软岩巷道支护研究与应用资料.docx
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软岩巷道支护研究与应用资料
摘要
论文以扎煤公司灵露矿为背景,采取现场调研、综合运用岩石力学性质实验、相似材料模拟实验以及计算机数值模拟等手段,掌握倾斜煤层水平分段综放工作面顶板的运动形式和运动规律,为顶板控制方案及措施提供坚实的依据。
研究表明:
必须进行人工强制放顶,才可以够保证工作面顶部形成有效隔离带,能够保证安全生产。
关键词:
1、倾斜煤层2、顶板控制3、放顶
目录
摘要1
一、软岩的概念及其基本特征3
二、国外研究现状6
三、国内研究现状8
四、典型软岩矿井软岩支护技术介绍10
五、观测结果应用13
六、经济效益比较14
七、结论15
参考文献16
致谢.........................................................................17
一、综放开采技术在煤层中的用应
伴随着科学技术日新月异的发展,煤矿的开采技术在本世纪得到了突飞猛进的发展。
扎煤公司灵露矿所采用的开采技术也是当今世界最先进的采煤技术。
煤矿的综放开采技术。
作为一名煤矿的生产工作者面对着采煤技术日新月异的变化和发展。
自己把在工作中积累的点点滴滴,以此形式向我的采矿界的同行们做一些探讨。
对于煤矿特厚煤层的开采,也就是说,我要探讨的煤矿综放开采技术,必须具备的条件是具有足够厚的可采煤层。
煤矿综放:
除拥有综采工作面的一般特征以外,还必须拥有的条件是:
有足够厚的煤层可供开采,一般是煤层超过液压支架的最大使用高度,在可允许范围内,自采煤机采完可采煤后,在液压支架的后面再次通过液压机械的方式把采煤机不可采的煤炭放下来,一般一个工作面配备两套刮板输送机,一部用作正常采煤,一部用作放顶煤使用,条件是必须有足够的煤厚。
煤矿综放:
除拥有综采工作面的一般特征以外,还必须拥有的条件是:
有足够厚的煤层可供开采,一般是煤层超过液压支架的最大使用高度,在可允许范围内,自采煤机采完可采煤后,在液压支架的后面再次通过液压机械的方式把采煤机不可采的煤炭放下来,一般一个工作面配备两套刮板输送机,一部用作正常采煤,一部用作放顶煤使用,条件是必须有足够的煤厚。
(一)综合开采
灵露矿在煤层中进行综采放顶煤开采工业性试验,经有关专家组成的技术鉴定委员会鉴定,认为该项目技术达到了国内先进水平,可以有效地指导生产,并在国内类似条件的煤层中推广应用。
综放工作面的布置方式:
工作面的两风巷沿煤层走向布置,沿底板掘进,采用矿用工字钢制作的梯形支架支护。
沿顶板布置一条顶板道,与工作面风巷内错一定距离。
工作面切眼沿底板布置,倾斜长度正常时为150m左右。
工作面采高2.4m(支架正常支撑高度)
(二)综放工作面片帮冒顶原因分析
1、综放工作面顶板,实际是支架上覆的顶煤,按顶板分类,应属破碎顶板。
煤层由于各种因素的作用和影响,工作面架前多次发生片帮冒顶,严重影响正常生产和安全,直接影响综放技术发挥优势和效益。
(1)煤岩层性质影响。
采煤工作面顶板破碎的根本原因是顶板为不稳定的煤岩层。
综放工作面的顶板是煤层,支架上覆顶煤本身的性质,是导致顶煤板破碎的重要因素之一。
由于煤层自身产状相对稳定,节理裂隙不发育,加之硬度较南翼采区煤层高,分析开采过程的煤壁及顶板控制,由于煤层自身原因造成片帮漏顶的情况只占10%左右,并且是在遇到很明显的地质构造(如断层、褶曲等)才发生片帮冒顶,使顶板难以控制。
采区工作面,在回采过程中发生的片帮漏顶事故,经分析有近90%是因为煤层遇地质构造(小断层群造成裂隙、节理非常发育、层理紊乱、底板异常鼓起、出现泥岩伪底等)造成的。
在不同的综放工作面,煤层性质都表现出了对顶板控制的重要的影响作用。
从顶板控制角度,我们希望支架上覆的顶煤完整稳定,但放顶煤工艺本身又要求顶煤到达放煤口时必须达到一定的破碎程度,因此较软的煤层其放出性较好,宜采用放顶煤工艺,但对顶板控制不利。
(2)矿山压力的作用。
综放工作面顶煤是在矿山压力、工作面前方煤壁的支撑压力及煤的自重力作用下,产生裂隙、离层逐渐破碎,在支架切顶线后方冒落。
如果由于自身性质及外部作用,破碎已达一定程度,架前片帮冒顶就有发生的可能。
分析煤层的开采情况,周期来压很不明显,支架工作阻力普遍较小,支架所受顶板压力作用点前移,并且在支架顶梁上非均匀分布,支架上方顶煤在支架前移后,很少出现悬顶现象。
架前顶煤经常出现沿煤壁切开,但煤体并不是特别破碎,说明并没有受到极大的挤压作用。
因此,放顶煤工艺的特点,使3#煤层工作面矿山压力显现不明显,发生大范围的片帮冒顶情况很少出现,所以矿山压力对放顶煤工作面顶板控制的影响并不大。
但要明确的是,如果有其他因素的共同作用,矿山压力将加剧采场恶化程度,给顶板控制增加困难。
(3)人员操作和劳动组织因素。
放顶煤工作面对操作和工艺组织要求不同于普通综采工作面。
顶板控制对人员操作要求就是要及时支护,并尽最大可能预防片帮冒顶,包括对局部架前、架间漏顶、片帮的重视和处理。
综放支架前梁上方常常是已破碎的顶煤,移架操作要求少降支架,带压擦顶前移;在工序安排上,规定移架距采煤机后滚筒不得超过3架。
技术人员和施工人员对大量的片帮冒顶事故进行分析总结,对3#煤层综放工作面移架工序制定相应措施。
由于煤层自身性质及矿山压力的作用,支架架前出现煤壁压酥破碎、片帮深度0.4~0.6m。
如果采用挑伸护帮板临时支护,护帮板与煤壁接触面积较小,有时是线状接触,煤壁得不到有效支护,架前空顶也没有改善。
同时由于操作失误造成的人为冒顶事故,如降架过多,支架不正、倒架、咬架、不按放煤工艺规定放煤等,也会引起顶板状况恶化。
(3)综放工作面片帮冒顶的处理和预防
综放工作面片帮冒顶后,因支架上方是破碎的顶煤,大量的破碎状顶煤流入回采空间(输送机里、架前、架间空间),使作业中断,输送机停止运行。
如果冒险启动输送机继续运转,就有可能使片帮冒顶扩大,顶板岩石垮落,输送机被“压死”,甚至影响到工作面通风系统,有时侥幸有大块煤矸塞堵暂不漏,但片帮冒顶隐患依然存在,并使支架上方形成“空洞”,给作业带来威胁。
因此,综放工作面片顾冒顶应以预防为主,一旦发生片帮冒顶必须想方设法控制其蔓延扩大,然后采取合适的处理措施。
1、片帮冒顶的处理
综放工作面片帮冒顶后,可利用“撞楔法”通过破碎带,该方法适用于破碎的煤岩体中有大块,片面性帮深度不太大的情况,用撞楔堵住漏洞,然后再加强支护控制冒顶。
施工人员和技术人员现场总结出的“顶网法”,单独采用或与其他方法配合使用时,产生较好效果。
冒顶后,松散煤体堆满架下空间,片帮冒顶的深度不明,并且顶煤非常破碎,颗粒较小时,先用金属网挂在前梁上,然后用金属钢梁或木梁配合单体顶向煤帮,阻力大时,可先用锹掏梁前的煤边顶;金属网不够长时,可适当再加一遍网;见到煤帮后,在顶梁下支设单体支撑。
个别较深处,在钢梁上方打撞楔。
控制煤帮不漏后,启动输送机将冒顶煤运走。
自上而下对所顶的钢梁进行加强支护,并对煤帮进行维护。
此方法在3#煤层过地质构造带软煤区时,发挥了很好的作用。
片帮冒顶后还有一种情况就是出现了空顶,如果片面强调接顶,将可能耽误时机,反而于顶板控制不利。
空顶并不是顶板已稳定,而是暂时的、相对的。
根据现场实际,此时要立即进行处理,不能耽误时间,否则要引发更大的片帮冒顶。
可采用铺顶网,架走向抬棚的方法,封闭空顶区,并对煤壁进行支护。
当然这是相当危险的情况,要用经验丰富的职工观察顶板、煤壁,清理好安全通道。
抬棚支设必须有一定的支护强度,防止顶煤再次垮落后冲击而倒棚。
2、片帮冒顶的预防
从前文分析可看出,综放工作面的顶板控制有其自身特点,顶板失控后,影响很大,即使采取措施处理,也已造成人力、物力浪费,甚至出现安全事故,因此,预防更为重要。
首先,对采用综放技术开采的煤层要进行地质预测,必须从开采设计上就采取预防措施,避免给回采埋下隐患。
工作面布置及设备选型必须考虑克服煤体破碎,利于控制顶板,一般不适宜布置仰采,支架应尽可能实现对架前顶煤全封闭。
其次,开采后遇破碎煤体、构造软煤区,必须从人员操作上制定科学、合理的措施并贯彻执行,减少人为造成片帮冒顶。
理想的方法应该是对煤体进行固化,如注化学药剂等。
现场试验了注水方法,即对工作面煤壁沿走向布置注水孔,用动压或静压注水。
我们分析认为,注水后,使煤体内应力分布发生了变化,一定程度上增加了煤体粘结性,也可能改变了其他物理特性,但注水到底对预防片帮冒顶是如何产生作用的,还待进一步观测和研究。
另外也可采用“提前开帮”法,人工用手镐或风镐在煤壁掏梁窝,架设走向棚,对架前及煤帮进行维护,防止割煤移架时,发生片帮冒顶。
(4)工作面调整
(1)工作面过空巷采用沿底割进的方式通过,即工作面底板与空巷底板平缓过渡,割煤保证采高。
(2)距空巷10m前,及时调整工作面底板,保证接触空巷时底板平整过渡。
③工作面调斜,即调整工作面使其与空巷斜交,要使刮运输机机尾超前机头5m,工作面要由回风巷侧先揭漏空巷,使工作面由上而下逐渐通过空巷巷。
过空巷的过程中要加快回采速度,能够保证工作面最短的时间通过空巷。
(5)安全措施
(1)支架初撑力不得低于额定压力的90%。
?
(2)当工作面遇到周期来压,端面破碎或端面距大于1m时,必须及时伸出伸缩梁,收护帮板比煤机前滚筒提前3架,打护帮滞后煤机后滚筒3架,以减少工作面漏顶和片帮。
?
(3)超前移架。
揭露空巷段工作面支架必须超前拉出,并打出伸缩梁。
?
(4)及时移架,滞后煤机滚筒3架。
对于顶板破碎、漏矸段拉架时采用带压移架,少降快拉。
?
(5)煤机必须与支架配合好,根据顶板情况采用停机等架或迈步移架。
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(6)工作面发生漏矸后,割煤时顶板要平缓过渡,保证支架平缓过渡,支架状态调整好,不得出现低头或抬头支架。
(7)严格控制工程质量,液压支架要接顶严密,保持良好的架形。
发现有失效的支护应及时处理,情况严重时及时跟班队长报告。
若工作面液压支架有不接顶,可采取木垛刹顶的方式,支护顶梁前端,防止发生切顶。
?
(8)过空巷期间,将两端头超前支架超前拉出。
?
(9)随着工作面推进,当空巷口到达在两顺槽超前支护范围内时,必须增大单体支护密度,将空巷口单体排距减小为1.0m,防止因超前压力造成片帮伤人。
?
(10)过空巷期间,调度室合理组织仓位,确保本工作面正常生产快速过空巷。
结语
(1)分析空巷上覆岩层情况,确定可靠的支护方案,采用“锚索+钢梁+w钢带”的支护方式,将空巷顶板形成组合梁,采用木垛和单体液压支柱加强支护,提高空巷支护强度,控制空巷顶板下沉量。
?
(2)调斜工作面,这种方法有效减少工作面同时揭露空巷范围、减少控制顶面积;根据工作面顶板周期来压的规律性,控制工作面回采速度。
?
(3)避免因空巷使工作面搬家倒面,这样降低生产了成本,减少搬家倒面造成煤柱损失,增加了资源回收率。
二、国外研究现状
(一)新奥法
支架,占44%;德国两柱掩护式支架约占80%;英国煤矿一直习惯采用四柱式支架,直到80年代后期才开始采用两柱式支架,目前所占比例也已经达到50%左右。
另外国外先进采煤国家工作面液压支架
用于Ⅰ、Ⅱ类基本顶板中等稳定和一般不稳定顶板条件下的轻型支架系列。
同时也开发了适用坚硬顶板、大采高、薄煤层、大倾角等特殊条件下的支架,另外还为分层开采研制了铺网支架。
近年来随着放顶煤开采技术的发展,放顶煤支架设计已达国际先进水平。
在支架液压控制系统方面,我国以高压大流量快速移架系统为特征,形成了系统及相关阀组合,达到了平均移架速度小于12s/架的水平,但与国外先进水平相比有较大差距。
20世纪70年代以来欧洲发展和应用了支架电液控制系统,采用电液控制系统可以方便地实现双向邻架或成组程序控制,操作方便安全,确保支架的各种性能,可实现支架工况的监测,提高了设备的可靠性,移架速度可达6~8s/架,有利于工作面实现高产高效。
因此先进采煤国家高产高效工作面液压支架一般均配有电液控制系统。
而我国综采工作面除一小部分进口液压支架配备电液控制系统外,绝大部分工作面尚未使用这种控制系统。
2001年成立的天地玛珂公司采用德国技术,目前已生产出PM31电液控制系统,并在国内开始推广应用。
3、国内研究现状
我国综采工作面装备现状及其与国外的差距
的特点是高阻力、高可靠性。
液压支架是高产高效工作面的关键设备之一,其主要发展趋势是两柱掩护式(普通综采工作面)
、高阻力、高可靠性、宽中心距、整体顶梁和电液控制系统等。
我国液压支架的结构设计和理论研究已达到国外同等水平,但在两方面具有较大差距:
(1)液压支架制造技术水平落后,支架材料、加工工艺、性能和使用寿命与世界先进国家相比还有很大差距;
(2)液压支架控制系统的研制处于落后状况,严重制约支架移架速度的提高和经济效益的发挥。
3 工作面刮板输送机
随着综fang水平的提高,目前国外工作面刮板输送机技术发展可概括为“三大(大运量、大运距、大功率)、二重(重型溜槽、重型链条)、一新(自动监测等新技术)”,输送能力为2000~3000t/h,最大已达到5000t/h(DBT公司PF5型),铺设长度最长为450m,装机功率为1050~1400kW,最大装机功率
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已达4×800kW。
我国综采配套的工作面刮板输送机发展,大体上是每隔10年左右有一个大的变化。
我国第一套具备可伸缩机尾调链装置的综放工作面配套输送机,即SGZ960/750型综放前部输送机和SGZ900/750型综放后部输送机及配套的转载机和破碎机,满足了灵露煤矿年产3000000~5000000t的生产需要。
80年代中期,我国刮板输送机基本形成了槽宽为730mm和764mm两种系列、多种型式的刮板输送机,如3.5m厚煤层综采配套的SGZ764/264型和SGD730/320型工作面刮板输送机;4.5m厚煤层一次采全高综采配套的SGZ764/320SGB730/2201992年,、槽宽最宽、,并首次采用自动伸缩机尾、液压马达紧链装置、调速型液力耦合器及紧凑链等国外先进技术,其主要指标及可靠性达到了90年代中期国际先进水平。
SGZ1000/1200型前部刮板输送机是目前国内规格最大的前部输送机,可以与国内外多种规格的
强力采煤机及液压支架配套,装机功率2×600kW。
SGZ1000/1200型和SGZ1200/1400型刮板输送机
的研制成功,为我国放顶煤开采技术再创新高,推动我国刮板输送机技术进步和赶超世界先进水平,迈出了具有重大意义的一步。
我国工作面刮板输送机总体水平比国外落后,主要表现在以下几个方面:
(1)装机功率小,输送能力低,运输距离短。
国产工作面刮板输送机最大装机功率为2×700kW,最大输送能力为2500t/h,最长输送距离为305m。
主要特征参数比国外先进水平的同类参数小1/3左48
右,说明我国刮板输送机总体水平仍比较低,输送机相应零部件也较国外尺寸小,可靠性差。
(2)我国工作面刮板输送机CST可控驱动装置、ACTS自动调链装置和工况监测系统等还没有形成规模。
(3)耐久性差,可靠性低。
我国耐久试验标准为1200h,国外为1500~2000h;国外齿轮耐久性试
1)运量大。
美、澳等国矿井基本不打岩巷,主
要巷道都沿煤层开拓,绝大多数为单一煤层开采,一般不设采区和井底煤仓,完全靠运输设备的能力和不间断运行来保证煤流运输实现高产。
综采工作面巷道带式输送机的最大运力已达3500t/h以上,而矿井大巷及井下带式输送运输能力则高达4000t/h以上。
近年来美国综采矿井技术改造的重点主要是加大运输系统能力
不断更新换用带宽更大、带速更快和功率更大的带式输送机。
目前美国采区可伸缩带式输送机的带宽为1.37~l.52m,带速为3.5~4.7m/s,而大巷及井筒带式输送机的带宽为1.52~1.83m,带速则达4.7~5.6m/s,最高达6.5m/s。
许
均不及进口质量好,我国一些传感器元件均属缺口,也需要进口。
(6)设计手段落后,不能适应现代设计需要。
我国有关单位目前多采用KMCAD或AutoCAD,仅有部分厂家采用现代化设计方法(如3D.CAD等),而国外普遍采用现代化设计法,可实时进行三维动态仿真和有限元受力分析。
(7)标准化规范化水平低,基础性工作差。
我国刮板输送机除溜槽和链条尺寸标准化外,其余零部件标准化和规范化的工作落后,不能适应设计需要。
我国刮板输送机基础性的科研工作仍不能满足需要,严重影响了设计水平和设计质量。
(8)我国刮板输送机试验和检测设备、能力不足,试验和检测的后续工作落后。
太原分院整机试验场的检测能力和国家质检中心设备能力较小,不能满足大功率减速器(如>525kW)、圆环链(如≥?
?
38×l37mm)等元部件的质量检测需要。
且检测后的后续能力差,数据分析和处理工作落后。
除上述外,我国刮板输送机的平均寿命与国外尚有相当差距。
4 带式输送机
多矿井为便于维修管理,常采用同一带宽的带式输送机,但带速则从工作面巷道到大巷斜井一级比一级大,以便有足够的能力连续运输煤炭。
实际上美国矿井是以增大带式输送机的能力和可靠性的方式来代替打岩巷煤仓,从而保证工作面高产的。
(2)运距长。
由于增大综采工作面推进长度可以减少搬家次数,保证长时间高产稳产,因而要求采区巷道用可伸缩带式输送机必须增大长度。
1994年美国70%长壁综采面推进长度超过2000m,超过2500m的有32个面,占40%,超过3000m的有16
个面,占20%,最长巷道长度已达7200m。
1999年美国共有62个长壁综采面,工作面推进长度平均为2510m,其中17座煤矿的长壁面推进长度超过3000m,最大已达5364m。
工作面巷道可伸缩带式
长壁综采带式输送机近年来的发展趋势是大运量、长距离,采用高强度输送带,多点驱动,自行机尾不停车缩带,软启动与软制动等技术。
我国综采工作面装备现状及其与国外的差距
输送机的最大长度已达5000m以上。
(3)可伸缩带式输送机的自行机尾可以在不停
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机的条件下缩带。
为减少工作面停工时间,提高可伸缩带式输送机的开机率和可用率,可伸缩带式输送机配置了自行机尾装置和不停车缩带系统。
80年代中期美国首先开发出了装有履带的自行带式输送机机尾,这种带式输送机机尾与转载机机头铰接相连或短行程(3~5m)滑移,履带由液压马达(用工作面乳化液泵站供液)或小电机驱动。
同时还开发出了胶带恒张力拉紧伸储带系统,当带式输送机机尾履带前移时胶带力降低,拉紧油缸的压力传感器即发出信号操作储带仓两侧的拉紧油缸将滚筒组推移,从而实现胶带自动张紧。
拉紧油缸行程走满后再由电磁阀按程序复位器、,衡,减少跑偏。
、转载,不间断出煤。
(4)带式输送机装设软启动与自动监控装置。
由于带式输送机运量、运距和带速的增大,其启动过程的动态特性影响巨大,启动加速度对输送带受力显著增加,底带松弛现象和各传动环节的不同步性可能造成严重事故,因而合理控制带式输送机启动加速度实现可控软启动和加强自动监控保护装置就显得特别重要。
近几年来,国内外相继开发成功了多种形式的软启动装置,主要有液粘性软启动装置,如澳大利亚的BOSS系统、美国的CST系统、兖州煤矿机械厂RQD系统等;液力型软启动装置,如调速型液力耦合器、加长后辅腔型液力耦合器等;电气型软启动装置,如变频调速、可控硅控制开关磁阻启动等;机械式软启动装置,如BEST系统、德国力士乐公司的辅助液压马达周转齿轮系统等。
各种监控系统与多台电机软启动、负载平衡同步等装置汇集在一起通过微机进行数据采集、处理、存储、传输、诊断和故障寻查等,形成了一套完整的带式输送机自动监控系统,为综采工作面自动化创造了必要条件。
我国设计生产的井下带式输送机,特别是大运量、长距离工作面巷道带式输送机已基本不能满足目前我国高产高效工作面发展的需要。
大运量、长距离工作面巷道带式输送机需配套的可控启动技术、自动张紧技术、中间驱动技术、下运制动技术、高速托辊技术、电控和监测自动化技术等方面与国外还有较大差距,国内综采(放顶煤)工作面为实现高50
产高效不得不全套引进或部分引进,如神东矿区、晋城寺河矿综采面均为全套引进设备,而兖州矿区主要是采取关键设备引进的方法解决高产高效综放工作面巷道带式输送机的可控启动等问题。
国外在设计方面已成功采用的动态设计与分析技术,在我国才刚起步,还没真正应用到设计中。
5 工作面供电
1140V为主,局部,3000kW以上,澳(采煤机与刮板)为4224kW。
国外工作面的供电电压已普遍从千伏级过渡到2300~5000V。
国内3300V供电尚未正式投入生产,还存在一些的问题,而国外已开始6kV供电的研究。
我国在工作面供电方面与国外相比差距较大。
6 国内外高产高效工作面设备配套情况比较
20世纪90年代以来,高产高效长壁综采技术
在世界范围内得到迅速发展,其核心就是采用大功率高效能重型成套机电设备。
根据美国、澳大利亚等发达采煤国家长壁开采工作面的有关资料,
国外高产高效工作面采煤机装机功率一般在1200kW以上,牵引速度平均10~20m/min,大修周期2~3年,可采煤量4~6Mt;工作面刮板输送机的功率平均达1090kW,最大已达4×800kW,输送能力达4500t/h,输送长度已达450m,过煤量6Mt以上;平巷带式输送机装机功率(2~4)×(250~300kW),最大输送能力达3500t/h以上,铺设长度超过2000m。
液压支架普遍采用电液控制和高压大流量供液系统,架型向两柱掩护式方向发展,最大工作阻力已达10000kN以上,移架速度6~8s/架。
2000年澳大利亚有5个年产400万t以上的长壁工作面,表5为这5个矿长壁工作面的设备配套表。
近年来,我国长壁工作面(主要以综放工作面为主)的机械装备水平在高产高效矿井建设过程中已得到大力提高。
表6为我国从“八五”至“十五”典型综放工作面设备配套表,从表中可以看出,我国综采工作面配套设备正不断向大功率、高强度、高可靠性方向发展。
第二节 工作面顶板控制
一、顶板支护
1、工作面支护
综放工作面 正常工作时期顶板管理
2.1、保证支架完好,使支架处于良好的工作状态,升架时要达到初撑力要求。
2.2、将顶底板割平,保证支架有良好的接顶性能和支护状态。
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2.3、片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架,防止冒顶、漏矸。
当超前拉架后,端面距仍超过标准时,则在支架短梁上挑长度适宜的板梁支护。
2.4、拉架到位后,将支架升紧接顶严密,护帮板及时打出。
2.5、机组停机必须将支架拉到最小控顶距。
2.6、在进回风巷全锚地段支护处,若顶板压力大顶板破碎时,要采取套棚支护。
2.7、进入溜子挂联网时,首先确认煤帮是否安全,如果煤壁裂隙发育或有片帮危险时,首先将支架拉到最小控顶距且将支架护帮板打出。
二、特殊时期的顶板管理
1、本工作面在过断层、顶压、陷落柱、褶曲、老空等破碎区段时的支架布置形式不变,主要是通过采取以下措施来加强顶板管理,防止片帮,冒顶事故发生。
1.1、 保证支架完好,使支架处于良好的工作状态,升架时初撑力达到规定要求。
1.2、 将顶底板割平,保证支架有良好的接顶性能和支护状态。
1.3、 割煤后,及时拉架护顶,片帮严重处要超前拉架,超前拉架时要保证机组能顺利通过,不得相互干涉,以免损坏设备。
1.4、 割煤后,若出现片帮,当支架已拉过超前架,但护帮板仍不能护顶时,在煤帮挑走向棚支护顶板,所用棚梁规格为不小于100mm厚的板梁,其板梁一头搭在支架前梁上不少于300mm,另一头直顶煤帮,且由两端向中间逐架进行。
1.5、拉架严格执行“少降快拉”带压拉架的原则,支架拉到位后,将支架升紧接顶严密,护帮板及时打出,保证支架的初撑力达到要求。
1.6、 片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架,防止冒顶、漏矸,当超前拉架后,端面距仍超过标准时,则在前
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