92301长壁炮采工作面回采作业规程

92301长壁炮采工作面回采作业规程第一章概况一、采煤工作面及开采范围1、位置92301工作面井下位于一采区东北侧，距采区煤仓1200m，地面位于西张村北丘陵地带。2、开采范围：工作面运输顺槽长480m，回风顺槽长467m，切眼长度（自东回风巷北200m范围内切眼长150m，200m以外切眼长85m）。停采线位于回风顺槽距东回风巷30m处，工作面推进长度437m。二、采煤工作面的四邻关系北部为一采区保安煤柱，南部为东回风巷，间隔30m为东胶带巷，西部为保安煤柱，东部间隔15m为92302工作面（已采）。三、地质构造及水文地质情况在运输顺槽内距东回风巷约260m处有一陷落柱，运输顺槽由陷落柱中部穿过，南北长30m，在工作面内陷落柱宽约10m，水文地质条件简单。四、瓦斯、煤尘和自燃发火情况瓦斯：根据2004年度瓦斯等级鉴定结果，矿井瓦斯相对涌出量为4.5m3/T，绝对涌出量为2.67m3/min。属低瓦斯矿井。煤尘：根据山西省煤炭工业局综合测试中心检测报告煤层无爆炸性。自燃发火：根据山西省煤炭工业局综合测试中心检测报告9#煤层吸氧量为1.5337ml／g，自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。五、可采储量及可采期地质储量：第一段267×85×1.8×1.45=59233.95T第二段170×150×1.8×1.45=66555T陷落柱30×5×1.81×.45=391.5T旧巷(2.6＋3.2)×1.8÷2×100×1.45=756.9T地质储量＝第一段＋第二段－陷落柱－旧巷＝59233.95＋66555－391.5－756.9＝124640.6T可采储量：124640.6×0.95＝118408.57T可采期：8.5个月附图一：92302工作面储量计算图第二章地质概况一、煤层赋存情况本区煤层赋于太原群中部，工作面平均煤厚1.8m，煤层容重1.45T/m3，煤层中含少量矸石，煤层平均倾角2－3°，为近水平煤层，稳定可采。二、围岩名称及岩性直接顶：砂质泥岩，黑灰色，厚度1.55m页理发育,含云母片。老顶：细粒砂岩，以长石、石英为主，含少量云母片，比较坚硬，含黑色碎屑。直接底：砂质泥岩，黑灰色，厚4.70m，页理发育，含大量星散状黄铁矿，底部含煤线。老底：细砂岩、灰白色，厚1.85m，以长石、石英为主，含多量云母及黑色碎屑。第三章巷道布置及采煤方法一、巷道布置92302工作面运输顺槽与东胶带巷呈100度夹角布置在煤层中，负责进风、运煤，回风顺槽与东回风巷呈100度夹角布置在煤层中，负责回风，行人，运料，泵站安设在配风巷内。附图二：工作面巷道布置平面图二、采煤方法92302工作面为长壁采煤工作面，采用爆破落煤，人工装煤，工作面煤由工作面刮板运输机配合顺槽内胶带输送机运至东胶带巷，经东胶带巷运至地面；风流经东胶带巷进入运输顺槽冲洗工作面后经回风顺槽由东回风巷回至风井。用DZ22型单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，人工分段放顶，采用全部垮落法管理顶板。1、工作面设备布置附表一：工作面设备布置一览表2、采煤工艺2.1破煤方式工作面采用爆破落煤。2.2装煤人工将爆破落煤装至工作面刮板运输机上。2.3运煤采用工作面内刮板运输机运输。2.4顶板支护采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板。2.5顶板管理采用全部垮落法管理顶板。3、工移流程3.1打眼采用1.2KW型煤电钻湿式打眼，炮眼呈三排“五花”眼布置，眼深1.0米，眼距1.0米，顶、底眼距顶、底板均为0.30米，中眼居煤帮正中部，与顶、底眼距均为0.6米。3.2装药放炮爆破采用瞬发电雷管，煤矿许用2＃硝氨炸药按先底眼再中眼最后顶眼的顺序进行爆破，每眼装药量均为300克，封泥长度不小于0.5米，联线全部采用串联，一次装药，分次起爆，一次起爆长度不超过10米，顶板破碎、发生离层时可缩短起爆长度。3.3伸长探梁爆破落煤后，同时将主、副梁上的前探梁伸出进行护顶。3.4装煤装煤在完好的支护下，人工使用大锹进行，攉煤要攉净，清出实底保证底板平整，为移溜做好准备。3.5移溜一个循环爆破、攉煤全部完成后，由溜子一头向另一头进行移设，禁止由中部向两端或两端向中部移溜，移机头或机尾时，要与机头或机尾附近的中部槽同时进行，移溜时溜子的弯曲段长度不得少于20米，以防溜槽脱节。移溜时，移溜器间距不超过7.5米，同时操作的移溜器不少于3个，移溜器的着力点采用并排支设的两根戗柱，移溜器保持与弯曲段溜子垂直，两头接触点用柱帽、木楔等木质物垫实以防滑脱。移溜器采用液压顶溜器或单体柱。3.6移架放顶移副梁前在主、副梁之间支设一颗导向柱，检查主架支柱是否牢固，将浮煤清理干净，以使移架后支架能架设于实底上，然后向副梁下支柱注液使支柱收缩，观察顶板情况，操纵滑移千斤顶达到移架目的，每次移架700mm，副梁移到预定位置后，将支柱升紧。副梁支设牢固好，按同样方法向前移主梁，移架步距700mm，保证移架后工作面支架架两端位于同一直线上。附图三：炮眼布置图附表二：爆破说明书第四章顶板管理一、顶板管理采用全部垮落法管理顶板。二、工作面支架布置形式1.工作面支架型号及支架布置：工作面采用XDY—1T2型悬移移架，最大控顶距3.52m，最小控顶距2.82m。在相临支架间支设单体液压支柱形成密集支柱，密集支柱与支架的后柱成一条直线。密集支柱和加强支柱全部采用DZ22型单体柱。2、支护密度计算A=P／8×n×p×10A——每一支架所支撑面积m2n——平均采高1.8mp——顶板岩石容重取2.2t/m3P——支架工作阻力1220KNA=1220／×.8×.2=3.851m2L=A／bb——最大控顶距3.52L=3.851／3.52=1.1m支架自宽0.68m，考虑顶板及现场管理情况取架间架距为0.32m，即相邻两支架中心距为1.0m。3、支架技术参数XDY—1T2型支架支架支撑高度1.4—2.0m支架全长2.71m常用支柱数量4根支架前进行程700mm前探梁行程630mm支架自重850kg初撑力628KN工作阻力1200KN泵站压力19.6MPDZ22型单体柱最大支撑高度2240mm伸缩行程800mm初撑力117KN工作阻力300KN油缸直径100mm泵站压力20MP4、超前及端头支护回风超前支护在回风顺槽内，打二排单体柱配铰接顶梁，柱距1.0m，支柱支设超前工作面煤帮20m，端头支护采用4根长钢梁加单体液压支柱组成的迈步走向抬棚支护，钢梁长3.6m，迈步过程中保证一梁二柱，钢梁间距0.4m，相临钢梁间支设一棵单体柱作为密集支护，随工作面推进交错迈步前移。进风超前支护在运输顺槽内，采用在煤溜两侧各打一排单体液支压支柱配合铰接顶梁进行支护，向外超前工作面20m，所支设液压支柱均离开溜槽200mm，端头支护采用4根长钢梁加单体支柱组成的迈步走向抬棚支护，钢梁长3.6m，迈步过程中保证一梁二柱，钢梁间距0.4m，相临钢梁间支设一棵单体柱作为密集支护，随工作面推进交错迈步前移。工作面上、下出口均采用4对3.6m长的钢梁进行支护，支柱与工作面保持一条直线，交错向前迈步，迈步步距1.4m，迈步过程中保持一梁三柱，长梁端头在顺槽内距工作面煤帮不小于1.2m。5.备用支护材料数量及存放地点在回风顺槽距工作面30——100m范围内必须经常存放有备用材料，其中DZ—22型单体液压柱12根，HDJA——1000型铰接顶梁10根，3.6m钢梁10根，长1.8——2.0mΦ18cm红松圆木20根，背顶材料200kg，以备抢险时急用，此材料必须随用随补，严禁短缺，各种材料要分类挂牌码放整齐，不得影响行人和运料。6、回柱放顶6.1工作面初采工作面初采前应先对切眼内原有木支护进行加固，清理切眼巷内浮煤，调直工作面溜子。然后按本规程要求间距自运输顺槽端向回风顺槽端逐架安装支架，将支架上伸缩油缸、前探梁调整为初始状态，保证支架互相平行且全部垂直于工作面煤壁，支架的架头、架尾必须成一条直线。安装支架时，采用人工运输，人工逐架安装，安装好一架支架，回掉一架原支护。工作面支架安装好后，再进行工作面上、下端头支护的安装，而后进行上、下顺槽的超前支护的安装。当所有支护安装结束后方可进行第一个循环的作业，完成第一个循环后重新调整工作面内及上、下端头和上、下顺槽超前等的支护。6.2工作面初次放顶附：《92301工作面初次放顶安全技术措施》6.3正常放顶6.3.1每推进一个循环进行一次移架放顶板，放顶步距0.7m。6.3.2移架落后移溜25m，移架时每个小组至少应有二人操作，一人观察顶板及支架运行情况，一人移架。6.3.3移架前必须对工作面所有支架进行二次注液维护。6.3.4当顶板压力增大或周期来压时,应在顶梁下欲留的位置支设DZ22型单体柱进行加强支护。6.3.4移架时先移副梁，再回掉密集支柱，并及时打在新的密集位置，最后移架。6.3.5要注意检查移架地点周围支架是否完好，退路是否畅通无阻，压力大时必须先支好临时护身柱，待回出所有梁柱后，再回掉临时护身柱。6.3.6移架地点上、下5m范围内不得站立与放顶无关的人员。6.3.7运输顺槽每次缩溜不得超过二节溜槽，缩溜后及时放顶，回风顺槽随工作面一起放顶。6.3..8移架后悬顶宽度大于2.5m，长度大于5m，或冒顶高度小于采高的1.5倍时，应停止开采进行人工强制放顶。6.4人工强制放顶6.4.1当移架后,顶板未垮落或垮落不彻底,即悬顶长度大于5m，宽度大于2.5m、顶板冒落高度小于采高的1.5倍时，采用人工强制放顶措施。6.4.2人员应站在完好的支架下进行打眼，眼深2m，眼距2m，仰角800。6.4.3炮眼打完后，应停止工作面的一切工作，严格按“一炮三检”，“三人联锁放炮制度”执行。6.4.4放炮前，首先检查放炮地点周围10m范围内的支架及顶板情况，发现隐患立即处理。6.4.5对放炮地点周围5m范围的支架应迎着爆破冲击波的方向支设好戗柱，并对支架及液压柱、刮板输机等设备进行保护，防止爆破崩伤支架及其它设备。6.4.6每个炮眼的装药量为1000g，炮眼剩余长度全部用炮泥充满。6.4.7爆破结束后，当班安全员带班长、瓦斯员、炮工应由外向内逐架检查支架情况和爆破效果，当顶板垮落后方可继续放顶，否则重新进行强放顶。6.5末次放顶当工作面推进至距停采线30m处时另行编制《92301工作面末次放顶安全技术措施》和《92301工作面回撤设备安全技术措施》。附图四：工作面支架布置图第五章生产系统一、通风1.1风量计算1.1.1按瓦斯涌出量计算Q=Qgw×kgw×100式中：Qw——工作面需风量m3/mmQgw——工作面瓦斯绝对涌量m3/mm取0.4Kgw——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数取1.5Q=0.4×1.5×100=60m3/mm1.1.2按工作面进风流温度计算Q=60×V×Sw×Kw式中：Qw——工作面需风量m3/mmVw——按进风流温度18-20℃，工作面风速0.8—1.0m/s,取0.9m/s.Sw——工作面的有效通风断面，（最大控顶距+最小控顶距／2）×1.8Kw——按工作面长度150m，长度风量系数1.2，取1.2Qw=60×0.9×5.71×1.2=370.0m3/mm1.1.3按使用炸药量计算Qw=25×AW式中：Aw——工作面一次爆破使用的最大炸药量kg，为9kgQw=25×9=225m3/mm1.1.4按工作面人员数量计算Qw=4×Nw式中：4——每人每分钟供给的最低风量m3/mm。Nw——工作面同时工作的最多人数为29名。Qw=4×29=116m3/mm取Qw=370.0m3/mm为工作面供风量1.1.5风速验算V=Q/60S=370.0/60×5.71=1.08m/s0.25m/s＜1.08m/s＜4m/s符合要求故取：Q采=370.0m3/mm为工作面供风量。1.2风路副立井——井底车场——东轨道巷——东胶带巷——运输顺槽——工作面——回风顺槽——东回风巷——风井——地面二、运输2.1运煤方向工作面——运输顺槽——东胶带巷——9#东南运输巷——9#集中运输巷——暗斜井——3#运输巷——主斜井——地面2.2运料副立井——东胶带巷——运输绕道—