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12528工作面瓦斯综合治理设计正式版
潘三矿12528工作面瓦斯综合治理设计
潘三矿
2009.3.8
12528工作面瓦斯综合治理设计
第一章、采煤工作面概况
1、回采范围
12528工作面为西一采区8煤层综采工作面,工作面标高-650米~-740米。
该面设计走向长1254米,倾向长度为210米。
工作面内煤层角度5~15度,平均为9度。
煤层瓦斯含量为4m3/t。
工作面预计收作线距离轨运联巷为70米。
2、邻近采掘情况
井下位于西一、西二采区上山之间,-650西二运输大巷以北,西一~西二新增回风巷以南。
东部的12318已于2008年5月23日收作,12418运顺正在掘进,上部的13-1煤1212(3)、1242(3)和1431(3)工作面分别已于1998年3月16日、1996年2月28日和1999.10.18收作;11-2煤的1431
(1)工作面于2002年4月30日收作。
3、工作面参数
工作面走向长度为1254米,倾向长度为210米。
预计可采储量为103.2万吨。
煤层厚度平均为2.8米,工作面平均采厚为2.8米。
工作面煤层角度为9度。
4、生产安排
工作面预计平均推进度为6.4米,平均日产5300吨。
工作面预计开始回采时间为2010年8月1日,预计收作日期为2011年2月28日。
5、岩性描述
工作面内8煤层厚度为2.06~3.4米,平均厚度为2.8米。
8煤层直接顶板为0~2.0米厚的泥岩,老顶为粉细砂岩,平均厚度为3.8米。
底板为平均厚度为1.5米的砂质泥岩。
6、构造特征
1、12528工作面三维地震勘探情况:
工作面无三维地震勘探控制,仅外段(东段)处于三维地震勘探边缘,构造控制程度差。
2、12528工作面地质构造情况分析:
该面煤层呈单斜状,地质条件较复杂,断层较发育,煤(岩)层产状180~230°∠5~15°。
根据上部13-1煤、11-2煤工作面回采和邻近巷道掘进揭露资料分析,该面内发育断层有F20∠55~70°H=5~11m(逆)、F1409∠45~60°H=6~10m(13-1煤下延)和F1220∠50~70°H=5~15m直接影响工作面布置,另外上部的13-1煤揭露的断层Fw3275°∠70°H=2.0m、F1410∠30~50°H=1~5m、Fw1∠60°H=5m和11-2煤揭露的断层Fn6345°∠50~55°H=3~4m、Fn2350°∠50~70°H=1.8m、Fn3233°∠45~50°H=1.5m(逆)、Fn4H=1.8~2.2m也有可能下延至该面内,对该面施工产生一定影响。
根据12318工作面采掘资料分析,①该面顶板砂岩裂隙局部较发育,特别是大断层附近(F20、F1409、F1220、F1410、Fw1、Fw3、Fw4、Fn6、Fn2、Fn3、Fn4等断层附近)。
②该面煤层赋存平缓,受大正断层及其派生构造影响,煤岩层一般较破碎,煤厚及产状变化较大。
③该面外段(东段)煤厚在3.0m左右,向西煤厚逐渐变小,十三勘探线7号孔煤厚仅2.06m。
④12318工作面掘进及回采过程中,在顶板裂隙发育处或断层附近出现滴淋水现象,因此8煤顶板砂岩裂隙水较丰富。
该面掘进过程可能在顶板裂隙发育处或断层附近出现滴淋水,甚至出现长期滴淋水现象,将对该面施工也将产生一定影响。
总之,12528工作面构造地质条件较复杂,断层较发育,且构造控制程度差,顶板裂隙局部较发育,局部煤层变薄,将对工作面布置和安全生产影响较大。
7、水文地质
(1)、第四系下部含水层直接覆盖于煤系地层之上,通过构造露头和砂岩裂隙补给煤系砂岩裂隙含水层。
该面8煤底板标高-650~-740m,基岩面标高-396~-407m,因此第四系下含水对巷道掘进不会产生直接影响。
(2)、8煤直接顶板为泥岩和煤线组成的复合顶板(仅在工作面中、西部发育),均厚2.3m,老顶为粉细砂岩,均厚3.8m,局部裂隙较发育,连通性及富水性弱,以静贮量为主,顶板砂岩裂隙水为该面主要充水因素,主要以短期滴淋水形式进入工作面,特别是构造附近,局部顶板砂岩裂隙发育处,预计对生产影响不大。
(3)、该面附近的十三线7孔、十三线东743孔和十二~十三3钻孔封孔均合格。
(4)、运顺外段沿F1220断层断层布置,F1220正断层附近派生构造及裂隙较发育,断层及裂隙导水性弱。
总之,该面水文地质条件较复杂,其水文地质条件与12318工作面相似,运用比拟法预计该面正常涌水量6.8m3/h。
第二章瓦斯涌出量预计
分源预测法:
根据工作面的瓦斯涌出条件,该面回采时向采空区涌出瓦斯的主要煤层有8、7-1、7-1、6、11-2煤层,工作面内煤层瓦斯含量4.0m3/t.燃。
回采期间进行瓦斯涌出量预测时煤层的瓦斯含量应用分源预测法进行预测,瓦斯涌出量预测情况见下表。
12528工作面瓦斯涌出量预测表
煤层
围岩系数
丢煤瓦斯涌出系数
巷道预排涌出系数
煤厚(米)
采厚(米)
原始瓦斯含量m3/t
残存瓦斯含量m3/t
瓦斯排放率%
相对瓦斯涌出量m3/t
日产量(t)
绝对瓦斯涌出量m3/min
8
1.2
1
0.99
2.8
2.8
4
1
3.56
5300
18
7--2
0.5
2.8
4
1
0.4
0.21
7--1
1.5
2.8
4
1
0.3
0.48
6
0.8
2.8
4
1
0.2
0.17
11--2
2.4
2.8
4
1
0.2
0.51
合计:
4.95
因此,工作面正常回采时,其相对瓦斯涌出量最大为4.95m3/t,当工作面日产量达到5300吨时,其最大绝对瓦斯涌出量为18m3/min。
第三章瓦斯综合治理设计
一、通风设计
(一)、局部通风系统
1、运输顺槽通风系统
进风:
西一8煤轨道下山→12528运顺提料巷→局部通风机及风筒→12528运顺→工作面
乏风:
工作面→12528运顺→西一8煤煤层回风下山→西一8槽石门→西一石门→中央风井
2、轨道顺槽通风系统
进风:
西一8煤轨道下山→局部通风机及风筒→12528轨顺提料巷→12528轨顺→工作面
乏风:
工作面→12528轨顺→12528轨顺提料巷→西一8槽石门→西一与西二石门→中央风井
局部通风机选型
掘进工作面所需风量的计算
(1)按工作面人数计算风量:
Q轨顺=4N=4×40=160m3/min
Q运顺=4N=4×40=160m3/min
式中:
N—掘进工作面同时工作的最多人数,取40人。
3按瓦斯涌出量计算风量:
12318轨顺掘进期间,其平均绝对瓦斯涌出量为0.8m3/min,12318运顺掘进期间,其平均绝对瓦斯涌出量为1.6m3/min,12528和12318为邻近工作面,预计掘进期间其绝对瓦斯涌出量轨道顺槽为1.5m3/min,运输顺槽为1.8m3/min。
故Q轨顺=100qk=100×1.5×2.0/0.8=375m3/min
Q运顺=100qk=100×1.8×2.0/0.8=450m3/min
K—掘进头瓦斯涌出不均匀系数。
(3)按风速验算
240S轨顺>Q=375>15S轨顺
240S运顺>Q=450>15S运顺
S—工作面断面积,取14m2
所以:
Q运顺=450m3/min;
Q轨顺=375m3/min。
局部通风机选型,根椐上述计算结果,则轨顺需风量为375m3/min,运顺需风量为450m3/min,巷道通风最大长度为1600米,百米漏风率按2%计算,则轨顺最大吸风量为518m3/min,运顺最大吸风量为622m3/min。
根椐《淮南矿业集团采煤工作面设计管理标准(试行)》中局扇需供风量规定,选择二台2×30KW局部通风机(每台2×30KW局部通风机吸风量为600m3/min,配备二路¢800mm的胶质阻燃风筒),并配备二台同型号的2×30KW局部通风机搭接不同电源,用切换三通与供风局部通风机风筒合茬备用。
(二)、工作面通风系统
1、工作面采用“U”型通风方式,运输顺槽进风,轨道顺槽回风的一进一回通风系统。
2、工作面回采时需风量计算
(1)、按人数计算:
Q=4N=4×100=400m3/min
N—工作面同时工作的人数,取100人
(2)、工作面温度计算
Q=60vs=60×2.0×14=1680m3/min
V—对应于工作面温度应具备的风速,取2.0m/s。
S—综采面平均断面,m2
3、瓦斯涌出量计算
根据工作面分源预测法结果,工作面日产5300吨时,则绝对瓦斯涌出量为18m3/min。
Q=qk/c=100×9×1.3/0.6=2000m3/min
q--工作面平均瓦斯绝对涌出量为18m3/min,其中抽采9m3/min,风排9m3/min。
k--瓦斯涌出不均衡系数,该面取1.3
c--工作面回风流允许的最大瓦斯浓度,取0.6%
4、按风速进行验算:
Q取上述三者的最大值,则回采时配风量为2000m3/min,则:
V面=Q/60s=2000/(60×14)=2.38m/s
0.25m/s 则回采时配风量为2000m3/min,符合《煤矿安全规程》的规定。 4、回采时的通风系统 (1)、进风: 西一-773m皮带机巷→西一8煤皮带机石门→西一8槽轨道下山→12528运顺进料巷→12528运顺 (2)、乏风: 工作面→12528轨道顺槽→12528轨顺提料巷→西一8煤轨道石门→西一至西二石门→中央风井 二、抽采设计 (一)、瓦斯抽采方法 1、抽采类型: 该面掘进期间绝对瓦斯涌出量不大于3m3/min,且该面属无突出危险区域,掘进期间不采取抽采措施。 工作面回采期间,本煤层瓦斯是该工作面瓦斯涌出的主要来源,其次是邻近层瓦斯涌出,8、7-1、7-1、6、11-2煤层煤的卸压瓦斯进入工作面及其后方采空区。 为了治理该部分瓦斯,工作面主要采用尾巷、顶板走向钻孔及上隅角埋管抽采治理瓦斯。 2、尾巷抽采: 尾巷从12528轨顺切眼沿煤层走向向后施工80m,在迎头施工6个直径153mm穿层钻孔打透西二-650~480新增回风上山,全孔下铁套管,从西二五号岔布置一路12寸瓦斯管接至透孔处合茬抽采。 尾巷预计抽采瓦斯纯量为: 2m3/min。 3、顶板走向孔抽采 钻场顶板走向孔布置: 回采过程中,采用轨、运顺钻场及巷帮顶板走向钻孔抽采,轨顺第一个高位钻场距切眼80m,第二个高位钻场距切眼230m,同时在运顺掘进时期预留巷帮钻场施工顶板走向孔,轨运顺每个钻场布置8-10个顶板走向钻孔,孔径¢113mm,轨运顺第一个钻场孔深超前切眼5m位置,第二个钻场孔深超前前方钻场30m位置,钻孔控制范围距煤层顶板垂直20-40m。 巷帮顶板走向孔布置: 初采期间在轨顺距切眼40米至70米范围每5~10m施工一个巷帮顶板走向钻孔,钻场向后10米、15米、20米、各施工一个巷帮顶板走向钻孔,确保过钻场期间瓦斯抽采。 其中在轨顺钻场向后10米处打一个透钻场的孔,抽采过钻场期间钻场内积聚瓦斯。 轨、运顺其它区域根据瓦斯涌出情况再决定每5~10米施工一个巷帮顶板走向钻孔,钻孔孔径¢113mm,孔深以打透采空区为准,钻孔终孔控制范围为距煤层顶板15-30m,钻孔采用¢3”铁管进封孔,轨顺顶板孔、边孔采用一路12”瓦斯管路合至地面永久系统进行抽采,运顺顶板孔、边孔采用一路10”瓦斯管路合至地面永久系统进行抽采,顶板孔抽采同时具备与临时系统切换抽采。 顶板走向孔预计抽采瓦斯纯量为: 6m3/min。 4、工作面上隅角埋管抽采 工作面回采期间,采空区仍有部分瓦斯被漏风带到工作面上隅角,为了防止上隅角瓦斯超限和瓦斯积聚,采用上隅角埋管抽采措施。 即在工作面轨道顺槽布置一路¢12”管路专门抽采工作面上隅角,主干管路距离上隅角距离不超过10米,同时在上隅角外10米主干管用三通连接两路8”抽采管路埋入上隅角,设置四个8”钢丝软管变头,上隅角埋管与主干管用钢丝软管连接,上隅角采用抗静电阻燃纺织袋装煤充填实,埋管伸入上隅角充填袋最大深度不超过2米,最小不小于0.5米。 埋管随着工作面的推进随时往外回撤,为提高抽放效果,埋入采空区上隅角的管子必须用铁丝吊到巷道顶板,利用中央风井二台2BE1-403型移动泵进行抽采,一台使用,一台备用,同时具备与永久系统切换抽采。 上隅角埋管预计抽采瓦斯纯量为: 1m3/min。 (二)、抽采系统 1、尾巷抽采管路直径计算 尾巷需抽采瓦斯量为2m3/min,浓度按10%计算。 D边=0.1457× 式中: V——为管路内平均流速,取V=12m/min Q----管路内混合气体流量,2/0.1=20m3/min。 则D=0.188(m) 通过管路直径计算,尾巷抽采管路选择一路12”瓦斯管。 抽采能力Q=3.14*(0.15)2*12*60=50.9m3/min>20m3/min,设计抽采流量大于需抽流量1.3倍以上,满足抽采要求。 2、轨运顺钻场顶板孔和边孔抽采管路直径计算 (1)、轨顺钻场顶板孔和边孔需抽采瓦斯量为4m3/min,浓度按22%计算。 D边=0.1457× 式中: V——为管路内平均流速,取V=12m/min Q----管路内混合气体流量,4/0.22=18m3/min。 则D=0.18(m) (2)、运顺钻场顶板孔需抽采瓦斯量为2m3/min,浓度按12%计算。 D边=0.1457× 式中: V——为管路内平均流速,取V=12m/min Q----管路内混合气体流量,2/0.12=16.7m3/min。 则D=0.17(m) 通过管路直径计算,轨顺钻场顶板孔和边孔抽采管路选择一路12”瓦斯管,运顺钻场顶板孔抽采管路选择一路10”瓦斯管。 轨顺抽采能力Q=3.14*(0.15)2*12*60=50.9m3/min>18m3/min,运顺抽采能力Q=3.14*(0.125)2*12*60=35m3/min>16.7m3/min,轨运顺设计抽采流量均大于需抽流量1.3倍以上,满足抽采要求。 3、上隅角(老塘)埋管抽采管路直径计算 上隅角(老塘)埋管需抽采瓦斯量为1m3/min,浓度按4%计算。 D老=0.1457× 式中: V——为管路内平均流速,取V=15m/min Q----管路内混合气体流量,1/0.04=25m3/min。 则D=0.188(m) 通过管路直径计算,上隅角(老塘)埋管抽采管路选择一路12”瓦斯管。 抽采能力Q=3.14*(0.15)2*15*60=63.6m3/min>25m3/min,设计抽采流量大于需抽流量1.3倍以上,满足抽采要求。 4、移动瓦斯泵选型: 12528移动泵站利用中央风井移动泵站抽采,移动泵专门抽采老塘及尾巷瓦斯,根据上述预计老塘和尾巷抽采混合量为45m3/min,因此选择二台2BE1403-0型瓦斯泵(每台铭牌气量122.5m3/min),移动泵铭牌气量大于需抽流量的2倍以上,分别一用一备。 综上所述,12528工作面瓦斯管路分布情况如下: 轨顺布置二路12寸瓦斯管,分别为顶板走向孔与老塘瓦斯管路;运顺布置一路10寸顶板走向孔瓦斯管;尾巷布置一路12寸瓦斯管。 5、地面瓦斯抽采泵、入井立管及大巷主干管的选择 根据分源预测法进行瓦斯涌出量预测,预测该工作面最大瓦斯涌出量为18m3/min,瓦斯抽采纯量为≥9m3/min。 根据上述的分类型抽采,其中轨顺顶板走向钻孔抽采4m3/min,浓度22%,混合量18.2m3/min;运顺顶板走向钻孔抽采2m3/min,浓度12%,混合量16.7m3/min;尾巷抽采约2m3/min,浓度10%,混合量20m3/min。 老塘埋管抽采约1m3/min,浓度4%,混合量25m3/min。 尾巷、轨运顺顶板走向孔采用地面系统抽采,上隅角埋管采用井下临时系统抽采。 因此地面泵站需要抽采混合量为55m3/min,井下临时泵站需要抽采混合量为25m3/min。 12528轨顺永久系统采用西一石门一路14寸主干管抽采,运顺顶板孔采用-753下部西部胶带机大巷16寸管抽采。 西一石门14寸主干管的抽采能力Q=3.14×(0.175)2×15×60=86.5m3/min,西部皮带机巷16寸主干管抽采能力Q=3.14×(0.2)2×15×60=113m3/min,干管抽采能力均大于需抽采能力的1.5倍,满足抽采要求。 入井管路拟采用1#(350mm)、4#(500mm)二个立管抽采,二个立管的抽采能力Q=(3.14*(0.175)2*15*60)+(3.14*(0.25)2*15*60)=263.2m3/min,大于需要抽采能力的1.5倍,满足抽采要求。 地面泵站选用6#7#泵抽采(型号为2BEF-72,一用一备),额定抽采能力510m3/min,满足抽采要求。 6、管路连接方式: 干管之间用法兰盘连接,中间加垫片,拐弯处设弯头,严禁拐死弯,巷道起伏低洼处安设自动放水器,每过一龙门必须加装放水器。 抽采管离底板高度不低于1000mm,吊挂应平直牢固,管路接头要严密不漏气。 7、工作面抽采系统: (1)、永久抽采系统 地面泵站→立井→西一石门及皮带机巷→西一8煤石门→12528轨顺→西一8煤回风下山→12528运顺 (2)、移动抽采系统 利用中央风井移动泵站2台2BE1403-0型瓦斯泵抽采上隅角埋管,采用西一石门12寸管路与轨顺老塘管路合茬进行抽采,排气端直接从中央风井排出。 8、地面永久系统和井下移动抽采系统相互切换条件 轨道顺槽的二路12″管路与运顺一路10″抽采管路在轨道顺槽外端设置联络管,并用闸阀进行控制,当地面永久系统或井下抽采系统停止抽采时,可以对工作面的抽采系统进行切换。 9、抽放参数监测: 抽采流量、压力,由安装在管路上的孔板流量计和安装在管路上的负压表读出,瓦斯浓度由100%光学瓦斯机从孔板流量计出口测定。 监控中心必须要在每条管路安装四项参数测试仪,实现抽采计量传输。 三防突设计 该工作面鉴定指标确定为无突出危险区域,工作面在采掘时必须严格进行区域性预测验证。 1、掘进工作面: 掘进期间采取不少于2个超前地质钻孔探控掩护,且前探钻孔在巷道掘进方向投影超前距不小于10米。 掘进期间均严格执行区域预测,即工作面每推进50米(预测钻孔孔深10m,钻孔直径为¢42mm),应用工作面预测方法连续进行2次区域性预测验证,若两次预测指标都不超限,第一次预测后允许推进7.6米,第二次预测后允许推进42.4米。 若钻屑量指标超标采取钻孔卸压措施,若qm超标或瓦斯涌出量大于3m3/min,采取抽采措施。 只有连续两次预测验证都为无突出危险时,该区域仍定为突出威胁区域。 预测超限必须严格采取“四位一体”的综合防突措施。 预测或效检采用钻屑量和瓦斯涌出初速度指标,其钻屑量指标临界值为4.6kg/m,瓦斯涌出初速度指标临界值为4.0L/min。 2、回采工作面: 12528工作面回采期间必须执行区域预测措施,即工作面每推进50米,应用工作面预测方法连续进行2次区域性预测验证,若两次预测指标都不超限,第一次预测后允许推进8米,第二次预测后允许推进42米。 若其中任何一次预测为有突出危险时,该区域应改划为突出危险区,应立即停止回采,采取防突措施。 只有连续两次预测验证都为无突出危险时,该区域为无突出危险区域回采。 预测或效检采用钻屑量和瓦斯涌出初速度指标,其钻屑量临界值为4.6kg/m,瓦斯涌出初速度临界值为4.0L/min。 即沿工作面倾向每15米施工一个直径为42mm,孔深10m的预测(效检)钻孔。 工作面预测(效检)钻孔开孔位置位于工作面中部。 方位角与工作面运输顺槽方位角一致,倾角与工作面走向方向煤层倾角一致。 四、防火设计 1、自然发火隐患分析 我矿8煤层经重庆煤科分院自然发火倾向性鉴定,8煤自然发火倾向性为自燃。 2、掘进防灭火措施 根据我矿8煤层防治自然发火的经验,本工作面的防灭火措施掘进期间出现高冒施工单位要及时充填,通放队设点检查瓦斯及一氧化碳,出现异常时采取用水泥锚喷插管注水,然后用充填材料把高冒充填实,做到严密不漏风。 掘进巷道供水管距迎头距离不大于10米,对整个巷道要定期洒水,以防暴露煤炭自燃。 轨顺沿空掘巷巷帮若出现有发火征兆,采取采空区注氮加固煤体措施。 3、采煤防灭火措施 回采时上顺槽采空区埋管灌浆、巷帮顶板走向钻孔灌浆、运顺注氮。 工作面正常回采时采用上顺槽采空区埋管灌浆为主的灌浆方式,防治采空区自然发火隐患。 当自然发火隐患严重时,通放队编制专门防灭火措施,采用上顺槽顶板走向钻孔进行灌浆同时运顺采空区注氮措施。 (1)、常规措施 随采随灌(注)措施 根据我矿采煤工作面防治自然发火的经验,本工作面的防灭火措施主要为轨采空区埋管灌浆的随采随灌措施。 当自然发火隐患严重时,采用地面永久注氮系统从运输顺槽向采空区注氮气防灭火。 工作面回采前及收作期间,通放队编制专门防灭火措施。 工作面回采前,必须将灌浆管接至12528轨顺外口,注氮管接至12528运顺外口,回采过程中根椐工作面地势及自燃发火情况决定是否进行灌浆与注氮。 减漏措施 该工作面回采过程中采用如下减少采空区漏风措施 (1)、工作面通风量保证在2000m3/min以上,最高不超过2500m3/min。 (2)、工作面上、下隅角必须及时退锚索、锚杆,使顶板及时跨落。 并用抗静电编织带装矸石进行充填严实。 (3)、工作面上、下端头煤壁必须超前抹角,长度不小于2米,上、下出口通风断面不小于6m2。 (4)、保证工作面采高不小于设计高度,支架之间减少错茬 第四节防灭火预测预报 (2)、温度、一氧化碳气体检测手段和频度 正常生产时期,由每班的专职瓦斯检查工检查工作面、上隅角的温度和一氧化碳浓度不少于1次。 一氧化碳气体浓度采用多种气体检定器和一氧化碳比色检定管测定。 通放队每周至少采集气样一次送通风实验室进行检查,通风管理人员和瓦斯检查工进入工作面检查时,普查工作面出现的隐患点时,采用便携式一氧化碳测定仪测定。 4、管理制度 1、当工作面出现自然发火隐患时,通风放炮队每天将工作面的一氧化碳浓度情况报总工程师、通风副总和通风防突科。 2、通风放炮队技术组必须设专人分管防火技术管理工作,建立采掘工作面防灭火台帐,认真分析工作面自然发火隐患情况。 发现异常情况及时向区、矿有关领导汇报。 3、建立采煤工作面灌浆管理制度,每天至少灌浆一个小班。 认真记录采煤工作面的灌浆量,定期检查灌浆浓度,保证灌浆效果。 4、加强工作面过断层及收作期间的防灭火管理,制定专门的防火措施,保证防灭火管理安全。 5、加强工作面的管理,坚持跟8煤层顶板进行回采,及时清理工作面浮煤,减少采空区遗煤。 6、工作面必须保证推进速度在每月60米以上,否则,必须采取专门的防火措施。 7、正常进行埋管灌浆措施不能有效控制自然发火隐患,工作面下隅角一氧化碳浓度持续上升,必须采用顶板走向钻孔灌浆或采空区注氮措施。 五、监控设计 1、掘进工作面巷道内安设甲烷传感器,T1距迎头不大于5m,T2距第一汇风点以里10~15m,每500~1000m巷道增设一个T3传感器,传感器距顶板不大于300mm,距巷道侧壁不小于200mm,其报警点、断电点、断电范围为: ⑴甲烷传感器报警浓度: T1≥0.5%CH4,T2≥0.5%CH4,T3≥0.5%CH4 ⑵甲烷传感器断电浓度: T
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