安源煤矿四水平 42153215 采区设计说明书.docx
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安源煤矿四水平 42153215 采区设计说明书.docx
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安源煤矿四水平42153215采区设计说明书
关于上报《安源煤矿四水平4215、3215采区
设计说明书》的报告
萍乡矿业集团公司:
《安源煤矿四水平4215、3215采区设计说明书》已编制完毕,现将文字说明书及其有关图件随文上报,请审批。
特此报告
附件:
1、安源煤矿四水平4215、3215采区设计说明书一份
2、四水平4215采区方案Ⅰ设计图1:
1000
3、四水平3215采区方案设计图1:
1000
4、四水平4215采区方案Ⅱ设计图1:
1000
5、四水平4215、3215采区井上下对照图1:
2000
6、四水平4215、3215采区压茬关系平面图1:
2000
7、四水平3215采区3215、3214下山皮带道剖面图1:
1000
8、四水平4215、3215采区3213探峒剖面图1:
1000
9、四水平4215、3215采区A线剖面图1:
1000
10、四水平4215、3215采区3219剖面图1:
1000
11、四水平4215、3215采区综合柱状图1:
200
12、四水平4215、3215采区水文地质图1:
5000
主题词:
采区设计说明书报告
抄报:
萍乡矿业集团公司
抄送:
集团公司生产处、安全局。
安源煤矿办公室2009年8月日印发
安源煤矿四水平4215、3215采区
设
计
说
明
书
矿长:
谭湘赣
总工程师:
周建祥
生产科长:
邓应科
地质负责:
陈文光
通风区长:
方优胜
审核:
何金
编制:
胡德萍
日期:
2009年7月
目录
一、四水平4215采区概况及地质情况
一、四水平3215采区概况及地质情况
三、采煤方法及循环方式
四、采区生产能力
五、采区巷道布置
六、采区生产系统
七、主要安全技术措施
八、存在的问题及建议
九、采区主要经济技术指标
安源煤矿四水平4215、3215采区设计说明书
一、四水平4215采区概况及地质情况
一)、概况
㈠、采区位置:
本采区位于四水平东翼。
㈡、采区范围:
西以勘探线Ⅱ以东140米RF2断层交面线为界,东以3219剖面线为界,上至-200标高,下至-380标高,走向长960米,倾斜宽160~350米,面积约250000平方米。
㈢、邻区情况及压茬关系
本区为未开采区,南面上方有跃进煤矿(开采标高+180以上),由于跃进煤矿在采区南上部,上下高差400米以上,并且属采区边缘,上部跃进煤矿在本区开采缓慢下沉带边缘。
本采区距下伏大槽10米~70米,砚子槽、硬子槽向深部已逐渐剥蚀,因此不予考虑。
本采区与四水平下煤组大槽煤层存在严重的压茬关系。
(详见压茬关系平面图)
㈣、地面小井情况:
地面有跃进煤矿位于本区南面边缘上方、老虎坡煤矿位于采区以东边缘,上下高差400米以上,对本采区开采无影响。
㈤、地面特征:
本区地面位置位于坝善冲、平坡里一带,地面标高+200~+370米,地面为高山峻岭,无池塘河流及重要工业设施。
㈥、地面钻孔情况:
本区有钻孔Ⅱ3、Ⅱ4、Ⅲ1-14孔,封孔情况不清,生产过程中所有进入钻孔探水范围的采掘工程均须探水施工。
(钻孔探水范围、孔深及位置详参看平、剖面)。
二)、邻区实见地质及水文地质概述:
㈠、地质情况
根据二水平4220采区、4227采区开采情况,四煤层发育较稳定,层位较厚,一般6米,煤质时好时差,采区平均灰份大于50%,属高灰份标准开采。
煤层受冲刷影响,造成煤层局部严重变薄。
煤层中仅发育小断层为局部封闭性断层,煤层底板起伏较大,仅局部平缓,而深部煤质明显变差。
㈡、水文地质情况
本区水文地质条件简单,主要导水因素为钻孔水、北翼灰岩水。
1、钻孔水
本区范围有Ⅱ3、Ⅱ4、Ⅲ1-14等钻孔,封孔情况不清,在采掘工程布置过程中,接近钻孔探水范围时应坚持“有疑必探”施工原则进行施工。
2、北翼灰岩水
800米机组大巷及4220下山采区曾揭示有溶洞、裂隙含水,但动态补给量极少,据Ⅲ1-14孔简易抽水试验资料q=0.34t/秒·米,稳定水位在+155.12米。
三)、地质构造情况
本区地质构造复杂,深部为RF2纵逆断层,煤层产状变化较大,大致产状为N30~60°E,NW∠10~60°,煤层大致为一单斜构造,小断层、小褶曲发育,局部有冲刷现象,对采掘工程布置有一定影响。
四水平3213探巷实见RF2断层,RF2断层面清楚,砂砾岩与灰岩接触岩层牵引迹象清楚,倾角48°。
RF2断层一般上陡下缓由75°转为40°~62°,落差390米以上,横贯整个采区边界。
四)、煤层及煤质情况
㈠、煤层情况
本区由于沉积环境十分复杂,致使煤层厚度,结构变化较大,有分岔、复合、尖灭现象。
四煤层全层厚度较大,一般为20~60米,靠底部煤层较稳定,中、上部煤层不稳定,分层不明显,四煤层主要分为42、43煤层,Ⅱ3孔见煤厚度26.02米,可采厚度11.92米,Ⅱ4孔见煤厚度45.67米,可采厚度4.11米,Ⅲ1-14孔见煤厚度27.05米,可采厚度1.28米,Ⅰ01孔见煤厚度17.13米,可采厚度6.66米,四水平3213探巷见煤厚度58米,可采厚度6.8米,四7孔见煤厚度16.3米,可采厚度5.4米,四3孔见煤、炭页岩厚度19.6米,灰份58.2%,为高灰份,二水平平石门见煤厚度48.5米,可采厚度6.2米。
煤层结构十分复杂,由煤、炭页岩和一系列岩性为页岩、粉砂岩、少量砂岩及细砂岩包裹体夹石组成。
局部地区夹石发育时,煤层几乎由煤夹炭页岩、砂岩组成。
在采区东边煤质偏差,灰份高达61.2%,因此圈划出高灰份区。
㈡、煤质
牌号1/3JM,发热量大于3000大卡/公斤,灰份31.26%~48.74%,原煤灰份大于50%。
五)、煤层顶、底板情况
顶板:
直接顶:
灰黑色页岩,厚2~6米,f:
4~7
老顶:
灰白色砾岩或砂岩,厚5~30米,f:
8~11
底板:
直接底,炭页岩或页岩,厚0.3~1.5米,f:
1~5
老底:
浅灰色含黄铁矿砂岩或细~粗粒砂岩,含少量植物屑,厚度3.5米,f:
5~10
六)、水、火、瓦斯情况
水:
本区水文地质条件简单,主要影响因素为钻孔水,北翼灰岩水,要求作好防探水、防治水工作,杜绝水患事故的发生。
涌水量预计
采用含水系数求本区涌水量,根据上煤组历年来含水系数Kp=3.85,本区预计年产量为20万吨,故本区涌水量为:
Q=Kp·B=3.85×20=77万吨/年=1.46m3/min。
火:
上煤组四煤层为Ⅰ~Ⅱ类容易自燃倾向,煤层发火期大于6个月,我矿未曾发生四煤层自燃现象。
瓦斯:
上煤组属于低沼气矿井,瓦斯相对涌出量为1.32m3/吨,煤尘具有爆炸性,在厚煤层富集区,煤层瓦斯含量增大,要求加强通风,预防瓦斯积聚。
七)、储量计算
㈠、储量计算范围和对象
1、计算范围
西以勘探线Ⅱ以东140米RF2断层交面线为界,东以3219剖面线及高灰份区为界,上至-200标高,下至-380标高。
2、计算对象
上煤组四煤层。
㈡、工业指标
最高灰份Ac≤50%。
最低可采厚度M≥0.6米。
㈢、容重的确定
沿用经验公式求得:
平均灰份/100+1.22=容重=1.65
㈣、储量计算结果(单位:
万吨)
B级:
7.33万吨,C级:
87.25万吨,B+C级:
94.58万吨。
D级:
98.35万吨,A+B+C+D=192.93万吨
可采储量:
70.94万吨。
其中:
-200~-300水平:
B级:
7.33万吨,C级:
85.66万吨,D级:
18.51万吨
-300水平以下:
C级:
1.59万吨,D级:
79.84万吨
二、四水平3215采区概况及地质情况
一)、概况:
1、采区位置:
本采区位于四水平东翼。
2、采区范围:
西以安6断层交面线为界,东以3219剖面线为界,北以大槽与上煤组四煤层不整合线交面线为界,上至320、323、318工作面采空区,下至-320标高,走向长920米,倾斜宽180~380米,面积约237000平方米。
3、邻区情况:
四水平3215采区已局部开采3117~3119区段327工作面,3113~3115~3117区段320、323、325、318工作面。
东边上部紧靠四水平3220采区,以西为深部未开拓区域。
4、上覆煤层情况及压茬关系
上覆煤层主要为南翼上煤组四煤层,砚子槽、硬子槽向深部构造复杂、煤层发育不稳定,并且逐渐剥蚀,因此不予考虑。
本区上方有跃进煤矿(开采标高+180以上),由于跃进煤矿在采区上部,上下高差400米以上,上部跃进煤矿在本区开采缓慢下沉带。
本采区大槽煤层距上覆上煤组四煤层10米~170米,本采区与四水平上煤组四煤层存在严重的压茬关系。
(详见压茬关系平面图)
5、地表情况
本区地面位置位于坝善冲、平坡里一带,地面标高+200~+430米,地面为高山峻岭,无池塘河流及重要工业设施。
6、地面小井情况
地面有跃进煤矿位于采区中央上部,老虎坡煤矿位于采区以东边缘,上下高差400米以上,对本采区开采无影响。
7、钻孔情况
本区有钻孔Ⅱ3、Ⅱ4、Ⅲ1-14、Ⅰ01、Ⅲ3-3、Ⅲ3-4孔,封孔情况不清,生产过程中所有进入钻孔探水范围的采掘工程均须探水施工。
(钻孔探水范围、孔深及位置详参看平、剖面)。
二)、邻区实见地质、水文地质情况
1、地质情况
四水平3214、3215、3220采区煤层结构复杂,含数层0.5米以下的夹石,煤层受断层影响,变化极大,由1~15米之间变化,形态极不稳定呈叠瓦状,小断层发育。
揭露存在的断层有F0、F2、F3、RF2逆断层,安6逆断层、f1正断层等。
F0:
N30~65°E,NW<30~45°,H:
5~60m;
F2:
N45°E,NW<55°,H:
0~30m;
F3:
N30~45°E,NW<25~50°,H:
25~60m;
RF2:
N40°E,NW<48~62°,H:
>390m
安6逆断层:
N80°E,NW<75°,H:
5~10m。
f1正断层:
NW,NW<75°,H:
0~5m。
2、水文地质情况
四水平3214采区水文地质情况简单,无较大的水害威胁,主要充水因素为采空区积水。
四水平3220采区水文情况较复杂,采空区水量较大,现316复采工作面风巷涌水量较大,对生产有一定影响。
三)、地质构造情况:
本采区断层发育,煤岩层产状变化较大,除开采揭露和补勘控制大小型断层外,其次一级小断层也非常发育,现将采区已基本查明的断层分述如下:
1、F0、F3走向逆断层:
走向大致平行,剖面上为舒缓波状,间距变化较大,F0、F3已基本控制。
F0:
N30~65°E,NW<30~45°,H:
5~60m,贯穿整个采区;
F3:
N30~45°E,NW<25~50°,H:
25~60m,预计在3213探峒以东出现;
在F0断层至上煤组四煤层不整合线交面线之间由于强烈的水平挤压应用作用,使断层直立倒转,发育一系列的密集的走向逆断层及派生断层,严重破坏煤层的完整性,使煤层重叠或断开,给开采造成较大困难。
2、安6逆断层:
N80°E,NW<75°,H:
5~10m。
f1正断层:
NW,NW<75°,H:
0~5m;
f2逆断层:
N60~85°E,NW<45°,H:
10±m。
以上断层深部延展控制不够,还有待于今后分析、认证。
四)、煤层及煤层顶板情况:
由于受F0、F3逆断层推覆作用,煤层厚度变化较大,煤层结构复杂,含夹石层3-5层,夹石层岩性多为灰色粉砂岩及细砂岩、夹石层厚度变化较大。
采区内煤层最大可采厚度为12.96米,最小为2.1米。
在3219线附近及新I线至3213探峒间存在F3断层上盘存在薄煤区域,为炭页岩夹少量煤。
顶板:
伪顶:
为薄层状粉砂岩夹煤线,厚度0.2-0.7m,f=2.5。
直接顶:
灰黑色细砂岩或灰黑色页岩,厚度1-3米,f=3。
底板:
灰白色细砂岩或粉砂岩,富含植物根部化石,f=5。
五)、煤质情况:
牌号为1/3焦煤,灰份28.8%—39.9%,平均38%,结焦性指数Xmm37,Ymm19,发热量14.7-30.74mJ/kg
六)、水、火、瓦斯地质情况:
(一)、水:
1、底部砾岩为弱含水层,井下揭露点甚多,局部有滴水或淋水,透水性好,厚度5-30m。
2、采区充水来源主要是采空区积水。
采空区积水,由于开采未留设隔水煤柱,上部采空区积水会以层间补给的形式向下渗透,因此在工作面开采时要预防采空区来水。
另外要求作好防钻孔水,北翼灰岩水防探水、防治水工作,杜绝水患事故的发生。
(二)、火:
大槽煤层为自燃发火煤层,发火期为3-6个月,通风不良,工作面布局不合理,过多留设煤柱,灌浆质量差等都可能导致发火。
(三)、瓦斯、煤尘:
大槽煤层为富含瓦斯煤层,其瓦斯相对涌出量为4.34m3/t,绝对涌出量为7.16m3/min,煤尘爆炸指数为34.98%有爆炸性危险,随着向深部开采,地温升高,紧密性断层增多,瓦斯危害性也将增大。
七)、储量计算:
1、储量计算范围:
安6断层交面线至3219剖面线,北至大槽与上煤组四煤层不整合线交面线,上至320、323、318工作面采空区,上至-170标高,下至-320米标高。
2、计算对象
大槽煤层。
3、工业指标:
按缺煤地质炼焦用煤储量分类计算标准,最低可采厚度0.6m,最高可采灰份40%。
4、质量点采用及质量点厚度计算方法:
本区采用质量点:
样1:
2.1m,3213探峒:
5.4m,Ⅱ3孔:
12.96m,Ⅱ4孔:
6.82m,Ⅲ3-3孔:
3.75m,Ⅲ3-4孔:
3.32m,Ⅰ01孔:
2.26m,Ⅲ1-14孔:
上盘0、下盘2.73m,四7孔:
上盘4.2、下盘3.1m,四1孔:
上盘3.8m、下盘5.5m,四3孔:
上盘0、下盘4.8m,Ⅲ1-15孔:
上盘3.71m、下盘7.42m,样2:
2.4m
厚度计算方法:
采用各样点之厚度,块段厚度采用加权平均计算。
5、容重来源
来源于南翼下煤组地质报告,大槽取用1.48。
6、储量计算结果
-300以上:
B:
74.53万吨C:
30.27万吨D:
18.5万吨
-300以下:
B:
1.88万吨C:
4.13万吨D:
20.23万吨
总计:
B:
76.41万吨,C:
34.4万吨,D:
35.58万吨
B+C:
110.81万吨,B+C+D:
146.39万吨
可采储量:
83.11万吨。
三、采煤方法及循环方式
㈠采煤方法的选择
1、工作面布置的方式:
该采区由于上下煤组层间距较小,要先开采上煤组煤层,然后再开采大槽煤层,根据上煤组煤层厚度3~20.3米,倾角25°~40°,下煤组煤层厚度在3-8米,倾角在20°~30°故本采区适宜布置倾斜分层走向长壁工作面。
2、顶板管理:
由于本采区地表属高山、丘陵、无水库但二水平上煤组主要工程覆盖在采区之上,该采区煤层一旦开采,会对上煤组工程主要巷道会带来较大影响。
顶板分类为第二类,随放顶而垮落顶板充填采空区,故选择全部垮落法管理顶板。
3、落煤方式:
结合本采区地质构造复杂以及煤层赋存情况,选用爆破落煤为主,风镐落煤为辅的落煤方式。
综合所述,本采区设计采用倾斜分层走向长壁工作面,全部垮落法管理顶板,爆破落煤为主的采煤方式。
4、支架形式:
工作面采用单体液压支柱与金属铰接顶梁配套的正悬臂走向支架,柱距0.5米,排距1米,梁长1米。
5、控顶距在正常情况下:
支回方式选用“见三回一”即最大控顶距3米,最小控顶距2米,放顶步距1米。
㈡循环方式:
采用“两采一准”一昼夜单循环正规循环作业方式。
㈢日进度:
在正常情况下日采一排日进度1米。
四、采区生产能力
(一)4215采区生产能力(上煤组煤层)
1、Q面=L×M×B×N×T×C(T/月)
=100×5.0×1×1.65×23×0.93=18716(吨/月)
式中:
L——工作面平均长度
M——工作面平均采高(米)
B——循环进度为1
N——煤的容重1.65t/m3
T——工作面月正规循环数为23个
C——工作面回采率取0.93
2、采区生产能力(A)
本采区设计一个工作面开采,工作面生产能力A采=12*K*EQ面=12*1*18716=22.5万吨/年
3、服务年限
T=Q/KA=70.9/1.1×12=5.4年。
式中Q——采区可采储量70.9万吨
K——储量的储备系数取1.1
(二)3215采区生产能力(大槽煤层)
1、Q面=L×M×B×N×T×C(T/月)
=700×4.0×1×1.48×27×0.93=12304(吨/月)
式中:
Q面——工作面生产能力
L——工作面平均长度
M——工作面平均采高(米)
B——循环进度为1
N——煤的容重1.48t/m3
T——工作面月正规循环数为27个
C——工作面回采率取0.93
2、采区生产能力(A)
本采区设计一个工作面开采,工作面生产能力A采=12*K*EQ面=12*1*12304=15万吨/年
3、服务年限
T=Q/KA=83.1/1.1×12=6.3年。
式中Q——采区可采储量83.1万吨
K——储量的储备系数取1.1
五、采区巷道布置
㈠四水平4215、3215采区开采,设计的采区范围较大,属于深部开采,该采区地质构造变化大,上下煤组煤层层间距较小,煤层结构较复杂,煤层倾角变化较大给工作面开采带来一定困难。
采区准备巷道要求全部布置在下煤组大槽煤层底板岩层中,利用大槽煤层底板巷道开采上煤组煤层,现正在施工的3121区段平巷连接3214下山,再连通3187区段平巷,形成采区生产系统,为开采上煤组煤层圈划428工作面创造好生产条件。
㈡施工方案的确定
1、方案I:
根据采区工程布置,采用区段平巷与采区集中下山相连接,其采区投产前工程量为:
1010m(其中岩巷700m,煤巷310m),3121、3187区段平巷分别布置在-300、-275标高位置,两平巷都与3214集中下山相连接形成采区运煤生产系统,3117回风巷布置在-250m标高位置,通过3121平石门、溜子道、切眼、采区风巷相连通,形成采区通风系统。
2、方案Ⅱ:
采用一对下山即(一运输下山与一轨道下山)布置在煤层底板岩层中,在-295m及-310m标高设立区段平巷,利用-310标高区段平巷与3215采区集中下山连通3215采区大斗,再在3213石门与-310区段平巷掘一溜煤眼,形成采区运煤系统,其投产前工程量为1210m(其中岩巷900m煤巷310m)。
3、方案比较及方案确定
方案比较表
方案类型
内容
方案一
方案二
1、技术方面
投产前工程量1010m(其中岩巷700m,煤巷310m),投产前工期短,独立采区生产运煤系统。
投产前工程量1210m(其中岩巷900m,煤巷310m),投产前工期长,两个采区共用一个生产运煤系统。
2、安全方面
工作面生产系统形成前,岩巷都可连通,没有盲巷,有利于安全通风管理。
工作面生产系统形成前,岩巷没有连同,形成盲巷较长,不利于安全通风管理。
3、经济效果
首期工程投资费用少60万元,工期短4个月。
首期投资费用高,工期长
4、方案比较
方案一比方案二投产前工程量少200m,工程费用少投资60万元,投产工期短4个月,经济效果见效快,更为经济合理,更有利于安全通风管理。
5、方案确定
通过以上方案综合比较,方案一明显优化方案二,所以确定方案一为本采区施工生产方案。
方案I比方案Ⅱ工程量少200m,工期少4个月,又是独立采区生产系统,在通风方面,方案I系统形成后没有盲巷,方案Ⅱ形成盲巷较长,不利于安全管理,所以确定方案I为施工方案。
四水平4215采区开采准备工程量概算费用表
序号
巷道名称
断面
(M2)
工程量
(M)
单价
(元/M)
概算费用
(万元)
1
3121皮带道
6.3
180
3000
54
2
3214下山皮带道
6.3
80
3000
24
3
3187皮带道
6.3
80
3000
24
4
3121平石门
6.3
140
3000
42
5
3117回风巷
6.3
80
3000
24
6
3117平石门
6.3
140
3000
42
合计
700
210
㈢工作面划分及巷道支护要求。
1、施工组织二个队:
一队:
3121皮带道→3214下山皮带道→3187皮带道→3121平石门→4122溜子道→428切眼。
二队:
3117回风巷→3117平石门→4118风巷。
2、巷道规格及支护要求
⑴皮带道:
3121、3187皮带道坡度按3~5‰,3214下山皮带道坡度按15°断面形状为圆弧拱,净宽2800mm,净高2300mm,净断面6.34m2。
⑵平石门、甩道坡度3‰,断面形状为圆弧拱,净宽2800mm,净高2300mm,净断面6.34m2。
⑶小煤斗:
小斗坡度为+400,断面为圆弧拱形,净宽2400mm,净高1900mm,净断面为4.7m2。
上述岩巷除小煤斗进行喷浆外,其余为全封闭式锚网梯喷联合支护,锚杆间距为700×700mm,喷浆厚度为80-100mm。
六、采区生产系统
㈠出煤运输系统
1、工作面→溜子道→区段平石门→区段运输平巷→集中下山皮带道→采区煤仓→3214车场→四水平东大巷→四水平皮带斜井→三水平皮带斜井→一水平煤仓→一水平车场→总平巷→地面选煤厂
2、车场通过能力及煤仓容量
①车场通过能力
Ac=(M·G·N·Y·60)/Tb·Kb
=(28×1.45×330×14×60)/(30×1.5)
=25万吨/年
式中:
M—列车矿车数取28个
Kb—运输不均衡系数取1.5
G—每列矿车载重取1.45T
N—一年工作日以330天计算
T—日生产工作时间14小时
Tb—列车平均入场间隔时间取30分钟
②采区煤仓容量
设采区煤仓容量为Q
Q=(∑A面+∑A掘)×K=(60+4)×2=128T
式中:
∑A面—回采工作面每小时产煤量60T
∑A掘—各掘进面每小时产煤量4T
T—容量时间系数取2小时
现有煤仓实际设计容量为:
Q=V·N·Kc=294*1.28*0.9=338吨,试中.
Q-煤仓总容量吨
V-煤仓容积立方米(断面积19.6米*煤仓有效长度15米=294)
N-煤仓内煤的容重1.28吨/立方米
Kc-煤仓均衡系数取0.9
3.运输机能力
选用800mm阻燃皮带。
㈡运料系统
地面→暗井上车场→暗井→三水平大巷→四水平主井→四水平东大巷→区段回风巷→工作面风巷→工作面
㈢通风系统
1、采区准备时的通风系统
①四水平东翼大巷新鲜风→局扇→3121→3214下山→3187→3121平石门→溜子道→428切眼
乏风→428切眼→溜子道→3121平石门→3121→3213绞车道→三水平3212风桥→±0东翼回风巷→紫家冲风井
②四水平东翼大巷新鲜风→3117回风巷→3117平石门→采区回风巷
乏风→工作面风巷→3117平石门→3117回风巷→3213绞车道→三水平3212风桥→±0东翼回风巷→紫家冲风井
2、采区投产后的通风系统
四水平东翼大巷新鲜风→3121→3121平石门或煤斗→溜子道→工作面→风巷→区段回风巷→3213绞车道→二水平东翼回风巷→3219风桥→紫家冲风井
3、风量配备
⑴回采工作面风量计算:
按瓦斯涌出量计算
Q=100×q×k=100×7.16×0.2=143m3/min
式中q——工作面瓦斯绝对涌出量m3/min
K——工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取0.2
按工作面温度计算
Q=60×V×S=60×1.4×3=252m3/mi
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