林丰煤业+644m水平一采区防突设计.docx
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林丰煤业+644m水平一采区防突设计
华蓥市林丰煤炭有限责任公司红岩煤矿
+644m水平一采区
防治煤与瓦斯突出专项设计
华蓥市林丰煤炭有限责任公司
二○一四年三月
华蓥市林丰煤炭有限责任公司
+644m水平一采区
防治煤与瓦斯突出专项设计
编制：
总工程师：
项目负责人：
华蓥市林丰煤炭有限责任公司
二○一三年三月
附图：
1、瓦斯抽采系统示意图
2、封孔工艺与管道连接示意图
3、底板穿层网格抽放钻孔布置示意图
4、石门揭煤控制突出煤层的前探钻孔布置示意图
5、石门排放瓦斯钻孔布置示意图
6、煤巷掘进工作面预测孔布置图
7、煤巷掘进超前钻孔控制范围平面示意图
8、煤巷掘进超前钻孔控制范围剖面示意图
9、煤巷掘进防突检查孔布置示意图
第一章矿井概况
一、地理位置
华蓥市林丰煤炭有限责任公司（红岩煤矿）地处华蓥市溪口乡马鞍山村三百梯境内，行政区划属华蓥市溪口镇管辖。
二、地形地貌
矿井位于华蓥山中部的南坡，地形起伏较大，沟谷发育，坡陡、谷深。
井田范围内为北高南低的深切割山区地貌，最高海拔标高为（朝天寺）+1438.40m，最低海拔标高为（甘河沟）+700m，相对高差794m。
区内植被发育，森林覆盖率达80%。
三、地质概况
（一）区域地质构造
从区域上看，华蓥山复式背斜是川中褶带与川东褶带的分界线，其构造形迹以褶皱为主，断裂次之。
主要有华蓥山复式背斜、华蓥山大断裂。
华蓥山复式背斜：
西为华蓥山大断裂，左邻合川向斜；东界为绿水洞背斜和碑石崖背斜，右邻邻水向斜。
复式背斜以宝顶背斜和绿水洞、碑石崖背斜为主体以及其间的众多次一级背、向斜组成，向斜多位于华蓥山高处的低凹槽谷。
断裂常发育在背斜北西翼或近轴部，背斜西侧者断面向南东倾，东侧者断面向北西倾，皆为与褶轴方向一致的冲断层。
复式背斜北段较简单，中南段较复杂。
褶皱主要呈右列展布，部分呈左列。
华蓥山大断裂：
川中褶带与川东褶带的分界线，呈北东走向，具有成生早，延续活动时间长的特点。
北起大巴山以南，南止宜宾，多隐蔽于地腹。
地表披露部分实际为一断裂带，北起广安天池，南止重庆文星场。
主要有华蓥山断层。
（二）瓦斯地质条件
矿井位于三百梯向斜的东翼，呈单斜构造。
三百梯向斜又为华蓥山龙王洞背斜与宝顶背斜间的次一级向斜褶曲构造，北起朝天寺，经南塘弯向南延伸。
向斜构造成U状，轴向在井田南部为北30。
东，向北逐渐为北5。
东，为一东陡西缓的不对称向斜。
东翼倾角45。
～60。
，西翼倾角24。
～60。
，向斜由北向南、由浅向深，倾角逐渐加大。
轴面倾向南西，倾角80。
，北端近直立，枢纽倾向南西，倾伏角18。
～21。
，由南向北逐渐加大。
向斜槽部山脊为三叠系，向斜东西翼之翘起部分依次露出乐平统及阳新统地层。
东西两翼煤层均露出完整。
矿井地质构造较简单，井下发现的次级褶曲和断层较少，煤层倾角变化不大。
由于三百梯向斜向斜轴部煤层埋深大，为瓦斯赋存创造了较好条件，该向斜构造对本矿瓦斯赋存条件起控制作用。
K1煤层厚度1.5～3.0m,平均厚度2.2m，倾角42。
～47。
，平均倾角45。
，井田内煤层厚度、结构和产状变化不大。
矿井瓦斯等级鉴定资料，矿井绝对涌出量4.84m3/min,相对瓦斯涌出量24.2m3/t,属煤与瓦斯突出矿井。
在+785m水平以上的煤层掘进过程中曾多次发生煤与瓦斯突出事故，造成人员伤亡及财产损失。
该区域位于技改扩能工程移交生产水平（+719m水平）的上部。
矿井开采的是二叠系乐平统龙潭组K1煤层，根据2014年5月委托中国矿业大学对华蓥市林丰煤炭有限责任公司煤层瓦斯参数测定研究报告：
1、煤层赋存情况
据矿区最终勘探报告，勘探区内含煤地层为二叠系龙谭煤系煤层，在龙谭煤系各亚层中共含有煤层及煤线7层：
其中P2l1含煤四层，P2l3含煤一层，P2l5含煤二层；自下而上编号为K0、K1、K2、K3、K4、K5、K6，其中K1层煤厚度大而稳定，为主采煤层；K4煤层是极薄煤层，厚度0.22m左右，不能单独开采，仅作为开采K1煤层时的保护层开采；其余各煤层均无开采利用价值。
（1）K1煤层：
位于龙潭组第一亚层底部，距茅口灰岩12米左右，其特征是：
该煤层为一复煤层，一般含两层夹矸，但每一层夹矸厚度多在0.2m以下，夹矸多为黑色炭质页岩。
K1煤层厚度1.3～2.7m，平均1.5m。
K1煤层直接顶板为黑色页岩，具水平层理，上部含粉砂及少量动物化石，夹薄层菱铁矿或球状铁矿。
底板为深灰色粘土岩。
（2）K4煤层：
位于龙潭组第一亚层中上部，其特征是：
灰黑色页岩及砂质页岩，局部夹薄层硅质灰岩一层，顶部邻近有极薄煤层一层，编号K4，厚为0～0.35m.平均0.23m左右，距K1煤层法线距离22m，可作为K1煤层保护层局部开采，页岩中有菱铁矿结核多层，厚数厘米到20厘米。
2、煤质特征
（1）煤的物理性质及煤岩特征
①物理性质
K1、K4煤层颜色为黑色，条痕褐黑色，玻璃光泽，平坦状断口。
具粒状、粉状结构，层状条带状块状构造。
宏观煤岩类型属暗亮煤。
煤牌号为贫煤。
显微有机组分含量95.5～88.9%，无机组分含量4.5～11.1%。
（2）煤的化学性质及煤种
根据四川省川东煤炭质量监督检验中心提供的化验资料，矿区所采煤层煤质主要指标如下表：
表1-1原煤工业分析指标表
煤层代号
灰分
（%）
挥发分
（%）
水份
（%）
全硫
（%）
发热量
（MJ/kg）
K1
26.99
13.72
2.2
0.63
24.5
K4
35.25
19.51
2.1
/
20.80
煤的元素组成
煤层元素组成均以碳元素（Cdaf）为主，含量达82.07～85.64%；其次为硫和氧元素（Sdaf+Odaf）的含量，在8.18～11.20%之间；氢元素（Hdaf）的含量为5%左右；氮元素（Ndaf）含量均小于2%。
灰成分及灰熔融性
煤层灰成分均以酸性矿物（SiO2、Al2O3、Ti02）为主,易熔组分的含量均低于高熔组分的含量。
煤灰熔融点软化温度在1260℃～1450℃之间，属高熔灰分煤层。
煤的粘结性
K1、K4煤层为不膨胀熔融粘结，粘结性弱。
综上所述,K1煤层属富灰中硫低磷烟煤。
K4煤层属富灰低硫低磷烟煤。
（3）煤的工业用途
根据各煤层的化学成份，该矿区原煤主要用于动力用煤及民用煤，煤矸石可作水泥、制砖。
（4）煤的破坏类型分析
中华人民共和国安全生产行业标准AQ1024-2006即《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》对煤的破坏类型的描述如下表。
表1-2煤的破坏类型分类表
破坏类型
光泽
构造与构造特征
节理性质
节理面性质
断口性质
手试强度
I类
（非破坏煤）
亮与半亮
层状构造，块状构造，条带清晰明显
一组或二三组节理，节理系统发达，有次序
有充填物（方解石），次生面少，节理、劈理面平整
参差阶状，贝状，波浪状
坚硬，用手难以掰开
II类
（破坏煤）
亮与半亮
1、尚未失去层状，较有次序
2、条带明显，有时扭曲，有错动
3、不规则块状，多棱角
4、有挤压特征
次生节理面多，且不规则，与原生节理呈网状节理
节理面有擦纹、滑皮。
节理平整，易掰开
残差多角
用手极易剥成小块，中等硬度
III类煤
（强烈破坏煤）
半亮与半暗
1、弯曲呈透镜体构造
2、小片状构造
3、细小碎块，层理紊乱无次序
节理不清，系统不发达，次生节理密度大
有大量擦痕
残差及
粒状
用手捻之可成粉末、碎粒
IV类煤
（粉碎煤）
暗淡
粒状或小颗粒胶结而成，形似天然煤团
无节理，成粘块状
粒状
用手捻之可成粉末
V类煤
（全粉煤）
暗淡
1、土状构造，似土质煤
2、如断层泥状
土状
易捻成粉末，疏松
K1煤层半亮与半暗，弯曲呈透镜体构造，小片状构造，细小碎块，层理紊乱无次序，节理不清，系统不发达，次生节理密度大，残差及粒状，用手捻之可成碎粒，故可知K1煤层与K4煤层均属于III类煤。
K4煤层半亮与半暗，弯曲呈透镜体构造，小片状构造，较小碎块，次生节理面多，且不规则，与原生节理呈网状节理，节理面有擦纹，用手易剥成小块，中等硬度，故可知K4煤层均属于Ⅱ类煤。
（5）煤层瓦斯参数（+644m水平以上）
表1-3红岩煤矿煤层瓦斯参数测定结果
序号
参数名称
K1
K4
1
+644m标高的煤层瓦斯压力（MPa）
0.97
0.25
2
煤体坚固性系数
0.46
0.51
3
瓦斯放散初速度
14.5
6.5
4
煤体破坏类型
III
Ⅱ
5
吸附常数a（m3/t）
14.84
13
6
吸附常数b（MPa-1）
0.93
0.92
7
孔隙率（%）
3.41
4.18
8
真密度（t/m3）
1.7498
1.9012
9
视密度（t/m3）
1.6901
1.8217
10
分析基水分/Mad（%）
2.1
2.2
11
分析基灰分/Aad（%）
49.45
39.46
12
分析基挥发分/Vad（%）
7.18
11
13
分析基固定碳FCad（%）
41.26
47.63
14
钻孔瓦斯流量衰减系数
（d-1）
0.0259
0.0274
15
煤层透气性系数（m2/MPa2d）
0.77
1.1
16
+644m标高的煤层瓦斯含量（m3/t）
12.3
3.9
K1煤层透气性系数为0.77m2/MPa2.d，K4煤层透气性系数为1.1m2/MPa2.d。
根据瓦斯抽采难易程度分类表可知，K1煤层为可以抽采煤层。
3、水文地质条件
井田内向斜成峰，背斜成谷，地形海拔+700～+1438.4m，煤层位于喀斯特石灰岩地层之下，广泛出露的石灰岩为矿井主要含水层，矿井水主要来自石灰岩的溶蚀裂隙水。
地下水接受大气降水补给，受控于大气降水。
地下水主要沿岩层面及裂隙呈线流状态向矿井充水，汇流于坑底，流出坑口。
+911m水平以上，为过去小煤窑老采空区，有老窑积水，曾发生过老窑积水溶洞水的突水事故。
由于井田两侧坡高陡峻，沟谷截角网布，大气降水大部分以地表径流形式排泄，部分渗入地下成为地下水，补给量小，矿井充水少。
因此，矿井水文地质条件简单。
根据预测，矿井主平硐生产水平的一般涌水量为80m3/h，最大涌水量为150m3/h。
第二章+644m水平一采区主要生产系统
一、开拓方式
矿井采用阶梯平硐开拓方式。
+360m主平硐（井口坐标：
X=3337560；Y=36373142；Z=+360）担负矿井的煤炭、矸石、材料、设备和人员的运输及铺设管道及缆线、通风和排水任务；+785m排矸进风平硐（井口坐标：
X=3336848.291；Y=36375124.468；Z=+785.00）主要担负矿井进风、排矸，并兼作安全出口任务。
+911m回风平硐为矿井前期回风井，担负矿井开采一采区（+785m水平）时的回风任务，并兼作矿井安全出口。
矿井后期在井田南翼K1煤层露头处新设回风井（井口标高+735m）。
矿井+785m～+200m标高之间划分为三个水平，即+644m水平、+366m水平和+200m水平。
+644m水平划分一个采区（首采区）。
+366m、+200m水平各划分二个采区。
二、采区巷道布置
将各水平运输大巷布置在K1煤层底板茅口灰岩中，采用伪斜上山（或下山）连接上下各水平运输大巷。
同时设伪斜行人上山（或下山）安装架空乘人装置运输人员，专用回风上山承担回风任务。
+644m水平一采区划分+719m、+644m两个阶段。
在+785m水平四石门及+719m一石门分别掘石门揭穿K4煤层，然后沿K4煤层布置运输及回风巷，沿K4煤层布置开切眼构成采煤工作面，并形成采场通风系统。
K4保护层开采结束，经瓦斯抽放达标后，才开始布置K1回采工作面回采巷道。
K1煤层运输巷通过石门与+785～+719m提升上下部车场相连、运输巷和回风巷通过下煤小眼、柔掩支架工作面与工作面回风巷联通，工作面回风巷通过回风石门与总回风上山相连，形成K1煤层采煤工作面的通风系统。
三、采煤方法
K1煤层根据赋存条件及矿井对倾斜中厚煤层的开采经验，采用伪斜柔性掩护支架采煤法，支架为多边形。
落煤方式：
K1工作面采用爆破落煤方式。
用MZ-1.5型煤电钻打眼，由上向下分段施工炮眼,分段长度根据当班支护情况及运煤情况由当班领导决定，分段由上向下打眼完毕后进行安全检查，符合《煤矿安全规程》后进行装药、爆破。
K4保护层采用俯伪斜分段密集走向长壁采煤方法，放炮落煤。
矿井在+719m水平布置2个回采工作面：
1个K1回采工作面、1个K4回采工作面，均位于一采区一区段南翼；掘进工作面个数为4个：
3个K4半煤巷掘进面，1个岩石底板运输巷掘进面。
开拓准备区与回采区独立，能有效保证安全。
四、煤层开采顺序
采区布置为前进式，回采工作面开采为后退式。
区段开采顺序为下行式，同一煤层先采上区段，后采下区段。
煤层开采顺序：
先开采K4保护层，后采K1煤层，在同一区段同一翼开采时，K4煤层工作面至少超前100m。
五、通风系统
（一）矿井通风方式和通风方法
矿井为“两进一回”通风系统，+360m主平硐、+785m水平为进风井，+911m水平回风平硐为回风井。
矿井采用中央分列式通风方式，抽出式通风方法。
（二）采煤工作面通风方式
采煤工作面采用全负压通风，U形通风方式。
1、K1煤层工作面
新风：
地面→+360m水平主平硐、+785m水平辅助平巷→+644m水平运输平巷、+644-+785m人行、提升上山→+719m底板瓦斯抽放巷→+719m运输石门→K1工作面。
污风：
K1工作面→K1工作面回风巷→+785m回风四石门→+785-+911m回风上山→+911总回风巷→抽出地面。
2、K4煤层工作面
新风：
地面→+360m水平主平硐、+785m水平辅助平巷→+644m水平运输平巷、+644-+785m人行、提升上山→+719m底板瓦斯抽放巷→+719m运输石门→K4工作面。
污风：
K4工作面→K4工作面回风巷→+785m回风四石门→+785-+911m回风上山→+911总回风巷→抽出地面。
（三）掘进工作面通风方式
掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
岩巷掘进工作面和煤巷掘进工作面分别配备2台FBD№5.6/2×11和FBD№5.6/2×7.5型矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机，采用Φ600mm抗静电阻燃柔性风筒供风。
（四）矿井风量及通风阻力
1、矿井需风量
矿井生产时布置2个采煤工作面、4个掘进工作面（3个煤巷掘进工作面，1个岩巷掘进工作面），根据《煤矿安全规程》（2013）第一百零三条的规定，矿井需风量应按井下同时工作的最多人数和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和分别计算，并选取其中的最大值。
（1）矿井总风量计算
1）按井下同时工作的最多人数计算
Q=4×N×K
式中Q——矿井总需风量，m3/min；
4——每人每分钟供风标准，m3/min；
N——井下同时工作的最多人数，102人；
K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，采用中央分列式通风，K取1.2。
Q=4×102×1.2=489.6m3/min
按井下同时工作的最多人数计算矿井需风量为489.6m3/min，取10m3/s。
2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算
Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K
式中∑Q采——采煤工作面需风量总和，m3/min；
∑Q掘——掘进工作面需风量总和，m3/min；
∑Q硐——独立通风硐室需风量总和，m3/min；
∑Q它——除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min；
K——矿井通风系数，取1.2。
①采煤工作面需风量计算
A、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q采=100×q采×KC
式中：
Q采——采煤工作面需风量，m3/min；
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。
本矿井属煤与瓦斯突出矿井，矿井达产时期布置一个保护层（K4）采煤工作面和一个被保护层（K1）采煤工作面，根据四川矿山安全技术培训中心2007年8月编制的《华蓥市林丰煤炭有限责任公司矿井瓦斯抽采利用设计》，K1煤层瓦斯含量12.64m3/t，经瓦斯抽采后开采K1煤层时采煤工作面瓦斯涌出量为3.40m3/min。
K4煤层采煤工作面开采时瓦斯涌出量预计如下：
开采K4煤层时工作面瓦斯涌出量计算：
q采=q1+q2
式中：
q采——回采面相对瓦斯涌出量，m3/t；
q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
K4煤层平均厚度0.23m，工作面采高0.6m，本煤层瓦斯涌出量计算公式为：
式中：
K1——围岩涌出系数，采用全部陷落法管理顶板，围岩碳质组分较少，顶、底板为致密性围岩，K1取1.3；
K2——采煤工作面丢煤涌出系数，其值为回采率的倒数，K4煤层工作面回采率为97%，K2取1.03；
K3——采面巷道预排瓦斯影响系数，采用长壁后退式回采时，K3=（L-2h）/L，K4煤层采用走向长壁后退式开采，巷道煤壁暴露时间按120d计，预排瓦斯带宽度h取12m，采煤工作面斜长L=80m，K3为0.7；
W0——煤层原始瓦斯含量，因K4煤层未进行瓦斯参数测定，按K1煤层瓦斯涌出量取值，取12.64m3/t；
Wc——运出矿井后煤炭的残存瓦斯含量，K4煤层的挥发分为35.25%，根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018－2006）附录表C.1，K4煤层残留瓦斯含量Wc=2.00m3/t。
故开采K4煤层时，本煤层瓦斯涌出量为：
邻近层瓦斯涌出量计算
式中：
mi——第i个邻近层煤层厚度，K4煤层的邻近层K1煤层厚度为1.45m；
M——工作面采高，K4煤采高为0.6m；
——第i个邻近层瓦斯排放率，根据预测方法附录D.3选取K4煤层邻近层K1煤层的瓦斯排放率为0.55；
W0i——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，取12.64m3/t；
Wci——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018－2006）附录表C.1，K1煤层残留瓦斯含量均为2.00m3/t。
则邻近层瓦斯涌出量：
K1煤层：
注：
根据四川探索者地质勘查有限公司于2009年3月提供的《四川省华蓥市华蓥山矿区三百梯矿段红岩煤矿资源储量核实报告》，该井田内含煤7层，分别为K0、K1、K2、K3、K4、K5、K6’。
因K0、K2、K3、K5、K6’属不可采极薄煤层，报告中未对煤层的厚度、层间距及煤质作详细说明，且无该煤层的瓦斯参数。
故在瓦斯涌出量计算过程中，将其视为围岩，K4煤层时工作面瓦斯涌出量计算过程中围岩涌出系数K1（一般取1.1～1.3）已取最大值1.3，故计算临近层瓦斯涌出量时不再重复计算。
故开采K4煤层时，K4煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量为：
q采=q1+q2=3.82+14.14=17.96m3/t=0.79m3/min。
K4煤层工作面按日产量50t煤计算，K4采煤工作面绝对瓦斯涌出量为（不考虑瓦斯抽采量）：
q采=17.96×50/1440=0.62m3/min。
则采煤工作面需风量为：
K1煤层：
Q采K1=100×q采×KC=100×3.4×1.6=544m3/min
K4煤层：
Q采K4=100×q采×KC=100×0.62×1.6=99m3/min
B、按工作面温度计算
Q采=60×VC×SC×Ki
式中：
Q采——采煤工作面供风量，m3/min；
Vc——采煤工作面适宜风速，取2.0m/s；
Sc——采煤工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算。
K1煤层有效断面2.92m2，K4煤层有效断面2.46m2；
Ki——工作面长度系数，取Ki=1.0。
QK1采=60×Vc×Sc×Ki
=60×2.0×2.92×1.0
=350m3/min
QK4采=60×Vc×Sc×Ki
=60×2.0×2.46×1.0
=295m3/min
经计算，K1采煤工作面Q采为350m3/min。
K4采煤工作面Q采为295m3/min。
C、按工作人员数量计算
Q采=4×nc
式中4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
nc——采煤工作面同时工作的最多人数，取23人。
Q采=4×23×2=184m3/min
经上述分析和计算可知，取其最大值为对应采煤工作面需风量，因此，煤层采煤工作面需风量为K1采煤工作面：
544m3/min；K4采煤工作面：
295m3/min。
D、按风速验算
K4煤层采煤工作面采用单体液压支柱支护，支柱“见四回一”，平均过风断面为2.46m2，风量为295m3/min，采煤工作面风速为2.0m/s。
K1煤层采煤工作面采柔性掩护架支护，平均过风断面为2.92m2，风量为544m3/min，采煤工作面风速为3.11m/s。
风速大于0.25m/s；小于4.0m/s，满足《煤矿安全规程》第一百零一条采煤工作面风速的要求。
故矿井采煤工作面需风量为：
Q采＝Q采K1+Q采K4=839m3/min；
②掘进工作面需风量计算
A、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算
Q掘=100×q掘×kd
式中Q掘——掘进工作面需风量，m3/min；
q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，根据四川矿山安全技术培训中心2007年8月编制的《华蓥市林丰煤炭有限责任公司矿井瓦斯抽采利用设计》煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.63m3/min，掘进工作面瓦斯抽采纯量抽采率按25%计算，则抽采后每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min。
kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8。
Q掘=100×0.47×1.8=85m3/min
B、按炸药使用量计算
Q掘=25×Aj
式中Q掘—掘进工作面需风量，m3/min；
Aj—掘进面一次爆破所用最大炸药量，kg，按全岩巷计算；
Aj=u×s×d
u—炸药消耗量综合指标，岩巷取u=0.89kg/m3，煤巷取u=0.71kg/m3；
s—巷道掘进断面，m2，岩巷取7.3m2，煤巷取6.3m2；
d—循环进尺，m，取1.0m；
Aj岩=0.89×7.3×1.0=6.497kg
Q岩掘=25×6.497=163m3/min
Aj煤=0.71×6.3×1.0=4.473kg
Q煤掘=25×4.473=112m3/min
C、按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×I×Kf
式中Qf—掘进工作面局部通风机实际吸风量，m3/min；
I—掘进面同时运转的局部通风机台数，台；
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，根据《煤矿安全规程》第128条及AQ1055-2008标准有关规定，取1.43。
掘进工作面局部通风机的选择及其实际吸风量的确定步骤如下：
根据开拓方案及采区布置，送风距离按800m考虑，设计选取Φ600mm（50m/节）的抗静电阻燃柔性风筒，采取多反边接头。
根据矿井局部通风管理要求，百米漏风率按5%，则风筒有效风量率：
P有效=1-5%×800÷100=76%
计算局部通风机吸入风量：
Qf=Q掘/P有效
式中Qf——局部通风机吸入风量，m3/min。
Q掘——掘进工作面碛头需风量，岩巷掘进工作面取163m3/min，煤巷掘进工作面取112m3/min。
P有效——风筒有效风量率。
岩巷：
Qf=
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