掘进作业规程1609回风巷.docx

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掘进作业规程1609回风巷

织金县华荣集团

（掘进）

作业规程

工作面名称：

1609回风巷

编制：

审核：

施工单位：

总工签发：

赣贵煤矿生产技术科

二○一一年月日

目录

第一章概述1

第一节概述1

第二节编制依据1

第二章地面相对位置及水文地质情况2

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表2

第二节地质说明书2

第三节水文地质3

第四节问题及建议5

第三章巷道布置及支护说明5

第一节巷道布置5

第二节巷道设计6

第四章施工工艺9

第一节施工方法9

第二节施工工艺9

第三节爆破作业10

第四节装载与运输11

第五节设备及工具配备12

第五章生产系统12

第一节一通三防12

第二节压风16

第三节瓦斯排放16

第四节综合防尘17

第五节防灭火18

第六节安全检测系统18

第七节供电系统21

第八节排水系统21

第九节运输系统21

第十节照明、通讯和信号22

第六章劳动组织及主要技术经济指标22

第一节劳动组织22

第二节主要经济技术指标23

第七章安全技术措施26

第一节“一通三防”管理26

第二节施工现场安全技术、顶板管理措施29

一、施工准备29

二、现场管理安全制度29

三、顶板管理30

第三节爆破、运药、装药、放炮技术安全措施32

第四节防治水36

第五节机电设备维护、维修安全技术措施38

第六节运输40

一、皮带机运输管理安全技术措施40

二、刮板运输机管理安全技术措施42

第七节防灭火安全技术措施44

第八节防尘安全技术措施44

第九节防突措施45

第十节煤质管理47

第八章灾害应急措施及避灾路线48

第一章概述

第一节概述

一、巷道名称：

1609回风巷

掘进的目的是:

通风、行人、管线敷设

二、巷道设计长度及服务年限

1、巷道设计长度：

380米

2、服务年限：

1年

三、预计开竣工时间

1、开工日期：

2011年08月

2、竣工时间：

2011年09月

第二节编制依据

一、采区设计说明书及批准时间

根据公司技术部提供的地质资料、设计图纸，依据《煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》、《国有煤矿安全质量验收标准》、《工种岗位责任制》、《矿山安全法》、《矿山安全条例》、《矿山安全监察条例》等，批准时间为2011年2月

二、工程说明：

1609回风巷先期从1609回风联络巷7点处开窝，待通风系统完善后，再由1609回风联络巷7点往南翼运输巷方向开窝施工。

支护方式为锚网支护，先按方位N＝246°施工200米，形成通风系统后，再以N＝66°向南翼运输巷方向进行施工。

巷道宽3.0米、高为2.2米，断面6.6平方米。

巷道形状为矩形，预计工程量约180米。

三、矿压观测资料

无冲击地压，地温18℃，煤尘无爆炸性，自燃倾向属Ⅲ类。

第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表

巷道

名称

1609回风巷

地面

标高

+1765.0m～+1776m

井下

标高

+1494～+1505m

地面的相对位置及建筑物

地面为荒山

井下位置及掘进对地面设施的影响

掘进对地面基本无影响

井下位置及与四邻关系

北部为1607采空区，东部为11602采空区，西部、南部为未开采区。

第二节地质说明书

一、煤层及其顶、底板情况

1609回风巷在二叠系龙潭组16层煤层中施工，煤层厚1.6～2.4米，平均2.0米，煤层结构简单，硬度f＝3～4；煤层自燃倾向为三类，煤尘无爆炸性，煤层的顶板为粉砂质泥岩、粉砂岩夹薄层铁岩；底板为泥岩，厚0.5米，其下为细砂岩或粉砂岩。

（柱状图附后）

二、地质构造

本区地质情况较简单。

掘进区域为近水平煤层，地层走向NW40°～45°，该巷道方向基本沿地层走向施工，地层倾角0º～6º，局部最大8°。

矿区内出露地层主要有上二叠统龙潭组（P2I）,长兴组（P2C）,大隆组（P2C）,下三叠统夜郎组（T1Y）及第四系（Q）。

龙潭组（P2I）含煤岩系属海陆互沉积类型，与其下峨眉山玄武岩呈假整合关系。

岩性由砂岩、粉砂岩、粘土岩、钙质粘土岩燧石灰岩、泥质岩及煤层等组成。

含煤40余层。

长兴组（P2C）主要为灰岩，深灰色中一厚层娄岩，燧石灰岩、泥质灰岩组成，厚10~25m。

大隆组（P2C）以灰色簿层至中厚层硅灰石，硅质岩，硅质页岩为主厚1~20m,与下伏长兴组为整合接触关系。

第四系：

由坡积物、冲积物、崩积物等所形成的黄灰、褐黄色粘土、砾石等组成，分布于河岸，缓坡等地带。

　　　矿区主要发育有珠藏向斜，断裂构造不发育，该矿位于褶皱向为NE—SW向的珠藏向斜的东南翼，矿区内断层较发育。

瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向

（1）、瓦斯

矿区内瓦斯含量较高，在掘进施工中加强矿井通风和瓦斯管理工作，杜绝瓦斯事故发生。

（2）、煤尘

1609回风巷是沿煤层掘进，在掘进过程中，会产生大量的粉尘，加强洒水降尘工作，使井下巷道空气中的含尘浓度降到安全标准以下，以保证井下作业环境符合规程要求。

煤尘无爆炸性。

（3）、煤层自燃

根据贵州省煤田地质局实验室对我矿煤层自燃倾向等级鉴定报告，本矿煤层自燃发火倾向为三类，煤层无自燃。

第三节水文地质

一、区域水文地质条件

地表水系属乌江水系的山间雨源小溪，地表水体以骂垭小河及其分支为主，受地形岩性控制，地表水总体为由北向南迳流，区内没有大的地表水体。

矿区属以剥蚀、侵蚀作用为主的中高山峡谷地貌形态，山脉走向北东—南西向，东、北高，西、南低，最高点地身大东，海拔标高1632.20米，最低点煤矿西南角骂垭小河，海拔标高1505米，相对高差127.20米，矿区位于骂垭小河东岸，地势较平坦。

据织金气象站（该站位于东经105度46分，北纬26度41分，海拔标高1326.3米）观测资料：

历年年总降雨量为880.2－1881.7毫米，降雨以五、六、七月为最多，十二、一、二月最少，每年三、四月为干旱季节，历年月最大降雨量为610.6毫米，历年月最少为4.4毫米，一日最大降雨量为171.8毫米，年降雪日数最多16天，最少3天，平均8.6天，最大积雪深度为5厘米，历年十二月至三月均见有凌冻，平均每年12.1天，最多29天，最少2天，最长连续可达243小时，在标高1400米以上高度见凌冻的时间更多，持续时间更长。

又据普定县气象站（站址位于北纬26度19分；东经105度45分，观测场标高为1250米）观测资料；年降水量在1273.7－1682.1毫米之间，日最大降水量128.5毫米，年降水日数在220天以上，一年中有枯季、雨季之分，枯季一般在当年12月至次年3月，其降水量占年降水量的15－20%。

矿区内地下水含水段岩性以碎屑岩为主，富水性弱，属裂隙充水矿床

地表水、地下水的动态明显受大气降水控制，其流量、水位的变化与降水季节变化相关，雨季流量大，水位上升，旱季流量小，水位明显下降，河流源头及流域多受泉水补给，地下水、地表水则交替互补。

骂垭小河来湾附近187号测站，旱季最小流量6.53升/秒，雨季最大流量447.80升/秒（1976年），1977年6月16日大暴雨后，187号站推算洪峰量99.77立方米/秒，洪水位标高1412米，高出河床2.90米。

含煤地层与下伏含水层之间有峨眉山玄武岩及铝土岩相阻隔，但该煤矿可采煤层绝大部分在当地侵蚀基准面以下，开采时要有相应措施。

矿井直接充水含水段岩性以碎屑岩为主，富水性弱，属裂隙充水矿床；据抽水资料，煤系地层单位涌水量小于0.1升/秒.米；区内大部分矿床赋存于最低侵蚀基准面以下，但河流与煤层之间大范围内均有厚度较大的隔水层，地表水体对于煤层采开影响极小。

本区水文地质条件简单。

二、断层带水文地质特征

矿区内断层除F3外均为正断层，正断层断距小，导水性差，但在矿井开采后，由于地下水流场的部分改变，导水性也会随着改变，开采过程中要予以重视和监测。

逆断层断距大，破碎带由于挤压而紧密。

F3逆断层，断层上盘水位高于下盘，如邻近煤矿区南部的604号钻孔（位于F3上盘），在长兴组钻进时，下盘之长兴灰岩的188号泉出泥浆。

深部导水可能性较小，浅部由于风化裂隙发育而透水。

三、小煤矿、老窑水文地质特征

矿区内及周边小煤矿较多，且开采历史远。

据地质部门的勘查工作调查，大部分巷道长度一般不超过100m，垂直不超过30m。

由于井口垮塌、排水困难、通风困难等原因而停采。

大部分老窑内部积存着一定的矿坑水。

第四节问题及建议

1、本煤层瓦斯含量高，加强瓦斯的综合监测和治理。

2、揭露断层时，及时与生技科联系，以便处理。

3、巷道在过断层掘进时，要加强顶板管理。

4、掘进过程中，如发现有出水征兆时，坚持有掘必探，先探后掘的原则。

5、煤层属Ⅲ类自燃发火倾向，但仍要加强综合防治及监测工作。

6、受老窑、老空积水威胁，在以后的掘进工程中严格执行探放水措施。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1609回风巷位置南翼运输巷7#点为开窝中，支护方式为锚网支护，按方位N246°施工，施工200后再由开窝点k点按N=66°进行施工与南翼运输巷相透。

跟煤层底板掘进，巷道宽3.0米、高为2.2米，断面6.6平方米。

巷道形状为矩形，预计工程量约380米，严格按技术科给定的中线施工。

第二节巷道设计

一、支护类型

巷道采用锚网支护方式

二、支护材料及技术要求

1、顶锚杆为3根左旋无纵筋螺纹等强锚杆：

L=1.80m，φ=18mm，间×排距=800mm×850mm，采用挂塑料锚网支护，锚杆铁托盘作护垫。

2、两帮煤体较坚硬，如不折帮，暂不需要支护。

3、顶部塑料网：

网格50×50mm；规格：

长×宽=3200×1000mm。

4、铁托盘：

规格：

长×宽×厚=200mm×170mm×10mm

5、锚固剂：

K1650型、Z1650型树脂药卷。

6、18号铁扎丝。

三、支护作业机具型号、有关技术要求

1、支护机具顶部采用MQ-120型锚杆，1m、1.2m、1.8m的接力钎子，

φ28锚杆钎头。

2、检测工具：

张拉千斤顶、手动油泵、扭矩扳手、拉拔计。

3、因接长钻杆联接处加度较低，在接头位置进入孔内之前要控制锚杆钻机的推进力，以免钻杆突然折断弹出伤人。

4、使用锚杆机前须检查风管联接是否可靠，严防风管断开伤人。

并检查锚杆钻机油葫芦是否有油，缺油时必须注满合格的油。

5、操作锚杆钻机时，必须扶稳钻机，严防歪倒伤人。

6、收缩千斤顶时，要设专人用人力托住千斤顶，待压力放尽后，再慢慢取下。

防止千斤顶坠落伤人和损坏千斤顶的现象发生。

7、若发现工具锚抱死，退不掉千斤顶时，可反复拉紧回落几次，用木料轻敲千斤顶尾部方可拆除。

四、特殊地段的支护方式和技术要求

三、四角门要加强支护，补打锚索，锚杆间距缩小为650mm×700mm；迎头遇断层或其他地质构造时另编施工安全技术措施（扶棚、11#工字钢900mm排距支护）。

五、临时支护

1、支护形式

采用吊挂前探支架作为临时支护，也可打临时点柱。

前探梁使用2根2寸厚壁钢管，每根长3.0米，间距0.80m，最大控顶距2.0m。

前探梁吊环用φ=18mm普通螺纹锚杆制作，在吊环的宽度中心焊上与顶板锚杆相匹配的螺母，固定在已支护的锚杆上，且螺母要上满丝。

前探梁每根2个固定点，其上先铺设锚网、锚网下再用规格为长×宽×厚=2000×300×30mm/40mm（鲜木板/干木板）的木板垫上。

2、支护要求

A、严禁使用腐朽木板。

B、迎头不少于4块备用木板。

C、一次进尺一排时撅顶使用3块木板（对头放置），一次进尺二排时撅顶使用4块木板接实。

D、人员应站在梯子上放置木板，且有专人扶住梯子。

E、临时支护断面图、剖面图。

（见附后图）

六、主要施工工序

⑴、人员进入迎头检查→打眼→放炮→临时支护→出货→找平、铺网、挂梁→打全部顶部锚杆眼→架梁→安装顶部锚杆→清理→继续掘进

⑵、安装顶部锚杆操作工艺

1、打眼前先要认真执行敲帮问顶，用长把工具及时处理危岩、活石、找平顶板，在处理危岩、活石、找平顶板时，操作人员必须站在有支护的地点，找顶时旁边要有一个有经验的老工人观察顶板。

确认安全后方可开始工作。

2、打眼前，先按中线严格检查巷道毛断面规格尺寸，不符合作业规格要求时，必须进行处理，然后按照支护说明书上规定的间排距打眼，打眼时必须在前探支架的掩护下操作，顶部先打中间眼，后打两侧眼；锚杆要成行成线。

3、A、先将网压茬连接好，将托板、减摩垫圈套在锚杆上，上好扭矩螺母，备好搅拌连接套筒。

B、锚杆孔深应比杆体全长短70mm，安装锚杆前用高压风清扫眼孔，吹扫时操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。

检查锚杆眼的深度，保证锚杆外露30—50mm。

C、使用锚固剂前仔细检查锚固剂质量，以较为柔软为好，发现异常现象不得使用。

先装入K1650型，再装入Z1650型，按顺序装好药卷后，利用锚杆杆体（已上好铁托盘）将锚固剂缓慢推至孔底。

然后采用随搅随推的方法，搅拌25s-35s，匀速推进到孔底，同时用手将托盘扶正，保证托盘有两边垂直于钢带，从开始搅拌到锚杆上升到眼底的时间25s。

锚杆上升到眼底后再继续搅拌，搅拌11s左右。

搅拌结束后锚杆机顶住锚杆而不回落。

D、固化前不得使杆体移位或晃动，7min后，用钻机将螺母旋紧，边紧固边用相应工具砸打铁托盘，使托板压紧紧贴于巷道表面，紧固到锚杆机失速并通过对减摩垫圈的变形情况进行判断停机。

E、用力矩扳手逐个检测，达到锚固要求方为合格，否则用加力扳手上紧，顶锚杆锚固扭矩力在（150—200）N·m之内，拉拔力不小于80KN。

4、锚杆严格按支护断面均匀布置，锚杆间排距误差不超过+－50mm，锚杆角度误差不超过+－5°，锚杆深度0～50mm。

5、当班进入工作面后必须对上一班施工的螺母进行二次紧固，以保证螺母扭矩符合规程要求。

6、锚网要充分展开、网要拉紧、铺平，不兜网。

7、安装锚杆应随打眼随安装，安装的顺序是由外向里，顶板先中间、后两侧。

顶部最大空距为0.2m；锚杆安装完后用力矩扳手二次拧紧，二次拧紧间隔时间不少于1小时。

8、施工顶部锚杆时，要求锚杆、托盘必须上线，方向一致；当巷道顶板有倾斜角度时，巷道底板必须保持平，巷道高度必须保持2.20m。

9、顶板破碎时，可以打超前锚杆进行超前支护，遇到特殊构造时，补充安全技术措施。

10、巷道成型；坚持“预留断面，手镐成型”的原则，刷帮时用手镐刷到设计断面。

11、支护断面图、剖面图（见附后图）

12、当因构造变化，造成巷道施工跟不到顶板时，必须在15m范围内找到顶板；若遇到断层另写特殊安全技术措施。

七、文明生产管理

1、所属区域巷道无煤尘积聚，及时洒水冲尘，巷道（硐室）内无淤泥、无积水、无杂物、无浮煤矸、无零散材料、无卫生死角，底板平整，无突出的矸石。

2、巷道内距迎头200m内，悬挂工程平面图、支护图、避灾路线图。

要求牌板完整齐全、清晰醒目。

3、各类小线集中吊挂，与大线分开；吊挂管线使用的钩子必须统一，管线路清洁干净，无积尘、无回弹物，吊挂点间、排距统一，小线拉紧，拉直，大线垂度一致。

4、防尘水管、压风管、排水管吊挂必须平直、集中、统一、无起伏、无落地现象，迎头管线吊挂整齐；风、水管路无泄漏。

5、材料分类码放整齐，挂牌管理，零散小料入箱管理，各种设备、材料的安全距离符合要求。

6、各种工具、衣服、食品上架，统一集中管理；巷道两帮清洁无乱放的材料、配件、杂物等。

第四章施工工艺

第一节施工方法

掘进工艺为炮掘，出货方式使用刮板溜子、皮带运输。

第二节施工工艺

一、施工方法：

采用钻眼爆破法。

二、钻眼机具：

选用ZQS-22手持式气动钻机，B26-1.2m、B19-1.5m麻花钻杆钻眼。

三、爆破材料：

1.起爆器：

QGT-200电熔式爆破器，双芯胶质母线，爆破线长度不少于300m（通到进风流）。

2.炸药：

三级煤矿许用乳化炸药。

3.电雷管：

8#煤矿许用毫秒延期电雷管1-5段。

4.封孔材料：

普通水炮泥，黄泥封孔，封厚不小于500mm。

四、炮眼布置：

掏槽眼眼深1.5m，3眼水平楔形；

辅助眼眼深1.2m，间距600mm；

周边眼眼深1.2m，间距500mm；眼口距轮廓线内250mm。

爆破方式：

串联放炮，一次装药一次起爆。

第三节爆破作业

1、爆破说明书（表三）

炮眼编号

炮眼名称

深度

m

装药量

角度

雷管

封孔长度m

联线方式

爆破顺序

卷/眼

kg

垂直

水平

1~3

掏槽眼

1.5

3

0.75

80

80

煤矿许用毫秒

延期电雷管

≥0.5

串

联

掏槽眼辅助眼

帮眼

顶眼

底眼

4~7

顶眼

1.2

2

0.5

90

90

8~9

帮眼

1.2

2

0.5

90

90

12~16

底眼

1.5

3

0.75

80

90

10~11

辅助

1.2

2

0.5

90

90

炮眼布置三视图

第四节装载与运输

一、装煤方式

采用人工出货。

1、洒水防尘，检查迎头支护情况。

2、敲帮问顶，清理巷道两帮杂物及碎煤。

3、装煤（岩）时，要注意检查有无拒爆炮眼。

如发现拒爆，必须在班组长的指挥下由爆破工进行处理，严禁自行掏出或处理。

未处理之前，不准进行装煤工作。

4、遇到大块煤、矸必须破碎。

用大锤砸大块煤、矸石时，周围禁止站人，以防掉锤或粉碎的煤、矸石飞溅伤人。

二、运输方式

使用溜子、皮带运输。

第五节设备及工具配备

设备及工具配备表（表四）

序号

设备、工具名称

型号规格

单位

数量

备注

1

局扇

FABD-NO2×15

台

1

1

2

探水钻

ZY-760R型油压钻机

1

1

3

控制开关

QBZ-80

台

2

4

馈电开关

QBZ-225

台

1

5

综保

QBZ-2.5

台

1

6

防突钻机

ZY150

台

1

1

7

手持式气动钻机

ZQS-22/2.0

台

1

8

锚索张拉器

套

1

9

锚杆钻机

MQ-120

台

1

1

10

电话

部

1

8021

11

掀

把

5

12

镐

把

2

13

锤

把

1

14

激光指向仪

台

1

15

直流电法仪

台

1

第五章生产系统

第一节一通三防

一、掘进工作面风量计算

1、施工过程中，采用压入式通风；局部通风机必须安装在进风巷中，严禁喝循环风。

供风距离430米；

2、局部通风机必须安装在专用台架上，离地面高度不少于0.3m，风袋必须环环吊挂，吊挂时要“两靠一直”，不得挤压和损坏，发现风袋破口要及时粘补，以免影响迎头风量。

掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。

经分析和计算认为，本矿井地温不高，掘进工作面人数≤10人，掘进工作面的炸药用量≤3kg，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量。

▲按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×q瓦掘·K掘通

式中：

Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/s；

q瓦掘—掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min；根据《矿井瓦斯等级鉴定》中对矿井瓦斯来源分析，采面瓦斯涌出量占矿井瓦斯涌出量的45%，掘进工作面瓦斯涌出量占矿井瓦斯涌出量的20%，q绝=16.34×20%=3.268m3/min。

按32%的瓦斯抽采率计算，抽放瓦斯纯量2.73m3/min，则需风排瓦斯量为1.86m3/min，一个掘进头则为1.46m3/min。

K掘通—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.8；

Ｑ掘=100×1.46×1.8=262.8m3/min=4.38m3/s

▲按炸药使用量计算：

Q掘=Aj·b/（t·c）

式中：

Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，3kg；

b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b=0.1m3/kg；

t—通风时间，一般不少于20min；

c—爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%；

经计算，掘进工作面风量为0.75m3/s。

▲按工作面人员数量计算：

Q掘=4·Nc

式中：

Nc—掘进工作面同时工作的最多人数，10人；

经计算，掘进工作面风量为0.67m3/s。

▲按局部通风机吸风量计算

Q掘＝Qf+S×V

式中Qf：

掘进工作面局部通风机额定风量，取Qf=400～600m3/min,取460m3/min；

S：

掘进巷道断面；

V：

掘进巷道内最低风速，0.25m/s。

故Q掘＝5.5+6.6×0.25=7.15（m3/s）

按风速验算

9×Sｊ≤Ｑ掘≤460×Sｊ

式中：

Sｊ—掘进工作面巷道过风断面，取6.6ｍ2

9×Sｊ=9×6.6=59.4m3/min<Ｑ掘

460×Sｊ=460×6.16=1478.4m3/min

故Ｑ掘=7.6（m3/s），满足要求。

▲掘进工作面局扇吸风量计算:

Q掘吸＝Q掘×P　（m3/min）

式中：

Q掘－掘进工作面需风量m3/min，按最大取460m3/min

P－风筒风量比，柔性风筒风量比可参照下表

风筒长m

100

200

300

400

风量比p

1.04

1.06

1.10

1.15

Q掘吸＝Q掘÷P

　＝460÷1.15

　＝400（m3/min）

⑹、风机选型：

根据掘进工作面配风参考表和通风工区测风员现场测定，选取一台15kw对旋风机供风，风筒选用直径600mm，阻燃风筒，能满足以上计算要求。

（7）、局部通风机实际吸风量表（表六）

风机功率（kw）

吸风量（m3/min）

5.5—8

160

11

200

11×2对旋

230～300

15×2对旋

300～400

（8）、风速校核：

V需＝Q掘配/60S净

＝180.18/（60×6.16）

＝0.488（m/s）

V小＜V需＜V大（V小=0.25m/s，V大=4m/s）

0.25＜0.488＜4

本根据以上核算，风速符合《规程》规定，能够满足工作面风量需要，故确定选用一台15KW对旋风机（实际吸风量为280m3/min）。

4、供风方式：

采用压入式供风。

二、局部通风机安装地点和通风系统

1、局部通风机安装地点

局部通风机应安装在联络巷外材料石门以上20米新鲜风流中，严禁喝循环风。

2、通风系统

⑴、新鲜风流

地面→主井（副井）→皮带运输巷→1609回风联络巷→1609回风巷→迎头

⑵、乏风

迎头→1609回风巷→1609回风联络巷→总回→风井→地面

第二节压风

1、风源来自地面压风机，配备空气压缩机位VF-917两台，容量9m3/min、KB-100A一台，容量13.59m3/min、FHOG-D90F一台容量16m3/min，管路采用4吋无缝钢管两路供用井下压风。

⑴、由地面压风空压机→主井