炮采放顶煤回采作业规程H 1Word文档下载推荐.docx

1、可采分层数层1煤层倾角度18o平均2.5o煤层硬度煤质灰分12.33%挥发分16.91%容重t/m31.32自然发为期瓦斯涌出量m3/min最大瓦斯涌出量9煤尘爆炸指数%23.85四、采面范围上部边界4313采面停采线煤层标高377412米下部边界走向长度进风顺槽650米回风顺槽699米左部边界与回采的4304相邻倾向长度120130米右部边界一、二水平边界采面面积87685平方米地面标高847979米盖山厚度399476米五、顶底板岩石特征 表I-2 顶底板岩石特征编号主要岩性厚 度（m）强度（mpa ）裂隙（m）老顶粉砂岩，灰黑色、致密坚硬，夹薄层状灰白色细砂岩1.53.5m直接顶灰黑色、

2、薄层状、泥质胶结的粉砂岩082.0m3#煤煤层属半亮型煤，呈似层状、块状、粉状，煤层结构简单，局部的煤层中部有一层厚度0.050.3m的泥岩夹层。底板深灰色、块状，或厚层状细砂岩厚度0.8m六、储量：可采面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）回收率%地质储量可采储量876855.513.58551.2万吨43.5万吨七、地质构造与水文情况1、 地质构造该工作面位于北山子向斜北翼、上峪口背斜南翼，总体为一单斜构造。煤层走向NS，倾向W，倾角18 o，一般在14 o之间，平均2.5 o。在两顺槽、切眼及高位瓦斯尾巷施工中未发现断层构造。在工作面切眼中部有一背斜构造，构造枢纽线呈南北方向，轴心位置煤

3、厚8m左右，两翼煤厚5.513.5m，并随工作面推进两翼煤层逐渐变薄，轴心起伏幅度最大2.2m，并向回顺逐渐延伸，在回顺N13点前40m处在顺槽揭露；另结合本工作面坑透资料，和两顺槽写实剖面及相邻4304工作面回采地质资料对比分析，回顺N13点至点前40m范围内与进顺C15点至点前18m 范围形成一底鼓构造区，预计该区域内底鼓方向105 o，起伏幅度0.32.2m，煤层厚度及顶板稳定性变化较大，影响工作面正常回采。 2、 水文情况本工作面两顺槽在施工过程中，只在进顺切眼前1525米范围内出现较大滴淋水现象，根据周边资料分析，水源为进顺侧上方4304采面采空区积水。回采前应对4304采空区积水进

4、行探放。八、瓦斯、煤尘情况煤尘爆炸指数：23.85% 工作面掘进期间，据通风区提供的瓦斯资料，在正常通风条件下：最大瓦斯绝对涌出量：9.0m3/min最小瓦斯绝对涌出量：4.0m3/min平均瓦斯绝对涌出量：7.0m3/min九、问题及建议1、本工作面煤层厚度及顶板稳定性变化较大，回采期间应加强工作面的支护及顶板管理。2、由于工作面煤层底板起伏变化大，掘进期间局部留有底煤，回采初期对留底煤区域应采取相应措施。3、回采期间应对4304采空区积水进行探放,并密切观察突水预兆。4、严格按规程要求作业，加强生产工艺管理，杜绝不合理的底煤丢失，提高资源回收率。第二章 采煤方法及顶板控制设计一. 采煤方法

5、及回采工艺1. 巷道布置示意图（附图）2. 采煤方法: 根据巷道布置结合河南理工大学对4313采面采前煤与瓦斯突出危险性评价报告结论（工作面已在采前消除了瓦斯突出危险性），决定本面采用沿底板走向长壁炮采放顶煤采煤法; 单体兀型梁支护,尼龙网、芭棍、芭片刹帮护顶,全部垮落法管理顶板。3. 回采工艺流程: 落煤（打眼、装药、放炮）铺网、移主梁、护顶清煤打贴帮柱、背帮移副梁放顶放顶煤清煤、回中柱、移溜、打中柱端头维护、设备检修、煤层注水。（1）落煤钻爆法落煤;（2）装煤: 爆破自装,人工装煤,放顶煤自装;（3）运煤: 工作面一部SGW150型可弯曲刮板运输机,进顺一部SGW80T刮板运输机,顺槽三部

6、SPJ800型胶带运输机运煤至工作面溜煤眼;（4）支护: 工作面采用DZ2230/100型单体液压支柱,配合2400型长钢梁进行对棚齐梁直线柱,迈步联锁交替支护,每对棚五柱,主梁一梁三柱,付梁一梁两柱,对棚中心距0.6m,每3m留一宽0.6m的安全出口,排距1.0m,对梁中心间距0.15m;（5）铺网,移主梁护顶: 放炮前,将放炮点三对棚子主梁下老塘侧支柱回出打在相应的副梁中间,该处放完炮后,要及时沿工作面倾向铺网,边铺网边移梁.移主梁时,先将煤壁支柱卸载,然后卸载中柱,两人站在支护完好的付梁下,将主梁移至煤壁,升起梁下中心柱,再升老塘侧支柱,逐架移够三根主梁后,再在所移梁子的保护下清煤打贴帮

7、柱（贴帮柱用与之成对的付梁下煤壁侧单体支柱）,然后按上述方法向同一方向逐架将主梁移到位.每移一架主梁要随之打好贴帮柱,并用笆棍,笆片将煤壁刹严背实,要求煤壁上下进度一致,梁子垂直并顶实煤壁（质量要求附后）.铺网时网与网在接茬处相互搭接200mm,且每隔100mm用尼龙绳打一死结作单排连接,联网必须在移副梁之前完成（网宽1.2m,网孔径30mm30mm, 网带宽1516mm）.顶梁上每200mm刹一根规格50800mm的笆棍。清煤时要面向机尾,严禁骑溜子清煤;煤帮用笆片相互压茬100mm横放,笆棍每300mm刹一根将煤帮背实;（6）移副梁放顶及采空区处理:工作面采通后,由下向上把副梁 逐架前移进

8、行放顶。移付梁时,先在老塘侧打上带帽戗柱,然后把副梁老塘侧支柱卸载,用人工或拔柱器回出靠在煤墙将要移付梁位置处,然后将该付梁中柱卸载.两人配合在其它相邻梁子的掩护下,将该付梁前移并顶实煤壁,迅速升起老塘侧支柱和煤墙支柱,然后回出所打的戗柱,打在下一架所要移的副梁的老塘侧（卸副梁下老塘支柱,原则上一次只回一个,最多不准超过两根,严禁回三根以上老塘侧支柱,主梁每次前移1.0m,付梁放顶步距1.0m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m）;（7）放顶煤：采用分段、间隔，多轮次由上而下顺序进行，坚持老塘低位放煤，放煤口规格300mm300mm，间距600mm，每次间隔开口4到5个，放顶煤段保持101

9、2m的间距。放煤时，严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤或矸石堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开口放煤.放完煤后对斜梁歪柱应及时调整，并对支柱二次注液以保证工作面支护质量;说明: 开放煤口时按上图所示每次开1、3 、5 、7四个口,然后再开间隔的2 、4 、6口进行多轮次低位放煤,见矸封口。（8）清煤、回中柱、移溜、打中柱。放完顶煤后,及时补联放煤口并清理工作面浮煤与老塘侧网下压煤,然后回掉将要移溜子的20m范围内的中柱（回中柱与移溜距离20m）,用液压单体从下到上或从上到下依次移溜。溜子移过后要随之补打中心柱,严禁从两头向中间移溜,严禁通条帮将中柱摘完进

10、行移溜工作。移机头时,必须事先将机头缺口处前后所有单体二次注液,保证支柱初撑力达到设计要求,双楔梁下销子齐全,且插入量不小于100mm,机头压力大时要分次移机头到位。溜子移直后与煤壁保持0.2m距离。分次移机头时每次不得超过0.5m,且机头处支柱按分次移动距离进行分次整改支护;（9）工作面斜茬处,前斜茬必须保证每对棚5柱齐全,后斜茬（开帮处）必须保证2m范围工作面控顶距达到最大控顶距,以保证有足够通风断面.（即后斜茬必须有3对棚付梁暂时不前移）;（10）端头维护、设备检修、煤层注水分别见顶板控制章节、供电系统、通风系统相关章节.二.顶板控制设计1.顶板运动参数,见表2-12.支护用品的力学性质

11、、技术特征。 本面选用DZ22-30/100外注式单体液压支柱，其额定工作阻力30t,油缸直径100mm,工作液压332kg/cm2,支柱最大高度2240mm,最小高度1440mm,工作行程800mm三用阀位置1983mm,底座面积109cm2,工作液体为23%的乳化液。重量55kg,适应采高1.72.1m配合,一2400mm长钢梁进行支护。3.参数可行性分析本工作面与4310工作面同属3#煤层,底板岩性相同,采煤方法、落煤方法、支护方式、采空区处理、放顶煤方式均相同,因而可参考4310工作面矿压观测资料确定本工作面参数。4. 采场控制设计 本工作面通过“支”、“护”、“稳”三个方面对顶底板控

12、制进行设计。（1）“支”要求支架在其工作过程中能支住顶板所施加的压力。1）.按工作面4到8倍采高计算P=（48）hr 式中h采高 1.8m r岩石平均容重2.5t/m3 则 P=（48）1.8 2.5=1836（t/m2）2）.最大压力确定：参照我矿北翼采区基本顶初次来压，最大压力Pt=27.5t/m2,本面取该值。3）.支柱实际工作阻力确定P实=PK1K2 式中P单体支柱工作阻力,30t/根K1实际工作阻力是单体的8090%, 取85% K2修正系数,取0.7则 P实=3085%0.7=17.85（ t/根）4）.工作面合理支护密度N=Pt/P实=27.5/17.85=1.54（根/m2）则合理柱距=51.543.4=0.95（m）5）本面所选柱距0.6m,排距1.0m,对棚5柱支护,工作面支护密度N1=5/0.63.4=2.45根/m2则支护强度 P1=N1P实=2.4517.85=43.72t/m2表2顶板运动参数序号项 目同煤层实测本面选取或设计顶底板条件直接顶厚度0.82.0基本顶厚度直接底厚度0.81.52直接顶初次垮落步距8无3初次来压来压步距6.44最大平均支护强度KN/1.431.35最大顶底板移近量420200来压强度周期451305平时120最大顶底板平均移近量1006直接顶悬顶情况（2