，先顶后帮，先中间后肩窝的顺序进行。 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。 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。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 ⑴根据巷道所处煤岩性，采用钻眼爆破法破碎煤岩，全断面一次成巷，支护方法为锚杆＋金属网锚带支护。 ⑵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。 ⑶采用“三八制”正规循环作业方式。 第二节 凿岩方式 凿岩方式采用打眼放炮的方法破煤岩。 一、打眼机具 ⑴打眼工具该巷四层顶板以灰白色砂岩为主，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；打眼时钻机前方及下方不得有人，以防断钎伤人。 ⑵打眼方法打眼前首先检查好迎头支护情况及临时支护情况，然后按中线画好轮廓线标出炮眼位置，准备齐全打眼工具，调节好风、水压，准备打眼。 二、降尘方法 降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用喷雾、爆破后冲刷岩帮。 第三节 爆破作业 掏槽方式为楔式掏槽法。 一、炸药、雷管使用煤矿许用塑管二级乳化炸药、毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。 二、装药结构正向装药结构。 三、起爆方式起爆使用MFB-100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串联联线。 附爆破说明书 炮眼 名称 眼号 眼深m 眼距m 角度度 装药量 爆破顺序 联线方法 炮泥长度 mm 水炮泥块数 水平 垂直 每眼 眼数 总量 掏槽眼 1-4 1.8 1.0 0.2 77 90 0.6 4 2.4 1 串联 410 每眼两块 辅助眼 5-8 1.7 0.55 90 90 0.4 4 1.6 2 640 每眼两块 两帮眼 9-12、19、20 1.7 0.55 86 90 0.4 6 2.4 3 640 每眼两块 顶眼 13-18 1.7 0.55 90 86 0.2 6 1.2 4 970 每眼两块 底眼 21-25 1.7 0.6 90 86 0.4 5 2.0 5 640 每眼两块 总量 25 9.6 爆破指标 编号 项目名称 单位 数量 全煤 全岩 半煤岩 1 岩石种类及坚硬程度 f 2-6 2 煤矿许用塑管二级乳化炸药 kg 9.6 3 毫秒延期电雷管 枚 25 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 11.76 附爆破说明书 炮眼 名称 眼号 眼深m 眼距m 角度度 装药量 爆破顺序 联线方法 炮泥长度 mm 水炮泥块数 水平 垂直 每眼 眼数 总量 掏槽眼 1-4 1.8 1.0 0.2 77 90 0.6 4 2.4 1 串联 410 每眼两块 辅助眼 5-15 1.7 0.55 90 90 0.4 11 4.4 2 640 每眼两块 两帮眼 16-19、27、28 1.7 0.55 86 90 0.4 6 2.4 3 640 每眼两块 顶眼 20-26 1.7 0.55 90 86 0.2 7 1.4 4 970 每眼两块 底眼 29-35 1.7 0.5 90 86 0.4 7 2.8 5 640 每眼两块 总量 35 13.4 爆破指标 编号 项目名称 单位 数量 全煤 全岩 半煤岩 1 岩石种类及坚硬程度 f 2-6 2 煤矿许用塑管二级乳化炸药 kg 13.4 3 毫秒延期电雷管 枚 35 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 15.81 第四节 装、运岩煤方式 扒装方式采用机械扒装； 运输方式迎头围岩破碎后，以ZYP-17型耙装机装入一吨矿车，经3423运输巷绞车提升至3423轨道巷车场，经3423轨道巷CDXT2.5-6/4.8型小电车运至-1100管子井下部片口车场，由管子井绞车提升至管子井上车场，再由CDXT2.5-6/4.8型电瓶车运至-800前三轨道巷架线车场，分类后矸石车运至北立井提至地面，煤车经10T架线式电机车运至-800掘进煤仓。 第五节 管线及轨道敷设 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2m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20m范围内使用一寸胶管，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，风筒口距迎头不大于5m。 迎头掘进临时轨道的敷设必须符合集团公司轨道铺设标准中的规定。 1、轨型为18kg/m 2、轨道严格按中线铺设。轨距误差10mm至-5mm。轨道接头间隙不超过5mm，水平不大于10mm，无镶牙接头，左右内错差不大于3mm，轨枕要垫实。 3、轨枕间距不大于0.9米，并露出枕木上平面。上下山及对拉运输段严禁使用铁道木。 4、轨道接头处两夹板四条螺丝齐全、紧固有效，轨道铺设安全间隙符合煤矿安全规程第二十二至二十三条规定。 5、轨道运输曲率半径不小于6米。 第六节 设备及工具配备 设备工具配备 序号 名称 规格型号 单位 数量 备注 1 对旋风机 2BKJ-No.6.0215KW 台 1 2 局扇 YBT-6228KW 台 1 3 分路开关 DW83-200 台 1 4 磁力启动器 QC83-80N 台 2 5 磁力启动器 QC83-80 台 4 6 扒装机 ZYP-17 部 1 7 风钻 YT-24 部 2 8 小电车 CDXT2.5-6/4.8 部 2 9 风煤钻 ZMS-60 部 1 10 放炮器 MFB-100 个 3 11 瓦检器 JJZ-3501 个 9 12 风水管 2/1寸 米 各50 13 绞车 JD-25 部 4 14 分风分水器 个 21 15 瓦斯传感器 KJ2000 台 1 16 断电仪 KDD2000 台 1 17 局部通风机开停传感器 KGT18 台 1 18 局部通风机馈电状态传感器 KJT2 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 采用“三八”制正规循环作业方式。 劳动组织形式（附劳动组织配备表） 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 3 3 3 9 放炮工 1 1 1 3 扒装工 打眼工兼 支护工 推车工 把信工 3 3 3 9 铁路木工 1 兼卫生工 装岩机司机 1 1 1 3 绞车司机 4 4 4 12 机电维修工 1 1 1 3 小电车司机 2 2 2 6 局扇司机 机电维修工兼 风筒工 1 1 防尘工 风筒工兼 队长 1 1 1 3 合计 18 16 16 50 按照正规循环作业方式和施工工序搞好劳动组织配备，建立健全以工种岗位责任制为中心的各项管理制度，做到分工明确、责任到人。 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，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。 第三节 主要技术经济指标 序号 项目 单位 3423运输巷 中间车场 1 巷道总长度 米 605（平） 20（平） 2 在册人数 人 61 61 3 出勤人数 人 50 50 4 出勤率 82 82 5 循环进度 米 1.6 1.6 6 每班循环次数 个 1 1 7 日循环次数 个 3 3 8 日进度 米 4.8 4.8 9 月进度 米 115.2 115.2 10 效率 米／工 0.086 0.086 11 炸药消耗 公斤／米 6 8.375 12 雷管消耗 个／米 15.63 21.875 13 水炮泥消耗 个／米 31.25 43.75 14 坑木消耗 立方米／米 0.03 0.06 15 水泥消耗 公斤／米 -- -- 16 砂子消耗 立方米／米 -- -- 17 石子消耗 立方米／米 -- -- 18 速凝剂消耗 公斤／米 -- -- 19 螺纹钢锚杆消耗 根／米 13.75 13.75 20 树脂药卷消耗 根／米 27.5 27.5 21 管缝锚杆消耗 根／米 -- -- 22 金属网消耗 平方米／米 8.875 9.14 23 M型钢带 页／米 1.25 1.25 24 铁棚消耗 架／米 -- -- 第六章 生产系统 第一节 通风系统 3423运输巷施工中，采用压入式通风，迎头实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯、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。 一、掘进工作面风量计算 ⑴按瓦斯涌出量计算瓦斯涌出量q0.6m3/min,涌出不均衡系数k1.5 Q1＝100qk＝1000.61.590m3/min。 ⑵按同时工作最多人数计算 Q2＝4N＝420＝80m3/min ⑶按最低风速计算 Q煤掘15S掘＝157.68＝115.2m3/min 经计算施工迎头所需的最小风量为115.2m3/min，选用2BKJ-No.6.0型局扇可满足要求，其风量为260-447m3/min，平均风量350m3/min。 三、局通风机安装地点和通风系统 1、局部通风机安装地点 安装在-1050管子井下车场石门新鲜风流中，距回风风流大于10m。放置在专用台架上，离地高度不小于0.3m，并挂牌管理。且该处（局部通风机吸风口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.25m/s。风筒直径600mm。 2、通风系统 -1050管子井→3423轨道巷→3423运输巷→迎头→-1050前三回风上山→-800回风石门→一采回风上山→-600系统改造上山→400风井。 附局部通风机安装位置图及通风系统示意图 第二节 压风系统 １、供风系统扩大区压风机房→-800贯穿石门→前三轨道巷→-1050管子井→3423轨道巷→3423运输巷施工迎头4寸风管距迎头不超25m，用1寸高压风管接至迎头风动设备。 ２、供风风压不小于0.6MPa。 第三节 防尘系统 防尘水源来自-400蓄水池，经-600系统改造上山→-600东大巷→-800一采总回上山→-800贯穿石门→-1050管子井→3423运输巷，分别用6寸、4寸、2寸、和1寸胶管接至迎头，每50米设三通一个，距迎头10米处设一道高压远程喷雾，距迎头30米设一道灵敏的冲击波喷雾，实行放炮自动喷雾，喷向迎头，50米处设手动净化水幕，三道喷雾能封闭全断面，放炮时，必须开喷雾降尘。每隔50米设一道水门，安设专职防尘员每天对风车前后20米至所掘巷道施工迎头进行防尘。 采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。 防尘系统 -400蓄水池→-600系统改造上山→-600东大巷→-800一采总回上山→-800贯穿石门→-1050管子井→3423轨道巷→3423运输巷→迎头 ┌→侧式供水钎子 ├→巷道内水幕 ├→扒装洒水 ├→装水炮泥水针 └→冲刷岩帮水管 第四节 防灭火 3423运输巷掘进，采用风钻或风煤钻打眼，锚网带支护，爆破喷雾降尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。3423运输巷有备用沙子、岩粉直接灭火。防火水源来来自-400蓄水池，经-600总回上山→-800总回上山→-800贯穿石门→-1050管子井→3423轨道巷→3423运输巷，分别用6寸、4寸、2寸、和1寸胶管接至迎头。 防火系统 -400蓄水池，经-600总回上山→-800一采总回上山→-800贯穿石门→-1050管子井→3423轨道巷→3423运输巷→迎头 ┌→侧式供水水管 ├→巷道内水幕 → ├→扒装洒水管 ├→装水炮泥水管 └→冲刷岩帮水管 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、技术员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