织金县金龙川煤矿11602运输巷掘进设计方案.docx
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织金县金龙川煤矿11602运输巷掘进设计方案
织金县金龙川煤矿11602运输巷掘进设计方案
第一章概况
第一节概述
一、概况
11602运输巷从测点2J5处开口,设计按113º方位角,+18º坡度掘进,揭穿M16#煤层后,按72º6′方位沿M16#煤层顶底板掘进。
二、巷道名称
11602运输巷
三、巷道用途
11602采面运输、行人、进风、运料等用。
第二节编写依据
一、《煤矿安全规程》
二、《煤矿安全技术操作规程》
三、《金龙川煤矿开采设计方案》
四、《金龙川煤矿安全专篇》
五、《防治煤与瓦斯突出规定》
六、《煤矿防治水规定》
七、《矿井通风安全监测装备标准》。
八、《煤矿安全生产条件基本规定》(国办发[2003]58号)。
九、《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-94。
十、《矿井防灭火规范》(试行)。
十一、《矿井通风安全装备标准》。
十二、已审批的金龙川煤矿(整合)《开采方案设计》、《安全专篇》。
十三、掘进各工种操作规程、岗位责任制以及矿有关安全、技术管理规定和制度。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称
一水平
地面标高(m)
+1485~+1530
井下标高(m)
+1365.3~+1372.9m
地面的相对
位置及建筑物
目前掘进工作面在矿2采区,地面主要为山坡地。
井下位置及
掘进地面
设施的影响
11602运输巷从测点2J5处开口,设计按113º方位角,+18º坡度掘进,揭穿M16#煤层后,按72º6′方位沿M16#煤层顶底板掘进。
该掘进工作面地表无水库、河流、铁路及重要建筑物,且该掘进工作面埋深较深,掘进期间对地表无影响。
邻近采区
开采情况
该掘进工作面上部85米是设计的11602回风巷,东面是主斜井;西面未布置;南面未布置。
下部保护层M17#煤层已开采结束。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
M16煤层:
该煤层是矿区煤组中最上一个可采煤层,产于煤组中段的中部靠下的粉砂岩中,该煤组一般以辅标为顶板,辅标在局部地段尖灭,煤层则以粉砂岩或细砂岩为顶板,辅标于煤层间普遍有泥质粉砂岩或粉砂质泥岩作为伪顶,其厚度变化较大。
直接底板为灰色泥岩。
煤层为黑色、半暗型至半亮型、块状煤,由亮煤和暗煤组成细条带状结构。
该煤层一般由两个煤分层与一层夹石组成,上、下层普遍呈单一结构,下层中个别点见被薄层夹石。
煤层厚度1.4~1.9米,一般厚度1.7米。
煤层夹石多为泥岩或粉砂岩,少数为泥质粉砂岩,厚度变化较大。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
1、瓦斯涌出量
根据贵州省能源局文件黔能源煤炭(2012)498号《关于请求审批毕节市2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复,金龙川煤矿瓦斯绝对涌出量1.42m3/min;二氧化碳绝对涌出量0.68m3/min。
2、M16煤层突出危险性
2012年9月经煤炭研究总院沈阳研究院鉴定:
m16煤层为突出煤层,金龙川煤矿为突出矿井。
3、M16煤层自然倾向性:
根据贵州煤田地质局试验室2013年8月为金龙川煤矿所有作《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》,M16煤层自燃倾向为三类(不易自燃煤层)。
第三节地质构造及水位地质
1、地质情况:
从11702运输巷揭露情况分析,该掘进工作面内北面上部120米远处有F7、F5断层构造,预测在掘进过程中会遇到次生小构造,施工过程中地质人员应随时收集和掌握地质变化情况,如有异常及时采取有效措施,以确保施工安全。
2、水文地质情况:
从现有的水文地质资料分析,该段掘进巷道水文地质情况简单,主要水害为顶板砂岩裂隙水及地表水的补给;为了确保安全,施工中严格执行“有掘必探、先探后掘、长探短掘”的探放水原则。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
11602运输巷从测点2J5处开口,设计按113º方位角,+18º坡度掘进,揭穿M16#煤层后,按72º6′方位沿M16#煤层顶底板掘进130m后开切眼。
一、巷道断面
11602运输巷巷道断面形状为:
梯形,巷道净宽3200mm,巷道净高:
上帮:
2400mm,下帮:
2000m,断面积为:
S净=7.04m2。
见附图:
断面图。
见附图:
11602运输巷布置图
第二节矿压观测
一、观测内容
矿压观测内容:
顶板观测,压力的显现及变化观测。
加强技术管理,要搞好矿压观测,搞好支护质量与顶板动态监测监控。
遇地质变化要及时修改作业规程或制定补充措施。
二、矿压观测方法
听声音看巷壁,局部冒顶增多,顶板漏粉掉碴,出现断裂甚至出现巷壁下沉,可以听到顶板断裂声,响声沉闷。
第三节支护设计
因M16以粉砂岩或细砂岩为顶板,辅标于煤层间普遍有泥质粉砂岩或粉砂质泥岩作为伪顶,其厚度变化较大。
采用锚杆+锚梁+锚索联合支护。
一、临时支护
采用前探梁作为临时支护,前探梁使用10号槽钢,4m长、3根,吊挂采用直径为18mm钢筋做成的吊环,吊环规格为150mm
×100mm。
先将吊环拧在锚杆外露端,每根前探梁采用3个吊环,由外向里推移;至工作面后,用刹顶木前后将前探梁背紧;爆破后安装前探梁,打锚杆,永久支护到位后取下,做到工作面不空顶。
临时支护工艺、工序及要求:
(1)掘进(爆破)进度达到规定距离后,工作人员站在永久支护下,用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸(煤),并随时进行敲帮问顶工作,确保无安全隐患后,人员站在永久锚杆支护。
(2)上前探梁时,不少于3人。
(3)前探梁移到正头后,在最后一个吊环上用木楔将前探梁加固。
(4)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,待顶板稳定采取措施后方可断续工作。
(5)打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,可以先打其它锚杆后,退出前探梁再打剩余锚杆,必须是打齐所有顶锚杆后,才准打帮锚杆。
(6)顶板严重不平、巷道开口、巷道转向无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时,必须使用3根戴帽园木支柱进行临时支护,并能全面掩护作业地点。
二、永久支护
巷道设计采用锚网+锚索+锚梁联合支护,在顶板完整、无地质构造带的条件下放炮前迎头空顶距不超过300mm,放炮后不超过2300mm,放炮后永久支护必须紧跟迎头。
在过地质构造带、顶板破碎、有淋水时,依据现场情况制定相关的补充安全技术措施。
1、支护参数:
按悬吊理论计算锚杆参数:
锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度,m;
H—冒落拱高度,m;
K—安全系数,一般取K=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m;
其中:
H岩=B/2f=3.4÷(2×3)=0.683(m)
式中:
B—巷道开掘宽度,取3.4m;
f—岩石坚固性系数,泥岩取3;
则L岩=2×0.683+0.5+0.05=1.916(m)
2、锚杆间距、排距计算,通常间排距相等,取a:
a=
式中:
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆的锚固力,50KN/根
H—冒落拱高度,取0.683m;
R—被悬吊泥岩的重力密度,取25KN/m3;
K—安全系数,一般取K=2;
a=[50/(0.683×2×25)]1/2=1.21(m)
经验算,11602运输巷锚杆间排距为800×800mm,锚杆顶锚采用高强度左旋无纵筋φ18×2500mm型锚杆;帮锚采用高强度左旋无纵筋φ16×1800mm型锚杆满足支护强度要求。
3、锚固剂:
巷道顶部每根锚杆使用Z2370树脂药卷全长锚固。
巷道两帮每根锚杆使用:
2卷Z2370树脂药卷锚固。
4、锚杆角度:
顶部中间根锚杆与铅垂线成20度夹角,其它锚杆均与巷道顶帮轮廓线垂直布置。
此外,锚杆托板必须紧贴岩面,螺母要拧紧,顶锚杆预紧扭矩不小于150N.m,帮锚杆预紧扭矩不小于100N.m。
锚杆均采用边掘边锚。
5、锚杆锚固力:
顶部锚杆设计锚固力150KN,帮锚杆预紧扭矩不小于100Nm。
6、托盘:
采用规格为120×120×5mm铁托盘。
7、锚杆布置:
设计顶、帮锚杆均为矩形布置,顶部锚杆间排拒为:
间距×排距=800×800mm、两帮壁设计锚杆间距×排距=900×900mm。
锚、网支护时,一般情况下放炮前最后一排锚杆距迎头≯800mm。
放炮后严格执行敲帮问顶制度,找净活矸、危岩后检查巷道毛断面尺寸,再进行锚网支护且锚网支护紧跟迎头。
8、铺网要求
巷道顶部和两帮均铺设金属网,金属网采用6号冷扎钢筋焊接而成,金属网长度为2000㎜,宽度为1000㎜,其网孔规格为100×100mm,顶部间隔2排锚梁加一组锚索,沿巷道顶板中线及两侧打三列锚索,锚索沿巷道方向排列,要求网与网搭接宽度不小于100㎜,网的铺设必须平整,必须紧贴巷道的顶板、帮壁。
9、锚梁要求:
顶部锚杆用一根锚梁连接,锚梁用Φ18mm螺纹钢自加工,锚梁规格为:
3200×800mm,6孔5档分布,档距800mm;巷道两帮铺设宽度为:
2000×1000mmm,。
10、锚索要求:
间隔二排锚梁加一组锚索,一组锚索由3根硬钢绞线Φ28mm×6m组成,中间安装1根、距中间2m各安装1根。
11、淋水段、顶板破碎段支护
淋水段、过断层顶板破碎段、顶板易离层冒落段,除进行锚网、锚杆、锚梁、锚索联合支护外无法控制顶板的情况下,采用架工字钢棚支护。
支护断面图:
:
第四节支护工艺
一、支护工艺:
1、锚网支护工艺及要求
敲帮问顶→临时支护→用锚杆机打眼→安装锚杆、锚索。
①定锚杆眼位
检查巷道规格尺寸是否符合设计要求,若不符合,必须先处理至符合设计要求后,按照锚杆布置要求将顶部锚杆眼位定在钢带卡槽位置,两帮锚杆按设计要求使用喷漆喷出眼位。
②打锚杆眼
锚杆采用液压锚杆机施工,用Φ19mm的六方钻杆与Φ28mm钻头配合施工顶板锚杆孔,钻孔过程中必须是短、长钎杆相结合进行施工,避免长钎杆施工时断钎伤人:
严格控制锚杆钻孔深度,误差控制在O-+50mm,锚杆钻孔要清理干净,确保树脂药卷充分发挥作用,使锚杆锚固力达到设计要求。
③锚杆安装
a作业人员进入掘进工作面前,应进行安全检查、设备检查与维护、物料准备等工作。
b首先进行敲帮问顶,及时进行临时支护,确保顶板临时支护可靠。
c检查锚杆的规格尺寸是否符合设计要求:
螺纹钢锚杆(左旋无纵肋)斜切端头(斜切45º角)是否合格,杆体有无氧化生锈现象,若有必须擦刷干净;锚固剂有无过期结块变质,包装袋有无破裂损坏,影响正常使用,必须更换。
d检查锚杆眼的眼位、角度、深度是否符合设计要求(用待安装锚杆伸入锚杆眼孔检查),若不合格必须重新打眼。
c锚杆安装工艺流程:
确定巷道顶板锚杆孔位置一装树脂药卷一装全套锚杆一搅拌药卷一停20-30s一上紧螺母一依次完成其它的顶板锚杆一用14#铅丝将金属
网扣扣相联:
确定巷道巷帮锚杆孔位置一装树脂药卷一装全套锚杆一搅拌药卷一停20~30s一上紧螺母一依次完成其它的巷帮锚杆一用14口铅丝将金属网与巷帮网扣扣相联。
f锚杆施工顺序:
由巷道顶向两侧施工。
z树脂药卷的搅拌时间约为20~30s,此后停机,但不能缩下钻机,还应保持钻机较大的推力。
h紧固螺母:
停机后缓慢降下锚杆机,调整钢托板和木托板(帮锚杆还需加装木托板)位置至设计要求,再用扭力扳手将锚杆螺母拧紧,金属网(塑料网)紧贴岩面,保证锚杆具有140N.M的预紧力。
④锚杆必须定期或定量做锚固力检验,由技术人员到现场做锚固力抽查,抽查方法是每100根锚杆为一组,每组测试不少于3根,测试结果及的汇报相关部门,锚固力测试采用锚杆拉力计进行。
⑤锚杆的安装质量必须达到要求。
锚杆的预紧力必须达到140N.M,锚固力必须达到45KN以上。
(2)锚索支扩工艺及要求
①定锚索眼位
根据巷道规格尺寸,按照锚索布置要求定锚索眼位,并做好标记
②打锚索眼
按照设计锚索眼深度、角度、用锚杆钻机打眼,使用Φ19mm的六方钻杆与Φ28mm钻头,长短钎对接配合打眼,避免长钎杆施工时断钎伤人。
严格控制锚索钻孔深度,误差控制在0~+50mm,锚索钻孔要清理干净,确保树脂药卷充分发挥作用,使锚索锚固力达到设计要求。
⑧锚索安装
a安装锚索前,应进行巷道安全检查、设备检查与维护、物料准备等工作。
b检查锚索的规格尺寸是否符合设汁要求,锚索是否合格,有无氧化生锈现象,若有必须擦刷干净:
再检查锚固剂有无过期结块变质,包装袋有无破裂损坏,影响正常使用的必须及时更换;最后检查锚索眼的眼位、角度、深度,若不合格必须重新打眼。
c先用锚索将药卷缓缓推入眼底,将专用搅拌器尾部插入锚杆钻机,并与锚索相连,开启钻机,一边推进,一边搅拌药卷,搅拌时间为30-50s。
停止搅拌后,锚杆钻机保持推力状态2分钟方可放下钻机。
d锚索线安装好2根后,经10分钟,安装托梁、托板、锚具。
将锚索张拉器套在锚索上,栓奸安全链,手动操作高压油泵,进行张拉,同时注意观察压力表指针达到预紧力时,迅速换向回程,卸下锚索张拉器。
c张拉时,发现预紧力不合格的锚索,必须在其附近平行原锚索眼200mm处补打合格的锚索。
f锚索必须按设计间排距施工,锚索排列成排成行,严禁将锚索散乱排列施工。
④锚索的张拉预紧力不低于125KN(压力表指针指示在25Mpa以上),锚固力必须达到250KN以上(压力表指针指示在50MPa以上)。
⑤锚索距离掘进工作面不超过20m。
(3)钢梁支护要求
钢梁与金属网的一边用14#铅丝绑紧,同时进行铺设。
铺设前必须检查钢带的规格尺寸是否符合设计要求,钢粱是否合格,若影响正常使用必须立即更换。
三、支护质量标准
1、巷道施工过程中严格按照工艺流程中的规定进行施工,严禁赶工时、跳工艺。
2、在施工过程中,每道工艺必须按标准施工,严禁多道工艺同时施工,造成事故。
3、质量要求
(1)巷道掘进宽度3200mm,中线距任一帮1600mm,允许偏差:
合格:
-50-+100mm。
(2)巷道高度
巷道掘进高度:
上帮2400m,下帮2000mm,允许偏差:
合格-50~+lOOmm。
(3)铺网质量
金属网对接,搭接lOOmm,用14#铅丝每150mm连接一次,至少拎3圈,绑扎平整、牢固,并将绑扎后的网丝压平。
(4)锚杆、锚索安装
锚杆钢托板要压紧钢带和金属网。
合格:
安装牢固,托板基本密贴壁面,不松动:
优良:
安装牢固,托板密贴壁面楔紧,不松动:
允许偏差项目
①锚杆矩形布置,间、排距允许偏差-100~+lOOmm;
②螺纹钢锚杆孔深度:
锚杆2450mm,允许偏差O~+50mm,侧锚索孔深度:
5750mm,允许偏差:
0-50mm,中锚索孔深度:
11750mm,允许偏差0~+50mm.
③锚杆外露长度:
露出托板≤50mm;
④锚索外露长度:
≤250mm:
⑤锚杆角度:
顶锚杆、锚索垂直顶板;帮锚杆垂直帮壁。
(6)预紧力
锚杆预紧力不得小于140N.M。
锚索预紧力不得小于125KN。
(7)锚固力
锚杆锚固力设计值为:
50KN,合格≥45KN,优良≥50KN。
锚索锚固力设计值为:
250KN,合格≥225KN,优良≥250K
(8)水沟设置;规格尺寸:
宽×深=300×300mm。
位置:
-50一+50mm:
宽度:
-30—+30mm
深度:
-30—+30mm
第四章掘进施工工艺
第一节施工方法及工艺
巷道掘进采用全断面一次成巷的施工方法,采用爆破法施工。
工艺流程:
安全、瓦斯检查→标定中腰线→打眼→安全、瓦斯检查→装药连线、撤人设岗→放炮、排放炮烟→安全、瓦斯检查→洒水防尘→临时支护→装运矸碴→永久支护→文明生产。
其爆破顺序必须是延期起爆,即先掏槽眼,其次辅助眼,最后周边眼,以保证爆破效果。
第二节凿岩方式
打眼机具为YT-28型凿岩机和风动煤钻机。
压风来自地面压风机房。
第三节爆破作业
一、炸药、雷管:
炸药为安全等级不低于Ⅲ级的煤矿许用乳化炸药,雷管为煤矿许用毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不超过130ms。
不同厂家的火工品不得混用。
掏槽方式为楔式掏槽法,周边眼与设计轮廓线距离为200mm。
二、装药方式:
正向装药
三、起爆方式:
正向起爆,全断面一次装药,一次起爆;联线方式为串联。
起爆使用MFd-200型发爆器。
四、起爆地点:
永久避难硐室
五、警戒地点:
西翼皮带运输巷与西翼轨道运输巷的联络巷防突风门外、底抽一巷与西翼皮带运输巷交叉口;在11602专用回风巷与西翼回风巷交叉口挂上“正在放炮,严禁入内”的警戒牌。
六、运输斜巷炮眼布置及爆破说明书
1、炮眼数目和装药量的确定:
根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qSLn=0.7×7.04×1.6×0.85=6.7(Kg)
式中:
q-----单位炸药消耗量,q=1.36Kg/m3;
S-----巷断断面积,㎡,7.04㎡;
L-----炮眼深度,m,取1.6m;
N-----炮眼利用率,取0.85
根据下列公式可算出每茬放炮所需炮眼数目:
N=q×S×m×n/(x×p)=(0.7×7.04×0.3×0.85)/(0.5×0.2)=12.6(个);取15个
式中:
N-----炮眼数目,个;
m-----每个药卷长度,取m=0.3m;
X-----炮眼装药系数,一般取0.5--0.7,取0.5;
P-----每个药卷重量,取0.2Kg
正常情况布置15个炮眼。
2、11602运输巷炮眼布置图及爆破说明书
九、爆破说明及图表
1、爆破说明书
序号
眼号
炮眼名称
炮眼数(个)
炮眼深度(m)
眼距(m)
角度(度)
装药量
起爆顺序
联线方式
水平
垂直
水平
垂直
Kg/眼
总量
(Kg)
1
1-4
掏槽眼
4
1.8
1.0
1.0
65
90
0.6
2.4
1
分
爆
串
联
2
5-6
帮眼
2
1.6
3.0
87
90
0.4
0.8
2
3
7-10
顶眼
4
1.6
1.0
90
+87
0.4
1.6
3
4
11-14
低眼
4
1.6
1.0
90
-87
0.4
1.6
4
5
15
水沟眼
1
1.6
0.2
5
6
合计
15
6.6
11602运输巷炮眼布置三视图
七、施工质量技术要求
1、打眼前必须由跟班队长、班组长、验收员共同画好施工炮眼点位,并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置,严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。
2、施工必须按要求掘进巷道,严禁拉底丢帮,巷道高度不小于2200mm,不大于2400mm,底板保持平整。
3、中线到任何一帮的距离偏差在允许的-100mm≤x≤100mm之间。
第四节装、运岩方式
一、装岩方式
巷道掘进施工中,采用人工出货。
2、运输方式
采用刮板机运输。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置和《煤矿安全规程》要求吊挂,吊挂符合规范要求。
电缆钩每隔2m一个,电缆垂度不超过50mm。
风、水管吊挂钩每隔4m一个,风、水管接口要严密,不得出现漏风漏水现象。
风、水管随工作面推进及时延长,以备迎头正常供风供水。
根据“一通三防”的规定,风筒要逢环必挂,风筒口距迎头不得大于5m;以保证迎头有足够的风量。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况简表
序
号
设备工
具名称
型号规格
功率
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBDN0-6
2×30KW
台
2
2
皮带运输机
DSJ65/20/60
32KW
台
2
3
风钻
YT-28
部
6
4
锚杆机
MQT-110CM
台
3
一台帮锚机
5
风镐
G10
部
2
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道施工采用“三八”作业制组织生产,实行正规循环作业;循环进尺1.60m,日进尺4.8m。
劳动组织见下表。
劳动组织表
工种
出勤表
早
中
夜
合计
打眼工
4
4
4
12
爆破工
1
1
1
3
安注锚杆工
2
2
2
6
班长
1
1
1
3
出碴工
3
3
3
9
瓦检、安全员
2
2
2
6
机电修
1
1
1
3
合计
14
14
14
42
第二节循环作业
迎头施工根据劳动组织合理配备人员、安排工序,尽量平行作业,充分利用时间,提高工时利用率。
作业循环图表
第3节主要技术经济指标技
技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
备注
1
在册人数
人
42
2
每天出勤人数
人
40
3
出勤率
%
96
4
循环进尺
m
1.6
5
效率
m/工
0.16
6
月循环次数
个
42
按14天/月
7
月进尺
m
67
8
循环率
%
47
9
炸药消耗
每循环
6.6Kg
矿用三级乳化炸药
10
雷管消耗
每循环
15个;
毫秒延期电雷管
11
锚杆消耗
套/m
10
高强度左旋无纵筋
12
树脂锚固剂
支/m
100
CK2570型
第六章生产系统
第一节通风系统
施工过程中,采用局部通风机压入式通风。
一、掘进工作面风量计算:
1、按井下同时工作最多人数计算:
Q掘=4N
Q掘=4×14=56m3/min
2、按炸药消耗量计算:
Q掘=25·A,m3/min
Q掘=25×6.6=165m3/min
3、按岩层瓦斯涌出量计算:
Q掘=100q瓦Kq瓦=1.42m3/min(上一年度瓦斯等级鉴定得出)K:
瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.8
Q掘=100×1.42×1.8=255.6m3/min
4、按局部通风机实际吸风量计算:
Q=Q局×I×R=255.6×1×1.2=306.72m3/min
5、按风速进行验算:
取最大值255.6m3/min
按最低风速计算:
Q掘≥15S掘=15×9.8=147m3/min
按最高风速计算:
Q掘≤240S掘=240×9.8=2352m3/min
按上述计算确定该掘进工程采用吸入风量为260--630m3/min的局扇,型号为FBDNo2×30KW。
一台工作,一台备用,实行双风机供风,双电源供电,并且能够自动切换,自动分风。
实现风电、瓦斯电闭锁。
风筒采用防阻燃风筒,风筒直径为800mm。
附图:
通风系统示意图。
三、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点
副井车场平巷。
2、通风系统:
新风:
西翼皮带运输巷(风机)→底抽一巷→11602运输巷迎头;泛风:
迎头→底抽