2301N采煤工作面作业规6月20日

问

题

L提前做好过断层的准备工作，及时编制技术措施，确保安全生产。

及2,加强顶板及煤帮管理工作，防止片帮冒顶，确保安全生产。

3.加大浮煤清扫管理力度，保证资源回收率。

建

议

附

1、三层煤煤层综合柱状图1：50

图

第二节储量及服务年限

一、工作面储量

2301N工作面面积为16530m2,平均煤厚为1.5m,储量为334733保护煤柱15m,即

可采储量为32469t。

工作面煤炭储量=面积X煤厚X容重

储量Q储=16530X1.5X1.35=33473t

煤柱Q住=1425X1.5XL35=1004t（留15m的煤柱）

可采储量Qq=（33473吨-1004吨）X0.97=32469t

二、工作面服务年限

日产量为224t,月产量为57123即工作面服务年限为：

工作面服务年限=Q可/月产量32469/5712=5.684个月X30天=171天

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、运输巷、回风巷、切眼布置方式

2301N运输顺槽、回风顺槽设计方位为24度，设计长度风巷为282m、运巷280m,工

作面斜长最小为95m。

二、巷道支护方式

运输顺槽和回风顺槽设计断面为梯形断面，毛断面为6.9平方米，净断面为6.16平

方米，支护方式为锚网带支护，切眼为锚网带支护。

详见附图：2301N工作面巷道布置图。

第二节采面机械配备情况

一、采面机械配备

1、风煤钻

采面采用ZQS-30/2.5打眼。

2、采面安装1台SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机运输，其主要技术参数:

型号SGB-420/40T电机功率40KW

电压等级380/660V运输能力100t/h

链速1.lm/s安装长度121m-126m

单链破断力2610KN

3、顺槽设备：运输）嗔槽安装一台SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机配合一台

DSJ80/20/2X20型伸缩性胶带输送机运输。其主要技术参数如下表

SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机的技术参数：

型号SGB-420/40T电机功率40KW

电压等级380/660V运输能力100t/h

链速1.lm/s安装长度80m

单链破断力2610KN

胶带输送机的技术参数:

型号DSJ80/20/55电机功率40X2kw

电压等级380/660V运输能力400t/h

带速2.0m/s安装长度200m

带宽800mm

4、单体液压支柱

采用DW22单体液压支柱，配合2.6米长n型顶梁，二梁六柱支护形式，上梁三颗支

柱，下梁三颗支柱，"三、四排控顶”，全部垮落法管理顶板，支柱排距1.0m,柱距0.8m,最

大控顶距3.6m,最小控顶距2.6m,一次放顶步距1.0m.

其主要技术参数：

支柱高度：1440mm-2240mm

支撑能力：300KN

行程：800mm

初撑力：118-157KN

工作阻力：300KN

支柱净重:55kg

5、乳化泵：两泵一箱

乳化泵型号：XR2B80/200功率：37KW公称压力：20Mpa公称流量：80L/min

二、采面设备、备用材料配备情况表

表4工作面设备配备表

备

设备名称规格型号数量使用地点

注

风煤钻ZQS-30/2.52台工作面

发爆器BFM-5001台工作面

综保开关ZZ8L-2.5/41台运输顺槽

刮板输送机SGB420/40T2台采面及机巷

单体液压支柱DW222082棵工作面及出口

真空磁力起动

QBZ-2003台控制刮板机及皮带

器

馈电开关KBZ-4001台采面机巷口

甲烷传感器GJC100(A)3个采面回风巷

防爆电话5部机巷及风巷

注液枪10把采面

浮化泵XR2B80/2001套（两泵一箱）地面

JT型钢梁3.2m96根上、下出口

干粉灭火器10台各运输设备机头、机尾

JT型钢梁2.6303工作面及出口

表5采面备用材料配备表

设备名称规格型号数量存放地点备注

单体柱DW22208根运输顺槽

n型钢梁2.6m、3.2m40根运输顺槽

金属网1000X1800mm220张回风巷

圆木§100-15050根回风巷煤壁切顶时使用

木板2-5cm厚1m3回风巷

干粉灭火器10台采面

风煤钻2台工作面

第三节采煤工序

一、采煤方法

采用走向长壁后退式采煤法，顶板管理为全部垮落法，采用爆破落煤，平均采高L8

米，循环进度1米，一次采全高，日循环1个，工作面回采率为97%

二、采煤工序

工作流程：打眼一装药联线放炮一挂梁一擢煤出货一打贴帮柱一推溜一打柱一回柱放

顶

1、打眼：

本工作面采用风煤钻进行人工打眼，采用三花眼布置，上下各布置一排，炮眼间距为

1m,炮眼深度为1.1m。具体见《采面的炮眼布置示意图》。

2、落煤方式：采用爆破落煤，一次起爆50个炮眼（25m）,循环进尺1m。炮眼间距为

1m,布置两排炮眼。

3、擢煤：采用炮后自行装煤与人工擢煤相结合。

4、运煤

2301N采面（刮板运输机运输）-2301N运输顺槽（胶带运输机运输）-＞三煤运输上

山一1184机轨合一运输石门一煤仓（放煤）~主斜井（胶带运输机运输）。

5、支护

采用单体液压支柱配合n型钢梁支护、在顶梁上方铺设一层菱形铁丝网，用小板和方

木接顶，顶板必须护严背实。

6、推溜：

工作面出完煤后，必须将刮板运输机向前推移，推移刮板运输机时，只能从机头或机

尾向另一方推移，严禁从中间向两头推移。推移刮板运输机时，弯曲段长度不得少于15m,

推溜不得出现急弯，以防出现断连接环、溜槽错口等情况。在推移机头和机尾时，必须停

止刮板机的运行，将机头或机尾推到位后，立即将机头和机尾打上压柱再开启刮板运输机。

7、回柱：

本工作面采用拔柱器回柱或者人工直接拔柱。严禁使用大链进行回柱，防止断链伤人。

三、工作面正规循环生产能力

W=LShYc

W=95X1X1.8X1.35X0.97=224t

式中：W一一正规循环生产能力，t；

L——工作面长度，m,取最大值95m；

S——正规循环推进长度，m,取1m；

h---平均采高，取1.8m；

Y——煤的视密度，t/m：,,<1.35t/m3；

c——工作面采出率，97%

四、劳动组织及正规循环作业

1、劳动组织：

表6劳动组织表

工人出勤表在册人数

工种

二班三班合计在册出勤备注

班

班长111333

副班长111333

安全员（兼职）1)1)1)3)4)3)班长兼

瓦检员（兼职）1)1)1)3)4)3)副班长兼

电工（兼职）1)1)6)8)9)8)推溜工兼

验收员111333

刮板司机220444

皮带机司机111343

采煤工330676

回柱工220444

打眼工220444

放炮员110232

推溜工111333

合计151513435543

2、正规循环作业图表

2301N工作面回采作业规程第23页共88页

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、支柱的初选

根据《2301N工作面地质报告书》介绍，工作面煤层平均厚度为1.8m,回

采采高为1.8m,研究初选单体液压支柱型号为DW22型。附图

二、采面支护密度计算

1、支护强度计算

据Pt=(4~8)mV

式中：Pt——工作面支护强度，t/m2

m---工作面采高，取1.8m

Y---顶板岩石容重，取2.5t/m'

系数4-8——采高的倍率系数，按5倍采高取值，取5

贝ijpt=5XL8mX2.5t/n?=22.5t/m2

2、合理支护密度计算

根据P=RtXn=30X0.9=27t

2301N工作面回采作业规程第24页共88页

式中：Rt——支柱额定工作阻力300KN(约30t)

n——支柱额定工作阻力实际利用系数0.85~0.9,取0.9；

X=(95X3.6X22.5)/(95X3.6X27)=0.83棵/m?

根式中：S——每棵支柱平均支护面积

95一工作面倾向长度

3.6一工作面最大空顶距

X一工作面支柱最小密度

由于煤层顶板比较破碎，为了加强支护，取n型钢梁的排距为1.0m,柱距

为0.8m。成双排布置，

三、支护选型参数校核

开采3号煤层平均厚度1.8m,选择DW22型单体液压支柱配合n型钢梁进行

采面支护，“三四排控顶”，全部垮落法管理顶板，支柱柱距0.8m,排距1.0m,最

大控顶距3.6m,最小控顶距2.6m,一次放顶步距1m.

(1)单体柱的选择依据

A、最大控顶距切顶排顶板下沉量：

SL=n.m.R=0.04X1.8X3.6=0.23m

其中：n：系数取0.04

m：支柱在切顶排时的平均高度1.8m

R：最大控顶距3.6m

B、支柱支护的最大高度

Hmax=M大-b-c=2000T00-50=1850mmW2240mm

其中：M大：最大采高2000mm

b:顶梁厚度100mm

c：金属网及小板厚度50mm

C、支柱支护的最小高度Hmin

Hmin=M小-SL-b-a-c+Hc

=1.8-0.23-0.100-0.050-0.050+0.2=1.57m21.44m

其中:M小：最小采高1.8m

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a：支柱的卸载高度50mm

He：支柱的钻底量200mm

2、支护密度验算

(1)最大控顶距

n1=(L/a+1)N1/LS1

式中：n1---最大控顶距支护密度，根/m2

L---采面斜长取最大值95m

a---排距0.8m

S1——最大控顶距离3.6m

N1——最大支护排数6排

则n1=[(95/0.8+1)X6]/(95X3.6)

=719/342=2.1棵/in?

(2)最小控顶距

n2=(L/a+DN2/LS2

式中：n2——最大控顶距支护密度，根/m?

L---采面斜长取最大值123.5m

a---柱距0.8m

S2---最小控顶距离2.6m

N2——最小支护排数6排

则D2=[(95/0.8+1)X6]/(95X2.6)

=2.9根/n?

四、支护密度的验算

(1)每平方米顶板岩体压力

p=5XmXp=5X1.8X2.5=22.5t/m2

式中：m—最大采高1.8m

P—岩体密度2.5X103kg/m3

(2)最大控顶距时每根单体柱承受的压力Q为

Q/H2=22.5/2.1=10.7t/根=105(KN/根)

根据以上计算，选择DW22型单体液压支柱，其最大高度为2240mm,最小高度

2301N工作面回采作业规程第26页共88页

为1440mm，符合支护要求。

DW22型单体柱承受的额定承受载荷为300KN/根，大于Q,故选择排距为1m,

柱距0.8m,能满足支护密度要求。采面最大控顶距,最小控顶距实际支护密度分

别为2.1根/m2和2.9根/m2,均大于该采面合理支护密度0.64根/m2,故支护选

择较为合理。

表6DW22型单体液压支柱技术参数

可代替的

最大高度最小高度工作行程工作阻力

项目重量(kg)DW型支柱

(mm)(mm)(mm)(KN)

产品

DW22

2240144080030055DW25

五、柱梁计算

1、单体柱数量计算

采面斜长95m,去掉上下出口各2.8米，在计算时以最大值89.4m计算，柱

距0.8m,最大控顶3X2排，密集柱1排，贴帮柱各半排(合计1排)，上下巷

超前支护柱各100根，端头支护上下出口各32根，则计算如下：

使用数=((89.4/0.8+1))X(6+2))+(100X2)+(32X2)

=902+200+64=1166根

备用数=使用数X10%

=1166X10%

二117根

共配单体柱1166+117=1283根。

2、”型钢梁计算

采面斜长95m,去掉上下出口各2.8米，在计算时以最大值89.4m计算，柱

距0.8m,上下巷超前支护柱各40根，端头支护上下出口各8根，则计算如下:

则计算如下：

使用数=(89.4/0.8+1)X2+(40X2)+(8X2)

=322根

备用数=使用数x10%

2301N工作面回采作业规程第27页共88页

=322X10%

«»33根

则共需配n型钢梁数=322+33=355根

3、加强初次放顶及回采期间的顶板支护

在初采及回采期间，随着采面的推进，顶板岩体（直接顶和老顶）对工作

面的压力逐渐增大，当上覆岩体重量远大于支柱的工作阻力时，加上随顶板活

动带来的巨大动能，有可能造成推垮型或压垮型冒顶。因此必须采取特殊方法

进行加强对顶板的支护。

1）在切顶排采用单体打设密集柱，密集柱间距为0.8米。柱头为口型钢梁。

2）并每隔3〜5m增设一个木垛，以加强顶板的稳定性，其规格为长X厚X

宽=1200mmX200mmXI50mm,木垛必须打在硬底上，四角上线，并用木楔打紧以

接实顶板在初次放顶完毕，可撤出木垛。

3）俄柱必须向采空区倾斜成10〜15°,并且打在n型钢梁与单体的交接处。

俄柱的间距为隔一棚打一根。

4）在工作面煤帮支设护帮柱，柱头采用九型钢梁，护帮柱间距为隔一架支

一根。

与在工作面开始试生产时，另行制定《初次放顶期间的安全技术措施》。

4、老顶周期来压期间的支护

根据临近矿井回采3#煤层的经验及前述支护密度的验算，采用前述支护密

度能够承受老顶周期来压，但在回采过程中，当周期来压时，必须采取以下加强

支护措施以确保安全：

1）支护必须按本规程规定支设；必须确保工程质量良好。

2）必须保证支柱的初撑力达到90KN以上，并每班进行第二次注液加压。

3）加强切顶排的管理，密集柱、俄柱、全承压柱及贴帮柱必须按本规程

要求设齐，当顶板压力明显或悬顶较大时，必须增设木垛加强支护。

2301N工作面回采作业规程第28页共88页

第二节工作面顶板控制

一、工作面支护

1、采面单体液压支柱安装个数：1283根。

2、采高:1.8mo

3、最大控顶距3.6m,最小控顶距2.6m,端面距不超过300mm。

4、单体液压支柱操作方法：采用人工移梁打柱。

5、支护方式：先支后回。

二、工作面特殊支护

每隔3〜5m打一正规的木垛，以加强顶板的稳定性。木垛必须是材质较好

的硬质方木，其规格为长X厚X宽=1200mmX200mmX150mm,木垛必须打在硬底

上，四角上线，并用木楔打紧以接实顶板。

2、在回采过程中，如果顶板压力较大时，必须增打俄棚和丛柱进行加强支

护。

三、顶板管理

1、工作面采用单体液压支柱配合口型钢梁支撑顶板，全部垮落法处理采空

区，单体支柱排间距为ImX0.8m。

2、正常情况下，前探n型钢梁前端紧贴煤壁。

3、当顶板破碎时，要在正常支护的支柱间加支单体点柱配合n梁加强支护。

4、升支架时，要注意调整平衡三相阀和顶梁，以保证支柱顶梁能够与顶板

全面接触，成排成柱，保证'‘迎山角”，有效的控制顶板并防止支柱初撑力不够

而倒柱。

第三节上下超前出口及端头的顶板控制

一、上、下巷安全出口顶板控制

1、上、下巷及安全出口高度要求不低于1.6m。

2、采面上、下端头均采用“4对8梁”进行支护，钢梁采用3.2m长的n

型钢梁，一根大梁下要求不少于四棵基本柱，组内两梁要求交替迈步前移，不

得落后于基本支护，上下出口第一组大梁必须打上煤帮柱。

3、机头、机尾大梁的柱间距离为0.6m,（位于上、下巷巷道内的大梁与采

面端头的组间距不超过0.5m）,组内梁间距离为0.1〜0.2m,上、下出口钢梁

2301N工作面回采作业规程第29页共88页

支护抵至煤壁，严禁空顶作业。

4、上、下安全出口保持超前煤壁0.6m以上，上、下安全出口要畅通。

5、上、下安全出口高度与采面高度保持一致。

6、上、下巷的支护要完整可靠，帮顶刹严背实。

7、在初始调采过程中，及时调整端头支护的位置，以及支架的增减。

二、超前支护

上、下巷自采面煤壁往外20m范围内采用“型梁与单体液压支柱建成走向

抬棚进行支护。间距0.8mn),顶板破碎或压力较大地段棚距缩小为400—600mm。

超前支护基本形式为：双排柱梁，柱距不大于0.8m。当顶板破碎、压力比较大

或其他原因时，增加一排超前支护。

1、安全出口管理

每班安排专人维护上、下安全出口，清理浮煤、浮货，确保巷道高度不低

于L6m,人行道宽度不小于0.8m,安全出口内不准堆积杂物影响通风、行人。

2、上隅角管理

回采期间，如果采空区瓦斯被风流带出导致上隅角瓦斯超限，需要用风筒

布把风量引到上隅角，吹散瓦斯。

三、上、下巷维护

2301N工作面上、下巷顶板从出口50nl往外范围的巷道必须定期维修，确

保巷道的高度宽度符合要求。

四、下巷沿空留巷顶板管理。

下巷在原有锚网带支护的基础上，提前使用n#工字钢棚加强支护，棚距

0.8米。在压力大时要采取木垛或密集点柱加强支护。

五、矿压观测

1、矿压观测内容

主要观测工作面支柱初撑力、工作阻力。掌握顶板来压规律，分析支柱运

转特性。

2、矿压观测方法

1)在本工作面支柱安设炮采压力传感器对其进行监测。

3、具体安装方法：在工作面的从下出口处每10m信号架的上、下立柱分别安设

2301N工作面回采作业规程第30页共88页

压力传感器。

矿压监测组定期监测立柱的初撑力和工作阻力，对工作面来压情况进行分

析、总结。

第四节回柱放顶

一、工作面回柱方法、顺序、安全技术措施（附图3-1：工作面回柱顺序

示意图）

工作面移梁、回柱顺序示意图

图：3-1

放炮前支护（1）放炮后移梁（2）

支煤帮柱后移溜形成成抬棚（3）回柱放顶后（4）

回柱时，如上图所示，放炮后先卸下1#支柱并回出，然后卸下2#支柱再卸

下3#支柱，挑主梁7至前方煤壁，1#柱戴帽升紧，再升紧2#、3#支柱，照

此至回柱放顶结束。回柱必须做到先支后回，回柱过程中，始终保持：超

前回柱点1m,将原组柱补成密集支柱，超前回柱点1m在主钢前端头下支设

点柱，否则严禁回柱。回最后三根支柱时，人员应清理畅通退路，站在新

人行道靠老塘侧出口进行回柱，按由老塘向煤壁方向回撤隔离支柱。

2301N工作面回采作业规程第31页共88页

1、回柱方法：分段人工回柱，放顶步距1米

2、回柱工艺：使用卸载手把插入卸载孔，使支柱卸载，待活柱降到最小高

度，人工将支柱拉出。

3、分段回柱的分段距离：组与组不小于15米。

4、护身柱的支设数量和技术规格：

护身柱支设在新老放顶线之间，两段接头处，沿走向一梁（1.2米木板

梁）二柱支设。支设前要加强补联网，避开顶板破碎段。

5、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离：回柱放顶时不得进行放炮等

工序。检修等工序如需平行作业时必须距离所回支架20米以上。

6、风、机两巷滞后工作面距离：风巷、机巷班班与工作面回齐。

二、工作面上、下端头回柱方法、顺序、安全技术措施

机头四对八梁的移设回柱方法（附图：3-2机头四对八梁的移设回柱顺序示

意图）。机尾四对八梁移梁回柱方法与工作面移梁回柱方法相同。

机头楞上回柱JU好示意图图:3-2

<

锣

0锣

木缥前支护形式

（1）(3)

2、两巷回柱方法（图：3-3两巷回柱顺序示意图）、顺序、安全技术措施

2301N工作面回采作业规程第32页共88页

风巷回柑顷序不图

图：3-3

:2201风巷

回柱过程中，按1#—9#顺序进行回柱，回柱必须做到先支后回，回最后两根支

柱和10#钢梁时，人员必须做到清理畅通退路，站在支架的掩护下，按由采空

区侧向煤壁侧的方向进行回撤。（风巷回柱和机巷相同）

（1）上下两巷不替棚。

（2）上、下两巷支架均采用人工回撤的方法。

（3）风巷下帮、机巷上帮原掘进棚腿进入工作面上、下口后人工挖出。回收前,

放顶线要打好两棵俄柱。

（4）风巷上帮、机巷下帮的棚腿和顶梁的回撤：回撤前先移设走向迈步抬棚，

然后在新放顶线处打好两棵俄柱，人工挖出棚腿。最后回撤掉单体柱，拉出顶

梁。

2301N工作面回采作业规程第33页共88页

三、煤壁管理的方法及安全技术措施。

1、工作面放炮后要及时移梁控制顶板。若顶板十分破碎时，可采用手镐超

前掏梁窝的方法提前铺网移梁打临时支护。

2、工作面控制好采高，严禁超高回采，严禁空顶作业。棚梁必须架设牢固

可靠，顶板不平处，必须用木料背顶，使顶梁接实顶板。梁子架设必须成对，

梁间距不大于100mm,垂直煤壁移设到位，挤紧煤壁。

3、作业前或作业过程中，必须始终坚持敲帮问顶制度。

4、严格掌握工作面棚距，及时调梁，保证棚距不超过800mm±50mm。顶板

漏顶，台阶下沉，片帮严重处，支架变形处每架棚支设一棵俄柱。

5、在用支柱必须完好、不漏夜、不自动卸载，支柱不准超高使用，不准有

空载支柱。

6、工作面所有支柱必须用铁丝绑住柱头拴挂在顶网上。

7、爆破前必须对支架进行二次补液，使每根支柱初撑力不小于90KN。

二、爆破说明书：

炮眼布置示意图（包括平、剖面图）、装药结构图（附后）。

2、工作面每循环炸药、雷管消耗量：

工作面每循环炸药、雷管消耗量表:

炮眼深炮眼炮眼角度装药量（kg）炮泥充爆联装

眼（m）个数水平垂直每孔小计雷管消填深度破线药

名仰角方向（节）（节）耗（发）方方方

称式式式

顶1.19410°75°2节188节94发NO.5m分串正

眼组联向

底1.194-1075°2节188节94发20.5m装装

眼O药药

共布置炮眼188个,共计雷管188枚，炸药376卷，重75.2分正

合

kg组向

计

起爆

2301N工作面回采作业规程第34页共88页

爆破

工作雌肺I

B-Bfflg

2301N工作面回采作业规程第35页共88页

（四）装药及联线示意图

装药给构图

1、普通药卷2、起摧皴卷3、水炮正4、炮泥5、脚线6遹管

/人\/人/N/A/N/人/八/A/N/A

\Y/W\Y/W\Y/W\Y/W\Y/W

串联方式

4、联线方式及起爆顺序

2301N工作面回采作业规程第36页共88页

联线方式为串联，一次装药一起起爆。

5、人工强制放顶的瓦斯检查方法

在进行人工强制放顶，打眼放炮严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制度，

严禁瓦斯超限作业。打眼放炮之后，必须先检查高顶区及打眼放炮地点附近20m

范围内的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于现时，方可作业。

6、处理拒爆、残爆时，必须遵守下列规定：

(1)炮工必须先把发炮器锁进联锁箱，并上齐锁后才能进行处理。其他人员是

否进入掌子面由炮工根据检查情况确定。处理拒、残爆时，其他人员严禁干其

他与处理拒、残爆无关工作。

(2)由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆；

(3)在距拒爆眼至少0.3m处另打同拒爆眼平行的新炮眼，重新装药起爆；

(4)严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷

管；严禁将炮眼残底(无论有无残余炸药)继续加深;严禁用打眼的方法往外掏

药；严禁用压风吹这些炮眼；

(5)处理拒爆、残爆的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、秆和收集

未爆的电雷管；

(6)在拒爆、残爆处理完毕以前，严禁在该地点进行同处理拒爆、残爆无关的

工作。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运煤系统

2301N工作面----2301N采煤工作面运输顺槽---三煤运输上山-----1184

溜煤眼----1184机轨合一运输石门----1184煤仓----主井皮带----地面

二、运料系统

地面----副井----1184机轨合一■运输石门----四层轨道上山-----2301N采

煤工作面回风顺槽一一工作面

详见附图：《2301N工作面运输系统图》

2301N工作面回采作业规程第37页共88页

第二节通风系统

一、工作面通风路线

1、新鲜风流：

主斜井（副斜井）----1184石门----三煤运输上山----2301N运输顺槽

——2301N工作面。

2、污风风流：

2301N工作面----2301N回风顺槽----回风反上山---风井----地面

二、采面风量计算

炮采工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡工作面瓦斯涌出量要求，并考

虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。经分析

和计算认为，本矿井地温不高，炮采工作面人数一般不超过20人，因此，影响

工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量和风速。

⑴、按瓦斯涌出量

Q采=125Xq瓦采•K采通

式中：Q采一一采煤工作面实际需要的风量，m7min；

q瓦采一一采煤工作面绝对瓦斯涌出量，根据《暖泉煤矿瓦斯鉴定报

告》，瓦斯绝对涌出量为0.36m3/min,；

K采通一一采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应

经过观察实测后取得；通常炮采工作面取L4〜2.0,取1.4；

Q采=125X0.36X1.4=63m3/min

⑵、按工作面风温计算

Q采=丫（3•Sc•Ki

式中：VC——采煤工作面适宜的风速，按2（TC风速选取为lm/s,本矿取lm/s；

SC——采煤工作面平均有效断面，取6.481112；

Ki——采煤工作面长度系数，工作面长度95m时，取1

Q采=1X6.48X60=389m3/min

⑶按工作面人员数量计算

Q采=4Nc

2301N工作面回采作业规程第38页共88页

式中：Nc---米煤工作面同时工作的最多人数，30人；

Q采=4X30=120m：'/min

⑷、按炸药使用量计算风量

Q采=10A=10X20=200m3/min

式中：乳化炸药取10,硝钱取25,本工作面取10

A一工作面一次起爆最大装药量，本工作面取20kg。

(5)、按风速验算

15XScWQ采W240XSc

15XSc=15X6.48=97.2<Q采