9#盘区运输大巷作业规程.docx
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9#盘区运输大巷作业规程
第一章概况
第一节概述
一、9#盘区运输大巷为9#煤层的进风巷道。
现开拓本条大巷是在原巷道的基础上延伸，该段北部为盘区材料大巷;西为煤层实体，距矿界320m;东为已开拓的三条大巷；南为9#盘区回风大巷，相对地面标高905-965m。
二、巷道性质及坡度、方位
9#盘区运输大巷为半煤岩锚喷巷道，沿9#煤层顶板掘进，揭底0.7m。
根据8#盘区运输大巷资料分析该开拓巷道预计坡度4°—6°，方位角为237°35′16"。
三、设计长度、服务年限
该盘区运输大巷设计长度为m，为永久服务年限。
设计为矩形断面，宽为4m，高为3m，煤层平均厚度为1.7--1.8m，为半煤岩巷道，揭底0.7m。
动用储量为t，掘进煤量为t。
四、开竣工时间
2010年月日开工，2010年月日竣工。
附图1：
巷道布置平面图
第二节编写依据
一、地质说明书
本工作面所掘地质资料的依据为《精查地质报告》和相邻工作面地质说明书。
2、矿压观测资料
参考本矿8#煤层已投入使用的有关矿压观测数据分析结论。
第二章地面位置及地质情况
第1节地面相对位置及邻近采共开采情况
工作面位置及井上下关系见表1
表1井上下对照关系表
水平、采区
9＃煤层一采区
工程名称
9#盘区运输大巷
地面标高
905——965m
井下标高
788.9---807.9
地面的相对位置建筑物、小井及其他
庄上村北部农田，地表无建筑物以及其他
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
该条延伸大巷北部为盘区材料巷;西为煤层实体，距矿界320m;东为已开拓的三条大巷；南为9#盘区回风大巷。
重叠布置上层煤（8#）盘区运输大巷已开拓，根据开拓情况分析，煤层基本稳定。
第二节煤层特征
工作面煤层情况见表2
表2煤层情况表
煤层厚度
1.7～1.8m
煤层结构
走向东南--北西,。
煤层
倾角
（°°）
40～60
开采煤层
９#
硬度
F=1.5
煤种
瘦煤
稳定
程度
稳定
煤层情
况描述
该盘区运输大巷煤层厚度1.7～1.8m,平均厚度1.75m，中间含一层岩夹矸，夹矸厚度0.5～10cm，夹矸上部煤层厚1.4m，下部煤层厚0.3m，煤层顶部有一层0.1--0.3伪顶。
该段地质条件相对简单，无断层、陷落柱、煤层赋存基本稳定，对开拓无影响。
工作面煤层顶底板见表3
表3工作面煤层顶底板
顶底板名称
岩石名称
厚度/m
特征
老顶
细砂岩
3.6～8.5
细粒砂岩
直接顶
灰黑色泥岩
0.5～3.6
质地细腻，节理裂隙发育，局部地段为砂质泥岩
伪顶
泥岩
0.1～0.3
性脆、节理发育、随采随落
直接底
泥岩
2.8～3.0
质地细腻，节理裂隙发育，遇水膨胀
老底
灰黑色泥岩
5.0～6.0
含植物化石及黄铁矿结核
附图2：
工作面煤层柱状图
第三节地质构造
一、该块段总体为单斜构造，根据邻近工作面实际揭露资料显示，该盘区运输大巷根据重叠布置上层煤（8#）已开拓的盘区运输大巷开拓情况分析，该段地质条件相对简单，无断层、陷落柱、煤层赋存基本稳定。
二、影响掘进的其它地质因素见表4
表4影响掘进的其他地质情况表
瓦斯
相对涌出量6.14m3/t,绝对涌出量1.33m3/min,低瓦斯矿
CO2
相对涌出量8.54m3/t，绝对涌出量1.85m3/min,
煤尘爆炸指数
具有爆炸性
煤的自燃倾向性
自燃
地温危害
无
冲击地压危害
无
以上数据均依据晋煤安发【2009】88号《关于吕梁市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》。
第四节水文地质
一、工作面水源分析
1、该盘区运输大巷工作面水文地质条件简单，9#煤层顶板均为弱含水层，主要充水水源为大气降水、地表渗透，补给量有限，但因8#煤层采动引起地表塌陷，加之本段煤层坡度较大，生产用水、松散层孔隙水等，可能聚集在工作面。
前段掘进时部分段锚杆、锚索孔内有淋滴水现象，预计为0.2-0.3m3/h，故必要时预先配置耐酸防爆潜水泵，水涡应开在下壁，也可在巷道底凹处打水坑设置排水。
如水量不大时也可由工作面刮板带出。
2、该盘区运输大巷西面为本矿煤层实体，据调查及相关资料北部相距柏林坑口采空区200m，因此在本煤层中开拓本盘区运输大巷时不会受到采空水的影响。
但为了我矿安全生产，必须严格按照探放水设计方案进行正常巷道探放水（见探放水具体方案）。
二、涌水量
1、正常涌水量10m3/d
2、最大涌水量20m3/d
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
本条大巷为龙门塔采区的盘区运输大巷，在永久点前20米处开口,按237°35′16″的方位开拓，开拓长度均为m。
第二节矿压观测
根据《锚杆支护技术规范》的要求，对该开拓大巷要进行顶板离层监测，顶底和两帮移近量监测，锚杆和锚索载荷监测。
1、观测对象：
9#盘区运输大巷。
2、观测内容：
用锚杆拉力计、扭力矩扳手对顶锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用测力计观测锚索受力情况。
用顶板离层仪观察顶板位移量，在顶部设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面位移，即顶、底板移近量。
观测内容见表5。
表5矿压观察内容、目的及手段一览表
序号
观察项目
观测目的
测试方法
1
巷道浅部顶板移近量
顶层0-4m煤层及岩层变化量
观察浅层离层仪读数
2
巷道深部顶板移近量
顶层4-8m顶板变化情况
观察浅层离层仪读数
3
顶板相对移近量
顶板移近量
在标记点间用钢尺量
4
锚索载荷
是否达到设计要求
使用锚索拉力器
5
锚杆锚固力
是否达到设计要求
使用锚杆拉力器
观测方法：
1、测点布置：
矿压观测站在各盘区巷道开口50m处安设第一站，以后每掘进50m，距迎头6m—8m安设一个WBY顶板离层仪，且每个观测站的顶板离层仪安装在巷道顶板中间。
2、离层仪安装前在测点位置用锚杆机垂直顶板打一个直径为Φ28mm、深度为6m的钻孔，然后用锚杆机将钢丝绳及锚头顶进钻孔内并安装好。
安装离层仪要两人配合进行，一个负责安装，另一个负责观察顶板和周围情况，并协调安装。
3、顶板离层仪安装好后必须挂牌管理，牌板上的观测数据要齐全、准确、及时。
4、顶板离层仪安装后，由队技术员负责在距离迎头100m范围内的离层仪每天观测一次，100m以外的每周观测一次（若顶板压力较大，继续每天观测，直到顶板岩层稳定），停掘时也要观测数据。
5、任何人不得随意损坏离层仪。
施工时，避免碰撞离层仪，以免影响离层仪读数精度。
6、用测力器检测顶、帮锚杆及锚索的锚固力，用力距扳手检查扭力是否达到要求。
每月1、10、20号进行拉拨测试，且每次抽查每组不少于3根，所测数据记录在册并挂牌。
四、数据处理
由队技术员配合负责人测试，观察记录归技术科分析判断，并上报分管领导，分析结果及时反馈到队里，从而不断修改设计补充措施，指导施工。
所需仪器数量见表6。
表6顶板离层监测所需仪器
序号
名称
数量
备注
1
测杆
4
2
离层指示仪
20套
10套备用
3
锚杆拉力器
4套
2套备用
4
锚索拉力器
4台
2套备用
5
力矩板手
4把
2把备用
为准确掌握巷道围岩的变形规律，在开拓开始时应及时进行巷道围岩表面位移观察。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据钻孔的柱状资料分析，我矿9#煤顶板直接顶为黑色泥岩，厚度0.5-3.6m，老顶为细砂岩，属较稳定岩层，呈层状，适合锚网支护。
为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高强锚索做铺助支护。
初步确定该盘区运输大巷顶板采用锚杆＋菱形金属网＋W型钢带＋锚索联合支护顶板，两帮采用铁锚杆护帮，随后锚喷。
二、巷道断面
该盘区运输大巷为矩形断面，高×宽=2.5m×4m有效断面10m2。
说明：
巷道高度如顶板在完好的情况下，按照设计执行；如遇巷道顶板较破碎极不稳定的情况下，则视具体情况而定。
在支护顶板时，必须先处理掉活矸或危岩后，再进行支护，并且支护必须紧贴顶板。
三、支护设计
1）设计方法：
根据同煤层已经投入使用的前段大巷的经验数据，采用工程类比法进行该工作面锚杆支护设计。
2）类比工程的选择与比较
前段开拓大巷均为锚杆、锚索、钢带支护，前段现已锚喷完毕投入使用，目前该巷道整体状况良好，能够满足安全及生产的需要。
该盘区运输大巷与前段已投入使用的巷道位于同一煤层的同一采区，顶底板岩性比较接近，所以选择前段支护方式作为该盘区运输大巷支护设计的类比对象是合理的，具有重要的参考价值。
3）采用计算法校核支护参数
A、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m
L1——锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度——螺母厚度+0.02～0.05m顶锚杆取0.05m，帮锚杆取0.15m）m
L2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚取煤帮破碎深度c）m。
L3——锚入岩层内深度（顶锚杆取1.4m，帮锚杆取0.6m）普氏免压拱高。
b=[B/2+Htan（45-ω帮/2）]f顶
式中
B．巷道掘进垮度B=3.5m。
H．高度2.5m
f顶——顶板岩石普压系数取f=3
W帮——两帮围岩的内摩擦角71°34′查表得
b=[4000/2+2500×tan（45°-71°34′/2）]/3=780mm
C=2500×tan（45°-71°34′/2）/3=196mm
依据上述公式计算得出
顶锚杆长L顶≥50+780+800=1630mm
帮锚杆长L帮≥150+196+800=1146mm
经以上计算开拓所选锚杆长度2400mm能满足理论要求。
B、按锚杆所能悬吊的重量校核，锚杆间排距
每根锚杆悬吊岩体重G=rL2a2,锚杆锚固力应能承担G的重量，为了安全起见，再考虑安全系数K，取K=2
Q>KG
Q>KrL2a2
a2<
a<
<
<1.624m
a——锚杆间排距
Q——所选顶锚杆的锚固力≥100KN
K——安全系数取2
R——岩体容重25KN/m3
L2——锚杆有效长度
经以上计算得a<1.624,所选锚杆间距800mm能满足理论要求。
C、悬吊理论校核锚索排距
计算巷道顶板潜在冒落高度
H=
式中
H——潜在冒落高度m
B——巷道宽度3.5m
KⅡ——顶板岩性系数，取KⅡ=0.35
f——直接顶普氏系数，取f=3
则H=3.5/0.35×3=3.33
潜在冒落拱面积为
S=4/3×B/2×H=7.52
巷道每米长度范围内冒落岩体重量为
T=S·r·1=4.96×2.5×1=12.4t/m
锚索极限承载力Nt=230KN
单根锚索所能承担的冒落长度为
H=
=
=18.5m
锚索的理论支护密度为
X=0.5BHDmr/FBD
式中：
X——锚索支护理论密度根/m2
B——巷道宽度B=3.5m
H——顶板冒落高度2.33m
Dm——锚杆排距Dm=0.8m
r——冒落顶板岩石重量25KN/m3
F——锚索极限承载力230KN
X=0.5×3.5×3.33×0.8×25/230×3.5×0.8=0.16根/m2
X实=4/3.5×3.1=0.37根
安全系数K=0.595/0.16=4.32
因此，综上所述，通过悬吊作用和悬吊理论采用计算法，对开拓工作面的锚杆、锚索的支护设计进行了校核，证明该支护设计均能满足理论要求。
表7质量标准与检验表
项目
设计尺寸、数量
允许偏差
巷道净宽㎜
4000
-30—200
优良0—50
巷道净高㎜
3000
合格-30—50
优良0—50
锚杆扭矩力N.m
顶
﹥100
符合设计
帮
﹥60
符合设计
锚杆间排距误差+100㎜
顶
800×800
合格
-50～+50
帮
800×800
合格
-50～+50
顶锚杆锚固力/KN
顶
﹥100
符合设计
帮锚杆锚固力/N.M
帮
﹥60
符合设计
锚杆角度（°）
见附图
+5
顶锚杆外露长度㎜
≤50
合格，优良≤50
帮锚杆外露长度/mm
≤100
符合设计
符合设计
锚索间距㎜
2400
-100～+100
锚索初锚力/KN
120
符合设计
锚索处露长度㎜
≤350
允许偏差≤100
第四节支护工艺
一、支护形式及材料规格
1、支护形式：
（1）巷道顶板采用W型钢带、锚索、锚杆、菱形网联合支护。
2、支护材料规格：
1）顶板采用22mm，长度1800mm的螺纹锚杆，间距800mm，排拒为800mm，每根锚杆采用一根MSCK2340mm型快速树脂锚固剂和一根MSCK2360型中速树脂锚固剂。
中间三根锚杆垂直顶板打设，两角两根锚杆分别外露15°支设。
顶锚杆扭矩力不低于100N·m，锚固力部小于100KN（25Wpa），菱形金属网格为5000×1000mm，采用8号铁丝编制，钢带采用长为3.5的5眼W型钢带。
2）锚索采用§15.24mm，长为6m的1860级钢绞丝，沿钢带两边第二眼左右交替成“W”布置，间距为2.4m在巷道各交叉口处钢带两边第二眼以及顶板破碎处补打锚索，每根锚索采用一根MSCK2340型快速树脂锚固剂和两根MSCK型中速树脂锚固剂。
锚索张开预警紧力不小于120KN（30Wpa）,承载能力不小于230KN（57.5Mpa）。
3）两帮采用可回收铁锚杆加菱形金属网（规格为5000×1000mm）支护，呈正网格布置。
帮锚杆布置为3排，上排打眼位置距顶板300mm，向上倾角15°；下排打眼位置距底板500mm，向下倾角15°；中排在上排和下排中间垂直于煤壁打眼，排拒为600mm，间距800mm，安装铁托板（200mm×200mm）紧固锚杆，并用力矩扳手检查紧固力不小于50N.m，锚杆外露长度≦50mm。
二、支护形式、工艺及要求
1、临时支护形式：
a、采用吊挂式前探梁作为临时支护，前探梁采用§75mm的圆形钢管，其长度计算方法为：
最大控顶距1600mm+两钢带间离800mm+外露300mm﹦2700mm。
b、连接环采用100mm的扁钢和32mm螺母焊接成§100mm的圆环；
c、采用圆木加工成1500mm、宽300的背板和长300mm、宽150mm的楔子。
d、加工上述a、b两套各拧紧于距煤帮950mm顶部的外露锚杆上。
掘进爆破后要及时前探梁并用背板或楔子接顶加牢，在前探梁支护的掩护下出煤（矸）、支设锚杆（锚索）。
爆破前最大控顶距不大于10mm，爆破后最大控顶距不大于1600mm。
。
2、临时支护工艺、工序及要求：
1）掘进机割出一排后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开头和磁力启动器的隔离开关。
非专职司机严禁操作掘进机。
操作人员站在正式支护下，用大于2.5M的长柄工具处理顶帮得活矸（煤），由外向里打顶锚杆。
2）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强帽柱支护后方可继续施工。
3）打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打起其他锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打起所有锚杆后，再打帮锚杆。
4）每个掘进头必须配备4根金属摩擦柱。
摩擦柱必须紧跟桥式输送机。
3、、锚杆支护工艺及要求
1）割煤够一排锚杆距离→操作人员推机用长柄工具处理顶帮活矸及煤，并进行敲帮问顶→开始打顶锚杆→后打帮锚杆。
2）锚杆间距按设计要求布置，扭力矩和锚固力达到要求。
3）巷道超挖超过300mm，必须在其旁边补打锚杆。
4）锚杆螺纹部分或麻花体必须清理干净，保证锚固剂质量。
5）煤体锚杆眼必须用掏勺将眼内煤粉掏净。
a、安装帮锚杆：
1）帮锚杆必须从上往下打。
2）打帮锚杆前，两帮煤壁必须砍直砍平，煤壁严禁有凹凸不平现象。
3）帮锚杆必须按设计尺寸，成排成行。
4）帮锚杆眼孔深度要严格控制。
因此在钻孔时必须要在杆体上做标记，检查孔深是否合格，最大深度不能超过杆长加30mm。
5）外托板必须紧贴煤帮，不得掉空。
6）帮锚杆滞后工作面的最大距离不得超过6m。
5、铺连网支护技术要求：
b、作业前准备：
1）准备好联网钩、联网丝，把所用金属网运到作业地点。
2）检查作业地点顶板、支架、煤壁情况，有问题处理后再进行作业。
3）掘进巷道顶网和帮网均采用5000mm×1000mm的菱形金属网，顶网长边垂直于巷道中心线铺设，每掘进够一循环后就铺网一次，铺顶网时，要求相邻网边必须搭接，搭接茬为100mm,每隔200mm用14号双股铁丝连接一道，拧紧不少于3圈，顶网靠两煤壁相差不得超过±50mm，帮网每掘够5000mm后铺设一次，长边沿巷道走向铺设，顶网和相邻帮网搭接，搭接茬为100mm，每隔200mm用14号双股铁丝连接一道，并拧紧不少于3圈。
c、正常作业：
1）铺网时，先展网、挂网、将网头搭接到原网头上，短边搭接，长边对接，搭接长度不小于200mm，将金属网沿工作面平行对接铺设，并用联网丝联接。
2）使用长400mm的14#镀锌铅丝双股对折进行联网，每150mm联一扣，且联网丝扭结的圈数不少于三圈，并压好接头。
3）展网时，必须两人同时操作，两人动作协调，用力均匀把网铺平、铺展、拉紧，不准留有网卷头。
4）在机道联网时，必须停止刮板输送机。
5）联网必须使用联网钩。
附图3：
锚杆支护布置图
4、锚索支护工艺及要求
1）工作打眼→上药卷安装锚固钢绞线→上钢带及垫片→用千斤顶预紧钢绞线→用切割器切掉钢绞线外露超长部分。
2）接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。
3）搅拌器一定要插入钻机底，钢绞线要插进搅拌器底部，装药卷过程中要专人护住钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。
4）钢绞线锚固后，及时上托板预紧钢带。
5）张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。
6）如巷道较高需搭设支架时，必须搭设牢固，不允许站在输送带上锁锚索。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、本面所掘巷道是沿煤层顶底板掘进，已经构成通风系统，具备上综掘条件，巷道掘进时采用EBZ132A型掘进机沿煤层底板割煤并自行装煤的施工方法。
采用先掘后支的施工方法，即先采用掘进机开掘煤巷，再进行锚杆支护。
第二节凿岩方式
一、机械施工方式
皮带巷掘进采用EBZ132A型综掘机沿煤层顶底板截割并自行装煤，由刮板机和带式输送机运至煤仓。
1、生产工艺流程：
开机前准备→掘进机割、装、→运材料、清浮煤→临时支护→锚杆支护→下一个循环。
2、检修工艺流程：
检查前准备→检修掘进机个部位、加油、更换截齿，检修各部位刮板输送机、带式输送机及延伸，下料、其他工作→正常掘进。
3、掘进机截割工艺：
掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道中，由巷道下中部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由下向上进行截割，进刀深度以0.5m为宜，待截割完毕且打完锚杆后，再进行下一个循环，往复进行。
第三节装载与运输方式
一、装载与运输方式
1、装煤、运煤：
机掘时由掘进机装载部自行装煤，通过掘进机第一运输机、桥式转载机将煤装载到带式输送机和刮板输送机运到煤仓。
2、材料及设备运输：
材料及设备等材料由主斜井无极绳送至井底，再利用小绞车运输到工作面。
第三节管线及轨道敷设
一、风筒直径为600mm,应靠巷道的下帮吊挂，靠顶不得超过100mm，靠帮不得超过200mm必须做到逢环必挂，吊挂要平直整齐，不影响运输和行人。
风筒出风口距工作面煤壁的距离不得大于5m，遇巷道超高，顶部要采取防瓦斯积聚措施。
二、水管（静压、排水）、液管、气管必须整齐地挂在巷道上帮线钩上，每隔1m挂一组，严禁用铁丝捆绑在帮锚杆上或帮网上，悬挂高度距底板不低于1m，距工作面不超过20m。
锚杆机，液管挂在巷道上帮，电缆钩以下。
为便于延长、检修，风水管路，应每隔50m设置一个闸阀和一个三通，液管紧跟工作面，以满足洒水需要。
三、各类电缆必须悬挂在上帮电缆钩上（行人侧），距顶板300mm，悬挂高度不低于1.6m且每钩只能挂一根电缆，电缆钩每1m一个，通讯电缆与电力电缆间隔不得小于100mm，铺设在电力电缆上方。
管线及轨道敷设方式见下表9
序号
名称
规格型号
数量（m）
吊挂方式
与工作面
间距（m）
轨枕间
距（mm）
轨面高低差（mm）
轨道接头
间隙（mm）
1
风筒
∮600m
630
悬吊
不大于5
2
风管
4寸纳米管
300
悬吊
不大于30
3
水管
4寸纳米管
1060
悬吊
不大于30
4
电缆线
300
电缆钩
不大于30
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式与供风距离
本开拓大巷根据工作面的布置，掘进供风采用局部通风机压入式通风，为了实现各掘进工作面“双风机、双电源、自动切换”选用2台FBD-2-NO5型局部扇风机，风筒直径为600mm。
最长供风距离为320m，风筒出口距离工作面不得大于10—15m。
二、通风系统
运输大巷
新鲜风：
主斜井（副立井）→9#盘区运输巷→局扇→运输大巷工作面。
污风：
工作面→联络巷→9#专用回风巷→9#总回风巷→主扇→地面。
附图6：
通风系统图
三、掘进工作面风量计算
（一）本掘进工作面风量的计算，按下列因素计算取最大值
1.按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q×k，m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面所需风量，m3/min
q—工作面瓦斯平均绝对涌出量,根据2008年瓦斯鉴定批复文件，瓦斯平均相对涌出量为6.14m3/min则：
q＝6.14×300000×30％/24×330×60＝1.16m3/min
K—瓦斯涌出量不均衡系数，1.4-2；
Q掘=100×1.16×1.8=208.8m3/min
2.按二氧化碳涌出量计算
Q掘=100×q×k，m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面所需风量，m3/min
q—工作面二氧化碳平均绝对涌出量，根据2008年瓦斯鉴定批复文件，二氧化碳平均相对涌出量为8.54m3/min，则：
q＝8.54×300000×30％/24×330×60＝1.61m3/min
K—二氧化碳涌出量不均衡系数，1.4-2；
Q掘=100×1.21×1.61=194.8m3/min
3.按炸药量计算风量
Q掘=25×A
式中：
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量；
Q掘=25×4=100m3/min
4、按工作人员数量计算：
Q掘=4N
式中：
N——掘进工作面同时工作的最多人数
则Q掘=4×15=60m3/min
5、本掘进工作面按局部通风机吸风量计算：
根据我矿掘进条件和实践，选取FBD-2-NO5型2×5.5kw的局扇2台，并实现“双风机、双电源”自动切换，600#双反边风筒。
Q掘=Q扇＋15S
式中：
Q扇——掘进面局部通风机额定风量取250m3/min
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