王家庄煤矿副斜井井底车场施工作业规程.docx
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王家庄煤矿副斜井井底车场施工作业规程
王家庄煤矿副斜井井底车场施工作业规程
第一章概况
第一节工作面名称
井底车场、信号硐室、主变电所通路、主水泵房通路、车场连接处等。
第二节施工的目的及用途
井底车场担负全矿井运送设备、物料，是全矿井辅助提升运输的重要组成部分。
第三节巷道的设计长度、规格及施工顺序
序号
断面
特征
掘进长度（m）
掘进规格（m）
坡度
（0）
锚索长
度（m）
锚索
规格
锚杆长度及规格
喷砼
等级
1
1-1、2-2
11.671
14.25/25.38
160
Φ18×2.0M
C25
2
2-2
2.0
25.38
16
6.3
Φ15.24
Φ18×2.0M
C25
3
2-2、3-3
9.44
25.38/27.12
160-00
6.3
Φ15.24
Φ18×2.0M
C25
4
3-3、4-4
38.86
27.12/25.50
近水平
6.3
Φ15.24
Φ18×2.0M
C25
5
4-4
10.0
25.50
00
6.3
Φ15.24
Φ18×2.0M
C25
6
4-4、5-5
15.31
25.50/14.88
3‰
6.3
Φ15.24
Φ18×2.0M
C25
7
信号硐室
5.9
10.41
Φ18×2.0M
C25
8
轨道大巷
滞后
主变电所通路
2.0
6.72
Φ18×2.0M
C25
水泵房通路
2.0
6.72
Φ18×2.0M
C25
施工顺序
1、施工时先从车场变坡点处回扩2-2断面7583mm。
支护形式：
锚、索、网、喷联合支护（双层网），铺底220mm。
2-2断面扩完后进入1-1向2-2断面过渡段，此段长度11.671m，铺底200mm。
两段坡度均为160，喷砼厚度250mm，喷砼等级C25，水沟在巷道左侧。
2、扩巷施工结束后，由副井变坡点开始进入车场施工段，此段设计长度75.61m，坡度设计160~00，巷道施工变平后，水沟改在巷道右侧。
车场施工到达信号硐室位置时一并带出。
（断面具体规格、长度见工程量细表）
3、车场施工完毕后施工轨道大巷。
第二章水文地质及瓦斯
第一节水文地质
1、主要含水层
①奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层
本地层在井田内全部被覆盖，埋藏于井田深部，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层，推测井内奥灰水位在810m左右，奥灰水埋深200m，水质属HCO3－Ca·Mg型，矿化度0.2～0.5g/L。
井田内10号煤层底板标高东部高于奥灰水位，开采较安全，西部低奥灰水位，最低点相差约为130m。
②石炭系上统太原组（C3t）灰岩岩深裂隙含水层
井田内无水文孔，井田南8.5km的20号孔和0.2km的12号孔距井田较近，分析、叙述均利用该两个孔的资料。
含水层主要为三层石灰岩，从上到下为L5、K2、L1，总厚25.55m，灰岩裂隙较发育，岩芯较破碎。
③二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层
井田内含水层无出露，含水层以细、中粗砂岩为主，平均厚度17.90m，含水层裂隙不发育，富水性弱。
从区域上看，该含水层不连续，富水性差。
2、主要隔水层
①山西组泥岩隔水层
据钻孔揭露，山西组4号煤层到6号煤层之间是一套以泥岩为主的地层，平均厚度近20m，井田内稳定连续，加之整个山西组的弱富水性，是太原组和山西组之间的较好隔水层。
②太原组泥岩隔水层
太原组10号煤层到本溪组顶部在ZKQ4钻孔中揭露厚度为25.0m，除底部晋祠砂岩外是一套以粘土岩、泥岩为主的地层，沉积稳定，加之下部本溪组的隔水性，一同构成了10号煤与奥陶系之间的重要隔水层。
③本溪组隔水层
本溪组在ZKQ4钻孔中揭露厚度为32.62m，为一套以泥岩、粘土岩、铝土岩为主，夹薄层石灰岩和粉砂岩的地层，区域分布连续稳定，隔水性好。
3、充水因素分析
山西组主采煤层是4号煤，其直接充水含水层是山西组砂岩含水层，单位涌水量小于0.0022L/s.m，水文地质类型定为二类一型。
太原组主采煤层是6、10号煤层，太原组的三层灰岩为10号煤层的直接充水含水层，6号煤层顶板为L5灰岩，K2和L1灰岩为其底板间接充水含水层，由于灰岩之间距离不大，而且无分层抽水资料，把6号煤层的水文地质类型定为与10号煤层相同是合理可靠的。
井田10号煤层底板标高东部高于奥灰水位，开采较安全，西部低于奥灰水位，最低点相差约130m，经过计算，突水系数小于受构造破坏块段的临界突水系数0.06MPa/m，开采区内无大的导水构造存在，一般不会造成危害。
综上所述，王家庄煤矿3、4号煤层水文地质类型为二类一型；6、10号煤层水文地质类型为三类二型。
4）矿井涌水量预测：
预计井筒的正常涌水量为20m3/h，最大涌水量30m3/h。
第二节瓦斯情况
1、瓦斯
井田内10号煤层瓦斯含量0.07—4.44ml/g，为低瓦斯矿井，而井田外南3KM处J4号孔测得瓦斯含量为11.35ml/g为高瓦斯区。
钻孔号
瓦斯含量（ml/g）
自然瓦斯成分（%粉前）
CH4
CO2
N2
C2-C8
CH4
CO2
N2
C2-C8
ZKQ4
0.07
0.75
2.42
0.030
2.69
29.12
67.20
1.010
ZKQ5
1.70
0.16
2.92
0.022
56.25
5.79
37.18
0.800
ZKQ6
4.44
0.22
1.08
0.341
81.27
3.54
11.22
3.970
J4
11.35
0.90
2.32
0.478
86.27
6.70
3.80
3.230
10号煤层瓦斯测试成果表
相邻矿井2004年底瓦斯等级鉴定表
煤矿
名称
开采
煤层
CH4
CO2
绝对涌出量（m3/min）
相对涌出量（m3/t）
鉴定
等级
绝对涌出量（m3/min）
相对涌出量（m3/t）
七里滩煤矿
10
0.22
1.67
低
0.28
2.12
田家会煤矿
10
0.32
2.42
低
0.43
3.25
寺头煤矿
10
0.37
1.15
低
0.28
0.87
杨家掌煤矿
4
2.08
10.27
高
0.64
3.16
王家庄煤矿
4
0.28
2.52
低
0.66
5.94
西山里煤矿
4
0.289
1.771
低
0.499
2.75
2、煤尘
根据2005年5月17日，山西省煤炭工业局综合测试中心试验结果10号煤层燃烧时火焰长度20mm，加岩粉量为45%，煤尘有爆炸危险性。
3、煤的自然倾向性
根据2005年5月17日，山西煤炭工业局综合测试中心试验结果，10号煤层煤样燃烧时的吸氧量1.0304m3/g，自然倾向为I类，属容易自然煤层。
4、地温
据扩建断探用TYCW—1型井温仪在ZKQ5钻孔进行井温测量结果表明，井田地温梯度为1.5℃/100m，属正常地温区，最高温度为20.4℃，不会影响开采。
第三章：
巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
井底车场为副斜井井筒延伸直线范围。
主变电所通路、水泵房通路，在车场施工到相应位置后一并带出，掘进长度不大于6.0m。
第二节支护方式
1、永久支护
（1）交岔点施工，锚杆五花布置，全断面挂设金属网喷射混凝土支护，锚杆使用φ18mm，长度2000mm螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm，自巷道正顶向两侧全断面打注。
喷浆封闭处理成巷后，浆体总厚度不小于250mm，混凝土强度等级C25。
（2）相关巷道的施工均采用锚网喷和锚索网喷支护形式，锚杆使用φ18mm，长度2000mm螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm，自巷道正顶向两侧全断面打注。
增加锚索支护的巷道，锚索自巷道正顶打注，间排距1500×1500mm。
（3）巷道全断面挂设金属网，金属网为φ6.0mm，网孔边长120mm钢筋经纬网，网格规格为120mm×120mm，网片的规格为：
长×宽=1800mm×1000mm或2000mm×1000mm，初喷浆厚度不小于40mm，成巷后浆体总厚度不小于250mm,喷砼等级C25。
（3）若遇围岩破碎或地质条件不稳，支护形式改为混凝土浇筑，浇注厚度500mm，混凝土强度C30。
遇断层、陷落柱等复杂地质构造时，制定专项措施。
2、按悬吊理论计算锚杆参数（取最大断面）
①支护参数计算
依据《中国煤矿锚杆支护理论与实践》一书，（作者何满潮等）,常规锚杆支护设计方法中，经验公式计算法：
A岩巷锚喷支护
a、锚杆长度计算
锚杆长度L=N（1.3+W/10）
式中W—巷道或硐室跨度m。
L—锚杆总长度m。
N—围岩影响系数；围岩类别为Ⅱ，围岩影响系数N为0.9m。
巷道最小跨度：
W=4.5m
L=0.9（1.3+4.5/10）=1.575（m）<2.0m
巷道最大跨度：
W=5.9m
L=0.9（1.3+5.9/10）=1.701（m）<2.0m
根据计算并结合本矿实际，锚杆长度取2.0m，满足要求。
b、锚杆间排距的计算（通常锚杆间排距相同）
根据锚固力不小于被悬吊岩层重量或冒落高度岩层重量的原则：
a=Q/（K×H×r）
式中：
Q—锚杆设计锚固力，取50KN
r—软弱岩层容量:
取26KN/㎡
K—安全系数：
取2
H—软弱岩层的厚度：
最大取1.0m
经计算，a=0.96m。
施工现场锚杆间排距取0.8m，满足要求。
C、锚杆直径的计算：
a=L/110
式中a—锚杆直径：
mm
L—锚杆长度2000mm
经计算a=18.0mm，满足要求。
3、支护滞后距离
爆破后用专用工具清除迎头悬矸危岩，然后打注锚杆支护。
（锚杆布置见附图）
封闭浆厚度不小于40mm，成巷后浆体总厚度：
双车道巷道不小于250mm，其他巷道不小于150mm。
成巷支护滞后距离距迎头不超过20m，封闭浆喷到迎头。
第三节支护工艺
1、锚网喷联合支护
（1）支护材料
①锚杆及锚固剂：
锚杆选用螺纹钢锚杆，根据“三径匹配”要求。
锚杆选用：
φ18mm，长度2000mm。
锚固剂：
使用K2335型树脂锚固剂每孔两卷。
没有顶煤托盘为Φ100mm、厚10mm钢托盘。
留煤顶巷段锚杆托盘为（长×宽×厚）120mm×120mm×10mm的钢托板。
②锚索规格：
长度6.3mφ15.24钢绞线，配套采用K23600型和Z23600型数脂药卷，每孔各一卷，托盘200×200×15mm的钢托板。
③金属网采用φ6.0mm，网孔边长120mm钢筋经纬网，网格规格为120mm×120mm，网片的规格为：
长×宽=1800mm×1000mm或2000mm×1000mm。
④双轨道段采用两次锚网喷成型巷道，喷射时预埋长短8#铅丝各四根，第一次挂网短铅丝固定，第二次挂网用长铅丝固定，喷层总厚度250mm。
⑤喷浆采用标号425号普通硅酸盐水泥，浆料配比为水泥：
石子：
沙子=1：
2：
2，喷砼强度≥C25，另加入水泥用量的2-4％速凝剂，速凝剂和骨料必须搅拌均匀，淋水较大的区域可适当加大速凝剂的掺入量，但最多不超过水泥用量的7%。
（2）锚杆、锚索安装工艺
①爆破后先进行找掉，迎头高度达到2.5m后，先在顶部每排打注5根锚杆。
迎头高度达不到2.5m时,用耙岩机出矸，待巷道高度达到2.5m后,打注顶部锚杆，每排不少于5根。
然后按工序安排出矸和补打锚杆。
②锚索安装：
在巷道正顶中心位置，打注第一根锚索，然后按设计1500×1500mm间排距布置，锚索每孔2支树脂锚固剂，K2360和Z2360树脂锚固剂各一支，预紧力100KN。
③锚杆安装：
打锚杆眼要按照由外向里，先顶后帮的顺序施工，锚杆眼位置要准确。
眼位实际操作允许误差±100mm，眼向误差不得大于15度（锚杆角度≥75°），锚杆应垂直岩层层理打注，岩层层理不明显时，垂直巷道轮廓打入，底部锚杆要用铅丝作好标记。
锚杆眼深度为1.9-1.95m，每孔K2335和Z2360锚固剂各一支。
④锚杆安装前应将眼孔内的积水、岩粉用吹眼器吹净，锚固剂按规定数量送入眼底，随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住锚固剂，使用锚杆机或风动扳手将锚杆旋转搅拌锚固剂，搅拌时间20-35秒，.然后停止锚杆转动将锚杆机或风动扳手与锚杆分离，然后在外端套上托盘和螺母，锚杆打注完5-10分钟后，再上紧螺母。
⑤耙岩机打揪眼出矸时，若超出锚杆的有效控顶范围，在操作人员1.0米范围内用≧φ120mm的圆木打点柱控制顶板，点柱长度根据现场情况确定，点柱要落在实底上，如在虚矸或煤上，要在点柱下穿木鞋，木鞋规格：
200×200×70mm，点柱上方与顶板接实，并用木楔子楔紧。
2、喷浆
（1）准备工作
①检查锚杆安装和冷拔丝网的铺设是否符合设计要求，检查锚杆的标记是否齐全,发现问题及时处理。
②清理喷浆现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。
③检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。
④喷浆前必须用水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。
⑤喷浆人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
（2）喷浆的工艺要求：
①喷浆顺序为先墙后拱，从墙基开始，自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。
喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8m～1.0m为宜。
②人工拌料时采用潮拌料，水泥、陶粒土应翻拌均匀。
③喷浆时，喷浆机的供风压力为0.15～0.2MPa,水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。
喷浆过程中，应根据出料量的变化，及时调整给水量，使喷射的浆料无干斑、无流淌、粘着力强，回弹料少，一次喷浆厚度20～30mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2小时，否则，应用水重新冲洗受喷面。
（3）喷浆工作
①首先检查喷浆工具是否齐备，无问题后方可进行工作。
若喷浆地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中，可设好导水管，然后再喷浆。
喷层必须洒水养护28天以上，7天内每天洒水一次，7天以后每周洒水1次。
喷浆结束后，立即收集回弹料，卸开喷头，清理水环和喷浆机内的喷浆料。
②开机时，先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，先停料，后停机，再关水，最后停风。
③喷浆开始后，严禁喷头对人。
喷浆中发生堵塞故障时，喷浆手应紧握喷头，并将喷口超下，及时断电、停料、停水，用敲击法逐段疏通管路，任何情况下喷口不准对人，更不准对着喷口看。
（4）喷浆质量
喷浆前必须清洗岩帮、清理浮矸，喷浆均匀平整，无裂缝，无“穿裙”、“露脚”现象。
项目
质量标准
内容
优良
合格
净宽
巷道中心线至左帮
0～+100mm
0～+150mm
巷道中心线至右帮
0～+100mm
0～+150mm
腰线至顶、底板距离
0～+100mm
0～+150mm
喷浆
浆体强度
≧C25
喷浆厚度
封闭浆厚度
≧40mm
成巷总厚度
≧250、≧150mm
（5）巷道工程质量标准
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、巷道开口施工方法
①施工前地测科必须提前标定开门位置，标定巷道中平线，技术人员出施工图，施工时严格按图施工。
②交叉点施工时，必须对开口左右各10m巷道支护进行检查，加打锚杆，并将各种管路、电缆落地，用旧胶带、木盒保护好。
③开口响炮前，首先要打好锁口锚杆，锚杆网度为900m×900m，锚杆长度2.0m。
④响炮前把周围前后20m电缆落地，用70mm厚大板遮盖好。
各种机电设备、管路提前用大板盖严，防止崩坏。
⑤开门响炮要采取放小炮的形式，眼深不大于1.0m，每眼装药不超过1.5卷，每次不超过30个眼。
⑥施工尖子部位时，要预留两排炮眼，待尖子过2m后将预留的炮眼爆破，及时打好锚杆，挂好金属网，并将尖子及交岔点及时喷好成巷浆。
第二节凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。
使用YT系列风动凿岩机，配用φ22mm六棱钻杆，掘进炮眼使用φ42mm钻头；锚杆眼使用φ28mm钻头及配套小锤架子和短钻杆配合打注。
第三节爆破作业
1、炸药、雷管：
使用煤矿二级许用乳化炸药，煤矿许用1～5段毫秒延期电雷管。
2、装药结构：
岩巷采用反向装药结构，煤与半煤岩采用正向装药。
3、工作面有2个或2个以上的自由面时,在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m,在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。
浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m.
4、起爆方式：
起爆使用MFD-150型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串联。
岩巷若遇风机风量不够，不能一次全断面起爆可分次起爆，分次起爆方式编制单项措施。
煤与半煤岩巷道必须一次装药一起爆。
5、巷道采用光面爆破，根据围岩硬度周边眼距定为350～400mm，抵抗距为500mm。
周边眼距与抵抗距的比值在硬岩中取0.7～0.8为宜，而在软岩中取0.6～0.8为宜。
6、由于掘进采用台阶式掘进方法，爆破采用分次爆破方法。
7、巷道在贯通前30米，另行补充贯通措施。
附爆破图表
第四节装岩及运输
1、装岩
①巷道施工时，YP－90耙斗装载机装岩，采用4m3箕斗提升，井口设自动翻矸系统，矸石直接倒入排矸车，由排矸车拉至矸石存在地点。
②YP－90耙斗装载机尾轮的固定位置应高出岩堆800—1000mm。
耙岩机主绳牵引力20-28kN，尾轮固定绳揪上，尾轮必须完好，选用φ15.5mm的钢丝绳揪。
耙岩机装岩槽上方两侧必须安设封闭式护绳栏杆，护绳栏杆应用不小于φ20mm的钢筋焊制，网格不超过200mm，操作侧长度不小于4m，非操作侧不小于2m。
耙岩机距槽口距离最大为26m，最小距离为6m.
③耙岩与打眼平行作业时，班组长要检查钢丝绳磨损情况，每捻断丝不得超过10%，磨损度不超过10%。
绳揪距迎头不小于8m，现场班组长安排专人在距迎头5米位置进行监护，施工人员只能在迎头5米范围内活动，如果距离不够严禁打眼与装岩平行作业。
2、运输
工作面的矸石采用4m3箕斗，由副斜井绞车提至地面。
第五节管线及轨道
1、管线
在掘进施工中电缆敷设在巷道右侧，风水管、风筒设在巷道左侧。
电缆钩固定在腰线以上0.8米处，每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm，水管固定在腰线以下0.9m，风管固定在腰线以下0.5m处，接口严密，不得出现漏水、跑风现象。
水管、风管距工作面30m范围内使用一寸胶管，30m外分别使用2寸铁和4寸铁管，要随工作面及时延长，以供工作面正常用水供风。
风筒吊挂高度距底板不得小于1.8m，环环吊挂，风筒出口距迎头距离不得超过10米，见煤层时风筒距迎头不得超过5m。
附管线吊挂图
2、轨道
掘进时铺设临时轨道为30kg/m的轨道，轨距900mm，使用支拉板作为临时道枕，支拉板间距1m，铺设的轨道必须符合《质量标准化验收》中的规定，轨距误差不大于10mm，不小于5mm；轨缝间隙误差不超过10mm，错茬不大于5mm，轨道构件齐全、紧固有效。
临时轨道标高为设计临时底标高。
第六节设备及工具配置
井底车场掘进按下表配备设备及工具
设备及工具配备见表
序号
设备工具名称
型号规格
功率/kW
耗风量
数量
备注
耙
岩
机
作
业
线
对旋局部通风机
FBD6-2×55
2×55
-
2台
备用
1台
耙岩机
P60B
15
-
1台
风锤
YT系列
-
≤83.3L/s
4台
备用
2台
喷浆机
P5B
5.5
-
1台
风镐
C10
-
≤20L/s
1台
备用
1台
风动扳手
QT-40
-
2.5m3/min
1台
潜水泵
FWQB-70/30
-
46m3/min
1台
备用
1台
锚杆机
MQT-130/3.2
-
3.8m3/min
1台
第五章生产系统
第一节通风系统
1、通风设备及方法
由副斜井井口外安装的FBDN07.1/2×55局部通风机，采用压入式方法给工作面供风。
2、通风路线
新鲜风流（风筒）——工作面——污浊风流（副斜井井筒）——排出地面。
3、风量计算：
每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及对旋局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取最大值。
①按照瓦斯涌出量计算（因本区域二氧化碳涌出量小于瓦斯涌出量）：
Q掘=100q掘K掘通
=100×0.07×1.5=10.5m3/min
式中:
Q掘——单个掘进工作面需要风量，m3/min；
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量，取0.07m3/min；
K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数。
（1.2～2.0）取1.5。
②按对旋局部通风机实际吸风量计算需要风量：
因为本巷道布置在岩巷中，所以按照下式计算
Q掘=Q扇×Ii+9×S（m3/min）
=770×1+9×25.50
=999.5m3/min
式中Q扇—对旋局部通风机实际吸风量，取770m3/min
Ii—掘进工作面同时通风的对旋局部通风机台数
S最大—巷道断面面积，取25.50m2
③按掘进工作面同时作业人数:
每人供风≮4m3/min：
Q掘≥4N×k（m3/min）
≥4×15×1.25=75m3/min
N——掘进工作面最多人数，根据施工安排人数取15个；
K——备用系数；取1.25。
4——每人每分钟供风标准，4m3/min
④按炸药量计算需要风量:
每千克炸药供风＞25m3/min：
Q掘>25A（m3/min）
>25×13.8=345m3/min
式中：
A——一次爆破炸药最大用量，根据爆破图表取最大量41.8kg。
根据需要选用2×55kW对旋风机，采取延长通风时间的方法来稀释放炮有害气体浓度。
计算方法如下：
t＝Q炮×15×K／Q风机
＝345×15×1.15／770
=7.72min
式中：
t——排除炮烟所需要的时间。
Q药——按炸药计算的风量。
Q车——所选风车的风量。
K——系数，取1.15。
实际生产取8分钟。
⑤按风速进行验算:
岩煤掘进最低风量，Q煤掘>15S掘
>15×25.50=382.5m3/min
岩煤巷道最高风量，Q掘<240S掘
<240×25.50=6120.0m3/min
式中：
S掘——掘进工作面的断面积，25.50m2。
经过验算所选风机风量770～420m3/min符合要求。
⑥选定风车，按风车吸风量配风。
经过上述计算和验算选用2×55kW对旋局部通风机，使用φ800mm负压风筒给工作面供风。
4、对旋局部通风机安装地点
在井口外20m的进风流中安装2×55kW对旋局部通风机，风机距底板不少于300mm，放置在支架上以防吸水受潮损坏设备，使用φ800mm负压风筒给工作面供风。
第二节压风系统
地面设压风房，安设两台20m3压风机，采用Φ108×4.5mm钢管做压风管
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