11692回风石门掘进作业规程.docx
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11692回风石门掘进作业规程
毕节大梨树煤矿
11692回风石门
掘
进
作
业
规
程
编制：
施工队长：
总工程师：
矿长：
编制单位：
毕节大梨树煤矿生产技术科
编制时间：
2014年10月11日
煤矿会审意见
总工程师：
会审地点
会审时间
年月日
参加会审单位及人员
技术科
生产矿长
通风科
机电矿长
调度室
安全矿长
机电科
总工程师
安检科
矿长
地测副总
永峰矿业集团毕节投资有限公司审批意见
目录
第一章概况1
第一节概述1
第二节编写依据1
第二章地面位置及地质情况1
第一节地面相对位置及临近采区开采情况1
第二节煤层赋存特性2
第三节地质情况2
第四节水文地质条件5
第三章巷道布置及支护说明7
第一节巷道布置7
第二节支护设计7
第三节支护工艺10
第四章施工工艺11
第一节施工方法及工程质量11
第二节凿岩方式13
第三节爆破作业13
第四节装载与运输16
第五节管线铺设17
第六节设备及工具配备表17
第七节揭过煤层的施工方法17
第五章生产系统18
第一节通风系统18
第二节瓦斯防治系统20
第三节综合防尘系统21
第四节防灭火系统21
第五节安全监控系统22
第六节供电系统24
第七节排水系统24
第八节运输系统24
第九节照明通讯和信号系统24
第六章劳动组织及主要经济技术指标25
第一节劳动组织25
第二节循环作业25
第三节经济技术指标26
第七章安全技术措施26
第一节一通三防26
第二节顶板管理29
第三节爆破管理30
第四节防治水34
第五节机电35
第六节其他36
第八章灾害应急措施及避灾路线37
毕节大梨树煤矿
11692回风石门掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为11692回风石门。
二、掘进目的及用途
掘进的目的是为形成M69煤层的11692回风系统，采用穿层揭露M69煤层。
然后沿M69煤层走向布置回风巷，与11692运输巷形成完整的生产系统，构成11692采煤工作面。
三、巷道设计长度和服务年限
巷道设计长度70米，服务年限2年。
第二节编写依据
依据设计说明书及本矿开采方案说明书。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及临近采区开采情况
待掘进巷道位于我矿工业广场正东方向山地，周围无建筑物和水体。
本块段上部的M69煤层已基本回采完毕，需要加强11692回风石门掘进探放水工作。
第二节煤层赋存特性
大梨树煤矿矿区内可采煤层为M18、M69煤层，M18位于龙潭组第三段顶部，M69位于龙潭组第一段上部，现分述如下:
M18煤层：
为现主采煤层，产于龙潭组第三段顶部，直接顶板为粉砂岩，底板为粘土岩，煤层厚度1.1-1.3m，平均厚1.2m，煤层倾角30°，较稳定，煤层结构较简单。
M69煤层：
产于龙潭组第一段上部，直接顶板为泥质粉砂岩，直接底板为粘土岩，煤厚0.6-0.8m，平均厚度0.7m，煤层倾角30°，较稳定，煤层结构较简单。
可采煤层特征见下表。
可采煤层特征表
煤层
编号
煤层平
均厚度
（m）
层间距
（m）
煤层
结构
稳定性
容重
（t/m3）
顶、底板岩性
顶板
底板
M18
1.2
42
较简单
较稳定
1.36
粉砂岩
粘土岩
M69
0.7
较简单
较稳定
1.44
泥质粉砂岩
粘土岩
第三节地质情况
一、地质特征及煤层特征
1、地层
本区出露地层有二叠系中统茅口组（P2m）、上统龙潭组（P3l）、上统长兴组（P3c）,三叠系下统飞仙关组（T1f）及第四系（Q）。
由老至新分述如下：
（1）二叠系中统（P2）
茅口组（P2m）:
浅灰至深灰色中厚层块状灰岩，夹少量白云岩、白云质灰岩，上部及下部含燧石团块及条带。
厚度大于50米。
（2）二叠系上统（P3）
A、龙潭组（P3l）：
为本区的主要含煤地层，由粘土岩、泥岩、细砂岩、粉砂岩、煤层组成，按岩性及含煤组合特征，可划分为三段，本组与下伏地层为假整合接触。
第一段（P3l1）：
灰至灰黄色薄至中层状泥质粉砂岩夹粉砂岩、细砂岩、粘土岩、煤层及煤线，产植物化石及碎片，底部1.0-9.5米为灰白色含星点状、结核状凝灰质粘土岩。
本段含煤3-8层，其中M69煤层全区可采，结构单一，其它煤层均不可采，M69煤层厚0.9—1.1米，平均1.0米。
本段厚35-42.4米。
第二段（P3l2）：
灰到灰黄色中至厚层状细砂岩、粉砂岩夹泥质粉砂岩、泥岩、粘土岩，含菱铁矿结核，含煤1-2层，煤层厚度小，均不可采。
本段厚31.5--35米。
第三段（P3l3）：
灰色中厚层状细砂岩、粉砂岩为主，夹泥质细砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及粘土岩，含煤2-5层，M18煤层全区可采，其余均不可采，M18煤层厚1.3-1.5米，平均厚1.4米，结构单一，煤层稳定，为龙潭组第三段同长兴组的分界线，本段产植物化石，厚31.5--43米。
B、长兴（P3c）：
上部及中部为灰色厚层状灰岩，含燧石结核，夹薄层泥岩。
下部为灰、深灰色中厚层状泥质粉砂岩为主，夹细砂岩、粉砂岩。
含煤1-3层，均为不可采，产腕足类化石，厚38-42米。
同上伏地层呈假整合接触。
（3）三叠系下统（T1）
飞仙关组（T1f）：
下部为灰绿、黄色粉砂质泥岩及粉砂岩，上部为紫红、紫灰色，偶夹灰绿色薄至厚层泥质粉砂岩、粉砂岩，粉砂泥岩及泥岩，下部浅灰色中厚层状灰岩，产瓣腮类化石。
厚450-475米。
（4）第四系（Q）
主要为坡积、残积、冲积物，岩性以粉质粘土、亚粘土为主，见泥灰岩、砂岩转块，多覆盖于煤系地层之上，厚度0—10m。
2、煤层
本区内可采煤层为M18、M69煤层，M18位于龙潭组第三段顶部，M69位于龙潭组第一段上部，现分述如下:
M18煤层：
为现主采煤层，产于龙潭组第三段顶部，直接顶板为粉砂岩，底板为粘土岩，煤层厚度1.3-1.5m，平均厚1.4m，煤层倾角30°，较稳定，煤层结构较简单。
M69煤层：
产于龙潭组第一段上部，直接顶板为泥质粉砂岩，直接底板为粘土岩，煤厚0.9-1.1m，平均厚度1.0m，煤层倾角30°，较稳定，煤层结构较简单。
煤类、煤质：
主要可采煤层物理性质及其煤岩特性大体相同，外观为灰黑色，条痕黑色，具有玻璃光泽，棱角状断口，主要为亮煤及镜煤组成，夹少量的暗煤及丝炭，煤的质地较疏松，含硫低、无烟。
矿物质主要为石英，次为粘土，偶见球状黄铁矿，矿物质主要集中在煤层下部。
大梨树煤矿所采的M18、M69煤层均为无烟煤，根据《贵州省毕节市17号矿权资源/储量核实报告》，按煤炭分类国家标准（GB/T15224.1-2004）分类，各煤层属中灰、特低硫、中热值～特高热值的无烟煤。
根据各煤层样品原煤的分析结果，有关煤质指标见下表。
煤质主要特征表（原煤）
煤层
编号
煤样
类别
工业分析（%）
Qgr.d
（MJ/kg）
水份（Mad%）
灰份（Ad%）
挥发份（Vdaf%）
硫份（St.d%）
发热量
M18
原煤
1.17
27.92
9.36
0.31
31.387
M69
原煤
1.17
27.92
9.36
0.16
25.274
二、地质构造
本区位于清水铺向斜南段的西翼，区内为一简单的单斜地层，总体走向近南北，倾向偏东，倾角27°--33°，平均30°，矿区南部发育一条F1正断层，走向86°左右，倾向80°左右,断距10米，未见其它构造现象。
三、影响掘进的其他因素
瓦斯
2012年度鉴定为瓦斯矿井
二氧化碳
低二氧化碳矿井，涌出量很小
煤尘爆炸指数
鉴定结果无爆炸危险性
煤层自燃倾向
鉴定结果为不易自燃
煤与瓦斯突出性
鉴定结果属非突出性煤层
地温危害
未发生地温危害
冲击地压危害
周边矿井未发生冲击地压
第四节水文地质条件
1、矿区内含水层及隔水层情况
矿区内出露地层按岩性自上而下有以下含水岩组及隔水岩组：
a、第四系（Q）含水岩组：
主要为砂、泥岩、腐植土、亚粘土等松散堆积层、冲积层，多分布于洼地、沟谷两侧及缓坡地带，厚度变化不大（0—5米），它是直接受大气降水补给，同时又是地表水汇集渗流的场所。
b、下三叠统飞仙关组（T1f）：
为一弱含水岩组，是矿床顶板间接充水岩组。
岩性灰绿色、紫红色泥岩、泥质粉砂岩及泥岩，厚度435-480米，含岩溶裂隙水及基岩裂隙水，含水性中等。
c、二叠系上统长兴组（P3c）：
为一弱含水岩组，是矿床顶板间接充水岩层，其岩性上部主要为灰色、深灰色厚层灰岩，含燧石结核，夹薄层泥岩，下部为灰色、深灰色中厚层状泥质粉砂岩为主，夹细砂岩、粉砂岩及粘土岩，厚45-50米，含基岩裂隙水。
d、二叠系上统龙潭组（P3l）:
为一弱含水岩组，是矿区直接充水岩层。
岩性为一套砂岩、泥岩、粘土岩夹煤层（线）组成，厚105-115米。
含基岩裂隙水。
e、二叠系中统茅口组（P2m）:
为一含水岩组，其岩性为灰色、深灰色中厚层至块状灰岩，夹少量白云岩、白层质灰岩。
岩溶发育，节理裂隙发育，含岩溶水及基岩裂隙水，是矿床底板间接充水岩组，富水性较强。
2、地下水补给、径流及排泄
矿区地下水主要来源于大气降水，另外一部分是地表浅层潜水及风化裂隙水，多数不产生深部迳流循环，而是以下降泉的形式排入大河中。
3、充水因素
①大气降水补给，这是主要补给水源。
②地表水渗入补给。
③煤系中砂岩含水，但本身含水量较小。
4、矿井水文地质条件分类
综上所述，本矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，水文地质条件属简单类型。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
从M18煤层11182回风巷副井底板绕道处开口，沿269°方位布置11692回风石门，揭穿M69煤层，然后沿M69煤层走向布置11692回风巷。
附：
11692回风石门工作面巷道布置示意图。
第二节支护设计
一、巷道断面
设计掘进巷道断面形状为梯形，巷道净上宽2m，净下宽3.2m，净高2.2m，巷道毛上宽2.3m，毛下宽3.5m，毛高2.35m，巷道净断面5.72m2，毛断面6.82m2，具体要求见施工断面图。
二、巷道施工断面图
三、支护方式
（一）临时支护
每次爆破前永久支护距工作面迎头空顶不得大于0.5m，爆破完毕后，及时在永久支护掩护下搞好临时支护，并保证临时支护安全可靠，严禁空顶作业。
采用吊挂柔性金属前探梁作为临时支护,前探梁由两根11#矿用工字钢制作,长度5米,两根前探梁间距不大于1.4米。
采用大链及套包配合设成吊挂式临时支护,每根前探梁固定点不少于3处，固定方式要求牢固可靠，结构简单、便于操作，每两个固定点之间至少应间隔一棚，两端固定点处的前探梁要余出不少于l00mm的长度，梁端距迎头岩（煤）壁不大于200mm，前探梁上用大板和粗刹杆接顶，前探梁必须及时跟头,其最大控顶距离为1.6m，见临时支护图。
1、临时支护断面图
2、临时支护剖面图
3、临时支护平面图
（二）永久支护（见巷道施工断面图）
1、采用矿用11#工字钢棚支护，巷道上净宽2.0米,下净宽3.2米,净高2.2米,棚距800mm。
2、支护规格的确定：
11#工字钢，顶梁长2.22m，两腿子长各2.56m。
3、帮、顶用背板背严背实。
4、工字钢棚之间应使用撑木加固。
5、过断层带、顶板较破碎、压力大的地段时应适当缩小棚距,加强支护。
6、水沟由混凝土浇砌，距工作面不得超过30m。
四、工字钢棚支护质量要求
1、架设好的棚子上下宽、中高都必须符合要求。
2、棚距为800mm，允许偏差0～-100mm。
3、架设好的棚子前倾角度为3度，受放炮冲击波影响后，棚子应垂直于道面。
4、严禁棚梁高低不平。
5、棚子梁腿搭接必须严实合缝。
6、棚子帮顶必须刹背严实。
7、棚子之间必须有足够的撑木，确保棚子的稳定性。
第三节支护工艺
一、支护材料
1、棚梁、棚腿、前探梁：
采用矿用11#工字钢加工。
2、背板：
采用坚硬的木材加工，加工规格：
长×宽×厚=800×150×40㎜。
3、撑木：
采用坚硬的Ф100小圆木加工。
4、临时支护大板：
采用坚硬的木材加工，加工规格：
长×宽×厚=1800×150×100㎜。
5、吊挂大链：
采用加厚铁链加工。
二、临时支护工艺、工序及要求
1、掘进（爆破）进尺达到规定距离后，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，人员站在永久支护下，进行临时支护。
2、上前探梁时，不少于3人。
3、前探梁移到迎头后，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继续工作。
5、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根以上单体液压支柱配铰接顶梁进行临时支护，并能全面掩护作业地点。
三、矿用11#工字钢棚支护工艺及要求
工字钢棚支护工艺：
挖腿窝→栽棚腿→上棚梁→刹帮背顶→打撑木。
工字钢棚支护要求：
梁头保持平整，棚架不能前倾后仰，下脚一致，柱窝到老底，架棚间距0.8m，背帮接顶不能用腐木烂材，必须用坚硬的木材，背帮接顶必须严实，不能有空顶松动，打撑木必须有力、牢固。
第四章施工工艺
第一节施工方法及工程质量
开口后，由M18煤层副井底板绕道至M69煤层穿层掘进，爆破作业成巷，人工装车，11692回风石门至11692回风车场人力推车，主井绞车提升至地面。
一、掘进工艺
交接班→检查迎头支护→检查瓦斯→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯→处理浮石→临时支护→出货→永久支护，完成一个循环。
二、巷道设计为梯形，巷道净上宽2m，净下宽3.2m，净高2.2m，巷道净断面5.72m2，具体要求见施工断面图。
风筒、电缆、风管、水管的布置见施工断面图。
三、工程质量管理
（一）巷道掘进质量标准
1、巷道净宽允许偏差-50mm～100mm。
2、巷道净高允许偏差-30mm～100mm。
3、水沟位置允许偏差-50mm～50mm。
4、水沟宽度及深度允许偏差-30mm～30mm。
5、棚距允许偏差0～-100mm。
6、巷道无片帮，上下齐整，符合设计断面要求。
7、枕木中对中1.0m/块，道钉、锣丝、夹片齐全坚固有效。
轨道间距590mm-610mm，轨道接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm。
8、严格架轨质量，控制掘进坡度，掘进坡度为3‰。
9、架设好的棚子上下宽、中高、棚距、前倾后仰都必须符合要求，严禁棚梁高低不平，梁腿搭接必须严实合缝，帮顶必须刹背严实。
（二）保证工程质量措施
1、当班班组长对当班的工程质量负责，巷道质量标准必须达到要求，达不到者，必须当班整改。
2、验收员负责检查当班工程质量是否符合以上要求，工程质量不合格必须要求当班整改完毕。
3、施工时班组长对支护质量负责，经常量尺上线，将偏差控制在质量标准范围内。
4、施工的炮眼及装药量必须严格按本规程执行。
5、文明生产
〈1〉风水管路、电缆、通讯线、监控线等必须按质量标准化标准要求吊挂整齐。
〈2〉开关必须上架，保持设备卫生。
〈3〉距迎头20m以外巷道的浮货必须随时清扫干净，材料、工器具、杂物必须归类靠帮码放整齐，保证水沟畅通、巷道内无积水、淤泥。
6、严格按《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》要求进行施工。
第二节凿岩方式
采用风钻钻眼爆破的方法破岩。
1、打炮眼采用YT—28型风钻，2台工作、1台备用。
2、采用湿式打眼、水炮泥、放炮喷雾、装碴前洒水、装碴过程中开放水幕等方法降尘。
第三节爆破作业
爆破作业方式采用光面爆破。
掏槽方式为楔形掏槽，周边眼与设计轮廓线距离为50mm，底眼与设计轮廓线距离为300mm。
1、爆破器材
采用3#煤矿许用安全乳化炸药，药卷重300g，1～5段毫秒延期电雷管（总延期不得超过130ms）引爆，MFB-200型隔爆发爆器起爆。
2、打眼要求
A光面爆破的炮眼布置及打眼按要求，确保不欠挖，超挖不大于100mm。
B周边眼间距的确定：
根据巷道的地质情况及断面大小，为保证光面爆破的效果，结合以往施工经验，周边眼距约720mm，若遇岩石较硬时，可在设计的周边眼之间加打一个周边眼（注：
不装药），地质较差地段周边眼距取300mm。
C底眼间距的确定：
底眼间距800mm。
D打眼精度要求：
打眼开口偏差不大于50mm，方向偏差不大于30mm/m，为此采用全站仪确定工作面的中线、水平线及巷道轮廓线，准确布置炮眼，打眼时用导向杆来保证炮眼方向的准确性。
3、装药方法
炮眼采用正向连续装药，装药时用木质炮棍将药卷轻轻推送到眼底，炮眼内的各药卷必须彼此密接，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。
4、光面控制爆破的保证措施
A爆破参数：
现场施工中根据爆破效果，对爆破参数不断修正以适应围岩的岩性和产状的变化，使其爆破质量达到最理想状态。
B打眼的放样：
根据精密测量放出巷道中腰线，画出断面轮廓线，按设计炮眼准确地定位于开挖断面上，经检查无误后，方可打眼，此项工作由测量人员负责。
C打眼方向：
采用导向杆定向，以保证各炮眼达到准、平、直的要求。
D装药：
装药前，要用压风把炮眼内的积水、岩粉清理干净，以保证装药结构的准确性。
E联线方式：
串联。
F炮眼封泥：
炮眼封泥应用水泡泥，水泡泥外剩余的炮眼部分应用本地的黄粘土炮泥封实，炮眼封泥长度不得小于600mm。
F起爆顺序：
严格按设计执行，不能出现错误或随意修改起爆顺序。
5、爆破器材的运输、管理及装药爆破严格按《煤矿安全规程》第七章执行。
6、附炮眼布置图
11692回风石门炮眼布置图
7、爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
m2
6.82
2
岩石坚固性系数
f
4～6
3
工作面瓦斯情况
低
4
炮眼数目
个
24
5
雷管个数
个
24
6
炮眼深度
m
1.8
7
雷管种类
毫秒延期电雷管
8
炸药种类
3#煤矿安全炸药
9
总装药量
kg
9
8、爆破说明书
眼号
炮眼
名称
炮眼
（个）
炮眼
深度
（米）
装药量
爆破顺序
联线方式
单孔
小计
卷数
质量/kg
卷数
质量/kg
1-6
掏槽眼
6
2.0
2
0.6
12
3.6
Ⅰ
大
串
联
7-10
辅助眼
4
1.8
1
0.3
4
1.2
Ⅱ
11-18
周边眼
8
1.8
1
0.3
8
2.4
Ⅲ
19-24
底眼
6
1.8
1
0.3
6
1.8
Ⅳ
合计
24
30
9
9、预期爆破效果
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
89
5
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
5.6
2
每循环工作面进尺
米
1.6
6
每循环炮眼总长度
米
44.4
3
每循环爆破实体岩石
m3
10.9
7
每m3岩体雷管消耗
个
2.2
4
每m3岩体炸药消耗量
㎏/m3
0.83
8
每米巷道雷管消耗
个/m
15
第四节装载与运输
1、出碴前必须先进行敲帮问顶，并在碴石上洒水除尘以后，方可进行出碴工作。
2、装碴石方式为人工装入矿车，所有人员必须加强自主保安和联防保安工作，避免出碴伤人。
3、11692回风石门掘进工作面至11692回风车场采用人力推车。
4、主斜井处采用绞车提升至地面。
第五节管线铺设
在掘进巷道中所敷设的电缆、信号线、风水管路、风筒等，必须按照设计断面图和质量标准化要求吊挂牢固整齐。
挂钩间距不得超过3m。
风水管路接头要严密，不得出现漏风水现象。
风水管距工作面30m范围内用2寸胶管，30m外使用2.5寸铁管，要随工作面推进及时延接。
第六节机电设备及工具配备表
机电设备及工具配备表
名称
型号、规格
单位
数量
备注
绞车
JTP1.6×1.5-20
台
1
主井地面提升绞车
压风机
LGH-10/8型
台
3
地面
局扇
FBD№5.6/2×11
台
2
1台使用，1台备用。
开关
QJZ-4×80/660SF
台
1
凿岩机
YT—28
台
3
2台使用，1台备用。
锚杆机
MYT-140
台
1
锚杆拉力机
YML-20
台
1
探水钻
TXU-75
台
1
开关
KBZ9-400/1140
台
1
光学瓦检仪
CJG-10
台
3
便携式瓦检仪
JCB-C120
台
3
瓦斯监控系统
KJ70N型
套
1
第七节揭过煤层的施工方法
11692回风石门掘进工作面在掘进过程中，必须采用先探后掘措施，用150型钻机在工作面施工至少不低于5个前探孔，探明巷道前方水、瓦斯、断层、裂隙及煤层赋存等情况，施工队组必须严格按设计组织施工。
当探明巷道前方遇煤时，必须按《防治煤与瓦斯突出规定》及《煤矿安全规程》编制专项揭过煤措施，方可按专项揭过煤措施进行施工。
第五章生产系统
第一节通风系统
施工过程中采用压入式通风。
在副井与绕道之间设置二台FBD№5.6/2×11局扇（一台使用，一台备用），要求离11692回风石门回风口距离大于10米。
风筒采用Ф600mm柔性抗静电、阻燃风筒,风筒要吊挂平直,逢环必挂且不得漏风,缓慢拐弯,保证风流畅通，风筒口到工作面不得超过5m。
一、掘进工作面所需要的风量计算：
1、按照瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×q×K=100×0.64×1.5=96m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q——掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.64m3/min；
K——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.5；
100——按掘进工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%的换算系数。
2、按照二氧化碳涌出量计算：
Q掘=67×q×K=67×0.41×1.5=41.2m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q——掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.41m3/min；
K——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡的备用风量系数，取1.5；
67——按掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不得超过1.5%的换算系数。
3、按炸药使用量计算：
Q掘＝Aj·b/（t·c）＝9×0.1/（1200×0.0002）=3.75m3/s=225m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要
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