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煤矿联合试运转报告

盘县鸡场坪乡云脚煤矿

矿井联合试运转报告

云脚煤矿技术科

二零一五年

第一章矿井建设项目概况

第一节矿井设计概况

根据地质条件，煤炭资源条件、煤层赋存条件、开采技术条件和业主的的投资能力等综合因素，矿井设计生产能力为15万t/a。

一、矿井位置

矿区位于贵州省盘县特区北部，直距盘县城关镇约21km，东距鸡场坪乡3.5km，行政区划属盘县鸡场坪乡管辖。

地理坐标：

东经104°36′54″～104°38′00″，北纬25°57′43″～25°58′33″。

二、煤层及储量

根据贵州省地质矿产勘查开发局一〇五地质大队2009年1月编制的《盘县鸡场坪乡云脚煤矿生产地质报告》，云脚煤矿截止2009年1月底，矿区内累计资源储量421万吨，其中：

（332）219万吨，占总资源量的52%；（333）202万吨，占总资源量的48%；另估算开采标高（1750m－1450m）以外资源量（333）65万吨。

1煤层：

位于龙潭组最上部，属较稳定煤层，煤层厚度0.63～13.76m，平均厚3.78m，含夹矸0～9层，单层厚度0.18～0.59米，煤层结构复杂，但矿区内全区可采。

顶板岩性：

岩性为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩

底板岩性：

岩性为0.5米左右的泥岩，其下为粉砂岩。

3煤层：

位于龙潭组上部，属较稳定煤层，煤层偶含夹矸1层，全层厚度0.84～5.03米，平均厚度2.10米，采用厚度0.77～4.53m，平均厚1.9m。

顶板岩性：

以细砂岩为主。

底板岩性：

以泥岩、粉砂质泥岩为主（少量泥质粉砂岩、粉砂岩）。

上距1号煤层7.81m。

5煤层：

位于龙潭组中部，上距3号煤层约27m。

属不稳定煤层，煤层偶含夹矸1层，全层厚度0.16～0.87米，平均厚度0.52米，为局部可采煤层。

顶板岩性：

以细砂岩为主。

底板岩性：

以泥岩、粉砂质泥岩为主（少量泥质粉砂岩、粉砂岩）。

上距3号煤层27m。

其余煤层不可采。

三、水文、地质

根据各含隔水层水文地质特征、断层导水性及动态变化特征，区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，最低开采标高+1450m，水平低于侵蚀基准面（本区最低侵蚀基准面1650m）200m左右。

在今后开采中要注意地下水的涌入。

本矿区属于以裂隙充水为主，大气降水为矿井充水的主要水源，水文地质条件简单的煤矿床。

地下水的主要来源为大气降水，根据贵州省煤田地质局一五九队2002年5月编制的《贵州省盘县煤田照子河向斜北翼核桃寨勘探区鸡场坪乡云脚煤矿勘查地质报告》，预计矿井正常涌水量25m3/h，最大涌水量75m3/h。

　四、井田开拓方式

采用斜井开拓方式：

以一个水平开拓全井田，水平标高为＋1600m，共划分为六个采区。

设计三个井筒，即主斜井、副斜井和回风斜井。

副斜井利用原设计的主井，井口选择矿区中部5号煤层露之下，井口坐标：

x＝2873629，y＝35460964，z＝1740m，方位角331°，倾角23°。

以伪倾斜方式布置在5号煤层底板，最终至+1600m水平标高，然后在此标高作井底车场和中央水仓。

主斜井为新建，井口位置选择在5号煤层露头与3号煤层露头之间，井口坐标：

x＝2873612，y＝35460936，z＝1741m，方位角331°，倾角23°，平行于副斜井布置，以伪倾斜方式由3号煤层底板依次穿过3号和1号煤层，最终进入1号煤层顶板至+1600m水平标高，然后与井底车场连通。

回风井变更位置，布置在主斜井西34m，平行于主井布置在1号煤层顶板岩石中，井口坐标：

x＝2873591，y＝35460904，z＝1745m，方位角331°，倾角25°。

后期在+1600m水平标高作东、西运输大巷和行人大巷，西大巷为西翼的三、四采区服务，东大巷为东翼的五、六采区服务。

在西部布置西风井单独为三、四采区服务，在东部布置东风井单独为东翼的五、六采区服务。

五、采区布置

首采区为一采区，两层煤联合布置开采，采用双翼布置。

主斜井、副斜井和回风井代替采区的三条上山，采区内划分为区段，每个区段直接由主斜井作运输石门揭穿1号、3号煤层，由副斜井作行人道揭穿1号、3号煤层，由回风井作回风道揭穿1号、3号煤层，然后作工作面运输顺槽、回风顺槽、切眼形成工作面。

开采二采区时，在3号煤层底板伪倾斜布置三条采区下山（运输下山、行人下山、回风下山），运输下山和行人下山通风反石门与井底车场连接，回风下山通过反石门与回风井连接。

采区布置与一采区相同。

开采三、四采区时在采区东部边界由西大巷分别作采区上下山，单独布置西风井为三、四采区服务，采区上下山均布置在3号煤层底板，采用单布置。

开采五、六采区时在采区西部边界由东大巷分别作采区上下山，单独布置东风井为五、六采区服务，采区上下山均布置在3号煤层底板，采用单翼布置。

第二节矿井建设概况

一、项目批复情况

1、贵州省煤炭管理局文件（黔煤规字[2009]86号，关于对盘县鸡场坪乡云脚煤矿开采方案设计的批复；

　　2、黔国土资储备字[2008]489号－关于《盘县鸡场坪乡云脚煤矿补充勘查地质报告》矿产资源储量评审备案证明及《盘县鸡场坪乡云脚煤矿补充勘查地质报告》矿产资源储量评审意见书；

3、黔煤行管字[2007]67号文件《对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；

4、黔煤行管字[2007]514号文件《对六盘水市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；

5、煤层自燃倾向性和煤尘爆炸性鉴定报告；

6、黔府函〔2006〕205号《省人民政府关于六盘水市盘县等四县（区）煤矿整合和调整方案布局方案的批复；

7、供电协议；

8、救护协议。

二、矿区开发情况

盘县云脚煤矿属新建矿井，生产能力15万t/年，根据黔国土资矿管函〔2003〕253号－《准予划定盘县鸡场坪乡云脚煤矿矿区范围的批复》，批复了云脚煤矿的矿区范围。

2004年11月19日贵州省国土资源厅颁发了盘县鸡场坪乡云脚煤矿采矿许可证（证号：

5200000410232），矿区面积：

0.7127km2，开采深度：

由1750米～1450米标高。

2003年7月，林东矿务局设计研究所编制了《盘县鸡场坪乡云脚煤矿可行性研究报告》（以下简称原设计），矿井采用斜井开拓方式。

有一条主井和一条风井主井已施工180m，断面7.0m2，采用砌碹支护，另施工了一条副井，长185m，断面7.0m2，采用砌碹支护。

但由于以下原因，对原设计作了变更。

①原设计只设计了两个井口，按照黔安监办字〔2007〕345号文－《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，云脚煤矿划属突出矿区，两个井口不满足安全要求。

②原设计回风井井口标高+1780m，超出了准采深度的上限标高+1750m。

设计变更的主要内容：

①增加一条井筒，即新建一条主斜井，原设计主井变更为副斜井。

②水平划分由三个水平变更为一个水平。

③变更原设计井回风位置，位于主斜井南34m。

④原矿界标高＋1860m～＋1450m，变更设计后为：

＋1750m～＋1450m

第二章各系统安全设施设计及建设情况

第一节采煤方法及采区巷道布置

一、采煤方法的合理性分析

1、采煤方法选择考虑的因素

1）井田为单一构造，构造较为中等。

该矿开采煤层属中厚及厚煤层，煤层平均倾角56°，属急倾斜煤层。

2）主要煤层赋存较稳定，结构较简单。

3）该矿水文地质条件复杂。

4）K3煤层为一类自燃煤层。

5）该矿按高瓦斯矿井设计。

2、首采煤层的采煤方法选择

根据上述因素，设计采用伪倾斜柔性掩护式支架采煤方法较为合理。

设计首采的1111工作面走向长度400m，工作面伪倾斜长80m。

从地质条件不具备机采的条件，综合考虑矿井技术装备水平和设计生产能力，认为采用炮采较为合理，故设计采用煤电钻打眼放炮落煤、爆破装煤和人工装煤、刮板运输机运煤的采煤工艺。

二、采掘设备的安全性

设计首采面布置在1号煤层，采高3.78m，设计采用柔性掩护式支架支护顶板，该矿煤层倾角平均56°，只要支架完好，正常情况下，造成整体推到支架的可能性不大。

三、采区巷道布置

1．采区巷道布置方式

首采区为一采区，两层煤联合布置开采，采用双翼布置。

主斜井、副斜井和回风井代替采区的三条上山，采区内划分为区段，每个区段直接由主斜井作运输石门揭穿1号、3号煤层，由副斜井作行人道揭穿1号、3号煤层，由回风井作回风道揭穿1号、3号煤层，然后作工作面运输顺槽、回风顺槽、切眼形成工作面。

开采二采区时，在3号煤层底板伪倾斜布置三条采区下山（运输下山、行人下山、回风下山），运输下山和行人下山通风反石门与井底车场连接，回风下山通过反石门与回风井连接。

采区布置与一采区相同。

开采三、四采区时在采区东部边界由西大巷分别作采区上下山，单独布置西风井为三、四采区服务，采区上下山均布置在3号煤层底板，采用单布置。

开采五、六采区时在采区西部边界由东大巷分别作采区上下山，单独布置东风井为五、六采区服务，采区上下山均布置在3号煤层底板，采用单翼布置。

（详见巷道布置平剖面图）。

2．巷道布置安全性分析

根据该矿地质报告、煤层鉴定报告及矿井所处区域可知，该矿1号煤层为二类自燃煤层，各煤层均有突出的危险，矿井无冲击地压危险。

根据矿井的安全条件，三条井筒均布置在岩层中，考虑到该矿首采区范围内三条井筒已经形成，本着合理利用老巷的原则，设计利用原有三条顺煤层施工的井筒进行改造作为设计的主、副井和回风井，为避免巷道发生煤层自燃，设计采用锚喷支护和砌碹封闭式支护基本可行。

矿井走向长约1.92km，沿走向划分3个采区，一方面缩小了工作面的走向长度，可减小工作面煤层自燃的可能性，另一方面可避免上采下掘带来的应力叠加，减少诱发突出的因素。

设计三条井筒、各区段均布置有专用回风石门，增大了防突、瓦斯等灾害的抗灾能力。

产系统

四、运输系统

矿井主运输系统使用MGC1.7-6矿车5t电瓶机车运输至车场，由主斜井JK-2.0×1.5P绞车提升至地面煤场。

五、采区通风

新鲜风流经副斜井，二号行人道，1111运输巷，111Ａ采面运输巷，进入回采工作面，回风，回采工作面111Ａ专用回风巷，总回风巷，地面。

（3）采区排水

在回采、掘进工作面，水自流入井底水仓。

第二节、首采区建设情况

一采区已于2014年3月20日试生产，完成了采区111Ａ首采工作面的各项生产准备工作，采区变电所形成，采区瓦斯抽放站形成、采区通风系统形成，为首采工作面服务的采区各生产和安全系统均按设计施工完成。

一、111Ａ首采工作面设计情况

111Ａ工作面走向长度210m，煤层倾角58°，煤层厚度平均3.7m。

采煤方法为倾斜柔性掩支护支架采煤法，工作面伪倾斜35°。

二、首采面建设安装情况

首采设备于2014年2月25日完成地面调试工作，2月27日开始工作面设备安装，至3月18日工作面通风、运输、排水、供电、通信照明等各生产系统已经形成，具体如下：

1、通风、防尘

经计算111Ａ工作面总需风量为420m3/min，现工作面供风量约为560m3/min左右，完全能满足供风需要；在111Ａ风巷距工作面上出口不大于10m处各有1个甲烷传感器，另每班有瓦检员对工作面瓦斯情况进行检查，满足瓦斯防治工作的要求；工作面运输巷距采面30～50m安装第一道净化水幕，80～100m安装第二道净化水幕；工作面风巷距采面30～50m安装一道净化水幕，在111Ａ工作面运、回巷安装隔爆水棚，保持隔爆水棚距工作面在60～200m范围。

要求水棚距顶梁、两帮的间隙不小于100mm，棚间距为1.2～1.3m，并保证有200L/㎡的水量，能满足综合防尘系统的要求。

2、运输

（1）煤炭运输

工作面开采的煤炭经工作面刮板输送机、使用MGC1.7-6矿车5t电瓶机车运输至车场，由主斜井JK-2.0×1.5P绞车提升至地面煤场。

　　3、排水

111Ａ工作面正常涌水量为8m3/h，最大涌水量为30m3/h，直接流入井底水仓。

4、供电

（1）111Ａ采工作面动力电源由变配电列车编组内的两台移动变电站提供。

5、通信照明

111Ａ工作面运、回两巷、车场各安设一部直通地面的电话，工作面每隔15m安设一台扩音电话用于作业人员联系。

工作面刮板机机头安一盏防爆荧光灯。

6、产量计算

根据回采工作面参数，111Ａ工作面长度为210m，采高3.7m，每天推进1个循环，循环推进度为1m，煤的视密度1.4t/m3，工作面回采率0.95。

经过对采掘系统的测试和评估，满足设计和安全生产要求，2014年3月20日该系统投入联合试运转。

　　　　　　　　第三节供电系统

一、供电设计概况

供电由光明站经110KV线路直接到云脚煤矿地面110KV变电站,井下中央变电所及各工作面配电点构成三级供电网络。

地面主要机房（主、副井提升机、压风机房、主通风机房、东、西区变电所）的两回路电源均来自110KV变电站不同的两个母线段；其中主、副井绞车房低压、主扇风机房、矿办公楼、联建灯房、等来自110KV变电所低压,职工食堂、单身宿舍楼等来自东区变电所，地面注浆站、机修厂、矸石山排矸系统、压风机房低压、搅拌站、锅炉房、生活水处理及矿井水处理站、消防泵房、水源井、区队修理间等来自西区变电所。

井下供电从地面110KV变电站的两段6KV母线上共配出八趟电缆，沿副井井筒敷设，至中央变电所回路是MYJV43-6-3*240型八趟、形成双回路互为备用，分列运行，担负全部井下供电；中央变电所共有43台BGP9L-6Y型高爆开关、10台KBZ型低爆开关，2台KBSG-500/6-6/0.68KV型矿用型变压器。

东翼各采掘工作面的电源由中央变电所用MYJVV22-3×185型高压电缆直接到采区变电所，共有4台KBSG-6300/6/11.4/0.69型变压器，每台变压器低压侧的馈电开关都具有选择性漏电保护。

井下全部选用矿用隔爆型设备。

二、供电系统建设情况

矿井地面110KV变电站于2009年投运，井下中央变电所于2010年2月经验收投运，至目前均能正常运转。

经过对供电系统全面测试，符合供电设计和安全生产要求。

第三节排水系统

一、探防水、排水系统设计

矿井中央水仓现有主、副水仓各一条，水仓净断面4.8m2，总长度80m，容积200m3。

中央泵房安装ＭD-85-45型多级离心泵3台，一台工作。

一台备用，一台维修。

经性能测试，4台泵排水能力达到85m3/h，满足矿井最大涌水量75m3/h的要求。

矿井水仓容量、排水设备及管路排水能力可以满足矿井排水需要，符合规程规定。

首采工作面距底板主要含水层L8灰岩近90米，水压1.7Mp，突水系数小于0.03，远小于突水临界值；经工作面物探及钻探证实，底板灰岩富水性较差，无底板灰岩突水危险性。

另外采面为上山工作面，俯斜开采，工作面顶底板砂岩水出水后能自流到大巷水沟并流向井底水仓。

可以保证安全回采。

地面设注浆站，通过注浆管延伸至工作面风机巷口，注浆能力为15m3/h，可以满足井下注浆需要。

二、排水系统建设情况

地面注浆系统也于2011年初建成，并于2012年3月份投入运行用于采煤工作面底板注浆改造。

排水系统于2011年6月份经过性能测试，两系统均投入使用，3台泵排水能力达到85m3/h，满足矿井最大涌水量75m3/h的要求。

第四节提升运输系统

一、主井提升系统设计

主井提升机采用JK-2.0×1.5P绞车提升至地面煤场。

电机ZKTD215/45型，电压660V、功率1100KW。

提升钢丝绳38ZBB6V×37＋FC型。

二、井下主煤流系统

工作面生产出的煤，经采用MGC1.7-6矿车，人工装车由5t电瓶机车运输至车场，由主斜井JK-2.0×1.5P绞车提升至地面煤场

三、提升运输系统建设和测试情况

主井提升系统已于2010年3月经过测试和验收投入使用，各种保护齐全，由机电一队管理，至今运转正常。

目前井下大巷运输电机车选用CTY8/66防爆安全型蓄电池电机车。

井下辅助运输（运矸）经计算每台5t蓄电池式电机车可牵引10辆1t固定式矿车，能够满足制动距离及其它各项要求。

井下架线及整流装置均已安装完毕，架线电机车条件合适时再投入使用。

第五节压风系统

一、压风系统设计

矿井压风机房设于工业广场，装设SA250W-6K型空气压缩机S三台和四台TS32S-600HWCSULL型压风机，形成了一体化压缩空气站，通过压风管路通向井上下各用风地点。

工作方式为两台工作，一台备用，一台检修。

为了保证空压机的安全，配备了空压机自动保护装置，能实现自动报警和自动停机。

二、压风系统建设情况

矿井压风系统已于2010年投入，运转正常可靠，试运转期间由机电一队管理。

第六节矿井防尘、防火系统

一、设计情况：

1、井下防火

（1）井下设立了完善的消防系统，井底车场设有消防材料库，所有机电硐室都配有灭火器材，主要机电硐室设有防火铁门。

（2）通风安全监控系统可对井下火灾进行实时监测。

（3）矿井主要扇风机能实现反转返风，以便井下发生火灾时改变风流，控制火灾。

2、井下防尘

（1）采取综合防尘降尘措施，井下设有完善的防尘、洒水系统，各采掘工作面，煤流中各转载点都进行喷雾洒水，采煤机、掘进机都安装了有效的内、外喷雾装置。

（2）井下设有预防和隔绝煤尘爆炸的设施。

在与有煤尘爆炸危险的地点连通的巷道中，均设有隔爆岩粉棚，并定期撒布岩粉，定期对主要大巷刷浆。

（3）掘进巷道采用湿式打眼、放炮喷雾、装岩洒水等防尘措施。

（4）要合理控制风速，防止煤尘飞扬。

（5）井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定量存煤，不得放空。

（6）定期及时清理巷道中积存的浮煤，防止沉积煤尘再度飞扬造成事故。

（7）加强井下工人的个体防护。

二、建设情况：

地面设置消防水池（工业清水池）三座，每座容量50m3、50m3、70m3，共170m3。

消防、防尘管路与供水管路共用，地面布置Φ159管路至副井，副井内布置一趟Φ159管路至井底。

轨道运输石门布置一趟Φ159管路，每隔100米设置三通阀门。

采煤工作面机巷、风巷各布置Φ108管路一趟，分别隔50m、100m设置三通阀门。

地面、井下设置消防器材库。

主要机电峒室配备消防器材。

机电峒室口附近设置供水管路并留阀门。

按设计在进、回风大巷，采区主要进、回风巷，采煤工作面上、下顺槽，掘进工作面布置隔爆水袋棚，在井下火药库进、回风道布置隔爆岩粉棚。

井下各产尘地点、转载点等均设置防尘水幕。

三、运转情况：

防尘、防火、供水系统自2010年5月投入运行以来，供水量、压力、消防栓、三通阀门设置等满足生产、防尘和消防使用。

试运转前对防尘、防火、供水系统进行了全面测试，详见防尘、防火系统测试。

第七节通风系统

一、通风系统设计概况

1、矿井通风方式和通风系统选择

（1）通风方式

矿井通风方式为抽出式。

二、风井功能、服务的水平和区域及时间

1.风井数目及位置

（1）进风井

矿井投产时进风井数目为两个，一个为主斜井，井口位置选择在5号煤层露头与3号煤层露头之间，井口坐标：

x＝2873612，y＝35460936，z＝1741m，方位角331°，倾角23°。

另一个为副斜井，井口选择矿区中部5号煤层露之下，井口坐标：

x＝2873629，y＝35460964，z＝1740m，方位角331°，倾角23°。

（2）回风井

矿井投产时回风井数目为一个，布置在主斜井西34m，平行于主井布置在1号煤层顶板岩石中，井口坐标：

x＝2873591，y＝35460904，z＝1745m，方位角331°，倾角25°。

　三、掘进通风及硐室通风

1、通风方式

掘进工作面通风方式为局部通风机压入式通风。

2、掘进工作面通风的要求和措施

掘进工作面采用局部通风机进行独立通风，通风方式为局部通风机压入式通风；选用YBT-11型对旋式局部通风机，风量2.8～4m3/min，功率2×5.5kw；选用φ500mm矿用阻燃风筒。

局部通风机的使用必须注意以下几点：

（1）掘进巷道贯通在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调控通风系统的准备工作。

贯通时，必须派专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度。

瓦斯浓度超限时必须立即处理。

掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止掘进工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1%以下时，掘进的工作面方可爆破作业。

每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒，贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。

（2）长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难，可采用大功率对旋式局部通风机，以增加风压克服阻力，保证风量供给。

（3）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转．压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸风量，掘进中的煤巷和半煤岩巷中最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。

（4）必须采用抗静电、阻燃风筒。

风筒出风口到掘进工作面的距离不得大于5m。

（5）掘进工作面的局部通风机应采用“双风机、双电源”供电，主、备用风机实现自动切换。

掘进工作面的所有非本质安全型电器设备实行“两闭锁”（即风电闭锁、瓦斯电锁）。

（6）严禁3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。

不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

（7）使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。

恢复通风前，必须检查瓦斯。

只有在局部通风机及其开关附近l0m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5％时，方可人工开启局部通风机。

四、矿井风量计算

1、投产时风量计算

矿井投产后，一个采区生产，本设计对矿井作了通风系统图及通风计算，矿井建成后，必须根据矿井实际瓦斯涌出量及其它参数重新作通风系统设计及通风计算。

　2．风量计算

（1）按井下同时工作最多人数计算

Q1＝4NK＝4×50×1.25＝250m3/min＝4.3m3/s

式中：

N——井下同时工作的最多人数，取50人；

4——以人数为计算单位的供风标准，即按井下每人4m3/min的规定风量来计算矿井总风量；

K——矿井通风系数，取K＝1.25。

（2）按分别法计算

Q＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）K

式中∑Q采：

采煤工作面实际需风量总和，m3/s；

∑Q掘：

掘进工作面实际需风量总和，m3/s；

∑Q硐：

独立通风硐室实际需风量总和，m3/s；

∑Q其它：

除采、掘、硐室外其它巷道实际需风量总和，m3/s；

K：

矿井通风系数。

1）采煤工作面需风量计算

①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q采＝125×q采×Kc

式中Q采：

采煤工作面需风量，m3/s；

q采：

采煤工作面绝对瓦斯涌出量，根据前述预测得5.5m3/min，抽放率取40％，则剩余3.3m3/min。

Kc：

工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取KC=1.7。

故Q采＝125×q采×Kc＝125×

×1.7=11.7（m3/s）

②按工作面温度计算

Q采＝Vc·Sc·Ki

式中Vc：

采煤工作面适宜温度为18～20℃，风速取1m/s；

Sc：

采煤工作面平均有效断面，取5.0m2；

Ki：

工作面长度系数，取1.0。

故Q采＝1×5.0×1.0=5.0（m3/s）

③按炸药使用量计算

Q采＝25Ac/60=0.417Ac

式中Ac：

采煤工作面一次使用最大炸药量，取12kg；

故Q采＝0.417×12=5.0（m3/s）

④按工作面工作人员数量计算

Q采＝4nc/60=0.