冶金行业炮采放顶煤回采作业规程H

（冶金行业） 炮采放顶 煤回采作业规程(H) （冶金行业） 炮采放顶 煤回采作业规程(H) 第壹章地质概况第壹章地质概况 壹.工作面平面图及煤层柱状图壹.工作面平面图及煤层柱状图 1.工作面平面图,见图 1-1. 2.工作面综合柱状图,见图 1-2 二.工作面概况：二.工作面概况： 4313 采面位于我矿壹水平四采区南翼下边部，进 风顺槽设计长度 650m， 回风顺槽设计长度 699m， 切眼 长 130m， 总回采面积 87685m2。 其进风顺槽相邻的 4304 工作面已回采，回风顺槽靠近壹、二水平边界，采面 上覆的 2#煤层和 3#煤层间距 912m，2#煤层尚未开 采。 该工作面地面位置在天神庙壹带，泗洲庙以北， 地面高程 847979m， 煤层底板高程 377412m， 地表 为丘陵沟谷，盖山厚度 450590m，地表无村庄及建 筑物。 三、煤层赋存特征三、煤层赋存特征 项目单位全煤层备注 煤层结构简单含不稳定夹矸壹层 煤层 厚度 m 壹般煤厚 5.5 13.5m 平均 9.5m 煤层下部含不稳定 夹矸层,厚度0.25 0.7 米 可采分层数层1 煤层倾角度18o平均 2.5o 煤层硬度 灰分12.33% 挥发分16.91% 煤质 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 左部边界和回采的 4304 相邻倾向长度120130 米 右部边界壹、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、顶底板岩石特征五、顶底板岩石特征 表 I-2 顶底板岩石特征 六、储量：六、储量： 煤 层 可采面积 (m2) 煤厚(m)容重(t/m3) 回收 率% 地质储量可采储量 全煤 层 876855.513. 51.328551.2 万吨43.5 万吨 七、地质构造和水文情况七、地质构造和水文情况 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， 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、薄层状、泥质胶结的粉 砂岩 082.0m 3#煤 煤层属半亮型煤，呈似层状、块 状、粉状，煤层结构简单，局部 的煤层中部有壹层厚度 0.05 0.3m 的泥岩夹层。 平均 9.5m 底板深灰色、块状，或厚层状细砂岩厚度0.8m 总体为壹单斜构造。 煤层走向 NS， 倾向 W， 倾角 1 8o，壹般在 14o之间，平均 2.5o。在俩顺槽、切眼 及高位瓦斯尾巷施工中未发现断层构造。在工作面切 眼中部有壹背斜构造，构造枢纽线呈南北方向，轴 心位置煤厚 8m 左右，俩翼煤厚 5.513.5m，且随工 作面推进俩翼煤层逐渐变薄， 轴心起伏幅度最大2.2m， 且向回顺逐渐延伸，在回顺 N13点前 40m 处在顺槽揭 露；另结合本工作面坑透资料，和俩顺槽写实剖面及 相邻 4304 工作面回采地质资料对比分析，回顺 N13点 至点前 40m 范围内和进顺 C15点至点前 18m 范围形成 壹底鼓构造区，预计该区域内底鼓方向 105o，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 本工作面俩顺槽在施工过程中，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 采空区积水进行探放。 八、瓦斯、煤尘情况八、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,且密 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第二章采煤方法及顶板控制设计 一.采煤方法及回采工艺一.采煤方法及回采工艺 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 采面采前煤和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:工作面壹部 SGW150 型可弯曲刮板运 输机,进顺壹部 SGW80T 刮板运输机,顺槽三部 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,主梁壹梁三柱,付梁壹 梁俩柱,对棚中心距 0.6m,每 3m 留壹宽 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,俩人站在 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柱(贴帮柱用和之成对的付梁下 煤壁侧单体支柱),然后按上述方法向同壹方向逐架将 主梁移到位.每移壹架主梁要随之打好贴帮柱,且用笆 棍,笆片将煤壁刹严背实,要求煤壁上下进度壹致,梁 子垂直且顶实煤壁(质量要求附后).铺网时网和网在 接茬处相互搭接200mm,且每隔100mm用尼龙绳打壹死 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 刹壹根规格 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 刹壹根将煤帮背实; （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.俩人配合在其它相邻梁子的掩护下,将 该付梁前移且顶实煤壁,迅速升起老塘侧支柱和煤墙 支柱,然后回出所打的戗柱,打在下壹架所要移的副梁 的老塘侧(卸副梁下老塘支柱,原则上壹次只回壹个, 最 多不准超过俩根,严禁回三根之上老塘侧支柱,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 300mm 300mm，间距 600mm，每次间隔开口 4 到 5 个，放顶煤 段保持 1012m 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， 且对支 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, 及时补联放煤口且清理工作面浮煤和老塘侧网下压煤, 然后回掉将要移溜子的 20m 范围内的中柱(回中柱和 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,严禁从俩头向中 间移溜,严禁通条帮将中柱摘完进行移溜工作。 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。 溜子移直后和煤壁保持 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.顶板控制设计二.顶板控制设计 1.顶板运动参数,见表 2 2-1 2.支护用品的力学性质、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 1.7 2.1m 配合,壹 2400mm 长钢梁进行支护。 3.参数可行性分析 本工作面和 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)1.82.5=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 80 90%,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 序号项目单位同煤层实测本面选取或设计备注 直接顶厚度m0.82.0 基本顶厚度m 1顶底 板 条件 直接底厚度m0.81.5 2直接顶初次垮落步距m8无 来压步距m6.44 最大平均支护强度KN/1.431.35 最大顶底板移近量420200 3初 次 来 压 来压强度 来压步距m454周 期 最大平均支护强度KN/130130 来最大顶底板移近量200200 压来压强度 最大平均支护强度KN/1201205平 时 最大顶底板平均移近量100100 6直接顶悬顶情况（25）无 7底板允许比压MPa3.863.86 8巷道超前影响范围m3030 9支柱额定工作阻力T3020 10柱距m0.750.6 11最大控顶距m3.43.4 12最小控顶距m2.42.4 1