山西宝源煤业有限公司020302炮采工作面作业规程施工单位:回采队技术部二00七年十二月十日-1--2-目录审批签字编制组队审核机电副矿长生产副矿长技术副矿长安全副矿长矿长-3-第一章概况………………………………………………3第二章采煤方法………………………………………………6第三章顶板管理………………………………………………10第四章生产系统………………………………………………14第五章劳动组织和主要经济指标……………………………18第六章煤质管理………………………………………………20第七章安全技术措施…………………………………………20第八章附图………………………………………………32第一章概况-4-第一节工作面位置及井上下关系020302炮采工作面位于0203采区东翼,为该采区的第一个工作面。该面轨道进风巷标高800.6m,运输回风巷标高805m,具体位置及井上下关系见表1。表1工作面位置及井上下关系表采区名称0203工作面名称020302地面标高1020井下标高805M地面相对位置020302炮采工作面位于刘家山沟断层东南,地势东南低西北高,地形较平坦,基岩大部分被黄土覆盖,少部分基岩冲沟不发育。地面标高最小为980m,最大为1020m,平均为1000m。工作面地表无任何建筑物,属丘陵地带。井下位置及相邻关系该工作面东临瑞东区采空区,南临北采回风巷煤柱,西临0203采区回风巷,北临020304工作面。。回采对地面设施的影响本面回采可能会对地面造成塌陷。倾斜长度100m走向长度运输顺槽回风顺槽平均330m330m330m煤高1.7m采高1.7m容重1.45T/m3回采率95%可采储量74936t可采期6月第二节煤层-5-本工作面设计开采煤层为2#煤层,通过地质资料分析,该工作面范围内,2#煤层赋存较稳定,,煤层厚度在1.6-1.7m之间。具体情况见2。表2煤层情况表煤层厚度1.6-1.7m煤层硬度f=1-2煤层倾角3-5度煤种主焦煤稳定程度较稳定开采煤层2#煤层情况描述该工作面2#煤层俗称“下三尺”,位于山西组中部,层位稳定,厚度变化较小,一般厚度1.6-1.7m,平均1.65m,煤层结构简单,为稳定大部可采煤层。其煤岩类型属半亮型。第三节煤层顶底板表3煤层顶底板情况表老顶灰白色细沙岩~灰色砂质页岩含植物化石厚度7.65m特征灰白色细砂岩,厚5.69m;灰色砂质页岩,厚1.69m直接顶及伪顶灰黑色砂质页岩夹细砂岩~碳质页岩厚度4.75m特征灰黑色砂质页岩夹细砂岩,厚0.82m。碳质页岩0.73m直接底泥岩及泥质页岩~砂页岩互层底部为砂岩厚度5.2~8.2m特征泥岩及泥质页岩,厚1.2m。砂页岩4~7m附工作面煤岩柱状(图1)-6-第四节地质构造断层情况以及对回采的影响根据现有巷道揭露,该面回风顺槽距发现落差为1.5m、2m的断层,走向为10°左右,对回采将造成一定影响,过断层时需加强排水、瓦斯监控及顶板管理。其余是一些断层,落差在0.7-1.5m之间,对回采造成影响。第五节水文地质该面水文地质条件较简单。在工作面回采巷道的掘进中,未发现顶板有滴水淋水现象,但1#煤层老顶为砂岩,属较强含水层,工作面断层较多,且局部具有导水功能,故回采时必须注意防水,应配备排水设施。第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其他因素表4影响回采的其他因素二、技术部门对工作面回采过程中的具体建议1、该面顶板裂隙发育,回采过程中应加强顶板管理。2、接近断层时,应提前做好过断层措施,加强瓦斯检查、煤壁和顶板管理。瓦斯低瓦斯采区,绝对涌出量0.76M3/MINCO2低CO2矿井,绝对涌出量1.53M3/MIN煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性,爆炸指数为5.86MPam/s,必须加强煤尘防治。煤的自燃煤层自然发火倾向Ⅱ级-7-3、回采过程中如遇地质构造异常,及时与技术部门联系。第七节储量及服务年限1、储量工业储量:7.888万吨可采储量:该回采工作面回采率定为95%,可采储量7.494万吨。2、采煤工作面服务年限工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=330/﹙1×2.4×25﹚m/月=6月第二章采煤方法第一节巷道布置表5巷道特征表项目名称净宽(m)净高(m)净断面(m2)支护形式断面形状长度(m)020302运输顺槽2.81.74.5木棚梯形340020302回风顺槽12.81.74.5木棚梯形340附巷道布置图(图2)第二节采煤工艺1、工艺流程打眼→装药→爆破→临时支护→运煤→支柱→移溜→回柱→支柱维修2、采高和循环进度采高:1.7m工作面长度:100m-8-循环进度:1.2m3、落煤落煤方式:爆破落煤炮眼布置形式:采用双排眼打眼放炮:打眼用MZ-12型煤电钻,1.5m麻花钻杆,分别从工作面中间向机头、机尾同时进行打眼。顶眼距2米,距顶板0.30m,装药量0.6kg/眼,底眼倾斜打眼,眼距1.2米,倾角60度。水平夹角偏下山75度,装药量0.6kg/眼。爆破:使用2#煤矿硝铵类炸药,每卷0.2kg,长20厘米,¢33㎜。配合8#瞬发电雷管或毫秒延期电雷管。发爆:用MFB50-2型电容式发爆器。放炮母线不小于70m,发炮顺序从机头向机尾方向依次放炮。采用串联联炮、反向装药,一次放炮长度,视顶板情况而定,但不得超过4m。炮眼布置(图3)附后爆破说明书原始爆破条件表6序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼数目个1334工作面瓦斯低2总炮眼深米1995煤层硬度F1—23底板硬度F4—66总装药量㎏80原始爆破参数表7眼号炮眼名称炮眼个数装药量倾角爆破顺序联线方式卷/眼总量水平垂直顶眼5030kg80kg60°75°机头向机尾串联底眼8350kg-9-爆破效果表84、装运煤工作面放炮后,由人工移溜用铁锹将爆落的煤装入刮板输送机,由刮板输送机运出;运输巷采用刮板输送机和皮带输送机运煤。5、工作面支护及采空区处理A、工作面支护支护形式,采用DZ18型单体液压支柱配合∏型DFB(1200—2400)/3002.4m梁支护,靠切顶线侧两基本柱间加设两根戴帽点柱作为密集支柱。正常生产时采用“三、四”排管理顶板,密集支柱切顶。⑴支护质量a、支柱打成直线,排距1.2m,梁距0.7m,偏差均不超过±100㎜;端面距不大于300mm,新暴露的顶板要及时支护。b、支柱支设,迎山角1—2度,工作面支柱必须全承载。c、支柱钻底量大于100㎜时要穿鞋,初撑力不得低于90KN。d、煤层变化时,必须及时更换适应采高的支柱,防止支柱超高或压死,活柱升缩量不少于150㎜。序号名称位数量序号名称单位数量1炮眼利用率%994每循环炸药消耗量kg802循环进度m1.25每循环雷管消耗量发1333循环爆破实体m3204-10-e、不得使用折损的坑木,且必须每个循环内全面检查一次支柱,发现损坏和失效的支柱立即更换。f、临时支柱的位置应不妨碍架设基本支柱,基本支柱未支设好不准回撤临时支柱。⑵接顶要求:点柱必须使用柱帽接顶﹙柱帽规格600×180×90mm,顶板破碎和漏顶处,必须使用顶梁、棚板等接实背严,严禁空顶,超前移梁管理顶板,并必须支设临时支柱。B、采空区工作面采空区采用全部垮落法处理。6、采煤工作面正规循环生产能力W=L×s×h×r×c=100×1.2×1.7×1.45×95%=281t式中:W——工作面正规生产能力,tL——工作面平均长度,mS——循环进度,mh——工作面设计采高,mr——煤的密度,t/m3c——回采率,%设备配备表9设备名称规格型号数量备注皮带运输机DTL-6501部刮板输送机SGB-302部真空智能起动器QBZ-3152台真空馈电开关BKDZ-6301台馈电DWBQ-3502台综保BBJT4-21台煤电钻MZ-122台-11-第三章顶板管理第一节支护设计一、工作面的支护设计1、合理支护强度的计算顶板压力Q=一次冒落高度×岩石重力密度×工作面长度×最大空顶距=4.57×2.5×100×3.9=4455KN工作面DZ18型液支柱工作阻力F=450×140=6300KN可见F﹥Q,所选支架的工作阻力符合要求二、鉴于本工作面围岩性质及实际情况工作面使用外注式支柱。表10预计工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测同面选取1顶底板条件直接顶厚度m4.574.57直接底厚度m老顶厚度m6.016.012直接顶初次垮落步距m10103初次来压来压步距m10最大平均支护强度KN/m211.4211.56最大平均顶底板移进量m0.230.16来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m30(经验)最大平均支护强度KN/m29.819.6最大平均顶底板移进量m0.3(经验)来压显现程度不明显不明显-12-5平时最大平均支护强度KN/m2最大平均顶底板移进量m0.15(经验)6直接顶悬顶情况m破碎7底板允许比压Mpa1.28直接顶类型页岩9巷道超前影响范围m2020三、乳化液泵站设计1、液压管路:乳化液泵站→020302运输顺槽→0302工作面2、泵站及管理要求:⑴泵站司机持证上岗,严格执行操作规程及交接班制度,必须认真填写记录。⑵开泵前,对泵站进行全面检查,确认无误后方可开机。司机严禁离开岗位,如果离开则必须停止设备运转。⑶泵站运转过程中,若出现声音异常、震动较大、压力、温度持续升高或压力不正常等特殊情况,必须立即停泵检查处理。⑷泵站乳化液配比浓度必须符合要求,达到3-5%,泵站压力不低于24Mpa,且无漏液现象。⑸正常情况下,乳化液泵正常情况下只准开一台泵,另一台备用;若有损坏及时找出原因,进行处理。⑺注液枪及管线设专人管理维护,管线吊挂整齐,注液枪使用后应悬挂在人行道两侧,不得放在地上。⑻更换液压管或液压管密封,应停泵或关闭断路阀。第二节工作面顶板管理一、控顶方法1、规格型号。DZ18型2、护顶方法。⑴采用单体液压支柱配合∏型梁支护支护顶板,正常生产期间采用“三、四”排管理。-13-⑵工作面最小、最大控顶距及放顶步距本工作面最大控顶距3.8m,最小控顶距2.6m。放顶步距1.2m。二、回柱放顶方法a、回柱方式:采用人工的方法进行回柱b、回柱顺序:卸载→拉柱c、操作方法:1、准备工作①备齐回柱工具(卸载手把,牵引绳等)②认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况,改正不正规支护,确保无安全隐患后,方可开始作业。③清理维护好后路,打好护身柱。2、技术要求①回柱顺序由下向上,从采空区向煤壁回收,严禁提前摘柱或进入采空区作业。②回柱时必须在顶板条件好,支护可靠的安全地带。并必须补齐支柱后,方可回柱。如回柱地点顶板破碎,支护歪斜,需先进行维护,确认安全后,方可回柱。③正常回柱放顶分段距离不得小于15米,回柱、爆破工序采用单行作业,不得与其它工序平行作业。④回柱放顶至少两人一段,一人回柱、一人观察顶板及支护情况,两人都必须在支架牢固的斜上方安全地点作业。⑤实行全承载支护,回出的支柱及时垂直顶底板整齐地靠在材料道采空区侧,材料码放整齐,确保人行道畅通。⑥回柱后局部悬顶超过沿倾向5米,走向悬顶2米时,必须进行人工强制放顶。3、安全注意事项①禁止在顶板破碎,压力大,支护状况不好等地点分段。②回柱人员必须在顶板完整,支架完好地点,进行操作。③遇死柱时,先支好临时支柱,后采用挑顶或卧底的方法回撤,严禁用炮崩或其它方法强行回撤。-14-④回柱过程中要时刻注意顶板及支护状况,发现异常立即停止作业,及时维护。如顶板压力大,难以处理时,及时撤人,并及时报告调度室及相关领导。待顶板稳定后维护好再回柱。⑤当顶板压力较大时,卸载手把必须使用牵引绳进行远距离操作,缓慢卸载。⑥严禁使用其他工具代替卸载手把操作。三、特殊支架1、单排密集切顶。正常回采期间,采空区用单排密集切顶,切顶密集柱在放顶一侧,与正规柱一样,打成直线,迎山有劲,初撑力不小于90KN。2、抬棚。初放、顶板压力较大、顶板破碎、过断层破碎带、支柱不正规等情况下支设。第三节工作面端头支护,超前支护和特殊支护一、端头支护工作面机头端头采用兀型梁配合单体液压支柱四梁八柱抬棚支护,兀型梁长度2.4米,一梁二柱,机尾端头一梁二柱支护。工作面机头机尾各设一木垛二、超前