23511回采工作面作业规程.doc

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1、编号：EKCMZ200923511澄合煤业有限责任公司二矿回采工作面作业规程工作面编号:23511回采工作面二九年六月三日23511工作面作业规程编制单位: 采 煤 三 队编 制 人: 袁 海 涛技术负责: 袁 海 涛采煤队长： 会审意见会审单位及人员签名：公司总工程师： 年 月 日公司安全副总： 年 月 日公司采掘副总： 年 月 日公司机电副总： 年 月 日生产科： 年 月 日安检科： 年 月 日机电科： 年 月 日通风区： 年 月 日运输区： 年 月 日煤质科： 年 月 日劳资科： 年 月 日调度室： 年 月 日 计划科： 年 月 日地质组： 年 月 日目 录第 一 章 工作面地质概况5第

2、 二 章 采煤方法及回采工艺13第 三 章 顶板管理方法15第 四 章 通风、瓦斯、煤尘管理35第 五 章 采区运输、供电系统及设备41第 六 章 劳动组织和循环方式46第 七 章 回采工作面主要经济技术指标46第 八 章 安全技术组织措施52初采措施67末采措施81第 九 章 避灾路线98第 十 章 规程贯彻记录99第一章 工作面地质概况第一节 23511工作面位置及井上下关系表1 工作面位置及井上下关系表水平名称二水平采区名称三采区地面标高682.7M620M井下标高330M364M地面相对位置工作面位于南窑村以东至四采边界。回采对地面设施的影响回采一般只引起地面裂缝，不影响农田耕种。井下

3、位置及与四邻关系工作面位于二水平三采区东翼以南，北为23509工作面采空区，南为南尧断层破碎带及东一采区采空区，西分别与三采区集回巷，三采区皮带巷等相通, 东为二矿四采区。走向长度/M769倾向长度/M48-108面积/59982第二节：煤层表2 煤层情况表煤层厚度（M）2.9-5.0煤层结构0.1（0.2）1.0（0.1）0.7（0.1）1.8煤层倾角/（）5184.010开采煤层5硬度2.13.0煤种贫瘦煤稳定程度稳定煤层情况描述煤层厚度受构造等因素影响，变化较大，但总的来讲仍属较稳定的煤层。结构复杂，含矸3层，矸石层将煤层分为四个自然分层，分别为护顶煤、稍煤、中煤、底煤。第三节 煤层顶底

4、板表3 煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度/M岩性特征老顶砂质泥岩9.2深灰色，钙泥质胶结，层面含大量白云母片。直接顶砂质泥岩0.69深灰色，含黄铁矿结核及碳化植物化石，不稳定，俗称“五尺渣”。伪顶泥 岩0.05灰黑色，含碳化植物化石和细小白云母片。直接底石英砂岩1.4灰色、细粒，硅质胶结，致密坚硬。老 底粉砂岩3.9灰色，局部含植物茎部化石，上部为砂质泥岩。工作面地层综合柱状图见图2第四节 地质构造23511工作面煤岩层总体呈南西高、北东低的趋势。该面褶曲构造较发育，使的巷道起伏变化较大，特别是回风巷69007100线之间主要呈现为一个较大的向斜构造。表4 断层情况表构造名称走向倾向倾角性

5、质落差对回采的影响程度回F113530正2.0米较 大F214030正2.5米较 大F33055正0.6米小切F417525正2.0米较 大运F515535正2.5米较 大F6近东西40正1.7米大F735060正0.8米小F820540正0.7米小F913531正3.0米较 大F108035逆0.7米小该面所揭露的断层构造大小共8条，其中F1、F2和F9判断为同一条断层，F4和F5判断为同一条断层。断层位置及产状参数等见图，工作面运输巷、回风巷、开切眼示意图：第五节 水文地质一、 水文地质分析分析1、该工作面运输巷受其南部南尧断层破碎带的影响，断层和节理较发育，它们成为东一采区采空区积水的良

6、好通道，将大量积水导入该巷，造成不必要的损失。2、由电发探测资料可知，该工作面自回风巷向运输巷有异常变大的趋势，在运输巷一侧低阻异常增大，特别在运输巷66006640线、67306780线之间，底板有效隔水层趋于零，推断为南窑断层裂隙发育带影响所致。二、 涌水量1、 正常涌水量：510（m3/h）2、 最大涌水量：1020（m3/h）三、 地质部门的建议： 建议该面在回采前配备足够的排水设备及相应的排水设施，同时在运输巷66006640线、67306780线之间，采取相应的防治水措施，以确保该工作面的安全回采。第六节：影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况表5 影响回采的其他地质情况表瓦

7、 斯低 瓦 斯煤 尘有爆炸危险煤的自燃无自燃现象地 温200C地 压正常普氏硬度（f）煤 层类 矸直 接 顶直 接 底2.13.02.22.83.856.07.8二、地质部门的建议1、该工作面运输巷受其南部南尧断层破碎带的影响，断层和节理较发育，对回采工作造成一定的影响，建议回采前配备足够能力的排水设施，以确保安全回采。2、由电法探测资料可知，该工作面底板以下存在三个异常区，底板有效隔水层趋于零，推断为南窑断层裂隙发育带影响所致。区队应采取相应的防治水措施。3、由以往对南窑断层的认识和电法探测资料可知，南窑断层为局部导水断层，因此必须留设不少于20米的防水煤柱。4、涌水量的预计只是针对5号煤层

8、顶板砂岩裂隙水，对于奥灰水出水量则难以预计，因此在配备排水设施时必须充分考虑到这一点。第七节：储量及服务年限一、 工作面储量表6 工作面储量情况表工作面块段走向长（m）倾斜长（m）斜面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（万吨）回采率（%）可采出量（万吨）2351176978(平均)599824.01.4234.168.623.4二、工作面服务年限工作面服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）/10 =（689/72）/10 =0.96（年）根据以上公式计算得出，该工作面服务年限为0.96年。第二章 采煤方法及回采工艺一、采煤方法： 本工作面走向长壁式布置，高档普采, “”型梁支护，

9、人工清理老空侧网下浮煤，全部垮落法管理顶板。 二、回采工艺： 、落煤方式：采煤机割煤自破自装，人工清理老空侧网下浮煤。 采煤机主要技术参数 、型号4MG-200-W1双滚筒采煤机 、采高:1.52.91M 、牵引速度:05.5M/min 、截深:630mm（实际600mm） 、滚筒直径:1.4 M 、卧底量：130310mm 、转速：47n/min 、牵引方式：液压无链牵引 截割方式：双向割煤,往返进一刀。 、进刀方式： 中部斜切进刀（见示意图：1）进刀长度不小于20M。 、装煤：沿采煤机牵引前进方向，前滚筒割上刀，后滚筒割底刀，自割自装，人工清理浮煤。 、 运煤方式： 1)机组割煤:由SGD

10、-630/220型刮板输送机运出工作面SGW-40T转载机运输顺槽SPJ-800吊挂皮带三采区皮带巷固定皮带溜煤眼矿车运到地面。 2) 清理老空侧网下浮煤由22型刮板输送机（以下称为小溜子） 运出工作面顺槽（SGW-40T转载机运输顺槽SPJ-800吊挂皮带） 三采皮带巷固定皮带溜煤眼矿车运到地面。 、支护形式： 本工作面使用DZ-2500型液压单体支柱配合HDSB-2800型型钢梁成对使用进行支护。HDSB-2800型“”型梁技术特征表(含HDJB-4400型)特征规格长 度（mm）梁体承载能力调直处理硬度（HB）梁身断面高度（mm）重量 （kg）许用（KN）最大（KN）HDSB-28002

11、8003004003003509656.224HDSB-480048003004003003509696.602第三章 顶板管理方法 一、顶板管理方法的确定： 、顶板控制设计： 根据工作面综合柱状图，沿石底采底煤，托煤顶开采，煤层直接顶为砂质泥岩，厚0.69M，老顶为砂质泥岩， 厚9.2M。该工作面为复合顶板，煤顶、直接顶和老顶岩性不同分层，强度不一，顶板管理选用全部垮落法。 、直接顶和老顶运动参数的确定。 根据同采区的工作面顶板运动参数，直接顶垮落步距为710M，垮落方式各层几乎同时垮落；老顶岩层强度较大，初次垮落步距为1522M；周期来压步距58M。 、支架对顶板工作方案及控顶距大小的确定

12、。 支架必须适应直接顶离层时给定的载荷，同时必须有一定的可缩性，能适应老顶断裂下沉时对支柱的给定变形，即支柱的承载能力必须大于控顶距内直接顶给支柱的自重载荷。 为减小支架所承受的作用力，又能满足安全生产的需要，该面最大控顶距为4100mm,最小控顶距为3500mm。 二、工作面支护设计： 、工作面支柱选型： 支架既有一定支撑力，又要有一定可缩量。 大Mmax-f-b=2200-10-96=2094(mm) 小=Mmin-f-b-c-e=2100-10-96-200-40=1754(mm) 其中: max-最大采高 min-最小采高 f-背顶材料厚度 b-顶梁厚度 c-允许支柱下沉量 e-回柱时

13、下落最小高度 DZ-2500型支柱适应范围：17402540mm，满足设计要求。 、支架合理支护强度的计算： （）支架支护由控顶和护底两部分组成，控顶为尼龙网及背板配合使用，托住棚间散岩体，护底要求支柱钻底量超过100MM或存在软底时，支柱必须穿鞋。 背板规格:长宽厚:1200mm100mm50mm 柱靴:使用规格为30030080mm 柱帽规格：长宽厚 40030050mm （）支护强度计算： P2(24) MY (48)2.22.035.2(T/平方米） 式中：48取最高值8 P-支柱支护强度 M-设计采高 Y-岩石容重2.0T/平方米 故：支柱的支护强度为35.2T/平方米 、支柱实际支

14、撑力： TBZB250.90.9=20.25（T/根） 式中: T-支柱工作阻力 T/根 B-支柱额定工作阻力,取25 T/根 Z-支柱承载不均匀系数，0.80.9（取0.9） B-支柱本身增阻系数，0.850.95 （取.9） 、工作面支架支护密度及柱、排距 理论支护密度： np/T35.220.25=1.768（根/平方米）式中：n-工作面理论支护密度 T-支柱有效支撑力 -支架承载强度 合理棚距：G1/(nL1)=60.9/(1.7684.1)=0.745(M)T2/(nL2)=80.9/(1.7686.0)=0.92(M)式中:G-工作面合理棚距T -抬棚合理棚距1-工作面对棚固定柱数

15、 6根2-抬棚对棚固定柱数 8根-对棚不均衡系数，取0.9n-理论支护密度1-工作面最大控顶距2-抬棚最大控顶距 所以工作面棚距取0.7M,，抬棚棚距取0.6M，均满足支护要求,又保证行人畅通. 验算实际支护强度及支护密度: 工作面实际支护密度n=(1.V）/（1) =(60.9)/(4.10.7)=1.882（根/平方米)抬棚实际支护密度n=(2.V）/（2)=（80.9）/（6.00.6）=2（根/平方米) 式中：1-工作面对棚固定柱数 6根2-抬棚对棚固定柱数 8根 -对棚不均衡系数，0.91-工作面最大控顶距2-抬棚最大控顶距-设计棚距0.7M-设计棚距0.6Mn-工作面实际支护密度n

16、-抬棚实际支护密度G实-工作面实际支护强度T实-抬棚实际支护强度 实际支护强度： G实1/(N1.V) 4.10.735.2/(60.9)18.708(T/根) T实2/(N2.V) 6.00.635.2/(80.9)=17.6(T/根) 比较:工作面实际支护密度（为1.882根/平方米）及抬棚实际支护密度（为2根/平方米），大于实际理论支护密度1.768根/平方米。实际支护强度18.708(T/根)、17.6(T/根),小于支柱实际工作阻力20.25T/根，说明工作面支护及抬棚支护设计合理。 、初撑力计算及泵站压力验算： （）为了防止直接顶离层，支柱必须有效支撑顶板，初撑力为： 1.Sin

17、初=A(Cos+-)/G f sin10 =(4.0-2.2)+1.72.0(CoS10+-)/1.57 0.3 =5.5 (T/根)=53.9(KN/根)70 KN 式中:A-直接顶单位面积重量 f-软硬岩层间摩擦系数,0.3 -煤层倾角 平均倾角为10 G-设计支柱密度 （） 泵站压力为18a时，能提供给支柱初撑力为： D2 3.14(1010) P=-泵-1800.8 4 4 =11309.72(kg)=110.84KN70KN 式中:-提供压力 泵-泵站压力180kg/平方厘米 -油缸直径， 10厘米 -有效压力率 0.8 经以上计算，根椐澄合便发（2005）21号文件规定，该面支柱初

18、撑力规定不小于70KN，泵站压力不小于18Ma能满足支护要求。 三、工作面顶板管理： 、采面支架规格（见附图2）采用2800mm长“”型钢梁成对使用, 错梁齐柱式布置交叉迈步前移，棚距700mm，每对棚对间隙100mm, 迈步步距600mm,老空侧每根梁下设三根支柱，四排管理, 由煤壁向老空方向第一、二排间距600mm为人行道；第二、三排间距900mm为小溜子道； 第三、四排间距600mm为材料道，最大控顶距4100mm， 最小控顶距3500mm，用DZ-2500型单体支柱支护，尼龙网护顶，采高2200mm。 工作面移棚工艺（见附图3） ）机组割煤后，将老空支柱（6#）回撤至靠小溜子煤壁侧，打

19、在超前梁人行道支柱（2#）后100mm处升起。 ）前移滞后梁，前移时先降下人行道支柱(5#) ,临时打在顶板上，再缓慢、平稳降下电缆架棚支柱(4#) ,使型梁随着支柱平稳，匀速下落，操作时一人观察顶板看安全，两人配合扶梁、降柱。支柱降下后，一人扶柱，两人配合抬梁前移。前移到位后升柱，人站在型梁倾斜上方用手扶起支柱，使“”梁紧随支柱平稳、匀速升起，梁升起打牢后降下人行道支柱（）打在“”型梁上。 ）工作溜推过后，将前移梁老空柱（）打在紧贴电缆架处，将未移梁的中柱（）打在紧贴电缆架处。 ）清理老空侧网下浮煤后，降下前移梁老空支柱（）临时打在顶板上，拉过小溜子后，将该柱（）运过小溜子打在前移梁老空侧端

20、头100mm处，（该柱向老空方向戗13）移梁结束。 、超前替换支架规格 ）机头替换（附图4）:尺寸：长宽：5M3.2M抬棚为“三对六根”4.4m长“”型钢梁成对使用， 错梁齐柱，一梁四柱，迈步步距1200mm，棚距600mm,每对棚对间隙100mm，每组棚间切顶线处打一根带帽点柱做为密柱。工作面与机头抬棚相邻使用3.4米长“”型钢梁成对使用，连续2对进行过渡。 a、该棚距为0.6米，一梁三柱，且每排支柱必须与抬棚相应支柱成直线。 b、该棚每茬与工作面2.8米长梁一同迈步，迈步步距为0.6米。每班最后一茬在正常移完梁后，在煤壁侧超前梁的梁头加打一根支柱。且加打支柱不能翻越溜子机头。c、过渡棚与抬

21、棚的老空侧齐。超前替换：超前替换不小于5米，超前替换由原巷道在煤柱侧打眼放炮劈帮形成0.6M宽。煤柱侧做为人行道，人行道宽0.7M。炮眼布置图及装药量：1、3040400180010002、3040300260075项目炮眼名称眼深 （mm）眼距（mm）角度装药量 （kg/眼）雷管号 （段）水平垂直上眼700800-10007530-400.12-5下顶眼700800-10007530-400.22-5 支护：由煤柱侧向工作面方向依次为一根HDJA-800型铰接梁，两根HDJA-1200型铰接梁相互铰接一棚五柱进行支护（见附图6-A），棚距600mm，铰接梁支柱打在铰接梁耳头100mm处。抬棚

22、靠煤柱侧最外面的一对4.4m “”型钢梁，抬住HDJA-1200型铰接梁。及时前移抬棚梁； HDJA-800型铰接梁和HDJA-1200型铰接梁老空撤顶时回出。煤柱侧HDJA-800型铰接梁和HDJA-1200型铰接梁必须使用板销，所用板销老空撤顶时回出。 ）机尾超前替换（附图5）: 尺寸：长宽：5M2.6M 抬棚为“两对四根”4.4m长“”型钢梁成对使用，错梁齐柱，一梁四柱，迈步步距600mm，棚距600mm,每对棚对间隙100mm，每组棚间切顶线处打一根带帽点柱做为密柱。 超前替换支护为：超前替换不小于5米，由煤柱侧向工作面方向，依次为一根HDJA-800型铰接梁，一根600600铰接梁，

23、一根HDJA-1200型铰接梁相互铰接一棚四柱进行支护，棚距600mm, 十字梁轴线平行于顺槽中线, 一棚四柱进行支护（见附图6-B），铰接梁支柱打在铰接梁耳头200mm处。抬棚靠煤柱侧最外面一对抬棚与十字梁铰接的附图：6-A说明：1、支护顺序： 2-3-1； 2、回撤顺序：撤正头顶时：1-3-2； 3、2为600600十字铰接梁； 3为HDJA800型铰接梁，1为HDJA1200型铰接梁。机头十字梁支护与回撤示意图说明：1、支护顺序： 2、回撤顺序：撤正头顶时：1-2-3； 3、3为HDJA800型铰接梁； 1、2为HDJA1200型铰接梁。机尾十字梁支护与回撤示意图附图：6-B煤柱侧工作面

24、侧123煤柱侧工作面侧123HDJA-800型铰接梁 ，铰接耳头有200mm富余，及时前移抬棚梁，所有铰接梁及十字梁老空撤顶时回出。工作面与抬棚相邻使用3.4米长“”型钢梁成对使用，连续3对进行过渡。 （1）、该棚距为0.6米，一梁三柱，且每排支柱必须与抬棚相应支柱成直线。 （2）、该棚每茬与工作面2.8米长梁一同迈步，迈步距为0.6米。每班最后一茬在正常移完梁后，在煤壁侧超前梁的梁头加打一根支柱。且加打支柱不能翻越溜子机尾。 （3）、过渡棚与抬棚的老空侧齐。 ）上下出口高度不小于1.8M，机头抬棚每两循环前移一次；机尾抬棚每茬前移。、两巷超前支护：1）、机头运输顺槽：（1）、距工作面05M范

25、围内为超前替换。（2）、520M范围内使用HDJA-1200型铰接梁相连平行于巷道轴线双排打在工字钢梁下，排距1M，单体支柱柱距0.8M。（3）、必须拉线支设保证两排HDJA-1200型铰接梁的平行和单体支柱的线性管理。）、机尾回风顺槽：（1）、距工作面05M范围内为超前替换。（2）、520M范围内使用HDJA-1200型铰接梁相连平行于巷道轴线双排打在工字钢梁下，排距1.2M，单体支柱柱距0.8M。（3）、必须拉线支设保证两排HDJA-1200型铰接梁的平行和单体支柱的线性管理。3）、工作面组织多循环时，转载机尾滞后工作面小溜子头1.5M必须对转载机进行缩短。4）、两巷超前支护距离必须保证不

26、小于20米距离，两巷压力增大时，根据情况加长超前支护。 5）、机尾替换十字梁必须与相连的绞接梁、十字梁绞连，所有单体支柱用防倒绳拴好。6）、打超前支护时必须使用好防倒绳。7）、打超前支护时，HDJA-1200型铰接梁和工字钢梁接触面必须使用小块木板（12012020mm）垫衬；来保证不打滑。 A、工字钢弯曲时，铰接梁必须背平。 B、巷道支架起伏超过5架棚时可重新挂梁，必须保证铰接梁铰接率不小于90。 、上下顺槽替换及回撤： ）替换时先对原工字钢上部背板进行维护，保证背板背顶严实，联网质量合格，严禁有断头背板外露。替换前先调平顶板，十字梁先架设好，再架铰接顶梁，保证十字梁和同组铰接梁及前后十字梁

27、绞接使用，坚持先支后回。架棚时，一人扶梁，一人扶柱，先挂好梁，接着背顶，最后升柱。 ）劈帮范围必须铺网，并与原巷道铺网连接好。保证抬棚范围与工作面同时铺网。 ）十字梁轴向梁头与工字钢梁间隙大于300mm时，必须使用两根1.2米铰接梁铰接使用，平行于工字钢棚一棚二柱形式做好临时支护，架设十字梁棚时，再做调整。 ）上下顺槽采用人工放顶回撤方法回撤，由里向外逐架进行。放顶前先检查支架完好状况，如十字梁、铰接梁和抬棚少支柱缺密柱等，缺时必须先补齐再回撤，回撤棚时必须在回撤的最后一排加打两根戗柱，并清理好退路的情况下，用长柄工具（长度不小于0.5M）进行放顶，回撤时先回绞接梁，后回十字梁，坚持先支后回。

28、两人配合，一人看安全，一人降柱扶梁，先柱后梁，清理好退路。 ）回风顺槽切顶线应与工作面齐。必须每茬移抬棚梁，保证切顶线超前工作面切顶线。放出的十字梁，绞接梁、单体支柱外运到指定位置堆放整齐， 超前20M范围内严禁有任何设施及杂物堆放。 ）上下顺槽放顶后，必须加打根拦头密柱。 ）用机械回工字钢或拉溜子时执行操作规程有关内容， 回绞距回棚地点1530M，连接绳必须用专用锚环固定螺丝，把螺丝上紧；所有人员远离回棚地点，绳道内严禁站人，信号工必须远离拴绳12M以外安全地点看安全，绳不得损磨支架及设备。 、工作面所需支护材料： HDSB-2800“”型梁： 工作面：(110/0.7+1)2=318（根）

29、 HDSB-4400“”型梁 前后缺口：32+2210（根） DZ-2500型单体支柱：（正常情况）工作面支柱+两头抬棚支柱+两超前替换超前+挡头密柱+顶溜器压柱=(110/0.7+1)6+(32+22)4+(5.4+1) /0.62(5.4+1)/0.62+（15+15）/0.82+(32)+ (110/4.5)11139（根） 初采：套棚:(110/0.7+1)2=318(根) 总计：1457根 HDJA-800型铰接梁 (5+5.4)/0.6+12=38根HDJA-1200型铰接梁(5+4.8)/0.6+11+（15/1.2+1）4（5+4.8）/0.6+1=92根 600600十字梁：

30、 (5+4.8)/0.6+11+=18根 、备用材料规格、数量：）半园木：180220mm2.0M 1.0立方米）塘材(背板):长宽厚：1.2M10050 1.0m3 ）编织网：101.3 11卷(143)）长 料：1602204000 4根 ）支 柱： 40根）“”型梁：2.8M 20根 4.4M 4 根 ）绞接梁：15根 ）十字梁：5根 ）柱 鞋：30个 10）柱 帽：30块 以上物料堆放于距工作面50M以外， 安全宽畅处，堆放要求执行矿发（2007）53号“井下像工厂”标准文件。、坑木等材料消耗基础表：项目种类规格使用量回收率（）复用情况损失情况每循环补充数量消耗定额m3/KT长度M直径

31、cmM3/根根M3复用率复用量损失率损失量塘材1.2100.004720020.94280800.60122200.18420.18421.4341板梁2.2180.0254421.066880900.768100.10.11.0702尼龙网10宽6600010066320.1背板1.2140.004720020.3102280800.62200.18420.18421.4341第四章 通风、瓦斯、煤尘管理 一、风量计算： 、按工作面温度计算： 采60.V.S (立方米/min) 600.88.74=419.52立方米/min 式中S-回采工作面最小与最大控顶断面积的平均值 单位:平方米 S平

32、=(4.1+3.5)/22.3=8.74平方米 V-回采面温度与其需要的对应风 单位：m/秒 根据对应表选择V0.81.0m/秒 取1m/秒 、按沼气涌出量计算： 采100.CH4采.K=1001.981.5 297.6(立方米/min)式中： CH4采-采煤工作面及其两巷的沼气绝对涌出量 单位：立方米/min 式中：CH4采参照本采区瓦斯异常的23501工作面最大绝对涌出量计算,即QCH4采取值1.98立方米/min。 -通风、瓦斯系数 取1.53、按炸药量计算：采25A2512300立方米/min式中：-采煤工作面一次爆破的最大炸药用量 单位：公斤4、按风速验算： 取计算的最大值风量420

33、立方米/分进行验算 最低风速验算：15.max15(4.12.3) 141.45 m3/minQ采式中：max-回采工作面最大控顶面积15煤矿安全规程规定采煤工作面最低风速。 最高风速验算： 240min240(3.52.3)1932 m3/minQ采式中：min-回采要作面最小控顶面积240煤矿安全规程规定采煤工作面最高风速。通过以上验算可以得出,141.45m3/minQ采1932m3/min，符合煤矿安全规程规定的要求。 采420（立方米/min） 根据以上计算，确定23511回采工作面的需要风量为420m3/min。 二、通风系统： ）工作面上下安全出口符合作业规程要求，两巷物料堆放断

34、面不超过巷道断面1/3，确保出口畅通。 ）保护好所属区域内通风设施，通过风门应随手关闭，严禁用车顶撞风门或把矿车卡在风门中，严禁将两道风门同时打开，造成大量漏风。 ）通风设施前后M巷道支护良好，不允许堆放杂物，无积水，无淤泥。 三、防尘系统： 、工作面进回风巷两顺槽防尘设施的设置和要求： )工作面各转载点有完善的喷雾洒水装置，喷雾装置灵敏可靠，使用正常。 )进回风两顺槽距工作面30M以内安装一道净化水幕,正常使用,风流净化水幕要求能够封闭全巷道断面,且雾化良好。 )巷道不得有超过厚度大于2mm，连续长度超5M的煤尘堆积， 巷道积尘定期清理，距工作面50M范围内由采煤队负责，每班冲洗灭尘，50M

35、以外由通风区负责。 )采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。工作面清理老空侧网下浮煤时坚持洒水。 )工作面上下顺槽洒水管路每隔50M设一个三通阀门，并配置不少于30米的洒水软管并盘圈吊挂。 )上下顺槽水管端头要有注水器。 、防尘示意图（见附图7）。 四、隔爆设施的设置地点和要求： 、 距工作面60200M之间，隔爆水袋采取集中式布置，每处水量不少于1200升。 、水袋棚的安设质量及标准，必须符合有关标准，并定期加水维护。五、瓦斯管理：1、机组割煤时，机组司机必须携带便瓦随机连续检测工作面瓦斯情况。2、机尾落山角回撤支架时，必须先检查瓦斯浓度，符合规程要求后再回撤。 3、必须加强机尾落山角的瓦斯检测与管理，及时回撤落山角支架，防止瓦斯积聚发生。六、监控系统：1、瓦斯传感器布置位置及吊挂必须符合下列规定；断电、复电、报