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1、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米地面的相对位置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通过，2-5钻孔东侧100米处有一处地表建筑。回采对地面设施的影响回采对地面设施有确定影响，回采时对地表下沉进行观测。井下位置及相邻关系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Fl-2断层爱惜煤柱，西至设计的2103工作面上川，南起1号勘探线南100米位置，北至本工作面设计采终线。可采走向（In）924倾斜长度（In）196面积面）181104其次节煤层煤层状况表（
2、表二）煤层厚度（平均m）13.9煤层结构简洁煤层倾角510。开采煤层一煤层上分层硬度3煤种褐煤定度稳程中等层况述煤状描该工作面开采煤层为一煤层上分层，一煤层在此处全层厚36.0837.9米，夹研46层，夹砰单层厚0.1LO米，总厚1.252.75米；在本工作面回采范围内煤层厚618.4米，煤层平均厚度为13.9米,巷道顶部煤层有夹阡35层，夹阡累厚0.31.2米。第三节煤层顶底板煤层顶底板状况表（表三）顶、底板名称岩石名称厚度（m）特征基本顶干脆顶泥岩20-100m深灰色、灰黑色泥岩伪顶无干脆底煤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、依据掘进实见，2101工作
3、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4145；落差H=2530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、FI-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洁，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洁，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、下比照图第五节水文地质一、含水层分析：依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
4、给条件差，巷道掘进过程中打锚索、锚杆眼和遇Fl-4断层裂开带时见有少量滴、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：预料回采过程中涌水量为4060峭ho第六节影响回采的其它因素影响回采的其它地质状况（表四）瓦斯确定涌出量18.4m7min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级简洁自燃，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，无冲击地压紧急。一、问题及建议:1、本工作面内部有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旁边会有少量钻孔水沿裂隙涌出，建议实行措施预防突水。（工作面过钻
5、孔措施另报。）2、由于本工作面内有断层存在，且裂隙较发育，造成断层四周煤岩裂开，且在掘进过程中有少量断层水及瓦斯涌出，建议回采至断层旁边时加强工作面及顶煤管理，实行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：1094.5236.814.6X1.28=4843912吨。可采储量：1、9241963.31.28X97%=742034吨。2、92419610.61.2885%=2088636吨。二、采煤工作面服务年限：工作面的服务年限=可采推动长度924米月设计推动长度136.8米=6.7个月附图3：2101工作面上川、下川、
6、切眼素描图附图4：2101工作面地质平面图附图5：2101工作面巷道剖面图其次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，该工作面接受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，支护形式为顶板接受锚杆、钢带、金属网、锚索联合支护，两帮接受锚杆、金属网支护。锚杆为18X2200mn螺纹锚杆，间、排距0.8XLOn1。锚
7、索为617.8X800Omm锚索,间、排距1.4X3.0m。巷道净宽：5.5m.中高3.4m,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，支护形式为顶板接受锚杆、钢带、金属网、锚索联合支护，两帮接受锚杆、金属网支护。锚杆为18X2200mm螺纹锚杆，间、排距0.8XLonU锚索为17.8X800Omm锚索,间、排距L6X3.0m。巷道净宽：5.5m、中高3.6m,断2面积19.8mo下川内布置有皮带运输机、转载机、裂开机、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
8、形断面，接受锚杆、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，接受锚杆、钢带、金属网、锚索、2联合支护，跨度5.5m,净高4.0m,断面积22m。其次节采煤工艺一、采煤工艺：1、2101工作面接受走向长壁后退式综合机械化放顶煤方法开采。2、运用MG300/700WD型沟通电牵引采煤机割煤（该机接受机载沟通变频调速、销轨式牵引，最大牵引速度728mmin）,工作面采高3.3m,割煤深度为0.6m03、接受双向割煤，前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤
9、，滚筒自旋使截齿将煤裂开，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SGZ1000/1400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-140/260/2400运出。3、工作面顶板接受液压支架支护并对整个工作面顶板铺设金属网（鱼鳞搭接），支护形式为刚好移架支护，老塘顶板接受全部垮落法管理。二、采煤方法：1、采煤机的进刀：采煤机进刀实行端部割三角煤斜切进刀的方式，采煤机双向割煤,来回一次进两刀，斜切进刀段长度为30m,进刀深度0.6m。详细操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，推移前部运输
10、机，使运输机弯曲段为15m后，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段斜切至30m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45mmin的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤接受前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤的方式。3、放煤：放煤接受一采一放，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,接受多轮、等量、依次放煤工艺。即：每割完一刀煤后，进行一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进
11、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3-4厚度的煤，关闭插板；再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。然后进行其次轮放煤，同样依据第一轮放煤的依次，从上（下）往下（上）依次进行，打开插板，等到有较多的石干石放出时，关闭插板，再进行下一架的放煤，直至其次、三轮结束。三、工作面正规循环生产实力：据公式：W=1shrC1+1sh2rC2=1960.63.31.280.97+1960.610.61.280.85=481.8+1356.2=1838t式中：1-工作面平均长度：196mS工作面循环进尺：0.6mhi机采设计采高：3.3mh2一放煤高度：10.6mr一煤的容重：1
12、.28tm3G一机采回采率：97%C2-放顶煤回采率：85%W二工作面正规循环生产实力：1838t四、月生产实力：1838t240（月循环数）0.95（循环率）=419064t附图6：2101工作面采煤机进刀示意图第三节设备配置一、采煤机：采煤机选用MG300/700WD采煤机，其主要技术参数如下：采高：L83.7m电机总功率：70OkW截深：0.6m牵引速度：07.28mmin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：2.23.5m支撑宽度：1.5m初撑力：7754KN工作阻力：9360KN支护强度：LIMPa2、过渡支架型号为ZFG9360-24/35
13、支撑高度：2.43.5m支撑宽度：L5m初撑力：7760KN工作阻力：9360KN支护强度：LIMPa3、端头支架型号为ZFT50000-25/37支撑高度：2.5-3.7m支护强度：LIMPa工作阻力：50000KN运用地点：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203m。电机功率：2X525kw运输实力：1500t/h中间槽尺寸：1500X800X31Omm工作面后部运输机型号为：SGZ-1000/1400,设计长度202m。电机功率：2X70OkW运输实力：2200t/h中间槽尺寸：1500X1000X580mm
14、运用地点：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：70OkW运输实力：3500t/h链速:L65ms落地段中间槽尺寸：1750X1200X1150mm运用地点：2101工作面下川。3、裂开机1部，型号为：PLM-3500裂开实力：3500t/h。电机功率：250kw0运用地点：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：2X40OkW运输实力：2600t/h带宽：1400Inm带速:4.5ms0运用地点：2101工作面下川。5、帮助运输设备选用3吨的矿车和叉车，由绞车及卡轨车牵弓I。其
15、主要技术参数如(表五)序号名称型号数量(台)钢丝绳规格(mm)牵引力(KN)破断力(KN)1回柱绞车JSDB-13424.52003552回柱绞车JSDB-IO218.51852773回柱绞车JSDB-191303006024调度绞车JD-2.5521.5252715卡轨车KGWP-120/900J130120600附图7：2101工作面设备布置示意图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=1.59.76813.922.2=587.14KN/m式中：2q一顶板压力；587.14KNfk一平安系数;取k=1.2L5n折算系数；=9.768M79M一采高；
16、13.9mY一岩石容重；22KN/m32、工作面整体顶板压力计算：据公式：Qmax=TLmaxq式中：=1966.2587.14=713492.53KN1.max最大控顶距6.2mT一工作面长度196m2q一顶板压力587.14KNmQmax一最大控顶距时顶板压力713492.53KN3、工作面支架数量计算：据公式：N=ptRt式中：196L52130（台）依据采面实际状况安设支架133台Pt-工作面长度196mRt-单位支架宽度1.5mn=支架台数130台4、支架高度选择：Hmax=MmaxS=3.3+0.1=3.4m2.2m式中：Mmax最大采高取3.3mMmin最小采高取3.2mHmax
17、一支架最大高度取3.5mHmin一支架最小高度取2.2mS1-支架支柱的最小下沉量取0.取S2一支架支柱的最大下沉量取0.2ma一支架卸载高度取0.05mC支架顶梁上浮煤取0.ImZF936022/35型液压支架技术参数(表六)支架型号支架高度(m)支护面积(m2)支架中间距(m)初撑力(KN)工作阻力(KN)ZF9360-22/352.23.59.31.5775493605、顶板压力校核：工作面安设支架133台，工作阻力之和：9360133=1244880KN一台支架在正常工作时所受顶板压力：587.149.3=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
18、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=3.32.2m,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探讨(中国矿大北京)及煤碳工业出版社矿山压力及限制。二、乳化液泵站：(一)泵站选型、数量：乳化泵选用GKB-400/3L5型3台，装备三泵一箱；进液管路选用38mm,耐压34MPa以上。回液管路选用65Imm高压胶管，耐压8MPa以上。乳化泵技术参
19、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)泵站运用规定：1、泵站施行挂牌管理，乳化泵接受闭路式供液。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，严禁不经过滤网干脆向泵箱倒入乳化油。其次节工作面顶板
20、管理本工作面的顶板管理接受全部跨落法。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5.6mO一、正常工作时期顶板支护方式：接受带压擦顶移架的方式对顶板进行刚好支护，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；接受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，顶板裂开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）移架依次为：1、接受追机
21、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（顶板裂开时紧跟前滚筒移架）。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、护帮板依次打出护好帮、顶。3、移架时，将伸缩梁、护帮收回，移架后，刚好打出护住煤帮。（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，要刚好移架，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，要刚好用木料接顶。二、特殊时期的顶板管理：工作面来压及停采前
22、的顶板管理：1、工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预料预报工作,在上、下川挂牌标明预料来压位置。2、工作面支架以及上、下川全部单体支柱必需达到初撑力，特殊留意工作面中部支架的初撑力及支架状态，刚好实行措施预防冒顶。3、工作面采高限制在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、下端头必需刚好挑料维护，防止出现端头冒顶。5、工作面过两川10。变坡点段实行抬底、挑顶的方法通过，抬底、挑顶每刀不许超过100lnn1,保证工作面由俯采平稳过渡为仰采。5、顶板裂开时，刚好挑料维护顶板，并
23、超前进行移架。6、距离采终线13m时，工作面停止放煤，铺设双层金属网。距离采终线11.5In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，超前支护运用单体液压支柱加0.2X5.Om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5.5m兀钢梁棚，JI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，超前支护接受中0.2X5.Om圆木料，在木料下方分别距上、下帮0.4叭0.3m打
24、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5.5mn钢抬棚，一梁四柱。2、支护规格：下川：净宽5.5%净高3.4m,棚距LOnU上川：净宽5.5m,净高3.6m,棚距LOIn。3、超前支护以外的巷道出现变形时应刚好打点柱或备棚支护，中高达不到要求时，刚好拉底，拉底必需全断面进行，两帮严禁留有底根。4、支护质量限制标准：支柱纵横成线，偏差小于20mio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100kN0全部单体液压支柱三用阀方向一样。上、下川的支撑高度分别不得低于3.3叭3.1m,行人道宽度不得小于0.8%单体支柱活柱行程不得小于200mm。顶板不严处用
25、样子接实并用木楔子紧固，高顶处及打木垛接顶。全部单体必需系好防倒绳。二、工作面平安出口的管理：（一）、下端头支护：1、下端头接受端头支架进行支护。每做一遍下缺口，端头支架向前拉移0.6mo2、当端头支架距下川上帮距离超过LOln时，在端头支架与下帮之间打注一排单体支柱，柱距LOll1。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，端头支架拉移后必需接实顶板。（二）、上端头支护：1、上端头依据端头空间大小实行相应数量的兀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L2m小于L5m时，运用一组两架抬棚；大
26、于1.5m小于2.5m时，运用两组四抬棚；大于2.5m时运用三组六架抬棚支护顶板。n钢梁选用5.5m长JI钢，一梁四柱，柱距LOm。2、JI钢支护组间距0.8m,组内间距0.2m,组内JI钢前后错距0.8m,钢后端滞后排头支架顶梁与掩护梁销轴0.8m0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Jr钢向前窜L6m,保证组内Jl钢迈步0.8m。向前移窜时，要先移窜兀钢托棚，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。最终将排头支架降架，向前拉移0.6m并升实。4、移窜丝袋闭前单体点柱时，要先用起重机绑牢
27、，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.Om木料。当端头顶板裂开时，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0.5m,网扣间距0.2%网扣必需拧三个花以上，金属网运用LIXlOm经纬网。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，以便顺当回收。4、利用液压工具、套筒
28、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，刚好找净危岩及悬阡。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四周的平安状况，发觉问题应立刻处理。8、要搭好稳固的作业平台，确保作业人员平安，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，必需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、帮顶裂开时，不允许回收。四、支护材料运用：支护材料运用数量、备用数量（表七）名称单体型号支护距离（m）运用数量（棵）备用数量（棵）冗钢梁（根）圆木梁（根）上川超前支护D
29、W-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，数量不足时刚好补齐，发觉支护材料损坏失效刚好更换。备用材料的存放地点，应保持距工作面5070m以外，在上川的上帮处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，材料存放地点必需保证有Lonl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齐，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
30、上川原支护图附图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：支架阻力观测；(2)支架活柱缩量观测；巷道围岩变形观测；超前支护范围内单体液压支柱阻力观测；支护质量动态监测。依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限制效果、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
31、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、后柱工作阻力的变更状况,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，依据循环的次数，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#、100#、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裂开及煤壁的片帮状况(包括端面距、片帮、冒顶超过2m以上的区域及顶板裂开状况)，同时统计支架平
32、安阀开启量(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运用“十字法”观测。在上、下川超前工作面200m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151当1#观测点距煤壁不足2个循环的距离时，将其回撤，并重新支设在原5#观测点的前方40m处，同时调整各观测点的编号，使其照旧从煤壁起依次为15%各观测点的间距及1#观测点至煤壁的距离，在观测时必需做好记录。(2)观测次数一般三天观测一次，当接近顶板来压时加密观测，可视变更状况每24小时观测一次,
33、观测时必需记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到观测点数据时也必需加密观测，并记录采煤机影响状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，由施工单位立刻整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮状况、端面距、采高及老塘顶板冒落状况、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，依据内蒙古白音华能源有限公司井工矿巨厚煤层采煤方法探讨(中国矿大北京)试验分析与数据处理，预料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
34、。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协作装运底煤；裂开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，插板完成大块煤的裂开并通过上下摇摆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（裂开机）和胶带输送机上运出。（二）帮助运输设备及运输方式：工作面需用的材料、设备等物资，接受3吨矿车或叉车运输，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、裂开机）方式：当工作面做完下缺口，移完端头支架并推移完
35、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、接受自移方式，推溜步距0.6%弯曲段长度不小于15m,推移方向为工作面推动方向。2、采煤机向下（上）端正常割煤时，依据自上（下）而下（上）的依次，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）的依次推向煤壁，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：工作面运输机一转载机一下川皮带运输机一煤仓一盲斜风井一施工
36、一井一地面。六、帮助运输系统路途：1、运料路途：副井一井底车场一盲斜副井一2101上川材料斜上一2101上川2101工作面。2、运料路途：副井一井底车场一盲斜副井一2101下川材料斜上一2101下川一2101工作面。附图14：2101工作面运输系统示意图其次节“一通三防”与平安监控一、通风系统：(一)、预料2101综放工作面开采期间确定瓦斯涌出量：依据2101上川、下川掘进期间的瓦斯鉴定结果及相关数据，预料2101工作面相对瓦斯量为1.98113t,因此2101综放工作面煤层瓦斯相对涌出量取1.98m7to工作面确定瓦斯量计算:Q绝二A日q相/60X24=(13333.31.98)/(6024
37、)=18.4m1min式中：A0-一开采后日产量，支配日产量13333.3吨。q相该面相对瓦斯涌出量1.98m3to(二)、工作面风量计算：1、按瓦斯涌出量计算：开采期间工作面预料确定瓦斯量18.4m7min,2101上川巷道瓦斯涌出41.14m3min,2101下川巷道瓦斯涌出量1.92m%nin,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抽二200X50%X10%=10.0nf/min,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
38、按65%计算，抽采瓦斯浓度按3%计算，抽采瓦斯量Q抽=105X65%X3%=2.05m7min,瓦斯抽采率为56.2%,2101工作面风排瓦斯量为(18.4-10.0-2.05+1.92)=8.27m7mino按工作面风排瓦斯涌出量计算风量：Q采二100XQ风排XK采浦=100X8.27X1.2=993m3min式中：K采涌一一工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.2Q风井一一采面风排瓦斯确定瓦斯涌出量，为8.27/Inin2、按工作面同时工作最多人数计算：Q采二4N=4X29=116m3min式中：N工作面最多人数3、按风速验算：Q低=60X0.25S采=15X19.25=288m3min1000
39、3IninQ低Q水Q高符合要求综上，2101工作面开采期间工作面支配配给风量100OnI/ms；2101隅角运用2X55kw均压局扇吹上隅角及2101上川局部高顶，局扇风量700m7min,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一盲斜副井一盲斜副井斜上一2101下川材料斜上-2101下川一2101工作面-2101J121O1上川出货道一盲斜风井f风井排出。（二）、通风设施布置状况：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
40、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上川巷道内全部非本质平安型电气设备。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、牢靠，严禁同一组两道风门同时放开。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穿或调风时，必需报批措施，保证2101工作面风量不发生变更。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支配风量。5、采区内部各组风门必需安装风门开关传感器，随时监测风门开关状态，发觉
41、问题刚好汇报处理。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，支配专人挂牌管理，执行地点交接班，严禁任何人员随意停、开局扇。7.2101上川风筒必需每天派专人维护，保证风筒达到质量标准化要求，风筒出口到上隅角距离可依据上隅角瓦斯状况确定，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。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上川一2101工作面上隅角。2、地面灌浆站一灌浆立眼一盲斜风井一2101下川回风联络道一2101下川f2101工作面下隅角。（二）、注氮气系统：210
42、1下川回风联络道氮气站一2101下川f2101工作面下隅角。（三）、清水系统：1、风井管路一风井总排一盲斜风井一2101上川出货道一2101上川一2101工作面上隅角。2、风井管路一风井总排一盲斜风井一2101下川回风联络道一2101下川2101工作面下隅角。（四）、防火特殊设施状况：1、在2101上川门口以里15米处设置永久防火特殊门一道。2、在2101下川门口以里15米处设置永久防火特殊门一道。（五）、监测传感器设置状况：1、在2101上川门口以里15m处设置一台一氧化碳传感器，报警浓度N24ppm02、在2101上川门口以里15m处设置一台温度传感器，报警值226（。3、在2101上川门
43、口以里15m处设置一台风速传感器，报警值为小于O.25ms或大于4mso（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）f盲斜风井（16芯）-2101上川出货道（4芯+单芯）-*2101上川（4芯+单芯）f2101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）一2101下川回风联络道（单芯）2101下川（单芯）f2101工作面下隅角老塘。二、工作面防治自然发火方法2101工作面采空区防火实行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、
44、合理抽采等为辅的综合防治自然发火方法。（一）、采空区注氮设计：在2101下川回风联络道安设4台流量为500113h的制氮机，采空区注氮接受下隅角老塘埋管进行注氮，每隔15米埋设一趟108mm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米后起先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，依据
45、防火阅历，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需加强采空区的进、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，垒丝袋闭时必需破网，将丝袋闭垒好后塞严塞实，如丝袋闭出现破损立刻重新垒好，丝袋不得重复运用，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，工作面每推动10米在上、下隅角各注砂段一道，采空区冒落不好时，依据实际状况缩短注砂段距离，注砂段工作由通风队负责。（三）、老塘埋管灌浆2101工作面每推动15米，在上隅角埋设一趟灌浆高顶管，高顶管
