新汶采煤工作面作业规程.docx

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新汶采煤工作面作业规程

编号：

新矿集团协庄煤矿

采煤工作面作业规程

工作面名称：

1401W（上）工作面

编制人：

修忠

区队长：

勇

施工单位：

机采队

批准人：

伟

编制日期:

2004年2月20日

执行日期:

2004年3月1日

矿审批意见………………………………………………3

作业规程学习和考试记录………………………………5

作业规程复查记录………………………………………6

第一章概况……………………………………………6

第一节工作面位置及井上下关系………………6

第二节煤层………………………………………6

第三节煤层顶底板………………………………7

第四节地质构造…………………………………7

第五节水文地质…………………………………7

第六节影响回采的其它因素……………………8

第七节储量及服务年限…………………………8

第二章采煤方法………………………………………9

第一节巷道布置……………………………………9

第二节采煤工艺…………………………………9

第三节设备配置…………………………………10

第三章顶板管理………………………………………11

第一节支护设计…………………………………11

第二节工作面顶板管理…………………………15

第三节顺槽及端头顶板管理……………………19

第四节矿压观测…………………………………21

第四章生产系统………………………………………21

第一节运输系统…………………………………21

第二节通防与监控系统…………………………22

第三节排水系统…………………………………24

第四节供电系统…………………………………25

第五节通讯照明系统……………………………26

第五章劳动组织和主要经济技术指标………………26

第一节劳动组织…………………………………26

第二节主要经济技术指标表……………………28

第六章灾害预防及避灾路线…………………………29

第七章安全技术措施…………………………………29

第一节一般措施…………………………………29

第二节顶板管理…………………………………30

第三节防治水……………………………………35

第四节“一通三防”……………………………37

第五节运输管理…………………………………41

第六节机电管理…………………………………42

第七节打眼定炮爆破安全措施…………………48

第八节其它……………………………………48

第八章安全管理制度……………………………50

矿审批意见

会审单位及人员签字

单位

人员

时间

单位

人员

时间

技术部

区长

地质组

安监处

通防办

机运部

煤质组

提运组

采煤

副总

回采

矿长

总工

程师

审批意见：

作业规程学习和考试记录

负责人：

传达人：

班次：

贯彻时间

听传达人

贯彻时间

听传达人

年

月

日

姓名

成绩

签字

年

月

日

姓名

成绩

签字

作业规程复查记录

作业规程名称

施工单位

复查时间

参加复查人员签字

一、存在主要问题：

二、处理意见：

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

1401W（上面）工作面位于-850水平一采上山区西翼，为-850水平一采上山区四层煤第一个工作面；该面南起回风巷，标高-356.4~-357.8m；北至运输巷，标高-393.9~-399.5m，西至工作面上巷S13点以西10m、下巷J5点，东至矿井（与韩庄矿）边界煤柱。

具体位置及井上下关系如表一所示。

工作面位置及井上下关系表表一

水平名称

-850水平

采区名称

一采上山区

地面标高

+152.0m

井下标高

-393.9——-399.5m

地面的相

对位置

1401W工作面以南为韩庄矿越界四层煤采空区，以北四层煤尚未开采，以东为韩庄矿西边界四层煤柱。

工作面上覆为韩庄矿越界二层煤采空区，下伏六、十一、十三、十五层煤均未开拓。

回采对地面设施的影响

1401W工作面对应地表位置为农田，位于韩庄村西南450m。

无河流及其他建筑物，开采对农田无大的采动影响，对主要井巷无影响。

井下位置及与相邻关系

1401W工作面以南为韩庄矿越界四层煤采空区，以北四层煤尚未开采，以东为韩庄矿西边界四层煤柱。

工作面上覆为韩庄矿越界二层煤采空区，下伏六、十一、十三、十五层煤均未开拓。

-850水平一采反上山从工作面下方经过，最近距离为85米。

走向长度

165m

倾斜长度

84m

面积

14140m2

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为4层煤，通过地质资料分析和韩庄矿回采证实，该工作面围，4层煤赋存较稳定，全区可采，煤层的厚度在2.0—3.0m之间。

具体情况如表二所示。

煤层情况表表二

煤层厚度m

煤层结构

较简单

煤层倾角（度）

28

开采煤层

4

硬度

中等

煤种

气煤

稳定程度

较稳定

煤层情况描述

四层煤为矿井主要可采煤层之一，结构简单，硬度中等，工业牌号为气煤，视密度1.34t/m3。

煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，属半亮型煤。

工作面围煤层走向95°，倾向NE，煤层倾角平均28°。

煤厚2.0~3.0m，平均2.4m，工作面上头、回风巷附近煤层较薄，下部较厚，从上至下呈逐渐变厚的趋势。

工作面地层综合柱状图见平面图。

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

特征

基本顶

中粒砂岩

8.5m

直接顶砂质页灰色，性脆致密，具贝壳状断口，厚3.2m；其上为基本顶中粒砂岩，灰白色，钙质胶结，成分以石英长石为主，含较多暗色矿物，厚8.5m

直接顶

砂质页岩

3.2m

伪顶

直接底

粘土岩

0.05m

灰色，遇水膨胀变软，厚0.05m

老底

砂质页岩

3.0m

灰色砂质页岩，性脆，水平层理发育，厚3.0m；再下为煤4-2，厚0.2m。

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

工作面围地质构造较为简单，根据工作面巷道揭露共有1条，其它巷道施工时，没有揭露断层。

但不排除在工作面存在落差较小断层的可能性。

断层叙述如下：

f1断层：

正断层，走向45°，倾向NW，倾角50°，落差0.5米，位于回风巷S9点东5米处揭露。

由于1条断层落差较小，对工作面开采不会造成较大的影响。

二、褶曲情况以及对回采的影响：

工作面围无褶曲构造。

断层情况表表四

断层名称

走向

倾向

倾角

断层性质

断层落差

对回采的影响

F1

45°

NW

50°

正

0.5m

不大

三、其他因素对回采的影响

工作面中无河流冲刷、陷落柱、岩浆侵入体等特殊地质构造现象。

参见附图2：

工作面上、下平巷、采面切眼素描图。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

四层煤老顶砂岩属弱含水层，工作面开采过程中有顶板裂隙淋水出现。

预计工作面正常涌水量0.1m3/min，最大0.15m3/min。

对回采的影响较小。

底部含水层对本工作面的开采没有影响。

二、其它水源的分析

根据1401W工作面地质资料及周围巷道揭露，工作面上、下平巷与韩庄矿越界开采采区巷道相同，已分别在工作面停采线以东105米（上平巷）、90米（下平巷）修建了-350和-400水闸墙。

三、涌水量：

预计工作面正常涌水量0.1m3/min，最大0.15m3/min。

第六节影响回采的其它因素

一、回采的其它地质情况

瓦斯

四层煤瓦斯绝对涌出量0.2m3/min，低级，无瓦斯突出趋势。

CO2

四层煤二氧化碳绝对涌出量0.3m3/min。

煤尘爆炸指数

煤尘爆炸指数36.2%，具有煤尘爆炸危险性。

煤的自燃倾向性

自燃发火期6个月，具有自燃发火性。

地温危害

平均地温23℃，无地温异常现象。

冲击地压危害

无冲击地压危害。

二、冲击地压和应力集中区

本工作面以上为二层采空区，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。

响回采的其它地质情况表表五

瓦斯

低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.42m3/t,绝对涌出量5.31m3/min,采面参考值0.82m3/min。

CO2

低CO2矿井，CO2相对涌出量1.51m3/t,绝对涌出量19.21m3/min。

采面参考值2.35m3/min。

煤尘爆炸指数

煤尘具有爆炸性，指数为36.2%。

煤的自燃倾向性

自然发火煤层，发火期6个月。

地温危害

无

冲击地压危害

无

第七节储量及服务年限

一、储量

工业储量：

45000t；

可采储量：

工作面回采率参考值为95%，可采储量42750t。

二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

=165/（0.8×3×30）=2.3个月

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

-850一采上山区是协庄煤矿2003年变更设计，新矿集团公司2003年批准，并于2004年1月投入生产的。

工作面采用倾斜长壁布置。

1401W（上）工作面为韩庄煤矿越界开采布置工作面。

二、采煤工作面轨道顺槽

1401W工作面北侧一采二段轨道,沿煤层顶板布置，与工作面下平巷及-850回风反上山相连，敷设铁路。

一采二段轨道采用锚带网支护。

锚杆为φ18×180Omm全锚锚杆，护顶锚杆排距×间距=1000×650mm；护邦锚杆排距×间距=1000×800mm。

巷道采用矩形断面,上净宽3m,下净宽3.987m,净高2.8m,断面积9.8m2。

主要用于该工作面的回风和运料。

一采二段轨道布置有φ80的防尘管路一趟，并在轨道下车场以东设有移动电站一处。

三、工作面运输巷（回风巷）：

工作面回风巷沿煤层底板布置，采用12#矿用工字钢棚支护，架间距为：

0.9m。

巷道采用梯型断面，净宽2.2m，净高2.0m，净断面4.4m2。

主要用于该工作面回风、运料、运煤、行人。

回风巷布置防尘管路一趟、压风管路一趟，并有乳化泵站一套。

并自工作面至-850煤仓采用三部40T型溜子运煤。

四、工作面上平巷（进风巷）：

工作面上平巷沿煤层底板布置，采用12#矿用工字钢棚支护，架间距为：

0.9m。

巷道采用梯型断面，净宽2.2m，净高2.0m，净断面4.4m2。

主要用于该工作面进风、行人。

上平巷布置防尘管路一趟、压风管路一趟，

五、切眼

该工作面属正常推采工作面。

六、联络巷

联络斜巷：

木棚支护,矩形断面,净宽2.2m,净高2.0m,断面积4.4m2。

通过联络巷下平巷和运输巷、采面形成通风系统。

靠联络斜巷的东邦布置有运煤自溜道。

1401W（上）工作面位置及巷道布置图见平面图。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

本工作面依据采区设计采用单一走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。

WG-200W双滚筒采煤机割煤，采高2.0～3.0m，割煤深度为0.8m。

三、落煤方法

WG-200W双滚筒采煤机机械落煤，当上下端头煤机割不透时，上、下端头实行爆破落煤开机窝，上、下机窝长度2.0m。

1、采煤机的进刀

采煤机的进刀采用下端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为15～20m，进刀深度0.8m。

具体操作如下：

采煤机向下割透下端头煤壁后，将进刀茬以上溜子推移到位，使得刮板运输机弯曲段为15～20m，然后前移进刀茬π型钢支设正规柱并予挂顶梁后，将两个滚筒的上下位置调换，向上进刀，通过15～20m的弯曲段至进刀茬，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。

按要求推移刮板运输机至平直状态。

附图4：

采煤机进刀示意图。

2、采煤机正常切割。

工作面为单向割煤，上行割顶煤，下行割底煤并清扫浮煤，往返一次进一刀。

采煤机正常提机割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式；正常推机割煤采用前滚筒在下部、后滚筒在上部的方式。

三、采煤工作面正规循环生产能力

工作面每天3个循环，每循环进尺0.8m，割煤高度2.4m，则

日割煤量=84×2.4×0.8×3×1.37=648吨

月产量=648×29=18792吨

第三节设备配置

一、采煤机

采煤机选用MG—200W双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：

采高:

1.4---3.0m

电机功率:

200KW

截深:

80mm

牵引速度:

O---5.5m/min

二、运输设备

1.刮板运输机有两部，其中

工作面运输机型号为SGD630/264

功率：

132KW

运输能力：

400T／h链速：

0.93m／s

刮板链形式：

中单链刮板间距：

1080mm

中部槽：

1500×630mm（长×宽）

机型号为SGW-40T

电机功率:

2×55KW

运输能力:

200t/h

中间槽尺寸:

1500×620×180mm

5.辅助运输设备选用1.0吨的矿车和花车,牵引设备选用JD-25型调度绞车，其主要技术参数如下：

型号：

JD-25

静拉力:

18KN

绳径:

φ18.5mm

绳速:

26---72m/min,平均44m/min

绳容量:

350m

滚简直径:

550mm

外形尺寸:

外形尺寸:

1438×1217×1255mm

6、防尘加压泵：

型号：

DA1-100×10安设在-550西大巷、D46-50×7安设在1401W辅助运输上山上端。

附图5：

1401W工作面设备布置示意图

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、单体液压支柱工作面的支护设计

（一）系统的工作方式验算

基本顶在采空区触矸处沉降值Sa=H-Mz（R-1）

顶板下沉量Δha=（Lr×Sa）/C={[H-Mz（R-1）]×Lr}/C

={[2.4-3.3×（1.5-1）]×3.7}/11.4=0.325（m）

其中：

H：

采高，取平均采高2.4m。

Mz：

直接顶厚度，取3.3m

R：

岩石碎胀系数，取1.5

Lr：

最大控顶距，3.7

C：

周期来压步距11.4m。

Δha=0.325m大于顶板“下沉限量”Δho=2.4×10%=0.24m

通过计算比较，在现在这种顶板条件下，切顶线顶板岩梁无阻碍下沉量最大值Δha大于顶板下沉限量Δho，故需要对顶板进行“控制设计”。

1、支护强度计算

1）、回归分析法

PS=CK（39hm+2.4Lf-6.9N+134）

=1.0×（39×2.4+2.4×27.93-6.9×5.3/2.4+134）

=309.9KN/㎡

=30.99t/m2

其中：

PS：

支护强度，KN/㎡CK：

备用系数，一般取1.0~1.4；

hm：

采高取2.4m；N：

采空区充填系数；N=Mz/hm

Mz：

直接顶厚度（按3.3m计算）

Lf=2.45LpLp：

周期来压步距11.4m

2）、位态方程法

PS=A+K○*△h○/△hTA=MzrK○=P○-A

PS=3.3×2.6+（22.67-3.3×2.6）×0.0645/0.23

=12.58t/㎡

式中：

Mz：

直接顶厚度3.3m;r：

直接顶岩石容重2.6t/m3，

K○：

位态常数，P○：

顶板来压时的载荷平均值22.67t，

△h○：

来压时顶板下沉量的平均最大值64.5mm，

△hT：

要求控制的顶板下沉量230mm,

3）、用周期来压期间支柱的最大载荷平均值法计算

（1）防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度

P1=（Mz×r×L0）/2LK

=3.3×2.6×14/（2×3.7）

=16.23t/m2

其中：

Mz：

直接顶厚度，取3.3m；r:

直接顶板岩石容重,取2.6t/m3；

L0:

直接顶初垮步距,取14m；LK:

最大控顶距,取3.7m.

（2）8倍采高的岩石重应力对支柱造成的载荷强度

P2=8×H×r=8×2.4×2.6=49.92t/m2

（3）基本顶初次来压时的支护强度计算

P=A+MErELf/2KTLK

A=MTrT（1+LS/LK）=3.3×2.6×（1+2/3.7）=13.22t/m2

KT=2×MT/H=2×3.3/2.4=2.75

P=13.22+8.5×2.6×30.9/2×2.75×3.3=50.84t/m2

其中：

A：

直接顶作用力A=MTrT（1+LS/LK）ME：

基本顶厚度8.5m

rE：

基本顶岩石容重,取2.6t/m3Lf：

初次来压步距30.9m

KT：

岩重分配系数KT=2×MT/HMz：

直接顶厚度，取3.3m

H：

采高取2.4mLK：

控顶距,取3.7m

4、根据以上计算结果，设计支护强度取最大值P=50.84t/m2

（二）工作面支护密度计算

1、支柱实际工作阻力：

Rt=R0×Kz×Kg×Kb×Ka×Kh

=25×0.95×0.99×0.9×0.95×0.95

=19.1t/根

其中：

R0：

支柱额定工作阻力，取25t/根Kz：

支柱增阻系数,取0.95

Kg：

支柱工作系数，取0.99Kb：

支柱不均匀系数，取0.9

Ka：

工作面倾角系数，取0.95Kh：

工作面采高系数，取0.95

2、工作面支护密度

N=Ps/Rt=30.99/19.1=1.62根/㎡

3、通过计算工作面支护密度取1.78根/m2大于计算数据1.62根/m2，能够满足支护要求。

（三）、采用类比法进行设计

1、参照3415E工作面矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。

（见表六）

2、合理支护强度的计算

（1）采用经验公式计算：

Pt=8×9.81×h×r=8×9.81×2.4×2.0=376kN/m2

（2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度。

由表六知道，最大平均支护强度=241.1kN/m2

上述两项中最大值376kN/m2即为工作面合理支护强度。

3、支柱实际支撑能力计算

Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R=0.99×0.95×0.9×0.9×0.9×245=168（kN/根）

式中：

Kg-单体液压支柱工作系数0.99

Kz-单体液压支柱增阻系数0.95

Kb单体液压支柱不均匀系数0.9

Kh单体液压支柱采高系数＜1.4m取1.0；1.5-2.2m取0.95；＞2.2m取0.9；

Ka倾角系数＜10o取1.0；11-25o取0.95；26-45o取0.9；＞45o取0.85；

R单体液压支柱额定工作阻力，245kN

4、工作面合理的支护密度计算：

n=Pt/Rt=376/（245×0.9）=1.71根

式中：

Rt-支柱实际支撑能力（kN/根）

5、根据合理的支护密度，确保安全生产，确定排距为0.8m，柱距为0.7m。

6、选择合理的控顶距：

最大控顶距为3.7m，最小控顶距2.9m。

7、柱鞋直径的计算：

Φ≥200

=200

=237（mm）

式中：

Φ-铁鞋的直径（mm）

Q-底板比压38Mpa

工作面开采时,正规支柱穿铁鞋应保证最小直径不能低于23.7厘米，我矿生产的铁鞋型号直径为25厘米，故工作面正规支柱选取直径为25厘米的铁鞋。

同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

1

顶底板条件

直接顶厚度

m

3.3

3.3

老顶厚度

m

8.5

8.5

直接底厚度

m

2

2

2

直接顶初次跨落步距

m

14

14

3

初次

来压

来压步距

m

30.9

30.9

最大平均支护强度

kN/m2

241.1

241.1

最大平均顶底移近量

mm

230.6

230

来压程度

明显

明显

4

周期来压

来压步距

m

11.4

11.4

最大平均支护强度

kN/m2

241.1

241.1

最大平均顶底移近量

mm

322.6

322.6

来压程度

明显

明显

5

平时

最大平均支护强度

kN/m2

226.7

226.7

最大平均顶底移近量

mm

64.5

64.5

6

直接顶悬顶情况

m

7

底板容许比压

MPa

38

38

8

直接顶类别

类

Ⅱ

Ⅱ

9

老定级别

级

Ⅱ

Ⅱ

10

巷道超前影响围

m

12

30

二、乳化液泵站

（一）泵站及管路选型、数量

乳化泵选用RB－80/200型两台，装备两泵一箱。

输液管路选用高压胶管，耐压30MPa以上。

主要技术参数如下:

1乳化泵:

型号:

RB－80/200

公称流量:

200L/min

公称压力:

20MPa

电机功率:

37kW

（二）泵站设置位置

泵站安设运输巷距离采煤面160m—180m的位置。

（三）泵站使用规定

要保证泵站压力大于18MPa，乳化液浓度2%--5%。

要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。

第二节工作面顶板管理

根据已开采3415E工作面矿压观测资料,其煤层直接顶不稳定的二类顶板，老顶为二级顶板，顶板来压时最大支护强度241.1kN／m2。

本工作面的顶板管理采用全部跨落法。

一、正常工作时期顶板支护方式

工作面基本支护规格表

名称

支护

形式

支柱

控