117鉴定3巷斜石门掘进作业规程930.docx
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117鉴定3巷斜石门掘进作业规程930
织金县金龙川煤矿
117鉴定3巷斜石门掘进作业规程
编制人:
彭丁胜
编制日期:
2014年9月18日
作业规程会审表
参加会审人员
会审意见
会审签名
签名时间
技术部
施工负责人
生产矿长
机电矿长
安全矿长
总工程师
矿长
作业规程贯彻学习记录
学习日期:
主持人:
学习地点:
施工人员
签名
施工人员
签名
目录
第一章概况1
第一节概述1
第二节编写依据1
第二章地面相对位置及地质水文情况2
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2
第二节煤(岩)层赋存特征2
第三节地质构造及水位地质4
第三章巷道布置及支护说明5
第一节巷道布置5
第二节矿压观测5
第三节支护设计5
第四节支护工艺8
第四章掘进施工工艺10
第一节施工方法10
第二节凿岩方式10
第三节爆破作业10
第四节装、运岩方式11
第五节管线及轨道敷设11
第六节设备及工具配备12
第五章劳动组织及主要技术经济指标12
第一节劳动组织12
第二节循环作业13
第三节主要技术经济指标14
第六章生产系统15
第一节通风系统15
第二节压风系统15
第三节供水系统16
第四节防尘系统17
第五节防灭火18
第六节安全监控系统18
第七节供电系统19
第八节排水系统19
第九节运输系统19
第十节通迅系统19
第十一节抽放系统19
第七章灾害预防及避灾路线20
第一节灾害事故的应急措施20
第二节避灾路线21
第八章安全技术措施22
第一节施工准备及质量保障22
第二节“一通三防”管理23
第三节煤与瓦斯突出管理25
第四节顶板管理28
第五节爆破管理29
第六节防治水管理33
第七节机电管理34
第八节运输管理37
第九节其它37
第一章概况
第一节概述
一、概况
117鉴定3巷斜石门从风井落底1353标高左错开3米处开口,按50方位、300倾角掘上山,设计穿层岩巷长度82m见17#煤层。
二、巷道名称
117鉴定3巷斜石门
三、巷道用途
该巷道主要承担17煤层的煤与瓦斯突出鉴定工作,后期承担回风巷。
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)
+1353.8~+1394.9m
地面的相对
位置及建筑物
目前掘进工作面在矿区西部,地面主要为山坡地
井下位置及
掘进地面
设施的影响
从风井落底1353标高左错开3米处开口,按50方位、300倾角掘上山,,其开口坐标x=35606547;y=2935814;z=1353。
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
该掘进工作面北面为11601工作面
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
从22#煤层掘进,穿层层位描述如下:
1、22煤层,该层段局部发育一薄煤层,厚0~0.4米,一般0.1米左右,少数点煤层厚时含一层夹石,其底板常为一层0.3~0.5米的粉砂质泥岩或泥岩。
直接底为标七下(石灰岩),灰色,中厚层状,上部为粗晶结构,下部为细晶结构,含丰富的腕足类动物化石,厚度变化大,一般在1.0左右。
2、标七,灰色深灰色中厚层状到厚层状,含少量菱铁质,致密坚硬,含丰富的腕足类动物化石,个体大,种类繁多,该层变化不大,岩性稳定,仅极个别点为钙质细砂岩取代。
3、细砂岩,浅灰色、灰色薄层至中厚层细砂岩,显水平层理,顶底均有一层泥岩,下层泥岩含粘土质,4.0以上少见岩性上有一定变化,有时为粉砂岩取代。
4、21煤层,黑色,半暗至半亮型煤,细条带状,线理状结构,井田南部煤层厚0~2.78米,一般为0.80,含薄层夹石一层,厚0.10~0.20米,局部不含夹石,北部煤层分为上下两个分层,上分层发肓较差,最厚为0.81米,一般0.30米,下分层发肩好,厚度稳定,一般0.40米,上下分层层间距为2.0~3.0,分叉后均不可采。
且都成单一结构,只个别点含有薄层夹石。
5、粉砂岩,深灰色薄层状粉砂岩,水平层理,间夹浅色细砂条带,有时为泥质粉砂岩等代替,厚度变小时常变为泥岩或粉砂质泥岩。
6、20#煤层,黑色块状,半亮型煤,厚度变化大,煤层普遍发育,结构多数单一,厚煤点才见含有夹石,虽有少数可采点,均呈零星分布,顶板为厚层状钙质细砂岩时与19#煤层易于区别。
7、粉砂岩、钙质细砂岩,该层段岩性、厚度变化较大,在井田南部一般以钙质细砂岩为主,薄至中厚层,显断续的水平层理,有时为粉砂岩、泥质粉砂岩所取代,北部厚度较小,一般以深灰色粉砂岩为主,间夹细砂条带,显断续水平和缓波状层理,泥质胶结。
在井田南部钙质细砂岩发育。
8、19#煤层组,该层一般顶底为煤层,其间夹碎屑岩:
煤层为黑色,暗淡型煤,细条带状结构,煤质较差,厚度变化大,顶、底的煤层分别称19上、19下煤层。
其间夹碎屑岩一般为泥质粉砂岩或粉砂岩,厚度2.0~4.0米,一般2.3左右,19上煤层厚0.2~0.4米,一般厚0.3米,不含夹石,局部有尖灭现象。
19下煤层发育较好,厚度0.3~0.5米,一般0.4米,一般不含夹石,煤层变厚时,含泥岩夹石,夹石厚度一般均大于煤分层厚度。
9、粉砂岩,深灰色薄层状粉砂岩,显断续缓波状层理,有时为泥质粉砂岩、细砂岩所有代替,项底均有薄层状泥岩,分别为18#煤层底板和19#煤层伪顶,富含植物根部化石和碎片化石。
10、18#煤层,煤质劣,厚度小,一般不可采,有零星的可采点出现,尖灭时常出现,有时为炭质泥岩代替,一般不含夹石,厚时多数含一层夹石,上下发育薄煤线。
11、M17煤层及其顶、底板岩性描述如下:
该煤层是矿区煤组中第二层局部可采煤层,产于煤组中段的中部靠下的粉砂岩中,该煤层以粉砂岩为顶板,粉砂岩顶部为灰色、深灰色含粘土质的泥岩,含植物根部化石和黄铁矿结核,一般厚0.5米,其下为深灰色粉砂岩,间夹少量细砂条带,有时为泥质胶结的细砂岩、泥粉砂岩所代替,局部为钙细砂岩,富含保存完整的羊齿类植物化石,该层段岩性、厚度变化较大,距16煤层底板1.0米左右,局部发肩为一薄煤线,一般厚0.2米,有时离16煤层底板很近,成为16煤层的一个分层。
17#煤层,黑色,半暗至半亮型块状煤,厚度一般在0.7米左右变化,结构单一,极少含夹石,硫分低。
为井田内局部可采煤层之一。
17煤层底板为煤粉砂岩,深灰色薄层状粉砂岩,显断续的缓波状层理。
顶部普遍有一层含植物根部化石和粘土质的泥岩,底部一般有一层厚0.2米左右的黑色泥岩,该层段岩性有一定变化,有时为泥质粉砂岩所代替,少数地段为细砂岩取代。
在中下部常见局部发肓一薄煤层,一般厚0.2米左右,层位上下跳动,对比有困难,有时在其上面还可见到一层这样的煤层。
17#煤层距16#煤层间距为5-10m,21#煤层距17#煤层25-30米。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
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。
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》,M17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:
从现有的资料分析,该掘进工作面内北面上部70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
117鉴定3巷斜石门从风井落底1353标高左错开3米处开口,按50方向、300倾角掘上山,设计穿层岩巷长度82m见17#煤层。
见附图:
117鉴定3巷斜石门布置图
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
因该巷道揭穿M20、M19、M18、M17煤层,煤层厚度均小于0.8m,顶底板岩性属细砂岩、灰岩围岩比较稳定,均采用锚杆+锚梁+锚索联合支护。
一、巷道断面
117鉴定3巷斜石门巷道断面形状为:
斜巷为矩形,巷道净宽4600mm,巷道净高2300mm。
断面积为:
S净=9.83m2。
见断面图:
1、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,由处向里推移;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800mm,放炮后不超过2800mm,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:
(1)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,117鉴定3巷斜石门锚杆间排距为800×800mm,锚杆顶锚采用高强度左旋无纵筋φ18×2200mm型锚杆;帮锚采用高强度左旋无纵筋φ18×1800mm型锚杆满足支护强度要求。
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。
3、锚固剂:
使用树脂锚固剂,半圆拱壁每孔装CKB-2370型3卷药;两帮锚每孔装CKB-2370型2卷药。
4、锚杆角度:
圆弧拱顶部中间根锚杆与铅垂线成200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150×150×5mm铁托盘。
7、锚杆间排距:
圆弧拱设计锚杆间距×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5号冷扎钢筋焊接而成,金属网长度为2400㎜,宽度为1000㎜,其网孔规格为50×50mm,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:
间隔一排锚杆加一排锚梁,锚梁用Φ16mm螺纹钢自加工,锚梁长度4.8m。
10、锚索要求:
间隔三排锚梁加一组锚索,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。
第四节支护工艺
一、支护材料:
1、锚杆及锚固剂:
锚杆为高强度左旋无纵筋φ18×2200mm和φ18×1800mm型锚杆,间、排距为800×800mm(见断面图);每根锚杆用2支CK2570型树脂锚固剂进行锚固,锚杆均使用配套标准螺母和标准托盘,每根锚杆锚固长度不小于700mm。
2、钢筋网:
钢筋网用Φ6.5mm钢筋焊接的矩形网片,网格为100×150mm,网片规格为1500×1000mm。
二、锚杆安装工艺
锚杆安装前先铺网。
铺网前,首先敲帮问顶,仔细检查巷道顶帮的围岩情况,凿掉浮矸及危岩,按照中线和施工设计严格检查巷道断面规格,达到设计尺寸后再铺设钢筋网,网与网之间每隔200~300mm用12#铁丝联接,不符合设计及作业规程要求时必须先进行处理。
1、打锚杆眼
锚杆眼的位置要准确,顶锚眼深2.15m、帮锚眼深1.75m,眼位误差不超过100mm,眼向误差不得大于15°,施工过程中应严格控制锚杆的间排距,验收员必须按照设计的间排距要求预先点好眼位。
打眼必须由支护完好侧向未支护一侧,由外向里顺序进行。
帮部可用风钻配φ32钻头打锚杆眼,但眼深必须达到设计要求,以确保锚杆及锚固剂能顺利插入眼内进行支护。
2、安装锚杆
安装前,应先进行扫眼工作,当吹尽眼孔内的粉尘后,先将锚杆杆体送入,查看锚杆孔是否够深和有无变形。
当锚杆能顺利的送入孔内后,取出锚杆杆体,把树脂锚固剂送入眼底,从钢筋网外面穿锚杆把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上托盘,拧上螺帽,用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽,开动锚杆钻机,使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度。
20秒后,再次开启锚杆钻机,拧紧螺帽给锚杆施加预紧力,使钢筋网紧贴岩面,锚杆外露长度不大于50mm。
3、质量要求
(1)锚杆杆体、配件及锚固剂的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。
(2)锚杆安装牢固,托盘紧贴岩面,未接触部位必须楔紧。
(3)锚杆的抗拔力不小于50KN。
(4)锚杆间排距为800×800mm,误差为+100mm。
(5)锚杆孔深度为1750--2150mm,误差为0~+50mm。
(6)锚杆方向与巷道轮廓线的角度为75°~90°之间。
(7)锚杆外露长度为不大于50mm。
(8)每排锚杆布置10套。
(9)巷道全断面钢筋网铺设。
第四章掘进施工工艺
第一节施工方法及工艺流程
本巷道在煤仓处按50方位、30º坡度施工。
巷道掘进采用全断面一次成巷的施工方法,破岩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。
风源来自地面压风机房。
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1~5段毫秒延期电雷管,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:
正向连续装药
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:
副井落底
五、警戒地点:
副井底风门组和反向风门进风侧、回风井底栅栏。
六、
(1)运输斜巷炮眼布置及爆破说明书
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=1.89
×9.83×1.7×0.85=28.26(Kg)
式中:
q-----单位炸药消耗量,q=1.89Kg/m3;
S-----巷断断面积,㎡,7.35㎡;
L-----炮眼深度,m,取1.7m;
N-----炮眼利用率,取0.85
根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目:
N=q×S×m×n/(x×p)=(1.89×9.83×0.2×0.85)/(0.5×0.15)=44.48(个);取44个
式中:
N-----炮眼数目,个;
m-----每个药卷长度,取m=0.2m;
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0.15Kg
正常情况布置44个炮眼。
七、施工质量技术要求
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。
施工必须按要求掘进巷道,严禁拉底丢帮,巷道高度不小于2300mm,不大于2400mm,底板保持平整。
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。
运输方式
上山岩巷采用溜槽,平巷采用40T型刮板运输机。
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;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
刮板运输机
SGW--40T
40KW
台
1
3
皮带运输机
DSJ65/20/60
32KW
台
2
4
风钻
YT-28
部
6
5
锚杆机
MQT-110CM
台
3
一台帮锚机
6
风镐
G10
部
2
7
风煤钻机
台
3
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
第三节主要技术经济指标
见下表:
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
0.15
6
月循环次数
个
75
按25天/月
7
月进尺
m
120
8
循环率
%
90
9
炸药消耗
每循环
岩:
28.26Kg;煤:
16.47Kg
矿用三级乳化炸药
10
雷管消耗
每循环
岩:
44个;煤:
18个;
毫秒延期电雷管
11
锚杆消耗
套/m
11
高强度左旋无纵筋
12
树脂锚固剂
支/m
22
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=25×28.26=706.5m3/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706.5m3/min
按最低风速计算:
Q掘≥15S掘=15×9.8=147.0m3/min
按最高风速计算:
Q掘≤240S掘=240×7.35=2352m3/min
按上述计算确定该掘
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- 117 鉴定 石门 掘进 作业 规程 930