田陈煤矿采煤工作面作业规程.docx
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田陈煤矿采煤工作面作业规程
田陈煤矿采煤工作面作业规程
田陈煤矿采煤工作面作业规程工作面名称:
3下204高档工作面编制人:
李勇区队长:
王祥林施工单位:
采煤一区批准人:
编制日期:
2005年1月25日执行日期:
2004年3月2日目录审批意见……………………………………………………3作业规程学习和考试记录……………………………4作业规程复查记录……………………………………4第一章概况……………………………………………5第一节工作面位置及井上下关系………………………5第二节煤层………………………………………………5第三节煤层顶底板………………………………………6第四节地质构造…………………………………………6第五节水文地质…………………………………………7第六节影响回采的其它因素……………………………9第七节储量及服务年限…………………………………9第二章采煤方法………………………………………10第一节巷道布置……………………………………10第二节采煤工艺………………………………………11第三节设备配置………………………………………13第三章顶板管理………………………………………16第一节支护设计…………………………………………16第二节工作面顶板管理…………………………………17第三节顺槽及端头顶板管理……………………………20第四节矿压观测…………………………………………26第四章生产系统………………………………………27第一节运输系统…………………………………………27第二节通防与监控系统…………………………………29第三节排水系统…………………………………………32第四节供电系统…………………………………………34第五节通讯照明系统……………………………………36第五章劳动组织和主要经济技术指标………………38第一节劳动组织…………………………………………38第二节主要经济技术指标………………………………40第六章灾害预防及避灾路线…………………………41第七章安全技术措施…………………………………47第一节一般规定…………………………………………47第二节顶板管理…………………………………………48第三节防治水……………………………………………58第四节爆破管理…………………………………………58第五节通防及安全监测…………………………………61第六节运输管理…………………………………………62第七节机电管理…………………………………………71第八节其它………………………………………………80第一章概况第一节工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表表一 水平名称-370采区名称南二 地面标高+40.7m井下标高 -200m~-290m 地面的相对位置工作面位于滕南医院西南500m。
回采对地面的影响地表为农田,回采后地表预计最大下沉量600mm,对地面有一定影响。
井下位置及相邻关系工作面位于南二采区左翼,切眼离202面100m,离206里面40m,下距206外段100m,上部未开采。
走向长度(m)260~300 倾斜长度(m)136~183 面积(m2) 46468 280 156第二节煤层本工作面范围内煤层稳定,其具体情况如表二所示:
煤层情况表 表二煤层厚度(m) 1.2~2.0煤层结构(m)0.9(0.1)0.58煤层倾角(°)18°~30° 1.48 20°开采煤层3下煤种 气煤稳定程度 稳定煤层情况描述工作面局部含一层泥岩夹矸,主要分布在工作面左下角,范围很小,厚度0~0.15m。
该面煤层属低灰、低硫、特低磷煤层,煤质优良。
煤层变异系数19.8%,可采指数1。
第三节煤层顶底板 煤 层 顶 底 板 情 况 表 表三顶、底板名称岩石名称 厚度(m)岩 性 特征基本顶中砂岩20~38灰白色,中粒,钙质胶结,石英长石为主,坚硬裂隙发育。
f=8--1226直接底粉砂质泥岩1.0~3.0灰黑色,水平层理,泥质胶结,局部含0.2m的炭质泥岩。
f=42.0老底细砂岩18~28浅灰色,细密质纯坚硬,以石英为主,具水平层理。
f=8--1020第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面为单斜构造,走向35°,倾向125°,倾角18°~30°,平均20°。
工作面内断裂构造较为发育,一般为F2-5、F2-2断层的次生断层,多为北东向正断层。
其中F2、F3、F11三条断层落差分别为1.5、2.2、1.4m,对回采影响较大。
断层的名称、产状、性质、落差及对回采的影响程度详见下表。
断层情况表 表四断层名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差(m) 对回采的影响F14013055正0.7一般F23512560正1.5较大F325534520逆1.8~2.2较大F425234260正0.7一般F525834860正0.6较小F625834870正0.9一般F711020075正0.5较小F82111160正0.7一般F92029070正0.9一般F104031070正3.0无影响F113512560正0.7一般F123512550正1.4较大F133012065正0.7一般F1420029060正0.8一般F1517126175正1.1较大F161051550正0.8一般F171869650正0.8一般F1821512560正0.8较小二、褶曲情况以及对回采的影响无。
三、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等)无。
附图2:
工作面运输巷、轨道巷、采面切眼素描图(见兰图)。
第五节 水文地质一、涌水量正常涌水量:
5m3/h最大涌水量:
20m3/h二、含水层(顶部和底部)分析工作面主要充水水源为3下煤层顶板砂岩水,属裂隙承压含水层,以静态储量为主,易于疏干。
该面水文地质条件较为简单,工作面开采后可能受F2-5和F2-2断层裂隙影响,预计正常涌水量5m3/h,最大涌水量20m3/h。
三、其它水源的分析无。
第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况见表五:
二、冲击地压和应力集中区无瓦斯低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量0.54m3/t,绝对涌出量1.99m3/min,采面参考值0.4m3/min。
CO2低CO2矿井,CO2相对涌出量1.06m3/t,绝对涌出量3.95m3/min,采面参考值0.5m3/min。
煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性,指数为31.9%。
煤的自燃倾向性Ⅱ类自燃煤层。
地温危害无冲击地压危害无影响回采的其它地质情况表 表五第七节储量及服务年限一、储量工业储量:
90092t可采储量:
85588t(95%)二、工作面服务年限工作面的服务年限:
85588/34166(t/M)=2.5(M)第二章采煤方法第一节 巷道布置一、工作面轨道巷里段1、支护形式:
全长310m,里段150m,外段160m。
顶板布置三排金属锚杆,规格φ14×1650mm,锚杆间排距为800mm×800mm。
两帮为竹锚杆,锚杆间排距为1000mm×800mm。
其中外段锚杆间排距改为1m×1m,顶板布置两排金属锚杆,两帮锚杆配木托盘,木托盘规格为400×250×50mm。
顶部为封闭式喷浆,两帮喷浆厚度50mm。
2、巷道净断面:
净宽2.7m,净高2m,断面积5.4m2。
3、靠工作面侧:
φ2寸防尘水管一路。
另一侧:
信号电缆及绞车设备。
4、用途:
工作面的回风、材料供应、行人。
二、工作面运巷1、支护形式:
全长150m,顶板布置三排金属锚杆,规格φ14×1650mm,锚杆间排距为800mm×800mm。
两帮为竹锚杆,锚杆间排距为1000mm×800mm。
顶部为封闭式喷浆,两帮喷浆厚度50mm。
2、巷道净断面:
净宽3.2m,净高2.0m,断面积6.4m2。
3、用途:
主要用于工作面的进风、行人,摆放转载机、胶带输送机将煤炭外运。
三、工作面外运1、支护形式:
全长160m,顶板布置三排金属锚杆,规格φ14×1650mm,锚杆间排距为800mm×800mm。
两帮为竹锚杆,锚杆间排距为1000mm×800mm。
顶部为封闭式喷浆,两帮喷浆厚度50mm。
2、巷道净断面:
净宽3m,净高2.0m,断面积6m2。
3、用途:
主要用于工作面的进风、行人,摆放胶带输送机将煤炭外运至溜煤眼。
四、工作面切眼支护形式:
顶板布置三排金属锚杆,规格φ14×1650mm,锚杆间排距为800mm×800mm。
两帮为竹锚杆,锚杆间排距为1000mm×800mm。
顶部为封闭式喷浆,两帮喷浆厚度50mm。
附图3:
工作面位置及巷道布置图(见兰图)第二节采煤工艺一、采煤工艺204工作面采用走向长壁后退式高档普采采煤法。
工艺顺序:
采煤机割煤→刮板运输机运煤→挂梁→推溜→支柱→回柱。
1、落煤:
采用采煤机螺旋滚筒截割落煤。
2、装煤:
采煤机螺旋滚筒配合SGZ—630/220型刮板输送机铲煤板装煤。
3、运煤:
工作面采用SGZ—630/220型刮板输送机,顺槽采用一部SZB-730/40转载机,两部SGW-150型刮板输送机,一部SPJ-80型胶带输送机运煤。
4、工作面支护:
采用四、五排控顶,即见五回一的顶板管理方式,最大采高2m,最小采高1.5m,平均1.6m;循环进尺1.0m。
采煤方法1、采煤机的进刀方式
采用端部自开缺口斜切进刀,斜切进刀段长度为30m,进刀深度1.0m。
具体操作如下:
采煤机向下(上)割透煤壁后,按上(下)顺序推移工作面运输机(如图A);使得刮板运输机弯曲段为15m后,将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)割煤,使得采煤机达到正常截割深度(1.0m),按要求推移工作面刮板运输机至平直状态(如图B);将两个滚筒的上下位置调换,向下(上)割三角煤至割透端头煤壁(如图C);割完三角煤后,将两个滚筒的上下位置调换,采煤机空机返回,进入正常割煤状态(如图D)。
当采煤机割到工作面另一端后,再重复上述进刀过程。
2、采煤机正常切割:
采煤机以2.0~4.0m/min的速度向机头(尾)割煤,采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤的方式。
3、工作面采用双向割煤,往返一刀,采煤机牵引方式为液压无链牵引。
三、工作面正规循环生产能力W=L×S×h×r×C=156×1×1.6×1.31×95%=310.6(t)第三节设备配置一、设备配备情况1.采煤机选用MG160-375一台,其主要技术参数如下:
采高:
1.4~3.0m;牵引速度:
0~5.7m/min;电机总功率:
375KW;截割功率:
2*160KW,牵引功率:
55KW;截深:
1.0m;牵引方式:
液压无链牵引2.桥式转载机一台,铺设长度25m,其主要技术参数如下:
型号:
SZB--730/40; 电机功率:
40KW;链速:
1.44m/S运输能力:
630t/h; 中间槽尺寸:
150O×730×190mm3.刮板输送机四台,其主要技术参数如下:
型号:
SGZ—630/220一台,铺设长度150~180m;电机功率:
2×110KW;输送能力:
450t/h;链速:
1.07m/s中间槽尺寸:
1500×630×222mm型号:
SGW—150两台,铺设长度48、65m;电机功率:
75KW; 输送能力:
250t/h;链速:
1.12m/s;中间槽尺寸:
1500×630×190mm4.可伸缩带式输送机一部,铺设长度260m,其主要技术参数如下:
型号:
SPJ-80; 电机功率:
2×40KW; 输送能力:
400t/h;带 速:
2m/s5.辅助运输设备:
JD-25型调度绞车七台,其主要技术参数如下型号:
JD-25;绳径:
15.5mm;绳速:
0.773~1.399m/s;牵引力:
18KN;容绳量:
400m;滚筒直径:
310mm;外形尺寸:
1435×1217×1255mm。
二、外注式单体液压支柱主要技术特征:
型号项目DZ18-30/100DZ20-30/100DZ22-30/100DZ25-25/100DZ28-25/100最高高度18002000mm2240mm2500mm2800mm最低高度11101240mm1440mm1700mm2000mm额定工作阻力30t30t30t25t25t第三章顶板管理第一节 支护设计一、单体液压支柱工作面的支护设计依据1.参考本矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。
(见表六)2.合理支护强度的计算①采用经验公式计算:
Pt=6×9.81×h×r=235.4(kN/m2)②选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度:
初次来压期间平均支护强度280(kN/m2)。
选取上述两项中最大值280(kN/m2),即为工作面合理支护强度。
3.支柱实际支撑能力计算:
DZ20-DZ22单体液压支柱:
Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R=0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×294=224.59(kN)4.工作面合理的支护密度计算:
n=Pt/Rt=280/224.59=1.25(根/m2)5.根据合理的支护密度n=1.25根/m2,工作面循环进尺1.0m,选择支柱排距b=1.0,根据n=1/a.b,则:
工作面支柱柱距为a=1/(n.b)=0.8m;确定排距为1.0m、柱距为0.7m,实际支护密度为1.43棵/m26.选择合理的控顶距:
根据顶底板岩性和采空区顶板跨落情况分析,本工作面采用四·五峒控顶方式。
7.柱鞋直径的计算:
根据Rt=224.59KN,Q=37MPa,则:
φ≥200=200×1.39=278(mm)选用铁鞋直径:
300mm。
二、乳化液泵站㈠泵站选型、数量乳化液泵数量两台,乳化液箱一台即两泵一箱;输液管路选用φ25高压胶管,耐压30MPa以上。
主要技术参数如下:
乳化泵型号:
MRB-160/31.5;公称流量:
160L/min;公称压力:
31.5Mpa; 电机功率:
110KW㈡泵站设置位置泵站放置在204运输巷,距离工作面340m左右。
㈢泵站使用规定1、泵的卸载阀整定值20MPa,严禁随意调整安全阀的整定值。
2、使用乳化液自动配比装置,乳化液浓度保持在2%~3%之间。
3、要加强泵站、管路维修,保持液压系统完好,杜绝跑、冒、滴、漏现象。
第二节工作面顶板管理一、正常生产时期顶板支护方式工作面采用全部垮落法管理顶板。
最大控顶时五排支柱,最小控顶时四排支柱,最大控顶距5.5m,最小控顶距4.5m,每推采1m进行一次回柱放顶。
工作面煤壁侧伞檐长度>1m时,最突出部分≤200mm;伞檐长度时,最突出部分≤250mm;因特殊情况超过规定时,应采取挑顶或套棚等加强支护的相应措施。
同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 表六序号 项目 单位同煤层实测本面选取或预计11顶底板基本顶厚度m2026伪顶厚度m直接底厚度m2.02.0 2基本顶初次垮落步距m2020 3初次来压来压步距m6060最大平均支护强度kN/m2280280最大平均顶底板移近量mm150150来压显现程度强烈强烈 4周期来压来压步距m2020最大平均支护强度 KN/m2260260最大平均顶底板移近量mm120120来压显现程度明显明显 5平时最大平均支护强度 kN/m2230230最大平均顶底板移近量mm100100 6基本顶悬顶情况m 3 3 7底板容许比压 MPa3737 8基本顶级别级二二 9巷道超前影响范围m2020支护要求:
1、工作面应达到动态的质量标准化标准,支柱坚持进行多次注液,初撑力不得小于90KN,支柱迎山角有力,确保支护质量。
2、采煤机割煤后,要及时挂梁支护,挂梁与采煤机后滚筒的距离一般不超过10m。
二、正常生产时期的特殊支护形式密集:
切顶排两基本支柱之间打一棵密集支柱,与基本支柱角度保持一致。
三用阀与工作面平行,注液嘴指向工作面下方。
戗柱:
切顶排每一基本支架下打一棵戗柱,斜撑在正规支柱接顶点前方。
三用阀与工作面平行,注液嘴指向工作面下方。
临时支柱:
局部顶板破碎或压力集中地段在煤壁处支设临时支柱,柱距1.5m。
三用阀与工作面平行,注液嘴指向工作面下方。
切顶墩柱:
切顶排基本支架间每4.5m安设一棵墩柱,必须使用在切顶排,不得超前拉移。
煤机割过15m后,拉移到新的切顶排,然后推移输送机。
三、回柱放顶及与其他工序平行作业的顺序和安全距离1、采用人工放顶,双人或三人作业,分段错距不少于15m;拉茬应选在顶板完整,支柱有足够下缩量的位置,对与对之间要互相创造好条件。
2、坚持敲帮问顶、先支后回制度,采取由下而上、由采空区向工作面的原则进行。
3、使用专用卸载手把远程回柱,回出的顶梁、坑木等码放整齐,保持后路畅通。
4、回柱与割煤的间距不得小于15m,不得与爆破平行作业。
5、回柱必须在基本支护完成后方可进行。
四、特殊时期的顶板管理㈠来压及停采前的顶板管理1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施,如基本顶悬顶面积超过规定时,必须立即停止作业,由矿组织人员现场会诊后,采取强放措施进行处理。
2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作;特别要加强工作面悬顶区段的支护管理,坚持支柱的多次注液,保持切顶排特殊支护的正常使用,提高整体支护强度,保证工作面支护的安全可靠性。
3、工作面单体液压支柱以及轨道、运输巷所有单体液压支柱初撑力不得低于90KN。
㈡过断层及顶板破碎时的顶板管理1、根据地质资料分析,本工作面揭露大小断层17条,断层较发育,煤层倾角较大,过断层期间必须加强顶板管理工作,届时必须编写可靠的补充措施。
2、当工作面局部地段顶板破碎时,为了有效地防止顶板冒落,应采用板梁或者π型钢棚套棚维护;片帮严重时,可超前掏梁窝挂梁、支设临时支柱及时支护顶板。
㈢应力集中区的顶板管理因工作面基本顶为中~细砂岩,厚度大且坚硬,局部悬顶造成应力集中时,必须及时使用丛柱加强支护;回柱时必须打好临时支护,且设专人观察顶板,出现来压征兆时必须停止回柱,撤出人员,待顶板稳定后再进入工作面工作。
第三节顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输巷的顶板管理㈠轨道、运输巷的超前支护1、支护要求:
轨道、运输巷的超前支护均采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护,支护距离单排不少于20m,双排不少于10m;超前支护以外的巷道出现煤壁片帮、变形时应及时打点柱支护,顶板破碎时扶棚瞒笆支护。
2、支护材料及支护密度:
轨道巷使用两排DZ25-25/100型单体液压支柱与HDJB-1000型铰接顶梁配套支护,柱距1.0m,排距1.5m。
运输巷使用两排DZ25(28)-25/100型单体液压支柱与HDJB-1000型铰接顶梁配套支护,柱距1.0m,排距1.2m。
中间巷使用三排DZ25(28)-25/100型单体液压支柱与HDJB-1000型铰接顶梁配套支护,柱距1.0m,排距1.5m。
3、支护质量标准⑴、支柱均穿铁鞋(φ400mm),且应支设在实底上,做到迎山有力,初撑力不小于90KN。
⑵、支柱纵横成线,直线偏差小于±100mm,采用防倒绳或防倒杆以防倒柱伤人。
⑶、铰接顶梁之间要用圆销联好,并保持平直,顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。
⑷、所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向采空区。
⑸、两巷的行人高度不得低于1.6m,人行道宽度不得小于0.8m,单体液压支柱活柱行程不得小于200mm。
⑹、超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
二、工作面端头及安全出口的管理㈠支护形式使用四对八架长3.6m的π型钢大棚与单体液压支柱配合走向支设一梁三柱抬棚维护端头顶板,超前四架煤壁跟腿,上、下端头切顶排支设密集支柱。
㈡质量要求⑴、大棚必须至少保持一梁三柱,循环交替迈步前移,严禁大棚侧向使用和不成对使用。
⑵、大棚对与对之间间距0.8m,架与架之间间距0.3m,偏差均不大于±l00mm。
㈢与其他工序之间的衔接关系⑴、与采煤工序间的关系端头割煤后必须及时向前迈步式前移大棚,支设好棚腿并达到标准后方可移工作面输送机头(尾)。
⑵、与出口间的关系大棚与正巷超前支护支架间隙不大于0.5m,大棚拖后工作面基本支柱放顶线不得大于0.5m。
正巷关门柱柱距不大于0.5m,排距不大于0.4m,轨道巷与切顶排保持一致,运输巷可拖后放顶线1.0m。
三、支护材料的使用数量和存放管理轨道巷超前支护20m,需要两排计30棵单体液压支柱,30棵顶梁;端头支护需要48棵单体液压支柱,10棵顶梁;合计需要78棵单体液压支柱,40棵顶梁。
运输巷超前支护20m,需要两排计30棵单体液压支柱,30棵顶梁;端头支护需要50棵单体液压支柱,12棵顶梁;合计需要80棵单体液压支柱,42棵顶梁。
中间巷超前支护20m,需要三排计40棵单体液压支柱,40棵顶梁;工作面正常生产需要单体液压支柱1400棵,铁鞋1200个,顶梁1350棵。
计算其备用量支柱=1400×10%=140棵,铁鞋=1200×10%=120个,顶梁=1350×10%=135棵。
超前支护备用DZ-3150(2800)单体液压支柱20棵,顶梁15棵,铁鞋(直径400mm)20个,坑木5m3,小料2m3。
⑴、支柱、顶梁、铁鞋要建帐统一管理,现场牌板与实物相符。
⑵、备用支柱、顶梁、铁鞋码放整齐,损坏的柱、梁、铁鞋不得使用,及时更换外运。
⑶、按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料,坑木、竹笆、小料等备用支护材料存放于轨道巷距工作面50~80m处,距轨道距离不少于0.5m,顶板完整无积水的地方分类码放,注意回收复用,专人负责并挂好标志牌。
第四节矿压观测一、矿压观测内容:
3下204工作面矿压观测内容主要有:
工作面两巷推进度、初排支柱初撑力、二排支柱工作阻力、采高、支柱钻底量、端面距及两巷超前支护支柱工作阻力、工作面顶板完整性、采空区冒落情况、矿压显现描述等。
二、观测方法:
1、工作面的矿压观测:
支柱工作阻力观测:
根据工作面倾斜长度,在面内均匀选取十个测点,使用单体液压支柱测力计测量初排支柱初撑力及二排支柱的工作阻力,使用卷尺测量采高、端面距、支柱钻底量,并观测、记录工作面顶板完整情况、采空区冒落情况、煤壁片帮情况等。
2、两巷的矿压观测:
每班记录工作面两巷推进距离,并在超前支护范围内均匀选取5个测点测量单体液压支柱的工作阻力。
3、支护质量监测:
日常支护质量监测由生产区队跟班验收员负责,并将报表及时报送生产科。
生产科矿压组不定期进行抽检,针对现场存在的问题责令采煤区队立即整改。
工作面初次放顶及过特殊构造期间,生产科矿压组人员跟班进行现场观测。
根据观测数据分析工作面初次来压和周期来压规律,并将观测分析结果反馈到有关领导及采煤区队,指导安全生产。
第四章生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式㈠运煤设备及装、转载方式工作面采用双滚筒采煤机落煤,其螺旋滚筒配合工作面输送机铲煤板装煤,由工作面输送机运输到桥式转载机、SPJ-80型胶带输送机、SGW—150型刮板输送机、溜煤眼、一部SDJ-150胶带输输机到煤仓、主井到地面。
工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入输送机中。
㈡辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资,采用1.0t矿车或叉车、JD-25绞车,通过轨道巷或运输巷运进、运出工作面。
二、移溜方式采用移溜器推移输送机,移溜步距1.0m。
输送机弯曲度不得超过3~5°,移溜时最小弯曲段不得小于15m,推移方向为自下(上)而上(下)。
三、运煤路线204工作面→204外运→204补运→溜煤眼→南二皮带上山→南大巷→中央煤仓→副井→地面四、辅助运输路线副井→-370井底车场→南大巷→南二轨道上山→204车场→用料地点副井→-370井底车场→南大巷→南二轨道上山→南二皮带上山→204轨外→204轨道巷里段→用料地点第二节通防与监控系统一、通风系统
(一)风量计算1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算
(1)按瓦斯涌出量计算Q=100×q×k=100×0.4×1.5=60m3/min
(2)按二氧化碳涌出量计算Q=100×q×k=100×0.5×1.5=75m3/min按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算需风量为75m3/min。
2、按工作面温度计算Q=60×V×S×k=60×1.0×8×1.0=480m3/min3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q=4×n=4×50=200m3/min4、按风速进行验算
(1)按最低风速验算,采煤工作面的最低风量Q>15×S=15×8=120m3/min式中:
S-采煤工作面的平均断面积,8m2。
(2)按最高风速验算
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