4101回采工作面作业规程.docx

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4101回采工作面作业规程

2006联盛煤业有限公司白草耳煤矿

作业地点：

4101回采工作面

采第2号

作业规程

编制：

技术科

施工单位：

回采队

施工负责人：

李润廷

批准日期：

年月日

4101回采工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

4101回采工作面位于北上探巷东部，探煤巷采区第1段，

工作面位置及井上下关系见表1。

表1工作面位置及井上下关系表

水平名称

410水平

采区名称

北一采区

地面标高/m

1030--1150

井下标高/m

905----　914

地面相对位置

工作面对应地表，位于龙天庙东部，寨则上村西北面的山梁沟峁

回采对地面设施的影响

工作面对应地表无村庄、道路、房屋等设施，故对其无影响

井下位置及与四邻关系

工作面进风顺槽开口于采区运输巷延续处，回风顺槽开口与探巷进风顺槽60米处，北面为4102掘进工作面，南部暂时无工程，东部为实体煤层。

走向长度/m

130

倾斜长度

64

面积/m2

8320

第二节煤层

本工作面沿煤层走向布置，倾角3°，煤层厚度为0.7——0.9m，平均厚度为0.8m，煤层赋存稳定，构造简单，呈单一背斜构造、走向北西——东南，倾向西南，全区无断层等地质构造。

第三节煤层顶底板

根据地质报告和掘进顺槽揭露，4101回采工作面顶底板情况：

伪顶为灰色泥岩、页岩，厚度0.2——0.4m，直接顶为黑色泥岩、砂岩，厚度为2——8m，老顶以灰色砂岩为主，夹泥岩、砂质和泥质页岩，厚度为10.3——16m，直接底为灰黑色泥岩砂岩，赋存稳定，构造简单，层理发育，节理稳定，顶底板变化小对工作面安全生产影响不大。

（后附煤层柱状图）

第四节水文、地质构造

一、含水层（顶部和底部）分析

1、本井田松散层为第四系中、上更新统（Q2+3）和上第三系上新统（N2）覆盖全井田，富水性弱，位于各煤层顶部。

2、本矿属新开矿井没有古空积水，虽然地表沟谷纵横，但是都为季节性河流，故本矿不受水患威胁。

3、井筒位置高于历年最高洪水位，并建有挡洪墙，排洪、排水通道。

二、涌水量：

1、正常涌水量3m3/h

2、最大涌水量5m3/h

第五节影响回采的其他因素

该矿井属于低瓦斯矿井，根据鉴定机构提供的鉴定数据，瓦斯相对涌出量为4.383m3/T,绝对瓦斯涌出量为0.221m3/min，CO2相对涌出量8.747m3/minCO2绝对涌出量0.441m3/min,，据山西省煤炭工业局检验测试中心资料表明，煤层自然倾向性为Ⅱ级，属自燃煤层，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为：

32.63%。

第六节储量及服务年限

回采工作面回风顺槽长度为130m，进风顺槽长度为120米，工作面长度为64m，采高为0.8m，煤的容重为1.37m3/t，工作面回采率为97%，计算工业储量为：

130+120

工业储量:

2×64×0.8×1.37=8768吨

可采储量:

8768×97%=8505吨

根据工业储量和可采储量可计算：

工作面的服务期限为：

按（月为单位）

工作面的服务期限=可采推进长度/设计月推进长度

4101回采工作面可采服务年限为2个月13天。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

4101回采工作面进风顺槽和回风顺槽为带帽点柱支护。

4101巷道布置及用途：

4101回采工作面由4101进风顺槽和4101回风顺槽及切眼组成完整的生产系统。

4101进风顺槽——进风、行人、运煤

4101回风顺槽——回风、运料、行人

切眼——采面、行人、通风、运煤。

后附（巷道布置平面图）

第二节采煤工艺

一、简述：

1、工作面采用走向长壁后退式回采，爆破落煤，人工攉煤，全部垮落法管理顶板。

2、采高：

4#煤层全高，见顶见底，平均采高0.8m。

3、落煤装煤方式：

爆破落煤，人工铁锹攉煤，人工手镐处理伞檐。

4、循环进度：

据4#煤层地质条件和回采技术装备综合考虑，循环进度确定为1m。

5、工作面最大控顶距为4m，最小控顶距为3m。

6、顶板控制方式：

工作面采用MW12——600型摩擦支柱支护,排距1m,柱距1米,密集支柱柱距0.3m,三、四排控顶,循环步距1m,由机头到机尾每10m设一个木垛，工作面顶板如有破碎，再加设木垛。

二、回采工艺：

1、具体工序：

安全检查→砍壁→打眼装药→安全检查→放炮落煤→安全检查→维护支护→装煤运煤→移溜→支护→木垛→回柱放顶。

2、具体操作：

（1）安全检查：

进入工作面必须全面检查，即：

瓦斯检

查、支护质量检查、机电设备检查等，确认符合作业条件，工人方可进入工作面开始作业。

（2）打眼：

采用MZ——1.2KW型煤电钻，1.2m麻花钻杆打眼。

（3）装药放炮：

①选用煤矿许用三级乳化硝铵炸药，瞬发电雷管，分组分段串联爆破。

②炮眼布置形式：

结合采高、煤层的硬度，顶底板状况

考虑，采用五花眼形式布置炮眼。

（后附炮眼三视图）

炮眼规格：

炮眼深度为1.1m，距工作面顶、底板0.4m,炮眼间距0.8m，水平方向与煤壁垂直，根据炮眼深度以及循环进度及爆破效果确定，炮眼装药量为0.4kg/眼，具体见（爆破说明书）

爆破说明书

眼

号

炮眼

深度

装药量

倾角

封泥长度（m）

雷管

个数

串联

方式

1.1

kg/眼

kg/卷

水平

垂直

>0.7

1

分组

串联

0.4

0.2

90°

0°

装药采用正向装药，药卷聚能穴向眼底，引药最后装入，

然后开始用黄土充填，装药前需清理眼内煤粉，使用水炮泥时先装5——7厘米黄土：

再装入水炮泥，然后用黄土封口，开始轻轻用力，然后逐步用炮棍用力捣实，封泥长度应不小于炮眼深度的1/2，雷管脚线必须扭接，盘圈放入眼口内或扭接后相互搭接悬空，但要防止两个雷管脚线连通（后附装药结构示意图）。

联线放炮：

联线采用分组串联方式，一次装药起爆，为了防止顶板破碎冒顶或刮板负载过大，一般情况每次放炮只允许四炮以下，联线方法采用串联接线法，放炮只允许一次装药、一次起爆，严禁一次装药分次起爆，放炮母线不小于50m，放炮顺序为从机尾到机头进行。

放炮前必须将工作面附近的工具和剩余支护材料等运到安全地点，人员全部撤到警戒线外，严格执行爆破前冲洗煤壁，爆破后洒水降尘。

并且检查放炮地点的瓦斯浓度符合《规程》规定方可装药放炮，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”的放炮制度，连线时由放炮员一人操作，发爆器钥匙由放炮员保管，工作面严禁使用两台发爆器，在工作面上、下安全出口处设好警戒并挂警示牌以防止放炮伤人。

每次放炮后至下一次放炮前，对其发炮地点附近必须及时进行安全检查，及时处理工作面离层顶板，活矸和伞檐，再支设好临时支柱，确认安全后，方可开始下一步工作。

（4）临时支护及装运煤：

放炮后如有顶板破碎，或者控顶距过大时，须设护身柱，临时支护采用木帽点柱支设，支设好临时支护后，开始进行攉煤，攉煤采用人工刨锹与铁锹配合装煤，攉煤时必须站位正确，退路畅通，且要随时注意作业地点的安全状况，工作面采用30型刮板输送机运煤，在攉煤的同时，从刮板机尾开始滞后攉煤15——20m。

（5）移溜：

由机尾向机头依次进行移溜，移溜时至少用两台移溜器交换操作，不得使溜子出现死弯，其弯曲段不得小于15m，推移后的溜子要保持平、直、稳。

　支护：

使用50KN的升柱器在移溜的同时逐段进行工作面加设新排点柱，柱距为1m，偏差不得大于0.1m，支设时必须做到迎山有力，迎山角0.4——0.7度，支柱支设时排列成直线，新点柱支设好后，将前点柱加设成对柱，前对柱加设成密柱，密柱每隔5——7m，留一个不小于0.5m的安全出口，以便回柱时作业人员安全退避。

木垛支护及时移设，每十米打一木垛。

（木垛规格为：

用1m长，0.14×0.14m2粗的方木支设成1m×1m的正方体，木垛从上到下第二层开始打木楔，必须打紧打牢，且须用1×0.25×0.05m的背板勾严接实）

支护完好后，方可开始回柱放顶，回柱操作必须把剩余的支柱放于第二空档以备后用，至此完成放顶任务。

（6）安全检查、砍壁：

每次放炮后至下一次放炮前，发炮地点附近必须及时进行安全检查，及时处理工作面的离层顶板、活矸和伞檐、片帮，再支设好临时支护后，方可进行下一道工序。

（7）加强支护：

移溜后及时加强支护，第二排点柱加设成对柱，戗柱回收后要及时支设在新形成的滞后柱上，同时回收切顶柱，支设到新的切顶位置，支柱要支设正确，做到迎山有力，柱距要分布均匀。

（8）安全检查：

移柱支护完毕后，要及时清理工作面浮煤，同时必须对作业范围实行再次全面安全检查。

（9）检修：

工作面及顺槽的机械设备由跟班机电工全面维护，专职检修。

检修人员必须将顺槽采面的所有设备进行一次运转，发现问题及时修复，检查并及时回收顺槽转载刮板及工作面刮板的延长或缩短。

确保一切设备安全正常运行，正常安排检修班为一班，确保下班的正常生产。

4101回采工作面正规循环生产能力计算为：

W=Lshrc

W=64×1×0.8×1.37×0.97=68.04T

W——工作面正规循环生产能力，T

L——工作面长度，m

S——工作面循环进尺，m

h——工作面设计采高，m

r——煤的视密度，t/m3

c——工作面采出率，%

第三节设备装置

工作面采用一部30型刮板运到进风顺槽30型刮板机上，由刮板机再运到采区运输顺槽30型刮板再运到650皮带最后运到煤库，工作面支护为金属摩擦支柱。

（后附工作面设备布置示意图）

第三章顶板控制

根据工作面揭露顶板岩性和支护材料性能以及结合我矿历年来的顶板管理经验，本工作面采用摩擦式金属支柱支护方式,采用点柱，对柱、密集支柱来支护工作面顶板,采用全部垮落法管理顶板。

第一节支护设计

一、支护

工作面最大控顶距4.0m，最小控顶距3.0m，根据工作面8倍采高的顶板岩石重量计算支护强度：

P=mn8Hf=1×4×0.8×2.6×8=66.56T

其中：

P：

—两根点柱间最大控顶距时的顶板压力。

m：

—两柱间距1m。

n：

—最大控顶距。

H：

—工作面采高0.8m。

f：

—岩石容重2.6T/m3

P1=m1×PL=10×12=120T

其中：

P1—所选支护形式在两柱距间的支撑能力。

m1—两柱距间最大控顶距单体支柱个数。

PL—每根支柱的工作阻力。

因为P1>P，所以所选支护符合要求。

基本支护，工作面采用MW12--600型摩擦式金属支柱支护,柱距为1m，第一排为点柱、第二排为对柱（点柱中间加1柱），第三排为密集支柱（对柱中间加2柱），排距为1m，见四回一，日进两循环，每循环放顶一次。

端头采用四对八梁加强支护，上下安全出口采用金属摩擦支柱超前支护，支柱排距1.4m，间距1m。

二、支护说明：

1、材料规格：

4101工作面支护采用：

MW12--600型的金属摩擦支柱，配合木柱帽（350—400×140×40mm），临时支护采用金属摩擦支柱带帽点柱，木楔采用三角楔，放顶时新组成的密集柱内侧加设戗柱。

升柱采用50KN的升柱器。

2、支护要求：

回采工作面控顶从煤壁至采空区依次采用点柱、对柱、密集支柱，配合柱帽支护控顶区。

在控顶距最大时，从工作面到采空区四排支柱中有一排点柱、一排对柱两排密集支柱，在最小控顶距时，有一排点柱、有一排对柱、一排密集柱。

第二节工作面顶板控制

工作面最大控顶距是4.0m，从煤壁至采空区依次采用点柱、对柱、密柱、密柱来管理顶板。

工作面最小控顶距是3.0m，采用点柱、对柱、密集柱来管理顶板。

工作面最大控顶距为工作面煤壁起，第一排为点柱，柱距为1m，其中密集支柱柱距0.3m，采用三、四排控顶，见四回一。

一、4101工作面正常以及特殊支护的材料确定：

按工作面使用支柱需配柱帽数量为780块，木柱帽复用率65%，计算每循环增添273块。

支护要求：

（附支护示意图）

①回采工作面由煤壁至采空区依次采用点柱、对柱、密集支柱支护。

保持“三直、一平、两畅通”即：

煤壁成一条直线，支柱成一条直线，刮板机成一条直线；顶底板平直；上下两安全出口畅通。

②工作面每一根支柱都要见底接顶，达到初撑压力，并

要有迎山角（1/7煤层倾角），柱距偏差不超过0.05m，严禁缺柱。

保证工作面支柱数量充足、齐全、打紧打牢，见软底时要穿鞋，柱鞋钻底不得超过0.1m，工作面严禁空放支柱，金属摩擦支柱要正确使用，手把向工作面，冒顶处要用木料垫实，严禁空顶作业，戗柱必须要带柱帽，严禁光头支柱支护。

③特殊支护：

A、端头支护

上下端头支护是确保安全出口畅通以及保证工作面刮板

机头、机尾能够安全作业的重要支护对象。

支护形式：

即在原有点柱旁再加设一根点柱，进行加强支护。

B、超前支护

回采工作面上下安全出口是设备集中的地方，又是工人出入工作面的重要通道，并且由于顺槽开掘时间长，支撑压力大，因此在推进工作面除对上下端头进行加强支护外，还必须在上下顺槽距煤壁20m范围内进行超前支护，支护形式为上下顺槽采用金属摩擦支柱配合DJB——1200铰接顶梁双排支护，支柱的柱距是1m，排距是1.4m。

并保证超前距离不小于20m，以保证上下安全出口的完好畅通。

C、戗柱

工作面爆破时，为防止刮板推倒支柱，在刮板靠采空侧支设戗柱，戗柱底部紧靠对柱的顶盖打紧，柱距为2m，戗柱支好后方可进行放炮，确保支柱直立不变形，工作面回柱前，在新组成的密集支柱内侧支设戗柱，以防因倾角过大时垮落矸石推倒密集支柱。

D、煤壁区的支护

以采空区的第一排带帽点柱到煤壁的距离称为煤壁区，由于回采工作面的推进，使得煤壁前2——4m的支撑压力集中，极易引起局部冒顶和煤壁片帮现象，为做到安全起见，在回采过程中，必须按照《作业规程》规定的推进方向与进度进行作业，初次来压、周期来压等特殊回采条件下，（巷道顶板破碎或前方有空巷时）可适当调整工作面推进角度，使工作面与顺槽为钝角或锐角，以加强对初次来压和周期来压的防范。

二、顶板管理：

顶板控制及最大、最小控顶距：

（1）工作面采用三、四排控顶，见四回一，自然垮落法管理顶板，工作面最大控顶距为4.0m，最小控顶距为3.0m，放顶步距为1m。

（2）工作面最小控顶距时，溜子推移紧靠煤帮，沿机头、机尾打对柱，中间为点柱，柱距为1m；第二排为对柱，柱距为柱间加一根点柱；第三排为切顶密集支柱，柱距为对柱间加二根点柱，排距为1m。

（3）当工作面开始推进一个循环时，溜子前移紧靠机头、机尾加设一排带帽点柱，柱距为1m，这时工作面支护形式为：

点柱、点柱、对柱、密集支柱，使工作面处于最大控顶距，第四排三档（溜子是分段前移，当未移前由于工作面空顶大，需加设临时点柱，柱距为1m，当移溜时回撤临时支柱，移溜后分段支设永久支柱）。

三、回柱放顶

（1）初采及初次放顶

回采工作面进行回采时，首先安装好所涉及的一切机电设备，在切眼内溜子支设一排带帽点柱，然后拆除靠煤壁一侧的点柱，从上到下分段开始作业，推进一米后移溜加柱按正规循环作业，初采期间要求放小炮正规循环，加快工作面推进速度，以保证煤壁的完整性，使之具有良好的支撑作用，工作面从初采开始，控顶距离达4.0m之后转入正常循环，初次放顶先把工作面靠煤壁的第二排对柱补成密集支柱，并架设戗柱，每隔5m留一个0.5m的安全出口。

第一排点柱加打戗柱，按正常放顶的操作方法作业。

初次放顶必须有采煤队队长现场指挥，指定有经验的老工人专门观察顶板动态情况，并清理好退路，以便确保初次放顶的正常和安全。

当工作面推进到直接塌落高度达采高的1.5倍以上，长度达全工作面长时，方可认为初次放顶结束。

强制放顶：

当初采工作面推进达15m到20m时，顶板还不能自行垮落，为了减少顶板对工作面的压力就必须采取措施，人为使顶板垮落，达到减轻支柱的压力。

对工作面支柱的压力，具体措施如下：

（1）首先加密切顶支柱，同时要加强工作面的支护管理。

（2）沿切顶线每隔6——8m，布置炮眼，炮眼深度1.1m,倾角（与顶板夹角）60°——65°，按照本矿井爆破安全技术措施强制放顶。

正常放顶：

（1）当工作面成三排二档时工作面开始推进，等推进1m时，支柱由机尾向机头依次支柱，使工作面处于四排三挡，然后回柱放顶，使工作面支护处于三排二档状态。

（2）初次回柱放顶时，必须由采煤队长、安全检查员现场指挥，先将靠煤壁的第二排对柱补成新密集柱，每隔5——7m留0.5m的安全出口，然后指定有经验的老工人专门观察顶板动态情况，依次组织回柱放顶，顺序必须由里向外，如一组由下到上，如分组由中间向两边依次进行，并逐段补全留设的0.5m的安全出口，使工作面支柱回到三排二档状态，回柱放顶工作必须在生产后进行，禁止与任何作业交叉。

（3）支柱回撤到最后几根柱子时，必须在柱子的一旁各设一根支柱作为替柱，然后撤回“吃劲”支柱，在悬顶暂不垮落的地方必须留有信号柱，最后用回柱器收回替柱，为了使顶板充分垮落和安全起见，提高支柱的回收复用率，回柱时要求快速、利索、干脆，并派专人观察顶板动态情况，当遇到下列情况之一，必须先处理后回柱：

1、支柱未打齐或未打到规定地点，煤壁空顶超过规定。

2、生产工作以及其它人员未离开工作面。

3、所有工具等都留在工作面放顶区内退路不畅通时。

4、采空区悬顶未冒落或悬顶面积太大。

5、顶板特殊破碎，有大冒顶预兆。

6、超前支柱未补足，全工作面未经安全检查。

初次来压和周期来压的安全措施：

工作面顶板来压的规律：

根据地质资料及相邻回采工作面的开采经验分析，预计直接顶板初次垮落步距为13m左右，老顶初次来压为20m左右，周期来压步距为10——15m，为了防范于未然，顶板来压前应采取如下安全措施：

1、加强上下安全出口的超前支护。

2、尽可能加快推进速度。

3、加密戗柱和适当调整木垛支设距离每八米支设一木垛。

末采及最后放顶：

回采工作面推至停采线，首先按正常放顶要求把控顶距回撤到最小控顶距，将顺槽以及工作面一切设施、设备、电缆工具等撤到安全地点，然后从工作面中间分两组倾斜方向向上下两个安全出口回撤。

末采回收安全措施：

1、回采到停采线时，必须留有最小控顶距，以便行人、通风和运料，同时加强端头和超前支护。

2、回柱次序是由采空区向煤壁，由中间向上下两个安全出口进行。

3、上下两头作业必须交错进行，防止工作面压力增大，发生冒顶。

4、必须有专职瓦检员、安全员和跟班队长，跟班矿长进行现场监督指挥，每次回柱都要对顶板、瓦斯进行全面安全检查。

6、回柱人员应站在支柱完整的安全地点进行作业，严禁进入老塘作业。

7、严禁运柱人员进入作业地点搬运支柱，回柱人员必须把回收的支护材料运到离作业地点5m以外的地方。

8、在有悬顶暂时不易垮落的地段，应留设木信号柱。

9、回收的支柱必须及时运走，以保证安全出口的畅通。

10、为了保证回柱时通风需要，可用木料间隔斜放在煤壁一侧的通道，如果瓦斯增大，温度升高，则要安设局部通风机加强通风。

11、回收最后几根支柱时，由于应力集中，很容易发生事故，必须打好替柱，然后小心回收。

冒顶的原因和预兆：

冒顶原因：

回采工作面最容易发生冒顶事故的部位是煤壁附近空顶区、上下安全出口及切顶线附近，主要原因是由于工作面煤壁前方支承压力的作用，造成了煤壁前方顶板离层，使得煤壁、支柱、支撑条件发生了变化，当有人为破落，支护不及时或不实底时，导致顶板发生剧烈下沉而引起冒落。

防治措施：

第一、必须严格按《作业规程》规定的循环进度、控顶距、支护质量进行作业。

第二、工作面推进时，每间隔10米支设一个木垛（木垛规格1000mm×1000mm）。

第三、必须保证工作面上下安全出口有足够的支承力、端头支护要及时架设，以防老顶来压时推倒支柱。

第四、在回柱放顶前，一定要先检查顶板压力情况，工作面支护完好情况，清理好退路，方可作业。

冒顶的预兆：

1、顶板连续发生断裂声，闷雷声，这是直接顶和老顶之间发生离层或断裂的声音。

2、顶板掉渣，煤岩破碎下落，掉渣由少增多。

3、顶板的裂缝增加或裂缝张开，并发生大量下沉。

4、煤壁片帮增多，煤质变软。

5、工作面淋水突然增加，瓦斯涌出量突然增高。

回采工作面发生以上预兆，说明顶板压力已经很大，很可能发生冒顶，此时应全力以赴，加强工作面支护，若来不及加强支护时要立即把人员撤到安全地点，采取有效措施进行处理。

冒顶的处理措施：

工作面发生冒顶后，不得惊惶失措，也不得忙于生产，应正确判断查明冒顶原因，采取相应对策，维护好冒顶区后，在安全的情况下方可恢复生产。

1、支设抬棚法：

当冒落范围不大，一般采用这种方法较为简单，支护时先加强冒顶区周围支护，然后架设抬棚，但必须先处理好冒顶区活矸及离层、顶板，并在抬棚上方采用井字型的过顶方法垫实、垫严，过顶时与相邻抬棚连锁，直到通过冒落段。

2、支设木垛法：

在冒顶范围的周边加设木垛，增加其支承强度，以防冒顶扩大。

3、新开巷道法：

如果冒顶发生在回采工作面中部，上下安全出口处，可重新开掘通道或切眼进行处理。

第四章生产系统

第一节运输

1、运煤系统：

运煤路线：

工作面→30型刮板→4101进风顺槽30型刮板→采区运输顺槽30型刮板→运输大巷650皮带→煤库→罐笼提升至地面煤场

2、运料系统：

运料路线：

地面材料库→副井罐笼→副井井底车场→回风大巷→采区回风巷→风门→回风顺槽→4101回采工作面

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统：

1、进风路线：

新鲜风流→主井→皮带运输大巷→采区运输巷→4101进风顺槽→工作面

2、回风路线：

4101工作面→4101回风顺槽→采区回风巷→回风大巷→副井由主扇抽至地面。

3、风量、风速计算：

（1）按瓦斯涌出量计算：

Q采=100×q采×KGH4=100×0.221×2.5=55.25m3/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的平均绝对涌出量，m3/min

KGH4----采面瓦斯涌出不均衡通风系数

（2）按工作面温度选择适宜的风速进行计算：

Q采=60V采S采=60×1.0×2.8=168m3/min

式中：

V采——采煤工作面风速，m/s

S采——工作面平均断面，m2

（3）按工作面每班工作最多人数计算：

Q采=4N=4×25=100m3/min

式中：

N——工作面最多人数

（4）按炸药用量计算：

Q采=25A=25×1.6=40m3/min

式中：

A——一次爆破最大炸药消耗kg

（5）按风速进行验算：

①按最低风速验算工作面最小风量

Q>15S=33.6

②按最高风速验算,工作面的最大风量:

Q<240S=537.6m3/min

（6）确定工作面实际需要风量：

工作面实际需要风量为168m3/min

2、通风设施：

在回风大巷采区进回风巷之间修筑调节风门两道，以便于调节控制4101工作面用风