5204E外面作业规程.docx
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5204E外面作业规程
编号：
TWJ-SJB-HC-4-14
新矿集团公司翟镇煤矿
采煤工作面作业规程
采煤工作面名称：
5204E
（2）采煤工作面
编制人：
华兴斌
区队长：
安传成
施工单位：
回采二区
批准人：
巩克玉
编制日期:
2004年10月3日
执行日期:
2004年月日
目录
矿审批意见……………………………………………2
作业规程学习和考试记录……………………………3
作业规程复查记录…………………………………4
第一章概况……………………………………………5
第一节工作面位置及井上下关系…………………5
第二节煤层…………………………………………5
第三节煤层顶底板…………………………………5
第四节地质构造……………………………………6
第五节水文地质……………………………………6
第六节影响回采的其它因素………………………7
第七节储量及服务年限……………………………7
第二章采煤方法………………………………………8
第一节巷道布置……………………………………8
第二节采煤工艺……………………………………9
第三节设备配置……………………………………9
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……………………………16
第三节顺槽及端头顶板管理………………………17
第四节矿压观测……………………………………20
第四章生产系统………………………………………22
第一节运输系统……………………………………22
第二节通防与监控系统……………………………22
第三节排水系统……………………………………25
第四节供电系统……………………………………26
第五节通讯照明系统………………………………27
第五章劳动组织和主要经济技术指标………………28
第一节劳动组织……………………………………28
第二节主要经济技术指标…………………………29
第六章灾害预防及避灾路线…………………………30
第七章安全技术措施…………………………………31
第一节一般规定…………………………………31
第二节顶板管理……………………………………35
第三节防治水……………………………………40
第四节爆破管理…………………………………40
第五节通防及安全监测…………………………41
第六节运输管理…………………………………42
第七节机电管理…………………………………45
第八节煤质及煤炭回收……………………………48
矿审批意见
会审单位及人员签字:
编制人：
年月日区长：
年月日
审查人：
年月日技术：
年月日
地测：
年月日通防：
年月日
机电：
年月日运输：
年月日
调度：
年月日安监：
年月日
回采副总：
年月日
生产矿长：
年月日
总工程师：
年月日
注：
会审单位可根据本矿生产技术安全管理部门设置决定。
作业规程学习和考试记录
负责人：
传达人：
班次：
作业规程复查记录
作业规程名称
5204E
（2）工作面作业规程
施工单位
回采二区
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
一、工作面位置与相邻关系
5204E
（2）综采工作面位于四采探巷以西，北部为五采二层风氧化线及井田北边界，南为F1断层，落差20米；东为F1-1断层，落差0-30米，西为5204E
（1）工作面正在回采。
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
-400水平
采区名称
五采区
地面标高
+177.3～+178.1米
工作面标高
上限标高-376.3米，下限标高-432.4米
地面的相
对位置
5204E
（2）工作面对应地表为候家庄村及农田。
回采对地面
设施的影响
预计工作面回采后地表将会出现不同程度的沉陷，对地表房屋及农田有一定影响。
井下位置及相邻关系
5204E
（2）工作面位于四采探巷以西，北部为五采二层风氧化线及井田北边界，南为F1断层落差20米，东为F1-1断层，落差0-30米，西为5204E
（1）工作面正在回采。
走向长度（m）
走向长度为196～176米，平均走向长度为186米，
倾斜长度（m）
倾斜长度为105－180米，平均倾斜长度132.9米，
面积（m2）
工作面倾斜面积为24719平方米。
第二节煤层
本工作面设计开采为2层煤，通过地质资料分析和5203工作面回采证实，5204E
（2）面煤层赋存稳定，煤层可采指数为1，变异系数为8.6％，煤层厚度稳定；煤层中上部有一层0.02米厚的夹矸，为煤2标志层。
5204E
（2）工作面煤层厚度为1.8米－2.48米，平均煤厚为2.15米，储量71215.4吨。
具体情况如表二所示。
煤层情况表表二
煤层厚度（m）
1.8-2.48/2.15m
煤层结构
条带
煤层倾角（度）
8-19/15
开采煤层
二层
硬度
1.5
煤种
气煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
1、5204E
（2）工作面基本为单一倾斜构造。
煤层走向为118°～286°，倾向为208°～16°，倾角为8°～19°，平均倾角为15°。
工作面掘进时未揭露断层。
2、5204E
（2）工作面煤层厚度为1.8米－2.48米，平均煤厚为2.15米。
3、煤层可采指数为1，变异系数为8.6％，煤层厚度稳定；煤层中上部有一层0.02米厚的夹矸，为煤2标志层。
煤层宏观煤岩组分为半光亮型煤，一般呈明显的条带结构，内生裂隙发育。
其中丝炭占5%，镜煤占15％，暗煤占30%，亮煤占50%。
该面煤层为中灰、特低硫、低磷、易洗选煤。
煤质情况见下表：
煤
质
情
况
Mf％
Ad％
Vdaf％
Qad.b
FCdcf％
Stad％
Ym/m
工业牌号
1.5
19.93
37.24
27176
83.91
0.86
11
QM
该面煤层为中灰、特低硫、低磷、易洗选煤。
第三节煤层顶底板
具体情况如表三所示。
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
细砂岩
4.0-5.0
老顶为灰白-浅黄色的中细砂岩，钙质胶结，f＝5-6，厚度为5.5－6.0米；直接顶为灰-深灰色粉砂岩，局部夹1层煤2上分层，f＝3.0，厚度为3.0－6.0米；伪顶为黑色炭质泥岩，随煤层跨落厚0-0.2米。
粉砂岩
2.0
中细砂岩
5.5-6.0m
直接顶
粉砂岩
3.0-6.0m
伪顶
炭质泥岩
0-0.2m
直接底
泥质粉砂岩
0-2.0m
直接底灰黑色粉砂岩，泥质胶结，富含植物化石，厚度为1.0-2.0米；
老底
中-细砂岩
3.0-5.0m
老底为灰白-浅黄色中细砂岩，钙质胶结，f＝5-6，厚度为3.0-5.0米。
附图一：
5204E
（2）工作面综合柱状图
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
上部综采段掘进时未揭露断层，构造较简单，下部高档普采段构造较复杂。
二、褶曲情况以及对回采的影响
5204E
（2）工作面基本为单一倾斜构造，煤层走向为118°～286°，倾向为208°～16°，倾角为8°～19°，平均倾角为15°。
工作面掘进时未揭露断层。
5204E
（2）工作面最低点：
切眼下三角、面溜头处。
上平巷最低点位于上出口处。
下平巷最低点位于面溜头处。
三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
根据五采下部采区各工作面回采时揭露，工作面无陷落柱、火成岩等。
5204E
（2）工作面位于五采下部运输石门以东，东为断层构造带。
附图二:
工作面切眼、轨道巷、运输巷素描图。
第五节水文地质
一、涌水量
1、正常涌水量：
0.3m3/min
2、最大涌水量：
0.5m3/min，
3、根据5204W工作面涌水量情况，以及新汶矿区山西组砂岩涌水量幂函数经验公式：
Q=Q0×S/S0采用相关比拟法预计：
该面最大涌水量为0.5m3/min，正常涌水量为0.3m3/min
二、含水层（顶部和底部）分析
1、该面水文地质条件相对简单，主要含水层为煤2顶底板砂岩，均以静水储量为主，回采时将以淋水的方式进入工作面。
2、由于该工作面靠近F1断层及强风氧化带，岩层裂隙较为发育，预计回采时涌水量可能增大。
三、其它水源的分析
1、该面煤2直接顶板为粉砂岩，局部含1层煤2上分层，为复合顶板，岩性脆易碎，且易与老顶砂岩产生离层而冒落，加强顶板管理。
2、工作面切眼附近煤层倾角较大，最大为19°，回采时需对溜槽、物料采取防滑措施及支柱防倒措施。
3、工作面顶板为砂岩，均为弱含水层，为防止初采时工作面涌水聚积影响生产，且工作面靠近F1断层，工作面回采前在低洼处挖好临时水仓，安设好排水能力不小于30m3/h的设备及管路，防止涌水积聚影响生产。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况（见表五）
瓦斯
矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量1.013m3/t，瓦斯绝对涌出量3.174m3/min，采面参考值为0.188m3/min。
CO2
矿井为低CO2矿井，CO2相对涌出量1.823m3/t，CO2绝对涌出量5.310m3/min，采面参考值为0.376m3/min。
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性，爆炸指数为39.02％。
煤的自燃倾向性
有自燃倾向性，发火期6--12个月。
地温危害
参考5204E
（1）工作面里段地温情况，工作面温度23。
C，无地温危害，因此本面无地温危害。
冲击地压危害
无
二、冲击地压和应力集中区
5204E
（2）工作面位于四采探巷以西，北部为五采二层风氧化线及井田北边界，南为落差20米的F1断层，东为F1-1断层，落差0-30米，西为5204E
（1）工作面正在回采。
因此工作面无冲击地压，无应力集中区。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量：
71215.4吨
可采储量：
67654.6吨，工作面的回采率为95%。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限＝可采储量/设计月产量＝67654.6/67205＝1.0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
五采下部采区是翟镇煤矿2000年设计，经新矿集团公司批准投入生产的，该采区共分为5个区段，工作面采用倾斜长壁布置。
-400水平西大巷位于采区东部底板中，在采区中部布置有五采下部轨道巷、五采下部运输石门、五采下部运输巷、5405W运输斜巷。
五采下部采区通过五采下部轨道巷与-400水平西大巷连接，通过五采下部运输巷、回风斜巷、二采回风上山、与二采总回风石门连接。
该面位于五采区下部，通过四采探巷、工作面轨道巷，用于进料进风；通过工作面运输巷、二采煤仓，进行运煤；通过工作面运输巷、二采煤仓、联络巷、五采回风巷，进行回风。
工作面巷道沿煤层走向布置，上轨道巷为进风巷，用于工作面进料、进风；下巷为运输巷，用于运煤、回风。
二、工作面轨道顺槽
5204E
（2）工作面北侧为上轨道顺槽（上平巷），沿煤层底板走向布置，煤层走向为东西方向，靠巷道中部敷设铁路。
上轨道顺槽（上平巷）采用锚带网支护，锚带间距为0.8m，锚杆排距为0.8m，间距为0.8m，锚杆为Ф18×1800mm螺纹钢锚杆，巷道局部顶板破碎、压力大段采用12#工字钢棚、锚带网联合支护，工字钢棚距0.8m。
巷道采用梯形断面，用于工作面进料、进风。
上轨道顺槽（上平巷）内布置有2寸的防尘管路一趟、2寸的压风管路一趟、1寸的高压管路一趟，设有泵站、开关站等设备。
巷道名称
断面形状
断面
支护形式
备注
轨道巷
梯形
7.6m2
锚带网或架棚支护
进风巷
三、工作面运输顺槽
5204E
（2）工作面南侧为运输顺槽（下平巷），沿煤层底板走向布置，煤层走向方向为东西方向。
运输顺槽采用锚带网支护，锚带间距为0.8m，锚杆排距为0.8m，间距为0.8m，锚杆为Ф18×1800mm螺纹钢锚杆，巷道东部顶板破碎、压力大段采用12#工字钢棚、锚带网联合支护，工字钢棚距0.8m。
巷道采用梯形断面，用于工作面运煤、回风。
运输顺槽内布置有2寸的防尘管路一趟、排水管路一趟、安全监测线路一趟，并在靠工作面侧布置有转载机和胶带输送机等设备。
巷道名称
断面形状
断面
支护形式
备注
运输巷
梯形
7.8m2
架棚间或锚带网支护
运输巷、回风巷
四、采煤面切眼
切眼位于工作面f1、f2、f8断层带东侧，沿煤层底板倾向布置，南北方向，倾角12度，平均高2.4m，巷道断面为矩形，锚带网支护，锚带间距为0.8m，锚杆排距为0.8m，间距为0.8m，切眼下出口顶板破碎、压力大段采用12#工字钢棚支护，工字钢棚距0.8m。
切眼西帮和顶板为Ф18×1800mm螺纹钢锚杆，东帮为Ф30×200mm优质木锚杆。
用于安装工作面煤机、溜子。
五、联络巷
5204E
（2）面轨道运输联络巷，采用12#工字钢棚支护，工字钢棚距0.8m，压力大段适当缩小棚距，设有两道风门。
六、溜煤眼
本面无溜煤眼，工作面运出的煤经工作面运输巷进入二采采区煤仓。
七、峒室及其它巷道
工作面轨道巷设有开关站、泵站，长度均为15m，在原有巷道基础上加宽0.8m，锚带网或架棚支护;火药硐室，长×宽×高规格为2×2×2m3，木点柱配半圆木支护。
运输巷设有标准水仓，长×宽×高规格为2×1.0×0.8m3，水泥砌筑，安装有自动排水器。
附图三：
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
采用走向长壁后退式采煤法。
根据工作面实际情况，开采之初采用综采和高档普采相结合的方式，随采随缩短溜子，调采溜头约30m，与副巷贯通，然后上缩溜头改系统，正常推进。
用双滚筒采煤机割煤、装煤。
当工作面溜头（尾）位置小于面长，煤机割不透端头时；断层落差较大，顶板破碎难以维护时；需要采用打眼爆破法落煤，并另提补充技术措施。
二、采煤方法
1、采煤机进刀：
采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度不小于20米，进刀深度0.6m。
具体操作如下：
（1）溜头进刀及割煤：
①煤机下行割煤至溜头时，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，推移机体上部溜子。
②反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。
③将煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。
煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。
④煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。
⑤煤机上行至吃刀茬处，推移煤机下部溜子及溜头至煤壁，完成进刀。
然后下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。
（2）溜尾进刀及割煤：
①煤机上行割煤至溜尾时，下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，推移机体上部溜子。
②反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。
③将煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。
煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。
④煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。
⑤煤机下行至吃刀茬处，推移煤机上部溜子及溜尾至煤壁，完成进刀。
然后下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，下行割煤移溜。
附图四：
采煤机进刀方式示意图
三、工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×C
=132.9*0.6*2.15*1.34*0.95=218.2吨
第三节设备配置
设备配备情况：
1、支架：
工作面初采安装支架72架。
支架主要技术参数：
型号：
ZY2400／14／30工作阻力：
2295-2481KN
初撑力：
1856-2050KN支架高度：
1400-3000mm
支架宽度：
1410-1580mm支护强度：
0.486-0.542MPa
对底板比压（前端值）：
小于1.0MPa
2、采煤机（一台）
型号：
MG200-W采高：
1.40～2.80m滚筒直径：
1.40m
截深：
0.60m截割功率：
1×200KW牵引速度：
0-6m/min
3、刮板输送机（一部）
型号：
SGD--630/220KW电机功率:
2×110KW
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*630*222mm（长*宽*高）
4、转载机（一部）
型号：
SGB-630/40T运输能力:
150t/h
电机功率:
2×55KW中部槽：
1500*630*200mm（长*宽*高）
二、附图五：
5204E
（2）工作面设备平面布置图。
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、控制设计
（一）工作面主要参数
煤层厚（m）
采高（m）
倾角
面长（m）
走向（m）
煤层号
2.15
2.15
15
132.9
186
2
（二）顶板控制设计数据
1.顶板运动参数
（1）直接顶
厚度（m）
初垮步距（m）
悬顶距（m）
完整性指数
分类（类）
岩层层数
备注
3.0-6.0
12.8±3
1.00
0.46
1
1
（2）基本顶
厚度（m）
结构形式
初压步距（m）
周压步距（m）
老顶分级
备注
5.5-6.0
带载梁式
31.0±5
11.0±3
Ⅰ级
2.顶底板控制参数
（1）顶板控制参数（KN/m2）
直接顶初垮
基本顶初压
基本顶周压阶段
特殊情况
101.3-164.4
300.0-350.0
310.0-350.0
（2）底板控制参数
项目
底板种类
允许比压（MPa）
底板类别
柱鞋直径（mm）
备注
底板1
19.23Mpa
Ⅳ类
175
（3）支护方式
基本支护方式
护顶方式
特殊支护方式
端头支护
初垮（压）期间
周压期间
液压支架
支架顶梁
液压支架
单体液压支柱配铰接顶梁
塑料网
联柱、丛柱、戗棚
联柱、戗棚
双楔调角定位顶梁
（4）控制原则及支护效果预测
控顶效果
支架（支柱）型号
顶板下沉量（mm）
控顶效果综述
ZY2400/14/30
476
老顶周期来压明显
来压前后顶板破碎加剧
DZ
控顶原则
支和护并重
（6）工作面基本支护规格表
名
称
规
格
支护形式
支架（支柱）
控顶距（mm）
支护强度
顶板管理方式
放顶步距
排距
柱距
最大
最小
支回
切顶
支架
1.5m（中心距）
3.77
3.17
0.486-0.542Mpa
全部跨落法
0.6m
柱、梁
0.8m
0.7m
3.7
2.9
44.75T/M2
见四回一
密集
0.8m
二、选取支护参数的可行性分析
（一）本面与观测面顶底板岩性对比分析
本面与5203工作面属同一采区同一煤层,煤层结构赋存条件及顶底板岩性基本相同，煤层产状及其地质特征差异不大，因此在对工作面进行控制设计时，其重要数据及资料来源均来自于5203工作面。
（二）支护材料对比分析
5203面使用DZ型单体液压支柱配HDJB-800金属铰接顶梁支护顶板，5204E
（2）面使用ZY2400/14/30掩护式液压支架和DZ型单体液压支柱配HDJB-800金属铰接顶梁支护顶板,支护材料不同.
（三）支护密度对比
两工作面顶底板岩性、煤层结构、赋存条件基本相同,支护方式不同。
（四）采煤工艺对比
5203面、5204E
（2）均采用MG200-w型煤机落煤,双向割煤,不开缺口,工作面局部过断层时,采用打眼爆破法通过。
（五）合理支护参数的计算
1、省局计算方法
①采用经验公式计算：
Ｐt＝8×9.81×2.15×2.3=388.08（kN／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。
（表中最大平均支护强度为28Mpa）
P实=28*7.85*1.79=393.44（KN/m2）
2、位态方程法：
①、支架对直接顶的工作状态
遵循原则：
由于直接顶在采空区已经垮落，所以在进行顶板控制设计时，必须按最危险状态（沿煤壁切断）考虑，因此，在顶板岩梁沉降过程中，支架对直接顶的工作状态应按“给定载荷”来考虑，即
pz=A=Mz*Yz*Fz*cosα=6.0*2.3*9.8*1*cos15=130.63（KN/m2）
Mz——直接顶厚度，6.0m
Yz——直接顶岩石容重2.3t/m3
Fz——直接顶悬顶系数，取1
α——工作面倾角，15度
②、确定采场支架对基本顶的工作状态
采场支架对基本顶岩梁的运动处于“给定变形”工作状态时，岩梁运动稳定时的位置状态，由岩梁的强度及两端支撑情况决定，在岩梁由端部裂断到沉降至最终状态的整个运动过程中，支架只能在一定范围内降低岩梁运动速度，但不能对岩梁的运动起到阻止作用。
在这种状态下，岩梁运动至最终状态时的顶板下沉量为
Δha=[h-Mz（Ka-1）]Lk/c=[2.15-6.0*（1.3-1）]3.77/8.4=0.157（m）
h——采高，2.15m
Ka——冒落岩层在触矸位置处的碎胀系数，1.3
C——周期来压步距，8.4m
Lk——最大控顶距，3.77m
Mz——直接顶厚度，6.0m
根据顶板控制设计要求，顶板要求控制在采高的10%以内，即不大于215mm，而“给定变形”的顶板下沉量Δha=0.157mm‹215mm,不符合要求。
因此，采场支架对岩梁运动需采取“限定变形”,即在支架阻力的作用下，岩梁不能沉降至最低位态。
③、建立“限定变形”工作状态下的位态方程，确定合理支护强度。
A、支架在“限定变形”工作状态下，控制岩梁位态所受顶板应力，包括基本顶岩梁作用力和直接顶作用力两部分。
即
P0=Pz+Pe=A+Ka*Δha/Δhi
Ka——基本顶岩梁对支架的作用力，
Δha——实测所得回采工作面顶板下沉量，83mm
Δhi——要求控制的顶板下沉量，157mm
Ka=Me9.8YeC/（KtLk）=2.15*2.3*9.8*7/2*3.77=44.99（KN/m2）
式中：
Me——基本顶岩梁厚度，2.15m
Ye——基本顶岩石容重，2.3t/m3
Kt——支架承担岩梁容重的比例系数，取2
Lk——控顶距，3.77m
C——基本顶岩梁的跨度，取7m
根据控制要求，合理支护强度为:
P0=130.63+44.99*83/157=154.41（KN/m2）
B、根据工作面实测顶板压力（初次来压最大值）进行支护强度计算
P实
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