11119作业规程(2).doc

编号JJ/QCJS-01 新汶矿业集团孙村煤矿 掘进工作面作业规程 工作面名称11119运输巷 编 制 人 李建海 区 队 长 刘世奎 施 工 单 位 掘进三区 批 准 人 张殿镇 编 制 日 期2005年7月22日 执 行 日 期2005年8月1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 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 生产矿长意见 矿总工程师意见 目 录 编审单位签章 审批意见 目录 会审意见 第一章 概况 第一节 概述 第二节 编写依据 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 第二节 煤（岩）层赋存特征 第三节 第三节 地质构造 第四节 水文地质 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 第二节 支护设计 第三节 支护工艺 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 第二节 凿岩方式 第三节 爆破作业 第四节 装、运岩（煤）方式 第五节 管线及轨道敷设 第六节 设备及工具配备 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 第二节 循环作业 第三节 主要技术经济指标 第六章 生产系统 第一节 通风系统 第二节 压风系统 第三节 防尘系统 第四节 防灭火 第五节 安全监测系统 第六节 供电系统 第七节 排水系统 第八节 运输系统 第九节 通讯系统 第七章 灾害预防及避灾路线 第八章 安全技术措施 第一节 施工准备 第二节 “一通三防”管理 第三节 顶板管理 第四节 爆破管理 第五节 防治水管理 第六节 机电管理 第七节 运输管理 第八节 其它 作业规程学习和考试记录 作业规程复查记录 第一章 概 况 第一节 概 述 一、巷道名称 11119运输巷。附巷道平面布置图 二、掘进目的及巷道用途 掘进目的是为形成11119工作面生产系统，满足11119工作面回采时的通风、行人、运输等需要。 三、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度510米 岩石段15m,半煤岩段495m（平距）。 服务年限2年。 四、预计开、竣工时间 该巷自2005年8月份开工，预计2006年2月份竣工。 第二节 编写依据 1. －800后一采区设计方案。 2. －800后一采区11119工作面地质说明书、11120回采面上、下平巷掘进期间的矿压观测资料。 3. 煤矿安全规程04年版，煤矿安全技术操作规程。 4. 集团公司与矿制定的各工种岗位责任制及岗位作业标准。 5、新矿安字[2005]23号文, 新矿生字[2005]16号文,新矿生字[2005]30号文。 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 该巷地面位置为位于新泰市大河庄以西的一片农田，无大型建筑物。地面标高为196.6米。 地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一 水平名称 －800 采区名称 后一 地面标高 ＋196.6m 井下开门标高 -760.06T 地面的相对位置及建筑物 位于新泰市大河庄南部的一片农田，无大型建筑物。 井下位置及掘进对地面设施的影响 该工作面位于-800水平后组一采区，F5断层以东。上伏前组煤二、四层已开采，下伏后组煤十三层未开采。东以F6断层为界与张庄矿相邻，西到F5断层。南部未开采，北临11120工作面已经开采完毕。井下施工对地面无较大影响。该面对应的地面位置为大河庄南部的一片农田。地面标高为191.26米。 邻近采区开采情况 南邻－800二采区（中区），已经开采完毕。 走 向m 510 倾斜m 180 长度m 510 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 该巷顺煤11 施工，煤11厚1.45～2.01m，平均厚度1.6m，煤11里面夹有0.05与0.15米厚的高岭土岩。煤11的顶板为灰色粉砂岩（0－8米厚），局部有伪顶（泥岩）。 二、煤层瓦斯涌出量、发火期、煤尘爆炸指数 该煤层瓦斯相对涌出量为0.96m3/min，煤尘爆炸指数为43，煤层自然发火期为6～12个月。 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 老 顶 砂岩 25 浅灰白色，顶部钙质胶结，致密坚硬、厚层理。 直接顶 粉 砂 岩 6.0 灰色，性脆，层理不发育，近煤层为灰黑色，局部变为砂岩。 伪 顶 泥岩 0－2.2 局部有伪顶，灰黑色，较松软，层理发育明显。 直接底 粘 土 岩 0.1 灰白色，团块结构，，遇水软化膨胀，f3 老 底 细砂岩，砂岩 8.0 浅灰至灰色，层理发育，夹有0.2米厚的薄煤（煤12）。 附煤岩层综合柱状图图2（1200） 第 三 节 地质构造 工作面位于F5、F6断层形成的地堑构造上，地质构造较复杂，断层密集。受F5、F6及一系列小断层影响，地层的走向及倾向、倾角变化较大。地层走向西部129；倾向由221变为195；倾角由东部的29向西变为13.7，在F5断层处倾角变为11.5。对本巷道施工有影响的断层有f1、f2、f3、f4、f5 、f6 、f7、f8、f9、f10、f11、f12。断层情况详见表一和平面图。 构造名称 走向（度） 倾向（度） 倾角（度） 性质 落差（米） 对掘进影 响程度 f1 227 317 60 正断层 4.0 大 f2 276 186 60 正断层 2.5 大 f3 275 185 60 正断层 1.6 较小 f4 274 194 60 正断层 3.0 大 f5 249 159 50 正断层 2.0 较大 f6 232 113 60 正断层 1.0 小 f7 245 155 50 正断层 0.7 小 f8 253 163 70 正断层 1.7 较大 f9 254 164 30 正断层 4.5 大 f10 218 126 70 正断层 4.0 大 f11 180 90 60 正断层 0.9 小 f12 180 90 60 正断层 0.75 小 断 层 情 况 表 表一 第四节 水文地质 1、工作面处于F5、F6断层形成的地堑构造上，根据11120工作面揭露的断层情况，推断影响掘进的断层共有12条。断层较密集，裂隙发育，属地质条件较复杂块段。 2、正常涌水量的预计 煤层基本顶为砂岩，含裂隙水，以滴淋水形式出现。 依据下临11120工作面开采资料，采用面积比拟法预计本工作面涌水量 计算公式Q预＝Q实 计算参数Q实＝0.01m3/min, F实＝39000m2， F预＝96942m2。 Q设＝0.01＝0.016m3/min. 正常涌水量为0.016 m3/min。 最大涌水量按正常涌水量的2倍计算 最大涌水量为0.032m3/min。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 该巷自11120回风巷内以V14点为中开门，先按照中线方位132度（真）、0度坡度掘进4米后，再按照中线方位132度（真）、＋15度坡度掘进约15米（煤11正常）后，改按顺煤11顶板继续按照中线方位132度（真）掘进约491米（平距）掘进到11119切眼设计预透位置停。施工全长约 510米。 附平面放大图（1200）。 剖 面 图（1300）。 第二节 支护设计 一、巷道断面 该巷道开门后至见煤11段巷道采用架铁棚支护，S荒 9.94m2 ，S净 8.22m2 顺煤层段施工,支护方法为锚网带支护，S荒 8.5 m2 ，S净 7.68m2。 附巷道永久支护断面图（150）。 二、支护方式 （一）临时支护 架铁棚支护采用两根3.2米长的π型钢作前探梁，每根前探梁配合使用两个剪式吊梁器固定在棚头下面，两前探梁间距0.8－1.2米，前探梁前端面距离迎头不大于0.3米。前探梁末端必须使用防滑吊钩将其固定到棚头上。 锚网带支护使用前探梁作为临时支护。前探梁采用3根3.2米长的Φ108毫米优质钢管制做，每根前探梁用两个吊梁器（D型）或（吊环式）固定在巷道中间三根锚杆上。 附巷道临时支护断、平、剖面图。 （二）永久支护 11119运输巷顺煤11施工,其顶板属于V类围岩,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，V类围岩顶板采用φ202000mm金属全螺纹钢等强锚杆, 加长锚固，其中顶板两肩角锚杆使用φ202200mm金属全螺纹钢等强锚杆，并使用异型托盘。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[30.3/20.3126-1/261] 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0.3； f顶板岩性普氏系数,取f6。 则计算d0.762 ②计算锚杆根数 nB/d3.4/0.7624.46 取n5 B巷道荒宽，取3.4米 ③锚杆间距 D间（B-0.4）/n-13.4-0.4/5-10.75 取D间0.75米符合设计 ④锚杆排距 D排d/D0.762/0.751.016 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，两帮采用树脂加长锚，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0.3； f顶板岩性普氏系数,取f6 则计算d1.52 ②计算锚杆根数 ηH/d2.8/1.521.84 取η4，H取2.8米上帮高。 ③锚杆间距D间（H-0.4）/n-12.8-0.4/4-10.8 取D间0.8米符合设计 ④锚杆排距D排d/D1.11/0.81.387 取D排0.8米符合要求确定两帮锚杆间排距为800800mm， 项 目 质量标准 mm 部位 11119运输巷 巷 道 净 宽 左 帮 中线到巷道任一帮0-200 上宽 1600 腰宽 1600 下宽 1600 右 帮 上宽 1600 腰宽 1600 下宽 1600 巷道净高 0-300 全高 2400 锚固力 岩石中 130KN/根 煤中 70KN/根 锚杆布置 100 顶板 750800 上帮 800800 下帮 800800 锚杆规格 Φ202000，Φ202200 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 30-50mm 30-50 金属网及钢带施工质量 网搭接严密，锚带压网紧贴煤 岩面 网搭接严密，锚带压网紧贴煤 岩面 附锚网带支护巷道工程质量表 第三节 支护工艺 一、支护材料 1、架铁棚支护段 采用架铁棚支护，棚头长3.2米，两棚腿长均为2.6米，棚头、棚腿均用优质矿用11＃工字钢梁制作而成。采用木批子（140801400mm）穿顶、腰帮，顶与两帮均铺、挂竹芭，棚口加垫板，每架棚不少于四根撑辊（0.050.050.8米）。 2、锚网带支护段 顶板采用“锚杆＋金属网锚带”支护，锚杆采用金属全螺纹钢等强锚杆规格Φ202000mm，其中顶板两肩角锚杆使用Φ202200mm金属全螺纹锚杆，并使用异型托盘。锚固方式为加长锚，每根锚杆采用两块树脂锚固剂Φ28350mm锚固；采用1.03.4米金属菱形网，网格8080mm，锚带采用3.4m长的“M”锚带。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；挂金属菱形网10＃铁丝编织而成规格上帮1.12.4m和1.42.4m配合，下帮1.42.4m，网格为5050mm，铁托板采用W钢带制作，规格为长宽＝400280 mm。 二、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，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1.92.1m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在完好的永久支护或临时支护下操作。应按照由外向里、先顶后帮的顺序依次进行锚杆支护。打眼时,风钻下方及前方严禁有人。严格按照永久支护断面图中规定进行打眼，严禁穿皮。 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，搅拌旋转时间不小于40秒，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，30分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力不小于400NM。 3、临时支护 1 架铁棚段巷道 采用三根3.2米长的π型钢作前探梁，每根前探梁配合使用两个剪式吊梁器固定在棚头下面，两前探梁间距0.8－1.2米，前探梁前端面距离迎头不大于0.3米。前探梁末端必须使用防滑吊钩将其固定到棚头上。放炮后，先进行敲帮问顶，在安全的情况下立即将前探梁前移到迎头，拖上棚头，铺上金属网，穿上木批，前探梁与棚头间及前探梁探到迎头部分必须用方木、木批、木楔等接实接牢。一切工作必须在完好的永久支护或临时支护下进行，严禁空顶作业。迎头10米范围内的棚必须使用联棚器进行连锁加固，每架棚使用两个联棚器，联棚器使在距离底板1米处。施工中，遇特殊情况使不上联棚器时，必须用铁镢子进行防倒加固。 2 锚网带巷道 采用三根长度3.2m,Φ108mm的优质钢管制作的吊环式前探梁作临时支护，每根前探梁配合使用两个吊环式吊梁器或D型吊梁器固定到巷道顶板中间三根锚杆上。炮后先进行敲帮问顶，及时将前探梁前移至迎头前探梁前端面距迎头不大于300mm，将锚带、网铺在前探梁上，再用长方木（不小于2.6米长）、木枇、木楔接实顶。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。 4、锚网带支护质量要求 （1）锚杆眼的布置必须符合设计要求符合巷道永久支护断面图要求，锚杆排间距不得超过设计值的100mm。安装锚杆前，用压风将锚杆眼吹干净，尽量将岩面找平，使托盘紧贴岩层面，锚杆外露长度30-50mm，锚杆锚固力岩层中不低于130KN煤层中不低于70KN，锚杆预紧力不低于400NM。巷道局部超高超宽超高时，必须根据锚杆排间距相应增加锚杆根数。锚固剂必须装填至眼底，搅拌时间不小于40秒,完毕后用锚杆专用探测杆检查实际锚深，若不符合要求必须及时补打。网与网之间用同型号铁丝连接，每隔200毫米连接一道，金属网要密贴煤岩面并涨紧，网间接茬要严密，压茬50-100mm，严禁出现开口，挂网要封闭肩窝。 附巷道工程质量表. （2）锚带要贴紧顶板，顶板脱落处必须用木枇接实顶。顶板靠巷道两帮的锚杆必须向两帮倾斜，保证其锚固端距各自邻近帮距离不小于0.5米并与钢带连接，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。锚杆安装位置及角度严格按永久支护断面图要求布置，两帮靠近顶板的锚杆必须锚入巷道顶板，靠近底板的锚杆必须向下倾斜与底板有40度的夹角。木托板要紧贴煤岩帮，接触面不小于80。 3、质检人员必须使用锚杆拉力器与扭矩扳手对锚杆进行试拉和予紧力的检测，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。巷道每成巷30米进行抽样检查一组（5根）进行拉力试验。每班对新打的锚杆和迎头10米范围内的锚杆进行扭矩（预紧力）检测。 5、架铁棚支护质量 ⑴、采用架铁棚支护，棚头长3.2米，两棚腿长均为2.6米，棚头、棚腿均用优质矿用11＃工字钢梁制作。 ⑵、两腿扎角均为10度，采用木批子穿顶、腰帮，并铺挂竹芭，棚口加垫板，棚腿下方在软底时，必须穿木鞋（250200100mm）。每架棚不少于四根撑辊（0.050.050.8米），两棚口各一根，两棚腿上（距棚口0.5－1.0米处）各一根，撑辊一端锯齐另一端用木楔打紧刹牢。 ⑶、棚距0.8米，要有2－3度的迎山角,不得退山。循环进尺0.8米,放炮前最大空顶距0.3米,放炮后最大空顶距1.1米。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 采用爆破法破碎煤岩。采用“三八制”正规循环作业方式。锚网带施工期间，每班两个循环，每日六个循环。 第二节 凿岩方式 一、打眼机具 ⑴打眼工具该巷顶板为灰色粉砂岩，迎头布置两部YT-24（7665）型气腿式风钻，配Φ22mm的六棱中空钢钎，Φ32mm、Φ42mm柱齿 或一字型钻头。 ⑵打眼方法打眼前首先检查好迎头永久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 采用湿式打眼，定炮使用水炮泥与机制炮泥，扒装前后洒水灭尘，爆破时使用喷雾、爆破后冲刷岩帮、煤层注水等。 第三节 爆破作业 1. 采用楔型掏槽，联线方式为串联，正向起爆，爆破材料使用RM-Ⅱ型二级煤矿许用乳化炸药，药卷规格Φ27mm-100g/L165mm，毫秒延期电雷管1-5，用MFB-100型电容式发爆器引爆。 2. 严格按照炮眼布置图和爆破说明书的要求进行打眼、装药、放炮， 封泥量符合规程要求。 3. 附装药结构图 、炮眼布置图 、爆破说明书 附爆破说明书架铁棚支护 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 每眼水炮泥块数 水平 垂直 每眼 眼数 总量 掏槽眼 1-4 1.1 1.0 0.2 70 90 0.3 4 1.2 1 串联 405 一块 辅助眼 5-12 1.0 0.75 90 90 0.2 8 1.6 2 470 一块 帮眼 13－16 24－27 1.0 0.5 87 90 0.2 8 1.6 3 470 一块 顶眼 17-23 1.0 0.54 90 87 0.2 7 1.4 4 470 一块 底眼 28-36 1.0 0.5 90 87 0.2 9 1.8 5 470 一块 合计 36 7.6 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 4-6 2 矿用乳化炸药 kg 7.6 3 毫秒延期电雷管 枚 36 4 雷管号数 1-5 5 循环进度 m 0.8 6 炮眼利用率 80 7 爆破体积实体 m3 7.952 附爆破说明书（锚网带支护） 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 1.85 1.0 0.2 77 90 0.6 4 2.4 1 串联 460 每眼两块 辅助眼 5-9 1.7 0.65 90 90 0.4 5 2.0 2 640 每眼两块 两帮眼 10-13、20 1.7 0.6 86 90 0.3 5 1.5 3 805 每眼两块 顶眼 14-19 1.7 0.65 90 86 0.4 6 2.4 4 640 每眼两块 底眼 21-27 1.7 0.52 90 86 0.4 7 2.8 5 640 每眼两块 总量 27 11.1 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 11.1 3 毫秒延期电雷管 枚 27 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 13.6 附爆破说明书（锚带车场） 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 1.85 1.0 0.5 77 90 0.6 4 2.4 1 串联 460 每眼两块 辅助眼 5-10 1.7 0.7 90 90 0.4 6 2.4 2 640 每眼两块 两帮眼 11-15、22,23 1.7 0.5 86 90 0.3 7 2.1 3 805 每眼两块 顶眼 16-21 1.7 0.65 90 86 0.4 6 2.4 4 640 每眼两块 底眼 24-30 1.7 0.5 90 86 0.4 7 2.8 5 640 每眼两块 总量 30 12.1 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 12.1 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 15.2 第四节 装、运岩煤方式 1、扒装方式采用机械扒装； 2、运输方式 迎头破碎的煤与矸石由ZYP－17型扒装机扒入1吨矿车，由JD-25对拉绞车拉至外车场，由十三层轨道下山内JD－40绞车松至轨道下山下车场，由CDXT-2.5T／6.0型电瓶车拉至后一轨道巷存车场，最后经10T架线电机车将煤车与矸石车分别拉至-800运煤系统与矸石系统。 第五节 管线及轨道敷设 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1m一个，电缆垂度不超过50mm。风、水管要接口严密，不得出现漏风、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全岩巷道不大于10米。 临时轨道的铺设必须符合规定，轨距误差10mm至-5mm；轨缝间隙不超过5mm，内错差不大于2mm；轨枕间距不大于0.9m，构件齐全紧固有效。 附装药结构示意图 第六节 设备及工具配备 附设备工具配备表 序号 名称 规格型号 单位 数量 备注 1 局扇 2BKJ-No.6.0215KW 台 1 主扇 2 局扇 2BKJ-No.6.0215KW 台 1 备扇 3 分路开关 DW83-200 台 1 4 磁力启动器 QC83-80N 台 3 5 磁力启动器 QC83-80 台 5 备用一部 6 扒装机 ZYP-17 部 1 7 风钻 YT-24（7665） 部 2 8 充电机 KGA10-90/40-72KB 部 1 9 小电车 CDXT2.5-6/4.8 部 1 10 风煤钻 ZMS-6.0 部 1 11 放炮器 MFB-100 个 3 12 瓦检器 JJZ-3501 个 9 13 风水管 2/1寸 米 各50m 14 绞车 JD-25 部 4 15 分风分水器 个 21 16 瓦斯传感器 KJ2000 台 1 17 断电仪 KDD2000 台 1 18 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。经矿机电部门验收合格后方可使用。 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 根据现有技术装备及施工工艺要求，采用“三八”制正规循环作业方式作业。 附劳动组织配备表 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 推车工 把信工 3 3 3 9 兼运料工 铁路木工 1 1 装岩机司机 1 1 1 3 绞车司机 4 4 4 12 兼运料工 机电维修工 1 1 1 3 小电车司机 1 1 1 3 局扇司机 小班电工兼 风筒工 1 1 防尘工 风筒工兼 其他工 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进行人员配备，工序和工序之间合理组织安排,推行平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。 附循环作业图表 第三节 主要技术经济指标 附技术经济指标表 序号 项目 单位 数量 半煤岩段 全岩段 1 巷道总长度 米 491 19 2 在册人数 人 55 55 3 出勤人数 人 47 47 4 出勤率 85.5 85.5 5 循环进度 米 1.6 1.6 6 每班循环次数 个 2 1 7 日循环次数 个 6 3 8 日进度 米 9.6 4.8 9 月进度 米 288 144 10 效率 米／工 0.204 0.067 11 炸药消耗 公斤／米 5.5 9.5 12 雷管消耗 个／米 13.125 45 13 水炮泥消耗 个／米 26.25 90 14 坑木消耗 立方米／米 0.05 0.08 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 15 20 树脂药卷消耗 根／米 30 21 管缝锚杆消耗 根／米 -- -- 22 金属网消耗 平方米／米 10.4 23 ‘M’钢带 页／米 1.25 -- 24 钢材消耗 公斤／米 -- -- 25 铁棚消耗 架／米 -- 1.25-- 26 料石消耗 立方米／米 -- -- 第六章 生产系统 第一节 通风系统 一、概述 １、通风方式采用压入式局扇通风，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5米），局扇采用风电闭锁，采用双风机双电源，必须能自动切换。 ２、局扇位置安装在-800南石