一盘区集中辅运大巷作业规程.docx
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一盘区集中辅运大巷作业规程
伊泰大地精煤矿掘进工作面作业规程
编号:
掘[2014]号
工作面名称:
4-2煤一盘区集中辅运大巷
编制人:
宋兵武
队长:
王天雄
编制日期:
2014年4月19日
执行日期:
2014年5月1日
目录
第一章工程概况4
第一节概述4
第二节编写依据5
第二章地面位置及地质情况5
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况5
第二节煤层赋存特征及地质构造6
第三章巷道布置及支护说明7
第一节巷道布置7
第二节支护设计7
第四章工程施工方法及工艺11
第一节掘进工艺11
第二节施工方法12
第三节管线铺设13
第四节施工设备14
第五章生产系统15
第一节运输系统15
第二节通风系统15
第三节供电18
第四节供水系统19
第五节综合防尘系统20
第六节防灭火21
第七节照明、通讯和信号21
第八节安全避险“六大系统”22
第六章劳动组织及工作面主要经济技术指标32
第一节施工组织32
第二节主要技术经济指标33
第七章工作面安全技术措施34
第一节各工种操作时的安全技术措施34
第二节工作面“一通三防”安全技术措施35
第三节掘进安全技术措施40
第四节顶、帮管理安全技术措施42
第五节支护安全技术措施43
第六节过地质构造带安全技术措施43
第七节机电管理安全技术措施43
第八节设备操作安全技术措施44
第九节运输安全技术措施45
第十节停送电安全技术措施46
第十一节盲巷管理安全技术措施47
第十二节电气焊安全技术措施48
第十三节大型设备吊装、下井、捆绑安全技术措施50
第十四节辅助运输安全技术措施52
第十五节起底安全技术措施54
第十六节其它安全技术措施58
第十七节巷道贯通安全技术措施58
第十八节煤电钻减振措施59
第十九节探放水安全技术措施59
第八章工作面灾害防治65
第一节灾害预防措施65
第二节灾害应急措施67
第三节避灾路线69
第九章作业规程学习及考试记录70
第一节员工规程学习70
第二节规程学习贯彻70
第三节作业规程考试70
第一章工程概况
第一节概述
一、巷道位置及用途
1、巷道名称
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷
2、巷道位置:
巷道北依4-2103辅运、4-2103主运、4-2102主运顺槽(未掘),南邻Ⅳ煤回风大巷(已形成),西邻4-2104主辅回撤通道(未掘),东临4-2102辅回撤通道(未掘)。
3、巷道用途
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷作为一盘区的辅助运输巷与供风巷。
二、巷道设计长度和开竣工时间
1、工程量计算
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷全长940m,矩形断面,断面积15.6m²、高3.0m、宽5.2m,预计掘进出煤量19063.2吨;Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷每掘进300m时掘进一个宽4.5m,高3.0m,深12m的倒车硐,预计整条巷道将掘进3个倒车硐,出煤量730.08吨;
合计工程量976m,掘进预计出煤量为19793.28吨。
2、巷道开口及掘进顺序
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷开口中心点坐标:
X:
4369737.819、Y:
437309.840,Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷开口掘进方位角为:
90°0′0″
巷道掘进顺序:
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷——Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷倒车硐
3、预计开竣工时间
预计2014年5月2日开工,2014年8月2日竣工,工期约为90天。
附:
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷巷道布置图(图:
1-1-2)
第二节编写依据
1、《一盘区工作面巷道设计规划图》(大地精煤矿生技科2014年4月发);
2、《煤矿安全规程》2011版;
3、《大地精煤矿安全生产事故应急救援预案》(2014年);
4、安全质量标准化考核评级办法实施细则汇编;
5、伊泰集团煤矿安全管理标准2013;
6、《伊泰煤炭集团“一通三防”管理细则》;
7、《煤矿井下粉尘综合防治技术规范AQ1020-2006》;
8、《煤矿井下供电的三大保护细则》;
9、《煤炭工业设计规范》(GB50215-2005);
10、伊泰集团矿井采掘工作面作业规程管理办法2009;
11、大地精煤矿一盘区辅运大巷工作面《地质说明书》(地质组2014年4月);
12、大地精煤矿机电设备完好标准;
13、大地精煤矿煤质管理实施细则;
14、内蒙古自治区东胜煤田大地精井田勘探地质报告;
15、大地精煤矿提供的技术资料。
16、《通风安全学》中国矿业大学出版
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
表2-1-1:
地面相对位置及临近盘区开采情况表
概况
煤层
4-2煤
设计长度
940m
掘进方位
90°0′0″
地面标高
1269.9-1274.7
煤层底板标高
1191-1210
地面位置
内蒙古自治区鄂尔多斯伊金霍洛旗纳林陶亥镇。
井下位置及邻区情况
巷道北依4-2103辅运、4-2103主运、4-2102主运顺槽(未掘),南邻Ⅳ煤回风大巷(已形成),西邻4-2104主辅回撤通道(未掘),东临4-2102辅回撤通道。
巷道性质及用途
该条巷道全煤巷掘进,作为一盘区所有顺槽的供风与辅助运输巷。
第二节煤层赋存特征及地质构造
巷道围岩征特
顶板岩性分布情况:
巷道从西向东依次为中粒砂岩450m,细砂岩490m;
地质情况
构造简单,主要受倾向南西的平缓单斜构造控制,局部有起伏。
无大的断裂构造。
水文
地质
情况
掘进中底板上有少量渗水,顶板局部有滴水。
在掘进中必须做到“有掘必探”。
掘进中正常涌水量0.5--2m3/h。
最大涌水量5m3/h。
水源为顶底板基岩渗水。
煤层特征
煤层赋存稳定,厚度3.0-3.29m,煤层倾向南西,倾角1°-3°。
向南掘进巷道平中缓下,煤层不含夹矸。
煤层顶底板情况
顶、底板
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
直接顶
砂质泥岩、粉砂岩、中粒砂岩等
3.76-10.87
灰色灰白色,以石英长石为主。
泥质胶结,部分钙质交结,块状构造,水平层理,局部裂隙发育较松软。
7.55
伪顶
炭质泥岩
0-0.1
灰黑色,夹煤屑,富含植物化石。
直接底
砂质泥岩、泥质粉砂岩
3.76-11.8
灰色、灰白色泥质胶结、钙质胶结,泥质结,构块状构造,遇水易软化。
8.75
伪底
粉砂质泥岩,煤线
0-0.52
灰色、灰黑色、泥质结构,富植物化石。
夹煤线。
煤线厚0-0.3m
0.22
影响掘进的其它因素
瓦斯
0.62m3/min
煤尘
有爆炸的倾向性
煤的自燃
煤层有自燃的倾向性
地温
无异常
存在问题及建议
1、掘进中应严格控制巷高,尽量减少伤煤顶、底板,以保证煤质。
2、煤层爆炸指数较高属易爆煤层,煤尘爆炸将是掘进中的一大灾害隐患,必须掘进过程中采取切实有效的防尘、降尘措施,防止因煤尘富集而发生事故。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷布置在大地精煤矿Ⅳ煤一盘区4-2煤层中,掘进时严格按照设计施工图、地测站给出的中线以及沿煤层底板进行施工。
巷道尺寸具体要求见下表:
表3-1-1:
巷道尺寸参数表
巷道名称
长
宽
高
断面积(m2)
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷
940
5.2
3.0
15.6
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷倒车硐室
36
4.5
3.0
13.5
第二节支护设计
一、巷道支护形式及空顶距确定
根据Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷顶板岩性分析,该区域顶板直接顶为砂质泥岩、细粒砂岩、中粒砂岩、粉砂岩等,属较稳定岩层,适合锚网支护,即使用锚杆将靠近自由面的部分顶板加固形成“组合梁”。
根据一盘区巷道设计规划图及我矿实际的支护经验,确定Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷顶板采用“锚杆+钢筋网+锚索”联合方式支护。
正常施工作业时,工作面锚杆最大临时空顶距不得超过3m。
所有人员不得进入空顶范围内,支护时由外向里逐排进行支护,对空顶的支护时间间隔不得超过3小时。
锚索距工作面的最大距离不得超过15m。
二、支护参数设计
1、采用类比法合理选择支护参数
1)顶板支护:
临时支护:
巷道每掘进3m,进行临时支护。
临时支护采用前探梁支护,前探梁由探梁、吊环、背板、木楔组成。
探梁采用Φ75mm的无缝钢管制作,长度不小于4000mm。
木板采用宽度为300mm,厚度30-50mm;长度3000mm的木板(长度不得低于3000mm)。
吊环采用专用吊环,吊环直径必须大于探梁直径,吊环螺帽必须与顶板锚杆相匹配,不得有滑丝现象。
当巷道宽度大于4500mm,前探梁必须设置3根,每根探梁设3个吊环,吊环之间的间距不得大于1000mm.。
吊环必须固定在顶板专用锚杆上,吊环螺帽必须拧紧,(外漏长度不少于1丝扣)。
前探梁必须与巷道平行设置,且前探梁后端固定外漏长度不低于200mm,前端距迎头煤(岩)壁不大于200mm。
背板安放在探梁之上,并且用木楔将背板与顶板刹紧背牢,使整个前探梁不得有左右摇摆松动的现象。
永久支护:
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷顶板锚杆规格Φ18×2000mm左旋无纵肋螺纹钢筋,每排5根,锚杆间排距为1000×1000mm,网片规格Φ6.5焊接金属网片,锚索规格Φ15.24×6300mm钢绞线,沿巷道中线单排布置,每3m支护1根;Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷倒车硐顶板锚杆规格∅18×2000mm左旋无纵肋螺纹钢筋,每排5根,锚杆间排距为1000×1000mm,网片规格Φ6.5焊接金属网片,锚索规格Φ15.24×6300mm钢绞线,沿巷道中线单排布置,每3m支护1根。
附:
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷、Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷倒车硐断面支护图(图3-2-1)
2、采用计算法校核支护参数,以下以最宽(5.2m)、最高(3.0m)巷道进行计算
1)顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作用,达到支护效果的条件,应满足:
L≥L1+L2+L3
式中L——锚杆总长,mm;
L1——锚杆外露长(托盘厚度+螺母厚度+20~50mm,取50mm);L2——有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),mm;
L3——锚入深度(取600),mm;
普氏免压拱高:
b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/f顶
式中B、H——巷道掘进跨度和高度,B=5200mm,H=3000mm;
f顶——顶板岩石普氏系数,f顶取3;
ω帮——两帮围岩的内摩擦角,ω帮取63.43°;
b=[5200/2+3000×tan(45°-63.43°/2)]/3=1103mm
所以顶锚杆长L顶≥50+1103+600=1753mm
依据上述公式计算可知:
选取的顶锚杆长L顶=2000mm>1753mm。
故所选锚杆长度均能满足设计要求。
三、材料规格
支护材料规格见表(表:
3-2-1)
表3-2-1:
支护材料规格一览表
材料名称
材料规格
备注
金属锚杆
φ18×2000mm
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷,Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷倒车硐顶支护
铁托盘
120×120×8mm
钢筋网片
Φ6.5焊接金属网片
树脂
CK2360
锚索
Φ15.24×6300mm
锚索铁托盘
350×350×16mm
四、支护要求
(1)钻孔采用(MQT-120)型液压锚杆机,用Φ28mm锚杆钻头。
(2)采用Φ18×2000mm的锚杆支护,托盘采用规格为120×120×8mm铁托盘,采用CK2360树脂1个/套,外露长度10-40mm,扭矩达100N·m,锚固力不小于70KN。
每安装300根锚杆必须做一组(3根)锚杆拉力试验,锚固力不低于设计值的90%,并进行挂牌管理,由队技术员负责试验。
(3)挂网采用Φ6.5焊接金属网片,网搭接不小于100mm,每隔200㎜用8#双股铁丝连接一道,拧紧不少于3圈。
(4)锚索采用Φ15.24×6300mm钢绞线,托盘规格为350×350×16mm铁托板,采用CK2360树脂3根/套,外露长度从锁具算起在150mm~250mm之间,抗拉拔力不小于164KN,预紧力100KN。
每安装300套锚索必须做一组(10套)锚索拉力实验,并进行挂牌管理,由队技术员负责试验。
(6)根据LDZ-200型锚杆拉力计公式换算:
1、锚杆抗拉拔及锚杆拉拔仪读数间的换算
70/X=200/56最大拉力:
200KN,最大压力:
56Mpa
X=19.44Mpa
70/x=202.6/20.7最大压力:
202.6KN、20.7t
x=7t
因此:
锚杆承载力为7t,锚杆拉拔仪拉拔力达到19.44Mpa即可满足要求。
2、锚索拉拔力与MS15-180/63型锚索拉拔仪读数间换算
根据MS15-180/63型锚索拉拔仪说明书
105/30=100/x105KN30Mpa
X=28.57Mpa
因此:
锚索预紧力为100KN时,锚索拉拔仪读数为28.57Mpa。
五、质量标准与检验表
项目
设计尺寸
允许偏差
巷道净宽/mm
5200
合格
+0~200
优良
+0~50
巷道净高/mm
3000
合格
+0~200
优良
+0~50
锚杆扭矩/N.m
顶
100
符合设计
锚杆间排距/mm
顶
1000*1000
合格
-100~+100
优良
-50~+50
锚杆锚固力/KN
顶
70
符合设计
锚杆外露长度/mm
顶
10-40
符合设计
锚索抗拉拔力/KN
顶
164
符合设计
锚索预紧力/KN
顶
100
符合设计
锚索外露长度/mm
顶
150-250
符合设计
第四章工程施工方法及工艺
第一节掘进工艺
采用EBZ-160型悬臂式掘进机钻进割落煤体,每次钻进0.5m后按“弓”字形平扫截割。
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷宽度为5.2m,一次进刀宽度达不到,分两次截割,先截割左边煤层2.6m,然后截割右边煤层2.6m。
割煤完毕,然后进行锚杆、锚索支护,完成一个5.2m循环,
一、掘进工艺
截割头移动线路如图所示:
(图4-1-1)
第二节施工方法
(一)截割头钻进截割。
根据掘进机轴形截割头的特点,一般开槽应沿煤层底部下角开始,每钻进0.10m时向左右摆动0.3m距离,挤出煤末留有空间,然后再次钻进直至开槽钻进到0.5m,截割头全部进入煤体。
(二)截割巷道开槽的原则是由下而上先煤后岩,在煤巷中正常切割的顺序是(见图4-1-1):
1、首先在断面左下角钻进开切。
2、当达到预定的进度后,沿底板横扫掏槽。
开出下方一个自由面,即向左横扫切割第一条带。
3、接着向上一排切割出一定距离。
4、向右横扫到位。
5、重复2、3、4做法。
自下而上一个条带一个条带地切割,直到巷道顶部。
完成一个切割煤层的小循环。
(三)继续以上切割小循环,直到Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷进尺达到5.2m时将掘进机退回到开始位置。
然后用上述相同方法截割右边煤层,6、7最后刷帮和清底,直至达到巷道设计高度、宽度。
重复作业直到工作面完成最大进米,再停机打锚杆、锚索支护。
完成一个正规循环。
(四)进刀按截割工艺图进行小循环,截深0.5m。
大循环进度为5.2m。
(五)每次完成掏槽后,关闭行走马达,降下铲板并落下后部稳定器,将掘进机摇臂略抬高,启动装运机构,截割臂沿巷道断面宽度水平摆动,达到设计宽度后截割头升高一个位置做水平摆动开掘横槽,多次重复以上工序完成整个断面的截割工作,最后刷直两帮,清理底煤。
(六)综掘机司机在割煤前,必须由班长、安检员、瓦检员,检查工作面20m范围的围岩情况,支护情况,通风情况,瓦斯浓度。
同时由司机、检修工检查机组供电、供水及各工作机构是否正常,如有异常及时处理并向调度室汇报,待一切安全,正常后方可开机掘进。
(七)综掘机司机在割煤前,必须详细检查工作范围是否有人存在,若有人时,必须待其撤离后方能启动机组割煤。
(八)掘进机在割煤过程中,必须使用激光指向仪来标定巷道方向,做到不走线,一旦发现问题要及时纠正处理。
(九)掘进机在割煤过程中,必须严格按照设计断面要求截割,保证施工的工程质量。
(十)在操作掘进机时,必须严格执行操作规程,在掘进机非操作侧,必须装有急停按钮。
掘进机必须装有前照明灯和尾灯。
(十一)开动掘进机前,必须发出警报,只有在铲板前方和截割臂附近无人时,方可开动掘进机。
(十二)掘进机停止工作和检修时以及交班时,必须将掘进机切割头落地,并断开掘进机上的开关和磁力起动器的隔离开关;检修时,严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。
第三节管线铺设
一、管线吊挂
1、风筒直径800mm,风筒的吊挂要根据实际情况安排,吊挂使用10#铁丝吊挂,要靠顶、靠帮、平直,逢环必挂;双反压边连接并在风筒靠近巷道中央侧水平位置挂风筒责任标签,标签注明责任人及风筒编号;风筒水平吊挂;拐弯处必须使用柔性拐弯风筒,不允许拐死弯。
风筒出风口距掘进工作面不得超过10m;
2、缆线用电缆钩吊挂在主帮侧,电缆必须平直,电缆标识明确、清晰,跟机电缆要求整齐的摆放整齐,电缆钩间距1m;
3、供水管采用矿用聚氯乙烯管/PVC-KM1.6/110蓝色管,排水管一趟采用矿用聚氯乙烯管/PVC-KM1.6/110红色管;一趟采用矿用聚氯乙烯管/PVC-KM1.6/159红色管,全部铺设在辅运大巷前进方向的右帮,供、排水管用钢丝胶线吊挂离底板高度0.8m。
距离工作面50m~100m时,进水管用Φ49mm高压水管输送到工作面各设备,排水管用软管连接到工作面的排水泵上,水管不得有跑、冒、滴、漏现象;
4、灭尘及消防洒水管路(供水管路)每隔100m,必须安装消防洒水三通DN50,使用Φ49mm高压胶管通过供水管三通引出,用尼龙扎带绑在巷道帮上,吊挂高度在距底板0.8m处;
5、压风管路的铺设
掘进工作面压风自救管路统一安装为矿用聚氯乙烯管/PVC-KM1.6/110黄色管,安装在巷道掘进方向的右帮。
掘进时压风自救支管路每隔200m设置一个三通。
压风管路吊挂牢固平直,固定点要求每隔3m一个。
6、在掘进工作面分别安装一套供水施救与压风自救系统,供水施救与压风自救系统紧跟工作面推进,距工作面距离不得超过40m。
二、巷道文明生产分工及要求
1、生产前,将工作面及路面的积水抽排干净。
2、各岗位工要清理净工作范围内的杂物。
3、下班前由班长负责安排清理巷道内浮煤。
第四节施工设备
工作面主要施工设备
综掘机
1台
EBZ-160
锚杆机
2台
MQT—120
局扇
1台
FBDNO6.3/2×18.5
综保
2台
BXZ—4.0(127V)
刮板输送机
1部
SGW-40
锚索张拉计
1台
YML-20
移变
2
KBSGZY-(500)/10
真空磁力启动器
2
QBZ—80
照明信号综保
1
BXZ—4.0(127V)
馈电开关
1
BKD16-400Z/1140(660)
激光指向仪
1
JZC-800
真空磁力启动器
3
QBZ—30
水泵
2
BQS15/30/4/B
真空磁力启动器
1
QBZ—120
探水钻
1
ZLJ煤矿用坑道钻机
第五章生产系统
第一节运输系统
一、主运输系统
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷掘进工作面主要运输采用胶带机运输。
工作面的落煤→综掘机铲板耙爪→综掘机后配套伸缩皮带→Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷皮带→40T刮板机→4102主运顺槽皮带→40T刮板机→4-2煤主运大巷→4-2煤暗主斜井皮带→溜煤眼→主斜井→地面筒仓
二、辅助运输系统
利用防爆无轨胶轮车运料、送人。
行走路线:
地面→副斜井→4-2煤暗副斜井→4-2煤辅运大巷→4101绕道→4101辅回撤通道→4101机头硐室→4-2煤回风大巷→4102主运顺槽→Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷。
附:
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷运输系统图(图:
5-1-1)。
第二节通风系统
一、通风方式
工作面采用局部压入式的通风方式。
二、风机安设位置
局部通风机安装在Ⅳ煤主运大巷内,4102主运顺槽机头硐室密闭上。
局部通风机使用2×18.5KW对旋风机,风筒选用Φ800mm阻燃、抗静电、柔性无缝风筒,风筒吊挂在铁丝上,风筒采用双反压边连接,缝环必挂,吊挂平直,迎头风筒不落地,风筒拐弯处必须使用拐弯风筒。
风筒出风口距工作面最大距离不超过10m。
三、通风路线
新鲜风:
副斜井→4-2煤暗副斜井→4-2煤主运大巷→Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷。
乏风流;Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷掘进工作面→4-2煤回风大巷→回风立井→地面。
附:
Ⅳ煤一盘区集中辅运大巷通风系统图,(图:
5-2-1)。
四、风量计算
掘进工作面按照瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、局部通风机吸风量、人数、风速计算,以巷道的最大断面积计算。
风量计算:
1、按工作面同时工作的最多人数计算:
Q=4n=4×16=64m3/min
n—工作面最多人数取16人。
2、按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q×k=100×0.62×2.0=124m3/min
q—根据大地精煤矿2012年度瓦斯等级鉴定结果,瓦斯绝对涌出量取0.62m3/min;
k—不均匀涌出备用系数取2.0。
3、按CO2涌出量计算
Q=67×q×K=67×0.15×2=20.1(m³/min)
q---CO2绝对涌出量,0.15m³/min
K---CO2涌出不均衡系数,取2.0
4、按胶轮车使用量计算:
Q=Q车×N
Q=20×2=40m3/min
式中Q车——根据本矿实测防爆无轨胶轮车20m3/min/台;
N——同时作业特种车辆台数。
5、按最低风速计算:
Q掘=0.25×60×S=0.25×60×5.2×3.0=234m3/min
式中0.25——《煤矿安全规程》规定巷道的最低风速不得小于0.25m/s
S——掘进巷道断面面积
根据以上计算,取其最大值。
所以各个工作面风量必须满足Q≥234m3/min。
根据验算所得掘进工作面所需供风量不少于234m3/min。
6、风机与风筒选型
按风筒的漏风情况计算局部通风机吸风量
Q吸=ψ×Q掘
式中Q吸——局部通风机吸入风量,单位:
m3/min
ψ——风筒漏风系数,由下式计算:
ψ=
式中le——百米漏风率,取le=2%
L——掘进巷道通风最大距离,取L=940m
所以ψ=1.23
Q吸=ψ×Q掘=1.23×234=287.82m3/min
根据以上计算结果一台FBDNO6.3-2×18.5KW对旋式局部通风机,风机供风能满足要求。
矿用隔爆型对旋压入式局部通风机1台,给工作面通风。
局扇的功率为2×18.5KW,风机最大吸风量500m3/min,风静压200-1820Pa。
风筒选用柔性胶布风筒,风筒直径为800mm,长度为10m/节,风筒接口时采用双反压边接法。
表4-2-1:
FBDNO6.3矿用隔爆型对旋压入式局部通风机主要技术参数表
型号
电流
静压
pa
风量
m3/min
电机功率kw
级数
转速
r/