煤矿回采作业操作规程.doc

回 采 作 业 规 程 目 录第一章工作面位置及地质情况3第一节工作面位置及井上下关系3第二节煤层赋存及顶底板情况3第三节地质构造4第四节水文及瓦斯地质情况5第五节影响回采的其它因素5第二章采煤方法6第一节巷道布置6第二节设备配备6第三节回采工艺7第四节储量及可采期10第三章顶板控制11第一节工作面顶板控制11第二节两道及上下端头顶板控制12第三节矿压及支护质量综合监测13第四章生产及辅助系统13第一节运 输14第二节通 风14第三节压风、供水、防尘、排水15第四节束管监测、注氮、灌浆15第五节供 电16第六节照明与通讯21第七节安全监测21第八节瓦斯抽放系统23第五章劳动组织及技术经济指标24第一节劳动组织24第二节作业循环25第三节主要技术经济指标26第六章安全技术措施28第一节试运转、初采初放、末采安全技术措施28第二节运输顺槽设备移动安全技术措施31第三节防水、火、瓦斯、煤尘安全技术措施32第四节顶板控制安全技术措施37第五节工作面管理安全技术措施38第六节工作面机运设备管理安全技术措施41第七节煤质管理措施44第八节其它安全技术措施44第七章避灾路线45第一章 工作面位置及地质情况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位于矿井东翼，矿供应部以南，白宝铁路以东南。对应地面较为平缓，标高在16141620之间，停采线位置为铁路。基岩大多被第四纪黄土覆盖，无任何建筑物及构筑物，仅有高压线路通过。705综放工作面井下位于矿井1090水平，上以703工作面隔离煤柱为界，下以707工作面原始煤层，东以井田可采边界为界，西以1132暗斜井保安煤柱为界（最小留设30m）。工作面回风顺槽长665m，运输顺槽长680m，平均可采走向640m，倾斜长7591m，平均81m，工作面坡度843，平均倾角26，工业储量94.6万t，可采煤量78万t。经上部四个放顶煤工作面开采后长期观察，地表没有出现明显裂隙及下陷，预计该工作回采时不会对地表造成大的影响，但由于与703工作面采后叠加，可能会出现大的下沉，建议回采时建立岩移观测点加强岩移观测。附表1-1：工作面基本情况表 工作面基本情况表 表1-1煤层名称一层煤水平名称1090采区名称东翼 工作面名称705地面标高（m）16141620工作面 标高（m）回风顺槽：10581109开采深度（m）590 运输顺槽：10281095井下位置及四邻采掘情况上以703工作面隔离煤柱为界，下为707工作面原始煤层，东以井田可采边界为界，西以1132暗斜井保安煤柱为界（最小留设30m）。工作面对应地表位置、地物、黄土层厚度工作面位于矿井东翼，矿供应部以南，白宝铁路以东南。对应地面较为平缓，标高在16141620之间，停采线位置为铁路。基岩大多被第四纪黄土覆盖，无任何建筑物及构筑物，仅有高压线路通过。采动沉陷及其对地表影响经上部四个放顶煤工作面开采后长期观察，地表没有出现明显裂隙及下陷，预计该工作回采时不会对地表造成大的影响，但由于与703工作面采后叠加，可能会出现大的下沉，建议回采时建立岩移观测点加强岩移观测。走 向 长 （m）665680倾 斜 长 （m）倾斜长7591面积 （m2）49068640（可采）平 均81采 高（m）2.6 放顶煤高度（m）7.8采放比1：3第二节 煤层赋存及顶底板情况 工作面煤层顶底板岩性：煤层伪顶为高炭质泥岩，直接顶为粉砂岩、泥岩层，随采随落；老顶为紫红色为主的杂色、团块状细砂岩，根据701、702、703、704回采矿压观测资料，老顶周期来压步距20-30m。直接底为9.64m厚的细砂岩。705工作面顶板属2类级顶板，无冲击地压危险。705工作面可采一层煤，煤层走向130139，倾向SW，倾角845，平均26，煤层结构单一，煤厚较为稳定，呈现东陡西缓、上陡下缓变化趋势。煤层节理、裂隙发育，厚度平均14.14m，容重1.35t/m3，坚固性系数为1.31.5。煤层较硬、较脆，节理、裂隙发育，构造简单。附表1-2：煤质参数表附表1-3：煤层顶、底板情况表附图1-1：综合柱状图 煤质参数表 表1-2煤质Wf Ag Vr煤种Qgot Pg Sgq Y工业牌号1.7312.1732.33不粘结煤279340.01150.594.8BN综合评价一层煤的煤质为：低灰、低硫、低磷，具有较高发热量的良好的动力用煤。 煤层顶、底板情况表 表1-3顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 描 述老 顶粗砂岩8m以上灰白色，次为灰绿色，成分以石英为主，长石及暗色矿物为次，含有大量的岩屑及煤条带，分选磨圆度差，裂隙被方解石充填，坚硬。直接顶质泥岩、泥岩、粉砂岩、互层5-40顶部以紫色为主，向下为红、黄、绿杂色，局部岩层破碎，具有明显的擦痕，痕面光滑，中部夹1m黑色的细砂岩，破碎，下部为灰绿色，具滑感，铝物质含量较高。伪 顶粉砂岩、炭质泥岩4黑色、致密，团块状，含碳量较高。煤 层一层煤14黑色，条痕色为棕色，具弱玻璃光泽，层次状断口。直接底粉、细砂岩10.8上部为灰白色，厚3.6m；中部为灰绿色，厚3.5m，中夹一层0.3m泥岩；下部为灰白色，厚2m。成份以石英为主，长石次之，含白云母碎片，分选好，坚硬。老 底含砾粗砂岩34灰白色、成份以石英为主，长石次之，暗色矿物，最大砾径810mm，一般23mm，分选差，坚硬。第三节 地质构造该煤层为一南西倾斜的单斜构造，无陷落柱、火成岩侵入体的影响。煤层由于受同期古河床的冲刷及沉积基底不平的影响，顶、底板局部起伏变化较大。0.52m落差的小断层较为发育，对回采不构成影响；F10断层处于切眼以东，落差较大，开切眼布置在断层以西，对回采不构成影响，只有西部Fa断层对工作面回采影响较大。附表1-4：工作面地质构造表 工作面地质构造表 表1-4构造名称性 质走 向倾 向倾 角落 差对回采的影响程度Fa正断层NW97-112737m较 大F10正断层NE260735-7m较 大总 体构造情况在该面内，由于沉积基底不平影响，落差不大于2m倾向SW的阶梯状构造较为发育。第四节 水文及瓦斯地质情况该工作面无经常性地表水体和地表水流，水文地质情况简单。煤层之上1020m有23层细砂岩组成的第含水层，钻孔单位涌水量0.00188L/sm，渗透系数0.00516m/日，属富水性极弱的孔隙性含水层。该区域充水来源主要为第层含水层水，上部回采后顶板垮落破坏该含水层，水经导水裂隙带淋入老空区。Fa断层为张性导水断层，上部揭露处在断层面均有水渗出，但对工作面回采没有影响。影响主要水源为703工作面回采后的空区积水及灌浆水，705回风顺槽掘进期间已向该采空区打设了26组44个探放水钻孔，累计孔长1640m，共放出水量约32500m3，剩余少量积水通过后巷留有的5个脱水孔继续放出，积水基本释放完毕。建议回采时重点对回风顺槽2436#测点（510#钻场）220m范围段继续进行补孔探放，同时加强回采期间两顺槽生产用水的排放，确保该工作面安全顺利回采。宝积山矿为高瓦斯矿井，高瓦斯、自然瓦斯成份CH4 1773.2190%，瓦斯相对涌出量11.93m3/Td。该工作面工业储量为94.6万T，计算瓦斯量时考虑工作面外推20m，瓦斯储存量为1090.35万m3。在工作面掘进时进行了掘前预抽和边掘边抽，705回风顺槽共有钻场13个，钻孔总数237个孔，钻孔总长14939.54m ,705运输顺槽共有钻场18个，钻孔总数353个，钻孔总长33211.63m，预计回采前瓦斯抽放量总计为450.85万m3，风排瓦斯量215.29万m3。经计算，吨煤瓦斯抽采钻孔量为：0.062m3/t； 705综放工作面回采前瓦斯抽采率为：41.35%；煤层残余瓦斯含量为：3.80m3/t,符合抽采指标规定。 第五节 影响回采的其它因素工作面内存在Fa、F10断层，尤其是Fa断层将对回采产生较大的影响，回采剩余140m时，上盘顶煤变薄，断层带底煤损失较大，回采期间需要根据该地质情况研究提出相应的方案措施，确保顺利回采。 705回风顺槽与703运输顺槽留设煤柱平距916m，斜长3045m，通过掘进期间打设探放水钻孔对703工作面空区积水进行了较为彻底的释放，但空区仍留有补给水的不断流入，705工作面仍存有一定的水害隐患，建议工作面回采期间继续打钻释放703空区积水，确保回采安全。 该工作面为初次动用工作面，瓦斯涌出量较大，建议加大工作面瓦斯抽放量，采取边采边抽和采空区抽放相结合办法，做好瓦斯防治工作。 井田内小煤窑对705综放工作面回采无影响。影响回采的其它地质情况表（附表1-5）影响回采的其它地质情况表 表1-5影响回采的其它地质情况瓦 斯高瓦斯、自然瓦斯成份CH417-73.2190%, 瓦斯相对涌出量11.93m3/Td，采取回采前预抽及回采时抽放相结合方法，以降低煤层瓦斯含量。 煤 尘具爆炸性,爆炸性指数为29.96%。煤的自燃具有自然发火的倾向性,自然发火期为3-6个月。地 温根据相邻魏矿资料，地温梯度3/100m,正常。地 压正常。普氏硬度 (f )煤 层夹 矸直 接 顶直 接 底1.3-1.5无5-4010.8第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、巷道系统705工作面巷道布置有运输顺槽、回风顺槽、开切眼构成该工作面的生产系统。705运输顺槽与705煤仓直接连接，形成工作面运煤系统。705运输顺槽通过1132车场、暗斜井、1060材上、1090联巷形成工作面进风系统。705回风顺槽通过1090回风上山、702材料道与1155系统上山连接，形成工作面回风系统。二、支护方式：工作面所有采准巷道均采用锚网支护。705回风顺槽顺煤层走向紧跟煤层底板布置，方位1305339，断面为3.83.3m的半圆拱形，支护形式为锚网索支护。705运输顺槽顺沿煤层走向距离底板（法线）0-6m布置，方位1305339，断面为4.53.3m的半圆拱形，支护形式为锚网索支护。开切眼方位473623，工作面初采170m为俯采，为减缓工作面坡度及煤矸向架间滚落，运输顺槽超前回风顺槽7m布置。矩形断面，净宽7.0m，净高2.6m，净断面18.2m2，倾斜长度91m。三、采煤方法705工作面采用倾斜特厚煤层走向长壁综采放顶煤采煤法一次采全高，全部垮落法管理顶板。第二节 设备配备工作面配备MG250/600WD采煤机台； SGZ730/200刮板输送机两台（前后各1台），运输能力700t/h； SZZ730/160转载机1台，输送量700t/h ； PLM1000破碎机台，能力1000t/h； DSJ-1000/80/160皮带运输机1台，输送量800t/h；选择设备配套能力满足要求。ZZFT10400/20/32型端头支架1付、ZFG5200/20/32型过渡支架3付、ZF4800/17/28型基本支架5058付；、BRW-315/31.5乳化液泵2套、KBSGZY-1000/6、KBSGZY-800/6移动变电站各1台。附工作面设备配置表（表2-2）、工作面设备布置图（图2-1）。附图2-1：工作面设备布置图附表2-1：工作面设备配置表 工作面设备配备表 表2-2序号设备名称规格型号单位数量使用地点移动变电站KBSGZY-800/6台1运输顺槽KBSGZY-1000/6台1运输顺槽2馈电开关KBZ-630/1140台2运输顺槽3软启动QBR-400/1140台2运输顺槽4真空启动器BQJZ-400/1140台5运输顺槽5照明综保ZBZ2-10/1140台1运输顺槽6采煤机MG250/600WD台工作面7刮板运输机SGZ730/200台工作面前部8刮板运输机SGZ730/200台工作面后部9转载机SZZ730/160台运输顺槽10破碎机PLM1000台运输顺槽11皮带运输机DSJ-100/80/160台1运输顺槽12乳化液泵BRW315/31.5套2运输顺槽13卡轨车SQ-120B套1回风顺槽14调度绞车JD-25及JM-14台4运输顺槽3台、回风顺槽1台15端头支架ZZFT10400/20/32付工作面下端头16基本架ZF4800/17/28付58工作面17过渡架ZFG5200/20/32付3工作面下口第三节 回采工艺一、回采工艺流程回采工艺流程：705工作面采用倾斜特厚煤层走向长壁综采放顶煤采煤法一次采全高工艺进行回采，采放工艺为一采一放从下向上间隔多轮放煤法。1、工艺流程：割煤移架推前溜拉后溜放顶煤。2、斜切进刀工艺：采煤机从20#支架开始向下斜切进刀割煤，割止工作面下端头时，完成斜切进刀；调转采煤机牵引方向，调换滚筒位置，下滚筒升起挑顶，上滚筒降下扫底，向机尾割煤，前溜机头追机推溜至斜切进刀位置；采煤机割止工作面上口后，将两滚筒降至装底煤位置，采煤机下行至起始位置斜切进刀，推移前溜至机尾（附图2-3）。3、移架、推溜：移架操作方式为手动本架快速操作，从下向上进行分段移架，严禁相邻两架同时移架。下口斜切进刀顶底割完后，煤机上行至25#支架处停机，及时20#以下支架移到位，并将进刀段前部输送机推至煤壁；二次启动采煤机上行顶底一次割好，煤机停到上口，快速将20#以上支架移到滞后煤机5副支架，采煤机下行装煤到进刀段，从下向上将进刀段以上前部输送机推至机尾。采煤机滚筒割顶过后立即伸出前探梁护顶，滞后距离不得超过2m。注:推前溜须超前采煤机15m，移架须滞后采煤机15m，使前溜有足够的弯曲长度。4、移架操作顺序：（a）被移支架左右相邻支架的推前溜操作手把打到推溜位置；(b)将本架的移架操作手把打到拉架的位置；（c）降柱（50-100mm），同时收回侧护板和平衡油缸,但不可全部收回；(d)随着支架的前移收回伸缩梁；(e)支架移到位后，立即升起立柱；(f)伸出平衡油缸和侧护板护严顶，护帮板必须紧贴煤壁，使各操作手把归零位。注：如遇工作面煤帮松软、顶板有抽冒现象时，提前将该段支架拉移进行护帮护顶。二、各工艺关系及具体要求1、落煤方式（1）采煤机割煤方式：从下向上单向割煤，往返一次割一刀。采用MG250/600WD型电牵引双滚筒采煤机，滚筒直径1.8m，截深0.6m。（2）采煤机滚筒位置：采煤机上行割煤时下滚筒割顶，上滚筒割底，割煤速度不得超过4m/min。下行时上下滚筒扫底清煤。煤机斜切进刀及割煤示意图（2-2） 2、装煤方式采用MG250/600QWD型采煤机螺旋滚筒配合SGZ730/200前部运输机铲煤板装煤，后部放落顶煤从放煤口直接装入SGZ730/200后部运输机。3、运煤方式工作面采用SGZ730/200前、后部运输机运煤，运输顺槽采用SZZ730/160转载机和DJS1000/160皮带运输机运至705煤仓后由主井皮带运至地面。4、推溜、移架（1）伸前探梁：采煤机割煤后追机伸出伸缩梁并打开护帮板及时护顶护帮。（2）推前溜：采煤机上行割顶扫底装煤，追机顺序推移前溜，推移顺序由下向上，推移步距0.6m，前溜弯曲段长度15m。（3）移架：推移前溜时从下向上顺序移架，移架距采煤机下滚筒7.5m时停止移架，移架步距0.6m，擦顶带压移架。（4）拉后溜：每循环采煤机进刀结束，前部运输机移近煤壁，支架处于最小控顶距状态后，再拉移后溜，拉移顺序由下向上，拉移步距0.6m。5、放煤工艺705工作面初采期间不放顶煤。放煤步距：放顶煤采用两采一放，即放煤步距1.2m。放煤方式：根据我矿已采的三个综放工作面放煤经验，选用单轮间隔放煤，即每次割帮推移前后溜后，按每隔一付支架的顺序放煤（第一帮选用单号架放煤，第二帮选用双号架放煤）。端头架不放顶煤。三、顶煤弱化705综放工作面，煤层硬度系数为1.31.5，煤层节理、裂隙发育，垮落充分，块度小，可放性强，通过支架尾梁反复推撞，能满足压碎回收后部顶煤的要求，因此705综放工作面不进行专门的顶煤弱化。第四节 储量及可采期一、工业储量工作面可采走向长640m，倾斜长81m，煤层平均厚14.1m，设计采高2.6m，放高7.8m,容重1.35t/m3 。（开切眼以东煤量不参与计算）工业储量 ： 94.6(万t)（根据不同块段的参数计算）二、回采率1、设计煤柱损失工作面设计停采线距离煤仓口45m。煤厚11m。煤柱损失：Q=3011811.35=36805(t)（不参与工作面回采率的计算）2、工作面下口过渡圆弧段底煤损失运输顺槽距离底板3-5m布置平均5m，岩顶板（或煤层中山板）布置圆弧段长10m。设计底煤损失：1/264014.151.35=12096 (t) 3、断层带底煤损失(设计断层上盘断层带30m留三角底煤，平均厚5m，共两条断层)1/2308151.352=16402.5(t)4、初采损失确定设计5m不放顶煤59010.41.35=6318(t)5、工作面割煤损失640812.61.353%=5458.8（t）6、未采损失设计10m不放顶煤1080101.35=10800(t) 合计：36805+12096+16402.5+6318+5484.3+10800=87905.8 (t)7、放顶煤工艺及其它因素煤量损失为8%64081141.358%=78382.1（t）8、可采煤量=工作面储量-设计损失=94.6-（87905.8+78382.1）=78（万t）回采率=可采煤量/工业储量100% =78/94.6100%=82.5%三、可采期限可采储量月产量785.913.2（个月）第三章 顶板控制第一节 工作面顶板控制一、工作面支护方式工作面采用ZF4800/17/28型支撑掩护式低位放顶煤液压支架支护。附表3-1：工作面支架参数表附图3-1、3-2、3-3、3-4：工作面常规支护平、剖面图（最大、最小控顶距，三机配套主要尺寸）。二、采空区处理方法采用全部垮落法处理顶板。三、特殊时期的顶板控制工作面初采初放、末采收尾、过地质构造带等特殊时期工作面支护方式仍为正常情况下的支护，加强支护措施另行编制。工 作 面 支 架 参 数 表名称支架型号架宽 （m）高度（m）控顶距（m）初撑力（KN）工作阻力（KN）自重（T）数量（副）最大最小最大最小基本支架ZF4800/17/281.35 1.652.81.77.66.5387848001858过渡架ZFG5200/20/301.36 1.763.02.07.57.03204520020.173端头支架ZZFT10400/20/322.543.22.09.69.090321040041.51 表3-1第二节 两道及上下端头顶板控制一、上下端头支护工作面下端头采用ZZFT10400/20/32型端头支架沿运输顺槽巷中支护。端头架下帮较宽时支设单体柱配套1.21.5米的方木垂直巷道支设。上端头接基本支架到上帮宽度大于0.6m时，采用DZ-35单体液压支柱配套HDJA1000一字型铰接梁交替沿走向支设。放顶线支设一梁二柱戗棚，戗角6575。工作面推进过程中，上下端头支护根据支架放顶线前移，与放顶线保持平齐，不准超前或滞后。二、两道超前支护 705运输顺槽断面为半圆拱形，超前支护用DZ-35单体液压支柱与3.6m梁配合支护，支柱初撑力90KN，高度3m，底板侧距帮0.3m，顶板侧距帮0.3m，顶部用板皮或方木呈“#”字型绞实，支设平衡。单体液压支柱垂直顶、底板支护，柱距0.8m，排距3m，采用“一梁三柱”支设，支设长度100m，视回采时矿压超前显现增设，单体柱必须穿靴支设，柱靴规格为：1500180180mm的旧道木。705回风顺槽断面为半圆拱形，超前支护用DZ-35单体液压支柱与与2.6m梁配套支护，支柱初撑力90KN，高度2.8-3.2m，支柱距顶底板侧的距离均为0.5m，单体液压支柱垂直顶、底板支护，柱距0.8m，排距2.5m，支设长度100m，视回采时矿压超前显现增设，单体柱必须穿靴支设，柱靴规格为：1500180180mm的旧道木。附705两道超前支护示意图。（图3-5）第三节 矿压及支护质量综合监测一、矿压观测目的1、通过对工作面压力观测数据的分析处理，结合两道变形情况，掌握顶板初次来压、周期来压步距，及时预报来压时间，提前做好工作面切顶、片帮、抽顶的预防措施的落实。2、通过对工作面压力观测数据的分析处理，结合两道变形情况，掌握顶板初次来压、周期来压步距，记录来压时的煤帮片帮、支架安全阀开启、底板下滑及采空区悬顶情况，为确定支架在大倾角条件下的适应性、稳定性提供科学依据。3、为顶板垮落时的瓦斯涌出规律研究及采空区防灭火提供科学依据。二、监测方法、内容及监测系统设置1、工作面两道矿压观测系统采用YHY60型压力监测系统（无线）观测测站的巷道顶板压力及超前支护质量，确定超前应力范围，为初次及周期来压步距提供依据。2、工作面观测通过实时连续观测支架工作阻力，同时结合煤壁片帮、架前抽冒、支架安全阀开启、采空区悬顶等现象记录，分析确定初次及周期来压步距。（1）监测仪器初期工作面安装基本架58付，每隔10付支架在支架上下柱上安装数字压力计表各一块，共在6付支架上安装，进行在线数字观察，间断性观测支架受力变化情况，尤其是在初期来压、周期来压及煤帮片帮时必须及时观测，记录压力变化情况。3、两道收敛量观测在工作面两道巷道掘进时设定的原观测点上进行观测，采用简易拉线法量取帮、顶位移量，每旬由队技术员量取顶底、帮帮的距离。要求必须按规定观测，并及时、准确填写表格，如实做好详细记录，报生产部分析。三、监测资料的收集整理组织安排由施工队协助进行观测仪器的安装，生产部技术人员负责数据定期分析。四、支护质量分析预报生产技术部制定专人负责支护质量数据的分析，初采期间每三天分析一次，特殊时期每班进行观测分析，正常回采期间每旬分析一次，并根据分析结果及时发出书面预报，发现问题及时汇报矿总工程师，并制定具体实施措施，由施工队及时按实施措施进行整改。五、压力预报矿压预报人员，在工作面推进过程中，及时记录工作面发生的实际压力情况，分析顶板压力变化，及时向有关单位和人员汇报工作面可能发生的矿压现象，以便及早采取有效措施。第四章 生产及辅助系统第一节 运 输一、运煤系统工作面刮板输送机转载机705运输顺槽胶带输送机1060煤仓1060主井煤仓主井胶带输送机1630煤仓1630胶带输送机选煤楼上山胶带输送机选煤楼。（附图4-1）二、运料系统 1、地面材料井口副井筒副井1132车场1132斜石门704联络巷705顺槽（卡轨车牵引）工作面。2、地面材料井口副井筒副井1132车场暗斜井1060材上705运输顺槽（绞车牵引）工作面。（附图4-1）三、行人系统1、上部：地面副井筒副井1155车场1090回风上山705回风顺槽工作面。2、下部：地面副井筒副井1155车场1090回风上山1090平巷705运输顺槽工作面。（附图4-1）第二节 通 风一、通风系统(一）通风方式705综放工作面采用的“U”型上行通风方式。(二）通风系统：705综放工作面通风系统为（附图4-2）： 新鲜风流：副井1132车场暗斜井（主井）1060石门1060材上1090平巷705运输顺槽705综放工作面污风流：工作面705回风顺槽1090回风上山702材上1155回风系统上山（补套上山）1235水平回风巷道1235各回风上山1320水平回风巷道东、西风井地面(三）风量配备1、按瓦斯涌出量计算Q采q采K采通1007.51.61001200m3/minQ采工作面所需实际风量（m3/min）q采工作面回风巷风流中的瓦斯平均绝对涌出量（m3/min），取7.5K采通工作面通风系数取1.62、按工作面温度选择适宜的风速计算Q采=60V采S采=601.79.5=969m3/minV采采煤工作面风速，m/s，取1.7。S采采煤工作面平均断面积，m2，取9.5。3、按回采工作面同时作业人数计算Q采4N=454=216m3/minN工作面最多人数，取54人，4、按工作面风速进行验算601.7S Q采 604SS工作面平均断面积，m2 ，取9.5。经以上计算，取最大风量1200 m3 进行验算：969 m3 1200 m3 2280 m3经验算，风速符合规定，确定工作面配风量为1200m3/min。二、通风设施在702材料道平巷处安设两道无压风门，1090系统回风上山安设两道无压风门。第三节 压风、供水、防尘、排水一、压风系统：1、供风线路（附图4-3）1）、压风系统：地面压风机房副井筒1155车场702材上底弯道1090回风上山705回风顺槽工作面。2)、压风系统：地面压风机房副井筒1155车场702材上底弯道1090回风上山1090平巷