一采区1216工作面作业规程(修改中)

一采区1216工作面作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
第二节煤层
工作面煤层赋存稳定，全区可采，煤层厚度在1.3—1.7m之间，具体情况见表：
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表
附图2：地层综合柱状图
第四节地质构造
工作面掘进过程中1216进风顺槽揭露正断层4个，1216辅助进风顺槽揭露正断层3个，1216运输顺槽揭露正断层1个，1216切眼揭露正断层2个。

1216进风和辅助进风顺槽有一断层落差在3.5m，该断层位于保安煤柱区，对回采无影响；1216运输顺槽306m处断层落差约2m，对正常回采有一定影响；其余断层落差较小，对工作面回采影响不大。

第五节水文地质
工作面水文地质条件相对简单，涌水方式以顶板淋水为主。

顺槽掘进时，巷道内局部地区出现顶板淋水现象，在回采时要注意观测工作面内水文地质条件变化情况，并加强对巷道内顶底板淋水的处理。

工作面1216进风和辅助进风顺槽掘进时揭露一陷落柱，陷落柱边缘区域顶板淋水较大，回采时要注意加强陷落柱区域涌水情况观测，并做好顶板支护管理。

由于工作面属于奥灰水承压开采区，2#煤层最大突水系数为0.032 MPa/m，小于临界突水系数（0.06MPa/m），因此奥陶系灰岩岩溶水对井田内2#煤层突水的可能性小。

但由于巷道掘进时如揭露断层较多，且工作面西北方有一陷落柱，断层带及陷落柱等地质构造区域内岩石较碎，易成为奥灰水导水通道，可能造成奥灰突水，在回采时需加强地质构造区域涌水情况观测。

第六节影响回采时的其它地质情况
第二章采煤方法及回采工艺
第一节巷道布置
工作面采用走向长壁布置，顺槽、切眼全部沿煤层掘进，全部采用矩形锚网索支护，巷道断面净高2.5m，净宽4.0m，
第二节采煤方法
一、采煤方法
1、采用走向长壁式布置工作面，一次采全高，采煤机割煤。

工作面呈后退式开采，全部垮落法管理顶板。

2、根据顺槽揭露的情况显示，本工作面的煤层厚度为1.3-1.7m，平均煤厚1.5m，回采时不得任意留设顶、底煤。

二、破、装、运煤方式的选择
工作面破煤和装煤采用MG200/468-WD电牵引采煤机，切眼采用SGZ-630/400刮板输送机、运输顺槽安装一部SZB-730/75型转载机、一部DSJ-80/2×75型胶带输送机、作为运输设备。

三、进刀方式
采煤机采用端部斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m，具体工艺如下：
1、采煤机初始开采时煤机位于机头（或机尾）处，工作面刮板输送机机头（或机尾）25m范围内处于弯曲状，煤壁呈直线状（见图a）；
2、开动采煤机端部斜切进刀，直至进刀长度达35m后，使得采煤机前后滚筒完全进入煤壁即达到正常截深后停止截割（见图b）；
3、调换前后滚筒上下位置推移刮板输送机至平直状态，而后返刀割通三角煤（见图c）；
4、调换前后滚筒上下位置，采煤机空机返回，进入正常割煤状态，之后从端头逐节推移刮板输送机并拉架，追机距离控制在10—15m的范围内（见图d）。

附图3：端头斜切进刀示意图
第三节采煤工艺
一、工作面回采工艺流程
采煤机自下端头斜切进刀后--下行割三角煤—上行割煤—运煤—拉架—推溜—清煤--上端头斜切进刀—上行割三角煤—下行割煤—运煤—拉架—推溜—清煤—下端头斜切进刀
二、各工序施工工艺
1、割煤
采用MG200/468-WD电牵引采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

2、运煤
工作面选用SGZ-630/400型刮板输送机运煤，运输顺槽采用一部DSJ-80/2×75型胶带输送机、一部SZB-730/75型转载机运煤，经1216运输顺槽、一采区东运输巷、一采区北运输巷到井底煤仓，最后经主皮带外运。

3、拉架
拉架采用本架操作法（特殊情况下可采用邻架操作顺序移架），即移架工站在待移支架的前后立柱之间通过搬动操纵阀组的控制手柄进行移架。

在距采煤机后滚筒10m往外的地方开始降架拉架，保证支架接顶严实，顶板不平时要调整千斤顶。

拉架支护必须符合下列要求：
①工作面支架初撑力不低于规定值（2849KN）的80%，即2279KN（22MPa）。

②移过的支架必须成直线，每50m拉线偏差不超过±50mm，架间中心距1.5m，其偏差不得超过±100mm。

工作面拉线时，不必从机头拉到机尾，只在需要拉线的地方进行拉线，完成后及时撤除。

③支架要垂直于顶底板，不歪斜（<±5°）且与顶板接触严密，迎山有劲。

④支架顶梁平行于顶板，其最大仰俯角小于7°。

⑤相邻支架间的错差不得超过顶梁侧护板的2/3，支架不挤不咬，架间间隙小于200mm。

⑥支架端面距不大于340mm。

⑦支架要垂直于工作面的刮板输送机，倾斜度应≤5°。

⑧移架距采煤机后滚筒的距离不得小于10m，否则必须停止采煤机的运转。

如果顶板破碎时，必须停机带压移架。

4、推溜
割煤与推溜间距应大于20-25m，推溜时可以多点同时操作，但必须顺序推溜，以防刮板输送机出现急弯或脱节，并符合下列要求：
①推溜时严禁从两头往中间推溜。

②推过的刮板输送机必须成直线，最大弯曲不超过3°（即任意两溜槽的插接处张口宽度不得大于80mm），弯曲段长度不小于15m，并保证平稳。

5、清煤
推溜后及时将柱间及推溜千斤顶槽内浮煤、浮矸清理干净并运走，且无大块煤矸。

6、移设转载机（回撤75#刮机）
工作面采过2～3个循环移溜后，要及时前移顺槽转载机，并要确保切顶柱的加设空间。

工作面每推进5—10m后缩运输顺槽内的带式输送机一次。

7、打眼开炮
当遇地质构造，采用放松动炮作业时，必须遵守下列规定和《煤矿安全规程》中有关规定。

（1）打眼工具：风动钻机
（2）炮眼布置：
①当岩位于煤壁顶部时：
A、当破岩量小于1.0m时，为单排眼，眼深0.6—1.0m，眼间距1.0m，顶眼距支架梁下0.5m；倾角+5°。

B、当破岩量大于1.0m时，为三花眼，眼深0.6—1.0m，眼间距1.0m，顶眼距支架顶梁下0.5m；倾角+5°。

②当岩位于煤壁底部时：
A、当破岩量小于1.0m时，为单排眼，眼深0.6—1.0m，眼间距1.0m，底眼高出底板0.4m，倾角-10°。

B、当破岩量大于1.0m时，为三花眼，眼深0.6—1.0m，眼间距1.0m，底眼高出底板0.4m，倾角-10°。

③当全岩时，为五花眼，眼深0.6—1.0m，眼间距1.0m，顶眼距支架顶梁下0.5m，倾角+5°，底眼距底板0.4m，倾角-10°。

④装药量为1卷，可根据现场岩层软硬程度适当调整。

⑤采用正向装药，串联联线。

⑥封泥长度不小于0.5m，且要填满捣实。

附：爆破说明图表
第三章顶板管理及支护
第一节工作面顶板管理及支护
工作面采用全部垮落法管理顶板，移架后顶板自行垮落，支护采用ZZ-3000/12/24型支撑掩护式支架和ZZ-3000/13.5/27型支撑掩护式过渡支架进行支护，共安设支架152架（其中大切眼内安装122架、小切眼内安装30架），机头、机尾各安装4架ZZ3000-13.5/27型支架，顺序移架及时支护，移架步距0.6m。

第二节综采支架工作阻力
一、顶板压力计算
Q=M×K×R×9.8
式中：Q---预计顶板压力（KN/m2）
K---增载系数，一般取6—11，老顶级别越高K值越大，取8
R---顶板岩石容重，取2.5t/m3
M---采高，取2m
Q=2×8×2.5×9.8=392KN/m2=0.392MPa
二、工作面所选液压支架及乳化液泵站主要性能参数
1、液压支架
①型号：ZZ-3000/12/24型支撑掩护式
最大支撑高度：2.4m 最小支撑高度：1.2m
支架中心距：1.5m 移架步距：0.6m
初撑力：2849KN（28MPa）工作阻力：3000KN（29.47MPa）
支护强度：0.51 MPa—0.53MPa 系统供液压力：31.5MPa
支架数量：144架底座比压：1.3MPa
伸缩梁行程:0.6m 安全阀的调定卸载压力为：32MPa
②型号：ZZ-3000/13.5/27型支撑掩护式过渡支架
最大支撑高度：2.7m 最小支撑高度：1.35m
支架中心距：1.5m 移架步距：0.6m
初撑力：2849KN（28MPa）工作阻力：3000KN（29.47MPa）
支护强度：0.51 MPa—0.53MPa 系统供液压力：31.5MPa
支架数量：8架底座比压：1.3MPa
伸缩梁行程:0.9m 安全阀的调定卸载压力为：32MPa
2、乳化液泵站
设置两泵一箱，进回液管各一趟
型号：BRW200/31.5泵二台公称压力:31.5MPa
公称流量：200L/min 液箱容积：1.6m3
乳化液浓度由液箱自动进行配比，同时在每次加入乳化油后要用专用仪器人工测试其浓度，使其浓度在3%-5%之间。

3、验算结论
所选支架支护强度P=0.51-0.53MPa，而预计顶板压力Q=0.39MPa,由于P>Q，所以所选支架支护强度满足顶板压力的要求。

第三节工作面及顺槽顶板控制
一、工作面支护
1、工作面支架的布置及其规格
工作面液压支架从机头向机尾方向统一编号，支架中心距1.5m。

2、工作面控顶距及移架步距
中间架：最小控顶距：3832mm，最大控顶距：4432mm，移架步距：600mm。

端头过渡架：最小控顶距：4010mm，最大控顶距：4910mm，移架步距：600mm。

3、机头、机尾架位置
工作面安装支架时机头、机尾各安装4架ZZ3000-13.5/27型支架。

二、端头支护及顺槽超前支护
1、在工作面上下两端头分别距支架架边0.1—0.3m处布置一对单体支柱配π型钢梁的支护，然后根据现场实际情况按照0.8m的间距加设π型梁，迈步梁间距0.2m，同步梁间距0.8m布置端头支护。

两钢梁呈交错迈步式，滞后梁的梁端头要同支架切顶线平齐，每推进两个循环滞后梁迈步前移一次，并要同顺槽的超前支护相接。

每根超前梁下加设2根单体支柱，每根滞后梁下加设3根单体液压支柱，柱距0.8m。

如因其它原因（如端头支架不能有效护顶或顺槽超宽）导致两端头每增宽
1.0m加一对л型钢梁，但要确保其中有两对梁之间宽度不小于0.8m的行人道。

同时要在机尾端头支护迈步梁的后方采空侧（即支架的切顶处）加设一排单体支柱配木柱帽或铰接顶梁的切顶柱，柱距0.4m，木柱帽或铰接顶梁平行于顺槽加设，以利有效切顶,若顶板破碎或强制放顶时必须对切顶柱加设戗柱。

若顶板破碎矸石较小时在切顶柱后方加设挡矸设施，防止矸石窜入端头支护内伤人，挡矸设施采取将木板用铁丝捆绑在单体液压支柱上或将铁丝网用铁丝同顶板铁丝网或钢带进行连接。

端头支护范围内的所有单体支柱必须全部穿柱鞋。

2、顺槽全部采用矩形锚网索支护，从工作面出口向外20m范围内必须保证支护完整无损，并要超前加强支护。

支护时在巷道内加设单体液压支柱配铰接梁沿顺槽方向平行布置。

1216进风顺槽和辅助进风顺槽（无炭柱绕巷）加设超前支护时分别距巷道两帮1.2m处加设两排单体液压支柱即可；1216运输顺槽加设超前支护时，在距工作面煤帮0.2m处加设一排（称为第一排）超前支护，再紧靠转载机（75#刮板输送机）加设第二排超前支护，然后在距另一帮0.2m处加设第三排超前支护，第一排与第二排超前支护之间形成输送机道，第二排与第三排超前支护之间形成安全行人道；顺槽的超前支柱在加设好以后再统一用防倒链将单体支柱同铰接顶梁连接，同时顺槽超前支护范围内的所有单体支柱必须全部穿柱鞋。

每班要对超前支护范围内的所有单体支柱进行检测，且现场有检测工具，并有记录台账。

当工作面推进过程中遇顺槽架设棚架支护时，只需在原工字钢梁下方加设3根单体液压支柱即可，不需加设铰接顶梁，待推进过棚架支护地段时，立即按照上述标准进行加设。

3、工作面上、下三角煤体松软破碎时，应架三角斜跨棚管理顶板，梁子用Ф0.2m ×3.2m的圆木，一端搭在支架架头上，搭接长度不小于0.2m，另一端用单体液压支柱做支腿形成挑棚。

4、超前支护做到“两拴、三齐、一达标”的规定要求。

两拴：即用防倒链拴梁拴柱；三齐：即支柱支设整齐、电缆悬挂整齐、管线吊挂整齐；一达标：即支柱初撑力达标（不小于90KN）。

三、超前支护强度计算
⑴超前支护管理
工作面超前支护均采用单体支柱配1.2m长的铰接顶梁进行支护，柱距1.2m。

运输顺槽（十七顺槽）为三排，其余两条顺槽全部为两排。

⑵根据“超前支护强度加上原支护形式支护强度在回采期间对巷道的残余支护强度必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压”的验算。

超前支护强度至少应当平衡直接顶岩重。

即 Pt≥Pn =（My×Ry＋Mm×Rm）×L×W×K
式中： Pt——巷道原支护及超前支护对顶板的支护强度，T；
Pn——单位棚距所需支护的顶板强度，T；
My——直接顶厚度，取3.2m；
Ry——直接顶容重，取2.5T/m3；
Mm——煤层厚度，取1.5m；
Rm——煤层容重，取1.35T/m3；
L——顺槽断面宽度，13、14、15、16顺槽均为4.0m；
W——单位铰接顶梁支护宽度，1.2m；
K——动压系数，即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值，一般为1.2—1.4，取1.4。

进风顺槽（十五顺槽）：Pn1=（3.2×2.5+1.9×1.35）×4.0×1.2×1.4=71
辅助进风顺槽（十六顺槽）：Pn2=（3.2×2.5+1.9×1.35）×4.0×1.2×1.4=71 运输顺槽（十七顺槽）：Pn3=（3.2×2.5+1.9×1.35）×4.0×1.2×1.4=71
由于高强度螺纹钢锚杆的锚固力为10T，其有效系数为0.7，进风顺槽（十五顺槽）、辅助进风顺槽（十六顺槽）、运输顺槽（十七顺槽）顶板布置6根锚杆，每3.2m布置2根锚索，锚索锚固力为30T，单体支柱工作阻力为25T，得：
Pt1=6×10×0.7+25×2+30×2/2=122T
Pt2=6×10×0.7+25×2+30×2/2=122T
Pt3=6×10×0.7+25×3+30×2/2=147T
因此Pt1＞Pn1、Pt2＞Pn2、Pt3＞Pn3，所以运输顺槽（十七顺槽）的20m长三排单体液压支柱配铰接顶梁支护和进风顺槽（十五顺槽）、辅助进风顺槽（十六顺槽）的20m 长两排单体液压支柱配铰接顶梁支护都能够满足要求。

四、安全出口管理规定
1、工作面上、下顺槽距切眼20m范围内必须加强支护。

保证巷道安全出口高度不得低于1.8m，并有不小于0.8m宽的人行道。

2、安全出口必须设专人进行维护。

超前支护范围内支柱完整无缺，无断梁折柱、无浮煤、无积水、无杂物、无废料堆积，保证足够的通风、行人及运输断面。

3、人员进出工作面必须走安全出口，需跨越刮板机时必须从过桥或盖板通过。

附图4：工作面支护布置图
第四节沿空留巷
一、沿空留巷工程量及提前准备工作
1、从1216工作面回采起开始实施沿空留巷，沿空留巷长度约684m。

2、对顺槽与联络巷的丁字口处顶板采用锚索加固，从顺槽丁字口向联络巷增加两排锚索即4根。

附图5：联络巷丁字口处支护示意图
二、沿空留巷设计
1、沿空留巷时充填体位置选择在机尾采空侧第1、2个支架后方。

充填体高度同巷道高度一致，充填体宽度2.0m，放置在采空侧1.5m、顺槽内0.5m，充填后巷道净宽为3.5m。

2、沿空留巷一次充填长度为3m（可根据工作面推进进度进行调整，但最长不得超过5.0m），当工作面支架最后方至已充填垛的距离达到7.2m时必须先停止工作面的推进，待充填垛充填至与迈步梁相接时方可继续推进。

附图6：充填体与巷道平面位置示意图
3、为保证充填体充填期间顶板的控制及作业人员的安全，在支架后方与充填体之间加设四对单体液压支柱配2.6m的π型钢梁支护，四对八梁每对成交错迈步式布置，同步梁间距1.0m，滞后梁平均加设3根单体支柱，超前梁加设2根单体支柱，每对梁中两梁错距1.2m、间距0.2m，工作面
每推进两个循环两梁交替前移一次。

在充填体与采空侧加设2排单体液压支柱配1.2m的铰接顶梁支护，加设长度不小于6m，排距0.6m，与采空相邻的一排单体液压支柱还要加打倾斜于采空侧的戗柱；若充填体距离支架后方较近加设π型钢梁困难时，可采用单体支柱配铰接顶梁进行支护，柱距为1.2m，排距为1.0m，铰接顶梁之间必须进行铰接。

在迈步梁靠采空侧加设一排单体液压支柱配铰接顶梁，柱距0.6m，同时还必须在切顶柱后方加设挡矸设施，防止矸石窜入人员操作空间内伤人，挡矸设施采取将木板用铁丝捆绑在单体液压支柱上或将铁丝网用铁丝同顶板铁丝网或钢带进行连接。

另外要求所有的单体液压支柱加好后还要加设防倒链，以防倒柱。

4、考虑到沿空留巷期间施工点位于采空侧且瓦斯含量较高的实际，在实施沿空留巷期间每隔10—50m（该间隔距离在留设时可根据实际生产过程中的瓦斯浓度适当调整）留设一个宽为0.7m的通风孔（高度与巷高一致），第一个通风孔留设在第2#充填体和第3#充填体之间，待下一个通风孔利用后再将前一个通风孔充填封堵。

为防止通风孔靠采空侧口被垮落下的矸石堵塞，在留设通风孔后回柱前应对其加靠铁丝网并铺设木板。

5、沿空留巷时巷旁充填采用中国矿业大学研制的ZKD型高水速凝充填材料。

该材料由甲料、乙料、加甲料、加乙料四种组分构成，甲料、乙料按1:1配比使用，每5袋甲料配1袋加甲料，每5袋乙料配1袋加乙料。

其中甲料是以硫铝酸盐水泥熟料为基材，与悬浮剂及少量超缓凝剂混磨而成，乙料是由石灰、石膏、悬浮剂和复合速凝早强剂等混磨而成。

要求甲料和乙料两部分必须等液进浆，混合均匀，其强度才能达到最大。

ZKD 型高水速凝充填材料性能可根据具体条件进行配制与调整。

根据该工作面上覆岩层结构特点及井下施工条件，选用袋装净浆材料，水灰比确定为1.5：1进行充填。

7、施工充填体时螺纹钢锚杆的间排距为0.7×0.8m，每排穿设3根ф20mm、L2150mm 的螺纹钢锚杆，同时螺纹钢锚杆两头的托盘要平行于巷道顶底板放置，不得成倾斜状。

周围钢筋网的搭接长度不小于0.1m，每0.2m用14#铁丝连接一道，并在支模后浇注前紧贴钢筋网的外围打设单体液压支柱，柱距0.6m。

若遇顶板不平或因发生漏顶事故而难以接顶时可将提前备好的铁丝网裁成适当的大小，再按前述要求用铁丝将其连接并同顶
板钢带或顶网连接，之后再行充填。

但不论何种情况，充填袋必须返边下垂。

附图7：充填体螺纹钢加设示意图
第五节矿压监测
一、监测仪表的设置
工作面支架每10架安装一组支架压力表，在后立柱两油缸之间固定一个铁架用于悬挂支架压力表，共安装17组支架压力表，以监测支架的初撑力和工作阻力。

二、观测内容：
工作面切眼支架支撑力、顺槽顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量、沿空留巷巷道顶底板相对移近量和两帮相对移近量
二、测点的选取与观测方法
（1）工作面支架
采用人工观察的方式，每循环检查一次，并将真实的显示数据进行观察记录。

记录数据必须及时上报至矿地测科。

（2）顺槽
顺槽顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量必须每旬观测一次，并有观察记录，具体由地测科矿压管理员进行。

（3）当压力表读数明显增大，表明处于来压期间，应加强观察与记录。

三、管理规定
1、监测仪表应妥善保管，任何人不得随意拆卸损坏。

2、保证压力表的完好，对测量数据不准的压力表应及时更换。

3、对所测取数据应及时进行分析、处理，以便及时提出切实有效的措施指导生产。

具体按照《新源煤矿矿压监测管理条例》内容执行。

第四章生产系统
第一节运输系统
一、运煤系统
1、运煤路线:
工作面→1216运输顺槽→溜煤眼→一采区东运输巷→一采区北运输巷→煤仓→主斜井→
地面
2、运输设备型号、运输能力、台数、安装位置:
3、运煤系统安全技术规定
（1）运煤系统各巷道要加强顶帮维护，压力大的地段必需及时加强维护，运输范围内撒落的煤要及时清理，以保持良好的生产环境及安全环境。

（2）机电检修工、运输设备司机要经过专业技术培训，并持证上岗；司机开车时要集中注意力，发现问题要及时停车，确保设备安全运转。

（3）及时检修机电设备，保持设备完好。

皮带机、刮板机保护装置要齐全，皮带机上、下托辊运转正常，托辊齐全；刮板机刮板、螺栓齐全紧固。

（4）防尘管路要齐全，各转载点必须有喷雾装置，并能形成雾状，做到开机开水，停机停水。

（5）工作面及运煤系统内的照明、通讯信号装置齐全。

（6）严禁人员乘坐皮带机、刮板机。

（7）整个运输系统内的运输设备必需按下列顺序开停：开机须由外向里进行，停机须由里向外进行。

（8）各部设备之间有合理的搭接长度和卸载高度。

（9）运输设备司机若发现有木料、杂物或大块矸石等进入出煤系统时，必须及时停机将其取出，防止卡溜煤眼或损坏设备。

（10）各部设备完好情况必须达到质量标准化要求。

二、运料系统
1、运料路线
进料：地面→副斜井→一采区北辅助运输巷→一采区东辅助运输巷→1216运输顺槽（1216进风顺槽）→工作面
2、出料路线：反向进行
附图8：运输系统图
3、设备及运输方式
工作面所需材料、设备等物资从地面经副斜井、一采区北辅助运输巷、一采区东辅助运输巷运送至1216运输顺槽车场，然后采用1216运输顺槽安装的55KW单轨无极绳绞车运送至1216运输顺槽各地点，或运送至一采区东辅助运输巷后经1216进风顺槽安装的55KW单轨无极绳绞车运送至各地点。

4、绞车的固定及有关要求
生产过程中如需安设绞车时，只能采用打设地锚或混凝土浇筑的方法固定，地锚固
定时锚杆长度不得小于1.5m，树脂锚固长度不得小于锚杆长度的0.6m。

如待安绞车需采用混凝土浇筑或因安装地点底板松软需混凝土浇筑时，必须严格按照说明书中要求或实际所需来确定地脚螺栓的长度。

绞车司机在初次开车时必须检查绞车的稳固性，确认安装牢固后方可开车。

5、材料管理
（1）工作面所需的各种材料必须按照规定，按时、按量运送到指定位置。

（2）材料运送过程中，不得丢失、不得随意随地卸车，以免浪费。

（3）工作面进回风巷各种材料必须堆放整齐，并有标志牌。

（4）取料时应按顺序取料，取料后要将材料码放整齐。

（5）工作面必须备用一定数量的备品、备件，各类备用材料必须分类存放，且有标志牌。

工作面备品、备件的数量应满足工作面日常生产需要。

6、上、下端头及工作面运料安全措施
（1）运料前，必须先检查运料路线内的顶帮支护情况及巷道内的杂物和积水情况，发现问题及时处理，确保运料路线畅通。

（2）运料时，前后运料人员至少要相隔5m ，二人以上共同运料时，要相互配合协调一致，防止运料时材料碰伤人。

（3）装运材料的车辆，严禁超过车辆宽度，高度不得超过车辆高度300mm，且必须捆绑牢固。

第二节通风
一、工作面通风
本工作面采用“三进一回”即1216进风顺槽、1216辅助进风顺槽、1216运输顺槽进风，1216回风顺槽回风的通风方式，1216运输顺槽进行沿空留巷。

二、工作面瓦斯涌出量预计
（一）开采煤层瓦斯含量
根据河南理工大学对新源煤矿现开采2#煤层进行的煤层基础参数测定报告资料，工作面所处区域2#煤层的原始瓦斯含量平均为6.96m3/t。

（二）本煤层瓦斯涌出量计算
运用分源预测法对回采工作面瓦斯涌出量进行预测，回采工作面瓦斯涌出量用相对瓦斯涌出量表达。

开采煤层瓦斯涌出量主要由工作面煤壁和采落煤块两部分组成，工作面生产能力按2700t/d计算。

其计算公式为：
q
采= q
1
+q
2
式中：
q
采
----回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
q
1
----开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
q
2
----邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
1.开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量
q 1=k
1
×k
2
×k
3
（m
/m
1
）×（w
-w
1
）
式中q
1
----开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；
k 1----围岩瓦斯涌出系数，对于陷落法顶板管理的工作面，取k
1
=1.3；
k
2
----工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，工作面设计回采率
为95%，则k
2
=1.05；
k
3
----准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，
系数k
3按下式确定：（k
3
=0.86）
k
3
=（L-2h）/L
L----回采工作面长度m，取L=226m；
h----巷道瓦斯预排等值宽度，m，按巷道平均暴露200天考虑，则焦煤取h=15.4m；
m 0----煤层厚度/m，2号煤m
＝1.5m；
m 1----煤层采高，取m
1
＝2m；
W 0----煤层原始瓦斯含量，m3/t，取W
=6.96m3/t；
W 1----煤的残存瓦斯含量，m3/t，取W
1
=2.14m3/t。

计算得出：
开采2#煤层工作面本煤层相对瓦斯涌出量：q
1
=4.24m3/t即绝对瓦斯涌出量为7.95m3/min。

2.邻近层瓦斯涌出量计算：
采动影响范围内主要有上邻近层1#煤和下邻近层3#煤。

q
上邻=m
i
÷m
1
×（W
0i
-W
01
）=0.95m3/t，即绝对瓦斯涌出量为1.78m3/min。

q
下邻=m
i
÷m
1
×（W
0i
-W
01
）=1.54m3/t，即绝对瓦斯涌出量为2.89m3/min。

回采工作面邻近层绝对瓦斯涌出量为：
q 2= q
邻上
+q
邻下
=4.67m3/min。

3.工作面的绝对瓦斯涌出量为：
q
采= q
1
+q
2
=12.62m3/min
根据以上计算综采工作面预计瓦斯涌出量为12.62m3/min。

根据《1216工作面瓦斯抽采设计》预计瓦斯抽采率为46.6%，并结合1214综采工作面的抽采情况，抽采率基本能够达到预计值，则1216工作面经抽采后剩余的瓦斯量为6.74m3/min。

风量分配
采煤工作面的需要风量
高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。

根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过0.8%的要求计算：
Q
采＝100×q
采
×K
CH4
（m3/min）
式中：
Q
采
——回采工作面实际需要风量，m3/min；
q
采
——回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；。