井底车场掘进作业规程.docx
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井底车场掘进作业规程
第一章工程概况
一、主要工程概况
副斜井井底车场布置在副斜井18#点前71米至171米处，以277°方位角、+3‰坡度施工。
断面：
净宽×净高=5.6m×4.2m。
采用半圆拱直墙断面锚喷支护，净断面20.15m2，掘进断面21.33m2。
副斜井井底车场服务年限15年，总工期7个月。
预计开工时间：
2011年12月7日。
预计竣工时间：
2012年6月10日。
二、施工前准备
1、施工前在副斜井井筒内安装2台22KW局部通风机，由机电科周长征负责；将风筒及风水管接至掘进位置，由施工队长曾云灼负责；并准备好支护材料。
2、本工程由赖吉清负责施工，矿方必须配足相应的安全生产管理人员和特种作业人员，确保施工安全。
3、严格按《副斜井掘进工作面探放水措施》执行先探后掘原则，探钻水平投影长度60米，掘进30米。
探钻过程中，严格按设计钻孔施钻，认真收集探钻资料。
掘进迎头距煤层法向距离为20米时，严格执行揭煤安全技术措施。
4、掘进前必须经矿防突队探完地质钻、抽放气体、做防突效果检验为无突出危险、矿方下方允掘通知单后方可进行掘进作业，掘进作业必须控制在允掘范围之内。
5、技术部门下发开工通知单方可开工。
第二章地质说明书
一、工程名称
泰麟煤矿副斜井井底车场掘进。
二、巷道周围开采情况
副斜井井底车场为建井巷道，掘进范围无采空区及巷道，必须严格控制巷道坡度，同时每班掘进前，必须先进行探放水，严禁未探先掘。
在掘进过程中必须严格执行“有掘必探，先探后掘，预测预报，先治后采”的探放水原则。
三、地面建筑地形情况
副斜井井底车场上部无地面建筑物。
四、巷道特征
副斜井井底车场掘进布置在+730水平，采用半圆拱直墙断面锚喷支护，净断面20.15m2，掘进断面21.33m2，循环进度1m。
五、瓦斯煤层自燃发火情况
1、根据贵州省能源局文件（黔能源发〔2011〕252号）对《关于六盘水市煤炭局〈关于煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的报告〉的批复》,我矿绝对瓦斯涌出量：
2.47m3∕min;我矿没有专门作过煤层瓦斯含量鉴定，根据临区煤矿的资料，相对瓦斯涌出量：
16.8m3∕t，属突出矿井。
2、根据钻探工程，做煤尘爆炸危险性试验，2、14、29号煤层均具煤尘爆炸危险性；做煤的自燃倾向性试验，2、29号煤属自燃煤（Ⅱ级），14号煤层属容易自燃煤（Ⅰ级）。
必须做好煤与瓦斯突出危险性、煤层的自燃及煤尘爆炸危险性的安全防范工作。
3、煤与瓦斯突出：
2011年度六盘水市煤矿瓦斯等级鉴定，我矿定为突出矿井。
4、冲击地压：
无冲击地压。
六、地质构造情况
一、煤（矿）层产状、厚度、结构
矿区位于蟠龙向斜的西翼南端。
矿区总体构造为单斜构造，地层走向以南北向为主、倾向东。
沿走向方向，地层倾角由北向南有大～小～大的变化；北部倾角一般40°～60°，一般45°左右；中部倾角一般在20°～35°左右，一般25°左右；南部倾角一般25°～60°左右，一般35°左右；沿倾向方向，地层倾角变化不大。
矿区范围及周边发育F1、F2、F3、F4、F5、F6、F12等七条断层，在矿区内小断层较发育，且以走向断层为主，地层产状沿走向和倾向均有一定变化，无岩浆影响，构造复杂程度应属中等复杂构造。
本矿井可采煤层顶板大部分为粉砂岩或泥质粉砂岩，节理发育，岩层倾角较陡；煤层底板均为粘土岩及泥岩，遇水易发生泥化、膨胀和底鼓。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数、地温、地压：
1、瓦斯：
绝对瓦斯涌出量无资料
2、发火期：
自然发火倾向不清楚
3、煤尘爆炸指数：
煤尘爆炸指数无资料
4、地温：
本工作面掘进范围内地温为21～23℃
5、地压、在结构复杂地段和断层交汇处可能出现压力集中显现。
七、水文地质情况
矿井含水层主要为第四系及滑坡体、飞仙关组、上二叠统长兴组，上二叠统龙潭组，峨眉山玄武岩组岩性为玄武岩，顶部为凝灰岩，厚度不详，呈陡坎状分布于煤系底部。
为上覆含煤地层和下伏茅口灰岩强含水的良好隔水层。
补那河在井田东部外围，河床标高约+800m，其河水流量随雨季变化而变化。
对井田开采影响不大，对副斜井井底车场掘进无影响。
八、其它需要说明的问题及建议
1、工程质量必须按标准化进行施工。
2、施工过程中应严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则。
3、加强瓦斯管理和监测监控。
4、掘进施工过程中，揭露断层及煤层赋有情况，做好巷道素描图。
5、做防突工作，严格执行区域及局部“四位一体”防突措施。
第三章施工及作业方式
一、巷道形状
断面形状、尺寸、支护要求见支护断面图，支护断面图附后。
二、掘进方式
1、采用打眼、掏槽、刷帮、压顶的作业方式
2、破岩方法：
采用YT-28型风钻打眼装药爆破。
3、打眼工具：
采用YT-28型风钻打眼。
三、爆破
1、采用毫秒电雷管（1-5段），
2、3号煤矿许用乳化炸药爆破，放炮母线选用防爆阻燃型，起爆器为MFB-200型。
3、炮眼布置三视（单位:
mm）
4、爆破说明书（附后）
5、装药结构说明：
（图中长度单位：
mm）
6、1-4号眼用一段雷管、5-12号眼用二段雷管、13-22号眼用三段雷管，23-37号眼用四段雷管，38-69号眼用五段雷管，必须采用正向装药正向全断面一次起爆。
7、联线方法：
采用串联方式联线，起爆器为MFB-200型，其电压峰值2500V；毫秒雷管（1-4段），放炮母线500m（最大放炮距离），其单个雷管最大阻值为5.6欧姆,炸药为3号煤矿许用乳化炸药。
四、支护
1、临时支护：
采用3根前探支架作为临时支护，前探支架采用15kg/m铁路作挑梁，长度不小于4﹒5m，用螺纹钢锚杆和吊环固定。
吊环为矩形（采用0.01m厚钢板焊制），每根前探支架不少于3个吊环，用3个吊环交替前移，吊环用与锚杆配套的螺母固定，吊环拧入锚杆长度不小于30mm，每根锚杆用树脂锚固剂不少于2块，锚固力不小于64KN（17.6MPa），前探梁上方用2块规格为：
长×宽×厚=2400mm×150mm×60mm板梁和木棒背紧刹牢。
顶板稳定、完整时，循环进度1m，前探支架间距不大于1.6m，最大控顶距1.8m。
围岩松软破碎、压力大或过断层施工，循环进度0.6m，最大控顶距1m。
除非锚杆锚到迎头无空顶外，否则不得取下前探支架。
每次放炮前，顶部锚杆距迎头不得超过一个锚杆排距（0.8m）。
2、永久支护：
㈠永久支护
设计采用锚网支护作为永久支护时，支护材料为螺纹钢树脂锚杆，6.5#冷拔丝网护顶。
按悬吊理论计算顶板锚杆参数
1、锚杆长度计算
L=L1+L2+L3L2=KH
式中：
L-----锚杆长度 m；
L1----外露长度，一般取0.15m；
L2----锚杆有效锚固长度；
L3----锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；
K-----安全系数，一般取2.5；
H-----冒落拱高度 m；
H===0.48（m）
式中：
B----巷道开掘宽度 取最大4.8m；
f----巷道顶板的普氏岩石坚固性系数，取5；
则：
L=0.15+2.5×0.48+0.5=2.05（m）
通过计算，锚杆长度选择2.2m，满足要求
2、锚杆杆体直径计算
锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强原则确定
d=35.52
式中：
d----锚杆杆体直径，mm；
Q----设计锚固力80KN/根；
δt----杆体抗拉强度，取280MPa；
则：
d=35.52
=35.52
=18.98（mm）
通过计算，锚杆直径选择20m，满足要求
3、锚杆间排距计算
a=
式中：
a----锚杆间距，m；
Q----锚杆设计锚固力，64KN/根；
L2-----冒落拱高度，取0.8m；
R----被悬吊砂岩的重力密度，取24.99KN/m3;
K----安全系数，一般取K=2.5；
a==1.13（m）
通过计算,锚杆间排距选择为：
800mm×800mm，满足要求
围岩完整稳定时，采用L×Φ=2200mm×20mm螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm，靠近底板1根锚杆角度按70°（±5°）打注，距底板不大于300mm。
每根锚杆锚注K2335树脂锚固剂2块，采用铁托盘120mm×120mm压直径6﹒5mm钢筋网，两帮锚杆距施工迎头2m～5m。
网孔规格为:
100mm×100mm，网片压茬不小于100mm，每隔300mm～500mm用12#或14#铁丝双股拧紧，锚杆外露螺帽长度20mm～50mm。
锚索补强支护时，间距1m，排距1.5m，锚索采用L×Φ=9000mm×15.24mm和L×Φ=6000mm×15.24mm钢绞线，每排布置5根锚索，中间3根采用9米的锚索，两肩采用6米的锚索，锚索托盘采用铁板200mm×200mm×10mm，锚索外露长度100～350mm，锚索距施工迎头5m～10m。
喷浆厚度100mm。
当围岩不稳定、压力大或过断层施工时，锚索补强支护时，间距1m，排距1m，锚索采用L×Φ=9000mm×15.24mm和L×Φ=6000mm×15.24mm钢绞线，每排布置5根锚索，中间3根采用9米的锚索，两肩采用6米的锚索，锚索托盘采用铁板200mm×200mm×10mm，锚索外露长度100～350mm，锚索距施工迎头5m～10m。
喷浆厚度100mm。
螺纹钢锚杆预紧力不小于100N.m，锚固力不小于64KN／根（17.6MPa），锚索预紧力为80KN（22MPa），锚固力为200KN（55MPa）。
K2335树脂锚固剂，安装搅拌时间15s～20s，凝胶时间不少于1分钟，安装锚杆1分钟后施加预紧力，5分钟后达到锚固力。
围岩完整稳定时，采用两掘一喷的作业方式；围岩松软破碎、压力大或过断层施工时，采用一掘一喷的作业方式。
4、支护材料：
锚杆及锚固剂：
等强螺纹钢锚杆L×Φ=2200mm×20mm，使用配套铁托盘及螺母；树脂锚固剂为K2335型，直径23mm，长度350mm。
托盘与岩石面之间加压直径6.5mm钢筋网，网孔规格为：
100mm×100mm。
喷浆料采用水泥：
石粉=1：
2.5的比例拌和均匀，水泥为PO42.5R普通硅酸盐水泥，石粉合格，水灰比40%～45%，速凝剂占水泥用量的2%～3.5%。
喷射砼风压0.15MPa～0.18MPa，水压0.16MPa～0.19MPa，要求喷面粘结性好，有光泽。
5、锚杆安装工艺
（1）钻眼前应按设计要求定好眼位，做出标记，锚杆眼角度尽量符合设计要求，锚杆眼深必须符合设计要求。
（2）钻眼后应用压风和压水将眼中的岩粉清除干净。
（3）安装前检查锚杆眼的位置、深度及角度是否符合设计要求，锚固剂、杆体是否合格，如有一项不合要求，不得进行安装。
（4）树脂锚杆搅拌工具，可采用锚杆打眼机，并配合连接套使用。
（5）安装时先将带帽螺母连接套拧紧在杆尾螺纹上，然后用杆体量准眼深，划好记号，再用杆体将锚固剂送到眼底，采用CK、K型锚固剂时要快推猛搅，迅速将杆体送到眼底，搅拌总时间为15s～20s。
（6）取下锚杆打眼机搅拌使用的连接套前，必须等锚固剂凝固后方可取下。
（7）锚杆尾部螺母必须拧紧，预紧力不低于100N.m使托板与岩面紧贴，严防松动，杆体尾部丝扣外露螺母15mm～50mm。
注意事项：
（1）在首次使用树脂锚杆前，必须进行试安装，并对一组锚杆进行破坏性试验，试验合格后方可使用。
（2）为防止锚固剂破损，在装运过程中要轻拿轻放，箱子要立放，堆码要整齐，每垛高度不宜超过三箱。
超过有效期的锚固剂不准使用。
（3）树脂锚固剂应有专人负责，集中保管，每班应根据需要，随用随领，不准乱放。
（4）安装后巷道必须及时进行锚固力检测，并做好检测记录，进行锚固力拉拔试验时，必须采取安全防护措施，注意顶板变化，正常检测不准连续选点。
（5）树脂锚固剂具有易燃性、腐蚀性，不得接触明火，严禁破坏包装，严禁直接接触眼睛。
（6）破损的锚固剂及时装运上井，不得在井下存放，其它未经事宜按有关树脂锚固剂出厂说明书执行。
第四章生产系统
第一节：
通风系统
一、送风方式及局扇安装位置
采用22KW局部通风机压入式送风，局部通风机安装在副斜井井筒进风流中。
二、风量计算
（1）按沼气最大涌出时计算
Q=125QCH4K=125×1.1×1.3=179m3/min
QCH4——掘进工作面绝对沼气涌出量，预计为1.1m3/min
K——掘进工作面沼气涌出不均衡系数，取1.3
（2）按排除炮烟所需风量计算
Q=25A=25×20=500m3/min
A——掘进工作面一次放炮最多的炸药消耗量
（3）按迎头最多人数计算
Q=4N=4×12
Q=48m3/min
N——工作面迎头最多人数
（4）、按允许风速验算
掘进工作面风量取最大值：
即500m3/min。
V掘＝Q掘/60/S
式中：
V掘─掘进工作面风速（m/s）
Q掘─掘进工作面所需风量（m3/min）；
60─每分钟60秒;
S─掘进工作面断面积：
21.33m2。
即：
V掘＝500/60/21.33=0.39m3/s。
0.25≤0.39≤4
符合《煤矿安全规程》有关规定要求。
三、风机选择
根据以上计算，掘进工作面风量不得小于500m3/min，根据现场实测,采用局部通风机型号：
FBDN06.3，功率2X22KW，使用Φ800mm阻燃抗静电风筒，局部通风机实际吸风量为350-530m3/min，可满足迎头风量使用要求。
四、通风系统图（见附图）。
第二节压风系统
巷道施工中煤层中采用ZY-24、ZY-28型风钻打眼，施工中揭露断层或出现异常情况在岩石中施工时，用ZY-24、ZY-28型风钻打眼，此时压风风源来自地面压风机房，压风风流经地面→副斜井→副斜井井底车场，分别用2寸铁管供至施工地点，距迎头20m～30m改为胶管供风。
迎头风压最小为3.5MPa。
压风系统：
副斜井井底车场压风系统：
地面→副斜井→副斜井井底车场→施工迎头
第三节防尘系统
防尘水源来自地面高位水池，经副斜井至副斜井井底车场,分别用4寸铁管和2寸胶管接至施工迎头，每隔100米设置一个防尘截门。
在迎头10m内安设远程爆破喷雾，耙装机处安设回风喷雾,距迎头不大于50m处设一道全断面水幕，爆破时开启。
迎头采用湿式打眼，定炮使用水炮泥、爆破喷雾、扒装洒水、冲刷岩帮等综合防尘措施。
防尘系统：
地面高位水池→副斜井→副斜井井底车场→施工迎头
→湿式打眼
→扒装洒水
→水炮泥水针
→冲刷岩帮水管
→回风喷雾
→爆破远程喷雾
第四节防灭火
副斜井井底车场防火重点是防设备、机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。
一旦发现明火、易燃物、煤油味、温度升高时，立即将人员撤出并汇报调度室。
火势小时在巷道出口和机巷门子口处存放备用的沙直接灭火。
防火系统：
地面高位水池→副斜井→副斜井井底车场→施工迎头。
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%）必须立即停止工作汇报调度室进行处理。
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，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。
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工作面回风5m范围内无风筒一侧，当报警时，必须立即停止工作，汇报调度室进行
处理。
4、电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地
点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时不得通电或检修。
二、甲烷传感器及安全监控系统的配备和使用：
按照《煤矿安全规程》规定：
安设瓦斯监控系统及甲烷传感器。
掘进工作面安设甲烷传感器2个，对工作面瓦斯情况进行连续监测。
1、第一个甲烷传感器应垂直悬挂在支护良好、无滴水、便于观察地点，安设在掘进工作面距迎头不大于5m范围内无风筒一侧，其瓦斯报警浓度T≥0.8%，瓦斯断电浓度T≥0.8%，复电浓度T<0.8%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备（甲烷断电仪主机选用KDD-2000型）
2、第二个甲烷传感器安设在距回风巷道10m～15m处。
瓦斯报警浓度：
T1≥0.8%；瓦斯断电浓度：
T1≥0.8%；复电浓度T1＜0.8%；断电范围：
工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
另外，在掘进工作面迎头50m范围内的风筒上设置风筒传感器。
3、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。
4、甲烷传感器每隔7天调校一次，并每7天对甲烷超限断电功能进行测试。
5、工作面瓦斯监测系统必须由专人进行维护，确保系统灵敏可靠。
6、当甲烷传感器达到报警、断电浓度时，必须停止作业、查明原因，及时采取措施进行处理。
7、当巷道长度超过500m时在巷道中部加设一个甲烷传感器。
第六节供电系统
供电电源由地面变电所用S＝70mm2的电缆引入，供电方式为经采区变电所双回路供电，迎头采用风电闭锁、瓦斯电闭锁。
附图：
供电系统示意图
第七节排水系统
本工作面水源主要是掘进地点的施工积水,通过830泵房将水排至地面。
第八节运输系统
一、运煤系统：
1、副斜井井底车场运煤矸路线为：
迎头→副斜井→地面。
二、材料及设备运输路线：
地面→副斜井→副斜井井底车场→施工迎头
第九节通讯系统
在掘进工作面以外距迎头不大于200m处安设电话，电话能够直接和调度室、主副井绞车房、井底车场、井下主要水泵房、主要的作业地点、矿井地面变电所及地面通风机房、施工区队相互联系。
第十节瓦斯抽放系统
地面设有永久瓦斯抽放泵，对本工作面采用边抽边掘飞方式进行抽放。
第五章、施工工艺
第一节施工方法
1、副斜井井底车场施工时采用钻爆法施工。
在正常施工过程中，采用锚杆支护时循环进尺1m，日进1循环，施工中最大控顶距采用锚杆支护时1.5m。
2、施工顺序
（1）打眼爆破
打眼前，首先进行敲帮问顶，要派专人在支护完整的安全地点用长柄工具（长度不小于2m）按由外向里、自上而下的顺序找掉巷道顶帮活煤矸，确认无问题后按设计要求划线点眼、打眼爆破。
打眼爆破要严格按爆破说明书的要求进行。
（2）临时支护
爆破待炮烟吹散后，施工人员再次按由外向里的顺序进行敲帮问顶，检查加固好锚杆或支架，确认无问题后进入迎头进行临时支护。
进行临时支护时，施工人员在牢固支护的掩护下将前探支架移至迎头，并拴挂牢固，用木板梁和木棒（架棚支护时把欲支棚梁架设在前探支架上，用不小于1.2米的长柄工具推至迎头，使其符合要求，然后用木棒、木楔等）背牢顶板，人员在其掩护下出煤矸。
（3）永久支护
①锚杆支护巷道出完煤矸后，人员在前探支架的掩护下按设计间排距打出顶部锚杆眼，打注牢顶部锚杆。
②在移动前探支架时，必须按由外向里的顺序在后方牢固支护的掩护下进行，严禁空顶作业。
第二节凿岩方式
1、采用ZY-28或ZY-24型气腿式凿岩机湿式打眼，爆破落煤，岩石中采用光面爆破的施工方法。
2、施工中所用的动力电源由地面变电所引入，压风风源由地面压风机房，由4寸钢管接至施工地点。
防尘水源用1寸软胶管接至施工地点。
第三节爆破作业
一、爆破施工：
严格按照爆破说明书的要求打眼、装药、爆破，各类炮眼位置、角度、个数、深度、封泥、水炮泥、装药量、雷管品种、装药结构、连线方式及爆破顺序等必须符合说明书的要求。
掏槽眼的封泥长度不得小于0.5m，其余炮眼封泥长度不得小于眼深的1/2。
二、掏槽方式采用斜眼多向楔形掏槽，掏槽眼为2对4个。
使用矿用安全乳化炸药爆破，毫秒延期电雷管（Ⅰ－Ⅴ）引爆，FD200D型煤矿用电容式爆器引爆，装药结构采用正向装药，全断面一次爆破。
附图：
副斜井井底车场断面炮眼布置图（1：
50）附表：
副斜井井底车场爆破说明书
第四节 装、运岩（煤）方式
一、副斜井井底车场采用ZVB-17型耙斗机扒装时，采用0.75吨固定式矿车运输，斜巷绞车提升。
1、采用ZVB-17型耙斗机耙装时，耙斗机必须安设前探式照明装置，并正常使用。
2、平巷施工耙斗机要用卡轨器固定，卡轨器必须紧固有效。
3、斜巷掘进时，固定耙装机除用好卡轨器外，在耙装机两侧各设两道锚绳，锚绳应处于拉紧状态，直径不小于15.5mm，两端用插接长度不少于2.5个捻距的绳套与带钩圆钢镢子固定，镢子直径不小于40mm，长度不小于700mm，垂直打入巷道底板，打入实底的有效深度不少于500mm；在耙装机两侧采用趄柱作为附加固定措施时，柱窝深度不小于100mm，严禁趄于棚腿上。
4、P-15B及以下型号的耙装机卸料槽加长时，两槽间的固定螺栓要齐全、牢固，在槽尾部两侧要设相配套的斜撑柱，对P-30B、P-60B型耙装机卸料槽必须设斜撑柱，并支设牢固；采用吊绳固定卸料槽时，钢丝绳不准与正规支护相连接。
5、耙装机迎头的尾轮要用钢丝绳套和钢楔固定，固定孔深度不小于0.8m。
6、耙装机溜槽两边必须安设合格而又固定牢靠的护身栏杆，护身栏杆用Φ＝20mm的钢筋焊制而成，间隔不超过200mm，根据巷道高度，耙装机装岩最高点距顶板或棚梁不大于500mm，采用开放式护身栏杆，超过500mm时，采用封闭式护身栏杆。
机身后方支设两棵顶牢两帮底脚的斜撑柱子，以防机身在扒装时下滑，同时两棵柱子下端分别用一根插入实体深度不小于300mm的铁路镢子挡牢。
7、采用耙装机扒装时，煤巷中耙装机与巷道迎头的距离为4～30m，岩巷中耙装机与巷道迎头的距离为6～30m。
8、在耙装机机身以下及两侧的杂物、矸石要及时清理，确保露出铁路、地梁、锚绳及固定镢子。
第五节管线及轨道敷设
1、电缆：
电缆吊挂在人行道一侧底板以上1.8m处，每2.0m设一个电缆吊挂钩，电缆吊挂整齐，垂度适当。
2、风水管：
风水管吊挂在非人行道一侧，距底板0.5m，每4m一处固定，铁管距迎头不大于30m，在距施工迎头20～30m改用胶管供风供水，胶管吊挂整齐，紧跟迎头。
3、风筒：
风筒吊挂在非人行道一侧，迎头30m内吊挂在风筒专用悬挂钩上。
风筒吊挂平直，逢环必挂，风筒口距迎头不大于5m。
4、铁路：
铺设15kg/m的钢轨作临时轨道，轨距600mm，轨枕用特制的混凝土轨枕，其间距为0.73m，轨距误差不大于10mm，不小于5mm；内错和高低差不大于5mm，轨缝间距不大于10mm，要求扣件、夹板、螺丝、道卡数量齐全、牢固有效，并且严格按设计运输中心线敷设，安全间隙符合规定，必须经常检查，及时检修，保证运输安全畅通，铁路敷设严禁有杂拌道（采用分段敷设时，同一规格的铁路每段铺设长度不小于50m）。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
序号
设备名称
型号及规格
单位
数量
备注
1
局部通风机
2×22KW
KW
2
双风车双电源
2
综 保
台
1
3
电煤钻
SMZ—12
台
3
备用一台
4
风钻（附钻架）
ZY-24
台
3
备用一台
5
水泵
BWQ
台
2
备用一台
6
耙斗机
ZVB-17
台
1
7
调度绞车
部
1
台
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