5204E外面作业规程.docx

1、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

2、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

3、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

4、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

5、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196176米，平均走向长度为186米，倾斜长度(m)倾斜长度为105180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

6、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118286，倾向为20816，倾角为819，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

7、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MfAdVdafQad.b FCdcfStadYm/m工业牌号1.519.9337.242717683.910.8611QM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，f5-6，厚度为5.56.0米；直接顶为灰-深灰色粉砂岩，局部夹1 层煤2上分层，f3.0，厚度为3.06.0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

8、.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，f5-6，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118286，倾向为20816，倾角为819，平均倾角为15。工作面掘进时未揭露断层。5204E（2）工作面最低

9、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/min2、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）

10、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

11、，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1.823 m3/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520

12、4E（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67654.6/672051.0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

13、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

14、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181800mm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

15、为0.8m，间距为0.8m，锚杆为181800mm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、

16、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181800mm螺纹钢锚杆，东帮为30200mm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222m3，木点柱配半圆木支护。运输巷设有标准水仓，长宽高规格为21.00.8m3，水泥砌筑，安装有自动排水器。附图

17、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：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。反

18、向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。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。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。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： 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。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。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。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。煤机下行至吃刀茬处，

19、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 = LShrC=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：ZY24001430 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1.0MPa2、采煤机（一台）型 号：MG200-W 采 高：

20、1.402.80m 滚筒直径：1.40m 截 深： 0.60m 截割功率：1200KW 牵引速度：0-6m/min3、刮板输送机（一部）型 号：SGD-630/220KW 电机功率:2110KW 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:255KW 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

21、参 数煤层厚（m）采高（m）倾角面长（m）走向（m）煤层号2.152.1515132.91862（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3.0-6.012.831.000.4611（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31.0511.03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101.3-164.4300.0-350.0310.0-350.0（2） 底 板 控 制 参 数项目底

22、板种类允许比压（MPa）底 板 类 别柱鞋直径（mm）备注底板119.23Mpa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ZY2400/14/30476老顶周期来压明显来压前后顶板破碎加剧D Z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

23、步距排距柱距最大最小支回切顶支架1.5m(中心距)3.773.170.486-0.542Mpa全部跨落法0.6m柱、梁0.8m0.7m3.72.944.75T/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

24、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、省局计算方法采用经验公式计算：t 89.812.152.3 = 388.08（kNm2）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：、支架对直接顶的工作

25、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*cos=6.0*2.3*9.8*1*cos15=130.63(KN/m2)Mz直接顶厚度，6.0mYz直接顶岩石容重2.3t/m3Fz直接顶悬顶系数，取1工作面倾角，15度、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

26、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ha=h-Mz(Ka-1)Lk/c=2.15-6.0*(1.3-1)3.77/8.4=0.157(m)h采高，2.15mKa冒落岩层在触矸位置处的碎胀系数，1.3C周期来压步距，8.4mLk最大控顶距，3.77mMz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ha=0.157mm215mm,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。、建立“限定变形”工作状态下的位态方程

27、，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*ha/hiKa基本顶岩梁对支架的作用力，ha实测所得回采工作面顶板下沉量，83mmhi要求控制的顶板下沉量，157mmKa=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，2.15mYe基本顶岩石容重，2.3t/m3Kt支架承担岩梁容重的比例系数，取2Lk控顶距，3.77mC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