K2回风2段巷掘进工作面作业规程86.docx
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K2回风2段巷掘进工作面作业规程86
第一章概况
第一节概述
K2回风上山下段2#段巷道掘进是沿K2煤层倾向布置的,开门标高+998米,巷道呈西北-东南方向,从K2回风上山下段1号段至矿界保护煤柱。
1、巷道名称:
K2回风上山下2#段巷道。
2、用途:
通风、行人等。
3、设计长度:
450m,工期3月。
4、服务年限:
5年。
5、开门位置:
在K2回风上山下段1#段开口,开门标高+998米,方位角度287°40'沿煤层倾向布置。
六、预计开竣工时间:
本掘进巷道预计自2017年8月上旬开工,2017年11月上旬竣工。
七、巷道支护方式为:
锚、网、索支护。
八、掘进采取爆破落煤,人工装运,刮板机和皮带机运输方式。
九、通风采取局扇压入式通风。
(见附图:
探煤巷巷道布置图)
第二节编写依据
一、贵州省地矿局区域地质调查研究院关于贵州黔越矿业有限公司贞丰县挽澜乡大石堡煤矿《资源/储量核实及勘探设计补充说明》。
二、贵州黔越矿业有限公司贞丰县挽澜乡大石堡煤矿《资源/储量核实及勘探设计补充说明》上报贵州黔越矿业有限公司、贞丰县工业贸易和科学技术局、贞丰县安全生产监督局备案。
三、贵州省煤田地质局实验室2007年6月所提交的贞丰县大石堡煤矿煤尘爆炸性鉴定报告。
四、贵州省煤田地质局实验室2007年6月所提交的贞丰县大石堡煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告。
五、贵州永风矿山科技服务有限公司《关于上报贵州省贞丰县2016年度矿井瓦斯等级鉴定报告》。
六、贞丰县大石堡煤矿2017年《灾害预防与处理计划》、《事故应急救援预案》、《水文地质调查报告》、《灾害预防与处理计划》、等。
七、2016年《煤矿安全规程》等,适用的国家和地方现行法律、法规、规定。
十、大石堡煤矿制定的有关规章制度、操作规程等。
第二章地面相对位置及地质情况
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
煤层名称
K2煤层
工作面名称
K2回风上山下段2号段
地面
+1350~+1362m
井下标高
+998m~+985
地面的相对位置及建筑物
地面无建筑物
井下位置及掘进对地面设施的影响
对地面设施无影响
邻近采区开采情况
掘进前方是矿界保护煤柱,北、东、南面未开采。
第二节煤(岩)赋存特征
该掘进面含煤岩系为上一叠统火把冲组上部,岩性主要石英砂岩、粉砂岩、粘土岩、炭质粘土岩及泥质砂岩等组成,K2煤层稳定,结构简单。
(附图1煤岩层综合柱状图)2#煤层实际顶底板地层柱状图
第三节地质构造
矿区位于龙头山向斜东段北翼,岩层总体为单斜,岩层产状为倾向3350。
煤层沿走向会土现小范围褶曲,由于矿井东部有沿走向F2断层,落差8~12m,由于受F2断层影响此块段掘进有伴生小断层。
第四节水文地质
矿区范围内可采煤层均位于当地潜水面之上,地形较利于自然排水,故大气降水对煤开采影响较弱,矿床主要充水含水层富水程度中等,有良好的细、粉砂岩隔水层,居水文地质条件较简单的裂隙水充水矿床。
K2运输上山上段已掘抵F2断层,K2回风上山上段掘进时已揭露有伴生小断层,所以在巷道掘进时注意伴生小断层的影响,掘进前方水文地质已经揭露没有出现水患,但掘进时还必须探水前进。
第五节瓦斯、煤尘、煤层自燃及地温
1、瓦斯
根据贵州省能源局文件:
黔能源煤炭[2015]13号“关于黔西南州煤炭局《关于上报黔西南州2014年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复”,大石堡煤矿矿井绝对瓦斯涌出量1.27m3/min,相对瓦斯涌出量为6.53m3/t,2016年度贵州省贞丰县矿井瓦斯等级鉴定报告矿井绝对瓦斯涌出量1.4m3/min,相对瓦斯涌出量为6.72m3/t,鉴定等级均为低瓦斯。
2、煤层自燃性
根据《贵州省煤田地质局实验室煤炭自燃倾向等级鉴定报告》,K2、K3煤层自燃倾为Ⅲ级,即不易自燃。
3、煤尘爆炸性
根据《贵州省煤田地质局实验室煤尘爆炸鉴定报告》,K2、K3号煤尘火焰长度为>250mm,结论为煤尘均无爆炸性。
4、突出危险性
根据黔安监管办字[2007]345号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作意见,大石堡煤矿矿区不在国家划定的突出区域。
K2、K3煤层无突出危险性。
5、地温
井田内无地温异常现象,属地温正常矿井。
6、矿压
由于该面埋藏较浅,故矿压较小,矿压显现不突出。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、开口位置:
K2回风上山下段2#号段巷道掘进是沿K2煤层倾向布置的,开门标高+998米,按方位287040'沿煤层倾向布置。
从K2回风上山下段1号段掘至矿界保护煤柱。
2、巷道断面形状及规格:
巷道采用矩形断面、锚、网、索支护:
净宽3.2m,净高2.0m,S净=6.4m2。
掘进:
毛宽3.4m,高:
2.1m,S掘=7.14m2。
具体形状及尺寸:
(见附图:
施工断面图)。
第二节矿压观测
一、矿压观测对象(地点)
重点观测对象:
开口点、巷道破碎带。
次要矿压观测对象:
锚网、锚索支护巷道观测。
二、矿压观测内容
1、顶底板活动规律分析。
2、支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测。
3、支护质量动态监测。
4、锚杆固力监测。
三、矿压观测方法
1、专人负责:
设置一名质量管理员,负责矿压观测等工作。
2、矿压观测站观测:
按照以上矿压观测地带,布置矿压观测站,填写“巷道综合监测表”。
3、顶板离层监测:
采用顶板下沉速度报警仪ZKB-2,观测半煤岩巷顶板情况。
巷道每隔70米安装一组,每隔10天观测记录一次。
4、锚杆、锚索锚固力检查:
检测工具
(1)、用LDZ-200型锚杆拉力计对帮、顶锚杆进行拉力检测;
(2)、用MC0-300扭力矩扳手对帮、顶锚杆的扭力矩实施抽查检测;
(3)、用MS18-180型锚索张拉机具对帮、顶锚索实施检测。
按不小于30%的比例和不大于2天的时间要求进行检查。
5、检测要求:
(1)、顶锚杆锚固力≥27MPa,帮锚杆锚固力(煤/岩)≥15/20MPa,锚索锚固力≥20MPa
(2)、班队安排专人负责锚索、锚杆的测试记录工作,要求负责人根据现场施工情况进行现场记录,每班对当班施工的帮顶锚杆、锚索全部进行标识,确认包括使用药卷的数量,锚杆、锚索的锚固长度,锚杆、锚索的接顶情况等。
(3)、每班在八点班时队组验收员必须对当天施工的锚杆进行一次拉力试验和扭力试验,每次对帮、顶锚杆做拉力试验和扭力试验不低于3根。
试验记录必须在施工现场按标准填写,验收员、跟班班队长和安检员必须共同签字后方可生效,严格执行谁签字谁负责原则。
(4)、工程技术部每周五对各开掘区队的锚索、锚杆支护情况进行现场检测,将检测记录汇总。
平时可不定期对锚索、锚杆的支护情况进行突进检测。
6、锚网、锚索支护巷道矿压观测结果及分析
、分析倾斜巷道顶板7米范围内总离层值是否符合要求。
、分析倾斜巷道顶板离层基本稳定时间。
、总结矿压观测支护结论:
说明支护效果是否符合要求,或要求改进方案。
四、数据处理
现场观测的数据,及时反馈到技术部门,由技术部门根据情况,修改支护数据,再落实生产中实施。
第三节支护设计
一、巷道断面
巷采用矩形断面:
净宽3.2m,净高2.0m,S净=6.4m2。
掘进:
毛宽:
3.4m,高:
2.1m,S掘=7.14m2。
毛水沟300㎜×300㎜。
附:
巷道支护断面图
2、巷道支护形式
1、支护形式:
“锚杆+锚索+扎网”联合支护方式,。
2、支护材料规格及质量要求:
锚杆长1.8m(用φ18mm罗纹钢加工而成),锚网用φ3~4mm钢筋点焊而成。
质量要求:
①锚杆间距700mm,排距800mm,每排锚杆顶板打5根。
②锚网搭接不少于100mm,锚固剂顶板锚杆不少于2支,锚杆挂网不得滞后迎头1米。
③锚杆的锚固力要求达到:
顶板≥60KN
④锚杆孔深1.8m,允许偏差0~+20mm。
⑤锚杆外露长度,露出托板长度为150~200mm。
托板紧贴岩(煤)壁。
⑥锚杆角度:
顶板垂直岩面,靠巷道两帮锚杆与岩面成75°。
4、相关要求
锚杆的间、排距偏差-100-100mm,锚杆露出螺母长度为150-200mm,锚杆应与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直,最小不应小于75º,抗拔力、预应力不应小于设计值的90%。
5、临时支护、超前支护
、首先敲帮问顶,将活矸处理掉。
、支护前探梁。
先将铁环链固定在锚杆上(每根梁3个吊链),再由二人举起前探梁,第三人用螺丝将铁环链将前探梁固定。
、搭设木支护板
必须布满整个顶板,并将木板与顶板接触,必要时用双层,保证整个前探支护不晃动。
木板中间接头必须超出200mm以上。
、打木钎:
在前探粱后部打入木钎,使前探粱前部木板与顶板接触严密。
6、临时支护工艺、工序及要求:
(1)掘进一个循环进度后,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,人员站在永久支护下前移长钢梁。
铺设木板时必须从外向内顺序进行,所有人员必须在有完整支护的地段工作。
临时支护与迎头的最大距离≦0.2m。
(2)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后方可继续工作。
三、支护设计
采用“锚杆+锚索+扎网”联合支护方式,采用MQT-120/2.3-B型气动锚杆钻机打锚杆眼,掘进与支护单独作业。
锚杆参数设计:
采用按悬吊理论计算锚杆参数
1、锚杆长度计算
L=KH+L1+L2
式中:
L——锚杆长度,mH——冒落拱高度,m
K----安全系数,取2
L1——锚杆锚入稳定岩层深度,取0.5m
L2——锚杆在巷道中的外露长度,取0.05m
其中:
H=B/2f=3.4/(2×4)=0.425m
式中:
B——巷道宽度f——岩石坚固性系数,取4
L=2H+L1+L2=2×0.425+0.5+0.05=1.40m
由于K2煤层顶部可能有一层厚度为1.5m的直接顶,直接顶上部有一层0.3-0.4m厚的煤层,,故实际取最大冒落拱高度为H=1.9m。
其中B为巷道掘进宽度,按机轨合一运输巷的宽度取3.4m,f为岩石坚固性系数,砂质泥岩取4;L1—锚杆锚入稳定岩层深度,取0.5m;
施工时取锚杆长度L取顶锚2.2m,帮锚取1.5m。
2、锚杆间距、排距a、b
a=b=
式中:
a、b——锚杆间、排距m
Q——锚杆设计锚固力,50kN/根;
H——冒落拱高度,取1.5m;
K——安全系数,取2;
r——被悬吊岩石的重力密度,25kN/m3
a=b=√50/2×1.5×25=0.817m
施工中锚杆间距取0.7m,排距取0.8m。
3、锚索支护参数计算(巷道顶板破碎、遇伴生小断层、交岔口地段安装锚索):
⑴确定锚索的长度:
L=La+Lb+Lc+Ld
式中L----锚索总长度,m
La---锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m
Lb---需要悬吊的不稳定岩层厚度,取1.5m
Lc---上托盘及锚具的厚度,取0.1m
Ld---需要外露的张拉长度,取0.3m
锚索锚固长度La按下式确定:
La≥K×(d1fa/4fc)
式中:
K---安全系数,取2
d1---锚索钢绞线直径,取15.24mm
fa---钢绞线抗拉强度,N/mm2(1920MPa,含1883.52N/mm2)
fc—锚索与锚固剂的粘合强度,取10N/mm2
则La≥(2×15.24×1883.52)/4×10=1435.242㎜≈1.44m
L=1.44+1.5+0.4+0.1+0.3=3.84m施工取锚索长度为5m,交岔点锚索长度为6m。
锚索(Ф15.24-7000㎜)。
支护间距为1600mm*3000mm。
锚固长度不少于3000mm。
3、质量控制
、要定期对巷道锚杆支护的锚固质量进行检查。
(2)锚杆、锚索螺母扭矩应符合要求,每小班逐根进行螺母扭矩的检验。
(3)、所有锚网、锚索支护都应进行日常监测,检测的主要内容是顶板离层量与顶底、两帮相对移近量以及锚杆锚固力。
每周监测一次。
(4)、当出现围岩移近速度急剧增加时,召集有关人员调查原因,并采取相应措施。
(5)、出现锚杆锚固力急剧增大时,要立即查明原因,并采取相应措施。
附:
巷道支护断面图
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、施工前地测人员必须提前标定开门位置,标定巷道中腰线,施工单位严格按中腰线进行施工。
2、开门前,必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固,并将各种管路、电缆落地,用旧胶带、板梁掩护好,防止放炮时崩坏电缆、管路或皮带等设备。
3、开门前,应提前按设计要求,设置供水施救、压风自救系统、局部通风机、接好风筒,准备好各种支护材料。
第二节钻眼方式
1、打眼机具:
采用127V煤电钻打眼。
2、装载、运输:
施工中采用人工上刮板输送机,刮板输送机、皮带输送机运输至地面。
3、降尘方法:
水炮泥、黄泥装药、扒装煤矸前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷煤帮、开放水幕。
第三节工艺流程及锚杆支护质量要求
一、工艺流程
一)交接班(安全检查)——敲帮问顶——瓦斯检查——打眼——瓦斯检查——装药——爆破落煤——瓦斯检查——敲帮问顶、临时支护(前探支护)——出煤——永久支护——交接班(安全检查)。
二)出煤、矸:
放炮落煤矸采用人工(耙矸机)铲入刮板输送机,然后经K2运输上山(皮带输送机)、主运输下山(皮带输送机)、主平硐(皮带输送机)运出地面。
三)支护
1、超前支护
、首先敲帮问顶,将活矸处理掉。
、支护前探梁。
先将铁环链固定在锚杆上(每根梁3个吊链),再由二人举起前探梁,第三人用螺丝将铁环链将前探梁固定。
、搭设木支护板
必须布满整个顶板,并将木板与顶板接触,必要时用双层,保证整个前探支护不晃动。
木板中间接头必须超出200mm以上。
、打木钎:
在前探粱后部打入木钎,使前探粱前部木板与顶板接触严密。
2、打眼
采用MQJ-130J/28风动钻机打锚眼。
钻头直径¢28,钻杆直径¢18。
打眼时,一人操作设备,一人辅助。
锚眼间距700mm*800mm。
破碎地带、车场和交叉口锚眼间距600mm*600mm。
顶板用长度2200mm锚杆,巷帮用长度1500mm锚杆。
巷道定板部份锚眼垂直该处层面,两边角锚杆与其巷道帮壁成15度斜度;两帮中部眼上斜10至15度,两帮底锚眼各向下倾斜15º左右。
锚索间距为1600mm*3000mm。
若特地段遇顶板破碎带,变更为锚索间距为1600mm*2000mm。
3、锚杆、锚网安装要求
安装锚杆时,必须首先用水冲洗孔壁,填锚固剂不少于3条。
锚杆安装时用锚杆将锚固剂送入孔内,到位后用锚杆钻机作为安装机具,上托板、拧紧螺母并搅拌锚固剂15—20秒,稳固2分钟后,再紧固螺丝,一次完成。
锚杆尾端托板要紧贴托梁,螺母的拧紧力矩≥100NM。
锚杆留长要整齐、匀称;锚网要整齐,接头100mm,搭接合格。
锚杆锚固长度要达50%以上。
4、锚索安装要求(巷道顶板破碎、遇伴生小断层、交岔口地段安装锚索)
锚索必须用千斤顶拉紧,锚索张紧力不得小于30MP,每孔安设不低于6支药卷,搅拌时间为60~90秒。
正常情况,锚索间排距减小为1600×3000mm锚网支护;巷道过断层掘进期间,锚索间排距减小为1600×2000mm。
要保证及时支护,即只要掘进距离够施工一排锚杆或锚索,则必须施工完毕后方可向前掘进。
二、锚杆支护质量技术要求
1、锚杆、锚固剂、钢筋梯、网、托板等材料、质量、品种规程、结构、强度等技术参数符合设计要求。
名称
规格参数
顶锚杆
直径18mm,长2.2m,尾部左螺纹长100mm
帮锚杆
直径18mm,长1.5m,尾部左螺麻花长100mm
托板
150×150mm,厚8mm,孔径21mm
铁丝网
Φ4mm钢筋,规格2.0*1.00
锚固剂
MSC335
锚索
Φ15.24-7000mm
2、锚杆的初锚力:
顶板>40KN,煤帮>20KN。
3、锚杆的锚固力,顶板>130KN,煤帮64KN。
4、金属锚杆强度:
金属锚杆屈服强度≥380Mpa,极限510Mpa,金属锚杆进行全长热处理后,锚杆屈服强度>650Mpa,延深率>15%。
5、锚索
锚索(Ф15.24-5000㎜~6000㎜)。
6、锚杆布置
、根据设计要求确定孔位,做出标记,锚杆间排距误差±50mm。
、锚杆角度应符合设计要求,且孔深误差±50mm。
、锚杆端部必须推到孔底,尾端露出托板<50mm。
、锚杆钻孔内的煤岩粉要吹干净。
、锚网的搭接长度≥100mm,巷顶和两帮必须铺满网,铺网时必须将网紧拉且紧贴煤(岩)面,使网具有一定预拉力。
7、锚索布置
、根据设计要求确定孔位,做出标记,孔间排距1800*3000,误差±50mm。
沿巷道中部布置两排。
、角度应符合设计要求,且孔深误差±50mm。
、锚索端部必须推到孔底,尾端露出托板<150mm。
、锚索钻孔内的煤岩粉要吹干净。
三、支护质量的检测与监测
1、支护质量检测
检测仪器:
A、锚杆拉力计;B、锚杆测力计;C、顶板离层指示仪。
2、质量监测
锚杆锚固力测定:
巷道每掘进30米要抽查一组(3根)拉拔力加载至锚固力时停止,证明其锚固符合技术要求。
3、巷道日常监测
、巷道锚杆支护日常监测的目的:
、井下作业人员随时观察巷道顶板活动情况,一旦发现异常及时采取措施。
、通过监测获得顶板稳定状况的信息为更改设计提供依据。
、巷道顶板离层的监测
、观察喷浆巷道是否出现挤压爆裂、喷体材料脱落等受压破坏变形现象。
、巷道掘进过程中,对巷道破碎、有顶板离层可疑地带每30米安装一组顶板离层仪进行监测。
每周至少对离层仪监测一次,并建立记录台帐。
4、对锚杆、锚索的间、排距、钻孔深度、安装、锚杆螺母扭距按设计要求每班由矿验收员进行检查,矿每周进行抽查。
第四节爆破作业
1、炸药、雷管:
爆破药卷及雷管选用矿用Ф32mm×300㎜三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用1~5段毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。
2、装药结构:
正向装药结构,装药时要小心将药卷用用炮棍送到眼底,不得装错雷管段号不得弄断雷管脚线,有水时要使用防水套,以免受潮拒爆。
3、起爆方式:
起爆使用MFd—100型发爆器全断面分二次起爆,严禁一次装药分次起爆。
联线方式为串联。
(见附图:
炮眼布置示意图)
煤巷爆破说明书
炮眼
名称
炮
眼
编
号
炮眼
深度(m)
雷
管
段
号
封
泥
长
度
(m)
水
炮
泥
长
(m)
装炸药量
角度
爆
破
顺
序
联
线
方
式
装
药
孔
数
(个)
孔
装
药
量
(kg)
总
装
药
量
(kg)
水平
竖直
左
︵
度
︶
右
︵
度
︶
仰
︵
度
︶
零
︵
度
︶
俯
︵
度
︶
掏
槽
眼
1-3
1.2
0.5
0.25
3
0.6
1.8
-
-
串
联
辅
助
眼
4-9
1.0
0.5
0.25
6
0.4
2.4
-
-
-
周
边
眼
13-19
1.0
0.5
0.25
7
0.4
2.8
-
-
-
拉
底
眼
20.21
10.11
12
1.0
0.5
0.25
5
0.4
2.0
-
-
-
合计
21
9
第五节装载与运输
一、装载
巷道掘进施工中使用人工装载,刮板输送机、皮带输送机运输。
二、运输
掘进工作面(刮板输送机)→联络巷→K2运输上山下段(皮带输送机)→井底车场(皮带)→主运输下山(皮带输送机)→主平硐(皮带输送机)→地面
第六节管线及轨道敷设
在掘进施工中电缆敷设在人行道一侧,风水管、风筒均应按断面图中规定的位置要求敷设在非人行道一侧且吊挂牢固整齐。
电缆钩固定在腰线以上0.8m处,每隔1.5m一个,电缆垂度不超过30mm。
水管固定在腰线以下0.2m处,风管固定在腰线以下0.3m处,接口严密,不得出现漏水、漏风现象。
水管距工作面20m范围内使用一寸胶管、20m外使用一寸铁管,要随工作面及时延长,以备工作面正常用水。
风筒吊挂在腰线以上1m处,环环吊挂,风筒口距工作面不得超过5m。
第七节设备及工具配备
设备及工具配备表:
序号
设备、工具名称
型号规格
单位
数量
备注
1
煤电钻
ZM-1.2型
台
2
打眼
2
风钻
YT23—24型
台
1
打眼
3
风镐
100
台
1
整修巷道
4
刮板输送机
SGB425-30
台
1
运煤、矸用
5
皮带输送机
650
台
1
运煤、矸用
6
探水钻
KHYD-155
台
1
探水用
7
局部通风机
FBD№6/2×15KW
台
2
供风用
8
型发爆器
MFd—100
个
1
爆破用
9
锚杆钻机
MQT-120/2.3-B
台
2
打锚杆眼
10
调度绞车
JT-11.4
台
1
运料用
11
真空开关
KBZ-2×80SF
台
1
井下
12
真空馈电开关
KBZ9-400
台
2
井下
13
真空电磁启动器
QBZ-80
台
1
井下
14
综保
ZBZ-4K
台
1
井下
15
真空电磁启动器
QBZ-80
台
2
井下
16
真空可逆电磁启动器
QBZ-80N
台
1
井下
17
锤
把
1
井下
18
铁镐
把
2
挖煤用
19
铁铲
把
3
攉煤用
20
斧子
把
1
21
锚索张拉机
LDZ-200
个
2
22
锚索拉力记
MS18-180
个
2
第五章生产系统
第一节通风系统
本掘进工作面施工过程中采用压入式通风方式,局部通风机安设在K2运输上山下1#段距水泵房联络巷约20米处,最大供风距离为约600米。
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算取其中最大值。
1.按瓦斯涌出量计算:
Q需=(100·K瓦·Q瓦)/(C瓦-C进瓦)
=(100×1.8×0.81)÷(1-0.08)
=172.2m³/min
式中
Q需——排出瓦斯所需风量,m³/min;
Q瓦——巷道绝对瓦斯涌出量,0.81³/min;
C瓦——最高允许瓦斯浓度,%;
C进瓦——进风流中的瓦斯浓度,%;
K瓦——瓦斯涌出量不均匀系数,即该工作面瓦斯涌出量的最大值与平均值之比1.5—2.0,取1.8。
2.按人数计算:
Q=4·N·K
=4×12×1.45
=69.6M³/min
式中
Q——掘进工作面实际需要风量,M³/
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- K2 回风 掘进 工作面 作业 规程 86