21138回风巷专用回风巷作业规程

贵州久益矿业股份有限公司

水城县都格乡保兴煤矿

21138回风巷专用回风巷掘进作业规程

施工队组:

编制人:

编制单位：生产管理科

编制日期：年月日

作业规程会审表

名称21138回风巷专用回风巷掘进作业规程

主持人会审时间会审地点

参加部门签字参加部门签字参加部门签字

安全矿长机电副总机电科

采煤矿长通防副总通防科

机电矿长安检科调度室

地测副总工程监管科生产管理科

生产副总

会审意见:

总工程师审核意见:

矿长审核意见:

贯彻学习签字表

贯彻人贯彻时间年月日

学习人签名

姓名职务/工种姓名职务/工种姓名职务/工种

2

目录

第一章概况...........................................5

第一节概述........................................5

第二节编写依据.....................................6

第二章地面相对位置及地质情况...........................7

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况...............7

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...............................10

第一节巷道布置.....................................10

第二节矿压观测.....................................11

第三节支护设计.....................................12

第四节支护工艺.....................................17

第四章施工工艺.........................................21

第一节先探后掘....................................21

第二节施工工艺、方法...............................22

第三节凿岩方式..............................................................................22

第四节爆破作业....................................23

第五节装载与运输..................................24

第六节管线及轨道敷设..............................25

第七节设备及工具配备..............................26

第五章生产系统........................................26

第一节通风.......................................26

第二节压风自救系统................................29

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....................................35

第七节排水系统....................................35

第八节运输系统....................................35

第九节通讯系统....................................36

第十节人员定位系统.................................36

第六章劳动组织与主要技术经济指标......................38

第一节劳动组织....................................38

3

第一节循环作业.......................................39

第三节主要技术经济指标..............................40

第七章安全技术措施.......................................40

第一节“一通三防”管理.................................40

第二节顶板管理.......................................45

第三节爆破管理.......................................46

第四节防治水管理.....................................52

第五节机电管埋.......................................57

第六节运输管理.......................................58

第七节其它...........................................62

第八章灾害应急措施.......................................62

第一节矿井顶板事故应急处理措施......................62

第二节煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出应急处理措施…..…65

第三节瓦斯爆炸事故应急处理措施......................69

第四节煤层爆炸事故应急处理措施......................76

第五节水灾事故应急处理措施..........................81

第六节火灾事故应急处理措施..........................84

第九章安全风险分级管控措施及安全风险清单...............93

第一节安全风险分级管控的原则........................93

第二节安全风险分级管控的要求........................94

第三节安全风险分级管控的目标........................94

第四节安全风险分级管控的任务........................94

第五节安全风险分安安全风险分级管控的依据...........95

第十章安全风险辨识、评估方法及标准......................95

第一节风险点划分....................................95

第二节风险辨识......................................96

第三节危险有害因素分析.............................98

第四节风险等级评估.................................101

第十一章附件..........................................103

4

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

掘进巷道名称:21138回风巷专用回风巷掘进工作面

二、相邻情况

往北：无采掘作业布置

往南：1120回风石门

往西：无采掘作业布置

往东：无采掘作业布置

三、掘进目的及用途

21138回风巷专用回风巷主要掘进的目的和作用是：主要是用于

21138回风巷掘进期间作回风用。

四、巷道设计长度、工程量、方位、坡度及服务年限

1、设计长度：总长74.3m。

2、工程量及方位：21138回风巷专用回风巷从1120回风石门K1#

测点前2.3m开口，以22。方位沿煤层顶板掘进25.4m,再以73。方位

沿煤层顶板掘进49m停掘。

3、服务年限：直至21138采煤工作面回采结束。

五、预计开竣工时间

本掘进工作面自2020年7月上旬旬开工，预计2019年8月上旬

竣工。

六、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。

5

21138回风巷专用回风巷为煤巷，支护形式为锚杆、锚索、锚网

联合支护，围岩松软破碎时，采用架设金属棚支护（措施另补）。

第二节编写依据

一、设计及批准时间

《21138回风巷专用回风巷掘进工作面设计说明书》批准时间

2020年6月28日。

二、地质说明书及批准时间

«21138回风巷专用回风巷掘进工作面地质说明书》批准时间

2020年6月28日。

三、设计依据

（1）《煤矿安全规程》及有关安全法律法规

（2）《煤矿技术操作规程》

（3）《煤矿安全生产标准化及考核评级办法》

（4）《贵州省水城县都格乡保兴煤矿设计说明书》

（5）《保兴煤矿开采方案设计及安全专篇》

（6）《21138回风巷专用回风巷掘进工作面设计说明书》

（7）《21138回风巷专用回风巷掘进工作面掘进地质说明书》

6

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

21138回风巷专用回

水平、采区一水平、21采区巷道名称

风巷

地面标高+1493m〜+1535m井下标高+1120.5m〜1129.8m

面的相对位1及顿对应地表为陡坡地形，地表无民房建筑，

物相应地面位置为山地，无山塘和水库。

井下位置及掘进对地

无影响

面设施影响

往北：本煤层无采掘作业布置

往南：1120回风石|]

邻近采区开采情况往西：无采掘作业布置

往东：无采掘作业布置

第二节煤（岩）层赋存特征

一、13]#煤层特征表

指标单位参数备注

煤层厚度（最小〜最大/平均）0.95〜2.4mm)/1.5m实际揭露

煤层倾角（最小〜最大/平均）（18。〜24。）/20°实际揭露

煤层硬度f0.7-1

煤层层理发育

煤层节理发育

7

结构含0.06〜0.3m厚夹砰0-1层

贫瘦煤、半暗型、硫分变化大、灰分中等、

煤类及煤质

低挥发

视密度1.4t/m3

预计煤的残存瓦斯含量

自燃发火期in类、不易自燃煤层

煤尘爆炸性煤尘具有爆炸危险性

地温正常

二、煤与瓦斯突出

21138回风巷专用回风巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量经计算

但在掘进过程中必须先抽后掘，需要加强瓦斯管理，防

止煤与瓦斯突出，确保安全生产。

三、巷道煤层和顶底板特征

13」煤层：位于龙潭组含煤地层中上部，上距12煤层4.19〜

13.75m,一般9.83m；采用厚度0.74285m,平均采用厚度L73m；

含()・3层夹肝，一般含1层夹肝，煤层结构简单，层位较稳定，属较

稳定煤层，点可采率100%,面积可采率100%,为全区可采煤层。

顶板岩性：泥质粉砂。

底板岩性：粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩。

13“#煤层及顶底板岩性特征表

8

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柱状

又小下，aHZ称岩性描述

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第三节地质构造

21138回风巷专用回风巷根据煤层地质勘查图、采掘工程平面图分

析可得，21138回风巷专用回风巷在掘进过程中可能出现影响掘进作

'也的地质构造。

第四节水文地质

1、工作面的顶板属弱含水层，局部地段有滴水淋水。

2、该工作面在掘进过程中，尤其是在雨季期间，一定要随时观

察顶板情况，做好防排水工作，做到安全生产。掘进作业时，必须探

清掘进工作面前面地质构造，进行探放水作业。掘进作业过程中，必

须坚持“有掘必探，先探后掘，物探先行，钻探验证”的探放水原则。

3、该工作面必须严格执行“先探后掘”措施，将“先探后掘”纳入

9

掘进施工工艺；探清掘进前方的煤层赋存情况及其他地质情况，以防

掘进前方发现异常，及时采取措施处理。由地测部门编制《21138回

风巷专用回风巷“先探后掘”专项安全技术措施》审批后贯彻执行，确

保安全。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1、巷道主要围岩为粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩等，力

学强度中等，开口标高+U29.8m,21138回风巷专用回风巷为梯形断面，

毛宽3.8m,毛中高2.5m,毛断面积9.5肝,净宽3.6m,净中高2.4m,净

2

断面积8.64mo

2、工程量及方位：21138回风巷专用回风巷从1120回风石门K1#

测点前2.3m开口，以22。方位沿煤层顶板掘进25.4m,再以73。方位

沿煤层顶板掘进49m停掘。

3、21138回风巷专用回风巷平面图。

10

第二节矿压观测

1、观测对象：21138回风巷专用回风巷顶底板、两帮，以及巷

道支护情况。

2、观测内容：顶板离层及位移。

3、安设方法：开口处安设1个顶板离层仪，以后每掘进50米，

安设1个顶板离层仪。顶板离层仪均布置在巷道中心线上。

4、观测方法：每周由技术人员进行观测，将顶板离层及位移数

据记录台账。

5、离层超过规定值时，必须立即采取加强支护的措施进行处理。

II

第三节支护设计

一、巷道断面及支护示意图

监控、电，线钩I

锚索直径:21.5mm＞长7200mm

电缆钩/锚索间排距：1800XI800mm

锚杆直径：18mm、长2500mm

1锚杆间排距：900X900mm

瓦斯管

g,力。

Zg

LQ

zCXJ

gCMg

9t、

503

3600

3800

\水沟：300X300nim

S毛=9.5m2S净=8.64m-

二、锚索支护示意图

12

三、支护参数验算：

1、锚杆选用直径18mm、长2500mm的右旋全螺纹锚杆，间排距

900X900mm,锚索选用直径21.5mm、长7200的钢绞线,间排距1800

X1800mmo

2、锚杆长度计算

L=LI+L2+L3

式中：

L——锚杆总长度，2.5m；

Li——锚杆外露长度(0.01m-0.05m),取0.04m；

L2—锚杆有效长度或软弱岩层厚度；

L3——锚杆深入稳定岩层的深度(锚固长度)，取0.4m。

其中锚杆有效长度或软弱岩层厚度L2：

L2=KH=2.5X0.5

=1.25m

式中：

K——安全系数，一般取2.5；

H——冒落拱高度0.5m；

则:L=L1+L2+L3

=0.04+1.25+0.4

=1.69m

3、按锚杆长度验算

L=KH+L1+L2

式中：L——锚杆长度

H——冒落拱高度

13

K——安全系数取2.5。

Li——锚杆深入稳定岩层的深度，一般取400mm。

L2——锚杆在巷道中外露长度，一般取40mm。

其中:H=B-r(2xf)=3.8+(2x4.2)=0.452

式中：B——巷道宽度，取净宽3.8米。

f—岩石坚固系数，取4.2。

锚杆长度——2.5米

则：L=2.5x0.452+0.4+0.04=1.57米

实际采用锚杆长度2.5米＞1.57米，符合要求。

4、按锚杆间、排距验算

ab=Q4-(KRLcosa)

式中：a——锚杆间距，取0.9m

b——锚杆排距，取0.9m

Q——顶锚杆设计锚固力，50KN/根

k-----链杆安全系数，取1.5m

r——岩石容重KN/m3,取23.5KN/m3

L——锚杆有效长度，取2.5m

a------岩层倾角，取22。

则：ab=Q+(KRLcosa)

ab=50：(1.5x23.5x2.5xcos22)力米

实际0.9米VI米，符合要求。

5、锚杆的直径验算

14

式中：①一锚杆直径

Q—锚杆锚固力；根据工程类比法一般取50KN-70KN

(取50KN)。

加一A3钢抗拉强度，根据锚杆材质取38()MPa

K—富余系数，取1.3

由此可得：①=1.3J4.2x0.05+(3.14x380)=0.0168m=16.8mm

计算得锚杆直径为16.8mm,实际采用锚杆直径为18mm,实际

选用锚杆直径大于计算锚杆直径，符合要求。

综合以上验算，最终确定选用锚杆直径为18mm,长度为

2500iniii,支护间、排距为9()()111111。

6、锚索支护参数的确定：

(1)锚索长度确定：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中L锚索总长度

L(l——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，

Lb——需要悬吊的不稳定岩层，取2m

L——上托盘及锁具的厚度，取0.1m

Ld——需要外露的张拉长度，取0.35m

按GBJ86—1985要求锚索锚固长度L按下式确定：

式中K——安全系数取K=2

4----锚索钢钱线直径取21.5mm

15

f(l——钢被线抗拉强度，%加(192()MPa)

fc——锚索与锚固剂的粘合强度，取10%小

巷道宽度——取净宽3.8米

则La=2x{(21.5x1920).(3.8x10)}

=21726mm=2.1726m

取(=2.1726则=L=La+Lb+Lc+Ld

=2.1726+2+0.1+0.35=4.6226m

则设计锚索长度取7.2m>4.6226米，符合要求。

(2)锚索倾角：锚索垂直巷道顶板安装布置

(3)锚索数目的确定

w

N=Kx—

月折

式中N——锚索数目

K——安全系数

之——锚索的最低破断载荷261KN

W——被吊岩石的自重，KN

W=Bx^/?x^rxD

式中B——巷道掘进宽度，取最大宽度3.8m计算

----悬吊岩石厚度，取2m

——悬吊岩石平均容重取23.5KN/m3

D——锚索间排距，取不大于锚索长度的%取2m

则W=3.8x2x23.5x2=357.2KN

16

N=2x(357.2-261)之3根

通过以上计算：巷道安装锚索时，需要3根才满足设计要求，如

围岩稳定性较差时，可根据现场情况补充针对性措施，缩小锚杆、锚

索间排距或改变支护方式。

(4)锚固长度La

La>fst/nfcsdl

=(1920/(3.14x10))x21.5

=1237.567mmH.24m

式中：dl—锚索钢较线直径，21.5mm

fsl—钢铉线抗拉强度，192OMpa

兀一圆周率3.14

fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按lOMPa计算

设计锚固长度1.5m>1.24m符合要求。

第四节支护工艺

一、支护工艺说明

(一)临时支护

放炮后，工作面准备3棵长度为4m的3口寸管或者18kg轨道顶住

锚网作为临时支护(三梁九环)，临时支护示意图如下：

17

平面图

三:

（二）锚杆安装工艺

1、准备工作

（1）检查支护材料规格、质量是否符合规定。

（2）敲帮问顶，检查帮、顶支护完好情况。

（3）根据锚杆布置方式，验收员量取中腰线及间排距，确定锚

杆眼位。

（4）检查锚杆钻机、压风、供水管及其他连接是否完好，并进

行试运转。

2、打眼

（1）掌钎工站在钻机一侧，两手抓稳钻机，对准眼位，向打眼

工示意准备完好，待打眼。

（2）打眼时，打开操作阀，待眼位固定并钻进20〜30mm以后,

打开水门，掌钎工两手松开，退到机身后侧进行观察，当钻进50mm

左右，全速钻进。

（3）打眼过程中，要随时注意帮顶，发现有片帮、冒顶危险时,

必须立即停钻处理；要经常检查风、水管路的连接头及钻眼机具运转

情况，出现异常情况，必须停钻处理。

18

（4）打至设计深度后，撤钻，关闭水阀门，小开风阀门，同时

收缩气腿，使钻杆在旋转中退出眼孔，关闭风阀门。

（5）依次打完帮眼后，关闭风、水管路，将水管、风管从钻机

上卸下来，打开钎卡，取下钻杆。

3、安装锚杆

（1）按规定的树脂药卷数量用锚杆杆体轻推入孔。

（2）在锚杆上安装托盘、锚杆螺母；将树脂药卷用锚杆轻推至

孔底，开机搅拌，边搅边推，锚杆顶端推至眼底后，全速搅拌15so

（3）停止搅拌；循环作业安装完其他锚杆。

（4）铺设锚网，顶网拄单网，帮网挂单网，帮网与周围网片搭

接不少于100mm,锚网必须反向搭接，搭接长度不得小于一圈半。

（5）锚杆螺母紧固至规定预紧力（lOON-m）上紧托盘，紧贴岩

面，锚杆外露长度不大于0.04mo

（6）用锚杆拉力矩抽检锚杆紧固情况，发现有松动现象，必须

用加力杆重新紧固，然后用力矩扳手重新抽检，如此反复进行，直至

锚杆在抽检过程中达到设计要求。

（三）锚索安装工艺

1、用MQT-130/2.8型气动锚杆机配合B19锚索钻杆和①28mm

双翼钻头湿式打眼，为保证孔深准确，最后一根连接杆上用白漆标出

终孔位置。

2、锚索机钻孔完毕，用压力水将孔户洗干净，回掉钻杆，将树

脂锚固剂依次装入钻孔内，用锚索将树脂锚固剂送至孔底。安装树脂

锚固剂前要先检查其质量是否合格，破皮、发硬的树脂锚固剂严禁使

用，用布把锚索锚固段的水和岩粉擦十净。

19

3、用锚索顶推树脂锚固剂时，注意不要用力过猛，不能反复抽

拉钢钱线，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

4、将锚索专用注锚器将锚索与锚杆机连接好，开启锚杆机边搅

拌边推进，前半程慢速旋转，后半程全速搅拌，全程搅拌时间20〜

30so停止搅拌，保持锚杆机推力3〜5min后方可收回锚杆机。

5、15min后，上好锚索托盘和锁具，方可进行张拉并且必须在1

小时之内完成。

6、锚索张拉时采用与张拉器具配套的压力表观察锚索预紧力，

压力表读数达到36MPa时停止加压。

7、锚索张拉符合规定后，要求锚索露出锚具长度为100〜

250mm。

四、支护技术说明

序指序

项目项目指标

号标号

1锚杆种类金属锚杆9锚杆（根）9

2锚杆长度（mm）2500

10每米锚索（根）1.5

3锚杆直径（mm）18材料

消耗

4锚杆间、排距（m）0.9x().911金属网（张）5

5锚索长度（mm）7200

12锚固剂（节）34.5

6锚索直径（mm）21.513

断面积（m2）9.5

7锚索间、排距（m）I.8X1.8

使用3棵长度为4m的3口寸管或者18kg轨道顶住锚网作为

8临时支护方式

临时支护（三梁九环）。

20

第四章施工工艺

第一节先探后掘

1、“先探后掘”的目的是探明掘进前方的地质构造、煤层赋存、瓦

斯、积水、老巷或采空区情况。

2、“先探后掘”施钻工作由专业技术人员到施工现场指导，由专

业施钻队伍进行施钻，确保钻孔施工符合设计要求。

3、每班施工负责人必须携带便携瓦斯仪进入施工现场，施工时

悬挂在钻孔前上方，当施工地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须

停止施钻，向调度室汇报，进行处理，待瓦斯降到1.0%以下方可恢

复施钻工作。

4、每个钻孔施工结束后，在退钻杆时必须通知该采掘作业地点

当班班长、安检员、瓦检员、验收员和视频监控员共同清点钻杆进行

验收（该施工地点未进行施工作业可由带班矿领导或其它管理人员参

与验收），四人缺一不可，否则不予验收。

5、施工钻孔时，施钻人员必须记录好每个钻孔的资料，每小班

探钻记录资料交技术科，循环钻孔施工完毕后由技术科整理钻孔成果

资料•，绘制钻孔成果图交给矿总工程师，由矿总工程师组织相关工程

技术人员对钻孔资料进行分析，确定掘进前方的地质构造、煤层赋存、

瓦斯、积水、老巷或采空区情况。

6、当“先探后掘”钻孔施工结束后，根据钻探结果分析，如掘进

前方存在地质构造、积水、老巷或采空区，煤层赋存发生变化，瓦斯

含量发生变化等情况，另行编制相关的专顼安全技术措施。

21

7、《21138回风巷专用回风巷“先探后掘”专项安全技术措施》另

行编制并报集团公司审批后按公司批复要求严格执行。

第二节施工工艺、方法

1、施工工艺为：检查（瓦斯检查、敲帮问顶）一打眼一装药T

检查一连线放炮一检查（瓦斯检查、敲帮问顶）一临时支护一出煤（肝）

一永久支护（挂网打锚杆锚索或架棚）一清理巷道及文明生产

2、钻眼爆破，掘进与支护作业，一次成巷。

3、该巷道为锚杆、锚索、锚网联合支护，顶板破碎时采用工字

钢梯形棚架棚支护。施工期间，必须保护好电缆、风筒、风水管路、

电器设备等设施，防止放炮崩坏，确认安全后，方可开门掘进。巷道

采用钻眼爆破，循环进尺为1.6米。

4、迎头掘进时，每隔5米吊挂风筒，要平直。

5、必须严格按生产管理科所放的中线掘进。

第三节凿岩方式

一、确定凿煤（岩）方式

采用打眼放炮施工。钻眼机具：采用ZQHS_25/2.0风煤钻打眼，

2米钎杆，孔径42mm。

二、炮掘施工工序安排，工艺流程

打眼、装药、爆破、不得平行作业，其它工序安全前提下可平行

作业。

三、巷道为煤巷，采用人工装货，刮板输送机及皮带运输

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第四节爆破作业

一、掏槽方式为斜眼掏槽法

二、炸药、雷管

使用煤矿许用三级乳化炸药、毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。

三、炮眼布置图

四、爆破说明书

炮孔角度装药量(kg)封泥量皿警gl

炮孔编号炮眼名称孔深mm

偏角俯角方式lff

。。1全

3、4掏他眼1900左偏85“2X0.6=1.21

断

掏槽眼0°

5、61900右偏85°2X0.6,21面

意串一

1、2、7〜10辅助眼1700。。0。6X0.45=2.53

1次

15、17辅助眼1700。。0。2X0.45=0.93

埴联起

周边眼170010X0.45=4.55

H〜14、16、18〜220°0°爆

51

23〜29底眼17000°0。7X0.45=3.15

5

30水沟眼10000°-7°IX0.3=0.3

合计：13.75kg

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五、装药结构示意图

掏槽眼

炸药If黄泥水泡泥黄泥

1900

辅助眼

峨鳄黄逅水泡泥黄涯喊

300950

——V

11700

周边眼、底眼、水沟眼

炸药雷管黄泥水泡泥黄泥-髀

300______950

1700

第五节装载与运输

一、确定装载与运输方式

采用人工擢煤，溜槽、溜子、皮带运输。

二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方

式，安全设施的安设方式、运输距离等

序数量

设备名称型号安装位置固定方式

号（台）

21138回风巷

1刮板运输机SGB4202机头机尾打压柱

专用回风巷

2皮带输送机DTL-8O11120回风石门

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三、煤、砰、材料、设备等的运输方式

1、煤阡运输方式：采用人工摧煤阡上溜子，经皮带运输到煤仓,

经主平胴皮带运至地面煤仓。

2、材料设备的运输方式：由轨道斜井矿车运输至213车场再运

至1120回风石门，人工运输到21138回风巷专用回风巷掘进工作

面。

四、运输系统

1、煤砰运输系统；

21138回风巷专用回风巷一1120回风石门一1120溜杆眼

―1120车场联络巷11120砰石仓一轨道斜井一地面

2、材料设备运输系统；

地面一轨道斜井一213车场一+112()车场联络巷一+112()回风石

门一＞21138回风巷专用回风巷掘进工作面

3、轨道提升运严格按机电部门编制的提升运输措施执行。

第六节管线及轨道敷设

1、风筒：靠边顶平直悬挂，做到逢杯必挂，风筒出口离工作面

煤巷和半煤岩巷不大于5米，全岩巷不得大于8米。

2、风管、水管每3米一处用铁丝捆绑在巷道帮上，悬挂高度不

少1.5米，距离迎头不低于15米。

3、各类电缆必须挂在电缆钩上，每钩挂一根电缆，电压变低电

缆、监控通讯电缆、动力电缆，电缆钩间距不低于0.3米。

4、放炮母线：井下爆破作业不得采用固定爆破母线，做到随挂

随用，放炮母线不得与电缆、信号线拄在同一侧。

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第七节设备及工具配备

序号名称型号数量备注

1锚杆机MQT-1202台

2风煤钻YT-242台

3管钳'斧子'铁镐各2把

4局部通风机FBDNO.7.1/2X45KW2台双风机双电源

5激光指向仪YHJ8001台

6刮板运输机SGB-4202部

第五章生产系统

第一节通风

一、通风设备、设施叙述

1、局扇选用二台，一台运行，一台备用。局部通风实行“三专两

闭锁双风机双电源”自动切换方式（专用开关、专用电缆、专用变

压器，瓦斯电变所、风电变所）。

2、通风方式：压入式通风

3、通风设施：选择2台FBDO7.1/2X45KW对旋式局部通风机，

一台工作，一台备用。

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4、风机安装的位置：风机安装在213车场新鲜风流中，风筒是

选直径为800mm的风筒。

二、风量计算及风机的选型

1、风量计算：

(1)漏风系数

P=l^{l-(L-100)XPJOO}

=K{1-(744-100)x2%)

=1.02

式中：Pioo——100米风筒漏风率，取2%；

L——根据实际掘进巷道送风长度，取74n】；

P——漏风系数

(2)按最大瓦斯涌出计算：

Q掘二125kq=125xl.5x2=375m3/min

式中：Q热一掘进工作面按瓦斯涌出量计算所需风量，m3/min

k——掘进工作面