1401南北运输大巷作业规程.docx
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1401南北运输大巷作业规程
河坝煤矿-1401采面南、北
运输大巷掘进作业规程
编制：
矿长：
水城县比德乡河坝煤矿
2010年3月21日
目录
一、概况
二、地质简况（地质说明书）
三、巷道布置、开采技术条件及支护形式图
四、掘进方式和工艺流程
五、循环作业图表、劳动组织和主要技术经济指标表
六、掘进工作面需风量计算
七、避灾路线图
八、防排水管路、运输系统和通信设备布置图
九、供电系统图
十、安全技术措施
十一、1608采面掘进瓦斯防治安全技术措施
第一章概况
第一节概述
1、工程名称
本《作业规程》掘进巷名称为-1401采面南、北运输。
2、掘进目的及用途
-1401运输巷，为了满足矿井第一水平一采区-14煤采区，运输巷，通风、行人及辅助运输的要求。
3、巷道设计、服务年限
-14煤运输巷长度700m，方向26°,服务年限为一采区，预计时间为2.5年。
4、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2010年3月23日开工，先往北掘至矿区边界，7月8日完工后，7月10号开始往南掘500m至矿区南部边界中，预计9月中旬全部竣工。
第二节设计依据
1、贵州华源矿山设计有限公司《水城县比德乡河坝煤矿开采方案设计》（变更）；
2、中国建筑材料工业地质戡查中心贵州总队于二00八年四月提交的《贵州省水城县比德乡河坝煤矿生产地质报告》；
3、国家安监局颁发的《煤矿安全规程》（2007版）。
4、安全生产法等。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、水平、采区：
第一水平+1250m第一采区。
2、掘进水平：
+1294m标高。
3、地面标高：
+1250m—+1450m。
4、工作面名称：
-1401采面运输巷。
5、地面相对位置、建筑物、小井及其他：
本联络巷位于设计的第一水平，工作面开掘范围内无建筑物、无小井、老窑等。
6、井下相对位置对煤层的影响：
从K14煤石门往顶板探明的情况来看，-14煤层厚度1.9m，四周没有采空区。
7、邻近采掘对掘进巷道的影响：
本巷道为新掘进的巷道，上部无老井，小窑等，对其它巷道无影响。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤层赋存情况
矿区内主要含煤地层为二迭系上统龙潭组（P3l），含可采煤层位于龙潭组第三段（P3l3），岩性以灰、浅灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、粘土岩夹煤层及煤线6－11层，该段含煤总厚为8.86m，含煤率为12.8%；含煤质地疏松，倾斜层理发育，常常具球状风化，而且横向比较稳定。
该段地层厚为88-128m，含该矿区内的可采煤层K13、K14、K15三层，单层煤厚0.3-2.2m，K15煤层厚1.0-1.2m,平均厚1.1m。
二、煤层顶板情况
K15煤层顶板为灰中厚层粉砂岩，底板为粘土岩，粉砂岩及细砂岩。
第三节地质构造
根据生产地质说明书，该矿区开采范围为一单斜构造，仅井田西北部有一条断层，构造简单，但在井田范围内可能存在小断层。
第四节水文地质
1、地表水
矿区属高原侵蚀中低山地貌，沟谷岩溶发育，总体地形呈两边高，中间低，最低海拔1312.6m，位于矿区东北部冲沟中，最高海拔为1825.6m，位于矿区西北部矿界外杀牛坡，相对高差513m。
区域水系属于乌江水系，矿区最低侵蚀基准面为矿区东北部的三岔河，矿区内中部有二条季节性冲沟及低谷地段季节性泉点，地表水系不发育。
2、地下水受地层、岩性、构造、地貌、气象及水文等因素的控制，区内地下水类型为松散岩类孔隙水、碳酸盐岩溶裂隙水、基岩裂隙水、断裂破碎带水。
矿区地下水的补给主要来源于大气降水，降水量及降水强度对地下水资源的补给起主要作用。
3、小煤矿、老窑水文地质特征
原河坝煤矿主要开采南部井田（西翼）浅部，生产能力6万吨/年，经过近十年的开采后，形成了一定面积的采空区，西翼井田北部K13煤层+1300m标高范围内大部分被采空，西翼井田北部K14煤层+1350m以上标高以上区域大部分被采空。
经估算，K13煤层采空区面积约86220m2,K14煤层采空区面积约103464m2。
K15煤层目前还未经正规化开采。
该矿煤层及顶板出少量的水，老采空区积水主要来自雨季从井口流入。
老窑开采历史较长，以斜井或平硐开采，见煤后一般沿煤层走向掘进，长度不长，但因天长日久坑道内积存有一定的矿坑水。
矿区的水文地质条件属中等类型。
4、矿坑涌水量的预测
根据地质报告，造成矿井充充水因素的主要水源有大气降水补给，大气降水通过塌陷裂隙、断层破碎带等渗入矿坑而成为充水水源；根据矿井现在两台水泵抽水为20-25m3/h,日抽水6小时左右，结合矿井扩界后的地表水及老窑水综合分析，初步预测该矿井涌水量：
最大为70m3/h，正常为30m3/h。
现井下仅初步开掘主井、付井、回风斜井，经观测，井下涌水量不大，仅5m3/h左右。
第五节瓦斯、煤尘、煤的自燃性、地温及其它
1、瓦斯
根据河坝近二年的瓦斯等级鉴定报告，矿井绝对涌出量为0.97-1.85m3/min，相对瓦斯涌出量为24.94-11.89m3/min，属高瓦斯矿井。
本区属划定的突出区域，该矿按煤与瓦斯突出进行设计与管理。
2、煤尘爆炸性
根据六枝工矿集团恒达勘察设计有限公司实验室提供的《煤尘爆炸性报告》，K13、K14煤层的煤尘无爆炸性，其余煤层煤尘爆炸性未作鉴定，矿井煤尘按有爆炸性管理和设计。
3、煤层自燃倾向性
根据六枝工矿集团恒达勘察设计有限公司实验室提供的《煤炭自燃倾向性鉴定报告》，K14煤层的自燃倾向性为三类，其余煤层未鉴定，矿井按自燃发火等级按
类管理和设计。
4、地温
区内未发现地温异常区，属地温正常矿井。
5、煤与瓦斯突出
本区属划定的突出区域，矿井未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，矿井按有突出危险性进行管理。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
-1401运输石门3月20号已揭穿-14煤，从此处分别往南、北掘-1401运输大巷，往北到矿区边界700m，方位角26°，往南掘到矿区边界500m，方位角206°。
第二节支护设计
一、巷道断面
巷道断面：
-1401煤运输为梯形抬棚支护，上净宽2.4m，下净宽3.2m，净高2.0m，柱窝深度0.15m，掘进断面6.0m2，净断面5.6m2。
二、支护方式
1、临时支护：
再采用2根5m长的11号工字钢或用轻轨作前探梁，放炮后必须及时前移前探梁。
2、永久支护：
采用11号工字钢梯形抬棚支护，棚距0.8m，有空顶的地方，较小的（30－40cm）必须用大块矸石填实，较大的空顶用坑木垒木垛接顶严实。
3、背棚背帮：
背帮背顶接顶必须严实，用竹搭子背好，竹搭子下面用背块背好，棚上背块不少于10块，两帮不少于6块，背块厚度不少于2.5cm，背块要互相平行，整齐一致。
4、南北分岔处为“十”字岔口（下采面的集中运输下山将从此处开口），从已揭露的煤层顶板情况来看，顶板破碎压力大，因此该段必须采取特殊支护，开门口要预留出来，开口处全部为对棚支护；为加大支撑强度，该段棚距为中对中0.5m。
5、锚杆支护：
在掘进过程中，当顶板岩性好转时，可根所根据实际情况，采用锚网支护的形式支护巷道，锚杆支护巷道为距形巷道，净宽2.6m×净高2.0m锚网支护必须严格按照以下措施施工：
（1）、锚杆支护时打四排锚杆，锚杆的间距为靠近两帮的锚杆距煤壁250mm，中间锚杆间距为700mm，为防止上帮片帮，视煤层情况打1-2根帮锚，帮锚距底板1200mm（两根：
一根距底板800mm，另一根距底板高度1600mm）；误差不得超过100mm，用直径22mm的优质螺纹钢制作，锚杆外露长度为30mm~50mm，锚杆扭矩不小于100KN。
施工中如出现顶板破碎，立即采用工字钢对棚支护。
（2）、锚杆的角度与顶板垂直，误差的角度不得超过5°。
（3）、严格执行敲帮问顶制度，放炮后班组长必须安排专人进行敲帮问顶、专人观山，而后打锚杆眼，上锚杆时必有人观山。
（4）、坚持正规循环，做到一次成巷，每班或每循环结束，工作面最前排锚杆梁距迎头不超过200㎜，否则必须用前探梁或补打中柱进行临时支护，严禁空顶。
（5）、使用顶柱做临时支护护顶时，前探梁在放炮后及时前移护住顶板，严禁空顶作业。
（6）、放炮后，迎头的渣出到支钻机高度时，验收员将中心拉至迎头，按中心标出锚杆眼位置。
（7）、打锚杆孔设施及要求：
a、打顶板眼孔设施采用液压钻机或风钻，短钻扦子1.2m,长扦子2.2m,两种钻杆和配套钻头进行人工操作打眼，孔深超过锚杆长度50㎜，眼孔角度要大于85度。
b、打锚杆眼时，先按规定的角度将钻机支好后，并且在钻杆进入顶板或煤壁前必须先用镐或扦子刨出钻窝再开始打眼，严禁戴手套直接扶住扦子打眼，旋转与升降的推进速度要缓慢，当钻头进入煤岩超过200㎜，换钻杆人员躲开后方可全速推进，钻杆推进速度要均匀，开水要适量，打眼过程中要钻机，发现异常立即停机，防止断扦子甩出伤人。
（8）、打顶眼时，换扦子人员更换好扦子后及时躲开，以钻机手把长度为半径的范围内不准有人干其它工作，以免卡钻手把旋转伤人。
打眼前，先进行敲帮问顶，找到活动危岩，一人观山，负责安全，设备要齐全，不完好不准打眼。
瓦斯浓度达到1％时，停止打眼工作（包括风钻）。
（9）、根据扦子长短在钻杆上标上标记，每班打眼前首先校核标记状况，打眼时操作工根据标记状况掌握眼深，不可将眼打的过深或过浅；钻机每次下落时，换钻杆人员必须扶住钻机，防止钻机歪倒砸人。
（10）、用手扶钻机时，要注意安全，不可将手指伸入操作手把上阀块与钻机头的空隙内，需要扶钻机时必须用手扶住钻机头上的专用扶手，以免挤伤手指；司机操作打锚杆孔时必须集中精力，身体与钻机手把保持一定距离，时刻观察钻杆钻进情况，防止钻杆钻入岩层裂隙内或钻头断翼卡住钻杆时，钻机不能正常旋转手把扭劲回转伤人。
8、安装锚杆时，先将卷药卷装入眼内，并用锚杆推进到眼底，再将锚杆套入搅拌器内，然后把搅拌器套卡在液压钻机的扦尾套上，并转动推进到锚杆设计要求位置，继续转动液压钻机使锚杆将药卷充分搅拌达20±5秒时停止旋转，停止30±5秒后，上紧螺丝。
（11）、严格按锚杆直径选择药卷及钻头。
（12）、班组长，验收员每天到巷道后，先检查中心及锚杆支护情况，发现问题当班处理，当班处理不了问题及时向值班人员汇报，值班人员根据具体情况，当天安排处理。
（13）、施工要求：
施工前要拉准中心，定出巷道轮廓位置进行打眼，每帮预留保护煤层不少于30㎜，人工手镐刷边。
（14）、锚杆质量要求：
a、顶板两帮超挖200㎜以上必须补加锚杆。
b、若安装后的锚杆托盘上不紧或贴岩壁面积小于80％的要求，必须补打锚杆。
c、因顶板压力大，后期出现个别锚杆尾部丝杆拉断，都必须在当班发现当班补锚杆，失效几根补打几根。
d、巷道压力增大时，顶板整体下沉在150㎜以上时必须补套金属棚子。
e、靠煤壁上下两帮沿顶板超挖200㎜～500㎜，并出现岩石裂缝掉块，冒落高度在200㎜以上时，必须补套金属棚子。
第四章施工工艺劳动组织及主要技术经济指标表
第一节施工顺序
1、安全检查，预备工作；
2、检查通风及风水管路和出货进料系统;
3、然后调整好轨道；
4、根据技术部门给定的中线施工。
第二节掘进工艺
一、打眼：
掘进时采用直眼掏槽中深孔爆破，采用7655型风钻两台打眼，垂直楔形掏槽，掏槽眼眼口距为1.6m，眼深1.8m，周边眼、辅助眼及底眼根据岩性布置（详见炮眼布置图）
二、爆破方法
采用煤矿许用三级乳化炸药，毫秒电雷管，MFB-200型发爆器，煤矿用两芯阻燃专用放炮电缆（母线连接处用防爆接线盒），全断面大串联、一次性起爆。
掘进炮眼布置及爆破说明书、爆破指标及材料消耗见表。
三、装货运输
人工装煤经0.75U型矿车到副井中部车场，矿用绞车提升至地面人工卸载。
第三节劳动组织
一、工作制劳动组织：
采用：
“三八”工作制，严格执行现场交接班制度，所有职工必须持证上岗。
掘进队劳动组织见下表。
劳动组织配备表
工种
班次
小计
备注
一班
二班
三班
打眼工
3
3
3
9
放炮工
1
1
1
3
打眼工一人为放炮工
装碴工
4
4
4
12
由支护工兼任
支护工
4
4
4
12
由打眼工组成
安全员
1
1
1
3
瓦检员
1
1
1
3
班长
1
1
1
3
由打眼工兼任
队长
1
1
1
3
合计
48
序号
指标
单位
数量
备注
1
巷道断面
毛断面
m2
6.0
净断面
m2
5.6
2
循环眼数
煤
个
18
岩
个
3
循环进度
m
1.5
4
每班循环个数
个
2
5
日进度
m
9
6
循环产煤量
t
7
循环出矸量
m3
8
日出勤人数
工
48
9
效率
m/工日
0.125
10
单位成本
元/工
—
11
炸药消耗量
kg/m
12
12
雷管消耗量
发/m
12
13
钢材料消耗量
m/m
9.25
二、循环作业图表
工序
时间（min）
60120180240300360420480
装药联线
30
放炮通风
30
临时支护
30
装岩
150
接轨
30
接风水管
20
安全质
量检查
20
永久支护
170
三、主要技术经济指标
第五章辅助生产系统
第一节通风与监测监控
一、通风
采用压入式通风，局部通风机安装在主、副石门靠近主斜井段。
二、通风系统
新风：
主斜井——主副井石门——1401运输巷——-1401运输石门——工作面；
乏风：
工作面——-1401运输石门——1401运输巷——副井——总回风——地面。
三、风量计算
1、接瓦斯涌出量计算：
Q掘＝100q瓦掘×K掘通，m3/min
式中Q掘—掘进工作面实际需要的风量。
m3/min
q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.43m3/min（安全专篇按掘进面瓦斯涌出量12m3/t计算的结果）。
K掘通—掘进面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取K=2。
Q掘=100×0.43×2=86（m3/min）
2、按人数计算掘进工作面实际需要的风量
Q掘=4×Nm3/min
式中N—掘进面同时工作的最多人数，（记入安全员，瓦检员）
Q掘＝4×18＝72m3/min
3、按一次爆破爆炸量计算
Q掘＝25A
式中A—掘进工作面一次爆破最大炸药用量，kg。
Q掘=25×17.87
=446.75m3/min
4、按局部通风机的实际风量计算
Q掘=Q局×I
式中Q局—掘进面局部通风机的实际风量，是该掘进面所需风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定，m3/min，暂取300。
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取I=1
Q掘=300×1＝300m3/min
5、按风速进行验算
15S掘≤Q半煤掘≤240×S掘
式中S掘—半煤巷掘进工作面的断面积
144.6≤Q半煤掘≤2313.6
综合考虑，取Q掘=446.75m3/min
四、局部通风机选型
根据计算结果，选用FBD—№6.3/2Ⅹ22型风机二台，一台使用，一台备用。
该机风量250—567m3/min，风压5400—1800Pa，电机2Ⅹ22kw。
风机安装在主副井联络巷靠近主斜井侧，安装高度0.5m，选用￠800×10（使用）及￠600×10风筒（备用）各一条，沿井筒右侧敷设，送风至工作面当头。
五、两闭锁：
风机开关与总馈电开关KBZ—400联锁，瓦斯监控分站的远动开关与风机联锁，停风时切断总电源。
瓦斯探头报警浓度0.8%，断电浓度1.2%，复电浓度＜1%，当瓦斯超限报警时，切断除风机以外的其它电源。
六、监测监控：
矿井瓦斯监测监控主机及传输接口设在老井调度室，分站设在井口配电点，在工作面设置两个探头，前面探头吊挂在距顶、帮0.3m的位置，距当头5m以内监测当头瓦斯。
后一个探头设在离井口10—15m处的回风流中监测回风流中瓦斯，与之相对应的断电仪与动力电总电源闭锁。
第二节压风及压风自救
一、压风：
压风机安装在地面压风机房，根据井下打眼及喷桨用风量的要求，选用LG110型螺杆式空压机两台，该型空压机排气量22m3/min，排气压力0.8Mpa。
由值班司机根据井下用风需要及时调节运行工况，保证当头用风量和风压需要。
安装Φ108Ⅹ5无缝钢管向井下风点供风。
钢管沿井筒左侧敷设。
二、压风自救
在井下距工作面40m外的躲避硐中安装一处压风自救装置，安装呼吸器6个，并随着工作面的推进前移。
第三节提升与运输
一、提升
1、前期提升采用安装在地面的绞车，0.75U型侧翻式矿车提升煤、矸及下放物料。
2、后期提升：
主井皮带安装完成后，-1401采面的全部煤炭通过一水平煤仓从主井皮带提升至地面。
二、运输
1、前期运输：
人工装车，采用人力推车→-1401运输石门→
副井中部车场→副井绞车提升至地面。
2、主井皮带安装完成后，-1401采面的全部煤炭通过工作面刮板运输机→-1401运输石门皮带→一水平煤仓→主井皮带提升至地面，采面运输顺槽轨道只用于出矸和运送材料。
第四节排水
-1401采面运输顺槽的水通由井水仓排出，排水路线为：
-1401掘进工作面→-1401运输石门→1401运输大巷→主副井联络巷→一水平底井水仓→一水平水仓通过主斜井排至地面。
第五节供水及降尘
由地面高位水池用Φ57Ⅹ4钢管将水引到井下，供井下风钻用水，水管每隔50m设一个三通阀门。
防尘与风钻供水系统共用一套系统，用于工作面洒水降尘及防灭火，设置净化水幕净化风流等。
净化水幕当头设一处，距回风口20—30m处设一处，要求净化水幕能覆盖巷道全断面。
第六节通信
在调度值班室设程控电话交换机，装备井下防爆电话，设在工作面25—40m处，或设在压风自救硐室，以利工作联系。
第七节供电
井下电源引自设置在付井口上方的临时配电点，以660v电压，用MY0.38/0.663Ⅹ35+1Ⅹ16型阻燃电缆向井下供电。
第八节照明及信号
信号在配电点统一供电，由一台信号综保供给127v电压，信号电缆敷设于井筒左帮，电力电缆之上300mm处。
各提升井设声光信号各一套。
第六章工程质量
一、巷道掘进必须采用多打眼、少装药使巷道成型完整、超欠挖量较小、顶帮较平整。
周边眼距暂定500mm，在掘进中要逐步摸索，掌握合适眼距。
具体要求是：
1、眼痕率：
硬岩不应小于80%，中硬岩不应小于60%。
2、软岩中的巷道，周边成形应符合设计轮廊。
3、两炮衔接台尺寸，眼深小于3m时，不得大于15mm；眼深为5m时，不得大于250mm。
4、岩面不应有爆震裂缝。
5、巷道周边不应欠挖，平均线性欠挖值应小于200mm。
二、巷道工程质量要求：
详见矿印发的井巷工程质量检验评定标准。
第七章主要安全技术措施
（一）总则
1、严格执行《煤矿安全规程》，各工种操作规程和本作业规程。
2、严格接调度会和班前会的安排，服从矿统一管理和施工安排作业。
3、严格遵守矿纪矿规，佩带矿统一采购的劳保用品入井，严禁酒后入井，带烟火入井，精神状态不正常入井。
4、各工种必须按矿要求进行培训，并考核合格后持证上岗。
（二）提升运输
5、严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。
6、绞车工与推车工配合，每班检查钢丝绳、绳头（卡）、连环，信号电铃及红灯，矿车底销、边销、保险销及绞车工作与制动闸一次，作好交接班记录、检查记录，确保运输设备正常。
发现问题及时报告调度室安排处理。
7、地面与井下信号工每班至少检查阻车器，挡车拦，下部挡车门一次，确保其处于完好状态，并正常使用。
8、地面推车工下放矿车物料，井下信号工打铃提升之前必须仔细观察井筒或上山中有无行人，如有则应待其出井或下到井底时方可发信号。
9、中途行人遇红灯亮，绞车提升时必须立即进入躲避硐。
10、下放物料时地面推车工要进行详细检查，物料不得超宽超高；长料顺序不能放反（即下放时头朝上，上提时头朝下）；不得有雷管炸药混放现象；长且锋利的物件要有保护套；不得超载。
11、每次提升下放时只准一个车，不得挂两个及以上车辆。
12、信号工每次提升下放时，要仔细检查箕斗是否完好，保险绳是否挂好。
（三）顶板管理及支护
13、打眼前应先检查巷道顶、帮情况，如有浮石应及时处理掉，并打临时支护两根（每根用吊钩2个固定在后部相邻的两架工字钢梁上,中间间距1.6m,到帮0.4m，在吊钩中插入11号工字钢，工字钢长5.0m,上铺长木板，宽100mm，厚40mm,长2500mm以上），也可用管棚支护（详见临时支护图），维护好顶帮后再进行工作。
14、处理小的危岩时人应站在安全的地方，用长钎进行处理，不得使用短钎、防止矸石冒落顺钎而下伤人手、头。
15、放炮后出渣前要及时检查顶帮，用挖机清除大块危石，危险时应进行临时支护锚杆，方法同第13条。
16、安全员、班长要坚持敲帮问顶，发现顶板破裂，悬矸浮石或喷层冒落应及时进行处理。
17、工作面要及时支护，严禁空顶作业，交班前工作面空顶距不得大于0.3m，遇地质变化带要加密支护、采用前探支护。
18、为加强顶板管理需要，掘进应时采用光面爆破，以减少对巷道顶帮的破坏，巷道尺寸稍有不够的地方，用风镐整理或用装碴机清理使之符合要求。
（四）防治瓦斯煤尘
19、瓦检员必须在井下现场交接班，交接清楚并作好记
录。
20、瓦检员按规定的线路和规程要求进行瓦斯检查，做到一炮三检，不得出现空班漏检，当头班长及辅助人员、行管人员携带便携式瓦斯报警器。
21、瓦斯探头每个面必须安设两个，当头探头距工作面的距离为5m以内，后面回风探头安设于回风口10—15m的回风流中，探头吊挂时需离顶帮0.3m远处，不得吊挂过低。
探头报警值为0.8%，断电值为1.2%。
监控主机、分站、传输接口、探头每天由值班人员、维护人员检查一次，确保完好、发现断线等情况及时处理，探头故障及时更换并送修。
探头每个星期校核一次，并作好记录。
22、瓦斯检查员按矿确定的检查线路与地点（包括机电硐室、临时水仓）进行工作，不得漏检、少检。
如实工整填写井下瓦斯记录牌板和瓦斯班报手册,填写瓦斯日报表,做到三对口,并报矿长、矿技术负责人审阅。
23、由井下值班科长履行瓦斯巡检制度，跟班矿长监督。
在距当头不超过40m的躲避硐中设一组压风自救装置（6个），随工作掘进而向前推移。
24、采用局扇送风，风筒￠800×10m，局扇安装高度不小于500mm，保证正常运转，不得随意停风。
采用抗静电阻燃风筒，不得使用蛇皮袋等风筒。
风筒到工作面当头的距离不超过5m。
在井下当头备用10m风筒4节，2-3m及5m的短风筒各
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