1、新汶采煤工作面作业规程完整编号： 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： 李修忠区 队 长： 陈勇施工单位： 机采队批 准 人： 李伟编制日期: 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
2、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 5
3、0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
4、上巷S13点以西10 m、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
5、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，该工作面范围内，4层煤赋存较稳定，全区可采，煤层的厚度在2.03.0m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
6、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。 工作面范围内煤层走向95，倾向NE，煤层倾角平均 28。煤厚2.03.0 m，平均2.4 m，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3.2 m；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3.2 m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.
7、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范围内地质构造较为简单，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。但不排除在工作面内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： 工作面范围内无褶曲构造。 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F145NW50正0.5m不大三、其他因素对回采的影响工
8、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0.1 m3/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0.1 m3/min，最大0.15
9、m3/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0.2 m3/min，低级，无瓦斯突出趋势。CO2四层煤二氧化碳绝对涌出量0.3 m3/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5.31 m3/min,采面参考值0.82 m3/min。CO2低C
10、O2矿井，CO2相对涌出量1.51m3/t,绝对涌出量19.21 m3/min。采面参考值2.35 m3/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/（0.8330）=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
11、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18180Omm全锚锚杆，护顶锚杆排距间距=1000650mm；护邦锚杆排距间距=1000800mm。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。一采二段轨道内布置有80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
12、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4.4 m2。主要用于该工作面回风、运料、运煤、行人。回风巷内布置防尘管路一趟、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4.4 m2。主要用于该工作面进风、行人。上平巷内布置防尘管路一趟、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
13、,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2.03.0m，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1520m，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
14、刀茬以上溜子推移到位，使得刮板运输机弯曲段为1520m，然后前移进刀茬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1520m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=842.40.831.37=648吨月
15、产量=64829=18792吨第三节 设备配置 一、采煤机采煤机选用MG200W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： 132 KW 运输能力： 400Th 链 速：0.93ms 刮板链形式：中单链 刮板间距：1080mm 中 部 槽： 1500630mm（长宽）转载机型号为SGW-40T电机功率:255KW运输能力:200t/h中间槽尺寸:1500620180 mm5.辅助运输设备选用1.0吨的矿车和花车,牵引设备选用JD
16、-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: 18.5mm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:143812171255mm6、防尘加压泵：型号：DA1-10010安设在-550西大巷、D46-507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 ha=（LrSa）/C =H-Mz（R-1） Lr/C =2.4-3.3（1.
17、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3.3mR： 岩石碎胀系数，取1.5Lr：最大控顶距，3.7C：周期来压步距11.4m。ha=0.325m大于顶板“下沉限量”ho=2.410%=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ha大于顶板下沉限量ho，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(392.4+2.427.93-6.95.3/2.4+134)=309.9KN/=30.99t/m2其中： PS：支护强度，K
18、N/ CK： 备用系数，一般取1.01.4；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 =2.45Lp Lp：周期来压步距 11.4 m2)、位态方程法PS =A+K*h/hT A=Mzr K=P-APS =3.32.6+(22.67-3.32.6) 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
19、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=(MzrL0)/2LK =3.32.614/(23.7)=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=8Hr=82.42.6=49.92t/m2 （3）基本顶初次来压时的支护强度计算P=A+ ME rE Lf/2KTLK A=MT rT（1+LS/LK）=3.32.6（1+2/3.7）=13.22t/m2 KT=2MT/H =23.3/
20、2.4=2.75P=13.22+8.52.630.9/22.753.3=50.84t/m2其中：A： 直接顶作用力 A=MT rT（1+LS/LK） ME： 基本顶厚度 8.5mrE： 基本顶岩石容重, 取2.6t/m3 Lf： 初次来压步距 30.9m KT： 岩重分配系数 KT=2MT/H Mz： 直接顶厚度，取3.3m H： 采高 取2.4m LK： 控顶距,取3.7m4、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=R0KzKgKbKaKh =250.950.990.90.950.95=19.1t/根其中：R0：支柱
21、额定工作阻力，取25t/根 Kz：支柱增阻系数,取0.95Kg：支柱工作系数，取0.99 Kb：支柱不均匀系数，取0.9Ka：工作面倾角系数，取0.95 Kh：工作面采高系数，取0.952、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=89.81hr=89.812.42.0=376kN/ m2（2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面
22、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=241.1 kN/ m2上述两项中最大值376 kN/ m2即为工作面合理支护强度。3、支柱实际支撑能力计算Rt=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.90.9245=168（kN/根）式中：Kg-单体液压支柱工作系数 0.99Kz-单体液压支柱增阻系数 0.95Kb单体液压支柱不均匀系数 0.9Kh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，245kN4、
23、工作面合理的支护密度计算：n=Pt/Rt=376/（2450.9）=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： 200 = 200=237（mm）式中：-铁鞋的直径（mm）Q-底板比压 38 Mpa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
24、条件直接顶厚度m3.33.3老顶厚度m8.58.5直接底厚度m222直接顶初次跨落步距m14143初次来压来压步距m30.930.9最大平均支护强度kN/ m2241.1241.1最大平均顶底移近量mm230.6230来压程度明显明显4周期来压来压步距m11.411.4最大平均支护强度kN/ m2241.1241.1最大平均顶底移近量mm322.6322.6来压程度明显明显5平时最大平均支护强度kN/ m2226.7226.7最大平均顶底移近量mm64.564.56直接顶悬顶情况m7底板容许比压MPa38388直接顶类别类9老定级别级10巷道超前影响范围m1230二、乳化液泵站（一）泵站及管路
25、选型、数量乳化泵选用RB80/200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: RB80/200 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160m180m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241.1kNm2。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
