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采矿课程设计
第一章矿床地质与开采技术条件
1.1矿床地质条件
铅锌矿床产于变质火山岩系之中,属海相火山岩系热液沉积--改造硫化物矿床。
矿区地质构造为一短轴背斜。
矿床为一隐伏矿床,矿体呈透镜状、似层状,产在强烈蚀变的石英角斑凝岩中。
矿体与岩层平行,沿片里产出。
矿石类型主要有块状矿、浸染矿和黄铁矿三种。
矿块块体形态与稳固性稍好,矿量占总矿量的57%,浸染矿矿体稳固性较差,占矿量的41%。
1.2矿床开采技术条件
矿区内矿体走向长约800m,斜长600m,平均厚度15.5m,倾角60-80度。
矿石为含铜铅锌硫化矿石,共含21种有用金属。
主元素平均品位为Cu:
1.66%,Pb:
4.61%,Zn:
5.87%,S:
19.50%。
矿体及直接围岩节理裂隙发育,稳固性较差,不允许有较大的暴露面。
下盘石英钠长斑岩,稳固性较好。
其矿岩物理力学性质如下:
表1.1矿岩物理力学性质
类型体重t/m3松散系数f值自然安息角(°)备注
块状矿4.41.768-1445-50可凿性好
浸染矿3.11.926-845-50可凿性好
黄铁矿3.61.7210-1245-50可凿性好
石英角斑凝灰岩2.91.96-845-50
绿泥石千枚岩2.651.724-645-50
石英钠长斑岩2.651.638-1045-50可凿性好
矿区构造应力显著,水平应力为垂直应力的1.5-1.8倍,浸染矿、石英角斑凝灰岩遇水易泥化。
矿石水文地质较为简单。
地表允许陷落。
采用主副井斜坡道的开拓方案。
矿山年生产能力为33万吨。
第二章采矿方法选择
2.1方案初选
由于围岩稳固性差,所以空场采矿法是不可能被采用的。
根据矿石的价值、品位、围岩与矿石的稳定性和矿床规模等条件,以及矿石围岩的稳定性、矿体的倾角和厚度以及地表允许陷落等条件初步选出三种采矿方法:
2.1.1有底柱分段崩落法
有底柱分段崩落法也称有底部结构的分段崩落法。
该方法的主要特征是,由上而下逐个分段进行回采,每个分段下部设有出矿专用的底部结构(底柱)。
依照落矿方式,可分为水平深空落矿有底柱分段崩落法与垂直深空落矿有底柱分段崩落法两种。
前种方法具有比较明显的矿块结构,每个矿块一般都有独立完整的出矿、通风、行人和运送材料设备等系统。
此外,在崩落层的下部,一般需要开掘补偿空间,进行自由空间爆破。
后种方法的落矿大都用挤压爆破,并且连续回采,采块没有明显的界限。
2.1.2无底柱分段崩落法
该法的基本特征是,分段下部不设由专门出矿巷道所构成的底部结构,分段的凿岩、崩矿和出矿等工作均在回采巷道中进行,因此,大大简化了采场结构,给使用无轨自行设备创造了有利条件,并可保证工人在安全条件下作业。
2.1.3上向水平分层充填法
此方法一般将矿块划分为矿房和矿柱,第一步回采矿房,第二步回采矿柱。
回采矿房时,自下向上水平分层充填,虽工作面向上推进,逐步充填采空区,并留出继续上采的工作空间。
充填体维护两帮围岩,并作为上采的工作平台。
崩落的矿石落在充填体的表面上,用机械方法将矿石运至溜井中。
矿房回采到最上面分层时,进行接顶充填。
矿主则在采完若干矿房或全阶段回采后,再进行回采。
回采矿房的充填方法,可用干式充填、水力充填或胶结充填。
干式充填方法目前应用很少。
2.2具体方案
1.有底柱分段崩落法。
阶段高度50米,分段高度25米,耙道间距10米。
采用漏斗放矿,分段底柱高度为6米。
YQ-100型凿岩机凿岩。
2.无底柱分段崩落法。
采场沿矿体走向布置,分段高度为10米,回采巷道间距8米。
回采工作从一翼向另一翼回采。
YGZ-80型凿岩机凿岩,ZYQ-14型装运车装运。
3.上向水平分层充填法。
采场分为矿房和矿柱,矿房宽15.5米,间柱宽为6米。
矿房长度沿走向布置。
矿房用上向水平分层尾砂胶结充填回采,矿柱用上向进路充填法回采。
先采矿房后采矿柱。
采用YSP-45凿岩机凿岩,ZYQ-12型装运车装运。
2.3技术经济分析
2.3.1列表分析
表2.1技术经济分析
指标名称:
有底柱分段崩落无底柱分段崩落上向水平分层充填
1.矿块生产能力100~250350~400120~160
2.采切比16~2014~1510~18
3.矿石贫化率10%20%9%
4.矿石损失率10%25%9%
5.生产成本(元/吨)19~2419~2425~30
2.3.2各采矿方法适用条件,优缺点比较:
一.有底柱分段崩落法
1.适用条件:
(1)地表允许崩落。
但若地表表土随岩层泵落后于水可能形成大量泥浆涌入井下时,需要采取防御措施。
(2)矿体厚度与倾角。
极倾斜矿体厚度不小于5m,倾斜矿体不小于10m;当矿体厚度超过20m时,倾角不限。
最适用于厚度为15~20m以上的极倾斜矿体。
(3)岩石稳固性。
上盘岩石稳固性不限,岩石破碎不稳固时,采用分段崩落法比其他采矿法更为合适。
由于采准工程布置在下盘岩石中,所以下盘岩石稳固性以不低于中等稳固为好。
(4)矿石稳固性。
矿石稳固性应允许在矿体中布置采准和切割工程,出矿巷道经过恰当支护后,应能保持出矿期间不遭破坏,故矿石稳固性不低于中等稳固。
(5)矿石价值。
不是在特殊有利条件(倾角大于75~78°,厚度大于15~20m,矿体比较规整)下,此法的矿石损失贫化较大,故仅适于开采矿石价值不高的矿体。
(6)夹岩厚度和矿石性能。
由于该法不能分采分出,以矿体中不含较厚的岩石夹层为好。
在矿体倾角大回采分段高的情况下,矿石必须无自燃性和结块性。
2.主要优点:
(1)由于该法具有多种回采方案,可以用于回采各种不同条件的矿体,故使用灵活,适用范围广;
(2)生产能力较大,年下深度可达20~30m,矿体单位面积产量达75~100t(㎡.a);(3)采矿与出矿的设备简单,使用和维修都很方便,使用国内设备和供应条件;(4)与其他崩落法相比,通风条件较好,有贯通风流。
3.主要缺点:
(1)采准切割工程量较大,施工机械化程度低。
底部结构复杂,其工程量约占整个采准切割工程的一半;
(2)矿石损失贫化较大,在矿体不陡、厚度不大的情况下更为严重。
二.无底柱分段崩落法
1.适用条件:
(1)地表与围岩允许陷落。
(2)矿石稳固性在中等以上,回采巷道不许大量支护。
(3)极倾斜或缓倾斜的厚矿体,也可用于规模较大的中等厚度矿体。
(4)需要剔除矿石中夹石或分级出矿时,采用该法最为有利。
2.主要优点:
(1)安全性好。
各项回采作业都在回采巷道中进行;在回采巷道端部出矿,一般大块都可流进回采巷道中,而此破碎工作比较安全。
(2)采场结构简单,回采工艺简单,容易标准化,适用于采用高效率的大型无轨设备。
(3)机械化程度高。
(4)由于崩矿与出矿以每个步距为最小回采单元,当地质条件合适时,有可能剔除夹石和进行分级出矿。
3.主要缺点:
(1)回采巷道通风困难。
(2)采场结构与放矿方式不当时,矿石损失贫化较大。
(3)采场强度不如有底柱崩落法。
三.向上水平分层充填法
1.适用条件:
用于开采矿石不稳固或矿石与围岩均不稳固、矿石品位高或价值很高的有色金属或稀有金属体。
优点:
矿石损失贫化小,但效率低,劳动强度大。
应用水力充填和胶结充填技术,以及回采工作使用无轨自行设备,使普通充填法提高到机械化充填采矿法的新水平,进入高效率采矿法行列,其适用范围不断扩大,而且有进一步发展的趋势。
2.缺点:
(1)充填成本高。
据统计,水力充填费用占采矿直接成本的15%~25%,而胶结充填则占35%~50%。
成本高的原因是采用价格较贵的的水泥和采用压气输送胶结充填料。
因此应寻求廉价的水泥代用品或采用较小灰砂比(1︰25~1︰32),以及采用胶结材料输送新方法。
(2)充填系统复杂。
我国一般先用胶结充填回采矿房,然后用水力充填回采间柱,这就使充填系统和生产管理复杂化。
如果两个步骤都用胶结充填,成本就要增高。
(3)阶段间柱回采困难。
水力或胶结充填都为间柱创造了安全和便利条件,但顶柱回采仍十分困难。
2.3.3最终方案
从上表得知,有底柱分段崩落法的采切工程量较大,且底部结构复杂,矿石损失率较上向水平分层充填法大。
无底柱分段崩落法的矿石损失率、贫化率最大,而此矿山为金属矿山,有用金属达21种,显然采用此方法是不合理的。
上向水平分层充填法的矿块生产能力虽然较上述两种采矿方法小,但其采切工程量小,回收率高,贫化率低,充填体强度高、自立性好,作砼矿柱可靠性高,生产安全,耗材低,效率高。
尤其适合用于回收矿体倾角在70~80°的金属矿山当中。
故最终选择上向水平分层充填法。
第三章采场方法构成要素
3.1采场结构参数表
表3.1采场结构参数表单位:
m
阶段高度矿块规格(长×宽×高)布置形式分段高分层高矿房宽矿柱宽底柱高
6030×15.5×60沿走向9215.565
第四章.矿块采准切割工作
4.1采准切割工程布置
每个阶段在矿体南侧脉外布置3条分段平巷,分段平巷至矿体的水平距离,必须满足盘区穿脉的脉外部份至上、中、下3个分层的坡度不大于20%的要求,即铲运机由分段平巷进入采场分层平巷之坡度不大于20%。
在相邻两个采扬的中间,布置矿房矿柱共用的充填回风天井,天井下通主平巷作排水井用,天井上通充填平巷,作采场充填和回风天井用,天井在脉内部份随各分层的充填作业,架设顺路天井,作滤水井使用。
具体步骤:
掘穿脉巷道,向上掘进溜井。
在底柱上面掘进拉底巷道,并以此为自由面扩大至矿房边界,形成拉底空间,在向上挑顶2.5~3m,并将崩下的矿石经溜矿井放出,形成4.5m高的拉底空间后,浇灌钢筋混凝土底板。
底板厚0.8~1.2m。
配备双层钢筋间距700m。
4.2采且工程断面形状及规格
1.巷道净宽度B
查知ZK7-6/250电机车宽A1=1060mm,高h=1550mm,1.2吨固定式矿车宽1500mm,高1200mm。
取巷道人行道宽C=840mm,非人行过一侧宽a=400mm。
故巷道净宽度
B=a1+c1=(400+1060/2)+(1060/2+840)=2300mm
考虑到ZYQ-12型装运机的尺寸,最终确定巷道的净宽度为B=2.8m
2.确定巷道拱高h0
半圆拱形巷道拱高h0=B/2=2800/2=1400mm,半圆拱半径R=h0=1400mm。
3.确定巷道壁高h3
(1)按架线电机车导电弓子确定h3
半圆拱形巷道拱高公式得
h4为轨面起电机车架线高度,h4=2000mm,hc为道床总高度,查15kg/m钢轨,查得hc=350mm,hb=200mm,n为导电弓子距拱璧安全距离,取n=300mm,K为导电弓子宽度之半,K=800/2=400mm,取K=400mm。
b1位轨道中线与巷道中线间距b1=B/2-a1=1150-(400+1060/2)=220mm。
故:
mm
(2)按管道装设要求确定h3
h5为渣面至管子底高度,取h5=1800mm,h7为管子悬吊件总高度,取h7=900mm,m为导电弓子距管子间距,取m=300mm,D为压气管法兰盘直径,D=335mm。
mm
(3)按人行高度要求确定h3
j为距巷道壁的距离,距壁j处的巷道有效高度不小于1800mm,一般取j=200mm。
故:
mm
综上计算,并考虑一定的余量,确定本巷道壁高为h3=1660mm
则巷道高度H=h3-hb+h0=1660-200+1400=2860mm
4.确定巷道净断面面积S和周长P
净断面积S=B(0.39B+h2),h2位道渣面以上巷道壁高h2=h3-hb=1660-200=1460mm
故:
S=2800×(0.39×2800+1460)=7.15
净周长P=2.57B+2h2=2.57×2800+2×1460=10.116m
5.用风速校核巷道净断面面积
查表知,Vmas=8m/s,已知通过大巷风量Q=28m3/s
V=Q/S=28/7.15=3.92<8m/s
设计的大巷断面面积,风速没超过规定,可以使用。
6.井巷掘进
阶段运输巷道位于下盘围岩中,f=8-10,掘进断面积7.15㎡,则炸药单耗量为1.89kg/。
(1)每循环应使用的炸药消耗总量:
Q==1.89×7.15×2.5×80%=27.1kg
(2)炮眼直径:
选用32mm的小直径的硝胺炸药药卷,炮眼直径40mm。
(3)炮眼数目确定:
N==1.89×7.15×0.2×0.8÷0.5÷0.15=29
N=29×(1+15%)=34
(4)炮眼深度:
单轨平巷的炮眼深度取2.5m。
表4.1基本爆破条件
项目数值项目数值
掘进断面7.15㎡炮眼数目34+4个
岩石石英钠长斑岩,f=10炸药种类硝铵炸药
瓦斯等级无雷管种类8#火雷管
炮眼深度2.5m每循环装药量27.1kg
表4.2炮眼排列说明简表:
炮眼编号眼深m炮眼倾角(度)每眼装药量kg装药量小计kg放炮顺序方式
水平垂直
0-32.59090
1
2
3
4导火索一次起爆
4-62.590901.03.0
7-162.590900.696.9
17-202.590900.692.76
21-242.590900.692.76
25-292.580800.94.5
30-372.590800.97.2
共计27.12
表4.3预期爆破效果:
序号名称单位数值
1炮眼利用率%80
2每循环掘进进尺m2
3每循环爆破实体岩石m312.18
4单位炸药消耗量kg/m32.23
5每米巷道炸药消耗量kg/m13.56
6单位雷管消耗量个/m32.80
7每米巷道雷管消耗量个/m13.56
4.3巷道支护
4.3.1断面支护形式
采用喷射混凝土支护的设计。
目前,喷射混凝土支护的设计有三种方法,即以围岩分类为基础的工程类比法;以计算为基础的理论分析法和以测量为基础的现场监控法。
为了做出经济有效并符合客观实际的设计,往往需要两种甚至三种设计方法结合使用。
这里选用现场监控法。
现场监控法是指把喷锚支护的设计同现场测量紧密结合起来,通过现场测量,及时掌握围岩变形发展动向及支护受力情况,为修改支护设计和指导施工提供信息。
这种设计方法特别适用于软围岩中的巷道喷锚支护设计。
支护设计一般分为预先设计与最终设计,预先设计是施工前根据经验或辅以理论计算,对初期支护的类型参数、施工程序、工程测量方法进行设计,对后期支护类型进行预估计。
最终设计是根据监测得到信息,调整初期支护,设计后旗支护(包括确定后期支护的类型、参数、施工时间及仰拱闭合时机)。
因此现场监控被称为信息化设计。
4.3.1.1监控量测的主要内容和元件
(1)巷道收敛测量。
收敛测量系测量巷道周边相对应的两点间距离的变化。
为了及时掌握开挖后巷道敛化趋势,应紧跟工作面迅速安设敛测点。
(2)巷道围岩位移量测。
巷道围岩位移量测一般分表面位移量测及内部位移量测。
目前国内外对围岩位移量测常用机械式、电阻式或电感式钻孔位移计。
(3)喷射混凝土层应力测量。
喷射混凝土层切向应力和围岩与喷层间的径向压力量测,国内常用南京水电仪表厂生产的DI-10型小应变计或应变砖。
其性能可靠,但价格较贵。
应变砖的应变元件系用二片厚0.05㎜的银箔将具有温度自补偿性能的电阻丝片包裹起来,构成长条状薄片,并在其一端用直径10㎜的双芯胶皮电缆内部引出线。
然后将此特制的应变薄片埋入混凝砖内,再将此砖安放在待测应变部位的喷层内。
(4)锚杆轴力量测。
为了解锚杆轴力的大小及分布状况,通常采用在锚杆体上贴电阻片的方法测得,关键要做好测点处的防潮处理。
4.3.1.2监测元件的布置及测试频率
监测元件的布置密度与地质条件和工程性质有关。
凡地质条件差的地段或重要工程,应从密布置。
4.3.1.3量测数据的反馈与应用
量测数据反馈于设计、施工是巷道喷射混凝土锚杆支护信息化设计的重要一环,目前主要根据一些经验判据或经验准则将量测用于修正设计和指导施工。
量测数据的反馈可用来评价围岩稳定性;确定后期支护时间;调整施工方法和支护时机;调整锚杆支护参数和喷层厚度等。
1.巷道收敛量测数据的分析和利用。
分析和利用巷道收敛两侧时,均应整理出收敛-时间曲线。
由此曲线可看出各时间阶段的收敛量、收敛速度及变化的趋势。
当出现下列情况之一切收敛速度仍无明显下降时,必须立即采取措施,加强初期支护,并修改原支护参数。
(1)喷射混凝土出现大量的明显裂缝。
(2)巷道支护表面任何部位的实测相对收敛量已达到最大容许值的70%。
(3)用回归分析法算出的总相对收敛量已接近最大容许值。
后期支护施工前,实测收敛速度与收敛值必须同时满足以下条件:
(1)巷道周边收敛较明显下降。
(2)收敛量已达总收敛量的80~90%
(3)收敛速度小于0.15㎜/d,或拱顶位移速度小于0.1㎜/d。
2.巷道围岩位移量测数据的分析和利用。
围岩位移量可了解围岩表面和围岩内部的位移情况,从而获得信息并采取相应措施。
3.喷射混凝土层应力量测数据的分析和利用。
4.锚杆轴力量测数据的分析和利用。
当实测的锚杆轴力较高,接近或超过锚杆设计强度,同时围岩变形又很大,则可适当增加锚杆数量或加长锚杆。
第五章.采场回采设计
5.1凿岩爆破工作
1.掘进过程中的凿岩爆破。
2.凿岩设备和凿岩工具
井巷掘进的爆破采用YT-23,或YT-24,YTP-26型气腿式凿岩机钻凿水平孔。
凿岩工具:
X型钎头,中空六角形断面的钎杆(在钎杆断面积相等的条件下,六角形断面的抗弯能力、相对强度都比圆形为佳,并且排粉间隙大,排粉效果好。
因此适用于浅眼凿岩用)。
钎头与钎杆采用锥形连接。
3.炮眼布置
因为矿石岩固性较差,采用楔形掏槽。
用2~4对相向的倾斜眼组成,每对
炮眼底部间距一般取10~20c
5.2崩矿的爆破工作。
1.凿岩设备选取
选用YSP-45凿岩机凿岩,浅孔落矿。
回采分层2m,打上向中深空一次崩矿。
炮眼直径d取30㎜,药卷直径为25㎜。
最小抵抗线W和眼间距离a由下列公式确定:
W=(25~30)d,m
a=(1~1.5)W,m
W=30×0.03=0.9m
a=1.5×0.9=1.35m(此处可取1m)
2.井下炮眼崩矿单位炸药消耗量
表5.1单位炸药消耗量参考值
矿石坚固系数f<88~1010~15
单位炸药消耗量(㎏/m3)0.26~1.01.0~1.61.6~2.6
3.炸药选取与装药结构和方法
炸药种类选取2#岩石硝铵炸药。
主要成分有硝酸铵85%、梯恩梯11%、木粉4%以及少量的沥青、石蜡等,密度为0.95~1.1g/cm,爆炸性能、爆速3600m/s、爆力320ml、猛度12mm、殉爆距离5cm,爆炸参数:
氧平衡值+3.38%、比容924l/kg、爆热3683kJ/kg。
装药结构:
为了避免因扇形炮孔孔口附近药量过于集中在爆破时产生过粉碎和眉线破坏的现象,在孔口部分应采用交错装药的结构。
该结构是指边孔和中心孔的填塞长度为1.5~2.米,其他各控填塞长度交错增加,使孔口部分装药最小间距大于孔底距的一半,空口最好用炮泥堵塞。
装药方法:
由人工装药和装药器装药两种方法。
此次采用人工装药。
单位炸药消耗量:
它是确定炮孔布置和衡量爆破经济效果的主要指标,每种矿岩都有额定的单位炸药消耗量,它是根据矿山生产实践和爆破试验确定的。
单位炸药消耗量取值偏低时,爆破后的巷道断面往往达不到设计要求,偏高时不仅会造成浪费,而且还可能因过剩能量造成岩壁破坏或损坏支护和设备。
因此,如果q值选用不当,将导致掘进工程技术指标降低,影响工程进度、质量和成本。
本矿由于采用散装2号岩石硝铵炸药,查表的单位炸药消耗量为0.5Kg/t。
确定单位炸药消耗量以后,再乘以巷道断面和每遍炮的进尺数就可以得每循环应使用的炸药量。
4.起爆方法
采用电雷管起爆法。
主要起爆器材有毫秒延期电雷管、导电线(此处选择铜导线,导电能力强,柔软而易于连接)以及起爆电源(采用电容式起爆器,它是利用大容量电容器的瞬间放电来提供起爆冲能,其特点是重量轻而容量大。
)
5.电爆网络设计
选用串联连接方式。
为确保成组串联电雷管完全起爆,除设法增大流过每个电雷管的电流外,还应选用电阻值相近的电雷管以使他们的点燃起始值也能比较接近。
通常在同一串联网路中,康铜桥丝类观电阻值不应大于0.25欧。
此外,同一网路中不应使用不同厂家出品的雷管,以免由于点燃起始能相差过大而不能全爆。
串联网路中,通过每个电雷管的电流值必须满足下述条件:
i=I=U/(R线+nr)≥i准,A
式中I-网路总电流,A
i-流过每个电雷管的电流,A
U-起爆电源电压,V
R线-网路主电阻,
n-串联电雷管个数;
r-每个电雷管的全电阻,
i准-要求流过每个电雷管的准爆电流,A
串连的优点是连接比较容易,所需总电流小,导电线消耗量小;缺点是网路中只有一个电雷管不通,就会引起整个网路的雷管拒爆。
另外,为确保起爆效果和安全作业,采用电雷管起爆时,装药之前要对各个电雷管进行逐个导通试验,联线后还要对爆破网路进行检测。
测量电源电压可用伏特表,测量电源输出电压可用安培表。
以上两项也可用万能表进行测量。
必须特别注意的是,电雷管和电爆网路电阻的测量只准使用爆破专用的线路电桥和爆破欧姆表,严禁使用万能表。
电雷管起爆法的优点是,操作人员可以撤退到安全地点后再给起爆,可以同时起爆大量雷管,可以准确控制起爆时间和延期时间,可以在起爆之前用仪表检测电雷管和电爆网路;缺点是操作较复杂,作业时间长,需要有足够的电源和消耗电线多。
凿岩爆破指标:
选择分层爆破,高为2m,宽为4m。
每次布置炮眼数20个。
5.3出矿工作
1.出矿设备
用装运机进行运搬矿石,型号选取ZYQ-12。
用铲斗将矿石装入自身带有的自卸车厢中,运至溜井卸矿。
每台设备有一名司机操作,完成装、运、卸三种工作。
这种设备操作灵活可靠,装运效率高,但拖有风绳,限制了运输距离(平均运输距离不超过50m),且风绳磨损大,磨损严重处容易爆裂。
使用较好的矿山,平均台年效率为8万t。
影响搬运效率的主要因素有:
矿石宽度、运距、巷道曲率半径以及路面的平整程度。
此外,工作组织、设备的完好程度和司机的操作水平等,对装运机的效率也有很大的影响。
2.出矿结构
斜巷:
位于矿体下盘围岩中,为折返式布置,斜巷坡度1:
7作为矿石、人员、设备和材料的运输通道。
分段平巷:
沿矿体走向布置于矿体内,用分段横巷与斜巷连接,分段高度15米
出矿联络道:
从分段平巷掘进出矿联络道与出矿溜井连接。
出矿溜井:
位于矿体之中,每个采场布置一个溜井。
5.4矿井通风
1.采场通风
利用阶段运输平巷和人行通风天井(或顺路天井)进风,充填井或回风井和上部阶段平巷回风,构成一简单的贯穿风流网路,需要时在采场回风处设局扇辅助通风。
在矿柱回采时,需要独头长距离巷道通风,其关键是最大限度的保持风筒平、直、紧、稳,减少漏风和降低阻力,并保证风机的正常运转。
局部扇风机通风采用压入式通风:
如图,局部扇风机把新鲜空气经风筒压入工作面,污浊空气沿巷道流出。
在通风过程中炮烟逐渐随风流排出.当巷道出口处的炮烟浓度下降到允许浓度时(此时巷道内的炮烟浓度都已降到允许浓度以下),即认为排烟过程结束。
为了保证通风效果.局部扇风机必须安设在有新鲜风流流过的巷道内,并距掘进巷道口不得小于l0m,以免产生循环风流。
为了尽快而有效的排除工作面的炮烟,风筒口距工作面的距离一般以不大
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