●五2-11090采面作业规程11月11日

许平煤业公司景昇矿五2-11070采煤工作面作业规程XPMY—JSK—CMD
许平煤业公司景昇煤业有限公司
采煤工作面作业规程
采面编号:
编制单位
编制人:
施工队长:
编制日期:
目录
第一章采煤工作面概况 (1)
第二章采煤工作面地质条件 (2)
第三章采煤方法 (6)
第一节巷道布置 (6)
第二节采煤工艺 (8)
第三节工作面设备配置 (11)
第四章顶板管理 (18)
第一节支架设计 (18)
第二节工作面顶板控制 (20)
第三节机巷、风巷及端头顶板控制 (22)
第四节矿压观测 (29)
第五章生产系统 (30)
第一节采面运输系统 (30)
第二节通风系统 (33)
第三节供、排水系统 (38)
第四节供电系统 (41)
第五节照明、通讯系统 (48)
第六节防尘系统 (50)
第七节液压系统 (51)
第八节监测监控系统 (52)
第九节人员定位系统 (56)
第十节防灭火系统 (58)
第十一节供水、压风自救系 (62)
第十二节紧急避险系统 (64)
第六章劳动组织和主要经济技术指标 (66)
第一节劳动组织 (66)
第二节煤质管理 (66)
第三节循环作业图 (68)
第四节主要经济指标 (69)
第七章安全技术措施 (70)
第一节总则 (70)
第二节采煤工艺 (71)
第三节机电维修与操作安全技术措施 (79)
第四节一通三防安全技术措施 (99)
第五节防治水安全技术措施 (102)
第六节其他安全技术措施 (102)
第八章灾害预防及避灾路线 (120)
第一节井下避灾的基本原则 (120)
第二节避灾路线 (120)
第三节灾害应急措施 (121)
第九章职业病防治 (123)
第一节采煤工作面铺尘降尘措施 (123)
第二节采煤工作面刮板输送机降噪措施 (123)
第十章重大危险源分析及预防措施 (126)
第十一章水纹地质发生变化及安装和撤除 (133)
五
-11070采煤工作面作业规程编制主要依据
2
1、《煤矿安全规程》《操作规程》
2、《煤矿安全技术基础管理》
3、《许平煤业公司安全技术措施审批制度（修订）》许平〔2014〕159号
4、《平煤集团公司采掘工作面作业规程标准化管理的若干规定》
5、《煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法》煤安监行管〔２０１7〕5号
6、根据五2-11070采面设计前专项安全风险辨识措施，制定本作业规程。

第一章采煤工作面概况
第二章采煤工作面地质条件
煤层柱状示意图：1
第三章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况：
五2-11070工作面为综采工作面，巷道布置方式为走向长壁。

设计工作面面长140m，煤层厚度为1.4m。

二、采煤工作面风巷：
五2-11070综采工作面风巷为梯形断面，顶板采用工字钢托棚和钢网联合支护，断面为6.6m2；风巷用于工作面回风及辅助运输。

三、采煤工作面机巷：
五2-11070综采工作面机巷为梯形断面，顶板采用锚网梯、锚索、锚杆联合支护，帮为锚网支护，断面为12.2m2.。

机巷用于工作面进风、运煤及辅助运输。

四、采煤工作面切眼：
切眼为矩形断面,采用锚网梯、锚索、单体、π钢梁联合支护，净高1.5m，净宽5m，断面为7.5m2。

附图2：五2-11090综采工作面巷道平面布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺：
采煤工艺为综合机械化开采，即：采煤机割煤后，滚筒叶片装煤，自移式液压支架支护顶板，可弯曲刮板输送机运煤，经转载刮板运输机、皮带机将煤外运。

二、采煤方法：
1、回采方式：走向长壁后退式回采。

2、开采工序：
采煤机割煤→移架→推刮板输送机
3、采煤机开机顺序：
皮带机开机→刮板转载机开机→工作面刮板输送机开机→采煤机开机（用打点信号或语音电话，转载机、采煤机开机前联系通后方可开机）。

4、进刀方式：
1）采煤机进刀：采煤机进刀采取端部割三角煤斜切进刀的方式，采煤机双向割煤，往返一次进两刀，斜切进刀段长度为30m，进刀深度0.6m。

具体操作如下：
①、采煤机向下（上）割透端头煤壁后，推移刮板运输机，使刮板运输机弯曲段不小于15m后，向上（下）斜切进刀，过弯曲段，使采煤机达到正常截割深度（即0.6m）；然后按要求推移刮板运输机至平直状态。

②、向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。

③、割完三角煤以后，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。

附图：采煤机进刀示意图。

2）采煤机正常切割：
正常割煤长度为143m，采煤机以2～4m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。

采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤的方式。

5、移架
移架方式为擦顶带压移架，可同时操纵降柱和移架手柄，待支架前移时，将降柱手柄为零位，从而实现擦顶移架，随机移架。

6、推溜：
当采煤机上行割煤时，应由下往上顺序推移运输机，当采煤机下行割煤时，应由上往下顺序推移运输机，弯曲段不小于15m。

7、采高及循环进度：
工作面采割高度1.5m，沿顶板开采；所有支架移动一次，工作面刮板输送机推一次，完成一个循环；循环进度为0.6m。

8、支护方式及顶板管理：
工作面采用自移式液压支架及时支护，采煤机割煤后，移架支护顶板，顶板管理采用自然垮落法。

三、工作面正规循环生产能力：
据公式：W=L×S×h×r×c=143×0.6×1.5×1.51×0.97=188t
式中：L ―工作面平均长度： 143m；
S ―工作面循环进尺： 0.6m；
h ―工作面煤层厚度： 1.5m；
r ―煤的容重： 1.51t/m3；
60Qh
Vc B H C
γ=
⨯⨯⨯⨯c ― 工作面回采率： 97％； W ― 工作面正规循环生产能力： 188t 。

四、日生产能力：两个生产班，一个检修班，分别为八小时；检修班前4小时检修，后4小时割煤。

生产班每班割煤3刀，检修班割煤1刀。

公式：Wr=W ×n=188×7=1319T 。

式中： Wr--日生产能力 T n--日割刀数 7刀
第三节 工作面设备配置
一、采煤机：
(1)采煤机平均截割牵引速度Vc 式中：
Vc ——采煤机平均截割牵引速度，m/min ； Qh ——采煤机可实现的生产能力，108t/h ； H ——平均采高，1.5m ； B ——截深，取0.6m ； γ——煤的容重，1.51t/m3； C ——工作面回采率，取0.97；
则 Vc= 108÷（60x0.6x1.5x1.51x0.97） =1.46m/min
（3）采煤机装机功率P
装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。

装机功率由下式估算：
P=Q ×Hw 式中：
P ——装机功率，kW ； Q ——采煤机生产率，108t/h ；
Hw——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。

经计算采煤机装机功率为：P=108×0.7=75.6kW。

（4）采煤机所需牵引力F
据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5～1倍，设计取1.0。

即F=1.0×75.6=75.6kN
（5）滚筒直径
本矿井采用综合机械化一次采全高采煤法，五2煤平均采高为1.5m，煤质较软，根据实际开采情况，一般不会出现伞檐，已有采煤机滚筒直径1.1m 可满足要求。

根据以上计算结果，对采煤机主要技术参数基本要求如下：装机功率75.6kW以上，截深0.6m，割煤速度大于1.46m/min，采高1.5m。

考虑到实际生产中井下条件较为恶劣及工作面平均采高较低，设计在选型时应适当考虑富裕系数。

依据上述结果，设计采用已有MG160/360-BWD型采煤机。

其主要技术参数为：
采煤机技术参数表
二、液压支架
（1）五2煤层顶底板情况
根据生产地质报告，五2煤层多以砂岩为其直接顶板，仅有少数地段出现伪顶。

据生产矿井实践表明，凡是以该砂岩为直接顶板，顶板静压力稳定，易于支护和管理。

底板为砂质泥岩，比重2.5，抗压强度3.53～11.30MPa，平均6.70MPa，抗拉强度在0.42～9.50MPa。

（2）液压支架选型
支架选型主要依据是煤层地质赋存条件、确定的回采工艺、矿井生产技术条件和经济条件等。

支架支护强度按下式确定：
P=（6～8）×5.2×10-3M·r·cosα
式中：
P ——支架支护强度，MPa；
M ——采高，1.5m；
r ——岩石密度，取2.5t/m³；
α——煤层倾角，平均取14°。

计算结果为：P=0.34～0.519MP
支架所需工作阻力估算如下：
F=（6～8）×5.2×M·r·S·cosα
式中：
F ——支架工作阻力，kN；
S ——支架支护面积，取5.9㎡。

计算结果为：F=1560～2477kN。

经计算，支架所需达到的支护强度为0.34～0.519MPa，所需工作阻力为1560～2477kN。

根据支护强度的计算选用ZY3000/7.5/16支架92台，端头支架
ZY6800-17/35支架2台，主要技术参数为：
支架技术参数表
四、运输设备：
工作面刮板输送机生产能力的选择原则是保证采煤机采落的煤被全部运出，并留有一定的备用能力。

工作面刮板输送机的运输能力应满足：Qc=Kc×Km×Ky×Qm=109t/h
式中：
Q c——刮板输送机应具有的运输能力，t/h；
K c——采煤机截割速度不均衡系数，1.05；
Q m——采煤机平均落煤能力，108t/h；
K m——采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.05；
K y——运输方向及倾角系数，1.0。

经计算五2-11090采煤工作面刮板输送机的运输能力应大于109t/h。

考虑采煤机配套，取工作面刮板输送机的运输能力为450t/h。

刮板输送机运输负荷大，实际运输能力按300t/h考虑，故转载机、顺槽胶带输送机能力均按不小于300t/h的运输能力选型。

工作面刮板运输机1部，型号SGZ-630/264，主要技术参数为：
刮板输送机技术参数表
2、桥式转载机1部，型号SZB-630/110，设计长度30m，技术参数：
悬空段中间槽尺寸:1500×630×190mm ，
落地段中间槽尺寸:1500×630×240mm。

转载机技术参数
3、带式输送机一部，型号DSJ-800/75,设计长度630m,技术参数为：
带式输送机技术参数
四、液压泵站：
选用BRW-200/31.5型号液压泵，两泵一箱，技术参数为：
使用地点：五2-11090综采工作；设在五2-11090综采工作面机巷带式输送机头位置。

输液管路选用Ф51mm、Ф32mm无缝钢管及耐压40MPa以上32mm、Ф25mm高压胶管。

乳化液泵技术参数
附图：五2-11090综采工作面设备布置示意图
第四章顶板管理
第一节支护设计
一、支架设计（工作面顶板压力计算及支护材料选择,必须有计算和设计依据）
1、工作面顶板压力计算（为了生产工作方便，工作面采割高度设计为1.5m）：
1）、每平方米的顶板压力：
p=nmr÷(kp-1)=1.5×1.5×25÷(1.5-1)=112.5KN/m²
式中：n----不平衡系数,取1.5；
m---采高,取1.5m；
kp—岩石碎胀系数,取1.5；
r----岩石重量25KN/m³；
2)、工作面整体顶板压力：
最小控顶距状态下：
Pmin =T×Lmin×P=140×3.3×112.5=51975KN.
最大控顶距状况下：
Pmax =T×Lmax×P=140×3.90×112.5=61425KN；
式中：T----工作面长度；
Lmin ---- 支架最小控顶距3.30m；
Lmax ---- 支架最大控顶距3.90m；
2、支架选择：
1）、支架高度选择：
Hmax =Mmax－S1=1.5－0.1=1.4m；
Hmin=Mmin－A－c=1.1－0.2－0.1=0.8m；
式中：Mmax----最大采高，1.5m；
Mmin----最小采高，1.3m；
S1----支架大柱顶板下沉量0.1m；
A-----支架可缩量0.2m；
C-----支架浮煤浮矸厚度0.1m；
3、支架校核
1)、顶板压力校核:
一台支架在正常工作最小控顶距状态下，所受顶板压力为: 112.5×3.3×1.5=556.9KN＜3000KN
最大控顶距状态下,支架所受顶板压力:
112.5×3.9×1.5=658.1＜3000KN
2)、支架高度校核:
Hmax=1.4m<1.6m Hmin=0.8m>0.75m
经过校核，本支架符合要求。

3）、顶板冒落高度：
∑h=Mmax÷(kp-1)=1.5÷(1.5-1)=3.0m
式中：Mmax----采高取最大值1.5m；
kp----岩石碎胀系数1.5；
注：此公式取自<<采矿设计手册>>。

第二节工作面顶板控制
工作面配置92台液压支架, ZY3000/7.5/16最大控顶距为3.9m, 最小控顶距为3.3m。

一、正常工作时期顶板支护方式：
采用带压擦顶移架的方式对顶板进行及时支护。

在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤→移架→移运输机；采用本架操作的方式移架。

正常移架要滞后采煤机后滚筒4架（6m），不得超过10架（15m），顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。

即：当发现片帮严重时，要超前进行移架，再进行其它操作，工艺为：移架→割煤→移运输机。

移架步距0.6m。

（一）移架顺序为：
1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后采煤机后滚筒４架(6m)移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。

2、采煤机割煤移架后，及时将支架的伸缩梁打出护顶。

3、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒5架收回伸缩梁，并滞后采煤机后滚筒5架,及时顺次伸出伸缩梁。

（二）支护要求：
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。

2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于1978KN。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不得超过15m，防止出现长时间空顶。

4、工作面出现掉顶时，要及时超前移架挑料；必要时，铺金属网做人工假顶。

5、工作面安全出口高度不小于1.8m，行人宽度不小于0.8m。

二、特殊时期的顶板管理：
来压期间及停采前的顶板管理:
1、应加顶板压力动态检测，做好顶板初次来压和周期来压的预测预报工作,在风巷、机巷标注工作面顶板板初次来压和周期来压预测的步距，同时做好相应的预防工作。

2、工作面支架以及风巷、机巷所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。

3、采高必须保证1.5m，不得随意挑顶、留底，采煤机拉底挑顶每刀不许超过100mm，确保工作面质量。

4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,加强超前支护的支护强度管理，确保端头2#支架与工作面1#支架间距大于0.5m时，及时挑木料或铺金属网，防止下出口冒顶发生。

5、来压期间，工作面局部有掉顶、片帮处及时拉超前支架；掉顶处及时挑木料，维护好顶板。

6、来压期间，工作面支架有卸载、漏液现象，应及时维修、更换损坏的部件。

7、来压期间，采煤机割煤后应采取及时移架，减少空顶时间。

8、工作面停采时，必须选择周期压过后，下一个周期压来压前，顶板管理另报措施。

第三节机巷、风巷及端头顶板控制
一、工作面机巷、风巷的超前支护：
1、两巷超前支护距离不小于20m；为双排柱，柱距1.2米，排距为2.0米。

2、超前支护要求:超前支护采用DW31.5和DW35单体和DJB-1200/300铰接顶梁组合成支架，支护两巷顶板。

风巷超前支护排距为2.0m，柱距为1.2m，
风巷下帮一排单体距下帮0.8m，超前工作面20m，风巷上帮一排单体超前工作面20m。

机巷超前支护20m，打在转载机两侧，转载机下帮侧超前支护超前工
作面20m，与机巷下帮距离0.7m，转载机上帮侧超前支护超前工作面20m，与
机巷上帮距离不小于1m，超前支护排距2.0m，柱距1.2m。

3、超前支护单体纵、横成直线，单体支柱初撑力达到要求。

顶板不平处用木料刹平，两排铰接顶梁呈平行线，误差小于100mm。

4、支护质量控制标准：
①支柱纵横成线,偏差小于100mm。

②单体液压支柱应打到实底,找好迎山，单体液压支柱初撑力不小于90KN。

③所有单体液压支柱三用阀方向、手把方向一致。

④两巷的高度不得低于1.8m。

⑤单体必须系好防倒绳。

二、工作面端头的管理：
1、下端头采用2台ZY6800-17/35端头支架支护顶板,端头1#支架与机巷下帮间距大于0.5m时，加打带帽点柱一排，柱距1.2m；端头2#支架与工作面1#支架间距大于0.5m时，必须调整支架减小间距。

2、上端头支护使用DW31.5和DW35单体和DJB-1200/300铰接顶梁组合成切
顶密柱，柱间距为0.3m，切顶密柱排距为1.2m，距风巷上帮0.3m起始，依次架设，切顶密柱与顶梁联结销一齐，移窜步距1.2m。

3、单体要有迎山角度，单体三用阀放液孔必须朝向老塘，系好防倒绳。

每做一遍上缺口，每组内滞后一架π钢支架向前移窜。

三、工作面端头提前回收锚杆、锚索托盘：
1、上、下两道顶锚索、锚杆托盘随回采超前3m进行回收，不得进入老塘。

两帮锚杆托盘随回采及时回收，并对运顺上帮、回顺下帮的锚杆托盘进行回收。

2、提前在锚杆的螺母和锚索的索头上注油，以便顺利回收。

3、利用液压工具、套筒扳手、风动扳手及其它工具进行拆卸。

4、拆卸时，严格执行“敲帮问顶”制度，及时找净危岩及悬矸。

5、拆卸时，严禁正对操作，防止托盘弹出伤人。

6、拆卸时，要设专人监护帮顶状况及周围的安全情况，发现问题应
立即处理。

7、要搭好稳固的作业平台，确保作业人员安全，拆卸时不要用力过猛，以免失去重心。

8、回收的锚索、锚杆托盘及索头要放在指定地点，禁止乱扔乱放，当班工作结束后，及时升井交库。

9、当发现上下两道帮顶压力较大、帮顶破碎时，不允许回收。

四、支护材料使用数量、备用数量：
1、风巷超前支护20m，需要36根单体支柱；端头支护需要15棵单体支柱；合计需要51根单体支柱。

2、机巷超前支护20m，需要36根单体支柱；切顶密柱需要22棵。

3、正常支护需要单体液压支柱109棵。

计算其备用量单体109×10%=11根。

调整支架使用DW06和DW08单体各5根；合计单体119根。

常用坑木Ф18mm×1200mm、Ф18mm×2000mm各备3m3。

备用物料在风巷料场码放整齐，并挂牌管理。

附图：五2-11090综采工作面及两巷支护断面图
附图：五2-11090综采工作面风巷超前支护平、剖面图
附图：五2-11090综采工作面机巷超前支护平、剖面图
第四节矿压观测
一、矿压观测分析研究内容：
五2-11090综采工作面的矿压观测内容主要有：⑴支架阻力观测；⑵支架活柱缩量观测；⑶巷道围岩变形观测；⑷顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测；⑸支护质量动态监测：
根据观测结果分析研究工作面顶板来压活动规律、特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、观测方法：
1、工作面的矿压观测：
(1)支架压力观测
利用矿用抗震压力表分别安在在工作面10#、20#、30#、40#、50#、60#、70#、80#、90#支架上，布置9条观测线,观测支架立柱工作阻力的变化情况，每天观测一次，连续观测支架的初撑力、工作阻力。

（2）支架活柱缩量观测
用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架前、后测量活柱下缩量,根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。

其观测线与支架阻力观测线对应布置,即分别布置在20#、40#、80#支架上。

每天观测一次，连续观测支架活柱下缩量和下缩速度。

2、两巷的矿压观测：
(1)巷道围岩变形观测
在两巷拉门点开始，每50m，设置一个观测点；利用“十字”观测法，观
测巷道顶、底板及巷道两帮的相对移近量，来分析研究推断煤帮、顶板受力状态和变化规律。

每10天观测一次，根据观测时间和移近量算出相对移近速度。

三、支护质量监测：
有关管理部门不定期对工作面和两巷支护质量动态检查,对存在的问题,由施工单位立即整改。

监测内容要包括支架初撑力，煤壁片帮情况，梁端距、采高及端面顶板冒落情况，两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。

四、观测时间要求：
1、工作面:观测老顶初次来压和每次周期来压。

2、两巷:由开采到工作面采闭。

3、支护质量监测:整个生产期间。

第五章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式：
（一）运煤设备及装、转载方式：
采煤机割煤和刮板输送机前移配合装运煤；运到转载机和胶带输送机上运出。

（二）辅助运输设备及运输方式：
风巷运输设备：600mm轨距铁道，JD-25调度绞车和JH-20回柱绞车调运工作面需用的材料、设备、配件等。

五2-11090机巷入使用人力胶轮推车，推到皮带机尾和转载机处使用。

二、运输机移动方式：
采用自移方式，推移运输机步距0.6m，弯曲段长度不小于15m，推拉方向为工作面前进方向。

推移运输机：
1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推刮板运输机，距离采煤机后滚筒不小于15m（弯曲段）。

2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将运输机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁,成一条直线。

三、煤炭的运输：
工作面煤炭通过采煤机落煤装入刮板输送机→运至五2-11090机巷刮板转载输送机→五2-11090机巷带式输送机→五2-11090储煤仓→五2皮带下山带式输送机→井底煤仓→主斜井带式输送带→地面选煤厂
四、辅助运输系统路线：
材料、配件由地面装车→斜风井→主井底大巷→五2回风下山上部车场→五2回风下山→五2-11090片盘→五2-11090风巷→五2-11090工作面。

五2-11090机巷使用材料、配件：
材料、配件由地面装车→斜风井→主井底大巷→五2皮带下山上部车场→五2皮带下山→五2-11090机巷入风通路卸车→人力推车到五2-11090机巷。

附图：五2-11090工作面运输系统示意图
第二节通风系统
五2-11090综采工作面通风路线：
斜副井→副井底车场大巷→+50轨道大巷→井底大巷→五2皮带下山→五2-11090工作面入风通路→五2-11090工作面机巷→五2-11090综采工作面→五2-11090工作面风巷→五2-11090片盘→五2回风下山→斜风井→地面。

一、五2-11090采煤工作面需风量计算
①按气象条件计算：
Q采=60×70%•S•V采•K采高•K采面长
=60×70%×5.4×1.8×1.0×1.2
=638.7m3/min
式中:
Q采——采煤工作面需风量， m3/min；
S——采煤工作面的平均断面积，按最大和最小控顶断面的平均值计算，m2；最大控顶距3.9m，最小控顶距3.3m，平均3.6m，采高1.5m，计算得5.4m2；
V采——采煤工作面的风速，按采煤工作面风流的温度从表3中选取，m/s; 取1.8；
K采高——采煤工作面采高调整系数，采高1.5m，按表1取1.0；
K采面长——采煤工作面长度调整系数，采长140m，按表2取1.2；
70%——有效通风断面系数；
60——为单位换算产生的系数。

表1 K采高——回采工作面采高调整系数
表2 K采面长——回采工作面长度调整系数
表3 V采——回采工作面气温与对应适宜风速
②按照瓦斯涌出计算：
Q采=100•q采•K CH4
=100×1.62×2.0
=324m3/min
式中：
Q采——采煤工作面需风量， m3/min；
100——回采工作面回风流中的瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数；
q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；。

抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算：本采面瓦斯的平均绝对涌出量为1.62m3/min。

K CH4——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，最大绝对瓦斯涌出量和月平均绝对瓦斯涌出量的比值：本采面为2。

③按照二氧化碳涌出量计算：
Q采=67•q采•k CO2
=67×1.46×2
=195.6m3/min
式中：
Q采——采煤工作面需风量， m3/min；
67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过 1.5%的换算系数；
q采——采煤工作面回风巷风流中绝对二氧化碳涌出平均量，m3/min；本采面为1.46m3/min。

K CO2——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，最大绝对二氧化碳涌出量和月平均绝对二氧化碳涌出量的比值：本采面为2。

④按炸药量计算：
⒈一级煤矿许用炸药
Q采≥ 25A (m3／min)
⒉二、三级煤矿许用炸药
Q采≥ 10A (m3／min)
式中：
Q采—采煤工作面需要风量,m3／min；
A—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；
25—每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min；
10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。

采用松动爆破工艺的采煤工作面，必须按炸药量进行需风量的计算；本采煤工作面为综采面无爆破，不计算。

⑤按工作人员数量验算：
每人供风≥4m3/min：
Q采≥4N≥4×28≥80m3/min
式中：
Q采——采煤工作面需风量， m3/min；
N——采煤工作面同时工作的最多人数，每班28人；
4——每人需风量，m3/min。

⑥按风速进行验算：
a、验算最小风量
Q最小≥60×0.25S最大
S最大=70%L最大•h
计算得最小风量为：
60×0.25×3.9×70%×1.5=61.43m3/min
b、验算最大风量
Q最大≤60×4.0S最小
S最小=70%L最小•h
计算最大风量为：
60×4.0×70%×3.3×1.65=914m3/min
c、综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘措施后，验算最大风量：
Q最大≤60×5.0S最小
式中：
Q最小——采煤工作面的最小需要风量，61.43m3/min；
Q最大——采煤工作面的最大需要风量，914m3/min；
S最小——采煤工作面最小控顶有效断面积，4.95m2；
L最小——采煤工作面最小控顶距为3.3m。

h——采煤工作面实际采高为1.5 m。

S最大——采煤工作面最大控顶有效断面积，5.85m2；
L最大——采煤工作面最大控顶距为3.9 m。

0.25——采煤工作面允许最小风速，m/s；
70%——有效通风断面系数；
4.0——采煤工作面允许最大风速，m/s；
5.0——综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水或采煤机喷雾降尘措施后，允许的最大风速，m/s,本采煤工作面采煤机有喷雾降尘措施但不能注水（原因有文件）；不计算。

根据上面计算，本采面Q采取638.7m3/min；按650m3/min。

（3）备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需风量的50%。

（4）采煤工作面有下列情形之一的，采煤工作面的需风量，应按以上方法计算需要风量的基础另增加10%。

a、布置有高位瓦斯抽采巷的采煤工作面；
b、采用上隅角抽采瓦斯的采煤工作面；
c、采用Y型通风方式的采煤工作面。

（5）采煤工作面采用“两采一回”M型（布置有中间巷）或Y型通风方式的进风巷道的风量配置应符合以下规定：
a、采用M型通风方式的采煤工作面中间巷的进风量，应在满足最低风速的基础上，最大不得超过该工作面计算需要风量的30%；
b、采用Y型通风方式的采煤工作面上进风巷（直接通上隅角一侧进风巷）的进风量，应在满足巷道最低风速的基础上，最大不得超过该工作面计算风量的30%。

第三节供、排水系统
一、五2-11090综采工作面供生产用水：
五2-11090综采工作面风巷、机巷供水管路分别铺设Ф50mm铁管，并分别汇入五2回风下山和五2皮带下山Ф108mm供水管路中，将清水引入五。