采煤作业规程

编号：JHY-WJG-ZF-2012-01
五家沟矿5203综放工作面
回
采
作
业
规
程
编制单位：
编制人：
施工负责人：
施工单位：
总工程师：
编制日期：年月日
批准日期：年月日
目录
第一章概况 (5)
第一节工作面位置及井上下关系 (9)
第二节煤层 (10)
第三节煤层顶底板 (10)
第四节地质构造 (11)
第五节水文地质 (11)
第六节影响回采的其他因素 (12)
第七节储量及工作面回采期 (13)
第二章采煤方法和回采工艺 (13)
第一节工作面巷道布置方式 (13)
第二节采煤工艺 (14)
第三节设备的配置 (17)
第三章顶板管理 (23)
第一节支护设计 (23)
第二节工作面顶板管理 (25)
第三节运输巷和回风巷及上下端头管理 (27)
第四节矿压观测 (29)
第四章生产系统 (29)
第一节运输 (29)
第二节“一通三防”与安全监控 (30)
第三节供水、排水 (39)
第四节供电系统 (40)
第五节通讯照明 (50)
第五章劳动组织和主要技术经济指标 (50)
第一节劳动组织 (50)
第二节主要技术经济指标 (51)
第六章煤质管理 (53)
第七章主要安全技术措施 (54)
第一节一般规定 (54)
第二节顶板 (55)
第三节防治水 (60)
第四节爆破 (61)
第五节“一通三防”与安全监控 (62)
第六节运输 (68)
第七节机电 (71)
第八章灾害预防措施及避灾路线 (77)
附图：综合柱状图（1:200）、工作面煤层底板等高线图及两巷剖面图、工作面巷道断面图（1:50）、端头斜切进刀示意图、正规循环作业图表、设备布置图、工作面支护示意图、工作面生产系统图、工作面通风系统示意图、工作面安全监控系统布置图、工作面供水及排水系统示意图、供电系统示意图、通讯照明信号系统示意图、工作面避灾路线示意图、喷洒阻化剂示意图、煤体注水钻孔布置图、顶煤预爆破炮孔布置图等。

回采作业规程会审表
作业规程贯彻学习和考试（补考）记录作业规程名称：
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置
5203工作面层位于太原组中部，与山4-1号煤层平均间距85.42m。

位于五家沟井田二采区，工作面南部为5201工作面采空区保安煤柱，北部为未开拓区，西部为胶轮车大巷，东部为昌平井田边界。

工作面为5层煤，位于1383水平，标高1354米～1417米，走向长度为1994.5米，倾向长为300米，面积为583350平米。

二、地面相对位置
5203工作面位于五家沟工业广场东北，地面为低山丘陵区，河床冲沟发育，地貌为典型的黄土高原地貌，黄土广布、沟壑纵横，地表植被稀少，地形冲沟、陡坎支离破碎，水土流失严重，原始地形标高1617.5m，相对差为117.5m。

相应地表为农田及荒山土岭。

三、井下位置及四邻关系采掘情况
5203工作面位于五家沟井田二采区，工作面南部为5201综放面采空区，北部为未开拓区，西部为胶轮车大巷，东部为昌平井田边界。

四、回采对地面的影响
地面塌陷，有裂口，对部分农田作物有一定影响。

五、相邻工作面采动情况及老硐影响范围
工作面南部为5201工作面采空区保安煤柱，回采时工作面主运顺槽压力大、不会出现下隅角悬顶面积超过规定。

北部为未开拓区、在回采过程中上隅角可能会出现悬顶，应采取强制放顶措施，确保悬顶面积不超标。

工作面正前方400米处、有一老硐巷道从主运到辅运，贯穿整个工作面。

回采时提前加强支护。

第二节煤层
一、煤层厚度
该工作面煤层位于太原组中部，与山4-1号煤层平均间距85.42m，煤层厚度10.0m—12.0m，平均厚10.5m，全井田夹矸普遍发育，含夹矸0—4层，夹矸层厚0—1m，属全区稳定可采煤层，顶板岩性为砂质泥岩，厚度平均为1m左右，其上为厚度10m以上的中粗砂岩，底板为砂质泥岩，厚度平均为1m左右。

二、煤层产状
该面煤层结构较简单，标志层有三层高岭土，厚度0.1～0.3m，平均每层厚约0.2m。

夹矸有两层厚约0.4～0.8m，局部有缺失。

三、煤质特征表
表1：煤质特征表
四、煤种、煤质情况
5煤为黑色烟煤，条带状结构，块状构造，树脂玻璃光泽，局部裂隙较发育。

第三节煤层顶底板
一、煤层顶底板岩性情况
表2：煤层顶底板岩性情况表
第四节地质构造
一、本井田位于山西断裂隆起区北段中部、云岗向斜南西端之东翼。

东有鹅毛口断裂，西有偏关隆起，南西为平鲁向斜。

本工作面及外围巷道构造简单，小型地质构造对工作面回采基本无影响。

二、该面走向为NW87°～NW93°，倾向为SW,倾角为1°～6°，平均
3.5°。

影响回采的主要地质因素为断层，影响较大的断层产状要素如下。

（落差＞1.0m）
表3：断层情况表
第五节水文地质
1、本井田位于大同煤田中南部，平鲁向斜东翼的东部的边缘地带。

二叠系的砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩以及第四系的洪积、冲洪积物。

2、井田内地表水系不发育，无常年性河流，仅在雨季沟谷中才有流水，地表水沿沟谷流入马营河。

区内各主要含水岩组之补给来源主要为大气降水，其特点是受气候变化
及地理环境影响较大。

3、根据水文地质资料分析，由于井田内所有可采煤层底板标高均在奥灰水位之上，奥灰水不会对开采构成威胁，井田内矿床充水主要含水层为太原组、山西组裂隙含水层组，富水较弱，井田及附近无地表水体，地质构造简单，断裂构造不发育，且不具有导水性。

井田水文地质类型为水文地质条件简单的裂隙充水矿床。

4、该面上部没有开采，东盘区含水性较弱，水文地质条件属于简单型，无承压含水层，5煤距奥陶灰岩还有136m左右，无奥陶水突水可能。

5203辅运顺槽开始掘进过程中，断层水对掘进巷道有一定影响，涌水量最大为15m3/h,直接充水含水层为顶板砂岩水。

预计5203工作面回采过程中，正常涌水量为8m3/h,最大涌水量为15m3/h。

5、在5203主运顺槽和辅运顺槽两道安装相应的排水管路，保持水沟畅通，配备相应的排水泵，保证正常排水。

目前正在探放顶板砂岩水。

主运顺槽探放南部5201工作面老空水，回采结束后进行抽放防治。

5203工作面回采前，疏干放完后方可回采。

6、根据《矿井地质报告》南侧采空区与5203距离较近，从5203运输顺槽掘进巷道实际揭露情况看，未发现异常情况，局部出现顶板滴水现象，主要为顶板砂岩水，为防止工作面回采期间出现水害威胁，在下石井深入工作面的地点和5203运输顺槽D10点东44m处进行了超前探放水工作，每处布置了两个探放水钻孔，帮上钻孔垂直运输机道中心线，仰角2°，顶部钻孔仰角70°，孔深均为80m，两处钻孔均未出水。

后又在顶板滴水地点向上对顶部补打了一个探水钻孔，未出水。

预计工作面生产期间正常涌水量8m3/h。

第六节影响回采的其他因素
一、该面地温10～15°左右，地温正常。

瓦斯相对涌出量小于10m3/h，属于低瓦斯矿井。

煤尘Vdaf(%)=38.81%,具有爆炸危险性，应加强防尘。

自燃发火期为3～4个月，着火温度为345～385°C。

二、5203工作面开始掘进时受北部大断层的影响，局部顶板破碎，应加强顶板支护管理，加强工程质量，确保安全回采。

三、矿压观测资料
1、本矿井未发生过冲击地压，5-1号煤顶板及煤层较硬、较碎，根据周边矿井回采经验，目前无冲击地压倾向特征，故本工作面暂定无冲击地压倾向性。

2、同煤层邻近采区矿压资料
根据同煤层相邻采区5201工作面矿压观测资料统计，工作面老顶初次垮落步距为67－70m，周期来压步距为17m。

第七节储量及工作面回采期
工作面几何尺寸、储量计算：（1）工作面倾斜长度300m，走向长度1994.5m，煤层平均厚度10.5m （2）工作面储量：1994.5×300×10.5（平均煤厚）×1.37（比重）=860.7万吨。

工作面回采期：按照中夜班各采煤3刀、早班2刀，每天8刀、每刀截深0.8米、每月按30天计算，一月回采192米，工作面回采期：1994.5/192＝10.39个月。

第二章采煤方法和回采工艺
第一节工作面巷道布置方式
一、进、回风巷及切眼布置方式
1、工作面上下顺槽两条巷道及切眼均沿5号煤底板布置，两道相互平行，按中线掘进，主运顺槽通过盘区皮带与二采区储煤仓连接。

2、进回风及切眼断面、形状、支护形式：
⑴、辅运顺槽：巷道断面为矩形。

掘进净断面：宽×高=5.0m×3.5m=17.5m2。

顶板采用锚、网、梁、锚索联合支护，锚杆采用?18×1800 mm左旋无纵筋等强锚杆，锚杆间排距1000×1000 mm，顶部锚杆每排5根，肩窝锚杆距左、右帮各300mm。

锚索按2-1-2布置，间排距为4000×4000mm,锚深11000mm。

巷道两帮布置三根?18×1800mm左旋无纵筋等强锚杆。

⑵、运输机道：巷道断面为矩形，采用锚、网、梁、锚索联合支护，净断面：宽×高
=5m×3.5m=17.5m2。

巷道顶部锚杆采用：L=1800mm，Φ18mm左旋无纵筋等强锚杆，每排五根，间排距1000mm×1000 mm，锚索按2-1-2布置间排距为4000×4000㎜。

⑶、切眼：顶板采用锚、网、锚索、“W”钢带联合支护，巷道断面为矩形。

掘进净断面：宽×高=9.5m×3.5m=33.25m2
第二节采煤工艺
1、采煤方法的选择
根据工作面地质资料和采煤技术手段与设备条件，确定工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤法。

2、采高的确定
根据工作面地质条件和现有装备的技术性能，确定工作面使用ZF10000/23/37型支撑掩护式液压支架194架，工作面上下端头各使用ZFG10000/23/37型过渡液压支架4架。

上端头配置ZFT13500/25/37左右置式端头液压支架一组，下端头配置ZFT33570/24.5/38左右置式超前液压支架一组。

综合考虑煤厚、支架支护最大允许高度和采煤机最低通行高度，确定采高为2.7-3.6m。

3、回采工艺
（一）落煤
（1）、落煤方式
工作面采用MG650/1510-WD型交流电牵引采煤机，沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割采高范围内的底煤。

（2）、采煤机进刀方式为自开缺口、端头斜切进刀，即采煤机运行至工作面端头时，采煤机后方输送机约为有15m~20m一段未能推进至煤壁。

这时采煤机反刀斜切进刀切入煤壁，其斜切进刀流程如下：
①调整上下滚筒的相对位置，采煤机沿运行方向经过输送机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。

②推移输送机弯曲段并将机头（机尾）输送机推直。

③调整两滚筒的相对位置，向工作面端头运行，同时割三角煤。

④再调整两滚筒的相对位置，反向运行割煤，在采煤机后15～20m推移输送机，开始下一刀截割。

（二）装煤
采煤机割下的煤借助于滚筒上的螺旋叶片自行装入刮板输送机内，在推移刮板输送机时，铲煤板将煤帮遗煤铲入输送机内。

（三）运煤设备
1、工作面煤壁采用一部SGZ1000/2000型（中双链）可弯曲刮板输送机，为平巷式运输，输送机总长度为300m。

2、工作面后部放顶煤采用一部SGZ1200/2000型（中双链）可弯曲刮板输送机，为平巷式运输，输送机总长度为300m。

3、运输机道内选用SZZ1200/700型转载机一部，长度为50m。

4、运输机道使用一部DSJ/140/25/3×450可伸缩胶带输送机。

(四) 层位控制：沿5#煤层底板回采，使工作面割煤层位合理。

（五）工艺要求
⑴割煤：割煤采用MG650/1510-WD型交流电牵引采煤机。

采用端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。

煤机沿煤层底板割煤时，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐要直，不得出现割底矸或留底煤、留伞檐现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，必须要根据现场实际情况，使留底煤或破底板现象控制在最小范围内。

⑵移架：工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4~6架进行，追机移架及时支护顶板。

当顶板破碎或片帮时，能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打开支架护帮板，并在煤机前滚筒割煤后，追机带压擦顶移架，必要时停机移架。

支架要移成直线，移架步距为0.8m。

支架要移到位，
接顶要严实有力。

移架时不准停止后部运输机。

⑶推前部运输机：在煤机割煤后，滞后煤机后滚筒15～20m开始推前运输机，并依次推移，严禁由两头向中部推移。

⑷采煤机的速度控制：（1500÷60）÷（3.3×0.80×1.40）=6.76m/min。

（按工作面前部刮板输送机输送能力验算）综合考虑工作面生产能力和运煤系统综合运输能力，确定煤机的割煤速度为5.0m/min较为适宜。

⑸回采顺序：割煤→移架→推前部输送机→放煤→拉后部输送机→清理。

（六）放煤：
⑴采用一刀一放、专职放煤工双轮顺序放煤，煤机割煤一刀，放煤一次，利用放煤支架后尾梁和插板进行放煤。

⑵放煤由专职放煤工负责，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式。

初次放顶煤要在工作面老顶初次跨落后进行，机头机尾各4架不放煤，放煤工必须做到第一轮放出煤的1/3，第二轮放到见矸关门，两轮放煤工间距不得小于10架。

当后运输机中煤量较大时，应暂缓放煤。

⑶放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型来共同确定：该面割煤步距为0.8m，每割煤一刀放煤一次，确定放煤步距为0.8m。

⑷放顶煤管理：
①初次放顶煤时，应在工作面试采、老顶初次跨落后进行，严禁提前放煤。

②放煤时，应加强责任心，放煤过程中应时刻观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时应及时停止放煤，并将后插板打出，尾梁抬起。

放煤含矸率符合灰分要求。

③放煤时，若遇到大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落。

④放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤；放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。

加强顶煤的回收，提高回收率。

⑤严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。

⑥工作面机头机尾各留4架支架不放煤，保护上下端头顶板和设备。

（七）清理：工作面前部运输机推过之后，支架工要将支架底座箱前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。

（八）拉后运输机：拉后运输机在第二轮放完煤滞后放煤点10m~15m进行拉移。

拉后运输机，煤机从机头向机尾割煤时先拉后运输机机头，依次从机头向机尾在运行中拉后运输机，煤机从机尾向机头进刀时与之相反，运输机弯曲长度不得小于15m。

拉移步距0.8m，拉移步距要到位并保持平直，严禁由两头向中部拉移，运输机停止时不得拉移。

（九）拉移转载机和端头支架：工作面每推进一个循环，必须及时拉移转载机和端头支架，不得滞后，以避免转载机尾进入隅角采空区侧过多，造成隅角难以维护。

（十）采放比：该工作面煤厚10.0~12.0m，平均煤厚为10.5m，煤机一次采高3.3m，放煤7.2m，采放比为1：2.18。

第三节设备的配置
（一）采煤机的主要技术参数：
表4：采煤机主要技术参数表
（二）前部运输机主要技术特征
表5：前部运输机主要技术参数表
（三）后部运输机主要技术特征
表6：后部运输机主要技术特征表
（四）转载机主要技术特征
表7：转载机主要技术特征表
（五）PCM—400型破碎机一台，其主要技术特征
表8：PCM—400型破碎机技术特征表
（六）顺槽皮带技术特征
表9：顺槽皮带技术特征表
第三章顶板管理
第一节支护设计
（一）工作面选用ZF10000/23/37型支撑掩护液压支架194架。

1、液压支架主要技术特征
表10：液压支架主要技术特征表
（二）工作面主运顺槽超前支护使用DW42－200/110型单体支柱配合1.2m金属铰接顶梁支护
DW42－200/110型单体支柱技术特征：
工作阻力：200KN
最大高度：4.2m
最小高度：2.2m
工作行程：2m
（三）辅运顺槽超前支护：使用一组ZFT33570/24.5/38左右置式超前液压支
架支护，左右迈步前移。

第二节工作面顶板管理
（一）工作面采用放顶煤液压支架支护顶板，全部跨落法管理顶板。

1、支架选型
ZF10000/23/37型液压支架的初撑力为7758KN （P=31.5MPa），工作阻力为10000KN （P=40.7MPa）
G=K×H×R
其中：G——————顶板对支架的压力
K——————采高倍数
R——————上覆岩石密度2.4t/m3
G=10.5×3.3×2.4×9.8=815KN/m2
故支架支护强度满足要求。

支架工作阻力验算如下：
F=P（LK+LD）×B
其中：F——————支架工作阻力（KN）
P——————支架支护强度取1000KN/ m2
LK—————架前空顶距0.376m
LD—————顶梁长度4.71m
B——————支架宽度1.5m
F=1000×（0.376+4.71）×1.5=7629KN
故支架的工作阻力符合要求，最后确定支架的型号为ZF10000/23/37型支撑掩护式放顶煤液压支架。

该工作面安装液压支架203架（含8架过渡支架，1架端头支架）。

2、工作面控顶距
工作面最小控顶距：7.0m，最大控顶距：7.8 m，放顶步距：0.8m。

3、工作面支架支护顶板的基本要求：
⑴要求煤机割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。

支架初撑力≥24MPa，支架接顶要实要平。

⑵所有支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先推上劲，再移本架。

出现端面距大时要及时移超前架或打出伸缩梁和护帮板。

降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移，确保支护质量和控顶效果。

2、工作面支架布置示意图：（见附图3-2-1）
第三节运输巷和回风巷及上下端头管理
一、工作面端头及出口支护方式和要求
1、工作面上、下出口必须安全畅通，巷道高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.8m。

2、工作面上、下端头支护采用ZFG10000/23/37型过渡和排头液压支架，上、下端头各布置4架过渡架，上端头配置ZFT13500/25/37左右置式端头液压支架一组，下端头配置ZFT33570/25/38左右置式超前液压支架一组。

端头和超前支架初撑力不得低于24Mpa。

3、上出口超前支护使用DW42-200/110型单体液压支柱配合HDJB—1200型金属铰接顶梁支护。

4、工作面下隅角悬顶面积超过20m2时，必须进行人工强制放顶。

强制放顶时，提前在新切断线处沿工作面倾向钻孔装药放炮处理，炮孔深度根据顶部煤层厚度为准，眼距1.0m，打眼装药必须在有支护的顶板下作业并严格执行爆破作业各项管理规定。

二、工作面出口超前支护方式和要求
（1）工作面上出口超前支护，从工作面煤壁线起向外20m，使用HDJB—1200型金属铰接顶梁配合DW42-200/110型单体液压支柱扶双排走向架棚，柱距1.2m，排距3.5m，支柱打在铰接顶梁的中间，顶板不平需在梁子上方垫小木块，小木块厚度不少于200mm。

超前支护保留到工作面煤壁向外不大于2m，不得提前回撤。

超前支护的支柱必须向采空
区方向迎山3°左右。

所有支柱必须拴好防倒绳。

所有超前支柱初撑力不低于50KN。

（2）工作面前溜头与支架之间必须增设安全防护栏与转载机进行隔离，前溜子司机负责安全护栏的关闭，生产期间不允许任何人通过转载机。

检修期间转载机停电闭锁。

（3）要求：根据工作面推进度，如果巷道矿压显现明显或顶板破碎，必须在巷道压力较大或顶板破碎处加强支护，届时另行制定措施；遇底板较软时支柱必须穿柱鞋（即单体支柱钻底量超过100mm时）；所有支柱三用阀方向必须和巷道走向一致，即卸液口朝向采空区；所有支护的单体必须拴防倒绳，防倒绳在柱帽下0.2m处，防倒绳使用2分的钢丝绳；超前范围内不得存放备用支护材料及配件设备等。

三、溜头出口安全管理措施
1、工作面前、后溜子与转载机均要实行闭锁。

2、转载机、前后溜子检修和其它原因停车人员进入转载机时必须将设备停电，切断电源并闭锁，挂“有人工作，禁止送电”警示牌，设专人看管开关。

检修开关时，检修开关所带设备内严禁有人。

3、前溜头与转载机之间必须增设防护栏与转载机进行隔离。

前溜子司机负责防护栏的关闭，正常生产期间禁止人员通过进入转载机。

4、工作面前、后溜子、转载机司机必须专职，严禁兼职其它工作。

5、工作面前、后溜子、转载机、皮带均设固定操作位置，严禁司机在减速箱、电机、设备边沿上方开车，严禁人员站在运行中的电机、减速箱等设备边沿上方。

6、工作面前、后溜子出现较大炭块、矸石需要处理时，必须停机并闭锁，将转载机停止运转后，方能处理。

7、综采工作面人员特殊情况下确需进入运输机道时，必须与前溜子司机联系好，转载机及溜子必须停止运行，并闭锁后人员快速通过。

其他未尽款项：端头支护工按《煤矿安全技术操作规程》采煤分册《端头支护工操作规程》执行。

第四节矿压观测
1、工作面进行矿压观测和监控，每一个支架必须安装1个测压表对支架前后立柱进行矿压观测，从端头支架开始每10架设一测点，由验收员观测支架工作阻力并填写监测报表。

2、工作面每10架安装一个KJ21型矿压观测传感器、传感器可以把数据传输到生产技术部矿压组，随时掌握工作面压力情况。

第四章生产系统
第一节运输
一、材料运输系统
1、工作面材料下井路线
①地面料场→胶轮车副斜井→胶轮车大巷→5203综放面辅运顺槽→工作面。

②地面料场→胶轮车副斜井→胶轮车大巷→5203综放面运输机道→工作面。

2、老料回收路线
①5203工作面→5203辅运顺槽→胶轮车大巷→胶轮车副斜井→地面。

②5203工作面→5203运输机道→胶轮车大巷→胶轮车副斜井→地面。

二、运煤系统
1、采区运煤路线
①5203工作面→5203运输机道皮带→盘区皮带→集中主运皮带→西盘区皮带→主井煤仓→主井皮带→地面。

②机械设备布置及名称（见附图）
工作面前部使用SGZ1000/2000型、后部使用SGZ1200/2000型刮板运输机，长度分
别为300m。

运输机道内铺设SZZ—1200/700型转载机一部，长度50m，安装PCM—400型破碎机一台。

运输机道选用DSJ/140/25/3×450型胶带运输机一部，铺设长度为2000m。

第二节“一通三防”与安全监控
（一）通风系统
1、通风路线
地面→2#副井→运输大巷→5203主运顺槽→5203工作面→5203辅运顺槽→5203回风联络巷→总回风大巷→风井→地面。

2、风量计算
工作面采用全负压通风，工作面实际需要的风量，应按照瓦斯、二氧化碳绝对涌出量和爆破后有害气体产生量及工作面的气温、风速和人员等规定进行分别计算，然后取最大值作为工作面的需要供风量，因此根据?矿井通风技术?和?徐矿司【2005】164号文?计算综采工作面需要风量如下。

（1）按气象条件计算
Q采1=Q基本×K采高×K采面长×K温（m3/min）
式中：Q采1……采煤机工作面需要风量，m3/min；
Q基本……不同采煤方式的工作面所需的基本风量，m3/min；
K采高……采煤工作面采高调整系数；
K采面长……采煤工作面倾斜长调整系数；
K温……采煤工作面温度调整系数。

Q基本=60×V采1×S采max×70%（m3/min）
式中：V采1……采煤工作面适宜风速，从防尘角度考虑，取V采=1m/s
S采max……采煤工作面最大控制时净断面积，m2。

S采max=工作面最大控顶距×工作面实际采高—输送机、支架等所占的面积，m2。

工作面最大控顶距7.8m，最小控顶距7.0m，实际采高3.5m，面长300m，本工作面气温取12℃。

输送机宽×高=（1.55×0.345）+（1.25×0.345）=1.05m2。

支架所占面积=顶梁前梁占面积+掩梁占面积+尾梁着面积+座箱占面积+立柱着面积
=（3.56×0.61+1.6×0.30）+（1.815×1）+（1.45×0.36）+（3.045×1.37）
+（1.5×0.28×2）
=2.17+0.48+1.815+0.52+4.1+0.84=9.92 m2。

S采max=7.8×3.5-1.05-9.92=16.3m2
Q基本=60×1×16.3×70%=685m3/min
K采高按表1取1.46；
K面长按表2取1.0；
K温按表3取1.0；
Q采1=685×1.46×1.0×1.0=1000（m3/min）；
（2）按瓦斯绝对涌出量计算
Q采2=100×q采×kcll4 （m3/min）
式中：Q采2……采煤工作面实际需要风量，m3/min；
q采………采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量，m3/min；
Kcll4………采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数。

100………采煤工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。

q采=1.72m3/min；
Kcll4=2
Q采2=100 ×1.72×2 =344m3/min；
（3）按工作面适宜风速计算
Q采3=60×V采×S采平均
式中：V采3……采煤工作面风速，m/s；
S采平均…采煤工作面最大和最小控顶净断面积的平均值，m2。

V采3按表3取1.6m/s；
S采平均=（S采max+S采min）/2 。

S采min＝最小空顶距×采高-输送机、支架等所占的面积，m2
S采min＝7×3.5-（1.05+9.92）＝13.5m2
S平均＝（16.3+13.5）/2＝14.9 m2
Q采3＝60×1.6×14.9＝1430 （m3/min）
（4）按采煤工作面同时作业人数计算
Q采4>4N （m3/min）。