11701炮采规程长钢梁支护Word格式.docx

1、总工程师会审意见总工程师意见：矿长意见：宏发煤矿员工学习贯彻栏资料名称地点日期学习人员签名第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位于一采区第一个回采工作面。东北方向为大巷保护煤柱；西北方向为煤层露头，西南方向为矿井边界，东南方向为轨道石门，工作面剩余走向长度60m（运输巷长60m、回风巷长65m），工作面倾斜长度为120米。该工作面地表为荒山，井下标高为+1476m1498m，地表相对标高为+1680m，工作面对应地表无建筑及保护区。表1 工作面特征表工作面名称11701采工面走向长60m开采煤层17-1工作面倾斜长度120m开采厚度1.7m储量预算斜面积7200m2煤容重1.54

2、t/m31.88万吨可采量1.6万吨回采率85%煤层情况平均厚度最大倾角22最小倾角14平均倾角18煤种无烟煤内在灰分（%）21.44%采煤工艺炮采顶板管理方法全部垮落法作业方式三八作业制度有无煤尘爆炸危险性煤尘无爆炸危险性自然发火倾向不易自燃煤层是否为突出煤层否地面有无村庄无与地表最大、最小垂深（m）204182m第二节 地质煤层赋存情况一、煤层赋存情况1、地质构造情况工作面为一单斜构造，煤层倾斜角度为1522。沿走向方向布置。工作面回风巷有一段煤层高度只有1.1m，对工作面回采无大的影响。2、煤层赋存情况工作面所采煤层17-1煤，厚度 1.5 2.0m，平均厚1.70m，煤层较稳定，结构简

3、单，工作面内煤层不含夹矸，宏观煤岩特征为光亮半光亮型，以亮煤为主，镜煤、暗煤次之，粉粒状块状，条带状结构。，煤层中有软分层发育，煤层硬度较小。3、煤质情况本面回采煤层为中灰、中硫，高发热量，高变质无烟煤；无自燃发火倾向；无煤尘爆炸危险性。 二、煤层顶底板情况表1、煤层顶底板情况本煤层老顶为石灰岩，厚度3.55米;直接顶板为泥质砂岩或粉砂岩，平均厚度2.217.76米，灰色，质细均一，稍具滑感，富含植物茎叶化石，具水平层理，局部含灰质成分，f0.54；无伪顶。直接底主要以粘土岩或粉砂质粘土岩，厚度4.5米。三、煤层的物理化学特征：瓦斯：根据煤层地质报告资料，11701工作面的煤层瓦斯含量较高，为

4、9.23m3/t。突出：根据重庆煤科院瓦斯鉴定结果，17-1煤层为煤与瓦斯突出煤层，采掘过程中未发生过动力现象，宏发煤矿为煤与瓦斯突出矿井。因此，每一采掘工作面必须严格编制和执行专项防突措施。煤尘：贵州煤田地质局实验室鉴定17-1煤尘无爆炸危险。煤层自燃：根据贵州煤田地质局实验室鉴定17-1煤层为不易自燃煤层。地温：本井田属正常地温区，无高温热害。附图1-2-1：煤层综合柱状图第三节 地质构造与水文地质一、地质构造2、水文地质情况 1、由于矿井直接充水含水层露头分布不广，接受大气降水补给不强，为中等弱含水层，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为断层裂隙、老窑巷道、岩

5、溶管道导水，因此矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主，局部可能发生突水。矿井水文地质条件为中等。2、矿井预计正常涌水量：Q =23.17 m3/h，矿井预计最大涌水量：Q = 72.3 m3/h。根据11701采面回采过程中水文地质情况，11701采面回采时会遇到局部淋水，不会影响正常回采。第四节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况表：影响回采的其它地质因素情况表 表1-4-5瓦斯17-1号煤层经资质单位鉴定，属于突出煤层煤尘爆炸指数无煤尘爆炸性煤的自燃倾向自燃倾向性为类，属于不易自燃煤层地温危害区内无地温异常现象，属地温正常矿井冲击地压危害无冲击地压二、冲击地压地质资料中未提供冲

6、击地压的相关资料，且经调查该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，宏发煤矿按没有冲击地压危险考虑。第五节 储量及服务年限一、储量工作面剩余走向长度60米，倾向长度120米，面积为7200；平均可采厚度为1.7m，容重为1.54t/m3。工业储量：72001.71.54=1.8849万t可采储量：1.88490.85=1.6万t二、工作面服务年限工作面每天按2个循环计，循环进度1.2米，日循环进尺2.4米，循环率85%。最小产量：日产量=2.41201.540.85=640t月产量=6403085%=1.634t可采期=1.6/1.634=1（个月）第二章 采煤方法经我矿召开专题会研究，117

7、01采面采用走向长壁后退式采煤法、炮采工艺进行开采，采用“菱形金属网下型钢梁配液压单体”支护顶板，采空区采用垮落法管理顶板。第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况采区巷道分别通过运输石门、轨道石门、回风石门联合布置方式。工作面顺槽通过皮带上山、回风上山、轨道上山与石门连接形成生产系统。二、工作面运输巷、回风巷规格及用途1、运煤顺槽巷道沿17-1煤层顶板按中线掘进，巷道为梯形工字钢支护， 巷道断面为9.2。巷道内布置80的压风管（钢管）一路，57防尘水管（钢管）一路，每隔50米安装三通截止阀一个，该顺槽为本工作面进风之用。2、回风顺槽巷道内布置80的压风管（钢管）一路，57防尘水管（钢管

8、）一路，每隔50米安装三通截止阀一个，该顺槽为本工作面回风之用。3、11701采面切眼断面：净宽3.6m，净高1.7m，S净=6.12m2。单体支柱配合铰接顶梁支护，间排距1.20.6m。4、停采线设计停采线为离回风巷口、运输巷口30m。附图2-1-2：11701采煤工作面平面布置图第二节 采煤工艺一、采煤方法1、采煤方法采用走向长壁式采煤法；采煤工艺采用爆破采煤工艺。2、采高：平均采高1.7m，不任意丢顶煤，当煤层松软时，支柱必须穿柱鞋。3、本工作面一次采全高，每天2个循环，循环进度为1.2m。二、采煤工艺爆破采煤工艺流程：安全检查打眼、装药爆破落煤移型梁、铺木板或者铁丝网装煤移溜子支柱回柱

9、清浮煤（一）爆破落煤本工作面采取风煤钻打眼，爆破落煤，选取煤矿许用三级乳化炸药，毫秒延期电雷管引爆，工作面分段打眼、爆破，炮眼布置采用三花眼布置，工作面分段长度不超过10m。（二）装煤、运煤爆破落煤、人工攉煤，工作面煤通过溜子、溜槽运至11701运输巷铺设的溜子中，经溜子转运至运输上山皮带机，再通过+1440运输巷皮带至皮带大巷皮带机至地面。（三）顶板支护工作面采取2.8m型钢梁配液压单体主副对梁交替支护，实行交替迈步前移，步距1200mm；每组两根钢梁之间的距离为200mm，两组相邻钢梁的距离为700mm。端头支护采用4m型钢梁配合单体支柱按照“四对八梁，主副梁交替迈步”支护。（4）移溜工作

10、面煤壁爆破落煤、装煤、运煤工作完成后，进行移溜工作。采用单体支柱推移工作面刮板运输机，并从工作面一端向另一端依次推移，严禁从两头同时向中部或多头移溜，移溜必须保持整台一条直线，上下起伏不许超过2机头和机尾必须采用单体柱支撑稳固。三、爆破（一）爆破材料选择1、雷管：工作面必须使用煤矿许煤用毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不得超过130ms。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。2、炸药：必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。3、发爆器：选用煤矿许用MFB-

11、200D型发爆器。（二）炮眼布置1、根据煤层的结构特点决定采用双排三花眼方式布置炮眼。顶眼布置在直接顶岩层下0.3m的煤层内，斜向顶板方向打眼，终孔位置距煤层顶板垂距200mm；底眼布置在距煤层底部0.3m的煤层内，终孔位置距煤层底板垂距100mm，炮眼间距均为1.0m。2、炮眼角度：（1）炮眼与煤壁的水平夹角为75，为了不崩倒支架，应使水平方向的最小抵抗线朝向两柱之间的空档；（2）顶眼在垂直面上向顶板方向仰起5，保证不破坏顶板完整性；（3）底眼在垂直面上向底板方向保持10的俯角，眼底接近底板，以不丢底煤和不崩翻输送机为原则。3、装药封孔正向装药，串联联线，每孔炮眼使用水炮泥不少于两个，剩余部

12、分用黄泥填实堵严，煤厚易片帮时只打底眼。（三）放炮每次放炮的长度不得超过10米，顶板较破碎时，一次起爆长度不超过6m，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不能超过2个。放炮执行点必须在距离起爆点不小于100m的新鲜风流中，并严格按爆破说明书规定进行装药。四、雷管、炸药消耗基础表按每次爆破10米炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量统计 表2-1-1炮眼名称眼深（m）眼数（个）装 药 量角 度起爆顺序联线方式数量（筒）重量（0.3kg/筒）仰俯（）水平顶眼1.5116.6575串联底眼-10合计2213.2六、爆破要求1、工作面起爆方式以串联的方式一次性起爆，每次最多10m.2、采用串联方式连接，装药时采用

13、正向装药结构，严禁反向装药。打眼时严格爆破图表及爆破说明书中的技术参数进行打眼、装药。严格控制循环进度。装药时每眼必须装填一个水炮泥，炮泥封填至眼口。3、放炮母线长度不小于400m，放炮母线必须保持完好，无接头，严禁出现明接头。放炮前必须由班组长亲自派人站岗并实行挂牌管理，做好站岗截人工作，站岗截人位置：1#岗即放炮执行点，设在轨道石门距工作面不少于100m，2#岗设在11701回风巷风门外的新鲜风流中，3#岗设在11701回风绕道不少于100m，站岗截人前要先把11701回风流系统内所有的人员撤出，严禁人员进出，并将回风流系统内的所有非本质安全电气设备进行停电闭锁。4、爆破工必须鸣哨，放炮时必须先鸣哨以示警报，鸣哨规定为：两声短哨为警戒，提示要响炮，需站岗截人，一声长哨为响炮，爆破工鸣一声长哨后至少再等5s后方可放炮；三响表示炮已放完，可以撤出放炮警戒。5、不能崩倒支柱，不能崩坏机电设备。