1603运输顺槽作业规程.docx
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1603运输顺槽作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称:
1603工作面运输顺槽。
二、掘进巷道目的及用途：
掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的通风、运煤以及行人的需要。
三、巷道设计长度、坡度及服务年限：
1、巷道设计长度及坡度：
1603运输顺槽沿煤层底板掘进，工程量约为522m（平距）。
2、预计服务年限：
8个月
四、巷道位置：
位于井田下组煤一采区东翼，16#轨道上山巷的东部，DF12断层的北部。
五、开口位置：
1063工作面运输顺槽开口在16#运输下山1#点前21.2m处为中，方位角（93°00′00″）
六、预计开、竣工时间：
预计开、竣工时间：
本巷道预计2012年11月20号开工,2013年2月竣工。
附图1：
巷道布置平面示意图
第二节编写依据
一、《正丰煤矿初步设计》
二、《2010版煤矿安全规程》，煤炭工业出版社2011.1
三、《煤矿作业规程编制指南》，煤炭工业出版社2005年9月第一版
四、《正丰煤矿各工种技术操作规程及规章制度》
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1603运输顺槽地面位置大约在120万吨洗煤厂的东北部，周围无任何建筑物及设施，对巷道的掘进造不成较大的影响。
且周围无采空区，对本巷道的掘进施工无影响。
第二节煤（岩）层赋存特征
1603运输顺槽布置在16#煤层内，本井田内煤层倾向西南，走向为西北—东南方向，倾角比较平缓，煤层倾角平均6—7°，平均厚度5.5m，16#煤层顶板以砂质泥岩为主，局部以砂岩和泥岩为主，底板为砂质泥岩或细砂岩，煤层节理、层理较为不发育。
第三节地质构造
该巷道地质构造较为简单，总体构造为单斜构造，掘进范围内无较大的断层，在掘进区域内煤层底板有小型波状起伏，但是对掘进影响不是很大。
附图2：
综合柱状图
第四节水文地质
水文情况：
井田内含水带自上而下有三层。
第I含水带——松散岩层孔隙碱水含水组，即第四纪松散冲击层，已大气降水作补给，该巷道远离表土层，不受地表水侵害。
第II含水带—8＃煤层以上，包括三叠二叠系（P—T）、上二叠统、下二叠统各地层，该含水层在主斜井中的涌水量为35m3/h左右。
8＃、9＃、10＃煤层及其夹矸为隔水层。
该含水带对巷道影响不大。
第III含水带——10＃煤层以下至16＃煤层以上的下二叠统及上石炭统、中石炭统各地层，为强含水带。
据主斜井揭露的岩层情况看，16＃煤上部（接近16＃）涌水较小，涌水量5m3/h左右，该巷道刚好在该含水带上伏岩层中，该涌水对巷道影响不大；16＃煤下部、17＃煤以下，涌水量较大，30m3/h左右，但该含水带远离本巷，对施工影响不大故不予考虑。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
开口位置：
1063工作面运输顺槽开口在16#运输下山1#点前21.2m处为中，方位角（93°00′00″）
1、掘进巷道断面
（1）机头硐室：
巷道形状为半圆拱，断面为5000mm×3800mm。
（2）机头硐室与运输顺槽联巷：
巷道形状为半圆拱，断面为3500mm×3350mm。
（3）回风顺槽与轨道巷联巷：
巷道形状为矩形，断面为3500mm×3500mm。
（4）回风顺槽：
巷道形状为矩形，宽=4.5m，高=3.5m，S=15.75㎡。
2、躲避硐：
为确保施工时的运输安全，设计约每40m在顶板完整处设置躲避硐室，2个躲避硐之间的距离不得超过40m，躲避硐宽度不得小于1.2m，深度不得小于0.7m，高度不得小于1.8m，躲避硐内严禁堆积物料。
3、水仓：
如遇有顶板淋水较大时，为保证排水在巷道右帮低洼处及时施工水仓，
4、水沟布置在巷道右帮，水沟规格：
宽×深＝300mm×200mm。
附图3：
巷道断面支护图
第二节矿压观测
一、观测对象：
1603运输顺槽。
二、观测内容：
巷道顶板离层量。
三、观测方法：
（一）顶板离层仪的观测：
1、顶板离层检测仪的布置：
施工过程中，从开口处开始，在巷道交叉处和巷道顶板中部每100-120m安装一个KGB30B型顶板离层仪进行监测。
2、顶板离层检测仪的安装：
（1）用直径8mm的钻头在顶板上打400mm深的眼，再用直径28mm的锚索钻头打600mm深的眼。
（2）用锚索钻杆将上部锚固器推至眼底，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。
（3）用锚索钻杆将中部锚固器推至顶板以上4000mm位置处，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。
（4）用锚索钻杆将下部锚固器推至顶板以上2400mm位置处，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。
（5）将套管组件插入钻孔口，确保三个刻度尺移动顺畅，不受任何卡阻。
（6）将粗径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。
（7）将中径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。
（8）将细径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。
（9）记录下固定点与粗径刻度尺之间、粗径刻度尺与中径刻度尺之间，中径刻度尺与细径刻度尺之间的的三个数据，即为顶板离层指示仪的初始数据。
3、顶板离层仪观测要求：
每旬由技术员观测一次，将观测数据填写于现场牌板中，同时将数据记录到专用记录本中备查。
（二）支护质量的动态监测：
验收人员监测锚杆、锚索的锚固力和扭矩。
用MLK型锚杆拉力计、MQ18-200/50型锚索张拉仪检测锚杆锚索的锚固力，凡检测结果达不到设计要求的要当班补打安装，并将检测结果记入专用记录本中备查。
四、数据处理：
通过观测，对数据进行分析、判断，并把结果应用到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施，指导施工，并为后续工程的设计提供依据。
第三节支护方式
一、支护方式
（一）临时金属前探梁支护
1、锚网巷道临时支护设计
临时支护采用金属前探梁。
前探梁采用4寸的厚壁钢管2根，钢管壁厚不小于5mm，长度不少于4m，用锚杆和吊环固定，前探梁间距为1.5m，吊环用直径18mm的等强螺纹钢焊制其强度不小于锚杆的强度，每根前探梁用不少于两个吊环固定，吊环螺丝拧入锚杆长度不小于20mm。
安装吊环的锚杆初锚力不小于120kN/根。
机掘巷道割煤（岩）前临时支护到工作面的最大距离为0m，割煤（岩）后最大距离为1.2m，割煤（岩）后，炮掘巷道割煤（岩）前临时支护到工作面的最大距离为0m，放炮后最大距离为1.7m，放炮后，及时将前探梁移至迎头，前探梁上面用板皮接顶背实。
2、架棚巷道临时支护，当顶板破碎及过断层，锚网索钢带支护达不到支护要求时，必须采取锚网及架棚双重支护。
附图4：
临时支护图
（二）永久支护方式
1、顶板支护形式为“锚网索钢带”联合支护，每排5根锚杆，锚杆规格为Φ18×2200mm，间距为1.0m，排距为0.9m，每根锚杆均用2支型号为Φ28mm×350mm树脂锚固剂固定，锚索采用Φ15.24×6300mm钢绞线，每根锚索配备三支锚Φ23mm×500mm固剂，锚索间距为2.0m，排距为2.7m，网片为Φ6盘条制作，网孔为100×100mm沿顶板铺设。
钢带采用Φ12圆钢制作，间距50mm焊接，支护间距为900mm。
巷道两帮采用“锚杆联合网片”联合支护，网片采用非金属网，网孔为50mm×50mm，锚杆规格为Φ18×1600mm全螺纹玻璃钢锚杆，布置方式为：
间距为1m,排距为0.9m。
第一根布置在顶板以下0.25m处，最后根布置在底板以上不超过0.3m，锚杆应横向成排，纵向成线。
附图5：
支护平面布置示意图
2、支护质量要求：
锚杆初锚力不小于120kN，预紧力矩不小于150N·m。
锚杆要垂直于巷道岩面，其角度不得小于75°，锚杆托柄要紧贴岩面，锚索垂直巷道顶板安装布置。
外露长度为300mm。
网要压茬联接，搭接长度为50mm，相邻两块网之间要用14＃双股铁丝三角形联接，连接点要均匀布置，间距不大于200mm。
3、施工中，当顶板压力大或过断层时，锚网索支护达不到支护要求，采用锚网索支护同时套4.5m开口的梯形铁棚作永久支护（复合支护），棚距1.0m，铁棚使用11＃矿用工字钢焊制，棚梁净长4.5m，棚腿长3.5m，棚腿上端焊12＃槽钢，防止棚梁因受压滑落，规格与棚梁相配套，下端焊制钢板，防止棚腿受压下沉，规格与棚腿相配套，每架棚子设计9根拉杆，工字钢棚要与巷道坡度一致且迎山有力，迎山度为每7°上仰1°。
4、支护材料每米用量：
金属锚杆4.8套，树脂锚固剂29.63支，金属网5㎡，钢带1.1套，锚索4.67m，12#联网铁丝2.4kg。
第四节支护工艺
一、锚杆钻机打眼工艺：
（一）作业前检查：
1、操作者手持操作臂上的手把，接好进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置。
2、每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的沙石异物（包括压气管内的聚留气）。
3、操作者应在钻机摇臂端的外侧站立。
4、按顶板高度选用合适的初始钻杆。
5、钻孔前，检查马达旋转、水路启闭是否正常，再正式投入生产。
（二）作业时：
1、首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到眼位的正下方。
2、开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼100mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。
3、钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力作用带着钻杆回落。
（三）作业完以后：
1、先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的。
2、检查钻机是否损伤，螺丝是否松动，并及时处理好。
将钻机以竖直方式置于安全场所免受炮崩、机轧、车辗等意外损伤。
二、锚杆安装工艺
1、准备工作检查锚杆是否合格，锚固剂要用专用箱运至施工地点，同时检查锚固剂的质量，对不合格的锚固剂一律不准使用。
2、打锚杆眼
打眼前，首先用长把工具找掉顶帮上的活矸危岩，将前探梁逐根移到迎头；然后严格按照中线检查巷道断面规格，标出中线位置，铺好网，网下放好钢带，拉三角线找正钢带，固定好钢带，使网片严密接顶；打眼前，必须在前探梁的掩护下由外向里先顶后帮的顺序进行，严禁空顶作业。
3、安装锚杆
（1）把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位。
利用锚杆搅拌器通过锚杆机的上推力把数脂药卷推入孔中直到锚杆托盘离顶板20mm左右，注意在上推时严禁旋转，严禁把托盘死死压在顶板上。
（2）完成第二步后，迅速旋转锚杆15～20秒（旋转搅拌时不要施加推力），然后顺势上推锚杆使锚杆托盘贴近顶板（托盘离顶板的间隙5mm左右）。
（3）完成搅拌后停止60～120秒钟左右让树脂充分凝固
（4）上紧螺母：
旋转搅拌器上紧螺母。
在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力以最大限度的上紧螺母。
（5）用扭矩放大器或手动加长扳手，进一步上紧螺母，达到规定的安装扭矩力。
锚杆安装可以总结为：
一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂），三等（等树脂充分凝固），四紧（紧固螺母）。
在安装过程中要严格按安装步骤安装，否则会出现“长尾锚杆”，这会影响锚杆支护效果甚至失效。
三、锚索安装工艺
（1）钻孔深度大于锚索长度（从托盘到锚索前端的距离）0～50㎜。
（2）钻孔打好后，轻轻将锚固剂推入钻孔，要确保不使锚固剂外壳破裂。
（3）用安装好垫圈和托盘的锚索将锚固剂缓缓推入钻孔，直至推不动为止。
（4）将预先安装在钻机上的锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌锚固剂，搅拌锚固剂的同时加大钻机的推力。
锚固剂搅拌时间为25～0秒，搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。
（5）锚固剂搅拌完毕后10～15分钟后，用锚索涨拉仪拉紧锚索，锚索初锚力要达到180kN。
四、锚杆质量、工程质量要求，锚杆的锚固力必须符合设计要求，锚杆锚固力不小于120kN，预紧力矩不小于150N.m。
巷道净宽不能小于设计要求，但最大宽度不能大于设计要求150mm；高度不能低于设计要求，但最大高度不能大于设计要求200mm；锚杆间距不能超过设计±100mm;锚杆排距不能超过设计的±100mm，外露长度不能大于50mm；并保持做到巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工准备
施工前应先在16#运输下山按规定安装好局部通风机，检查好运输设备是否合格、敷设好各种管道，各方面都准备完毕后，方可正式施工。
二、施工方法：
1603运输顺槽机头硐室为岩巷，掘进方式采用炮掘，掘进坡度为0°，掘进15m后开始掘进机头硐室与运输顺槽联巷，掘进15m后从16#轨道下山顶部跨过后，方位不变，坡度变为-17°，掘进到26.9米处至A点，从A点开始沿煤层底板掘进1603运输顺槽与轨道巷联巷，掘进方式依然为炮掘，长度为39.1m，方位角为317°，最后开始从A点开始掘进1603运输顺槽，掘进方式为综掘，长度为521.8m，方位角93°。
三、掘进工艺流程
1、掘进机的截割顺序应自下而上，自左帮而右帮呈“S”型切割，每次循环进尺为0.6m。
2、炮掘打眼采用风动煤钻，掘进时采用楔形掏槽，装填矿用2#销铵炸药，毫秒电雷管，采用正向装药，放炮器引爆，连线采用串联，炮泥封堵深度不少于0.6米，每次循环进尺为1.7m。
附图6：
炮眼布置图和爆破说明书
附图7：
掘进机截割顺序图
2、工艺流程
（1）综掘：
交接班安全检查→校对中线→洒水防尘→掘进机割煤出煤（岩）→敲帮问顶→临时支护→永久支护→清理出煤→洒水防尘→掘进机割煤（岩）→进入下一个循环。
（2）炮掘：
交接班安全检查→校对中线→洒水防尘→打眼→放炮→吹炮烟→炮后检查→敲帮问顶→打锚杆→出渣→进入下一个循环。
迎头施工作业必须根据掘进工艺流程和各工种的分工合作及劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间衔接紧密、不窝工，尽量做到平行作业、交叉进行。
四、掘进机司机正规操作程序
1、开机前必须发出报警信号，合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序起动。
一般起动顺序是：
液压泵→胶带转载机→中间输送机（装载机）→截割部。
2、按作业规程要求进行切割工作，根据不同性质的煤岩，确定最佳的切割方式。
3、岩石易破碎的，应在巷道断面顶部开始切割；断面为半煤岩，应在煤岩结合处的煤层开始切割。
司机要按正确的截割循环方式操作，并注意下列事项：
（1）掘进半煤岩巷道时，应先截割煤，后截割岩石，即按先软后硬的程序。
（2）一般情况下，应从工作面下部开始截割，首先切底掏槽。
（3）截割必须考虑煤（岩）的层理，切割头应沿层理方向移动，不应横断层理。
（4）对于硬煤，采取自上而下的截割程序。
4、截割过程中的注意事项：
（1）岩石硬度大于掘进机截割能力时，应停止使用掘进机，并采取放炮措施。
（2）根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进进度，避免发生截割电机过载和压刮板输送机等现象，截割时应放下铲板，如果落煤量大而造成过载时，司机必须立即停车，将掘进机退出进行处理，严禁点动开车处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。
（3）截割头必须在旋转状况下，才能截割煤岩。
截割头不许带负荷起动，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转。
（4）截割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起，严禁切割头与铲板相碰，截割煤岩时应防止截齿触网、触锚杆。
（5）司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤（岩），扫底时应一刀压一刀，以免出现硬坎，防止履带前进时越垫越高。
（6）煤岩块度超过机器卸载的宽度和高度时，必须先行破碎后方可装运。
（7）当油缸行至终止时，应立即放开手柄，避免溢流阀长时溢流，造成系统发热。
（8）掘进机向前掏槽时，不准使截割臂处于左、右极限位置。
（9）装载机、转载机及后配套运输设施不准超负荷运转。
（10）注意机械各部、减速器和电机声响以及压力变化情况，压力表的指示出现问题时应立即停机检查。
（11）风量不足、除尘设施不齐不准作业。
（12）截割电机长期工作后，不要立即停冷却水，应等电机冷却数分钟后再关闭水路。
（13）发现危急情况，必须用紧急停止开关切断电源，待查明事故原因、排除故障后方可继续开机。
（14）按规定操作顺序停机后，应将掘进机退到安全地点，并将装载铲板放在底板上，截割头放在底板上，关闭水门，吊挂好电缆和水管。
（15）清除机器上的煤块和粉尘，不许有浮煤留在铲板上。
（16）在淋水大的工作面，应将机器垫高，确保电机不被淹没。
（17）将所有操作阀、按钮置于零位，切断电源，关好供水开关。
（18）全面检查掘进机各部位及各种安全保护装置，有问题时应先处理并记录好。
五、放炮员正规操作程序
1、放炮员必须持证上岗，严格执行“一炮三检”、“三人连锁放炮制度”。
2、不得使用非矿用型炸药和雷管，不得使用变质和失效的炸药。
炸药和雷管要分装、分运、分放专人管理。
3、装配引药必须在顶板完好、支架完整、远离导电体防止杂散电流的地方进行。
一次装药一次爆破与放炮无关的人员撤出工作面。
配置引药不得与其它任何工序平行作业，严禁边打眼边装药，炮眼封泥要封满封实。
4、电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路
5、炮前炮后必须进行洒水降尘。
6、放炮要在工作面100米以外进行，放炮时只准使用发爆器，不准使用其它任何电源，发爆器钥匙必须随身携带，不得转交他人或悬挂于发爆器上，放炮母线要随用随挂，端头短接不得与其它导体缠绕放炮后要及时收起母线。
7、放炮后待炮烟吹散，跟班队长（班长）放炮员与瓦检员一同进入工作面检查瓦斯和放炮情况，如发现有瞎炮时严格按照《煤矿安全规程》中有关规定进行处理。
8、执行炮前、炮后清点人数制度，待人员撤到安全地点，并在可能进入工作面的路口设好警戒后方可放炮。
9、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。
如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
处理拒爆时，必须遵守下列规定：
1、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
2、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
3、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。
不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
4、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
5、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
第二节凿岩方式及防尘
一、打眼机具采用ZQS-50/1.9S风煤钻和MQT-120型锚杆机打眼，风源来自地面压风机房。
二、降尘方法，降尘方法采用湿式打眼、扒装前洒水、净化风流、开放水幕，各种运输转载点安装使用喷雾，施工人员佩戴好防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。
第三节装载与运输
一、装煤（岩）方式，工作面破落的煤（岩）采用掘进机耙爪扒装。
二、运输方式
1、主运输方式，采用EBZ-135型掘进机中间运输机配截割头落煤——耙抓装入综掘机小溜子——综掘机二运——皮带。
2、辅助运输方式，施工中采用矿车运输，平巷人力推车，上下山采用11.4kW、25kW调度绞车运输。
每部绞车必须安装在硬底上，达到平稳、牢固。
第四节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐，电缆敷设在人行道一侧，风水管、风筒敷设在非人行道一侧。
掘进时在巷道上帮（前进左手帮）打一顶眼离地2.0m高，眼深500㎜，眼间距3m的掉线眼，掉挂电缆，。
在巷道下帮（前进右手帮）打一顶眼离地1.8m，眼深500mm，眼间距3.0m的掉线眼，掉挂防尘管路、压风管路、排水管路等。
电缆钩每隔1.5m一个，电缆垂度不超过50mm。
风水管要用8#铁丝吊挂，接口要严密，不得出现漏风漏水现象，吊环4m一个。
每50m加一个三通，风水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用55mm铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风和用水。
风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于10m。
第五节设备及工具配备
机械设备
设备名称
型号及规格
数量
备用
电机功率
用途
电滚筒皮带机
1
30kW
掘进运煤
皮带输送机
650
1
2×30kW
运煤
潜水泵
BQW-50-100
1
1
22kW
水窝排水
通风机
FBDNO-5.6（11kW）
2
2
2×11kW
掘进通风
掘进机
EBZ-135
1
221kW
掘进
探水钻
ZLJ-350
1
5.5kW
打探眼
锚杆机
MQT-120
1
打锚杆
照明信号
综保
ZBZ-4.0/1140
1
4.0kW
照明
真空电磁
启动器
QBZ-60/1140
1
水泵
QBZ-80/1140
1
涨紧车
QBZ-80/1140
1
电滚筒皮带
QBZ-120/1140
2
皮带开关
QBZ-4×80/1140
1
风机专用
馈电开关
KBZ-200/1140
1
风电闭锁
馈电开关
KBZ-400/1140
1
容量共计323.5kW
第五章生产系统
第一节通风系统
一、通风方式及供风距离
本掘进工作面采用局部通风机通风，通风方式为压入式通风，最长供风距离为1000米。
二、通风系统
进风系统：
进风系统：
副井井筒→下组煤车场→16#轨道上山→风机→风筒→迎头
回风系统：
回风系统：
迎头→16#轨道下山→16#轨道巷与16#回风下山巷联巷→风井→地面。
三、风量计算
1、掘进工作面风量计算；
（1）、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×q掘×Kdm3/min
Q掘---掘进工作面实际风量，m3/min
q掘---掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，根据《煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告书》鉴定结果，该矿井绝对瓦斯涌出量为1.84m3/min;
Kd---掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量，综掘工作面取1.5m3/min;
Q掘=100×1.84×1.5=276m3/min
（2）按二氧化碳的绝对涌出量计算需要风量。
Q掘＝67×q掘×K掘通=67×1.52×1.5=152.8m/min
式中:
Q掘——掘进工作面需要风量，m/min；
q掘——掘进工作面二氧化碳绝对涌出量，1.52m/min；
K掘通——二氧化碳涌出不均衡通风系数，取1.5。
67——掘进巷道风流中二氧化碳浓度不超过1.5%所换算的常数。
（3）按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:
每人供风4m/min：
Q掘=4N=4×10=40（m/min）
（4）按炸药使用量计算：
Q掘=25Am3/min
A---掘进工作面一次使用最大炸药量㎏；
25—使用1kg炸药的需风量，m3/min
Q掘=25×18=450m3/min
2、掘进工作面风量验算；
15×Sj经过风速验算，确定该掘进工作面最低需要风量为450m3/min
四、掘进工作面局部通风机选型：
FBDN05.6/2×
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