9201综采工作面作业规程.docx
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9201综采工作面作业规程
第一章工作面概况
第一节工作面位置煤层赋存及储量
一、井上位置
9201工作面位于下寺头村以南、陈家湾村煤矿以西、狮尾沟联营煤矿以北范围内。
工作面切眼距本矿矿界360米,地表地形复杂多为坡、沟耕地。
工作面范围内无建筑物、公路、河流分布,预计回采会造成地表裂缝塌陷,但影响不大。
地面标高:
955——1000m
二、井下位置
9201工作面位于本矿二采区下部。
东部距矿界360m;西部至总回风保安煤柱;北部与9203回采工作面相隔30米保安煤柱;南部至本矿矿界。
工作面标高:
820—830平均盖山厚度:
124m
本工作面开采范围坐标为:
轨道顺槽:
X=4138050X=4137512
Y=19498440Y=19499334
皮带顺槽:
X=4137864X=4137366
Y=19498408Y=19499250
三、煤层特征
1、煤层赋存
9201工作面可采的9#煤属石炭系上统太原组,根据掘进巷道揭露本煤层平均厚度4.2米,含1—3层夹矸,厚0.1—0.36米,该煤层赋存稳定,结构简单,总体呈一单斜构造,属稳定的Ⅰ类Ⅰ型,煤层倾角3°~6°,平均4.5°,容重1.4T/m3,摩氏硬度2~3级。
2、煤质
项目
水份Mad
灰份Aad
挥发份Vdaf
发热量Qgr·vd
硫份std
胶质指数Y
指标
0.49%
13.5%
18.52%
26.2MJ/kg
1.10
8.5
四、储量
走向长(m)
可采长(m)
倾斜长(m)
斜面积(m2)
煤厚(m)
容重(t/m3)
工业储量(Kt)
采高(m)
回收率(%)
可采储量(Kt)
1012
982
170
172040
4.2
1.4
1011.6
28+0.8
95
799.3
第二节顶、底情况及地质构造
一、顶、底板情况
煤
层
顶
底
板
情
况
名称
岩石名称
厚度
岩性特征
老顶
石英岩
8.07
黑色
基本顶
泥岩及沙质泥岩
0.7—1.0
黑色和灰白色粘土质,普氏系数2.0,顶板属可垮落Ⅰ类Ⅱ型
伪底
泥岩
0.1~0.3
灰黑色粘土质
基本底
粘土岩或细中砂岩
4.55—5.82
石英、长石
二、地质构造
9201工作面总体倾向西南SS—SSW,倾角3°~6°,本工作面切眼基本按倾向布置,回采按走向推进,易于破煤,工作面无断层、陷落柱等。
顺槽近于平缓,大致中间高两头稍低一点,坡度2°~3°。
附图:
9201工作面柱状图
第三节水文地质
一、水文地质概况
井田地处三川河南侧,地形以中低山黄土丘陵区,沟谷切割强烈,地势南高北低,雨季较大沟谷汇集,有季节性水流向北汇入井田北部罗候河,罗候河向西北汇入三川河,三川河然后向西流入黄河。
二、本工作面范围内主要含水层
1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层。
2、石碳系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层。
涌水量0.014L/Sm,渗透系数0.033m/d,富水性较弱。
3、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层
涌水量0.0039~0.0041L/Sm,渗透系数0.003m/d,富水性弱。
4、上第三系、第四系松散岩类孔隙含水层。
受地面大气影响,富水性随季节变化大,局部地段含水量丰富。
三、构造对井田水文地质条件的影响
本区构造受区域构造的控制,总体呈一较平缓的单斜构造,工作面推进时无任何影响。
四、工作面涌水情况
本工作面在顺槽掘进时已在底凹处打小水窝设置潜水泵排水,涌水对回采影响不大。
第四节煤尘、瓦斯
一、煤尘
9201综采工作面回采9#煤,煤尘有爆炸性,爆炸指数为17%,煤的自燃倾向性等级为Ⅲ级,不易自燃。
二、瓦斯
矿井瓦斯相对涌出量为1.09m3/t,绝对涌出量为0.49m3/min,为低瓦斯矿井。
二氧化碳相对涌出量为1.36m3/t,绝对涌出量为0.61m3/min。
三、地温
本工作面温度正常为16~18℃左右,无火区危险。
第五节巷道布置及工作面参数
一、巷道布置
井田内大巷采用下山方式布置,主要巷道有集中皮带下山、轨道下山、总回风下山巷,与主斜井、副立井、回风立井构成生产系统。
顺槽沿走向布置,本工作面南侧为皮带顺槽,北侧为轨道顺槽,东侧为工作面切眼。
其中皮带顺槽为进风、出煤;轨道顺槽为回风、运料,顺槽方位角为120°50′,切眼210°50′,回采为后退式回采。
皮带顺槽与轨道顺槽通过贯眼分别与集中皮带下山、轨道下山贯通构成生产系统。
附图:
9201综采工作面巷道布置示意图
二、巷道断面特征
附图:
9201轨顺、皮顺及切眼断面图
三、停采线位置
停采线位置为距总回风下山中心线以东31.5米,保证净保安煤柱30米。
巷道断面特征表
项目
单位
轨道顺槽
皮带顺槽
切眼
断面形状
矩形
矩形
矩形
断面积
m2
掘
8.4
8.4
15.6
净
7.56
7.56
14.5
宽度
m
掘
3
3
6.0
净
2.8
2.8
5.8
高
m
掘
2.8
2.8
2.6
净
2.7
2.7
2.5
净周长
m
11
11
16.6
长度
m
1044
980
170
支护材料形式
锚杆、锚索、W钢带、金属菱形网联合支护
第二章采煤方法
第一节采煤方法
一、采煤方法:
1、本工作面采用走向长壁后退式全部垮落法综合机械化采煤方法,由4MG200W型采煤机落煤,SZB630/264型刮板运输机(前部)、SZB630/264型刮板运输机(后部)运煤;ZF3700/16/31型四连杆低位放顶煤支架支护,自然垮落法管理顶板。
二、采高
9201工作面主采9#煤层,厚度4.2米,工作面沿稳定夹矸顶割煤,采高为2.8m。
根据配套的采煤机,四连杆低位放顶煤支架选型及类比高档面,确定放顶煤平均高度为1.4米,放煤率为50—60%,采放比为2︰1。
第二节回采工艺
一、回采工艺
交接班—→采煤机由运输机头(尾)部进刀—→采煤机向机尾(头)部割煤—→临时支护(伸前探梁)—→移架—→移前溜—→放顶煤—→拉后溜
1、交接班
实行井下现场交接班,根据各工种岗位按时对应交接以质量标准化为原则,对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况,进行全面详细检查验收,做到责任明确,认真交接,做好开机前的准备工作。
2、进刀与割煤
正常情况下,完成一个循环后先将采煤机置于工作面距机头(尾)20m左右,其次将前溜推进煤壁,然后采煤机斜切进刀割通三角煤,并清扫干净三角煤段浮煤,再反方向向中部推进,调整前部溜则,使采煤机平行于煤壁;调整采煤机方向和前后滚筒高度,最后开始割煤。
3、临时支护
滚筒割顶煤后,所在部位支架及时伸前探梁和护帮板进行临时支护。
如接顶不实可用木背板接顶。
4、移架
采煤机推进长度达3~5m后及时移架,移架时先收前探梁和侧护板,降架幅度不宜过大,能够满足移架即可;当顶板破碎时,应采用带压移架方式,移架必须做到降一架,移一架,移过后及时升起并打开前探梁(时间不超30秒),支架升起后必须接顶严实,达到初撑力(31.5MPa)规定值80%,同时将支架调整移成一条直线并伸出侧护板。
支架支柱中心距偏差不得超过±100mm,以保证支架的切顶性能。
5、移溜
(1)按从下(上)向上(下)的顺序依次移前溜
工作面前溜推移是以支架为支承,由支架推移千斤顶,推移溜则必须滞后采煤机后滚筒6~10架,移溜时溜槽在水平方向的弯曲度不得大于3°,且每段的推移千斤必须保证三个同时工作,以免损坏千斤。
弯曲段长度不得小于15m左右,移到位的输送机必须达到平、直、稳,同时操作手把打至零位。
(2)放顶煤6—10架开始拉后溜
拉后溜时,先检查支架尾梁是否落在后溜上,输送机上是否有大块煤矸,若有上述情况,处理后方可拉移后输送机。
后溜拉回到位后必须保证其呈一直线,不得出现急弯曲,防止断哑铃棒或溜槽错口。
6、放顶煤
工作面采用每割一刀煤放一次顶煤的作业形式。
滞后移架3~5m放顶煤,放顶煤采用单轮间隔顺序放煤的方法。
两人相距5架支架进行。
即第一人放3#、5#、7#奇数架,第二人放4#、6#、8#偶数架;放煤顺序由运输机头部(尾部)向尾部(头部)进行,放煤工序与割煤工序平行作业,放煤时放煤工根据后溜的煤量适当控制放煤量,以免压死后溜。
放煤时将支架放煤摆梁收回,顶煤就会自动流入溜则,不得一次将摆梁收回摆动最大角度。
放煤过程中要相互配合,尽可能少让顶煤溢出溜则外,当有大块煤卡在放煤口影响放煤时,则反复上下摆动尾梁,把大块煤压碎,当发现窜矸时要及时将摆梁伸出,防止矸石混入煤中。
7、移转载机
采用液压自移式拉移。
拉移前先清理干净拉移段的浮煤、杂物,戗柱的支设必须牢固可靠,必须用厂家配备锚链拉移,且连接牢固。
拉移时必须停机闭锁,无关人员远离作业地段。
作业人员必须站在安全区域后,方可远距离供液拉移。
拉移时要设专人指挥,专人观察,随时注意拉移情况,以防拉脱或拉不到位。
转载机每循环拉移一次。
8、拉移皮带输送机机尾
采用液压自移式拉移。
拉移前,首先把皮带开空通知皮带机司机停机,将开关打至零位,并坚守岗位,没有得到专人和信号通知,严禁开机。
然后回收皮带架的中连杆、H架等,再清理干净拉移段的浮煤、杂物,检查戗柱的支设。
拉移时,无关人员远离作业地段,作业人员站在安全区域后,方可进行远距离供液拉移。
整个过程要设专人指挥、专人观察,随时注意拉移情况,拉到位后,通知皮带机司机拉紧皮带并试运转,皮带跑偏时,及时调整皮带上、下托辊和机尾滚筒。
拉移皮带输送机机尾,根据皮带机尾和转载机位置情况,由检修班负责拉移。
9、拉移系列车
系列车包括泵站、移变、开关、电缆车、乳化液泵等平板车,拉移系列车上坡时,在绞车20m外打一戗柱,戗柱穿柱靴;钢丝绳与戗柱连接牢固;下坡时,在绞车后20m外打一戗柱,戗柱穿柱靴,钢丝绳与戗柱连接牢固,然后进行拉移。
A、拉移前的准备
①拉移用轨道巷的回柱绞车,绳径不小于Φ24.5mm,回柱绞车的开关按扭灵活可靠,闸把完好,刹车可靠,钢丝绳钩头完好。
②拉移前,先清除系列车前后及周围的杂物,把所有电缆理顺,轨道有问题时要及时处理,防止掉道。
③检查各设备之间、设备与车之间的连接及车与车之间的硬连接是否可靠,有问题及时处理。
④拉移前,将移变停电,开关手把置于零位,无关人员要撤离到安全地点,严禁带电拉移。
⑤绞车信号采用电铃或哨子,严禁晃灯或喊话。
信号规定为:
一声停,二声拉,三声放。
B、拉移
①信号联系准确无误后,方可启动绞车,慢慢张紧钢丝绳,停止绞车,取掉挡在系列车中(后)的铁马、戗木、挡车器等,并在拉移后系列车预停位置前,放好铁马、挡车器等。
②在拉移过程中,要有专人站在运输机机尾安全区域观察,随时用信号与绞车司机联系,拉移过程中,要在拉移范围的上、下方设好警戒,任何人严禁在系列车两侧、下方及钢丝绳摆动范围内通过或停留,严格执行“行车不行人,行人不行车”制度。
③拉移过程中,绞车司机要持证上岗,精力集中,随时注意系列车的拉移情况,发现异常立即停车。
拉移要平稳,严禁猛拉猛拽。
④当系列车拉到位后,应及时发出信号,停止并刹紧绞车,严禁拉脱电缆。
⑤当系列车停止后,重新把铁马等挡车器搬至指定位置,将系列车挡刹牢靠,严防跑车。
⑥最后松开绞车钢丝绳,并摘勾,将绞车开关手把打至零位。
10、清理浮煤
每一循环对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理一次,保证机头机尾出口及人行道畅通,液压支架保证支在实底上。
11、提高回采率措施
①采煤机司机要精力集中,高度负责,随时注意煤层厚度的变化情况及顶底板情况,控制采高不大于2.8m,以保证支架有足够的初撑力。
②每循环工作面都要设专人将浮煤清扫至运输机中,严禁将浮煤扫至落山或支架间。
③每天由检修班将皮带巷洒下的浮煤清理至皮带上运往煤仓。
④放顶煤时,除机头、机尾3架不放顶煤其它架必须全部放顶煤,放不干净或不放顶煤,按矿规定处罚,技术科、安监站、调度室监督检查。
12、提高煤质措施
①采煤队成立煤质管理领导小组,以队长为中心,各管理人员全部参加,提高全员煤质意识,加强产品质量管理。
②各队制定煤质管理具体措施,并严格执行。
③在各溜子机头设立拣矸点,保证大块矸石不出井。
④机组割煤过程中,严禁割破底板。
⑤加强工作面的支护质量,防止冒顶事故的发生。
⑥工作面若遇地质变化带,如断裂破碎带或煤质变薄带等时,必须加强工作面支护强度,工作面煤岩必须分装分运,矸石填充采空区,尽量避免矸石出井。
⑦各转载点必须开机洒水,停机停水,以免增大煤的水份。
⑧浮煤损失在2m2内其平均厚度不超过30mm。
第三章顶板管理及支护
一、顶板管理方法
(一)支护材料选择
根据煤层厚度和顶板分类以及集团公司现技术装备,选用ZF3700/16/31型支架支护顶板。
(二)工作面支护形式及支护密度的确定
1、支护强度验算:
①根据工作面采高8倍的顶板压力验算
顶板最大压力:
Pmax=8MT=8×2.8×2.7=60.48T/m2
式中M—为采高2.8
T—顶板平均容重2.7T/m3
②根据我国经验公式进行验算:
我国经验公式为:
P=M×r×n×10-2/(k-1)
式中:
P——支架单位面积的载荷MPa
M——煤层开采厚度m
r——顶板岩石容重T/m3,取2.7T/m3
n——支架受力不均衡系数取2
K——顶板岩石膨胀系数取1.3
计算结果:
综采工作面P=0.5MPa
支架最大支撑强度为0.59Mpa(厂家资料即61.2T/m2),大于验算结果,所以支架选型合理。
2、支架密度确定
根据顶板与支架选型,工作面端部及中部共需支架116架,包括端头过度支架4架和中部支架112架,支架紧密相连。
(三)顶板管理
1、管理方法及支护方式
采用四连杆低位放顶煤支架支护顶板,采空区全部自然垮落法管理顶板。
2、根据支护选型,工作面最大控顶距为7.2m,最小控顶距为6.6m。
放顶步距0.6m,即每割一刀移一次架,顶板自由垮落。
3、支护监测
(1)观测指标:
顶板移近量,顶板压力,支架载荷。
(2)矿压观测点的设置:
①、顶板移近量
在工作面任选3点,各点间任选3架共9个观察点,量支架立柱高差。
②、顶板压力
A:
采用标点法观测活柱下缩量。
B:
采用压力表观测法。
工作面每17架在支架前柱上安装一个压力表,共安装7个。
每班进行数据观测并记录,及时掌握工作面顶板压力情况。
③、支架载荷
工作面共安装圆图记录仪7台,安装位置同压力表,监测支架前后立柱初撑力及工作面阻力;每日用液枪或专用工具测两巷超前支护中的单体液压支柱初撑力,测试不少于4根,并填表记录。
(3)数据处理
根据圆图仪曲线图和压力表数据记录每5天进行一次压力分析报告,每月进行一次总结,报告抄送技术科,并反馈回队组,保证工作面处于良好的支护状态。
对超前支护达不到设计的支柱现场进行整改,压力不够进行注液打压,接顶不严垫加柱帽或木楔接顶,确保安全出口的畅通。
对工作面出现的顶板隐患,及时填写《隐患报告单》,及时提出处理意见,并反馈回队组,以采取有效措施。
在工作面初采初放、末采末回等专项工程及正常回采中,由队技术员对工作面初次来压步距、老顶来压周期、周期来压步距、顶底板移近量、煤壁片帮深度等进行现场观测,并做好记录,报送技术科进行数据分析。
所分析的各类图表、数据报有关领导和单位,并及时反馈回队组,队组及时采取措施处理。
4、支架的操作及维护说明
(1)支架操作工必须经过专门培训,且考试合格后方可上岗。
且必须了解支架的基本原理,各组成部分,液压元件功能及一定的故障排除及保养知识。
(2)操作过程中若出现故障,要及时排除,操纵工也应带一定数量密封件和易损件,一般故障操作工应能排除;若个人不能排除的要报告,汇同维修工及时查找原因,采取措施迅速排除或更换零部件。
(3)移架时,应注意保持支架移动平稳,不得猛然启动到操纵片阀的最大位置,降架高度尽可能减少,当顶梁与顶板稍有松动(以离顶100mm为宜),即可移梁,尤其是顶板破碎时,应擦顶板移架。
(4)降架后,移架动作要快而准确,移完后及时支护,当支架出现挤架时,对支架应及时调整,不得歪斜,保证移架后的三直一平:
即前后溜子直、支架直、煤壁直、顶底板平。
(5)在移架前,为避免空顶面积过大造成冒顶及倒架,严禁相邻两架同时卸载移架,一般的移架顺序,根据防倒滑的要求,可先移排头第二架,由工作面下方向上或相反方向顺序移架。
(6)移完支架后须及时升柱,若需调架,也应先调后升,升柱时,顶梁上方的棚梁、矸石应先清除,如果局部冒顶,应刹顶填平后再升柱,以保证支架与顶板接触良好,升柱时,应保持支架前后立柱的动作协调一致,使梁体平直,接触面良好。
(7)操作支架工必须了解支架各元件的性能和作用、熟练准确地按操作规程进行各种操作。
支架工操作要作到:
快、够、正、匀、平、紧、严、净。
“快”——移架速度快;“够”——推移步距够;“正”——操作正确无误;“匀”——平稳操作;“平”——推溜移架要确保三直两平;“紧”——及时支护紧跟采煤机;“严”——接顶挡矸严实;“净”——架前架内浮煤碎矸,及时清除。
(8)煤帮采过一刀后,先将支架的前探梁升出,作为临时超前支护,若顶板压力较大,可在前探梁下打一带帽点柱,以减轻其压力。
移架时,应将前探梁收回,然后再降架迈步前移。
(9)工作面推进过程中,若底板松软,支架钻底时,用铁板或枕木铺设在支架底,加大支柱受力面积,防止支架支柱钻底现象。
(10)支架操作过程中,随时检查胶管、接头、卡子及其的液压元件,发现问题立即解决。
若高压胶管突然窜出飞舞时,严禁用手抓,而是应迅速关闭操纵阀或球形截止阀,待胶管不动后,再将其接好。
(11)支架的维护内容包括日常维护保养和拆检维修,维护的重点是液压系统。
日常维护保养要作到:
一经常、二齐全、三无漏堵。
“一经常”——维护保养坚持经常;“二齐全”——连结件齐全、液压元件齐全;“三无漏堵”——阀门无漏堵、立柱千斤顶无漏堵、管路无漏堵。
液压元件维护的原则是:
井下更换、井上拆检。
(12)工作面保持三直、两平、两畅通、一净、无漏液。
即:
三直:
工作面刮板运输机直、支柱直、煤壁直;
两平:
顶、底板平;
两畅通:
进、回风巷及两端头安全出口畅通无阻;
一净:
所有设备清洁卫生,无浮煤、杂物;
无漏液:
所有液压设备无漏液、串液现象;
二、工作面机头、机尾端头支护、两巷超前支护方式
1、工作面机头、机尾端头支护
(1)为满足工作面前后刮板输送机与转载机搭接及运料等行人和安全通道需要,工作面机头、机尾电机、减速器段上方顶板采用ZF4000/17/32型正四连杆低位放顶煤过渡液压支架支护。
(2)端头切顶采用密集点柱配合戗柱维护顶板。
皮带顺槽端头落山侧沿支架护梁延长线滞后1.2m支设一排密集支柱,柱距0.3m,一柱一帽,柱帽垂直于工作面布置;轨顺运料顺槽端头落山侧沿支架顶梁与护梁绞接延长线支设一排密集支柱,柱距0.3m,一柱一帽,柱帽垂直于工作面布置。
(3)支护要求
①端头切顶排戗柱与支架顶梁相齐,回收时,坚持“先支后回”的原则。
②切顶戗柱必须戴柱帽,当顶板破碎或压力过大时,需再加棚板确保有效管理顶板。
③端头支护必须保证行人宽度≥70cm,高度≥1.8m。
2、两顺槽超前支护
(1)两巷超前支护距离不小于25米。
(2)超前支护形式:
对进风巷、回风巷至工作面25m范围内进行超前维护,先进行补联网,然后靠煤壁30cm处,沿顺槽走向两邦进行加强支护,采用3.2m的兀型梁、DZ—32型单体液压支柱,一梁两柱,对接进行支护,柱距1.6m。
即回风巷中部加一排,进风巷在转载机电机下侧加一排。
局部冒顶处应先打木垛接顶,然后进行超前,保证巷道内没有空顶、假顶情况。
(3)工程质量和安全技术要求
a、超前支护支柱必须成排成行,支柱必须打在实底上,迎山有力。
防倒链必须挂牢挂实。
b、超前支护的单体液压柱初撑力必须达到要求,巷道底板松软的地带必须垫道木。
c、架棚前必须执行“敲帮问顶”制度,处理一切不安全隐患。
d、顶板不平倾斜或冒顶,必须用棚板或木垛接顶,保证梁接顶严实。
e、液压支柱的三用阀注液孔全部面向顺槽切眼方向,手把一律向机头。
f、支柱编号管理,巷道无浮煤浮矸,管线吊挂整齐,专人负责。
g、支柱无漏液、失效,兀型梁无严重变形,否则必须及时更换。
h、兀型梁必须按要求支护,杜绝反打梁。
i、支架严禁超高超低使用,同一工作面严禁使用不同型号的支架。
j、初次使用单体液压支柱,必须事先进行排气,注液时先清洗注液咀,如发现缸体弯曲、缸爪、漏液等现象时,不得使用,需及时更换。
k、注液枪用完后,必须挂好,不得随意丢弃在底板上。
l、超前25米范围内巷道高度不低于1.8米,行人侧宽度不小于0.7米。
m、两顺槽内支护在端头支护后回撤,严格执行“先支后回”的原则。
n、回撤后按支护形式要求顺序支在超前支护段内。
o、每一支柱必须上防倒小链连接顶网,以防柱倒伤人。
三、特殊条件下的顶板管理
1、初次来压、周期来压顶板管理
(1)割煤后及时带压擦顶移架,及时伸出前探梁支护顶板。
(2)移架时少降快拉、步距够,支架升起后有足够的初撑力。
(3)片帮严重地段,在保证有足够采高的情况下,及时超前移架,严防架前冒顶。
(4)上下出口及时支护、移端头,尽量减少空顶面积,严防冒落、片帮及破坏原支护。
(5)超前支护必须达到额定初撑力,对卸载柱必须及时更换或补打。
(6)顶煤裂隙发育、压力大,易片帮、冒顶时,加快推进度,减小空顶距。
(7)发生冒顶时,在有经验的老工人监护下,确认稳定后,架设小木垛或撞楔法等及时构顶,严防进一步扩大。
(8)严禁空顶作业,处理冒落区时,人员站在支架完整的安全地点,并有安全出口。
(9)冒顶区,顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。
(10)工作面冒顶时必须及时停止刮板输送机并进行处理,不得使其进一步扩大。
(11)及时检修处理支架漏窜液,保证支架高度,严防支架压低放不出顶煤或被压死。
(12)支架降低或压低时,及时适量挑顶或卧底,升高支架,严防压成死架。
(13)安全阀漏液或失效时及时更换检修。
(14)及时补打推移转载机时拆卸的单体支柱。
2、停采前顶板管理
工作面停采时,顶板支护方法如下:
(1)当工作面回采至停采线15m时,停止工作面两巷煤帮侧锚杆的回收,工作面割煤正常进行。
(2)工作面煤壁采至距停采线10m时,工作面停止放顶煤,撤除后溜收回尾梁,缩小空顶距。
开始铺双层金属网,金属网为上下错层铺设,错距为500mm,金属网沿工作面走向短边搭接长度为100mm,长边搭接长度为200mm,两片网间用12#铁丝双股环环相连。
(3)工作面剩余6m左右时,每割完一循环平行于工作面空顶处进行锚网支护。
顶板上打注Φ22×3000mm左旋纵筋高强度螺纹锚杆并加挂170—3—3000—4—1000型W钢带,锚杆间排距为800mm×800mm,顶板破碎时,可根据实际情况缩小排距,以保证锚杆的支护质量,每个锚杆孔注两支CK2340型树脂药卷。
利用锚杆机拧紧螺母,螺母预紧力矩应达到100N.m。
工作面铺网期间采高不得小于2.5m,保证工作面顶底板平直,并保持运输、回风巷在同一水平,便于支架回收运输。
对工作面顶部易冒顶处,要及时采取打超前锚杆棚梁及时进行支护,以防工作面回撤支架时顶部垮落,难以回撤。
(4)当工作面距停采线1.2m时,在每架
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