煤矿巷道回采设计说明书

第一章 采区概况

第一节 采区地理位置、境界、尺寸和面积

大雁煤田位于内蒙古呼伦贝尔市境内，其地理坐标为东经120度30分56秒?120度37分18秒，北纬49度13分11秒?49度15分00秒。

本设计以大雁煤田第一煤矿的西六采区为设计对象，它距地表400m?600m，地表无建筑物，但有301国道及一趟高压 线路穿过本区，无河流，无塌陷积水坑，采区平均走向长2400米，平均倾向宽460米，面积1.104平方公里。

大雁煤田的煤层为白垩系下统扎赉诺尔群大磨拐河组中部含煤岩段。

煤层走向30度?70度东向西北倾斜，倾角变化较大，浅部16度?22度，深部17度?31度，呈单斜构造。

西六采区为褐煤层。一般可作生活及动力用煤。是低瓦斯矿井，但由于煤层节理裂隙发育，局部瓦斯含量偏高，瓦斯涌出量为0.2m3/min,煤层走向方位角270度?300度，倾向方位角180度?210度，煤层倾角平均18度，煤层厚度平均12m，煤质硬度1?3。

第二节 采区瓦斯

由于本矿属低沼气矿井，据已开采的采区实际情况，瓦斯涌出量不高，故该采区也按低沼气管理。本区的通风瓦斯工作重点是局部瓦斯积聚的处理。

局部瓦斯积聚的地点有

回采工作面隅角和采空区边界，采煤机附近，顶板冒落的空洞内，低风速巷道的顶板附近以及停风的盲巷中。

（1）采面的上隅角和采空区边界沼气积聚瓣处理

在其附近设置挡负帘，引导风流从上隅角通过，从而将沼气带增。如图8-3 （2）采煤机附近沼气积聚的处理。

2、处理前发浓度过高，应由救护队检查盲巷中沼气浓度，并估算出沼气积存量。

3、处理工作至少有二人进行。

4、局扇要距回风口10米以外，排除时要控制风流逐段进行防止将高浓度沼气一下吹出。

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第三节 采区储量及回采率

一、工业储量：5124.05万吨（不包括主石门及井底车场的保护煤柱量）。 二、采区实际设计使用工业储量为：4434.8万吨.主要由于28#煤层薄(1.09米)夹矸多、储量少(19.82万吨)属非经济可采煤层；32# 、35# 层可采部分主要分布在12勘探线和13勘探线之间，在本区开采困难，36# 层主要在12-14线可采，在本区开采过程中为不破坏32# 层、35# 层储量，均不作开采考虑，等开采主石门以东时再考虑开采。（33#层仅在16线附近可开采，其开采影响不到32#层、35#层储量）32# 、35# 层的工业储量分别为197.67万吨和213.88万吨；36# 层工业储量257.88万吨。这样使用本设计采区的实际设计工业储量为4434.8万吨。 三、可采储量为3258.5万吨，其计算公式为：

Q采 =（Q1-P）×（1-n）K =（4434.8-147.29）（1-0.05）×80% =3258.5(万吨)

式中: Q采—可采储量,

Q1—工业储量,

P—永久煤柱损失量,

n—地质及水文地质损失系数,取0.05, K—设计采区回采率取80%,

采区储量见附表1,煤柱损失见附表2 四、采区的回采率为：80%。

本区可采煤层的平均厚度为3.69米。属于厚煤层。

根据国家规定，厚煤层采区回采率不小于75%的规定，该采区回采率设计符合采区设计规范。

第四节 工作面组织管理

循环方式：昼夜多循环。

作业制度：三八制，两班半采煤，半班检修；劳动组织形式；综采面为追机作业，高档面为分段追机作业。

第五节 采区巷道布置

该采区为下山采区，采用煤层群联合开采，区段石门布置。为了减少开采过程中三角煤的损失和避免采区巷道穿进铁路保护煤柱，下山布置在与15勘探

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线偏西有13o夹角的位置。三条下山，一条运煤上山，倾角14o，布置在岩层主要负责采区运煤；一条是轨道下山，倾角21o布置在31#煤层中，主要负责采区运料、进风；一条是通风行人下山倾角21o，布置在30#煤层中，主要负责行人和回风。

布置三条下山的理由：（1）下山采区、采区生产能力大，且经常出现上下区段同时生产的情况，需简化通风系统。

（2）增加一条行人上山，且沿煤层布置，起到探明煤层情况的作用。同时行人上山设置猴车，便于使用和安全管理。

该采区下山位置基本在采区的储量中心，工作面的走向长度均为1100—1500米之间。

该采区的最低可采标高为+250米水平。最高可采标高为+500米水平，因此阶段垂高为250米。经方案比较将该采区划分为四个区段开采，区段标高为+250，+310，+370和+430，并在+490水平布置一条回风石门用做上区段回风。

该采区煤仓高度为50米，三条下山间距均大于32米左右，分别设在31#、30#和穿层中。采区下山车场采用顺向平车场，中部及下部车场均为甩车场。

区段划分比较表 比较内容 区段斜长 区段垂高 区段石门长 优点 方案一（三区段） 276.0米 83.3米 1280米 1、巷道工程最小，投资少 方案二（四个区段） 197.4米 60米 1106米 1、工段斜长适且布置，综全机械化开采，且能保证开作面，最优长度值 缺点 1、区段斜长太长，不适1、区段石门工程量，比1、区段斜长短不适宜布置综上所述采工作面开采。 2、区段石门工程量投资高。 方案三（五个区段） 166.3米 50米 1970米 1、区段斜长适宜布置高档工作面开采 宜布置单一工作面开采，方案一高 不绕道及溜煤眼工程量太大 3

第二章 采区地质概况

大雁煤田的煤层为白垩系下统扎赉诺尔群大磨拐河组中部含煤岩段。

煤层走向30度?70度东向西北倾斜，倾角变化较大，浅部16度?22度，深部17度?31度，呈单斜构造。

西六采区为褐煤层。一般可作生活及动力用煤。是低瓦斯矿井，但由于煤层节理裂隙发育，局部瓦斯含量偏高，瓦斯涌出量为0.2m3/min,煤层走向方位角270度?300度，倾向方位角180度?210度，煤层倾角平均18度，煤层厚度平均12m，煤质硬度1?3。

该采区地质构造复杂，煤岩层起伏变化较大。

采区内按国家政策规定共有可采煤层共11层（不包括浅部煤层，见第四节），即：25#、27#、28#、28#、29#、30#、31#、32#、33#、35#和36#煤层，均为侏罗系，扎赉诺尔群，大磨拐河组中下部含煤段，其中全区可采的煤层为25#、27#、28#、29#、30#煤层，局部不可采的煤层为3层，即：31#、33#、36#煤层，局部可开采的煤层为3层，28#、32#、35#煤层。

以上各层特征，详见附表3及煤岩层综合柱状图。

区内顶底板多为松软的泥岩及粉砂质泥岩，岩性由西向东粒度变粗，由浅部向深部粒度变细，均为内陆相岩性。

煤层间距的总体变化规律：沿走向变化不大，沿倾向变化较大，即浅部向深部，层间距变大，呈马尾状。

以上项底板岩性及煤层层间距详见附表3。

本区内水文地质简单，属于煤岩层局部裂隙地段含水，没有突水的危险性，预计最大涌水量为50-80M3/h，正常涌水量为20-50 M3/h，本区内没有岩浆侵入体及古河床冲刷。

区内各煤层的煤种牌号，均为褐煤，呈黑褐色，煤层多为木质结构，条带状构造。 块状属半暗或暗淡煤。煤的硬度f =(1-3)；煤层易自燃，自燃发火期为3-6个月；煤层属低沼气煤层。

煤质特征详见附表4。

由于本设计采区范围内浅部煤层主要有16#、17#、18#层其可采储量3789.1万吨，具体赋存情况见附表5。

由附表5中可知浅部煤层的赋存有下列特点：

一、层间距大，如要开采，石门距离长（约2 ×300米石门），工程量大。 二、煤层结构复杂，夹矸多。

三、走向块段短，不利于综采开采，如划规西六开采，则势必造成矿井采

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区接续紧张，特别做为首采区，采区达产困难。

四、储量不大，且个别地段已被小井破坏，不利于大矿开采。 结合以上几点，建议本采区范围内的浅部煤层，（即：16#、17#、18#层）划规为小井开采。

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第三章 设计工作面的原回采工艺情况

一、高档普采

简称高档，它是在普采基础上使用单体液压支柱取代金属摩擦支柱与铰接顶梁配合来控制顶板，能够适应复杂地质构造的薄及中厚煤层的回采，具有投资少适应性强等优点，但是工人劳动强度较大。 二、 综合机械化开采

简称综采，它采用自移液压支架控制顶板，从而使工作面的整个采煤工序——破、装、运、支、处实现机械化。具有安全、高产高效的特点。为矿井降低成本，实现百万吨死亡率为零，创造了良好条件，但具有初期投资大，不适应地质构造复杂的煤层条件下的回采。 三、 综合机械化放顶煤开采

该工艺实质是在开采煤层底部布置一个综采工作面，工作面上方顶煤利用矿山压力作用辅助以人工松动的方法使其破碎，并随工作面的推进在后方放出，因此简称综放。

放项煤工艺优点明显，经济效益显著，是开采特厚煤层的一种有前途的采煤方法，但是在提高工作面回采率，降尘防火等安全方面技术要求较高。

目前，矿井形成了综采为主，高档普采为辅助生产的形式；而且，放顶煤也在东其他采区27#煤层工作面中采用，并取得了放煤的成功。这些将成为本设计采区采煤工艺选择的主要依据。

主设计工作面为27#煤层一段，其工艺过程为：采煤机割煤→移后部运输机-→移前部运输机→移架。从而完成一个割煤循环，待完成两个（或三个）循环后，即工作面推进1.2米(或1.8米)后,停机开始放出松碎的顶煤,到见矸为止,关闭放煤口,完成上述全部工序即为一个放煤循环。

根据该矿其它采区，27#煤层综放面的开采经验循环进度选取1.2米，即两采一放，同时为使顶板均匀下沉，最大限度地减少混矸量，提高顶煤的回收率，选取顺序多轮次放煤。

该工作面支架选用ZFS4000/1.5/3.2L型尾梁插板式，低位放煤。由以往放煤经验知，采高越小，放煤越少其放顶煤效果越不好，因此综放面的采高定为3.0米,这样采放比:

H放 6.5-3.0

= = 1.17 H采 3.0

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第四章 采煤方法及回采工艺

第一节 采煤方法的确定

根据矿井地质和生产技术条件，及以往开采经验和保证安全生产，该采区采煤方法选为走向长壁后退式。

第二节 采煤方法中几个要素的确定

一、采区走向长和倾向长

采区平均走向长为2400米，平均倾向宽为460米。 二、主要设计煤层工作面诸要素确定

采区初期投产煤层25#煤层；首采工作面为该煤层一区段，工作面的长度为130米。另外27#煤层也是初期投产煤层，还是本采区设计中的主要设计煤层之一，首采工作面为该煤层一区段，煤层倾角19°,平均煤厚6.5米,赋存稳定全区可采。下面就27#层工作面条件做以下论述： 1） 27#层煤层综放工作面长度确定：

V×q1 ×t0+ b ×t× (q1+q2) × 1/2

工作面最优长度L= q

式中：V—采煤机平均牵引速度,取3.5 m/min；

q—工作面液压支架和输送机中部槽每米每日折旧费和大修费取155元/dm；

t0—采煤机进刀在端部停留时间取35min； b —采煤机截深取0.6m；

t—采煤机日时间取960min/d；

q1—采煤机、输送机、泵站和电器设备每日折旧费和大修费取150元/ d； q2+ q3—工作面运输和回风巷每米掘进费取2507元/ m； 综上代入数据 ：

3.5 X (150 X 35 + 0.6 X 960 X 2507) 1/2

L= =180.9(米) 155

于是取L=180米作为工作面设计长度最优值. 2） 区段斜长的确定:

区段斜长:H =L + h1 + h2

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H=180+（5+5）+（3.4+4.0）=197.40(米) 式中: L —工作面长度,米;

h1—区段保护煤柱沿倾向的总长度,米; h2—区段巷道总宽度,米;

3) 工作面日产量:

该工作面的机械设备采用MG-2X300W型双滚筒采煤机落煤，其日产量可按下式进行计算：

A = N·L·S·M·R·C =6× 180 ×0.6 ×6.5 × 1.25 ×80% =4212吨

式中：A—工作面日产量, 吨 ；

N—采煤机日进刀数，取6刀； L—工作面长度, 180米； M —煤的采出厚度, 6.5米； R —煤的容重，1.25吨/米3； C—工作面的回采率取80%（综放）。

4） 作面的推进度及服务年限

工作面月拉进度：0.6 × 6 × 30=108米/月, 工作面年推进度: 108 × 12=1296米/年,

工作面服务年限：1200÷1296=0.925年（工作面走向长取1200米）。

第三节 回采工艺的选择

全区内共有十一个可采煤层，但本区内实际设计可采煤层仅7层，即25#、27#、28#、29#、30#、31#和33#层，其它层如28#层属非经济可采层；32#、35#和36#层在本区内开采不经济、不合理、划规到主石门以东采区开采。

25#、27#煤层一区段工作面为首采工作面，且27#层和30#层为本区主要设计煤层。同时27#和30#煤层均属于缓斜特厚煤层，下面先就其综放和分层综采工艺做经济性与技术性比较。 综放工艺具有以下优点：

（1）煤巷掘进量小，缓和了采掘关系（7米左右厚的煤层）可节省工程量30—50%（两条顺槽和一条开切眼）。

（2）减少了搬家倒面次数，节省采面的安装工程量及费用。 （3）减少铺网工序，材料费，工资费及巷道维护费。

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（4）采放平行作业，工作面推进度在90-110米/月，年产超百万吨，效率达60吨/工，直接成本降低2-3元/吨。

但缺点是，此工艺的回采率在80-85%左右，较综采低10-15%，且易于自燃发火。

综上根据27#煤层西翼夹矸较少，煤层厚度变化较大，不利于分层开采，确定该层27#工作面采用综放工艺回采，其它采用分层综采（自然分层明显，中间夹矸厚约1.2米）。另外30#层中间有一层夹矸，0.5米左右厚全区发育软，如采用综放，则该夹矸起到释放压力的作用，因而上分层煤难以破碎放出，同时由于夹矸厚，采用综放开采将会影响煤质。故采用分层综采。

第四节 机械设备选择

一、 采煤设备：

1、高档面设备选型见表6。 2、综采面设备选型见表7。 二、 掘进设备：

综掘设备与炮掘设备集中汇编于表8中。

第五节 顶板管理及支护密度的验算

一、 高档工作面

1） 顶板采用DZ---2.2型单体液压支柱配合HOJA—1200型金属铰接顶梁，三、

四排管理控制顶板。柱距0.75米，排距0.6米，最大控制顶距3.50米，最小控顶距2.90米。 2） 支护密度的验算：

按工作面顶板压力的一般估算方法，在控顶范围内支架上单位面积的载荷：

P=（2—4）Mr

即每平方米最大载荷：

Pmax= 4×2.0×2.6=20.8(吨/米2) 式中：M—工作面采高，米；

r—岩石容重，吨/米3。

四根支柱所支撑顶板面积为：S=0.6×0.75=0.45(米2) 四根支柱所随的载荷为：20.8×0.45=9.36(吨) 则每根支柱所支撑的载荷为：9.36÷4=2.24(吨) 因为DZ-2.2型单体液压支柱的初撑力为7.8吨，工作阻力为30吨，所以该支柱满足要求。

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2、综放工作面

顶板管理选择ZFS4000/1.5/3.2L型液压支架控制顶板，支架的载荷验算如下：单位面积的载荷：P=（2—4）Mr 即：最大载荷

Pmax= 4×3.0×2.6=31.2(吨) 式中：M—工作面的采高，米； r—岩石的容重，吨/米3 单位支架支撑面积：S =5.45米

单位支架随载满P =31.2×5.45 =170.04（吨）

因为单位支架的工作阻力为400吨，所以能够满足生产要求。

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第五章 采区生产系统

第一节 采区运输

一、 运输设备的选型：

根据采区煤层特征，采区巷道联合布置及采煤机械设备相配套的原则，对区内运输设备型号作如下确定，见表7。

采区所需材料的运输及工作面煤和矸石的运输，其运输路线，见运输系统图。

二、工作面运输设备的验算：

其原则是根据落煤方式，计算出工作面小时生产能力，所选取的设备小时运输能力大于工作面生产能力即可。计算公式如下：

Q = 60M·S·VK·R 式中：M—工作面采高，（综放煤厚6.5米，取采高3米，一般采放不平行作

业，高档取采高2米）。 S—采煤机截深，0.6m

VK—采机牵引速度综采取3.5m/min;高档取3m/min; R—实体煤的容重，27#层取1.25t/m3,25#取1.24t/m3

代入数据：

Q= 60×3.0×0.6×3.5×1.25=472.5(t/h)

经验算工作面的生产能力小于工作面刮板机的运输能力900t/h；小于运输巷输送机的输送能力1000t/h,也小于转载机的运输能力1100t/h；小于破碎机的破碎能力600t/h；同样计算高档工作面生产能力（26#为例）

Q高= 60×2.0×0.6×3×1.24 = 268(t/h)

则：Q综 + Q高= 472.5+268 = 740.5(t/h)

同样小于区段石门皮带900t/h的运输能力，也小于采区运煤上山皮带的输送能力为750t/h，故满足需求。

第二节 采区通风

一、通风系统的选择：

该矿井的通风方式是分区抽出式，五采区为该矿井的一个采区，该采区的主要入风井为主、付井，该采区的回风利用原四采区风井。（如待本区开采时，四采区风井损坏严惩而不能使用或维护费用高的情况下可将该下山采区的通风

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行人下山直接掘出地面，巷道工程量380米，用做采区回风）

五采区的各煤层相对瓦斯涌出量无实验数据，据邻区情况按低沼气管理，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为59%—70%，煤层都具有自燃倾向性，发火期在3—6个月。

据以上分析，决定该采区的通风方式为分区抽出式。 二、采区所需风量的计算与分配：

1、采区所需总风量Q采进，是采区各用风地点所需风量之和，按下列要求分别计算，并取其中最大值。

1）按采区同时工作的最多人数计算，即

Q采进=4·N·K矿道

= 4×240×1.22 = 1171.2m3/min

式中：N — 井下同时工作的最多人数；人数取240人，

K矿通— 矿井通风系数，取1.22。

2)按采煤、掘进、峒室及其他地点实际需要风量总和计算，即

Q采进=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ峒+ΣQ其它）×K矿通，m3/min 式中：ΣQ采—采煤实际需风量总和，m3/min

ΣQ掘—掘进实际需风量总和，m3/min ΣQ峒—峒室实际需风量总和，m3/min

ΣQ其它—除了采煤掘进和峒室地点外的其它巷道需进行通风的

风量总和，m3/min

2、采煤实际需要风量，应按采区各个回采工作面实际需要风量总和计算，即：

ΣQ采=（Q采1+ Q采2+??+Q采n）×K采备，m3/min； 式中：Q采1、Q采2??为各个回采面实际需要风量，m3/min；

K采备—备用工作面系数，本次设计备用工作面已单独计算风量，

则K采备=1.0。

1）回采工作面的风量应按下列要求分别计算，并取最大值 （1）按沼气或二氧化碳涌出量计算：

Q采=100Q沼采×K采通；

=100×1.5×1.7

=255(m3/min)

式中：Q采—第I个回采工作面实际需要风量m3/min

Q沼采—第I个回采工作面沼气（或二氧化碳）的绝对涌出量

m3/min，由已采区取 1.5 m3/min，

K采通—第I个回采工作面通风系数，取1.7；

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（2）按炸药量计算：

Q采 =25A采 = 25×10

= 250（m3/min）

式中：A采—第I个回采工作面一次爆破最大炸药用量， kg，

25—每公斤炸药爆破后应供给的最少风量；m3/min.kg。

（3）按人数计算：

Q=4N采, m3/min，

式中：N采—第I个回采工作面同时工作最多人数； 人

取：N综采=50人，

N高档=80人； 则Q综采=4×50

= 200（m3/min）

Q高档=4 ×80

= 320（m3/min）

（4）按工作面气温计算：

Q采=60V采 ×S采 m3/min

式中：S采—第I个回采工作面的平均断面积，按平均控顶距计算的工作

面平均断面积m2，高档为6.8 m2，综采10.4 m2。

V采—回采工作面风速m/s,取0.7（查工作面温度与适宜风速对

应表）。

则 Q综采=60×10.4×0.7 = 436.8(m3/min)

Q高档=60×6.8×0.7

= 286(m3/min) 综上，取 Q综采=437（m3/min），

Q高档=320（m3/min），

（5）按风速进行校核，工作面允许风速是：15—240 m/min

则高档工作面的允许风量为： 102 m3/min≤ Q高档≤ 1632 m3/min 综采工作面的允许风量为：

156 m3/min≤ Q综采档≤ 2496 m3/min

Q高档取320 m3/min适合。

备用工作面的供风量为综采工作面供风量的一半，取219 m3/min；

则全区所有回采工作面所需风量为：

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ΣQ采区=Q综采+Q备用

= 437+320+219 = 976（m3/min）

2）掘进工作面所需风量按下列要求分别计算，并取得最大值

（1）按沼气（或二氧化碳）涌出量计算：

Q掘=100Q沼·K掘通；m3/min = 100×0.5×1.6

=80(m3/min)

式中： Q掘—掘进工作面实际需风量m3/min；

Q沼—掘进工作面沼气绝对涌出量m3/min，取0.5； K掘通—掘进工作面通风系数，取1.6；

（2）按炸药量计算：

Q掘 =25·A掘

= 25×2.25

= 56.25(m3/min)

式中：A掘—掘进工作面一次爆破最大炸药用量，取2.25kg (3) 按人数计算：

Q掘=4N掘

= 4×12 = 48 m3/min

式中：N掘—掘进工作面同时工作最多人数，取12人。 （4）按局扇的实际吸风量计算：

Q掘 = Q扇·I

式中：Q扇—掘进工作面局扇实际吸风量，m3/min；

I—掘进工作面同时通风的局扇台数，取1台；

掘局部通风机的技术特征，和该矿实际情况（28KJ—N05对旋式风机已在28#层前顺槽应用）决定取2BKJ—N05局部通风机的吸风量230 m3/min，为掘进风量，并考虑局部通风机不产生循环风，取1.2的系数，则掘进风量为230×1.2=280 m3/min.

(5)按风速进行验算：

工作面允许风速为15—240 m3/min据掘进最大断面积10.4 m2和最小断面积4.9 m2,其掘进工作面风量范围是：

73.5 m3/min≤Q掘≤2496 m3/min

则 Q掘=280 m3/min符合要求。

据该采区巷道实际情况及规程第119条规定“采煤工作面可与其相连接的

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掘进工作面一次串联”本区设计2个独立掘进面，2个串联掘进面，则该采区掘进总需风量为：

280×2=560 m3/min

3）峒室及其它风量计算：

本采区共设有一个绞车房、一个变电峒室、一个水泵房，其供风量可按经验值确定，取80 m3/min。

则 ΣQ掘=3×80=240（m3/min）

其它用风地点风量按采煤、掘进、峒室用风量的总和的5%计算

ΣQ其它=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ峒）×5%

= （976+560）240）×5% = 1175×5%

=88.8 m3/min

综上所述：

Q采区=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ峒+ΣQ其它）·K矿通

= 1865×1.22= 2275 m3/min =37.9 m3/s

3） 各井巷中风速的验算：

Q

V = S

式中：V—某巷道中的平均风速m/s

Q—巷道某断面的过风量m/s S—某巷道断面m2

各巷道允许风速0.25—6m/s

经验算，采区各巷道配风的满足设计风速要求

三、采区通风总阻力计算

计算原则：计算采区通风总阻力时，不考虑沿途的漏风和局部阻力。 1）计算通风容易和困难时期的最小和最大磨擦阻力，路线如图，用下式计算两个时期的磨擦阻力：

alp 2

h = Q 毫米水柱

2 S

式中：h—井巷磨擦阻力，毫米水柱；

15

a—井巷磨擦阻力系数； l—井巷长度，m； p—井巷周长，m；

s—井巷净断面积，m；

Q—通过井巷某断面风量 ，m3/s

据表中计算结果：

Σh摩大=162毫米水柱（困难时期） Σh摩小=130毫米水柱（容易时期） 2）计算两个时期最大和最小总阻力

矿井总阻力等于磨擦阻力、局部阻力与风硐阻力之和 h=Σh摩大×1.15(困难时期) =162×1.15=186毫米水柱 h=Σh摩小×1.2(容易时期) =1.2×130=156毫米水柱

式中1.15,1.2—考虑计算路线上的局部阻力所设系数 3）矿井等积孔和风阻 a) 等积孔计算：

b)

Q采区

A阻大= 0.38 √ H

阻大

37.9

= 0.38× =1.06 m2

√186

QA采区

阻小=0.38 √H

阻小 37.9

=0.38× =1.15 m2

√156 据以上计算，本矿通风难易程度为中等（A=1—2） b) 风阻计算：

H阻大 H阻小

R= 千缪 R = 千缪 Q扇 Q扇

式中：Q扇——两个时期的扇风机风量

Q扇可用下式计算 Q 扇 =K外Q总 m3/s

式中：Q3总——不包括外部漏风的矿井总风量取37.9 m/s

16

K外——外部漏风系数，缺陷出式通风 取 Ｋ外＝１.05

所以 Ｑ扇＝1.05×37.9=39.8 m3/s

186

Ｒ大 ＝ = 4.67千缪 39．8

156

Ｒ小 ＝ = 3.92千缪 39．8

(4)主扇所需风压的计算：

因抽出式主扇与静风压和矿井自然风压的综合作用来克服矿井的通风阻力和扇风机装置的通风阻力.扇风机装置的通风阻力包括风硐和扩散器的通风阻力,依据经验值,其通风阻力取15毫米水柱。

另外,经测算,风井的自然风压为5.5毫米水柱,是和主扇作用方向相反， 则主扇所需的风压为：

h扇静大=h阴大+h自然+h扇装

=186+5.5+15 = 207毫米水柱

h扇静小=h阻小+h自然+h扇装 =156+5.5+15

=177毫米水柱

(5)核定上一采区主扇及电动机

因该采区利用原四采区风井进行回风,故对现上一采区主扇能力进行核定,是否更换主扇。

（1）主扇的输入功率

1) 通风容易时期主扇输入功率：

Q扇H扇大 39.8×177

Ｎ入小＝ = = 76.7KW 102η扇小 102×0.9

2) 通风困难时期主扇输入功率：

Q扇H扇大 39.8×207

Ｎ入大＝ = =89.7KW 102η扇小 102×0.9

据以上计算和原采区主扇参数(N八=115KW,负压122—154mm水柱，风量

17

103700—120000m3/h，转速为630转/分)相比较，可知，上一采区主扇不能满足本设计采区的风量要求，应更换主扇。

（2）电动机的输出功率

因N入小≥ 0.6N 应按N入大之值核定电功机。 1）输出功率：

N入大

N= η传

89.7传

= = 94.5KW 0.95

式中：η传—电动机与扇 风机间传动效率，因四采区主扇用皮带传动机η传

=0.95

1） 输入功率：

N电出

N电入 = K电——

η电

94.5

= 1.15×—— = 121kw

0.9

式中：η电—电动机效率，取0.9；

K电—电动机容量系数，离心式风机取1.15。

据以上计算和主扇现有电机功率55KW相比，应将主扇电机进行更换。 （3）选择主扇及电机

由主扇所需风量和风压两组数据，M（39.8、177）,M（39.8、207）进行选择主扇。

根据该矿现有的实际情况，考虑重新购置主扇费用较高，基础设施将做大的修改。结合其他采区将报废，其主扇将停止运转的情况，经过各方面的经济比较，二采区主扇（4—72—11N020B型，风量13400—162000m3/h，负压为242—228毫米水柱，功率130KW）可满足该采区的通风要求。但必须对主扇基础结构进行改造。

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第三节 采区排水

根据地质部门提供，该采区最大涌水量为50—80 m3/h，正常涌水量为20—50 m3/h，考虑充砂，灌浆涌水量为73 m3/h，为此，生产后该采区政党涌水量为123 m3/h（50+73），为此，需对该采区排水系统进行计算及核校。 一、水仓容量的确定：

现设计该采区水仓为：主仓80米，付仓50米、断面7.1㎡（见附图）水仓容积为920 m3。现校核其容量如下：

（一）主要水仓的有效容量应能满足8小时的正常涌水量，即50 m3/h×8小时=400 m3

（二）采用水砂充填，黄泥灌浆的矿井，还要加4小时的昼夜平均充填水量或灌浆水量，即：

4小时×73 m3/h =292 m3

因此，采区水仓的容量应满足400+292=692（m3）

设计水仓容量为920 m3，大于计算涌水量=692 m3，满足要求。 二、排水设备的选择：

本着采区主要排水设备必须有工作、备用 检修的原则进行排水设备的选择与计算。

（一）按正常涌水量确定排水设备所必须的排水能力：

Qr 123×24 m3/日 2952

Q = = = = 147.6（m3/h）

20 20 20

排水高度：

H1=K（HK+5.5）=1.2×(250+5.5)=256.6(M)

根据Q1和H1的选水泵为1500M30×10，其流量为155—190 m3/h，扬程310—327M，吸程7.5M，效率75%，电机容量225KW，吸入、吐出口径为Φ=150mm,外形尺寸：3737×1120×1155mm.

式中：Qr—矿井正常涌水量，m3/日；

K—扬程损失系数，K取1.20； Hh—排水井筒深度，M；

（二）正常涌水量其间所需水泵的工作台数：

N =Q1/Q=147.6/155=0.95（台） 取n=1台；

则正常涌水量期间所需水泵为一台工作；

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式中：Q— 一台水泵的排水能力，m3/h

（三）正常涌水量期间一昼夜内水泵工作时间：

Tr = Qr/nQ=2952/1×155=19（小时）：

（四）排水管直径选择：

4×155

由公式Dg = √4Q/π·Va·3600 = 3．14×2.2×3600

= 0.158(M)

取标准管径为Φ=150MM；

式中：Va —排水管中水流速度，m/s；取Va=2.2m/s;

（五) 排水管中实际水流速度

4Q 4×155

Va= = = 2.197(m/s) 3600·π·Dg2 3600×3.14×(0.158) 2

实际水流速度和流量小于规定限制值（2.45m/s和154m3/s） 符合要求。（实际排量：140m/h）

（六）吸水管直径:

吸水管直径一般比排水管直径大一级

ds = Dg +25(mm)= 150+25= 175(mm)

（七）吸水管的实际流速：

40 4×155

V= = = 1.8 (m/s) 3600πd2 3600×3.14×(0.175) 2

（八)管路中扬程损失：

1、排水管中的扬程损失

（用查表法）排水管长度为750M（Φ150）

（1） 直排水管：查表每100米损失扬程为2.3M 750M水管损失扬程为：

（750/100）×2.3= 17.25M

（2）闸阀二个全开：查表Φ150闸阀等值长度为1.31M 则 闸阀损失扬程为：

2×1.31/100×2.3=0.06(M)

（3）逆止阀全开一个：查表150MM逆止阀等值长度为43M 则 43M损失扬程1M；

（4） 标准弯头4个，Φ150MM（查表）弯头等值长度为3×1.31=3.93M

20

则扬程损失为：0.1M

总扬程损失为：

故 Hal=(17.25+0.06+1+0.1)×1.5

=18.41M×1.5=27.6M

式中： 1.5—为排水管中淤泥阻力系数；

（九）计算水泵总扬程为：

H= Ha+hal=250+27.6=277.6M 式中： Ha—水泵轴中心至排水管出水口之差（M）；

Hal—排水管扬程损失，M；

（十）校验：

按照水泵扬程应比计算值大（5—8%）则所选水泵扬程为：

277.6×(1+0.08)=302(M) 150DM30×10水泵扬程为310M>302M，满足要求。 该水泵房设在250水平，排水泵所排水通过Φ150MM水管750M排至+500水平大巷排水沟。

三、水沟、水量的校核

A 对现有水沟的校核

取大巷或主石门水沟进行校核（大巷水沟断面大于西翼大巷和主石门水沟断面）。

其计算净断面积：F=0.4×0.4=0.16M2 过水断面积：F′=0.75F=0.12 M2 0.75F 0.12

′

过水深度：H= = = 0.3M B1 0.4

流量： Q = F′·V 按谢基公式： V = C·R·I 式中：C—谢基系数，C =1/n ×R9

F′ 0.12

R = = = 0.12(M) P 0.4+2×0.3

查表得n= 0.017(普通块石砌体，粗糙的湿凝土面)由于该水沟现已使用多年局部变形较严重，故校核时以降低2个系数等级计算，n 取0.02,则查表得C值为32.05

V= C·R· I = 32.05×0.12×5% = 0.79m/s 流量：Q= 0.12×0.79=0.095(m3/s)=342m3/h

21

同理：可求出西五大巷水沟容纳水流量为825.6 m3/h，主石门水沟现流量为200 m3/h

该采区一台泵的排量为140 m3/h（正常涌水时的涌水量为50+73=123 m3/h），则主石门水沟满足一台泵工作时流量，（200+140=340 m3/h<342 m3/h<200+2×140=480 m3）。且一台泵的排量，能满足正常涌水时的排量，<140>123 m3/h)。但不满足采区最大涌水时80+73=15（m3/h）>140 m3/h，故需另设一趟排水管路或加高大巷主石门及车场巷道有水沟，经比较：加一趟Φ150水管2320米，需费用约30万元。加高一米水沟费用以200元计算则加高水沟总费用为1500米×200元/米=30万元。另外，每年还需投入维护水沟费用约1.5万元，因此采用加一趟排水管，以满足本采区最大涌水时的排水需要。

第四节 采区煤仓的选择

一、 煤仓形式：

为便于采区煤仓的布置和防止堵塞，以及放煤速度快的原则，煤仓为垂直式。其圆形断面直径为5M，断面积S=19.6㎡,其相应的煤仓高度H=46M。

考虑煤仓高度较大，不易施工的情况，在采区轨道下山处掘一条煤仓施工绕道。分两段施工。煤仓的巷道断面图参见巷道断面图册。

二、煤仓的支护形式：

采区煤仓的服务年限T=17.4年，为永久支护，因而采用砌碹，壁厚200—400MM。

三、煤仓容量：

V = π（D/2）2HrC 式中：V—煤仓的容量，吨

D—煤仓直径，米； H—煤仓高度，米；

R—煤的容重，0.85T/M3(松散煤体)

C—煤仓的有效利用率，90%；

代入数据

则V=3.14×(5/2)×46×0.85×90%=690.6(吨) 四、煤仓容量与生产能力校核：

按采区高峰生产延续时间计算（高峰期的小时产量一般为平均产量的1.5—2.0倍）

采区高峰生产延续时间一般取3—4小时。根据采区日生产能力5514.6吨/

22

日，即230吨/小时，则采区高峰生产能力Ab=230×3=690吨，小于煤仓高峰生产储存能力。符合设计要求。

五、区段煤仓

根据《煤炭工业设计规范》第2—96条规定，采区运输机上山应设煤仓，其容量一般为该上山0.5小时左右的运输量。

故设计三个区段煤仓分别在430区段、370区段和310区段，高度均为20米，直径为5米，其容量为300吨。由于250区段受铁路煤柱影响，难以布置煤仓（经方案比较布置煤仓也不经济）运输通过皮带直接搭接运煤，方案比较见下表：

运输巷施工一览表

方案 项目 施工 工程量 投资及 费用 约180万元 约100万元 约60万元 （以每米皮带增加50元；电机增10万元；250区段生产时，每日增加4小时空载运载的电耗计算）/ 优 点 1、巷道不进入国铁煤柱。 1、所需上山皮带运输能2、所需上山皮带运输能力小，（ DX4—GX3000型皮带机500T/H） 力小，（DX4—GX3000型皮带机500T/H） 1、 投资少，皮带运输能力大。 2、 巷道不进入国铁煤柱。 3、 310区段以下储量小（约300万吨）区段服务时间短（2年），不会由于不设250区段煤仓而影响采区生产能力。 4、 由于370区、430区段有煤仓缓冲，上山皮带可使用双电机（2×400KW），等310区段和250区段生产时再使用三个电机（3×400KW） 缺 点 1、工程量大，投资高。 1、巷道进入国铁煤柱。 1、所需上山皮带的运输能力大。（需2、投资较高。 DX4—GX4000型皮带机750T/H） 布置250区段煤仓 进入国铁煤柱 600米岩巷 不进入国铁煤柱 340米岩巷 不布置250区段煤仓 0 23

西 六 采 区 储 量 表

地 质 储 量 煤层号 25 27 28 28 29 30 31 32 33 35 36 合计 A 164.49 754.22 561.21 344.14 1220.48 152.46 182.39 3379.39 B 33.52 13.19 54.48 176.18 126.77 162.85 162.20 729.19 C 54.68 163.30 19.02 117.85 89.51 134.73 97.11 70.90 140.32 51.68 75.49 1015.47 合计 252.69 917.60 19.02 679.06 446.84 1409.69 425.75 197.67 303.17 213.88 257.88 5124.05 附表1 采区实际设可采储量计可采量万（万吨） 吨 182.8 670.9 15.86 496.8 329.2 1041.5 315.1 158.14 221.3 171.10 191.1 3793.8 182.8 670.9 0 496.8 329.2 1041.5 315.1 0 221.3 0 0.1 3258.5 备 注 28#、32#、35#均在11——12线局部可采，本采区不予考虑，等在石门以东开采时再考虑。另外36#层为不破坏32#、35#储量，本区内也不采，等在主石门以东采区开采时再考虑开采。

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煤 柱 损 失 量 一览 表

表2 矿 井 煤 柱 损 失 17边界煤 倾 煤层 F2断层 主石门 容重 线 层 角 碍度3 （T/M走倾倾走倾号 度 （M） 走向向斜斜向斜长 长 宽 宽 长 宽 27 16 6.5 西 六 采 区 煤 柱 损 失 区段隔离下山保护 煤柱 储量（万 倾走倾走向吨） 斜向斜长 宽 长 宽 91 储坦（万吨） 1.25 20 520 1080 30 145 540 98.4 2400 40 40 400 189.4 164.5 99.9 28 18 4.72 29 19 30 19 2.6 7.3 1.24 20 550 1080 30 165 640 87.2 2400 40 60 600 77.3 1.24 20 500 1080 30 170 700 52.0 2400 40 70 750 47.9 1.24 20 550 1080 30 185 800 173.3 2400 40 90 760 148.8 322.1 注：地测提供的工业储量5124.05万吨，不包括主石门及井底车场保护煤柱372.01万吨，故本采区中计算矿井煤柱损失量仅职

519.8 –372.01 = 147.29万吨

25

西六采区各煤层特征表

附表3 纯煤厚 层间距 煤层结构情况 可采储煤层变化情况 煤 夹层 最平最最煤层 量占本顶板 煤层 煤层控号 最大 小 均 大 小 结构 矸 层岩性 灰份 区总可可采程度 采储量岩性 底板岩性 稳定 程度 制程度 沿倾向由沿倾向由浅至深 东往南 数 百分比 25 2.56 1.40 2.37 13 4 复杂 0-3 泥岩 16.24 5.06 细砂岩 泥岩 稳定 可靠 较稳定发较稳定发育 育 全区可采 27 7.85 5.22 6.5 30 12 复杂 2-6 泥岩 19.29 17.21 粉砂岩 砂质泥岩 稳定 可靠 较稳定发较稳定发育 育 全区可采 28 1.42 2 泥岩 14.93 0.39 稳定 可靠 较稳定发较稳定发育 育 局部可采 28 5.13 2.66 4.72 38 7 复杂 1-4 泥岩 20.54 13.59 泥岩 砂质泥岩 较稳定 可靠 较稳定发较稳定发育 育 全区可采 29 2.70 0.82 2.60 36 8 复杂 0-4 泥岩 19.95 8.94 粉砂岩 砂质泥岩 稳定 可靠 较稳定发较稳定发育 育 全区可采 30 8.59 5.40 7.3 36 4 1-2 泥岩 4.37 26.44 粉砂岩 砂质泥岩 稳定 可靠 稳定发育 稳定发育 全区可采 31 3029 1.50 2.00 12 6 0-1 泥岩 18.03 8.52 砂质泥岩 砂质泥岩 稳定 可靠 较稳定发较稳定发育 育 局部不可采 32 5030 0.27 2.17 19 2 复杂 0-4 泥岩 23.20 3.96 砂质泥岩 含粒泥岩 稳定 可靠 由厚变薄 由厚变薄 局部可采 33 3.93 0.66 2.00 44 20 复杂 0-2 泥岩 23.00 6.44 含粒泥岩 细砂岩 稳定 可靠 较稳定发育 由薄变厚 局部不可采 34 全区不可采 35 1.93 1.01 1.52 8 6 复杂 1-2 泥岩 24.71 4.28 砂质泥岩 砂质泥岩 较稳定 可靠 较稳定发较稳定发育 育 局部可采 36 2.14 1.05 1.61 26 6 复杂 0-1 泥岩 20.03 5.17 砂质泥岩 砂质泥岩 较稳定 可靠 较稳定发较稳定发育 育 局部不可采 26

西六采区各可采煤层煤质特征一览表

附表4 煤层编号指标 25 27 28 28 29 30 31 32 33 35 36 煤种编号 HM HM HM HM HM HM HM HM HM HM HM W% 1347 1257 1327 1321 1419 1316 1351 1417 1279 1226 1222 原 煤 分 析 A% R% 1542 4699 1929 4681 2054 4707 2054 4707 1995 4746 1437 4564 1003 4462 2320 4545 2300 4565 2471 4654 2003 4666 粘接性 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 发 热 量 焦 油（T%） 比重（t/m3） 容重（t/m3） Q（卡/克） Q（卡/克） 7000 3200 5.41 1.52 1.24 2900 3200 5.55 1.59 1.25 2000 3200 5.04 1.56 1.24 2000 3200 5.04 1.56 1.24 2600 3200 5.89 1.57 1.25 3200 3600 6.55 1.52 1.20 2900 3100 5.71 1.50 1.23 2900 3200 5.32 1.55 1.29 2900 3200 5.72 1.43 1.29 2800 3100 5.02 1.64 1.29 2800 3000 5.96 1.52 1.24 27

西 六 采 区 浅 部 煤 层 情 况 表

附表5 煤 层 号 16 17 18 合计 纯煤厚 最大 2.1 最小 平均 层间距 最 大 最 小 煤层结构情况 结构 0.87(0.19)0.25 1. 8(0.2)0.36(0.36) 2. 0.6(0.32)0.44 0. 31(0.18)0.36(0.36) 1. 0.6(0.32)0.44 夹矸层数 0-1 0-4 0-3 岩性 泥岩 泥岩 泥岩 储量（万吨） 地质量 51.23 顶底板岩性 可采范围 可采量 顶板 41.06 泥岩 粉砂岩 粉砂岩 底板 粉砂岩 走向13线至15线 倾向铁路煤柱至煤层露头 1.4 1.77 0. 86 5.8 1.06 2.00 6.42 3.45 1.02 2.08 24 5.26 305.34 244.27 116.97 93.58 走向13线至17线 泥岩 倾向F2断层至煤层露头 粉砂岩 走向16线至17线 倾向F2断层至煤层露头 473.64 378.91 注：16#层 600水平至煤层露头被冬兴井开采，动用量17.7万吨。

17#层 14线—16线，倾向600水平至煤层露头被冬兴西井和牙克石车务段小井开采动用量42.9万吨。

28

附表6 附表7

序号 设备名称 规格型号 数量（台） 1 采煤机 1MGD-200 1 2 可弯曲刮板输送机 SZB-630/220 1 3 桥式转载机 SZQ-75 1 4 鳄式破碎机 PEM1000×650 1 5 移动变电站 KBSGZY-500/6 1 6 可伸缩皮带运输机 SSJ-1000/160 1 7 乳化液泵 MRB125/31.5 2 8 液压安全绞车 YAJ-13 1 9 煤电钻 MZ-1.2 2 10 单体液压支柱 DZ-2.2 1800 11 馈电开关 KZDF-400/1140 2 12 磁力起动器 QJZ-200/1140 4 13 磁力起动器 QZB-120 2 14 移动变电站 KBSGZY-315/6 1 备注 该套设备对于25#、29#、31#、高档工作面选型 序号 设备名称 规格型号 数量（台） 1 采煤机 MG2×300W型 1 2 可弯曲刮板输送机 SGZ-764/400 1 3 桥式转载机 SZB-764/132 1 4 破碎机 PEM-1000×650 1 5 可伸缩皮带运输机 SSJ-10000/320 1 6 液压支架 ZY35型 120 7 移动变电站 DBSGZY-800/6 1 8 移动变电站 DBSGZY-600/6 1 9 乳化液泵 MRB-125/ 31.5 2 10 移动变电站 KBSGZY-315/6 1 11 真空馈电开关 KZDF-400/1140 4 12 真空磁力起动器 DQEBH-3001140 4 13 移动变电站 KBSGZY-315/6 1 备注 该设备主要用于28#、30#、27#综采工作面 29

附表8 序号 设备名称 规格型号 数量（台） 功率（KW） 1 综掘机 S-100 2 2×155 2 可伸缩皮带输送机 DSP-1040/800 2 2×75 3 可伸缩皮带输送机 SD-800 2 2×80 4 移动变电站 KBSGZY-315/6 2 5 局扇 2BKJ-N05 4 4×11 6 调度绞车 JD-40 2 2×40 7 调度绞车 JD-25 2 2×25 8 水泵 3PN 2 2×22 9 刮板机 SGW-40T 4 4×40 10 压风机 HPY-15/7-K 1 1×110 11 喷浆机 ZP-5 2 2×3 合 计 1111

30

西 六 采 区 主 要 运 输 设 备 一 览 表

表 9

序号 内容 1 2 3 4 5 6 7 8 9 备注

机械类型 皮带运输机 “ ” “ ” 转载机 刮板运输机 提升绞车 猴车 蓄电池电机车 调度绞车 型 号 DX-GX4000 SJJ-1000/160A SSJ-1000/320 SZZ-764/160 SGZ-764/400（320） JTB2×1.8-30 自制 CDXT-5 JD-40 台数 1 1 2 2 2 1 1套 2 3 运输地点 西六运煤上山 石门皮带巷 综放、综采前顺槽 “ ” 工作面 轨道上山 行人上山 运输巷及石门 西六轨道、行人、运输、上山 其技术特征见采区供电设计 运输长度 （M） 1150 350 1200 37.8 180 750 800 400 1100 动输量 （T/H） 750 900 1000 1100 900 电机容量 3×400 160 2×160 160 2×200 160 40 2×15 3×40 31

采区经济技术指标表

附表10 编号 项 目 单 位 指 标 备注 1 采区走向长 米 2400 2 可采煤层数目 个 11 3 采区工业储量 万吨 5124.06 4 可采煤层倾角 度 16----18 5 采区生产能力 万吨 150 6 采区服务年限 年 18.4 7 采区回采率 % 80 8 通风方式 分区抽出式 9 瓦斯等级 低 10 采区正常涌水量 M3/n 20---50 11 采区运输方式 胶带输送机 12 采煤方法 走向长壁后退式 13 采区巷道布置形式 煤层群联合开采 14 区段数目 个 4 15 主采煤层工作面长度 米 180 16 采煤工作面年进度 米 1296 17 采煤工作面个数 个 2 18 主采煤层工业储量 万吨 1288.72 19 月推进度 米 108 20 主采煤层厚度 米 6.5 21 主设计工作面服务年限 年 0.925 22 采煤工艺 综放 23 主设计工作面日产量 吨 4212 24 区段斜长 197.4 25 工作面回采率 % 85% 26 放煤方式 顺次多轮次 27 采放比 1.07 28 29 采区配风量 M/min 2775 30 采掘比例关系 1:2 31 工作面配风量 M/min 437 32

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