新100201采煤作业规程.doc

山西古县晋辽柳沟煤业有限公司 第1章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 100201回采工作面位于二采区东翼皮带大巷以东。工作面东侧为井田边界，北侧为未开采区，工作面西侧停采线与二采区东翼皮带运输大巷之间有9采空区。工作面切眼南侧为100101采空区，工作面中部运输顺槽南侧为11采空区 。工作面上限标高为902.376米，下限标高为833.337米。工作面平均走向长820米，倾斜平均宽182米。地表为山区；有山尖、山坡、陡坎、沟谷、丘陵、乡间公路及一条高压线路，有建筑物，在回采时，人员已安全撤离，地表标高为945米至1045米。地表具体情况详见井上下对照图。 见附图1井上下对照图 表1工作面境界、范围 东 西 走 向 南 北 倾 向 西 部 东 部 北 部 南 部 9＃采空区 矿井边界 未开采区 100101采空区 第2节 煤层与顶底板 9煤煤层顶板为K2石灰岩,厚9.9米，中间夹0.6米泥岩。K2石灰岩坚硬、致密、节理裂隙、溶洞都十分发育，含少量动物化石。煤层底板为黑灰色粉砂岩，厚3.2米，坚硬、致密，层节理发育，含少量动物化石。 见附图2地层综合柱状图 表2顶底板特征表 顶 底 板 岩 石 类 别 厚 度 顶 板 老 顶 K2石灰岩 6.6m 直 接 顶 K2石灰岩 2.7m 伪 顶 底 板 黑灰色粉沙岩 3.2m 第三节 地质构造 该区域地质条件较复杂，断层、陷落柱及顶板溶洞均很发育，从工作面周围实际素描情况来看，1、该工作面实见断层有13条，断层性质、产状、落差及对生产影响情况详见断层一览表。其中有六条较大断层将会对回采产生一定影响。 2、该工作面掘进过程中，在回顺实见三个陷落柱，由于该区域陷落柱发育，回采时还可能会遇见其它中小型陷落柱。断层及陷落柱具体位置见平面图。 第四节 水文地质 1、该区域水文地质条件简单，煤层顶板石灰岩溶洞发育，岩溶裂隙水发育。另外在工作面掘进过程中多处出现顶板淋水现象，目前工作面回风顺槽、开切眼及运输顺槽顶板仍有淋水，预计工作面正常涌水量为5m。对回采无较大影响。建议在回顺和运顺各设一趟4寸排水管路，并通过排水管路将工作面涌水、积水及时排至主水仓。 2、该工作面与100101采空区相邻，最近处距100101采空区7米，采空区内可能有少量积水。 第五节 影响回采的其它因素 1、该工作面顶板节理裂隙都十分发育，应加强顶板支护和管理，特别要加强过断层前后顶板支护和管理。 2、注意瓦斯观测。 3、由于煤层埋藏较浅，在回采过程中要密切注意观察地表变形，若发现地表塌陷、滑坡等异常情况时应立即采取有效措施进行处理 表3断层一览表 第六节 储量及服务年限 一、 储 量 4储量情况见表 煤层 名称 工作面尺寸 平均煤 层厚度 （m） 地质 储量 （万吨） 可采 储量 （万吨） 煤层生 产能力 （t/m2） 工作面 回采率 （） 容重（t/m3） 走向（m） 倾 向 （m） 10煤 810 182 1.7 34.42 26.92 2.32 95 1.37 二、工作面服务年限 工作面服务年限可采储量/设计月产量26.92万吨6.1万吨/月4.4（月） 第2章 采煤方法 第一节 巷道布置及工作面设计 一、巷道布置概况 该工作面位于二采区东翼，在一采区100101采空区北侧，可采煤层标高902.376～833.337m，地面标高945m～1045m。 表5工作面设计参数表 采煤方法 综合机械化采煤 落煤方式 机采 工作面长（平均） 182m 倾角 4～8 采高 2.6m 作业方式 双九一六 一次进度 0.80m 顶板管理 全部垮落法 采煤机 MG300/700-WD 工作面运输机 SGZ830/800 最大控顶距 5.2m 最小控顶距 4.4m 该工作面采用走向长壁后退式采煤法。综合机械化采煤工艺具有生产能力大、机械化程度高、劳动效率高、巷道维护期短等优点；而且支撑掩护式液压支架支撑力大、切顶能力强，能够有效支护顶板，稳定性好。 二、工作面回风顺槽 1、支护形式巷道采用锚索支护。 2、管线铺设靠下帮铺4寸供风管一条、4寸供水管一条、4寸排水管一条。 3、巷道用途工作面回风、材料供应、行人等。 三、工作面运输顺槽 1、支护形式巷道采用锚索支护。 2、管路铺设靠下帮铺设4寸供风管一条、4寸供水管一条、4寸排水管一条。 3、巷道用途主要用于工作面的进风，运煤、行人。 四、工作面切眼 切眼断面6.52.6米，采用锚索支护。 第2节 采煤工艺及方法 一、采煤方法 该工作面采煤方式为走向长壁后退式，采煤工艺为综合机械化采煤。 1、工艺顺序打眼→装药→爆破→割煤→移架→推溜 2、落煤采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深0.8m。 3、装煤采煤机螺旋滚筒配合刮板运输机铲煤板装煤。 4、运煤工作面运输机运煤到转载机再到皮带输送机。 5、支护工作面采用液压支架支护，回风顺槽、运输顺槽超前支护采用单体液压 支柱、π梁及铰接梁联合支护。 二、割煤方法 1、采煤机在工作面端头斜切进刀方式，双向割煤，追机移架、移溜。 2、采煤机割煤时，前滚筒在上部割顶煤，后滚筒在下部割底煤。 3、采煤机往返一次割煤两刀，每刀截深0.8m。 见附图3采煤方法示意图 三、进刀方式及说明 采煤机采用端头斜切进刀方式。 1、采煤机在工作面端头沿运输机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。 2、将运输机机尾推靠煤壁，与此同时，升后滚筒、降前滚筒。 3、采煤机朝机尾方向割煤，待割透煤壁后再调换上、下滚筒。 4、采煤机反向正常割煤，一直到机头割透煤壁完成一刀。 5、将两个滚筒的上下位置调换，为割下一刀做好准备，采煤机反向沿运输机弯曲段牵引切入煤壁。如此往复进行。 见附图4进刀方法示意图 四、推移刮板运输机方式 采用支架推移千斤顶推移工作面运输机，推移步距为0.8m，推移刮板运输机滞后采煤机12～20m。运输机弯曲度不得超过5，推移刮板运输机时最小弯曲段不得小于15m，追机推移。 五、工作面正规循环生产能力 WLShrc（1820.82.61.3795）t 492t 式中W工作面正规生产能力，t； L工作面平均长度，182m； S工作面循环进尺，0.8m； h采高，2.6m； r煤的视密度，1.37t/m3； c采出率，95。 第3节 设备配置 一、设备配备情况 1、选用MG300/700WD采煤机一台，主要技术参数如下 采高范围 1.83.6m 整机功率 700kw 滚筒直径 1.8m 滚筒转速 07.8m/min 卧底深度 364mm 截深 800mm 牵引型式 电牵引 操纵方式 遥控 2、液压支架的主要技术特征 支架型号ZZ6800/18/35 ZTZ14000/18/35 数量 124组 2组 工作阻力6800KN 14000KN 推移行程800mm 800mm 适应倾角015 015 3、中双链刮板运输机1部，其主要技术参数如下 型号 SGZ830/800 电机功率 2400kw 输送能力 1200t/h 链速 1.3 m/s 中部槽规格（长内宽高） 1500830315mm 4、中双链桥式转载机1部，其主要技术参数如下 型号 SZZ830／200 电机功率 200kw 输送能力 1500t/h 链速 1.62m/s 5、锤式破碎机1部，其主要技术参数如下 型号 PLM-1500 电机功率 150 kw 主轴转速 374 r/min 锤头数 8个 见附图5工作面设备布置示意图 第3章 顶板控制 第1节 支 护 设 计 一、支架计算、支护 工作面支架选择计算 （1）求顶板压力 根据公式PKMγg 102.62.69.8662.48KN/㎡ 其中P顶板压力 K估算系数（取10） M采高（取2.6m） γ上覆岩石容重（取2.6T/m3） g9.8 取P662.48KN/㎡ （2）支护设计及支护强度校核 工作面选用ZZ6800/18/35型支撑掩护式液压支架，该支架的额定工作阻力为6800KN/架，初撑力为6184KN/架；工作面最大控顶距为5.2m，最小控顶距为4.4m，ZZ6800/18/35型支撑掩护式液压支架宽度为1.5m。 ①工作面最小控顶距时支护面积计算 S小4.41.56.6m2 工作面最小控顶距时支护强度 P强68006.6 1030.3KN/㎡ ②工作面最大控顶距时支护面积计算 S大5.21.57.8m2 工作面最大控顶距时支护强度 P/强68007.8871.7KN/㎡ 经计算P强＞P/强＞P，所以ZZ6800/18/35型支撑掩护式液压支架能够有效的支撑工作面顶板压力。 （3）支架数量计算 工作面倾斜长182m，共126架（包括2架端头支架）。 表6工作面条件与支架适应条件对照表 项目 工作面条件 所选支架及其适应条件 ZZ6800/18/35 ZTZ14000/18/35 采高 2.6m 1.83.5m 1.83.5m 平均倾角 6 015 015 煤厚（含夹矸） 2.6m 1.83.5m 1.83.5m 煤硬度 2 最大3.5 最大3.5 支护强度 662.48 KN/㎡ 1030.3KN/㎡ 2121.2KN/㎡ 二、乳化液泵 1、选型、数量 乳化液泵数量为2台（即两泵一箱）。主进液管为Φ32mm ，主回液管为Φ51mm。 主要技术参数如下 乳化泵型号 BRW-200/31.5 公称流量 200L/min 公称压力 31.5Mpa 电机功率 200kw 卸载阀整定值 31.5Mpa 喷雾泵数量为2台（即两泵一箱）。 主要技术参数如下 喷雾泵型号 BPW-200/6.3 公称流量 200L/min 公称压力 6.3Mpa 电机功率 200kw 卸载阀整定值 31.5Mpa 2、泵站设备位置 泵站安设在运输顺槽变电列车尾部。 3、泵站使用规定 （1）使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3～5之间，并经常用折射仪检查配比浓度。 （2）要加强泵站设备管理的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。 第2节 工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式 1、工作面顶板支护采用ZTZ14000/18/35型端头支架2组、ZZ6800/18/35型支撑掩护式支架124组，共计126组液压支架对顶板实行全面支护控制。最小控顶距为4400mm，最大控顶距为5200mm。 2、工作面采用追机移架方式对顶板进行及时支护，支架工及时在本段内按采煤机前进方向由后向前顺序移架。 二、正常工作时期特殊顶板支护方式 1、顶板破碎时要紧跟采煤机带压擦顶移架或拉超前架，即当发现片帮严重时，采煤机割煤前，先行移架，然后再进行其它操作，工艺为割煤移架移运输机。移架步距为0.8m。 2、严禁重复升、降支架造成顶板剧烈活动，从而发生顶板冒落。 3、工作面采高要严格控制，禁止超高回采，以保证支架有足够的支撑力。 三、特殊时期的顶板控制 1、 工作面来压前的顶板管理 （1）工作面老顶来压前，应加强来压预测预报。 （2）工作面移架应做到少降快移，升架时达到初撑力。 （3）支架工随时注意观察煤壁、顶板情况，发现片帮、掉顶等现象及时进行支护。 （4）加强支架检修，保证完好，确保工作面支架整体支护强度。 （5）加强工作面两端三角点顶板控制，压力增大时要及时备棚，漏顶处要刹实、刹严。 2、过断层及顶板破碎时的顶板控制 （1）工作面过断层时应加强支架、机组、转载机、输送机、破碎机检修，严禁“带病”运转。 （2）断层面上下两盘以不留顶煤、破碴为原则，将断层面附近平整过度，防止支架脱开，工作面高度不得忽高忽低。 （3 采用带压移超前架支护，相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3，支架不挤不倒不咬，保持良好支护状态。 3、工作面停采时另行编制措施。 第3节 运输顺槽、回风顺槽顶板控制 一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制 1、支护要求 工作面运输顺槽、回风顺槽超前支护的距离为（煤壁起）不小于20米，采用DZ28/100单体液压支柱与铰接顶梁进行20米范围内的超前支护。 2、支护材料及支柱密度 运输顺槽超前支护使用两排2.8m DZ28/100型单体液压支柱与1.2m的JHDA-1.2型金属铰接顶梁联和支护，柱距1. 2m；排距要求机道宽2.4m，行人道宽不小于0.8m，高不小于1.8 m。铰接顶梁上对应单体支柱架设3.6mπ梁。π梁之间用4～6根木柈接实顶板。 回风顺槽超前支护采用两排2.8m DZ28/100型单体液压支柱和1.2m的JHDA-1.2型金属铰接顶梁联和支护，柱距 1.2m、排距2.0m。铰接顶梁上对应单体支柱架设3.6mπ梁。π梁之间用4～6根木柈接实顶板，并用木楔打紧。 3、支护质量标准 （1）单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过50mm。支柱设齐防倒链。巷道超高处必须用圆木或木柈刹实接顶，在拉两顺支架前，将支架前1m锚索退索。 （2）支柱应垂直于巷道的顶、底板，柱窝必须挖到硬底，找不到硬底支柱穿木鞋（木鞋规格0.40.150.1m）；单体活柱行程保留不得小于200mm。 3所有单体三项阀方向必须一致。 二、工作面端头及安全出口的管理 1、端头支护形式 工作面下端头采用两组端头支架支护，上端头采用支架压半巷来支护顶板，工作面每推进一个循环端头支架前移一次。当两巷支架与巷帮距离超宽时，必须采取以下措施 （1） 支架与巷帮之间的距离大于800mm时，沿走向支设一组迈步抬棚，采用DZ28/100型单体液压支柱配合3.6m长的л型钢梁支护，每根л型钢梁下打三根单体支柱，并上好防倒链。随着宽度增大间距大于1600mm时，再增加一组迈步抬棚。迈步抬棚与液压支架平行前移，步距0.8m。 （2）支护单体时，底部必须见硬底，若遇底板松软时单体必须穿木鞋（规格300mm200mm150mm。 （3）工作面上下安全出口支架梁端与单体支架间距严禁超过0.8m。大于0.8m时在支架梁端与相对应的支柱中间，利用单体与π梁架设一梁两柱单体棚。 2、端头支护要求要有足够的支护强度，保证工作面端部出口的安全；支架跨度要大，不影响输送机机头、机尾的正常运转，并要为维护和操纵设备人员留出足够活动空间；要能够保证机头、机尾的快速移置，缩短端头作业时间，提高开机率。 3、安全出口高度煤矿安全规程规定综合机械化工作面安全出口高度不得低于1.8m，100201工作面两端头巷道净高符合规程规定。 三、支护材料的存放管理 1、回风顺槽、运输顺槽超前支护材料必须备有余量，DZ28/100单体50根、铰接梁20根。损坏的单体、铰接梁不得使用，及时升井更换。 2、单体，铰接梁、圆木、木柈等必须码放整齐，专人负责并挂好标志牌。 3、单体、铰接梁，必须建账统一管理，现场牌板与实物相符。 4、支护材料存放于运输（回风）顺槽距工作面50～80m处。 第4节 矿压观测 一、观测的目的 1、掌握矿压显现规律，初次来压，周期来压步距。 2、分析支架与围岩的相互作用关系，掌握该支架对工作面及类似的条件下的适应能力。 二、矿压观测仪器 工作面液压支架安装YHY-60型液压支架测力仪。测点布置工作面每隔10组支架布置一个测点，每个测点设1台YHY-60型液压支架测力仪。 三、观测要求 1、综采队每天派专人负责对工作面内支架测力仪数据的收集，并将数据汇报生产技术科。 2、生产技术科负责将收集的数据进行分析处理，并及时预报矿压情况。 第4章 生产系统 第1节 供电 100201综采工作面1移变 一、负荷变压器容量 cosφ取0.7、KX取0.5 ∑Pe300245218.545125870.5kw Sb∑PeKX/ cosφ870.50.5/ 0.7621.8KVA 实际用一台变压比为10/1.2，型号为KBSGZY1000/10 移动变电站。 二、电缆截面选择 按额定电流和额定电压选择电缆截面 1、采煤机线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 230024518.50.510001.7320.71140 256.3A 故选择MCP39512564型电缆，其允许电流为270A ＞256.3A，满足要求。 2、1喷雾泵线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 4510001.7320.71140 33.56A 故选择MCP316110型电缆，其允许电流为85A＞33.56A, 满足要求 3、1乳化泵线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 12510001.7320.71140 90.46A 故选择MCP335116型电缆，其允许电流为138A＞90.46 A，满足要求。 三、电压损失计算 供电系统的允许电压损失为Uy1200-114095＝１１７Ｖ 1、 变压器电压损失计算 已知Ur0.7 Ux6.45 cosφ0.7 sinφ0.71 βSb / Seb 621.810000.62 ΔUbβUrcosφUx sinφ 0.620.70.76.450.71 3.14 ΔUb1200ΔUb12003.14（37.68Ｖ 2、压降的损失计算 电缆压降 ①、干线电缆压降 ΔUg1UPLK 1140870.50.040.06726.59V ② 、支线电缆压降 ΔUz10.5UPLK 0.51140300245218.50.350.0326 46.2V ΔUz20.5UPLK 0.51140370.0450.359 0.002V ΔUz30.5UPLK 0.511401250.030.177 0.0002V ΔUΔUbΔUglΔuz1Δuz2Δuz3 37.6826.5946.20.0020.0002 110.2V＜117V 满足要求 四、开关整定计算 1、1移变低馈头整定 瞬动Iz1986198229.712.229.783.75 1571.05A 整定为1600A 延动Iz1982229.712.229.783.75 581.05A 整定为600A 2、1移变高馈头整定 IL∑Pe10001.732cosφ10000 870.510001.7320.710000 71A 瞬动Iz726432A 整定为 480A 延动Iz72A 整定为80A 3、六组合开关整定 采煤机 Iz1982229.712.2467.6A 整定为500A 喷雾泵 Iz29.7A 整定为35A 乳化泵 Iz83.75A 整定为90A 100201综采工作面2移变 一、负荷变压器容量 cosφ取0.7 KX取0.6 ∑Pe160200125485KW Sb∑PeKX/ cosφ4850.6/0.7415.71KVA 实际用一台变压比为10/1.2，型号为KBSGZY630/10移动变电站。 二、电缆选择 按额定电流和额定电压选择电缆截面 六组合开关电源线 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 4850.610001.7320.71140 175.8A＜270A 选择MCP39512564型电缆，其允许电流为270A＞175.8A，均满足要求。 转载机高速线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 2000.510001.7320.71140 72.35A 选择MCP39512564型电缆，其允许电流为173A＞72.35A满足要求。 转载机低速线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 1000.510001.7320.71140 36.18A 选择MCP39512564型电缆，其允许电流为138A＞36.18A满足要求 2乳化泵线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 1250.510001.7320.71140 45.21A 故选择MCP335116型电缆，其允许电流为138A＞45.21A，满足要求 三、电压损失计算 供电系统的允许电压损失为Uy1200-114095＝１１７Ｖ 1、变压器电压损失计算 已知Ur0.73 Ux5.45 cosφ0.7 sinφ0.71 βSb/Seb415.7110000.42 ΔUbβUrcosφUx sinφ 0.420.730.75.450.71 1.84 ΔUb1200ΔUb12001.84 22.08V 2、电缆压降的损失计算 ①、干线电缆压降计算 ΔUg1UPLK 11404850.080.06729.6V ②、支线电缆压降计算 ΔUz10.5UPLK 0.511402000.050.1277.2V ΔUz20.5UPLK 0.511401000.050.1775V ΔUz30.5UPLK 0.511401600.080.17712.9V Δuz40.5UPLK 0.511401250.020.1772.5V ΔUΔUbΔUg1ΔUzl＋ΔUz2ΔUz3ΔUz3ΔUz4 22.0829.67.2512.92.5 79.28V＜117V满足要求 四、开关整定计算 1、3移变低馈头整定 瞬动Iz134683.75107.2994.95A 整定为1100A 延动Iz13483.75107.2324.95A 整定为350A 2、3移变高馈头整定 IL∑Pe10001.732cosφ10000 48510001.7320.710000 40A 瞬动Iz406240A 整定为240A 延动Iz40A 整定为45A 3、破碎机开关整定Iz107.2A 整定为110A 转载机开关整定Iz134A/66A 整定为150A/80A 乳化泵整定 Iz83.75 整定为90A 100201综采工作面3移变 一、负荷变压器容量 cosφ取0.7、KX取0.67 ∑Pe400237837kw Sb∑PeKX/ cosφ8370.67/0.7801.13KVA 实际用一台变压比为10/1.2，型号为KBSGZY1000/10移动变电站。 二、电缆选择 按额定电流和额定电压选择电缆截面 1、 运输机高速线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 4000.510001.7320.71140 144.7A 故选择MCP39512564型电缆，其允许电流为270A ＞144.7A，满足要求 运输机低速线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 2000.510001.7320.71140 72.35A 故选择MCP350316332.5型电缆，其允许电流为173A＞72.35A，满足要求 2喷雾泵线路 IL∑Pe KX10001.732cosφ1140 370.510001.7320.71140 16.28A 故选择MCP316110型电缆，其允许电流为85A＞16.28A，满足要求。 三、电压损失计算 供电系统的允许电压损失为Uy1200-114095＝１１７Ｖ 1、 变压器电压损失计算 已知Ur0.7 Ux6.45 cosφ0.7 sinφ0.71 βSb/Seb801.1310000.8 ΔUbβUrcosφUx sinφ 0.80.70.76.450.71 3.7（） ΔUb1200ΔUb12003.744.4V 2、 电缆压降的损失计算 ①、干线电缆压降计算 ΔUg1UPLK 11408370.0450.032614V ②、支线电缆压降计算 ΔUz10.5UPLK 0.511404000.150.06722.9V ΔUz20.5UPLK 0.511402000.150.12721.7V ΔUz30.5UPLK 见附图6供电系统示意图 第2节 运 输 一、运输设备及运输方式 （1）运煤设备及装载方式 工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面运输机铲煤板装煤，运煤由工作面运输机送到转载机，再至运输顺槽皮带运输机、二采区东翼皮带运输大巷、集中皮带运输大巷、主井皮带、地面煤仓。 工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入运输机。 （2）辅助运输设备及运输方式 工作面需用材料、设备或工作面回撤、回收等物资采用矿车、板车装载，回风顺槽无极绳绞车及运输顺槽各台小绞车，通过回风顺槽、运输顺槽运入、出工作面。 二、运煤路线 100201工作面100201运输顺槽二采区东翼皮带运输大巷集中皮带运输大巷主井皮带地面筒仓。 三、辅助运输路线。 副井井底车场一采区集中轨道大巷二采区东翼轨道运输大巷二采区东翼皮带运输大巷100201回风顺槽100201工作面。 副井井底车场一采区集中轨道大巷二采区东翼轨道运输大巷二采区东翼皮带运输大巷100201运输顺槽100201工作面。 见附图7工作面生产系统图 第3节 通讯系统 一、通讯系统 100201工作面运输顺槽皮带运输机机头处、工作面串车处、回风顺槽超前支护处各安设一台井下使用的防爆自动电话，直通地面调度室；工作面串车、转载机机头、运输机机头至机尾各安装一部带闭锁功能的载波电话；工作面每10组支架安装一部带闭锁功能的载波电话。 见附图8工作面通讯系统示意图 第四节 一通三防与安全监控 一、通风方式 100201工作面施工过程中，采用U型通风，该工作面布置一条进风巷和一条回风巷。 100201工作面风量计算 每个独立通风的工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、工作面的气温、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。 风量计算 1、 按CH4涌出量计算 Q采CH4＝100qCH4Kｍ3/min 式中qCH4掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取qCH4＝1.74ｍ3/min K工作面瓦斯涌出不均的备用风量系数，取K＝1.5 代入数据得Q采＝1001.741.5＝261（m/min） 2、按人数计算 Q采＝4Nｍ3/min 式中Q采工作面所需风量，m/min N工作面同时工作的最多人数，N＝30人 代入数据得Q采＝430＝120（m/min） 3、按炸药量计算 Q25A2524600 m3/min 式中A24kg 4、按工作面进风流温度计算需要风量 Q采＝60v采S采70K采 式中Q采工作面实际需要风量，m/min 代入数据得Q采601.02.6（4.65.2）/2701.3 通过计算，Q采696（m/min） 5、按最高、最低风速进行验算。 600.25S采≤Q采≤604S采， 158.9≤696≤2408.9 根据以上计算，确定该采煤工作面的供风量为696m/min 二、通风系统 新鲜风副斜井（主斜井）→一采区集中轨道大巷（集中皮带运输大巷）→二采区东翼皮带运输大巷（二采区东翼轨道运输大巷）→二采区东翼皮带运输大巷→100201运输顺槽→100201工作面。 乏风 100201工作面→100201回风顺槽→二采区东翼回风大巷→一采区南翼总回风大巷→集中回风大巷→回风斜井→地面。 见附图9工作面通风系统示意图 三、瓦斯防治 100201工作面的瓦斯防治，依据我矿201