890北集中石门掘进作业规程样本.docx

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890北集中石门掘进作业规程样本

第一章  工程概况

第一节 概  述

一、巷道名称

本作业规程掘进的巷道为+890北集中回风石门。

二、掘进目的及用途

掘进目的是为了形成+890水平回风系统，满足该水平南翼各回采工作面回采时的原煤运输、设备材料运输、进风、行人及管线敷设的需要。

三、巷道设计长度及服务年限

1、巷道设计长度：

320m。

2、服务年限：

6年。

四、预计开竣工时间

预计开工时间为2012年6月10日，竣工时间为2012年10月10日。

第二节  编写依据

1、+890水平地质说明书。

2、+890水平巷道布置平、剖、断面图。

3、《煤矿安全规程》。

4、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》。

5、《煤矿技术操作规程》。

第二章  地面相对位置及地质情况

第一节    地面相对位置及邻近采区开采情况

井上下对照关系表表1

水平

+890m

工程名称

+890机轨合一运输大巷

地面标高

+960m～+970m

井下标高

+890m

地面的相对位置

地面相对位置位于芭蕉塘村以东、下渡船寨以北农田。

井下位置

及四邻采掘情况

在井下已掘的副井筒+890北集中回风石门与+890机轨合一大巷三岔门处开口，向西按方位角279°，3‰的坡度掘进11202运输巷位置，以北为主井筒。

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

相邻为未开拓的区域，施工中主要受静压力影响。

第二节煤层赋存特征

一、煤层赋存特征

根据附近钻孔揭露情况，+890北集中回风石门预计开门口向西掘进100m见掘进100米见C151号煤层：

再往前掘进100m见C13号煤层，掘进120m见C12号煤层。

C12号煤层为黑色，条带状构造，由半暗型煤和半亮型煤条带组成。

C13号煤层：

黑色，条带构造，由半暗型煤半亮型煤条带组成，偶见丝煤，厚度1.7-2.8米平均厚2.3米，无夹矸，上距C12煤层底30米，煤层底板为粉砂岩、泥岩粉砂岩，底板为粘土岩。

C15好煤层，黑色，条带状构造，分半暗型煤夹少量半亮型煤条带组成，厚度1.0-1.4米平均厚1.2米，不含夹矸，上距C13底35米，煤层顶板为泥岩粉砂岩，底板为粘土岩，C151号煤下距C152号煤层26米。

煤层赋存及煤质指标（附表2）

煤层名称

C12煤

煤岩类别

半亮型

厚度（m）

平均1.4

煤尘爆炸性

有煤尘爆炸危险性

煤层结构

简单

煤的自燃

易自燃发火

煤层倾角

17°

地温

无异常

品种

瘦煤

地压

中等

容重

1.45t/m3

瓦斯

工作面相对瓦斯涌出量为2.67m3/t

硬度（f）

2

煤层名称

C13煤

煤岩类别

半亮型

厚度（m）

平均2.3

煤尘爆炸性

有煤尘爆炸危险性

煤层结构

简单

煤的自燃

易自燃发火

煤层倾角

17°

地温

无异常

品种

瘦煤

地压

中等

容重

1.4t/m3

瓦斯

工作面相对瓦斯涌出量为2.25m3/t

硬度（f）

2

煤层名称

C1151煤

煤岩类别

半亮型

厚度（m）

平均1.2

煤尘爆炸性

有煤尘爆炸危险性

煤层结构

简单

煤的自燃

易自燃发火

煤层倾角

17°

地温

无异常

品种

瘦煤

地压

中等

容重

1.40t/m3

瓦斯

工作面相对瓦斯涌出量为1.06m3/t

硬度（f）

2

综合柱状图见附图1

二、煤层瓦斯及自燃

1.瓦斯

根据贵州省能源局文件（黔能源发[2011]802号）《关于对六盘水市煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，新龙煤矿相对瓦斯涌出量为3.82m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.42m3/min，新龙煤矿为突出矿井。

2.自燃倾向性

根据贵州省煤田地质研究室2010年9月26号对该矿C12号和C13号煤层进行鉴定的结果，该矿C12号煤层自然发火倾向属于Ⅲ级（不易自燃），该矿C13号煤层自然发火倾向属于三类Ⅲ级（不易自燃）。

3.煤尘

根据贵州省煤田地质研究室2010年9月26号对该矿C12号和C13号煤层进行煤尘爆炸性鉴定的结果，该矿C12号煤层有自然发火倾向属于Ⅲ级（不易自燃），该矿C13号煤层自然发火倾向属于三类Ⅲ级（不易自燃）。

4.煤与瓦斯突出

根据根据贵州省能源局文件（黔能源发[2011]802号）《关于对六盘水市煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，新龙煤矿为突出矿井。

5.地温情况

本井田属地温正常区，无热害影响。

6.冲击地压

地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，该巷道施工按没有冲击地压危险考虑。

第三节    地质构造

矿区的基本构造开态为单斜层，岩层走向北东东，倾向270～280°，倾角15°～20°，平均倾角17°。

在主井以南约30m发育一条正断层，走向南东，倾向187°，倾角75°，断距60米。

矿区内构造中等。

工作面地面沟壑发育，无蓄水，不影响掘进工作面施工。

第4节水文地质

第5节1.地下水类型及其特征

区内发育的地下水类型主要为宣威组（P3xn）及飞仙关组（T1f）中的基岩裂隙水，此外，F1断层水。

据区内实测资料，宣威组（P3xn）中含水量极其微弱，其泉流量为0.014～0.021L/S，小窑及矿井中水流量为0.099～0.694L/S，地表溪沟中水流量为0.14～0.2641L/s，长兴组（P3c）及飞仙关组（T1f）中未见泉水点。

区内河流为北盘江，在矿区的西部，最低侵蚀基准面标高为+890m。

2.地层的富、隔水性特征

①峨眉山玄武岩组隔水层（P3β）：

分布于矿区东边，主要为致密块状玄武岩构成，厚200～400m，含裂隙水，其含水性极弱，地表泉、井少，泉流是0.001～0.015L/s，为隔水层，对煤矿的开采无影响。

②二叠系上统宣威组（P3xn）：

分布于向斜周边P3β之上，为砂、泥（页）岩，煤层及少量灰岩构成，厚341m，含裂隙水，其含水性弱，泉流量0.014～1.05L/s。

对煤矿的开采影响不大。

③飞仙关组隔水层（T1f）：

分布于向斜周边二叠系上统宣威组（P3xn）之上，岩性为砂质泥岩、泥质粉砂岩，偶夹薄层灰岩，厚240～270m，仅含裂隙水，地表见井、泉极少，泉流量0.001～0.002L/S。

对煤矿的开采无影响。

④矿区坡麓和低洼地段，分布有第四系残坡积层（Q），主要由灰黄、土黄色粘土、砂及砾石等组成，厚0～6m。

厚度变化大；地下水赋存条件差，枯季一般不含水，局部松散层厚度较大的地带，含少量孔隙水。

对煤矿的开采影响不大。

3.预计矿井涌水量

根据《水城县发耳乡新龙煤矿（技改）开采方案设计》：

矿井正常涌水量9m3/h，矿井最大涌水量30m3/h设计。

巷道掘进过程中必须坚持“有掘必探，”防止发生井巷顶板透水和底板涌水的安全事故。

4.地表水

区内河流为北盘江，在矿区的西部，井田边界外，矿区最低侵蚀基准面为北盘江河，标高为+890m。

井田范围内多由沟谷汇集而成小溪，雨季溪水流量大，旱季多为细流甚至干涸，一般为0.98L/S，地表水流向自东向西流入矿区以西的北盘江。

由于地势陡，地表水的排泄条件好。

北盘江河流量迅速，受大气降水影响，季节变化明显，雨季大、旱季小，区内地表水流量随季节性变化较大。

5.水文地质类型

根据贵州省有色地质勘查局物化探总队2008年12月提交的《贵州省水城县发耳乡新龙煤矿矿井（扩能）生产地质报告》矿井水文地质条件分类，该矿井主要水害为老窑水、采空区积水和断层水，砂岩含水层单位涌水量为0.038—0.836L/s，矿井正常涌水量205m3/h，按照分类标准为水文地质中等类型。

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

如+890北集中回风石门施工图（图3）所示，井下在已掘进的+890北集中风门石门与+890北机轨合一大巷三岔门处开口，向西按已掘进+890北集中回风方位（方位角279o），3%的坡度掘进320米至11202运输巷位置。

第二节  矿压观测

一、锚杆锚固力检测

自开门位置开始，每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并将检测结果记入专用记录本中备查。

抽检指标为：

锚杆锚固力不得低于60KN。

发现不合格锚杆，必须在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。

二、巷道表面位移观测

施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，迎头掘进10m后设一组检测断面，两组检测断面之间的距离为30m，每组检测断面设4个检测点，即顶、底板及两帮腰线处各设一个。

每24小时检测一次，并将检测结果记入专用记录本中备查。

每个检测点自设立之日起，连续检测时间不少于7d，之后按每7d检测一次再检测一个月。

第三节  支护设计

一、巷道断面

1、930北集中回风石门断面为直墙半圆拱形，净宽3.6m,净高3.2m,净断面积10.1m2。

掘进断面11m2。

巷道断面图见附图3

 二、支护方式

㈠永久支护

巷道永久支护采用锚网喷支护形式，锚杆采用等强度螺纹钢树脂锚杆，锚杆间、排距为1000mm×800mm。

每根锚杆使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于1400mm，锚固剂型号为Z2570。

网为Ф5mm的钢筋网，网的规格为长3000mm，宽1000mm,网格度为100mm×100mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到用细丝三花连接，且连接牢实。

支护形式图见附图3

（二）按悬吊理论计算锚杆参数

  1、锚杆长度计算：

L=KH＋L1＋L2

式中：

Ｌ—锚杆长度，ｍ；

Ｈ—冒落拱高度，ｍ；

Ｋ—安全系数，一般取２；

Ｌ1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；

Ｌ2—锚杆外露长度，一般取0.1m。

其中：

H=B/2f=4,4/2×4=0.55m

B—巷道掘进跨度，m    f—普氏岩石坚固性系数，取4

则：

L=2×0.55+0.5+0.1=1.7m

施工时取锚杆长度L=2.2m。

2、锚杆直径的确定：

根据材料力学计算锚杆直径为：

D=

mm

式中：

D—锚杆直径，mm

P—锚杆截面载荷，取105KN。

Jb—螺纹钢锚杆屈服点，取410MPa

则：

D=

施工时取D=20mm。

3、锚杆间、排距计算：

a—锚杆间、排距，m；

Ｑ—锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=62KN。

γ—被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。

则：

施工时取a=800mm，＜1.26m,间、排距选择合理。

4、锚杆支护密度校核验算：

通过以上计算，选用直径20mm、长度为2200mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距为800mm×800mm能满足支护要求；

（三）临时支护

⑴巷道岩性较好、顶板较完整时，爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩后，采用临时支护形式。

前探梁临时支护形式、材料、规格及要求：

采取前探梁临时支护。

前探梁为长2400mmπ型钢梁，中心线左右600mm处各一根；每根前探梁必须使用二个在一条直线上（该直线与巷道中心线平行）的前探梁钩悬挂，且前端前探梁钩距迎头距离不大于500mm。

掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两个前探梁钩及10根符合要求的半圆木。

前探梁拆下后，必须整齐码放在巷帮部距工作面不得超过10m处。

⑵临时支护后为永久支护。

永久支护距迎头最大控顶距1.8m，最小控顶距0.4m。

⑶临时支护与永久支护的关系：

当控顶距＜0.8m时，只采用临时支护；当控顶距≥0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。

（四）锚索加强支护

施工过程中，根据围岩变化情况，在开门口及过断层时要采用锚索加强支护。

第四节  支护工艺

一、锚网支护

㈠支护材料

1、锚杆及锚固剂：

锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为20mm、长度为2200mm，锚杆间、排距为800mm×800mm。

每根锚杆均使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于1400mm。

锚杆必须出扣，外露长度≤50mm。

托盘为正方形，规格为130mm×130mm，用10mm钢板压制成弧形。

树脂锚固剂直径为25mm，每卷长度为700mm，型号为Z2570。

锚杆均使用配套标准螺母紧固。

树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。

严禁出现将锚杆锯短注入的现象。

2、锚网为直径5mm的钢筋网，网的规格为长3000mm，宽1000mm,网格度为100mm×100mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到每道必连且连接牢实。

3、质量要求：

锚网必须贴紧岩面，不得出现网兜。

锚杆应垂直于巷道轮廓线，与巷壁间的夹角不得小于75°。

锚杆必须横成排、纵成线。

锚杆托盘必须将钢筋网压紧、压平，螺帽拧紧，严禁松动。

锚网支护应紧跟迎头。

㈡锚杆安装工艺：

1、打锚杆眼：

打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外往里的顺序检查顶帮，找掉悬矸危岩，确认安全后方可作业。

锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°。

锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。

打眼及安装锚杆时应按照由外往里、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，眼孔方向严禁有人。

然后铺网，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

锚杆外端头套上托盘、螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为25～40s,直至锚杆达到设计深度。

再等3min左右，开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。

锚杆锚固力不低于60KN。

15min后可进行锚杆拉拔力测试。

3、喷浆工艺

（1）准备工作

①、检查锚杆安装是否符合设计要求，发现问题及时处理。

②、清理喷射现场的矸石杂物，将喷浆机安设在顶帮围岩稳定安全地点，距离道轨间隙不能小于0.5m。

接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

③、检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。

④、喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。

⑤、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

（2）配拌料

①、利用筛子、斗检查粗细骨料配比是否符合要求。

②、检查骨料含水率是否合格。

③、按设计配比把水泥和骨料送入拌料机，上料要均匀。

水泥：

砂：

石子，砼重量配合比水泥∶砂∶石子=1∶2∶2，人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。

④、检查拌好的潮料含水率，要求能用手握成团，松开手似散非散，吹无烟。

⑤、速凝剂按水泥含量的2.5-4%在喷浆机上料口均匀加入。



（3）喷射工作

喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，回弹率不超过10%。

①、开水开风，调整水量，保持风压不得低于是0.4MPa,水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，水灰比0.4。

②、喷射手操作喷头，自上而下冲洗岩面。

③、送电，开喷浆机拌料机，上料喷浆。

④、根据上料情况再次调整风水量，保证喷面无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少。

⑤、喷射手分段按自下而上先墙后拱的顺序进行喷射。

⑥、喷射时喷头尽可能垂直受喷面，夹角不得小于70度。

⑦、喷射时，喷头运行轨迹应呈螺旋形，按直径200-300mm,一圆压半圆的方法均匀缓慢移动。

⑧、一次喷射混凝土厚度50～70mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。

否则应用高压水重新冲洗受喷面。

⑨、应配两人，一人持喷头喷射，一人辅助照明并负责联络，观察顶帮安全和喷射质量。

（4）停机

①、喷浆结束后，按先停料、后停水再停电最后关风的顺序操作。

②、喷射工作结束后，卸开喷头，清理水环和喷射机内外部的灰浆或材料，盘好风水管。

③、清理收集回弹料，并应将当班拌料用净。

④、喷射砼2小时后开始洒水养护，28天后取芯检测强度。

（5）喷射质量

喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，挖出墙基础，拉好线，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。

（6）注意事项

①、分次喷射时，复喷应在前一次砼终凝后进行，若终凝一小时后进行喷射时，应先用水清洗喷层表面。

有超挖或裂缝低凹处，应先补喷平整，然后再正常喷

②、严禁将喷头对准人员。

③、喷射过程中，如发生堵管、停风停电等故障时，应立即关闭水门，将喷头向下放置，以防水流入输料管内；处理堵管时采用敲击法输通料管。

④、喷射人员要配戴防尘口罩、乳胶手套和眼镜。

⑤、喷射工作结束后，喷层在七天以内，每班洒水一次，7天以后，每天洒水一次，持续养护28天。

⑥、喷浆机司机必须经过专门培训，熟悉喷浆机性能结构和工作原理，并能排除一般故障，进行日常维修和养护。

⑦、喷浆机进气口密封良好,防止漏风吹起粉尘；排气口畅通，废气排放顺利；喷浆管接头牢固、密封良好、摆放整齐。

个人配带防尘口罩，粉尘浓度不超过6mg/m3。

二、巷道工程质量规定

检查项目

质量标准

部位

巷道规格

优良

合格

巷道宽

巷道中线至任一帮距离

0～100mm

0～150mm

左帮

1800

右帮

1800

巷道高

巷道顶底距离

0～100mm

0～150mm

腰线至顶板

  1800

锚杆

间、排距/mm

±100

  顶板

800×800

孔深/mm

0～150

  顶板

锚杆规格

  全长

Ф20×2200

外露长度/mm

≤50

  顶板

角度

≥75°

  顶板夹角

锚固力/kn

60

  直接顶

60KN/根

距工作面距离/m

  0-500

  锚杆至迎头

≯0.5

工业卫生

巷道无杂物、无淤泥、无积水，材料工具按规定码放整齐，挂牌管理。

风筒、电缆、风、水管路按图中标注尺寸吊挂整齐。

第四章  施工工艺

第一节  施工方法

（一）施工准备和施工方法

1、施工准备

由技术部门标出开口位置，放好中腰、线，并向施工单位现场技术交底，交清支护方式、施工方法、质量标准及安全技术措施等。

组织所有施工人员及管理人员贯彻学习本措施，考试合格方可上岗。

2、施工工艺

工艺流程：

打眼→检查瓦斯→装药→撤人警戒→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯（撤警戒后）→刷帮挑顶→临时支护→出货永久支护。

3、开门前，机电科、通风工必须提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，并三班派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。

安检科必须派安检员跟班监督检查，确保施工安全进行。

4、施工单位必须提前将所需各类施工用料运到开门点附近规定堆料位置，分类堆放整齐，挂牌管理，严禁乱丢乱放。

（二）巷道断面及支护方式

中部车场断面为半圆拱形。

净宽3.6米，净高3.2米，净断面10.1m2，掘进断面11m2。

交岔点由上而下逐段扩帮挑顶，每米扩帮400mm，每米挑顶0.08m。

采用锚网喷+锚索进行支护。

锚杆采用φ20mm、L＝2000mm等强锚杆，配合φ4.5圆钢焊接、网格@100mm×100mm，规格为3000mm×1000mm钢筋网支护，锚杆托盘为8mm厚钢板制作，托盘尺寸为130mm×130mm，药卷使用2卷Z2570树脂锚固剂，并喷射C20砼，喷射砼配比为水泥：

黄沙：

碎石子=1：

2：

2，水灰比为0.45，速凝剂掺量为水泥重量的3～5%，水泥选用425#普硅水泥，黄沙为中、粗砂，碎石子粒径为5～10㎜。

锚索采用φ15.24钢绞线制作，长6.3米，托盘采用11#矿用工字钢，长2.4m，2根锚索共用。

打锚索时，使用锚索机施工。

眼打好后，用压风冲洗孔眼，然后内置3卷Z2570树脂锚固剂，用锚索将其轻推至眼底，开始搅拌药卷，搅拌时风动锚注器要快转慢进，搅拌时间为25～45秒，搅拌到位凝固5分钟后退去锚头，15分钟后方可安装工字钢托盘及索具，使用张拉机具将锚索上紧。

锚固力不低于12吨。

锚固长度不小于2米。

第二节  爆破及凿岩方式

1、钻眼机具：

工作面采用风钻打眼、光面爆破、耙装机装将岩石装入矿车，调度绞车牵引至+890机轨合一大巷卸入煤仓，从主绞车提升至地面卸矸，喷浆封闭围岩（或前探梁）作为临时支护，锚网喷+锚索作为永久支护。

2、降尘方法：

打眼前进行洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出货过程中洒水，爆破时使用水雾。

第三节  爆破作业

1、掏槽方式为楔形掏槽法。

2、炸药、雷管：

使用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用安全毫秒段延期电雷管，延期时间不大于130毫秒，每段间隔延期时间为25毫秒。

3、装药结构：

正向装药结构。

见图5

4、起爆及联线方式：

使用MFB-500型发爆器起爆，Φ6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线，采用一次打眼、一次装药、一次起爆的起爆方式；联线方式为大串联。

5、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内200mm，眼距控制在350mm，眼距误差不超过50mm。

周边眼距辅助眼500mm，辅助眼距掏槽眼600mm，周边眼和辅助眼应成三花眼布置，眼距误差不超过50mm。

周边眼眼深1.2m，装药量为2节药卷。

辅助眼、底眼眼深1.2m，装药量为3节药卷。

掏槽眼眼深1.4m，装药量为3节药卷。

每节药卷重量为150g/卷，每眼只准使用一个电雷管。

实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质条件变化情况适当增减装药量，以达到最佳爆破效果。

第四节  装载与运输

一、装载

放炮落岩后，用履带式装载机把岩石装入箕斗。

二、运输

人工将矿车推至+890机轨合一大巷翻入+890水平矸石仓（煤仓），从主井筒皮带提升至地面卸载。

第五节  管线敷设

水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧，风筒、放炮母线布置在巷道非人行道一侧。

监测线固定在腰线上0.8m处，电缆固定在腰线上0.6m处，用崩直的8#铁丝生根吊挂，每隔3m一吊挂，电缆垂度不超过50mm。

水管固定在腰线下0.2m处，接头严密，不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。

风、水管距迎头20m范围内使用一寸胶管。

并随迎头的推进及时延长。

风袋吊挂在腰线上0.3m，风筒出口距迎头不的超过5m。

第六节 设备及工具配备表3

序号

设备工具名称

型号规格

功率/kw

单位

数量

备注

1

局部通风机

FBD№7.1

2×30

台

2

备用1台

2

风钻

YT-28

台

3

备用1台

3

锚杆钻机

KZ-100

台

2

备用1台

4

装载机

ZWY-80/37L

37

部

2

5

锚索机

sdj-80

部

1

6

锚杆拉力计

MSL—200

台

1

7

张拉千斤顶

MS15—180

台

1

8

潜水泵

KWQ-15-2.2

2.2

台

2

备用1台