51112巷爆破措施最终版.docx
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51112巷爆破措施最终版
11-2#层311盘区51112巷爆破
施工安全技术措施
11-2#层311盘区51112巷由机掘六队施工，在掘进过程中会遇到特殊情况需要采取爆破方式施工。
为了保证巷道的施工安全和工程质量，特编制本措施，有关单位和人员必须严格执行。
一、适用范围
1、井下掘进绞车窝、水泵窝、工具间等单项工程需爆破作业的。
2、巷道掘进过程中，过断层、过冲刷、过陷落柱等地质构造需爆破作业的。
3、巷道调坡、起底、挑顶、打夹石需要爆破作业的。
4、巷道煤层薄、岩石坚硬，掘进机无法掘进的。
5、其它临时性爆破作业工程。
二、巷道简介
11-2#层311盘区51112巷
1、巷道断面：
矩形。
2、巷道规格：
掘宽4.5m，掘高2.8m。
3、巷道长度：
400m。
4、巷道走向：
南北走向。
5、巷道坡度：
随煤层顶板变化而变化。
6、开口位置：
在81112切巷北帮距311-4轨西帮向西108.5m处开口向北掘进51112巷。
7、煤层情况：
11-2#煤厚1.7～2.7m，平均约2.34m。
煤层倾角1.0°～5.0°，平均2.5°。
煤层简单无夹石，煤体为原生煤。
8、巷道坡度：
随煤层顶板变化而变化。
9、影响掘进的其它地质情况
瓦斯：
瓦斯绝对涌出量0.15m3/min，相对涌出量0.04m3/t。
CO2：
CO2绝对涌出量0.4m3/min。
水：
最大涌水量3.6m3/h，正常涌水量2.4m3/h。
煤尘：
具有爆炸性。
煤的自燃：
煤层自燃倾向性等级为Ⅰ级，容易自燃。
煤层：
硬度f=3。
10、辅助工程：
巷道开口时在巷道东帮施工一部车场，车场长70m，东帮加宽0.5m，与巷同高。
附：
巷道布置平面图。
三、施工方法
1、施工顺序：
51112巷在在81112切巷北帮距311-4轨西帮向西108.5m处开口向北（方位角0°）掘进至指定位置。
2、施工工艺：
安全检查→打眼→气体检查→装药联线→气体检查→设置警戒→放炮→通风→气体检查→安全检查→处理残炮、拒炮→支护→其它。
3、施工方法:
（1）巷道掘进采用手持式风动煤钻和风动岩石钻打眼，人工装药爆破的方法施工掘进。
除巷道施工外，巷道施工必须沿11-2#煤层顶板掘进，保证见顶见底，巷道不够高处起底掘进。
严禁超高欠高。
巷道底板坡度要保持平缓，防止出现高低凸凹现象。
（2）爆破落下的煤矸由EBZ-220（H）掘进机装运到本巷80桥式转载机、SJ-80皮带输送机上再转运到81112切巷SJ-80皮带输送机上，再转运到311-4皮皮带输送机上，进入矿井北部运煤系统运走。
（3）巷道施工采用一次施工达到设计要求的施工方法。
爆破施工时以“多打眼、少装药”为原则。
（4）巷道断面为矩形，巷道掘进必须按给定的中线掘进，巷道中线至任何一帮的允许误差：
优良品0～+100mm。
施工时巷道必须沿煤层顶板掘进，巷道高度允许误差：
优良品-50～+200mm。
（5）永久支护采用锚杆、锚索联合支护，在顶板破碎时采用锚杆、锚索钢梁护顶网联合支护。
采用MQT系列风动钻机打、装顶部锚杆和锚索，采用ZQS手持式风动锚头打注帮锚杆。
（6）每次出煤前必须先补顶帮支护，待永久支护全部补完后方可清理，打下部眼。
（7）爆破施工前必须将掘进机退后大于10米且切割头落地，永久支护必须齐全有效紧跟到工作面。
（8）爆破施工前必须将附近可能被爆破危及的管线设备移走或掩护好,防止放炮打坏。
4、凿（岩）煤方式
（1）凿岩方式：
爆破凿岩。
（2）打锚杆支护眼和锚索支护眼采用MQT-120/2.0型锚索机，六角中空钎杆及其配套钻头。
打爆破煤眼和护帮锚杆支护眼采用ZQS-50/1.6型手持式气动钻及其配套麻花钻杆和钻头。
打爆破岩石眼用7655型风钻及其配套钎杆和钻头。
压风风源：
11-2#层311盘区压风机房硐室空压机站。
迎头风压不小于4MPa。
（3）凿岩设备配置表
名称
型号
数量
动力
煤钻
ZQS-50/1.6
2
311盘区空压机
锚杆机
MQT-120/2.0
2
311盘区空压机
岩钻
7655
2
311盘区空压机
5、爆破作业
（1）爆破条件：
1）浮煤、杂物堵塞巷道断面不得超过三分之一；
2）临时支护跟到工作面，锚杆支护距工作面小于0.8m，锚索支护符合规定要求；
3）爆破前后，加固爆破地点10m以内的支护；
4）围岩稳定，支护可靠有效，无其它安全隐患；
5）备用支护材料到位；
6）工作面风量符合供给要求；
7）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度小于0.8％；
8）炮眼内无异常，温度正常，无瓦斯涌出迹象，无透水征兆；
9）警戒设置到位。
（2）掏槽方式：
采用垂直楔形掏槽。
（3）炮眼布置图和爆破说明书：
炸药均为三级煤矿许用粉状乳化炸药，采用正向装药方法，雷管均为8号煤矿许用电雷管：
掏槽眼使用1段毫秒延期电雷管；辅助眼使用2段毫秒延期电雷管；周边眼使用3段毫秒延期电雷管；底眼使用4段毫秒延期电雷管，总延期时间为98毫秒，MFB-200型矿用起爆器起爆。
a、炮眼布置图
b、爆破说明书
表1爆破原始条件
序号
项目
单位
数量
序号
项目
单位
数量
1
掘进断面
m2
12.6
5
煤岩系数
f
3-5
2
炮眼深度
m
1.8/1.6
6
瓦斯浓度
低
3
炮眼数目
个
37
7
涌水量
m3/h
2.4
4
雷管数目
个
37
8
炸药用量
kg
17.1
表2炮眼布置及装药量
炮眼
名称
编号
眼深
（m）
倾角
水平
垂直
三级煤矿许用乳化炸药
8号煤矿许用电雷管
装药量
（㎏）
充填量
（m）
封泥
长度
爆破
顺序
联线
方式
充
填
掏
槽
眼
1~6
1.8
730
900
Φ35
1段毫秒延期电雷管
0.9×6
0.84×6
≥0.5m
1
大
串
联
充
满
填
实
辅
助
眼
7~15
1.6
900
900
Φ35
2段毫秒延期电雷管
0.3×9
0.28×9
≥0.5m
2
周
边
眼
16~29
1.6
830
900
Φ35
3段毫秒延期电雷管
0.3×14
0.28×14
≥0.5m
3
底眼
30~37
1.6
900
830
Φ35
4段毫秒延期电雷管
0.6×8
0.56×8
≥0.5m
4
合计
37
17.1
15.96
表3预期爆破效果
序号
项目
单位
数量
序号
项目
单位
数量
1
炮眼利用率
%
85
5
每m炸药消耗
Kg/m
11.4
2
循环进尺
m
1.5
6
循环炮眼长度
m
60.4
3
循环爆破煤岩实体
m3
18.9
7
单位体积雷管消耗
个/m3
1.96
4
单位体积炸药消耗
Kg/m3
0.91
8
每m雷管消耗
个/m
24.67
3）装药结构示意图（以掏槽眼为例）：
4）放炮警戒点
各警戒点必须在距放炮点100米以外的安全硐室内，由当班干部亲自布设，由两人在警戒点境界，每处警戒人员必须避开放炮时煤块可能飞溅的方向，放炮完成后，须有班组长以上干部去撤销警戒。
四、支护工艺
（一）临时支护形式及参数
1、临时支护采用机载液压前探支护，工作面割煤后，在进行锚杆支护前先将机载前探支护顶架到工作面升起接顶、起到支护作用，保证支护人员安全。
临时支护采用ZLJ-4机载式超前支护。
ZLJ-4机载超前支护主要技术参数表
额定工作压力
Mpa
21
最大工作压力
KN
13
额定供液压力
Mpa
16
额定初撑力
KN
10
护顶面积
M2
2.5（长）×2.0（宽）
整机重量
Kg
1885
配接掘进机后最大支护高度
m
4.5
配接掘进机后最小支护高度
m
2.6
机载临时支护装置主要由顶架、主架、折叠缸、升降缸、支撑缸、双向锁、高压油管路、多路换向阀等组成。
工作原理：
由掘进机的液压泵站供油，推动换向阀使液压油通过分流集流阀进入双向锁和支撑油缸、折叠油缸，使顶架打开升起。
推动升降油缸使主架升高，通过三组油缸的协调操作使顶架、主架调整到所需要的高度、角度并达到所需的支撑力后停止。
安装方法：
将掘进机切割电机前后销轴更换为与机载超前配套的长销轴，以此为基点、依次安装机载超前支护装置各构件。
专用泵站通过自制泵站架与掘进机后部固定，采用独立的液压及操作系统。
必须严格按照说明书及厂家技术人员的指导安装，保证各部件及整体强度，各系统正常运行。
2、临时支护工艺、工序及要求：
（1）当掘进机切割完一个支护间距后，将机组退后，截割头落地，必须把机组开关置于“闭锁”位置，使切割电机无法起动。
先检查支护装置各部位零部件及管路是否完好，再操作二位三通阀使液压油切换到支护装置的油路。
支护工把所用的钢带放在顶架上，使顶架上的磁铁将其吸住。
掘进机司机推动支护装置的支撑缸和折叠缸液压控制手柄，主架和顶架由折合状态慢慢平稳打开，达到所需要的角度和位置时松开两操作手柄；再推动主架的升降缸操作手柄使主架升起达巷道顶板高度，油缸必须推拉到位将钢带被压紧至顶板并达到一定的支撑力。
然后就可以在掘进机机载临时支护的保护下安全的钻孔、上锚杆。
锚杆支护完毕后，先把主架下降到最低位置，再折合顶架，直到顶架压到掘进机上为止，然后推动二位三通阀切换到掘进机掘进所需的油路，继续进行掘进作业。
（2）机载临时支护装置应由掘进机司机和两名支护工负责操作。
掘进机司机负责操作本装置，一名负责观察顶板协调指挥，另一名负责把钢带放到顶梁架上。
（3）机载临时支护装置未使用前，严禁任何人员进入空顶区。
当巷道支护高度不够时，应先落下支护装置，再抬前铲板并在铲板下垫入枕木，然后再升高支护装置。
严禁在支护装置打开状态下抬高炮头，否则将严重损坏本装置。
（4）作业过程必须加强现场顶帮管理，施工过程中发现顶帮压力增大、顶板急剧下沉、顶板离层、顶帮有响声、片帮严重等情况时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员，待顶帮稳定后，再进行安全检查及由外向里加强顶板支护（如支设临时木柱）后，方可继续施工。
3、当机载超前支护出现故障或因其它原因无法使用时采用滑移顶丝式前探支护。
1）临时支护采用滑移顶丝式前探梁。
每根前探梁分别插入到固定在工作面的两排锚杆下端的框架上。
前探梁用顶丝通过框架及时顶起接顶。
2）前探梁规格：
4m长的10#槽钢，数量4根。
3）框架：
框架用10mm扁钢焊制，在框架上端中部开口焊接M20螺母，在框架下端中部开口焊接M30螺母，框架上端固定在永久支护锚杆上，螺母与锚杆必须拧紧，前探梁顺巷道掘进方向插入框架内，用顶丝通过框架下端M30螺母顶起接顶。
4）移前探梁时，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥,2人移前探梁。
在临时前探支护未移入工作前，严禁人员进入空顶区。
5）加强顶帮管理，施工过程中发现顶帮压力大、顶板离层、顶帮有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶帮稳定后，再进行安全检查及由外向里加强顶板支护（如支设临时木柱）后，方可继续施工。
6）当顶板严重不平或巷道开口无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，必须支设带帽点柱作为临时支护，并进行割一排，支护一排锚杆。
7）爆破完成后，经“四位一体”的安全检查，进行敲帮问顶，将零皮、马棚、片帮、伞檐、活石等不安全隐患全部彻底处理后，确认安全，在支护可靠的顶板下面及时推移前探梁到工作面，并用刹顶木刹紧背牢。
严禁在空顶下面停留作业。
8）施工上山巷道与下山巷道时，前探梁必须有可靠的防滑、防坠措施。
9）巷道掘进时，应备用刹顶木、木楔子，整齐码放在工作面指定位置。
10）前探梁的备用材料数量
备用框架4个，前探梁1根，顶丝4根。
附：
临时支护平、剖面图。
（二）永久支护形式
1、顶板锚杆支护
锚杆支护每排5根锚杆，间排距为900×1000mm，以巷道中心线对称布置。
用锚杆（索）机钻打眼，孔深1.68-1.71m,用φ18×1800mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆、4100×220×3mm五眼钢带支护顶板；顶板不平整时，用φ18×1800mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆、250×250×10mm钢托板支护顶板。
每根锚杆用一卷超快速CKB-2360红色树脂药凝固。
顶锚杆与顶板夹角不小于75°，锚杆预紧力不得低于200N.m/根，单根锚固力不低于110KN,及时紧固。
失效不合格的锚杆必须重新补打。
锚杆外露长度10mm-40mm。
2、顶板锚索支护
锚索支护每排2根锚索，间排距为1800×3000mm，以巷道中心线对称布置。
用锚杆（索）机钻打眼，孔深5.7m，用φ17.8×6000mm钢绞线、350×350×10mm钢托板支护顶板；顶板压力较大时用φ17.8×6000mm钢绞线、三眼矿用11#工字钢梁支护顶板，三眼矿用11#工字钢梁长3.9m，眼距1.75m。
每根锚索用一卷超快速CKA-2360黄色树脂药和一卷超快速CKB-2360红色树脂药凝固。
锚索孔与顶板夹角不小于87°，锚索预紧力不得低于80KN/根，单根锚固力不得低于270KN,及时张紧。
松动不合格的锚索必须重新补打。
锚索外露长度150mm-250mm。
3、护帮支护
巷道两帮为煤巷或半煤岩巷时采用护帮支护。
（1）支护形式：
巷道两帮均采用锚杆、菱形金属网和单眼钢带护帮。
护帮锚杆：
φ18×1800mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆，菱形金属网：
长×宽=3700×2000mm，护帮钢带：
450×220×3mm单眼钢带。
（2）支护规格：
护帮锚杆采用五花眼布置，间距1.6m，前进方向排距1.5m，两排锚杆正中心位置打一根锚杆，上锚杆距顶板250mm。
锚杆垂直巷帮，M20机制螺母拧紧，巷道两帮铺菱形金属网，网要铺平、铺展紧贴巷帮，网与网必须连接成一体，用单眼钢带将网压紧。
网与网之间要求无缝连接，对（搭）接合理，拆下本身铅丝，织成整体。
为了防止静电传导，每隔100m打一张双抗拉伸网，双抗拉伸网：
长×宽=10000×2000mm。
护帮锚杆钢带板竖直布置，上部锚杆钢带板平行顶板布置。
护帮锚杆预紧力不得低于150N·m/根，单根锚固力不得低于110KN，及时紧固。
失效不合格的锚杆必须重新补打。
护帮锚杆外露长度10mm-40mm。
4、车场处永久支护：
顶板支护和护帮支护均同正巷支护。
5、巷道各交叉点、搬角处均增加支护数量，顶板的锚杆排间距不大于800×800mm，保证锚杆之间及锚杆与巷帮的距离不大于0.8m，锚索排间距不大于2000×1600mm。
各巷道十字交叉点处顶板形成的矩形四条边以及搬角处，均需要打三眼锁口梁，加强顶板支护。
三眼钢梁长3.9m，眼距1.75m。
6、进巷前，检查原有支护，不合格的重新支护；因修整规格、片帮等原因造成巷道一侧超宽时，必须增加锚杆锚索，使其排间距满足本措施规定。
7、当遇断层或出现顶板压力大、顶板破碎时：
顶板锚杆支护为锚杆+五眼钢带（或锚杆单点钢托板）并铺菱形金属网（长×宽=3700×2000mm），必须缩小锚杆锚索支护间排距增加支护密度：
顶板的锚杆排距不大于800mm，并且割一个支护排距、支护一排锚杆，锚杆最大空顶不大于1.0m；锚索排距不大于1600mm，并且割一个支护排距、支护一排锚索梁锚索最大空顶不大于2.0m。
同时锚索支护使用φ17.8×8000mm钢绞线、三眼矿用11#工字钢梁支护顶板，三眼矿用11#工字钢梁长3.9m，眼距1.75m，边锚索要打成斜拉65°深入巷道煤柱侧，不接顶处用刹顶木刹顶，且刹紧背牢。
铺设顶网时要全断面铺网，顶网要顺巷布置。
网要铺平铺展，搭接并压紧。
8、当遇断层或出现顶板压力大、顶板破碎时巷道顶板需铺设菱形金属网，顶网和护帮网必须用铅丝相连接并连接良好，顶网和护帮网搭接合理，搭接长度不小于200mm，连接处使用拆下的本身铅丝，织成整体，顶网与护帮网要无缝连接，对（搭）接合理，搭接处联网孔要每隔100mm双丝双扣相连，用14#铅丝扭结呈“三花状”绑扎牢固，扭结不少于3圈。
护帮上排锚杆要打成65°角锚杆。
顶网必须绷紧、铺平、铺展紧贴顶板，顶网网与网之间要求无缝连接成一体，拆下本身铅丝，织成整体，用钢带或锚杆单点钢托板将顶网压紧，网与网之间要求搭接不小于200mm，对（搭）接合理，搭接处联网孔要每隔100mm双丝双扣相连，用14#铅丝扭结呈“三花状”绑扎牢固，扭结不少于3圈。
附：
巷道支护断、平面图
（三）永久支护材料及规格
顶板锚杆支护：
（1）锚杆：
φ18×1800mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆。
（2）钢带：
W型长×宽×厚=4100×220×3mm，钢带孔φ25×80mm。
（3）垫片：
长×宽×厚=110×110×10mm凹槽四方垫，中心孔径φ20mm；球型垫；减摩垫。
（4）锚固剂：
超快速CKB-2360红色树脂药。
顶板锚索支护：
（1）锚索:
φ17.8×6000mm强力钢绞线。
（2）锁具：
KM18-1860专用锁具。
（3）锚索钢托板：
350×350×10mm钢板，中心孔径φ20mm。
（4）锚固剂：
超快速CKA-2360黄色树脂药、超快速CKB-2360红色树脂药。
护帮锚杆支护：
（1）锚杆：
φ18×1800mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆。
（2）单眼钢带：
W型长×宽×厚=450×220×3mm，钢带孔φ25×80mm。
（3）垫片：
长×宽×厚=110×110×10mm凹槽四方垫，中心孔径φ20mm；球型垫；减摩垫。
（4）锚固剂：
超快速CKB-2360红色树脂药。
（5）菱形金属网：
长×宽=3700×2000mm。
每根顶、帮锚杆用超快速CKB-2360红色树脂药一根，锚固段长度600mm；每根锚索用超快速CKA-2360黄色树脂药和超快速CKB-2360红色树脂药各一根，锚固段长度1200mm。
备用支护材料：
锚索梁：
三眼矿用11#工字钢，长3.9m，孔距1.75m，孔径φ20×100mm，数量30根。
锚索：
17.8×8000mm强力钢绞线，数量30根。
锚杆单点钢托板：
250×250×10mm钢板，中心孔径φ20mm，数量100块。
双抗拉伸网：
长×宽=10000×2000mm，数量30卷。
刹顶木:
60mm木板或150×150mm方木，数量30块。
圆木：
直径φ20cm，数量30根。
（四）支护顺序
（1）先安全检查→临时支护→顶板锚杆支护→顶板锚索支护→护帮支护。
（2）顶板锚杆、锚索支护均由外向里逐根逐排，每排先支护中间后支护两边，一根未支护完毕不得施工下一根。
（3）护帮由外向里、从上到下进行，上部护完毕（压好网，M20机制螺帽拧紧），方可进行下方护帮。
（五）支护状态
（1）放炮前及每次交接班前，锚杆支护到工作面距离不得大于0.8m，临时支护紧跟到工作面；放炮后锚杆支护到工作面距离不得大于一个支护排距与一个循环进度之和（不得大于2.3m），并在临时支护条件下及时进行永久支护。
（2）放炮前及每次交接班前，锚索支护到工作面距离不得大于1.8m；放炮后锚索支护距离工作面不得大于1个锚索排距与一个循环进度之和（不得大于4.3m），并在临时支护条件下及时进行永久支护。
（3）当工作面因故临时停掘时，定帮永久支护紧跟到工作面，空顶距为零。
（六）支护质量要求
1、顶锚杆支护要求
（1）严格按照中线和排间距布置锚杆，锚杆排间距误差不超出±100mm。
（2）顶锚杆与顶板夹角不小于75°。
（3）锚杆孔应避开围岩层理、节理、裂隙面；钢带板垂直巷道布置，裂隙发育时要与主要裂隙垂直。
（4）锚杆螺帽必须用加长扳手或力矩扳手拧紧，锚杆预紧力要求达到200N·m，单根锚固力不低于110KN。
（5）锚杆孔深1.68-1.71m，锚杆末端拧螺母后外露长度10-40mm。
2、锚索支护要求
（1）严格按照中线和排间距布置锚索，锚索排间距误差不超出±100mm。
（2）锚索孔与顶板夹角不小于87°。
（3）锚索孔深5.7m，锚索外露长度上锁具后，必须控制在150-250mm。
（4）锚索预紧力不低于80KN，单根锚固力不低于270KN。
（5）锚索梁要接顶良好，必要时，用刹顶木或木楔子背紧。
3、护帮网、顶网支护要求
（1）严格按照规程规定的排间距打眼，锚杆横竖成行。
（2）钢托板必须紧贴围岩，帮托板垂直巷道底板布置，顶锚杆托板长边和网边对齐。
帮锚杆孔与围岩夹角不小于75°。
（3）菱形金属网网与网之间要求无缝连接，对（搭）接合理，用本身铅丝织成整体，连接两网时要对齐，不能有明显错位，网要铺平、铺展紧贴巷帮，用单眼钢带将网压紧。
（4）铺网时把网拉紧并紧贴煤壁或顶板。
铺网后的网不得有松垮现象，否则必须重新挂网确保网紧贴煤帮。
（5）锚杆锚固前必须将锚杆眼内煤、岩粉清净，锚杆头麻花体必须保证干净，不得有氧化皮、煤泥等，保证锚固质量。
（6）护帮工作开始前，必须先用2米以上的长柄工具将作业区段的马棚、片帮、活煤等隐患全部处理掉，确认安全后方可施工。
（7）锚杆必须采用M20机制螺母紧固，外露长度控制在10-40mm，帮锚杆预紧力要求达到150N·m，单根锚固力不低于110KN。
（8）如发现铺网处煤帮严重炸帮或有扯网等不安全隐患，必须向队值班室汇报，并由当班干部现场指挥，负责组织处理。
处理后，重新打锚杆铺网，否则不得进入工作面作业。
4、锚杆锚索施工后，要定期逐根进行复拧，测试预紧力，防止自然卸载松动。
（七）支护作业安全技术措施
1、护顶、护帮及打锚索前，均必须认真进行敲帮问顶，将作业区段的马棚、片帮、活石、聋煤岩等全部处理掉，并将影响范围内的设备全部切断电源并闭锁，经当班干部检查安全无误后方可开工。
2、支护作业应搭好稳固可靠的工作平台，利用高凳或梯子作业时，必须安排人员将高凳或梯子扶牢。
严禁人员蹬切割臂或切割头作业。
3、严禁空顶、空帮下作业。
严禁超空顶作业。
4、支护作业时，上方的工具材料必须抓牢、放稳，防止掉下伤人。
5、交接班时必须及时将永久支护跟到工作面，严禁给下一班留空顶。
6、点柱必须支在实底上，垂直底板、与顶板打紧打牢；支柱作业应由4人进行，一人扶柱，一人递料及工具，一人扶凳，一人站在高凳上安柱帽并打紧。
7、不准在开动的机械设备上进行任何作业。
五、通风
1、11-2＃层311盘区51112巷施工过程中，采用压入式通风，局部通风机及其控制开关安设在距回风口大于10m的进风巷道中。
最长供风距离530m。
2、工作面风量计算
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道瓦斯、CO2涌出量、风速、人数、局部通风机实际吸风量等规定要求分别进行计算，然后取其中最大值。
风量计算
（1）按CH4、CO2涌出量计算
Q掘CH4＝125•q掘CH4·K掘CH4m3/min
Q掘CO2＝67·q掘CO2·K掘CO2m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面风筒末端的实际需要出风量，m3/min；
qCH4—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，取qCH4＝0.15m3/min，采用抽放的掘进工作面，应扣除瓦斯抽放量进行计算；
qCO2—掘进工作面回风流中平均绝对CO2涌出量，取qCO2＝0.4m3/min；
K掘CH4—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取2，如果实际测定值大于2时，取实际测定值（实际测定值为正常生产条件下
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