二七下山采区防突措施专项设计说明书最终的最终.docx
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二七下山采区防突措施专项设计说明书最终的最终
二七下山采区防突专项设计
说明书
河南煤业化工集团焦煤公司演马庄矿
2011年12月
前言
焦作煤业(集团)有限责任公司演马庄矿位于焦作市东北部,隶属焦作市管辖。
由武汉煤矿设计院设计,1958年建井,1961年4月投产,设计生产能力0.45Mt/a,主采煤层为二1煤。
2000年以来,矿井各生产系统改造投资加大,生产能力显著提高,2008年矿井核定生产能力为1.20Mt/a。
矿区共发育三组不同方向的断裂,即:
北东、东西和北西向。
浅部构造简单,深部和东部相对复杂,西部由于受九里山断层和风凰岭断层不同方向的构造作用,其构造、水文地质、瓦斯等地质条件极其复杂。
演马庄矿井田分二个水平开采,即一水平、二水平,经过五十年的开采,目前一水平已基本结束。
二水平可布置采区四个,即二一、二二、二五、二七采区,目前矿井正在开采二二、二五、二七三个采区。
按矿井规划,二二采区于2011年7月底结束后,将无采区进行接替;二五采区的接替采区为二一下山采区,目前二一下山采区三条下山已落底,正在施工二一下山采区水仓;27采区的接替采区为二七下山采区和二七采区下段。
从以上情况可看出,二二采区结束后,矿井只剩2个开采采区,即二五、二七采区,为确保二五、二七采区的顺利接替,只有加快二七下山采区的开拓,才能保证矿井生产的顺利接替和稳定产量。
第一章开拓方式
第一节采区边界及储量
一、采区边界
二七下山采区边界按地质条件和开采条件进行划分,本设计二七下山采区边界:
东至第十一勘探线(井田边界),南至井田边界,西至第七勘探线,北至马坊泉断层(F204)。
上限标高-210m,下限标高-440m,地面标高+87~+96。
二七下山采区走向长1210m,倾向长1170m,面积约1.42km2。
二、采区储量
据《焦煤集团演马庄矿二七下山采区地质说明书》,本采区二1煤储量计算范围:
北部以马坊泉断层保护煤柱为界,东部以井田边界为界,南部以F210断层为界,西部以第七勘探线为界。
区内煤层均达可采厚度,断层防水煤柱属永久性防水煤柱,矿界不计算可采储量。
1.地质储量
二七下山采区共划分7个储量块段,共估算二1煤储量
万t。
2.工业资源储量
采区二1煤层工业资源储量为1945.88万t。
K——可信度系数,取0.8
3.各类煤柱的留设
二七下山采区留设采区边界防水煤柱、断层防水煤柱、村庄保护煤柱。
乘以0.8的系数后,采区边界防水煤柱损失56.16万t,断层防水煤柱330.72万t,村庄保护煤柱206.64万t。
各种煤柱损失总计为593.52万t。
4.设计利用储量
设计利用储量为采区工业资源储量减去各种煤柱损失储量所得储量,即:
1945.88-593.52=1352.36万t。
5.可采储量
可采储量为设计利用储量乘以采区回采率所得储量。
二1煤层回采率按75%计算。
二1煤层可采储量=1352.36×75%=1014.27万t。
二七下山采区设计可采储量为1014.27万t。
第二节采区生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
矿井工作制度为年工作日330天,每天三班作业,其中两班生产,一班检修,每天净提升时间16h。
二、设计生产能力
本设计二七下山采区的生产能力为60万t/a。
三、采区服务年限
二七下山采区二1煤层稳定,结构简单,属稳定型煤层,根据采区储量和矿井现有生产现状,选用走向长壁分层综采采煤法,加快煤炭开采速度,降低吨煤成本,提高矿井综合经济效益。
二七下山采区为双翼采区,划分为8个区段,12个采煤工作面,工作面走向长400~660m。
采区服务年限:
式中:
T——服务年限,a;
A——设计生产能力,万t/a;
Z——可采储量,万t;
K——储量备用系数。
经计算,二七下山采区服务年限为13a。
第三节开拓方式
一、开拓方案
二七下山采区开拓方案:
二七采区下山掘轨道、皮带、回风下山,三条下山均布置在煤层顶板岩层中。
二、主要巷道及硐室布置
利用二七采区下山巷道掘轨道、皮带、回风下山,三条下山均布置在煤层顶板岩层中。
其中,轨道、皮带下山布置在同一层位,距煤层法向距离约10m,回风下山巷道底板距轨道、皮带下山巷道顶板3m的法向距离。
在采区下部布置二七下山采区水泵房及水仓进行采区排水。
采区主要附属工程有绞车房、采区变电所、中部车场、下部车场和下部排水泵房等。
绞车房布置在二七下山采区轨道下山上部平巷段。
本采区共布置3个变电所,采区中部变电所设在中部车场和回风下山之间,具有独立回风系统;另有采区上部变电所和采区下部变电所,采区下部变电所与排水泵房联合布置。
排水泵房设在采区下部,初步设计泵房长度为70m,留设9台水泵的位置,设计布置3条水仓,水仓总长度679m,净宽4.0m,腰高1.2m,净断面积为11.08m2。
采区正常涌水量1576.2m3/h,根据《煤矿安全规程》规定:
采区水仓的有效容量应能容纳4h的采区正常涌水量,即1576.2×4=6304.8m3。
经计算,该水仓实际有效容量为6771m3,符合《煤矿安全规程》的规定。
第二章采煤方法选择
第一节地层与地质构造
一、地层
本区为第三、四系全掩盖区,据区内钻孔揭露,地层由老至新为:
奥陶系中统马家沟组,石炭系中统本溪组,上统太原组,二迭系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组下段、中段及第三、四系。
二、地质构造
区内无陷落柱、岩浆岩及河床冲刷等不良地质现象。
区内地层走向N45°E,倾向南东,倾角7°~12°。
构造以断裂为主。
王母泉断层、马坊泉断层、F210断层为本采区边界断层,属中型~大型断层,上部马坊泉断层落差0~30m左右,西南部为王母泉断层,落差大于100m,为本区最大的断层,南部F209和F210两条大断层形成“地垒”构造,地质条件较复杂。
另据三维地震资料,还有多条落差为0~6m可疑断点,待采掘过程中进一步查明。
总之,掘进时仍可能遇到5m落差以下的断层。
主要断层见下表。
二七下山采区主要断层表3-1-1
编号
构造
性质
产状(褶曲轴面)
实见位置及控制情况
走向
倾向
倾角
(°)
落差
(m)
王母泉断层(F212)
正断层
N60°E
北西
60°
120
5-10、5-11、5-13、6-16、6-17等钻孔控制,本采区控制程度较差。
马坊泉断层(F204)
正断层
N35°E
北西
60°
0~30
二七采区中段巷道钻探,地震勘探DF15、DF16断层控制。
在11-6孔附近走向由东西向变为近南北向。
F207
正断层
近东西
南
65°
5~20
1989年物探异常点控制。
F209
正断层
近东西
北
65~75°
5~60
9-8、9-4、10-15、11-12、9-17、10-8、10-11等钻孔、1989年物探异常点及DF5、DF7断层所控制。
F210
正断层
近东西
南
65~75°
0~40
8-12、10-8、9-17、9-4、11-12孔、1989年物探异常点及DF9断层所控制。
F07
正断层
近东西
南
65~75°
5~25
7-12、7-13、7-4、8-11、8-15、8-16、8-21等钻孔、1989年物探异常点及DF9断层所控制。
第二节煤层与瓦斯条件
一、煤层
区内可采煤层为二1煤层,赋存于山西组底部,上距砂锅窑砂岩70m左右,下距山西组底界(L9灰岩顶)10m左右,距L8灰岩18m左右,煤层厚度3.2~10.65m,平均7.03m,平均倾角8°。
煤层赋存良好,无分叉现象,仅个别孔含有0.05~0.30m夹矸,属厚~特厚煤层、较稳定煤层。
纵观全局,煤层变化不大,大于6m或小于6m的煤层厚度呈波浪状北西~南东向展布,煤层顶板稳定且平整,底板局部有隆起现象,但范围不大,工作面褶曲不发育,但煤层在倾向上有小型的宽缓波状,煤层小范围变化系受煤层基底小型隆起所致。
一2煤勘探程度不足,水文地质条件复杂,故不计算储量,考虑一2煤。
二、煤质
1.物理性质
物理性质:
二1煤为灰黑色,粉末状或块状,似金属光泽,容度1.47t/m3,具参差状、贝壳状断口。
二1煤宏观煤岩组分,以亮煤为主,含少量丝炭透镜体,属半光亮~光亮型。
2.化学性质
(1)元素组成
二1煤以碳元素为主,次为氢元素。
(2)有害组分
灰分:
二1煤原煤灰分平均为14.73%,属低中灰煤。
煤灰成分:
二1煤以硅、铝氧化物为主,次为三氧化二铁和氧化钙。
硫分:
二1煤原煤硫分平均为0.39%,属特低硫煤。
磷分:
二1煤原煤磷分平均为0.04%,属低磷分煤,符合各类工业用煤要求。
3.工艺性能
二1煤原煤平均发热量为29MJ/kg,属特高热值煤;二1煤原煤灰熔融性属低~高熔融性。
4.煤类及工业用途评价
综上所述,二1煤为低中灰煤、特低硫、低磷分、高热值、低~高熔灰分无烟煤三号。
二1煤块煤可做合成氨用煤,粉煤可做动力或民用燃料。
三、瓦斯
1.2010年矿井瓦斯相对涌出量为43.8m3/t;
2.临区瓦斯情况。
2010年25采区瓦斯相对涌出量17.28m3/t;
3.二七下山采区钻孔瓦斯含量:
二七下山采区二1煤埋深大于300m,煤层中瓦斯赋存量10~20m3/t,除8-12孔外,其它钻孔瓦斯含量均大于17m3/t,其中11-12孔瓦斯含量高达19.1m3/t,瓦斯压力0.6~1.6MPa。
第三节采煤方法
一、采煤方法选择
二七下山采区位于27采区下部,走向1210m,倾向1170m,区内二1煤层赋存稳定,构造简单。
煤层厚度3.2~10.65m,平均煤厚7.03m。
煤尘无爆炸危险,煤层不自燃,倾角平缓,平均8˚左右。
本区资源储量可观,可以保证矿井后期煤炭产量,因该地区为煤与瓦斯突出地区,煤层瓦斯含量高,不宜采用放顶煤一次采全高,宜采用分层开采。
目前,随着长壁采煤技术、装备的日臻完善,长壁采煤法在我国已普遍使用,走向长壁采煤法在焦作矿区应用比较广泛,技术成熟,工作面布置比较灵活。
综合机械化采煤工艺具有高产、高效、安全、生产集中等优点。
根据国内外厚煤层开采技术发展现状,结合井田煤层赋存及开采技术条件,设计认为二1煤可供选择的综采采煤方法有:
综采一次采全厚,综采分层开采,综采放顶煤开采。
结合本矿实际生产情况,以及管理、安全、效率和煤的回收率等因素,设计采用走向长壁布置,综采分层开采采煤方法,全部陷落法管理顶板。
二、顶板管理
顶分层顶板管理采用全部垮落法处理采空区。
底分层在人工金属网假顶下作业,工作环境安全。
三、区段划分和工作面布置
二七下山采区为双翼采区,采区西部划分7个区段,东部划分5个区段,首采工作面布置在西翼最深处一个区段。
考虑到F207断层的因素(东翼下部2个区段需要过F207断层,且不好施工),为了首采工作面的顺利接替,抽放备用工作面选择采区东翼中间的一个区段,东翼上部三个区段先开采,后开采东翼下部2个区段。
施行左右区段跳采,由下向上开采。
27281工作面作为首采工作面,27251工作面作为抽放工作面。
本采区设计生产能力为60万t/a,根据矿井总体生产安排,该采区投产时的生产地区:
一个综采工作面、一个抽放备用工作面、一个煤巷掘进头,一个岩巷掘进头,按一年330个工作日计算,平均日产原煤1820t。
四、开采顺序
二七下山采区为双翼采区,采区西部划分7个区段,东部划分5个区段,首采工作面布置在西翼最深处一个区段。
考虑到F207断层的因素(东翼下部2个区段需要过F207断层,且不好施工),为了首采工作面的顺利接替,抽放备用工作面选择采区东翼中间的一个区段,东翼上部三个区段先开采,后开采东翼下部2个区段。
施行左右区段跳采,由下向上开采。
27281工作面作为首采工作面,27251工作面作为抽放工作面。
第三章采区巷道布置
二七下山采区布置三条下山,分别为轨道、皮带、回风下山,其中轨道、皮带下山为进风巷,回风下山为回风巷。
三条下山均为岩巷,采用锚喷支护形式。
二七下山采区是煤与瓦斯突出区,回采工作面必须预抽煤层瓦斯,为了满足工作面通风、运输、排水及瓦斯抽放的需要,并根据演马庄矿分层开采工作面的生产实践,每个顶分层回采工作面需布置两条顺槽,均沿煤层顶板布置,采用锚网支护形式;底分层回采工作面上、下两条顺槽采用工钢棚支护形式。
所有掘进工作面、采煤工作面通过专用回风巷和二七回下山风相连,确保通风系统独立、杜绝巷道串联通风。
工作面上、下端头与两巷满收满回之间的空顶部分采用对棚两梁六柱(3.6m长π型钢梁,配合2.5m单体液压支柱)支护;满收满回采用2.5m单体柱与铰接梁支护,1棚4根柱,满收满回必须超前工作面。
满收满回以外超前维护不小于20m,锚网支护巷道打叉子棚,叉子棚形式为工钢梁或π型钢梁(2.8m长)、单体液压支柱,一梁三柱。
第四章采区通风
第一节通风系统
一、通风方式
二七下山采区通风方式:
由东四斜井进风,东风井回风,采用抽出式机械通风,为分区通风方式。
二、通风线路
1.新鲜风流:
新鲜风自地面由东四进风井→东大巷→一九大巷→二七轨道、皮带下山→二七下山轨道、皮带→中车场→运输顺槽→回采工作面。
2.乏风流
回采工作面→回风顺槽→二七下山回风→二七回风下山→二七集中辅助回风下山→东六轨道上山→东风井→地面。
具体通风路线见二七下山采区通风系统图。
第二节风量分配
一、分配原则
1.根据矿井瓦斯涌出量大的特点,按各采、掘、开工作地点需风量分别进行配风。
2.按照“先抽后采,监测监控,以风定产”的原则,采煤工作面先采取瓦斯区域治理,煤层残余瓦斯含量降到小于《防治煤与瓦斯突出规定》的临界值8m3/t。
然后采煤工作面需风量按瓦斯含量、温度、工作人数等进行配风。
3.煤巷掘进工作面风量按瓦斯涌出量、工作人数等进行计算。
4.岩巷掘进需风量按同时爆破炸药量进行配风。
5.硐室需风量按现有各硐室的经验配风。
二、风量分配依据
1.二七下山采区二1煤层瓦斯含量按煤层平均瓦斯含量20m3/t,进行配风。
2.根据矿井总体生产安排,该采区投产时主要配风地点:
一个综采工作面、一个抽放备用工作面、一个煤巷掘进头、一个岩巷掘进头、一个采区水泵房、一个采区中部变电所、一个采区泵房变电所。
三、风量计算
1.瓦斯涌出量预测
设计依据安全生产行业标准(AQ1018-2006),对采、掘工作面瓦斯涌出量进行预测。
本次设计煤层瓦斯含量按20m3/t来预测采、掘工作面瓦斯涌出量。
采煤工作面瓦斯涌出量预测
对于厚煤层分层开采时,采煤工作面瓦斯涌出量用下式计算:
q采=K1K2K3Kf(Wo-Wc)
式中:
q采——开采煤层相对瓦斯涌出量,m3/t;
K1——围岩瓦斯涌出系数,取k1=1.1;
K2——工作面丢煤系数,取回采率的倒数。
工作面回采率为93%,则K2≈1.075;
K3——工作面巷道瓦斯预排影响系数,
K3=(L-2h)/L=0.818;
其中:
L——工作面长度,110m;
h——掘进巷道预排等值宽度,取10m;
Kf——分层开采时,分层瓦斯涌出系数。
三分层开采时,上分层取1.820;
Wo——二1煤层原始瓦斯含量,取20m3/t;
Wc——原煤残存瓦斯含量,本矿二1煤原煤残存瓦斯含量取5m3/t。
则:
q采=1.1×1.075×0.818×1.820×(20-5)
≈26.41m3/t
经计算,二1煤回采工作面相对瓦斯涌出量为26.41m3/t;绝对涌出量为30.49m3/min。
考虑60%的瓦斯抽放率后,则相对瓦斯涌出量为10.56m3/t;绝对涌出量为12.19m3/min。
掘进工作面瓦斯涌出量预测
掘进工作面的瓦斯是由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成,掘进工作面瓦斯涌出量采用下式计算:
q掘=D×v×qo×(
)+S×v×γ×(W0-Wc)
式中:
q掘——掘进工作面瓦斯涌出量,m3/min;
D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,取9.6m;
V——巷道平均掘进速度,0.007m/min;
L——巷道长度,取700m;
qo——煤壁瓦斯涌出强度,m3/m2.min,按下式计算
qo=0.026[0.0004×(Vr)2+0.16]Wo,m3/(m2.min)
Vr——煤的挥发分,取6.61%,经计算得出qo=0.0832;
S——掘进巷道断面积,取11.2m2;
γ——煤的密度,取1.47t/m3;
Wo——煤层原始瓦斯含量,平均20m3/t;
Wc——采落煤炭运至地表时残存瓦斯含量,取5m3/t。
经计算,二1煤掘进工作面绝对瓦斯涌出量3.50m3/min。
生产采区瓦斯涌出量预测
采区瓦斯涌出量由各生产工作面瓦斯涌出量、掘进工作面瓦斯涌出量以及采空区瓦斯涌出量组成:
q区=
式中:
q区——生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t;
K′——生产采区内采空区瓦斯涌出系数,取1.25;
q采i——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量,为10.56m3/t;
Ai——第i个回采工作面日产量,1663t/d;
q掘i——第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,3.50+3.50=7.0m3/min;
n、m——采煤工作面、掘进工作面个数,采煤工作面1个、掘进工作面2个;
A0——采区产量,1818.2t/d。
经计算,采区相对瓦斯涌出量19.00m3/t,绝对涌出量24.00m3/min。
2.根据现行《煤矿安全规程》第一百零三条规定及矿井实际生产情况,矿井需风量按下列要求分别计算,并选取其中的最大值。
(一)按井下同时工作的最多人数计算矿井总风量:
Q总≥4×N×k矿通,m3/min
式中:
Q总——矿井总风量;
N——井下同时工作的最多人数;
k矿通——矿井通风系数:
取1.20。
Q总≥4×250×1.2=1200m3/min=20m3/s
(二)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:
Q总=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×k矿通
式中:
∑Q采——采煤工作面实际需风量的总和,m3/s;
∑Q抽——抽放备用工作面实际需风量的总和,m3/s;
∑Q掘——掘进工作面实际需风量的总和,m3/s;
∑Q硐——硐室实际需风量的总和,m3/s;
∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量的总和,m3/s。
K矿通——矿井通风系数,取1.15。
1.采煤工作面风量:
(1)顶分层采煤工作面需风量计算
Q采=100qcgKcg
式中:
Q采——顶层采煤工作面所需配备的风量,m3/min;
qcg——顶层采煤工作面绝对瓦斯涌出量,抽放后,二1煤层回采工作面顶分层绝对瓦斯涌出量平均为14.54m3/min。
Kcg——顶层采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,取Kcg=1.2。
Q采=100×12.19×1.2=1744.8m3/min=24.39m3/s
取Q采=25m3/s。
(2)按工作面温度计算
Q采=60×V采×S采×Ki
式中:
V采——采煤工作面风速,长壁工作面温度在23~26℃时,工作面风速应在1.5~1.8m/s之间,取1.8。
Ki——工作面长度风量系数;L=110m,Ki=1.0
S采——采煤工作面平均断面积,取10m2。
Q采=60×1.8×10×1.0
=1080m3/min=18m3/s
(3)按人数计算实际需风量
Q采=4×N
式中:
N——采煤工作面同时工作的最多人数,取N=30人;
Q采=4×30=120m3/min=2m3/s
(4)按风速进行验算:
15×S采≤Q采≤240×S采
式中:
S采——采煤工作面平均断面积,取10m2;
150≤Q采≤2400,m3/min
综合以上计算结果,确定综采工作面配风量为25m3/s,另外考虑配置一个备用抽放工作面的风量,按13m3/s计算。
所以,∑Q采=25+13=38m3/s
2.掘进工作面所需风量
2.1煤巷掘进工作面
(1)按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×Kd
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min
q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,3.50m3/min。
Kd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取K=1.5
经计算,掘进工作面需风量525.35m3/min=8.76m3/s,取9m3/s。
(2)按局部通风机实际吸风量计算:
Q掘=Qf×I×kf
式中:
Qf——局部通风机实际吸风量300m3/min;
I——掘进工作面的同时通风的局部通风机台数。
kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.3。
Q掘=300×1×1.3=390m3/min
(3)按掘进工作面一次爆破的炸药量计算:
Q掘=25×A
式中:
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量,经计算取8.5kg
则Q掘=25×8.5=212.5m3/min
(4)按人数计算实际需风量
Q掘=4×A,m3/min
式中:
N——掘进工作面同时工作的最多人数,取20人
则Q掘=4×20=80m3/min
(5)按风速进行验算
15×S煤掘≤Q掘≤240×S煤掘
式中:
S煤掘——煤巷掘进工作面断面积,11.2m2;
168m3/min≤Q掘≤2688m3/min
2.2岩巷掘进工作面
(1)按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×Kd
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min
q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,0.3m3/min。
Kd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取K=1.5
经计算,掘进工作面需风量45m3/min=0.75m3/s,取1m3/s。
(2)按局部通风机实际吸风量计算:
Q掘=Qf×I×kf
式中:
Qf——局部通风机实际吸风量300m3/min;
I——掘进工作面的同时通风的局部通风机台数。
kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.3。
Q掘=300×1×1.3=390m3/min
(3)按掘进工作面一次爆破的炸药量计算:
Q掘=25×A
式中:
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量,经计算取11.85kg
则Q掘=25×11.85=296.25m3/min
(4)按人数计算实际需风量
Q掘=4×A,m3/min
式中:
N——掘进工作面同时工作的最多人数,取20人
则Q掘=4×20=80m3/min
(5)按风速进行验算
15×S煤掘≤Q掘≤240×S煤掘
式中:
S岩掘——煤巷掘进工作面断面积,11.96m2;
168m3/min≤Q掘≤2688m3/min
综合考虑,本矿井煤巷掘进工作面按540m3/min配风,即9m3/s。
岩巷掘进工作面按480m3/min配风,即8m3/s。
本采区设计有1个煤巷掘进工作面1个岩巷掘进工作面,采区掘进工作面总需要风量为
∑Q掘=9+8=17m3/s。
3.硐室实际需风量
根据本采区硐室风量计算以及邻近生产产区实际配风情况,井下硐室实际需风量如下:
(1)绞车房:
其需风量根据经验取:
Q电=100m3/min。
(2)采区泵房需风量:
根据《煤矿安全规程》执行说明中机电硐室实际需风量按机电设备运转的发热量计算:
式中:
Q泵——泵房需风量,m3/min;
Wt——泵房运转的电动机总功率,2600kW;
θ——泵房的发热系数,取0.02;
△t——泵房进回风流的气温差,取10°。
取Q泵=240m3/min
(3)采区中部变电所:
其需风量根据经验
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