51203CL旺采面作业规程65.docx
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51203CL旺采面作业规程65
第一章工作面概况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地面相对位置
51203CL旺格维利工作面：
位于西沙沟以西，白家渠以东，2-2煤52301面以北，未开采区以南；运煤公路横穿工作面的中部，工作面内无钻孔。
地面标高为1054m～1202m。
2、工作面地表地物对工程的影响情况
运煤公路横穿工作面的中部；回采塌陷将对公路造成破坏，影响车辆行驶。
3、老空水、火、瓦斯对工程的影响
本工作面掘进中不受老空水、火的影响。
根据2007年矿井瓦斯等级鉴定结果为：
相对涌出量0.078
，绝对涌出量1.91
，属低瓦斯矿井。
在51203CL工作面掘进中邻近的掘进工作面瓦斯涌出量情况预计本工作面相对瓦斯涌出量最高为0.16
，本工作面为低瓦斯区。
第二节煤层赋存特征及地质构造
1、煤层产状、厚度、结构
根据1-2煤三条大巷掘进过程中揭露的情况看，沿工作面顺槽掘进方向，煤层整体负坡推进，局部呈现波状起伏状态。
煤层最薄处位于北部冲刷区，厚度约为3m，局部甚至小于3m。
靠近顺槽一侧煤层厚度较大，平均厚度约为6m。
工作面平均厚度约4.5m。
巷道内煤层厚度3—6m，倾角1°—5°，煤层底板标高为1111m～1115m。
距离该工作面最近的一个钻孔为sb7。
2、顶底板岩性特征分析
1-2煤层顶底板情况如下：
表2-1
煤层顶底板情况
顶底板
岩石名称
厚度（m）
岩石特征
老顶
粗粒砂岩、粉砂岩、泥岩
14.9
以粗粒砂岩为主，厚度较厚，分布稳定，致密较硬，接触式孔隙式泥质胶结。
直接顶
砂质泥岩
5.1
以砂质泥岩为主，泥质及粘土质含量较多，约含20%的粉砂质。
在85.58米处夹0.20米的煤。
87.00米处为0.68米的煤。
伪顶
无
直接底
泥岩
10.72
岩层较厚，黑灰色，平坦断口，泥质结构，致密，块状，98.53m处为0.32m的煤。
老底
粉砂岩
6.92
灰白色，石英，长石为主，上部泥质含量大，泥质胶结。
3、工作面瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数、自然发火期
根据2007年矿井瓦斯等级鉴定结果为：
相对涌出量0.078
，绝对涌出量1.91
，属低瓦斯矿井。
由邻近的掘进工作面瓦斯涌出量情况预计本工作面相对瓦斯涌出量最高为0.16
，本工作面为低瓦斯区。
煤尘极易引起爆炸，爆炸指数为36%，该煤层有自燃发火倾向，最短发火期为30-40天。
4、地质概况
51203CL工作面西南侧煤层受后期冲刷侵蚀的影响，煤层变薄，会影响正常回采，在采掘过程中注意煤层厚度的变化趋势。
同时受冲刷的影响，顶板破碎，容易冒落，应注意加强顶板支护。
第三节水文地质
本工作面地面标高为1054～1202米；松散层厚度为0～15米，主要是风积砂；顺槽末端厚度最大。
1-2煤层上覆基岩厚度30~85米，白家渠处对应地面标高最低为1054米,基岩厚度约60m。
该工作面上覆基岩薄。
工作面涌水主要来自基岩裂隙水和松散层含水层，因该面地质资料比较少，预计工作面正常涌水量为5m3/h。
最大涌水量：
50m3/h，正常涌水量：
5m3/h。
本章附图
附：
工作面井上下对照图
工作面综合柱状图
工作面松散层厚度等值线图
51203L工作面胶运顺槽预想剖面图
第二章采煤方法
第一节工作面巷道布置
1-2煤51203CL旺格维利工作面顺槽开口在51203L工作面4联巷处布置，工作面布置一条胶运顺槽和一条辅运顺槽。
工作面的两条顺槽中对中（偏中）为20.4m，两顺槽间留设15m宽的煤柱。
在胶运顺槽每隔38m左右向辅运顺槽开一条联巷。
联巷与胶运顺槽呈74.6984o夹角，在胶运顺槽左侧每隔19.28m掘进一条左支巷，左支巷与顺槽间呈74.6984o夹角；在辅运顺槽右侧每隔19.28m掘进一条右支巷，右支巷与顺槽间呈74.6984o夹角。
胶运顺槽的长度为267m，辅运顺槽的长度为267m。
左支巷长度为136.1m，右支巷长度为112.5m。
51203CL工作面将分为6个块段进行回采，第一块段至第四块段内各布置5条支巷，第五块段至第六块段内各布置2条支巷，且每两个块段间留设17.6m宽的隔离煤柱，其中宽7.6m的隔离煤柱随工作面回采而被回收，最终剩余的隔离煤柱宽为10m。
第一、三、五块段位于51203CL辅运顺槽左翼，在左翼每条支巷开口6m处向块段内每隔29.8m开一个相邻支巷间联巷；第二、四、六块段位于51203CL胶运顺槽右翼，在右翼每条支巷开口6m处向块段内每隔37.7m开一个相邻支巷间联巷。
每条支巷向相邻支巷均布置3条联巷，在左右支巷顶头的第3条联巷完全贯通后，将形成两条与胶、辅运顺槽平行的回风巷，其主要用于各块段回采时工作面回风。
每个块段内的支巷和联巷又将每个块段分为12个小煤柱。
为了便于说明，每个块段内的12个小煤柱均可依次编号为A、B、C、D、E、F、G、H、I、J、K、L、M、N、O,其中E、J、O标注在将被回采块段的隔离煤柱上。
51203CL旺格维利工作面的胶运顺槽为宽5.4m，高4.2m的矩形巷道，辅运顺槽为宽5.2m，高4.2m的矩形巷道，顺槽内联巷为宽5.2m，高4.2m的矩形巷道，支巷和支巷内联巷都为宽5.4m，高4.4m的矩形巷道。
第二节采煤方法及回采工艺
2.1、采煤方法
51203CL工作面采用前进式掘进两条顺槽，两条顺槽掘进到位后，后退式在胶运顺槽的左翼掘进左支巷，辅运顺槽的右翼掘进右支巷。
然后在支巷内进行房柱后退式回采。
块段内支巷布置完毕后，采用行走式液压支架支撑支巷及支巷间联巷，对支巷两翼煤柱进行双翼回采。
2.2顺槽及支巷的掘进
工作面胶、辅运顺槽采用前进式掘进，且采用掘进与支护交替循环的方式。
胶、辅运顺槽间联巷的大抹角均不得大于3m×3m，小抹角均不得大于1m×1m。
块段内支巷由顺槽顶头依次后退式掘进，且采用一次性掘双巷（此双巷可称为一组）的原则分三次将块段内支巷布置完毕。
在块段内两条支巷掘进依然采用掘进与支护交替循环的方式进行，在支巷掘进6m以后，第一、三、五块段每隔29.8m向相邻支巷开一条联巷，第二、四、六块段每隔37.7m向相邻支巷开一条联巷，且块段内所有联巷抹角均不得大于2.5m×2.5m。
在第一块段内掘进第一组支巷时，采用局部通风机给掘进头进行供风。
在第一组支巷掘进完毕后，采用临时调节和风障对工作面通风进行调整，使第一组掘进的两条支巷通风形成回路，方可进行第二组支巷掘进。
在第二组支巷掘进过程中，与第一组支巷贯通联巷后，必须及时设置风障，确保第一组支巷通风良好，当第二组支巷与第一组支巷间联巷全部贯通后，必须对工作面风路重新进行调整，以保证这两组支巷通风良好。
在第三组支巷掘进到位后，在这组支巷顶头贯通一条联巷，将紧靠第二组支巷的这条支巷（第三组支巷的一条）按设计与第二组支巷贯通三条联巷，在这三条联巷掘进完毕后，第一块段内的所有巷道布置完毕。
此时应对第一块段做第三次风路调整，以确保6条支巷的风路畅通，风量满足作业需求。
因此，掘进一个块段内的三组支巷，必须经过3次风路调整才能确保块段内所有巷道的通风安全。
在风路调整过程中严禁人员进入调风区域行走或作业。
2.3、回采工艺
连续采煤机采用双翼斜切进刀后退式采煤法对煤柱进行回收。
回采每个块段内小煤柱时，必须按左右各一刀、先左后右的后退式回采顺序进行回采，严禁随意调整。
单刀回采长度为11m，采硐与支巷呈35°夹角，采硐宽3.5m、高4.8m，每刀之间留设0.3m煤柱，顶板状况不好时，单刀回采长度可为6m。
51203CL工作面6个块段的回采顺序依次为：
第一块段→第二块段→第三块段→第四块段→第五块段→第六块段。
在胶、辅运顺槽两翼所对应的块段回采完毕后，将3、4号线性布置到胶运顺槽顶头后退式回采左翼护巷煤柱和顺槽联巷间煤柱，将1、2号线性布置到辅运顺槽顶头后退式回采右翼护巷煤柱和顺槽联巷间煤柱。
2.3.1履带行走式液压支架布置及移架顺序
在支巷掘进到位回采每一块段内的小煤柱时，选用4台由太原煤科院生产的XZ7000/24.5/46型履带行走式液压支架（线性支架）支撑顶板。
这4台履带行走式液压支架根据需要依次编号为1号、2号、3号、4号，其中1号和2号线性支架布置在支巷内支撑顶板；3号和4号线性支架布置在相邻两条支巷间的联巷内支撑顶板。
线性支架操作顺序为：
打开遥控器→泵启动→降柱→停止降柱→前进→停止→升柱→停止升柱→关闭遥控器。
线性支架两台一组分两组布置，这两组线性支架都采用循环迈步式跟进工作面回采移动。
在线性移动过程中，不得同时移动两台支架，必须先移动1号支架，1号支架移动一个步距后支撑好顶板，再将2号支架向前移动一个步距，并支撑好顶板。
在第一块煤柱回采完后，按照先1后2原则将1、2号支架交替移动布置到回收下一个煤柱的支巷内；3、4号支架在回采时，只在联巷内移动两次，便随工作面回撤布置到下一联巷中。
在第5支巷将支巷顶头的煤柱回采完毕后，将1、2号支架后退移动到第一支巷内1联巷处，沿一支巷向里移动到即将回采的两块小煤柱间进行支护。
每次移架依此顺序循环进行布置。
附图：
连采机进刀顺序及线性支架移架顺序示意图
在回采支巷前，在支巷中间打设的锚杆上带好行走式液压支架的电缆勾，每隔一根锚杆用电缆钩将行走液压支架的拖拽电缆吊挂到支巷的顶板上，并吊挂可靠，防止连采机回采时碾压、碰撞电缆。
2.3.2具体回采步骤
以下叙述以第一块段为例：
1）在第一块段内回采A、B两块小煤柱时，连续采煤机由A号小煤柱顶头处斜切进刀，进刀方向与煤机所在支巷成35°夹角。
回采完第一刀后，连续采煤机退出1号采硐，煤机副司机迅速将布置在1号采硐旁边的1号线性支架移动到1号采硐进刀口处支撑顶板，待顶板支撑牢靠后方能通知煤机司机进行第二刀回采。
2）回采第二刀时，连续采煤机司机由B号小煤柱顶头3.4m处斜切进刀，待回采完第二刀煤机退出采硐后，煤机副司机将2号线性支架向前移动到2号采硐口支撑好顶板，如此依次交替回采出3、4、5、6、7、8号采硐。
3）回采9号采硐，连续采煤机从A、F两块小煤柱的联巷内处向A号小煤柱以35°角斜切进刀回采出9号采硐，等煤机退出采硐后迅速将3、4号线性支架移动到9号采硐口支撑好顶板。
4）回采10号采硐时，连续采煤机从在7号和9号采硐之间斜切进刀回采出10号采硐，将3、4号线性支架移动到10采硐口支撑好顶板。
5）在浮煤清理完毕后将1、2号线性支架交替移动至下一条支巷内进行布置。
6）在1、2号支架布置完毕后再将连续采煤机移至下一条支巷内准备新一轮回采，在准备过程中，煤机副司机依次交替将3、4号线性支架向前移至下一条联巷（B、G两个煤柱间的联巷），并支撑好联巷顶板。
7）以此类推将第一块段内的B、C、D三块小煤柱回采完毕，然后将连采机由5支巷2联巷处退至1联巷左侧进行短暂的设备维护，此时1、2号线性支架迅速从5支巷2联巷退至1联巷处，再由1联巷将两台线性移动到2支巷1联巷，然后沿2支巷将1、2号线性支架布置到即将回采的两块煤柱顶头（F、G两块煤柱）。
3、4号线性支架沿1、2号支架行走路线移动到F、K两块煤柱间联巷内进行布置。
在所有线性支架布置完毕后将连采机按照1、2号线性支架行走路线移动到2支巷顶头，按照回采A、B两块小煤柱的方式对F、G两快煤柱进行新一轮回采。
8）依次类推，新一轮回采可以按照上一轮回采顺序同理。
依次回采完工作面所有块段内的煤柱。
以上单刀回采时，回采顺序必须按照左右各一刀、先左后右的后退式回采顺序回采，进刀方式为斜切进刀，进刀角度35°。
严禁随意调整，以保证回采时顶板安全。
连采机回采过程中，支巷内的浮煤必须及时清理，连采机司机要与运煤车司机互相配合、协调一致，减少浮煤的洒落，防止因浮煤过多造成线性支架移动受阻。
第三节工作面设备性能介绍
3.1、工作面设备配备
掘进：
采用JOY公司生产的12CM27—11DVG连续采煤机。
运输：
使用DBT公司生产的CH818运煤车运输。
支护：
使用澳大利亚生产的ARO四臂锚杆机进行支护。
转载：
采用太原煤科院生产的GP460/150给料破碎机将煤炭破碎并转载至皮带上。
回采时使用太原煤科院生产的XZ7000/24.5/46型履带行走式液压支架支撑顶板。
采用DBT公司生产的UN488型铲车清理浮煤、运送物料。
3.2、工作面设备施工工序
3.2.1、落煤：
1）切槽采垛
采用连续采煤机进行截割煤和装煤。
在每次掘进巷道前，司机先开动煤机调整在巷道前进方向左侧，并按激光线确定位置，开始向前方煤壁切割直至割入深度达11m，这一工序称为切槽，然后退出煤机，再调整到巷道右侧，开始截割剩余部分，这一工序称为采垛，连采机就是以切槽和采垛工序来完成巷道的掘进。
附：
连采机切槽、采垛工序示意图
2）截割方式
无论是切槽还是采垛工序，连采机截割时，首先将煤机截割头调整至巷道顶部，将截割头切入煤体，然后逐渐调整截割头高度，由上向下截割煤体，当割到巷道底板时，煤机稍向后退，割完底煤，使巷道底板平整，并装完余煤，将煤机截割头调整在巷道顶板，接着进行下一个循环，这样截割循环往复进行，直至掘进进尺达到11m时，连采机就得移到下一条巷道进行作业。
附：
连采机截割方式示意图
3.2.2、装煤：
采用连续采煤机自装煤方式，连采机割煤时，煤落入收集头上，装在收集头上的圆盘耙爪连续运转，将煤装入中部运输机，中部输送机将煤装卸到搭接在连续采煤机后面的运煤车内。
3.2.3、运煤：
工作面运煤选用太原煤科院GP460/150给料破碎机和DBT公司CH818运煤车来完成运煤工序，煤炭破碎转运到顺槽胶带输送机上将煤炭运出。
3.2.4、清煤：
选用488型铲车来清理巷道内的浮煤、淤泥，保证巷道干净、畅通。
工作面电气设备的主要技术参数见表：
使用设备一览表
序号
设备名称
规格型号
数量
1
连续采煤机
JOY12CM27—11D
1
2
运煤车
CH818
3
3
四臂锚杆机
4E00-2500-WT
1
4
给料破碎机
GP460/150
1
5
局扇
2BKJ—NO6.0
4
6
铲车
DBT—UN488
1
7
组合移变
AMPCONTROL-3100KVA/10KV/3.3-1.14-0.66KV
1
8
移变
KBSGZY-500/10/0.69KV
2
9
铲车充电机
LA10C型
1
11
运煤车充电机
LA12C型
3
12
激光指向仪
YHJ－800A
3
13
胶带输送机
SSJ1000/160
2
14
线性支架
XZ7000/24.5/46
4
CH818运煤车主要技术特征表
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
外形尺寸
（长X宽X高）
10516X3099X1765
（mm）
回转半径、内经
外经
3759mm
7516mm
动力来源
蓄电池128V
最大载重
16.329吨
充电运转时间
8-10h
功率
1200AH
卸载时间
28s
转向角
800
牵引速度
8.04（Km/h）
生产厂家
美国朗艾道公司
美国JOY12CM27-11D连采机技术特征
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
外形尺寸（长×宽×高）
11250×3505×2774mm
总功率
750KW
截割头直径
1367mm
电压
3300V
截割头宽度
3505mm
采高
2410-5000mm
截割头转速
50r/min
输送机摆角
45°
行驶速度
0-11m/min
输送机宽度
965mm
走向倾斜度
±17°
工作面倾角
≤5°
离地量
565mm
生产厂家
美国JOY公司
GP460/150给料破碎机主要技术特征
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
外形尺寸
（长X宽X高）
9984×3755×
1950（mm）
破碎机电机功率
破碎机电机电压
75KW
660V/1140V
给料斗容积
6.51立方米
输送电机功率
75Kw
牵引速度
15.32米/分
输送机电机电压
660V/1140V
转载速度
460m3/时
重量
27.9t
输送机宽度
1270mm
生产厂家
太原煤科院
UN-488型铲车主要技术特征表
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
长×宽×高
8365×2794×927mm
动力来源
蓄电池128V
充电运转时间
8-10h/次
重量
15.15T
回转半径
内3531mm
外6655mm
载重
4T
转向角
800
牵引速度
8.85km/h
4E00-2500-WT型锚杆机主要技术特征表
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
长×宽×高
6.87×3.35×1.95mm
功率
90KW
离地距离
300mm
电压
1140V
重量
20T
行走速度
3.3km/h
行走方式
履带
转杆速度
0-30m/min
转矩
265NM
推进速度
0-30m/min
液压泵
齿轮泵
油箱容量
450L
XZ7000/24.5/46型履带行走式液压支架
技术特征
主要参数
技术特征
主要参数
长×宽×高
5675×2430×2450mm
功率
90KW
初撑力
3959kN（P=20.0MPa）
电压
1140V
工作阻力
7000kN（P=35.36MPa）
顶梁左右摆角
±15°
行走方式
履带
履带中心距
1770mm
接地面积
2.5m2
铲板抬起高度
275mm
机重
35T
支撑高度
2450～4600mm
第四节生产系统
4.1、运输系统
4.1.1、主要运输系统
工作面连续采煤机落煤→煤机收集头→煤机运输机→运煤车→给料破碎机→51203CL胶运顺槽胶带机→51203L胶运顺槽胶带机→1-2煤集中胶运巷胶带机→1-2煤溜煤眼→2-2煤集中胶运下山胶带机→1号煤仓→主井胶带输送机→111皮带→原煤仓。
4.1.2、辅助运输系统
工作面轻型材料和人员运送采用柴油汽车运输，重型材料采用防爆汽车运输。
辅助运输路线：
地面→辅运平硐→1-2煤辅运巷→自动风门→1-2煤集中回风大巷→1-2煤二盘区集中回风大巷→51203L辅运顺槽→51203CL辅运顺槽→工作面。
4.1.3、块段运输系统
在各块段支巷掘进时，由运煤车将煤炭从支巷内运往给料破碎机，煤炭经给料破碎机破碎后转载至皮带运输机将煤炭运出51203CL工作面。
在各块段支巷回采时，只对块段内四条支巷进行设备回采。
对于这四条支行上边两条回采时，运煤车空车由所回采支巷下方的相邻支巷进入回采区域装煤，运煤车装煤后沿所回采支巷将煤炭运送到给料破碎机进行卸煤，卸煤后沿空车行驶路线进行第二此装煤，如此进行循环运输。
对于另外两条支巷回采时，运煤车空、重车行驶路线沿同一条回采支巷进行煤炭运输，第一辆空车进入支巷装煤后，第二辆空车在胶运巷或辅运巷等候，在第一辆重车驶出支巷后，第二辆空车进入支巷装煤，第一辆重车卸煤结束在支巷外等候，第二辆重车驶出支巷后，第一辆空车进入支巷装煤，如此循环进行煤炭运输。
4.2、通风系统
4.2.1、局部通风系统
工作面顺槽掘进及块段支巷掘进通风采用局部通风机进行压入式通风。
新鲜风流从1-2煤集中胶运大巷进入51203CL胶运顺槽，经51203L胶运顺槽风桥，再由局部通风机把新鲜风流送入工作面。
工作面污风经工作面、51203CL辅运顺槽及51203L辅运顺槽进入集中回风大巷。
在块段内支巷掘进过程中，采用局部通风机对块段内掘进支巷进行供风。
在块段内支行掘进完毕后，采用负压通风方式对支行进行通风。
在第一组支巷掘进完毕后，必须对工作面通风进行调整，使第一组掘进的两条支巷通风形成回路，方可进行第二组支巷掘进。
在第二组支巷掘进过程中，与第一组支巷贯通联巷要及时设置风障，确保第一组支巷通风良好，当第二组支巷与第一组支巷间联巷全部贯通后，必须对工作面风路重新进行调整，以保证这两组支巷通风良好。
第三组支巷掘进与第二组支巷掘进同理需要对风路进行调整。
因此，掘进一个块段内的三组支巷时，必须经过3次风路调整才能确保块段内所有巷道的通风安全。
在风路调整过程中严禁人员进入调风区域作业或行走。
该工作面采用双巷掘进，用四台局部通风机为工作面通风，其中两台作为备用风机，局部通风机安设在51203L胶运顺槽口到1联巷之间，且距巷道回风口不得小于10m，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机吸入的风量，避免发生循环风。
随着工作面的推进，当风量不足使用时，必须及时将局扇倒入顺槽。
最大供风距离不超过800米。
向前移动一次局部通风机,必须在移风机前，将设风机位置后的所有联巷施工密闭或风门，保证局部通风机和启动装置安设在51203L胶运顺槽全风压系统风流中。
对旋隔爆轴流式通风机
型号
2BKJ-NO6.0
转速
2930Y/min
功率
2×18.5KW
风量
500-250m3/min
电压
660/1140V
全风压
450-5500Pa
4.2.2、通风路线
新风方向：
地面→辅运平硐→1-2煤辅运大巷→1-2煤集中辅运大巷→1-2煤51203L工作面胶运顺槽→1-2煤51203CL工作面两条顺槽→工作面。
污风方向：
工作面→1-2煤51203CL工作面辅运顺槽→1-2煤51203L工作面辅运顺槽→1-2煤集中回风大巷→1-2煤回风立眼→2-2煤回风平硐→2-2煤回风立眼→新风井
4.2.3、工作面风量计算
根据工程需要对通风系统通进行改造，由原来回采时使用风机供风改为全风压通风，即五进一回的通风方式，利用五条支巷进风、采空区回风。
（一）、按局部通风机实际吸风量计算需要风量
Q掘＝Ii×60×0.25S=2×60×0.25×（5.4×4.2）=680m3/min
式中：
Q掘—掘进时所需风量；Ii--风机的台数；S—巷道断面；
安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.25m/s，由于矿井采用的是连采机双巷掘进，给双巷掘进通风的两台局部通风机安设在同时一条进风巷中，所以两台局部通风机的过剩风量只计算一次。
（二）、按最低风速计算风量
共计五条支巷入风，每条支巷按最低风速不低于0.25m/s计算：
Q通=5×60×0.25S=5×15×（5.4×4.2）=1700m3/min；
（三）、工作面应配风量：
Q总=Q掘+Q通=1700m3/min；+680m3/min=2380m3/min
（四）、局部通风机的选型
根据以上计算与验算，可选用2BKJ-NO6.0对旋隔爆轴流式通风机,每巷各使用一台进行压入式通风,即可满足工作面通风。
风筒采用ф800mm的涂胶阻燃风筒，每节长10m，风筒均安挂在巷道前进方向的右侧顶板上，风筒采用双压边连接，缝环必挂，吊挂必须平直，迎头风筒不落地。
（五）风筒出口距工作面的最大距离
dp＜Ii=（4〜5）√s=（4〜5）√22.68=19.04〜23.8m
式中：
4、5为系数
S：
最大掘进断面积m2
由于我矿连采工作面采用对旋局部通风机通风，风量
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