2101工作面采煤作业规程说明书

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

井上下关系表(表一)

水平名称单水平开拓采区名称二采区

地面标高+971~+972.7米井下标高+668.7~+714米

本工作面上部地表为草原，有废弃的乡村简易公路由本工作面

地面的相对位置

通过，2-5钻孔东侧100米处有一处地表建筑。

回采对地面

回采对地面设施有一定影响，回采时对地表下沉进行观测。

设施的影响

该工作面位于二采区东部，在一煤层中沿煤层走向掘进，东起

井下位置及

F1-2断层保护煤柱，西至设计的2103工作面上川，南起1号勘探线南

相邻关系

100米位置，北至本工作面设计采终线。

可采走向(m)924倾斜长度(m)196面积(m2)181104

第二节煤层

煤层情况表(表二)

煤层厚度(平均m)13.9煤层结构简单煤层倾角50~10°

开采稳定

一煤层上分层硬度<3煤种褐煤中等

煤层程度

该工作面开采煤层为一煤层上分层，一煤层在此处全层厚36.08~37,9米，

煤层

夹开4~6层，夹开单层厚0.1~1.0米，总厚1.25~2.75米；在本工作面回

情况

采范围内煤层厚6-18.4米，煤层平均厚度为13.9米,巷道顶部煤层有夹阡

描述

3~5层，夹行累厚0.3~1.2米。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表（表三）

顶、底板名称岩石名称厚度（m）特征

基本顶

直接顶泥岩20-100m深灰色、灰黑色泥岩

伪顶无

直接底煤19.5-30m黑色、黑褐色亮煤的暗煤

基本底

第四节地质构造

一、断层：

1、根据掘进实见，2101工作面内有一条F1-4断层，由工作面内

倾斜通过，该断层产状为：走向81°；倾角41。-45°;落差H=

25-30米。工作面内无褶曲、岩浆岩侵入。煤层为单斜构造，煤层

走向N28。-53°E,倾角5。-10°,倾向SE。

2、F1-4断层对工作面开采有影响。（工作面过断层措施另报。）

二、褶曲：该工作面煤层结构简单，没有褶曲构造。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

1、该工作面煤层结构简单，没有火成岩、陷落柱存在，对回采没

有影响。

附图1:2101工作面综合柱状图

附图2：2101工作面井上、下对照图

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第五节水文地质

一、含水层分析：

根据地质报告和掘送实见分析，工作面在回采过程中充水水源为

一煤层中节理、裂隙承压水，其补给条件差，巷道掘进过程中打锚索、

锚杆眼和遇F1-4断层破碎带时见有少量滴、淋、涌水。

二、其它水源分析：

该工作面在开采过程中，灌浆水和生产用水自然流出。

三、涌水量：预计回采过程中涌水量为40~60相/上

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况（表四）

瓦斯绝对涌出量18.4m'7min

二氧化碳无

煤尘爆炸指数62.28%

煤的自燃倾向性2级自燃T级容易自燃，发火期3-6个月

地温危害无影响

冲击地压危害该面不属于冲击地压煤层，无冲击地压危险。

一、问题及建议:

1、本工作面内部有1-10.2-5和3-12三个钻孔，且封孔质量不详,

当回采至这三个钻孔附近会有少量钻孔水沿裂隙涌出，建议采取措施

预防突水。（工作面过钻孔措施另报。）

2、由于本工作面内有断层存在，且裂隙较发育，造成断层周围煤

岩破碎，且在掘进过程中有少量断层水及瓦斯涌出，建议回采至断层

附近时加强工作面及顶煤管理，采取措施防止水和瓦斯涌出。

第七节储量及服务年限

一、储量：

该工作面地质储量为484.39万吨，可采储量为283万吨

地质储量：1094.5x236.8x14.6x1.28=4843912吨。

可采储量:1、924x196x3.3x1.28x97%=742034吨。

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2、924X196X10.6X1.28x85%=2088636吨。

二、采煤工作面服务年限：

工作面的服务年限=可采推进长度924米,月设计推进长度136.8

米=6.7个月

附图3:2101工作面上川、下川、切眼素描图

附图4：2101工作面地质平面图

附图5:2101工作面巷道剖面图

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第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况：

2101综放工作面是阜矿集团内蒙白音华能源有限公司井工矿二

采区首采工作面，该工作面采用单一走向长壁巷道布置。

准备巷道：2101上川材料斜上、2101上川出货道、2101下川材料

斜上、2101下川回风联络道。

回采巷道:2101工作面、2101上川、2101下川。

二、2101上川：

2101工作面上川为矩形断面，全长为1088米，支护形式为顶板采

用锚杆、钢带、金属网、锚索联合支护，两帮采用锚杆、金属网支护。

锚杆为418x2200mm螺纹锚杆,间、排距0.8x1.0m。锚索为力17.8

x8000mm锚索，间、排距1.4x3.0m。巷道净宽：5.5m、中高3.4m,

、2

断面积18.7m。

上川内布置有卡轨车等设备，主要用于进料、回风。

三、2101下川:

2101下川为矩形断面，全长为1067米，支护形式为顶板采用锚

杆、钢带、金属网、锚索联合支护，两帮采用锚杆、金属网支护。锚

杆为（H8x2200mm螺纹锚杆，间、排距0.8x1.0m。锚索为力17.8x

8000mm锚索，间、排距1.6、3.0m。巷道净宽：5.5m、中高3.6m,断

2

面积19.8m0

下川内布置有皮带运输机、转载机、破碎机、供电串车、绞车等

设备，主要用于运煤、入风、进料。

四、工作面切眼：

2101切眼全长196米，为矩形断面，采用锚杆、钢带、金属网、锚

2

索、单体及兀钢棚联合支护。净宽8m,净高3.4m,断面积27.2m。

五、其它巷道：

1、2101上川出货道、2101上川材料斜上、2101下川回风联络道

2101下川材料斜上均为矩形断面，采用锚杆、钢带、金属网、锚索、

2

联合支护,跨度5.5m,净高50m,断面积22m。

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第二节采煤工艺

一、采煤工艺：

1、2101工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤方法开采。

2、使用MG300/700WD型交流电牵引采煤机割煤（该机采用机载交

流变频调速、销轨式牵引，最大牵引速度7.28m/min）,工作面采高

3.3m,割煤深度为0.6m。

3、采用双向割煤，前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤，滚筒自旋使截

齿将煤破碎，利用机组滚筒叶片和前部SGZ-800/1050型可弯曲刮板运

输机铲煤板将煤自行装入运输机与后部SGZ—1000/1400型可弯曲刮

板运输机将放出的顶煤运至SZZ-1200/700型转载机，经下川强力皮带

DSJ-140/260/2x400运出。

3、工作面顶板采用液压支架支护并对整个工作面顶板铺设金属网

（鱼鳞搭接），支护形式为及时移架支护，老塘顶板采用全部垮落法

管理。

二、采煤方法：

1、采煤机的进刀：

采煤机进刀采取端部割三角煤斜切进刀的方式，采煤机双向割煤,

往返一次进两刀，斜切进刀段长度为30m,进刀深度0.6m。具体操作

如下：

（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，推移前部运输机，使运

输机弯曲段为15nl后，向上（下）进刀，通过15nl的弯曲段斜切至30nl

处，使采煤机达到正常循环进度（即0.6m）,再推移前部运输机至平

直状态。

（2）向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。

（3）割完三角煤以后，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。

2、采煤机正常切割：

正常割煤长度为166m,采煤机以4〜5m/min的速度向上（下）割

煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤、

后滚筒割底煤的方式。

3、放煤：

放煤采用一采一放，放煤步距参考同类型采煤工作面的数据选用

0.6m。放煤滞后采煤机15m,采用多轮、等量、顺序放煤工艺。即：每

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割完一刀煤后，进行一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。

首先绞断所放支架插板处的金属网，打开支架放煤插板，放出数量大

约为3-4ni厚度的煤，关闭插板；再进行下一架的放煤，直至第一轮结

束。然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）

往下（上）依次进行，打开插板，等到有较多的阡石放出时，关闭插

板，再进行下一架的放煤，直至第二、三轮结束。

三、工作面正规循环生产能力：

据公式：

W=lxSxh1xrxCi+1xsxh2xrxc2

=196x0.6x3.3x1.28x0.97+196x0.6x10.6x1.28x0.85

=481.8+1356.2=1838t

式中：

1—工作面平均长度：196m

s-工作面循环进尺：0.6m

h,-机采设计采高：3.3m

lb一放煤高度：10.6m

r一煤的容重：1.28t/m3

a一机采回采率：97%

C2-放顶煤回采率：85%

W=工作面正规循环生产能力：1838t

四、月生产能力：

1838tx240（月循环数）x0.95（循环率）=419064t

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附图6：2101工作面采煤机进刀示意图

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第三节设备配置

一、采煤机：

采煤机选用MG300/700WD采煤机，其主要技术参数如下：

采高：1.8~3.7m

电机总功率：700kw

截深：0.6m

牵引速度：0~7.28m/min

二、液压支架的主要技术特征：

1、中间支架型号为ZF9360-22/35

支撑高度:2.2~3.5m

支撑宽度：L5m

初撑力：7754KN

工作阻力：9360KN

支护强度：l.lMPa

2、过渡支架型号为ZFG9360-24/35

支撑高度：2.4~3.5m

支撑宽度：L5m

初撑力：7760KN

工作阻力：9360KN

支护强度：LlMPa

3、端头支架型号为ZFT50000-25/37

支撑高度:2.5~3.7m

支护强度：1.IMPa

工作阻力：50000KN

使用地点：2101工作面下端头。

三、运输设备：

1、刮板运输机2部：

工作面前部运输机型号为：SGZ-800/1050,设计长度203叽

电机功率:2x525kw

运输能力：1500t/h

中间槽尺寸：1500x800x310mm

工作面后部运输机型号为：SGZ-1000/1400,设计长度202%

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电机功率：2X700kw

运输能力：2200t/h

中间槽尺寸：1500xlOOOx580mm

使用地点:2101工作面。

2、桥式转载机1部，其型号为:SZZ-1200/700,设计长度58m。

电机功率：700kw

运输能力：3500t/h

链速：1.65m/s

落地段中间槽尺寸：1750x1200x1150mm

使用地点：2101工作面下川。

3、破碎机1部,型号为:PLM-3500

破碎能力：3500t/ho

电机功率：250kw。

使用地点:2101工作面下川。

4、可伸缩带式输送机1部，型号为DSJ-140/260/2x400

电机功率：2x400kw

运输能力：2600t/h

带宽:1400mm

带速:4.5m/s.

使用地点:2101工作面下川。

5、辅助运输设备选用3吨的矿车和叉车，由绞车及卡轨车牵引。

其主要技术参数如(表五)

数量钢丝绳规格牵引力破断力

序号名称型号

(台)(mm)(KN)(KN)

1回柱绞车JSDB-134。24.5200355

2回柱绞车JSDB-102。18.5185277

3回柱绞车JSDB-191。30300602

4调度绞车JD-2.55©21.525271

5卡轨车KGWP-120/900J1。30120600

附图7:2101工作面设备布置示意图

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第三章顶板管理

第一节支护设计

1、合理支护强度计算：

据公式：q=knMy

-0.79

=1.5x9.768x13.9x22

,2

=587.14KN/m

式中：

2

q-顶板压力；587.14KN/m

k-安全系数;取k=L2~1.5

n-折算系数；=9.768M-079

M-采高；13.9m

3

Y-岩石容重；22KN/m

2、工作面整体顶板压力计算：

据公式：

Qmax=TxLmaxxq

式中：=196x6.2x587.14=713492.53KN

Lmax-最大控顶距6.2m

T-工作面长度196m

2

q-顶板压力587.14KN/m

Qmax-最大控顶距时顶板压力713492.53KN

3、工作面支架数量计算：

据公式：

N=pt/Rt

式中：196^1.5«130（台）根据采面实际情况安设支架133台

Pt-工作面长度196m

Rt-单位支架宽度1.5m

n=支架台数130台

4、支架高度选择：

Hmax=Mmax-Si=3.3+0.1=3.4m<3,5m

Hmin=Mmin-S2-a-c=3.2-0.2-0.05-0.1=2,85m>2.2m

式中：Mmax-----最大采高取3.3m

Mmin-----最小采高取3.2m

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Hmax一一支架最大高度取3.5m

Hmin一一支架最小高度取2.2m

s)——支架支柱的最小下沉量取0.1m

s2——支架支柱的最大下沉量取0.2m

a一一支架卸载高度取0.05m

c——支架顶梁上浮煤取0.1m

ZF9360-22/35型液压支架技术参数(表六)

支架高度支护面积支架中间初撑力工作阻力

支架型号

(m)(m2)距(m)(KN)(KN)

ZF9360-22/352.2~3.59.31.577549360

5、顶板压力校核：

工作面安设支架133台，工作阻力之和：9360x133=1244880KN

一台支架在正常工作时所受顶板压力：587.14x9.3=5460.4KN

因为工作面整体顶板压力713492.53KN小于全工作面支架工作阻力之

和1244880KN,一台支架支护面积压力5460.4KN,小于支架工作阻力

9360KN,所以ZF9360-22/35型支撑掩护式液压支架经顶板压力校核符合

采场压力要求。

6、支架高度校核：

Hmax=3,3<3.5mHmin=2.85m>2.2m,所以ZF9360-22/35型支撑掩

护式液压支架符合采场采高要求。

顶板分析计算公式取自内蒙古白音华能源有限公司井工矿巨厚煤层采

煤方法研究(中国矿大北京)及煤碳工业出版社《矿山压力及控制》。

二、乳化液泵站：

(-)泵站选型、数量：

乳化泵选用GKB-400/31.5型3台，装备三泵一箱；进液管路选用力

38mm,耐压34MPa以上。回液管路选用651mm高压胶管,耐压8MPa以上。

乳化泵技术参数如下：

型号：GKB-400/31.5

公称流量：400L/min

公称压力：31.5MPa

电机功率：250kW

(二)泵站设置位置：

泵站安设在下川移动变电站供电列车靠外侧位置，随回采向前移动。

(三)泵站使用规定：

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1、泵站施行挂牌管理，乳化泵采用闭路式供液。

2、要加强泵站设备、管路的维护和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、

冒、滴、漏、窜液现象。

3、乳化液浓度达到3-5%,并装自动配比装置，经常用检测仪检查配

比浓度。在巷道起伏不平处将泵箱设置平稳，保证正常供液。

4、加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，各种胶管液压部

件应保持清洁，严禁泵箱敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱倒入乳化油。

第二节工作面顶板管理

本工作面的顶板管理采用全部跨落法。工作面配置127台低位放顶煤液

压支架，上、下端头各配置3台过渡支架，共计133台支架，最大控顶距为

6.2m,最小控顶距为5.6m。

一、正常工作时期顶板支护方式：

采用带压擦顶移架的方式对顶板进行及时支护，并对整个工作面顶板

铺设金属网（鱼鳞搭接）。在采煤机割煤后，先移支架，再推移运输机,

即：割煤一移架一推移运输机；采用本架操作的方式移架。正常移架要滞

后采煤机后滚筒3-5架，顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移

架。即：当发生片帮宽度超过0.6m时，要超前进行移架，再进行其它操作,

工艺为移架一割煤一推移运输机。移架步距0.6m。

（一）移架顺序为：

1、采用追机移架，采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后采煤机后滚

筒5架移架（顶板破碎时紧跟前滚筒移架）。

2、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒5架将护帮板收回，割煤后要

滞后采煤机前滚筒不大于3架将支架伸缩梁、护帮板顺序打出护好帮、顶。

3、移架时，将伸缩梁、护帮收回，移架后，及时打出护住煤帮。

（二）支护要求：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、

二畅通”的质量要求。

2、加强工作面的支护强度，确保支护质量，保证支架达到初撑力。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不得超过

5架，防止长时间空顶。

4、工作面出现掉顶时，要及时用木料接顶。

二、特殊时期的顶板管理：

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工作面来压及停采前的顶板管理：

1、工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作,

在上、下川挂牌标明预计来压位置。

2、工作面支架以及上、下川所有单体支柱必须达到初撑力，特别注意

工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。

3、工作面采高控制在3.3m,不得随意留底、挑顶，采煤机拉底、挑顶

每刀不许超过50mm,保证工作面质量。

4、加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护密度，上、

下端头必须及时挑料维护，防止出现端头冒顶。

5、工作面过两川10°变坡点段采取抬底、挑顶的方法通过，抬底、挑

顶每刀不许超过100mm,保证工作面由俯采平稳过渡为仰采。

5、顶板破碎时，及时挑料维护顶板，并超前进行移架。

6、距离采终线13nl时，工作面停止放煤，铺设双层金属网。距离采终

线11.5m时，支架上方挑钢丝绳，到支架定位。

7、工作面过断层、钻孔及其它地质构造时措施另报。

第三节上、下川及端头顶板管理

一、工作面上川、下川的超前支护：

1、支护要求：

1）、上川超前煤壁30米进行超前支护，超前支护使用单体液压支柱加

①0.2x5.0m圆木支护，分别距上、下帮0.4m打注单体液压支柱做腿，并

距上、下帮单体各1.45m打两排走向5.5m7i钢梁棚，兀钢梁下方打注两排

单体液压支柱，一梁四柱。

2）、下川超前煤壁30米进行超前支护，超前支护采用中0.2x5.0m圆

木料，在木料下方分别距上、下帮0.4叭0.3m打注单体液压支柱做腿，并

距转载机两侧挡板各0.3m木料下方打注两排走向5.5m；T钢抬棚，一梁四

柱。

2、支护规格：下川：净宽5.5m,净高3.4m,棚距1.0%

上川：净宽5.5m,净高3.6m,棚距1.0m。

3、超前支护以外的巷道出现变形时应及时打点柱或备棚支护，中高

达不到要求时，及时拉底，拉底必须全断面进行，两帮严禁留有底根。

4、支护质量控制标准：

①支柱纵横成线,偏差小于±20mm。

②支柱应支到实底，并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小于

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100kNo

③所有单体液压支柱三用阀方向一致。

④上、下川的支撑高度分别不得低于3.3m、3.1m,行人道宽度不得小

于0.8m,单体支柱活柱行程不得小于200m%

⑤顶板不严处用样子接实并用木楔子紧固，高顶处及打木垛接顶。

⑥所有单体必须系好防倒绳。

二、工作面安全出口的管理：

（一）、下端头支护：

1、下端头采用端头支架进行支护。每做一遍下缺口，端头支架向前

拉移0.6m。

2、当端头支架距下川上帮距离超过1.0m时，在端头支架与下帮之间

打注一排单体支柱,柱距1.0mo

3、拉移端头支架方法：当移完上端头过渡支架后，先将端头支架主

架降架拉移0.6米并升实，然后将两侧副架降架拉移0.6米并升实，端头

支架拉移后必须接实顶板。

（二）、上端头支护：

1、上端头根据端头空间大小采取相应数量的7T钢梁走向抬棚支护端

头顶板。当上川靠上帮单体与排头支架间隙大于1.2m小于1.5m时，使用一

组两架抬棚；大于L5nl小于2.5m时，使用两组四抬棚；大于2.5m时使用三组

六架抬棚支护顶板。71钢梁选用5.5m长打钢，一梁四柱，柱距1.0m。

2、Ji钢支护组间距0.8m,组内间距0.2m,组内九钢前后错距0.8m,

打钢后端滞后排头支架顶梁与掩护梁销轴0.8m。打钢后端的木梁不得回

收，并在紧后端的丝袋闭前打3棵单体点柱，单体三用阀放液孔朝向老塘。

3、每做一遍上缺口，组内滞后的一架Ji钢向前窜1.6m,保证组内

穴钢迈步0.8m。向前移窜时，要先移窜加钢托棚，再移窜丝袋闭前单体点

柱，单体点柱移到距前方单体0.8m位置打注。最后将排头支架降架，向前

拉移0.6nl并升实。

4、移窜丝袋闭前单体点柱时，要先用起重机绑牢，远距离放液后，

再将其拉出。

5、上、下端头不得出现卸载的单体。

6、做上、下缺口时，每两个循环在上、下端头顶板各挑一棵4.0m

木料。当端头顶板破碎时，每循环挑一棵，并且在上、下端头要铺设双层

金属网，鱼鳞式搭接，并与上川和下川顶网搭接0.5%网扣间距0.2m,

网扣必须拧三个花以上，金属网使用L1x10m经纬网。

2101工作面采煤作业规程

7、采煤机割煤时，要与上、下端头顶、底板顺平，不准出现台阶。

三、工作面端头提前回收锚杆、锚索托盘：

1、上、下川顶板锚索、锚杆托盘随回采在支架前方进行回收，不得

进入老塘。

2、下川上帮、上川下帮的锚杆托盘随回采进行回收。

3、提前在锚杆的螺母和锚索的索头上注油，以便顺利回收。

4、利用液压工具、套筒扳手、风动扳手及其它工具进行拆卸。

5、拆卸时，严格执行"敲帮问顶"制度，及时找净危岩及悬开。

6、拆卸时，严禁正对操作，防止托盘弹出伤人。

7、拆卸时，要设专人监护帮顶状况及周围的安全情况，发现问题应

立即处理。

8、要搭好稳固的作业平台，确保作业人员安全，拆卸时不要用力过

猛，以免失去重心。

9、拆卸顶板锚索、锚杆托盘时，必须在作业地点顶板处悬挂便携式

瓦检仪。

10、回收的锚索、锚杆托盘及索头要放在指定地点。

11、当上、下两道帮顶压力较大、帮顶破碎时，不允许回收。

四、支护材料使用：

支护材料使用数量、备用数量（表七）

支护距离使用数量备用数量兀钢梁圆木梁

名称单体型号

（m）（棵）（棵）（根）（根）

上川超前支护DW-4.2m30120302030

下川超前支护DW-4.2m30120302030

端头支护DW-4.2m20

其它DW-2.5m15

其它DW-2.2m15

其它DW-1.4m15

由整修组设专人对支护材料负责管理，每原班对支护材料的状态进行

清点，数量不足时及时补齐，发现支护材料损坏失效及时更换。备用材料

的存放地点，应保持距工作面50〜70nl以外，在上川的上帮处。材料分类

摆放整齐，实行挂牌管理，材料存放地点必须保证有LOm以上宽度的人行

道和必需的运输通道。备用材料的存放地点环境整洁，无积水。

附图8:2101工作面上、下川及端头支护示意图

附图9:2101工作面上、下端头支护示意图

附图10:2101工作面上川原支护图

2101工作面采煤作业规程

附图11:2101工作面上川超前支护图

附图12：2101工作面下川原支护图

附图13:2101工作面下川超前支护图

2101工作面采煤作业规程

第四节矿压观测

一、矿压观测内容：

2101综放工作面矿压观测内容主要有：⑴支架阻力观测；⑵支架

活柱缩量观测；⑶巷道围岩变形观测；⑷超前支护范围内单体液压支

柱阻力观测；⑸支护质量动态监测。

根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受

力特点、支架对顶板的适应性和控制效果、超前支撑压力影响范围和

分布特点、顶板、煤层稳定性、工作面支护质量等进行定期分析，并

进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、观测方法：

1、工作面的矿压观测：

(1)支架压力观测

工作面每15台支架安设一组压力表，利用压力表分别在工作面

10#、25#、40#、55#、70#、85#、100#、115#、130#布置9条观测线，

观测支架前、后柱工作阻力的变化情况，连续观测支架的初撑力、工

作阻力。

(2)支架活柱缩量观测

用标记法在工作面上、中、下部布置5条观测线，在移架后、移架

前测量活柱下缩量，根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。

其测线与支架阻力测线对应布置，即分别布置在10#、40#、70#、1置#、

130#支架上。

(3)统计观测

沿工作面采煤机移动方向每隔40架作为一观测剖面，每天统计一

次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括端面距、片帮、冒顶超过

2m以上的区域及顶板破碎情况)，同时统计支架安全阀开启量(率)，顶

板冒落状况及支架因顶板压力损坏的部件等。

2、上、下川的矿压观测：

(1)巷道围岩变形观测

利用观测点对巷道围岩使用“十字法”观测。在上、下川超前工

作面200nl范围内，每间隔40m安设一组观测点，监测顶底板及两帮的

相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。观测点的编号始终由

煤壁起依次为1〜5#,当1#观测点距煤壁不足2个循环的距离时，将其

2101工作面采煤作业规程

回撤，并重新支设在原5#观测点的前方40nl处，同时调整各观测点的编

号，使其仍然从煤壁起依次为1~5、各观测点的间距及1#观测点至煤

壁的距离，在观测时必须做好记录。

(2)观测次数一般三天观测一次，当临近顶板来压时加密观测，可

视变化情况每24小时观测一次，观测时必须记录观测时间。同时采煤

机割至端头影响到观测点数据时也必须加密观测，并记录采煤机影响

情况及采煤机到端头的距离。

三、支护质量监测：

每旬由生产科不定期对工作面和两川支护质量动态检查1次，对

存在的问题，由施工单位立即整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及老

塘顶板冒落情况、两川单体支柱初撑力、超前支护质量等。

四、观测时间要求：

1、工作面:观测老顶初次来压和周期来压,根据内蒙古白音华能

源有限公司井工矿巨厚煤层采煤方法研究(中国矿大北京)实验分析

与数据处理，预计老顶初次来压步距为58m,周期来压步距为19m。

2、上、下川至采终线前40米停止观测。

3、支护质量监测:整个生产期间。

2101工作面采煤作业规程

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式：

（一）运煤设备及装载、转载方式：

采煤机割煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架尾梁

和插板上方的顶煤在插板缩回后流入后部输送机运出，插板完成大块煤的

破碎并通过上下摆动尾梁破坏上方由大块煤形成的临时拱形结构。前、后

部运输机平行运煤,集中到转载机（破碎机）和胶带输送机上运出。

（二）辅助运输设备及运输方式：

工作面需用的材料、设备等物资，采用3吨矿车或叉车运送，通过副井、

井底车场、盲斜副井、2101上川材料斜上、2101下川材料斜上、2101上川、

2101下川到达工作面。

二、移溜（转载、破碎机）方式：

当工作面做完下缺口，移完端头支架并推移完运输机后，将推移装置两

侧的推移千斤顶伸出，将转载机向前推移0.6m。

三、推移前部运输机：

1、采用自移方式，推溜步距0.6m,弯曲段长度不小于15m,推移方向为

工作面推进方向。

2、采煤机向下（上）端正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺

序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。

3、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面运输

机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁,成一条直线。

四、拉移后部运输机：

工作面后部运输机在支架前移后处于放煤位置，待循环放煤工序结束

后，将后部运输机滞后放煤口10架拉移一个步距。

五、煤炭的运输：

工作面运输机T转载机T下川皮带运输机一煤仓一盲斜风井T施工一

井一地面。

六、辅助运输系统路线：

1、运料路线：副井f井底车场一盲斜副井一2101上川材料斜上一2101

上川一2101工作面。

2101工作面采煤作业规程

2、运料路线：副井f井底车场一盲斜副井一2101下川材料斜上f2101

下川一2101工作面。

附图14：2101工作面运输系统示意图

2101工作面采煤作业规程

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统：

(一)、预计2101综放工作面开采期间绝对瓦斯涌出量：

根据2101上川、下川掘进期间的瓦斯鉴定结果及相关数据，预计2101

工作面相对瓦斯量为1.98m7t,因此2101综放工作面煤层瓦斯相对涌出量

取1.98m71。

工作面绝对瓦斯量计算：Q绝=A日q相/60x24=(13333.3x1.98)/(60x24)

=18.4mVmin

式中：AQ-一开采后日产量，计划日产量13333.3吨。

q相--该面相对瓦斯涌出量1.98m3/to

(二)、工作面风量计算：

1、按瓦斯涌出量计算：

开采期间工作面预计绝对瓦斯量18.4m7min,2101上川巷道瓦斯涌出

量1.14m7min,2101下川巷道瓦斯涌出量1.92m7min,2101采面瓦斯治理

以老塘埋管抽放、及打钻孔预抽相结合的抽采方式为主，2101老塘埋管抽

采利用施工一井瓦斯抽采泵抽采，抽采泵效率按50%计算，抽采瓦斯浓度按

10%计算,老塘埋管抽采瓦斯量Q抽=200x50%x10%=10.0m7min,预抽钻孔

利用2101下川回风联络道瓦斯抽采泵抽采，抽采泵效率按65%计算，抽采

瓦斯浓度按3%计算，抽采瓦斯量Q『105x65%x3%=2.05m7min,瓦斯抽

采率为56.2%,2101工作面风排瓦斯量为(18.4T0.0-2.05+1.92)

=8.27m7mino按工作面风排瓦斯涌出量计算风量：

Q采=100xQ风排xK来涌

=100X8.27X1.2

=993m3/min

式中：KM——工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.2

Q风排一一采面风排瓦斯绝对瓦斯涌出量，为8.27m7min

2、按工作面同时工作最多人数计算：

Q采=4N

=4x29

=116m3/min

式中：N-----工作面最多人数

3、按风速验算：

Q低=60x0.25xS采=15x19.25=288m7min<1000m7min

Q商=60x4xS采=240x6.16=1478m7min>1000m7min

2101工作面采煤作业规程

Q低〈Q采＜Q高符合要求

综上，2101工作面开采期间工作面计划配给风量1000m7min;2101±

隅角使用2X55kw均压局扇吹上隅角及2101上川局部高顶，局扇风量700

ni7min,保证2101工作面及回风瓦斯不超限。

第三节通风系统

（一）、通风系统：

副井及施工二井入风T盲斜副井T盲斜副井斜上一2101下川材料斜上

-2101下川―2101工作面12101上川一2101上川出货道―盲斜风井一风

井排出。

（二）、通风设施布置情况：

1、在2101上川材料斜上及2101下川回风联络道各设一组永久风门。

2、在2101上川材料斜上设置两台2x55KW局扇，风筒接到2101工

作面上隅角，局扇电源与2101工作面及上川动力电源联锁，局扇电源停电

时，断2101工作面及2101上川巷道内所有非本质安全型电气设备。

3、在2101上川出货道设一组永久风量门

（三）、通风设施管理及要求：

1、各组风门每天派专人检查，设好风门联锁装置，确保风门联锁装置

齐全、可靠，严禁同一组两道风门同时敞开。

2、加强2101上川及2101下川巷道断面的日常维护工作，保证通风断

面，超前支护距离符合规程规定。

3、在该区域及相关的巷道贯通或调风时，必须报批措施，保证2101

工作面风量不发生变化。

4、测风员每3天对2101区域风量测定1次，保证各地点风量达到计

划风量。

5、采区内部各组风门必须安装风门开关传感器，随时监测风门开关状

态，发现问题及时汇报处理。

6、2101上川材料道局扇设置两台，一使一备，保证正常运转，并能够

自动切换，安排专人挂牌管理，执行地点交接班，严禁任何人员随意停、

开局扇。

7.2101上川风筒必须每天派专人维护，保证风筒达到质量标准化要求,

风筒出口到上隅角距离可根据上隅角瓦斯情况确定，以保证上隅角瓦斯不

超限为原则，由瓦检员负责调整风筒出口距离。

2101工作面采煤作业规程

第四节防治自然发火

一、防治自然发火系统

（一）、灌浆系统：

1、地面灌浆站一灌浆立眼一盲斜风井一2101上川出货道一2101上川

-2101工作面上隅角。

2、地面灌浆站一灌浆立眼—盲斜风井-2101下川回风联络道―2101

下川->2101工作面下隅角。

（二）、注氮气系统：

2101下川回风联络道氮气站一2101下川一2101工作面下隅角。

（三）、清水系统：

1、风井管路T风井总排T盲斜风井一2101上川出货道-2101上川一

2101工作面上隅角。

2、风井管路一风井总排T盲斜风井一2101下川回风联络道―2101下

川―2101工作面下隅角。

（四）、防火非常设施情况：

1、在2101上川门口以里15米处设置永久防火非常门一道。

2、在2101下川门口以里15米处设置永久防火非常门一道。

（五）、监测传感器设置情况：

1、在2101上川门口以里15nl处设置一台一氧化碳传感器，报警浓度

>24ppmo

2、在2101上川门口以里15nl处设置一台温度传感器，报警值》26℃。

3、在2101上川门口以里15m处设置一台风速传感器，报警值为小于

0.25m/s或大于4m/so

（六）、束管监测系统：

1、地面束管监测机房一副井井筒（16芯两趟）一井底车场调车线（16

芯两趟）一盲斜风井（16芯）-2101上川出货道（4芯+单芯）-2101上

川（4芯+单芯）―2101工作面上隅角及老塘。

2、地面束管监测机房一副井井筒（16芯两趟）一井底车场调车线（16

芯两趟）一盲斜风井（16芯）-2101下川回风联络道（单芯）-2101下川

（单芯）-2101工作面下隅角老塘。

二、工作面防治自然发火方法

2101工作面采空区防火采取以下隅角埋管注氮为主，以及对工作面上

下端头垒设丝袋闭、注砂段堵漏、埋管灌浆、合理配给风量、合理抽采等

为辅的综合防治自然发火方法。

2101工作面采煤作业规程

（一）、采空区注氮设计：

在2101下川回风联络道安设4台流量为500m7h的制氮机，采空区注

氮采用下隅角老塘埋管进行注氮，每隔15米埋设一趟①108nlm注氮高顶管，

高顶管接设好顶帽，用弯头及短管挑到下隅角高顶处或顶板最高处，每一

趟高顶管埋入老塘15米后开始对该趟高顶管进行注氮，埋进15米后重新

下设一趟高顶管，高顶管埋进45m后停止注氮，保证2101下隅角老塘内始

终有两趟高顶管同时注氮，注氮高顶管下设及注氮工作按此循环进行，相

关工作由通风队负责。

（二）、上、下隅角老塘堵漏：

采空区的主要漏风通道为采空区的上、下隅角，做好上、下隅角堵漏

对采空区防火至关重要，根据防火经验，加强上、下隅角的堵漏能够切实

降低采空区氧含量。

1、进、回风侧老塘强制放顶

必须加强采空区的进、回风侧强制放顶工作，提前将进入老塘的锚网

绞断，将锚索、锚杆的托盘卸掉，让顶部碎煤掉下，堵塞进、回侧漏风通

道，此项工作由采煤队负责，通风队及安监人员负责监督。

2、工作面上、下隅角垒丝袋闭

工作面上、下隅角每小班各垒丝袋闭一道，垒设距离2.4米，垒丝袋

闭时必须破网，将丝袋闭垒好后塞严塞实，如丝袋闭出现破损立即重新垒

好，丝袋不得重复使用，此项工作由采煤队负责，通风队及安监人员负责

监督。

3、采空区进、回风侧老塘注砂段

为了最大程度的堵塞采空区进、回风侧的漏风，工作面每推进10米在

上、下隅角各注砂段一道，采空区冒落不好时，根据实际情况缩短注砂段

距离，注砂段工作由通风队负责。

（三）、老塘埋管灌浆

2101工作面每推进15米，在上隅角埋设一趟灌浆高顶管，高顶管埋入

60米后做废，上隅角老塘保证三趟埋管。每个高顶管埋入老塘15米后开始

进行灌浆，灌量根据老塘气体变化情况确定，当检查化验老塘有发火征兆

时，增加灌浆量，（在工作面初采期间，对工作面上隅角埋设的灌浆高顶埋

入老塘10米后，每埋进10米，灌浆1次，灌浆量及灌浆时间要根据现场

情况确定）根据工作面实际情况，需对老塘埋管及上、下隅角注砂段进行

大量灌浆，安排好上、下两道疏排水工作。

2101工作面采煤作业规程

第五节外围巷道防治自然发火方法

（一）、工作面初采期间防治自然发火方法：

1、开采前，在2101工作面副帮每间隔5米打一个注水孔，孔深4m,

注水孔呈三花眼布置，封孔后向孔内注入阻化剂。

2、安装及回采期间工作面后溜产生的浮煤及上、下隅角底板浮货必须

浇洒阻化剂，确保将浮货全部浇透。

（二）、工作面上、下两川防治自然发火方法：

1、对2101上川、2101下川两帮及顶板打观测孔，重点观测一氧化碳

及温度情况，发现一氧化碳增大及温度升高等问题，及时对该孔及附近观

测孔加强检查并及时注水。

第六节束管监测系统管理

1、为及时准确地掌握老塘气体成份变化情况，准确地划分老塘三带情

况，开采前，在工作面上、下隅角及工作面20,支架、50.支架、80.支架、

110,支架各埋设一个束管采样头，总计埋设束管采样头6个，工作面埋设束

管需穿入2寸铁管内，以防止束管被压坏，束管头由工作面引出与主干管

路汇接，束管进入老塘30米后报废，随工作面推进在工作面老塘每隔30

米埋设一组束管采样头，初采期间加密束管埋设，每隔20米埋设一组束管

采样头，并根据推进度进行调整，随时掌握采空区气体变化情况，根据气

体变化情况，采取相应措施进行处理。

2、通风队每天派专人对束管监测系统全面检查一遍，发现问题立即汇

报处理，确保束管监测数据准确、可靠，每天监测数据结果要及时汇报相

关领导。

第七节瓦斯抽采

一、瓦斯抽采系统

（一）、2101工作面瓦斯抽采量：

根据2101工作面瓦斯涌出量，预计工作面相对瓦斯量为L98nr7t,绝

对瓦斯涌出量为18.4m7min,抽采瓦斯绝对量为12.05m7min。

（二）抽放管路系统：

1、施工一井抽采泵站一盲斜风井一2101上川出货道-2101上川一2101

工作面上隅角老塘。

2.2101下川回风联络道抽采泵站一盲斜风井一2101上川出货道-2101

上川一2101上川抽放钻孔。

2101工作面采煤作业规程

3、2101下川回风联络道抽采泵站一2101下川―2101下川抽放钻孔。

（三）抽采方法及设计：

根据该面实际情况，在2101上川接设一趟6426nl口瓦斯抽采管路，一

趟巾273mm瓦斯抽采管路，其中4426mm管路接设至2101工作面上隅角老

塘，6273mm管路接设至上川钻孔;在2101下川接设一趟。273mm瓦斯抽

采管路至2101下川抽采钻孔,上川6426mm管路与盲斜风井4）426mm主干

抽采管路汇接，上川力273mm管路、下川6273mm管路抽放管路与2101下

川回风联络道抽放管路汇接，将排放口设在盲斜风井2101上川出货道叉口

以外大于20米的巷道中。

第八节抽采系统管理

1、工作面开采前由综放二队负责在上川尾巷挑一个2.0m（长）Xi.0m

（高）高顶，由通风队在高顶处下方设一趟。273mm抽采高顶管，管口距顶

板0.2米，对接到上川主干管路；2101工作面推进20m,通风队在上隅角

高顶处下设一趟6273mm抽采高顶管，抽采高顶管与灌浆高顶管交错埋设，

抽采高顶管与主干管路汇接并对上隅角老塘瓦斯进行抽采，（根据工作面上

隅角回风及埋管内瓦斯浓度决定抽采量大小及是否加密埋管）,由通风队每

班派专人进行此项工作。

2、通风队要按要求在各条抽采系统管路低洼处加设放水器，并每班派

专人巡视检查管路的完好情况并对管路及时放水，确保抽采系统正常运行。

3、通风队要安排专人每班对各抽采点及抽采钻孔内CH八CO、CO?温度

等进行检查，对瓦斯浓度偏低的抽采钻孔可适当控制抽采量，当发现抽采

采空区的抽采点瓦斯浓度偏低，检查人员要立即汇报相关领导，根据现场

情况决定是否减少抽采量。

4、通风队每天派一名副队长以上人员到该区域巡查一遍抽采管路状态

及检查抽采管路各个气体参数情况，现场处理临时出现的问题。

第九节防尘系统

一、防尘系统构成：

1、地面2000小水池一风井管路一盲斜风井一2101上川出货道一2101

上川一2101工作面上隅角。

2、地面2000m,水池-风井管路一盲斜风井一2101下川出货道一2101

下川一2101工作面下隅角。

二、煤体注水设计：

根据现场实际，2101工作面暂不进行煤体注水，如开采后需对工作面

2101工作面采煤作业规程

煤体进行注水时，另报煤体注水设计及相应安全技术措施。

三、隔爆设施：

（一）、隔爆设施设计:

1、安设地点：主隔爆安设地点：①、施工一井②、施工二井③、盲

斜风井④、盲斜副井。辅隔爆安设地点：①、2101±；1|②、2101下川。

2、隔爆水棚安装数量及棚区长度

水棚数依据公式：

水棚数=SL/V

式中：S一一巷道断面积

L——每平米巷道用水量，主隔爆400L/n）2,辅隔爆200L/m2

V一一水袋容积，主隔爆60L,辅隔爆60L

巷道断面平米用水量水袋容积水袋数

施工地点

（米2）（L）（L）（个）

施工一井104006080

施工二井104006080

风井总排10