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文档简介
编号:CM2012-1陕西省神木县东梁矿业有限责任公司东梁煤矿采煤工作面作业规程采煤工作面名称: 14201综采工作面编 制 人: 马学敏施工负责人: 李庆文 施 工 单 位:山东大联矿业工程有限公司 东梁煤矿项目部编 制 日 期: 2012年2月27日目 录审批栏 3作业规程审批意见 4作业规程学习和考试记录 5作业规程复查记录 7第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系 8第二节 煤层 8第三节 煤层顶底 8第四节 地质构造 10第五节 水文地质 10第六节 影响回采的其他因素 11第七节 储量及服务年限 11第二章 采煤方法第一节 巷道布置 12第二节 采煤工艺 13第三节 设备布置 17第三章 顶板管理第一节 支护设计 18第二节 工作面顶板管理 20第三节 顺槽及端头顶板管理 23第四节 矿压观测 28第四章 生产系统第一节 运输系统 29第二节 通防及监控系统 31第三节 排水系统 34第四节 供电系统 34第五节 通讯照明系统 35第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织 35第二节 主要技术经济指标 36第六章 灾害预防及避灾路线 37第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 45第二节 顶板管理 55第三节 防治水 59第四节 通防及安全监控 59第五节 机电管理 60第六节 其他 66矿 审 批 栏 会审单位及人员签字: 编制人: 年 月 日施工负责人: 年 月 日机电矿长: 年 月 日 生产矿长: 年 月 日安全矿长: 年 月 日 矿 长: 年 月 日总工程师: 年 月 日作业规程审批意见规程学习和考试记录传达人: 班次:贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字规程学习和考试记录传达人: 班次:贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称14201综采工作面施工单位山东大联矿业工程有限公司综采队复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题:二、处理意见:第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系14201工作面是东梁煤矿西采区4-2煤层的首采综采工作面,分三段,第一段(14201面)、第二段(三角面)位于5208工作面(已回采完毕)以南。东大巷以东。第三段(东大巷面)就是东大巷内。 具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称1250水平采区名称一采区地面标高+1125.0- +1190.0米井下标高+1045.0- +1078.0米地面的相对位置14201工作面对应地表为丘陵及张家沟的农田回采对地面设施的影响预计工作面回采后地表将不同程度的发生沉陷,由于地处丘陵,采后在地表不形成积水区。井下位置及相邻关系本工作面为井田内西部开采,东部已残采。其上3-1煤层此处已剥蚀,对4-2煤层无影响。北无采空区。走向长度(米)600倾斜长度(米)200面积(平方米)120000.0第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为4-2煤层,通过地质资料分析: 煤 层 情 况 表 表二煤层厚度(m)2.63煤层结构纤维状煤层倾角(度)0-2开采煤层4层煤 种低焦煤稳定程度较稳定煤层情况描述 14201工作面地层走向为0,倾向180,倾角为0度2度,平均1度,切眼处煤层倾角较小。煤层结构复杂,4-2煤层结构较复杂,含夹矸03层,一般23层,并有分岔现象。夹矸岩性多为粉砂岩,少数为炭质泥岩。顶板岩性多为细粒砂岩、粉砂岩,次为泥岩,底板岩性以粉砂岩为主,其次为泥岩及粉砂岩。下距4-3煤平均19.14m左右。煤层均为黑色,条痕为褐黑色,弱沥青沥青光泽,棱角状、参差状断口,部分阶梯状断口。丝炭呈丝绢光泽,纤维状结构;煤层内生裂隙不甚发育,外生裂隙常被方解石脉及黄铁矿薄膜充填。附图一:工作面地层综合柱状图第三节 煤层顶底板 该4-2层煤层巷道由于顶板岩性较稳定,巷道沿煤层留沿底掘进,距31煤层52.02m,距下层4-3煤19.14m,该煤层及顶底板情况分述如下:1、煤4-2顶板:顶板岩性以细粒沙岩、粉沙岩为主,次为泥岩。 2、煤4-2:煤,煤层均为黑色,条痕为褐黑色,弱沥青沥青光泽,棱角状、参差状断口,部分阶梯状断口。丝炭呈丝绢光泽,纤维状结构;煤层内生裂隙不甚发育,外生裂隙常被方解石脉及黄铁矿薄膜充填。属结构复杂的稳定煤层 ,煤厚0.883.43米,平均2.63米,质地中硬,以半暗型煤为主,密度为1.28t/m3。 3、煤4-2底板:直接底以中粉砂岩为主,局部可见泥岩、粉砂质泥岩。 第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响:根据揭露的地质资料情况,预计该巷道地质构造简单,无断层构造影响 二、其他因素对回采的影响:根据掘进巷道探测,14201综采工作面范围内地面有陷落柱和无老空区。附图二: 工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。第五节 水文地质水文地质条件分析:一、水文情况: 1、本整合区内构造简单,无断层存在,构造裂隙、成岩裂隙不发育,风化类型仅在基岩表层发育。延安组地层为泥岩、粉砂岩、砂岩互层,煤层直接充水含水层钻孔单位涌水量在0.000138l/sm(Z14)左右,富水性弱,烧变岩含水层虽富水,但先期开采地段呈疏干状态、无水;又由于梁峁相间,坡降比大,大气降水利于排泄不利补给,因此补给条件差,因此,根据井田水文地质工程地质勘探规范和煤炭资源地质勘探规范中有关规定,整合区水文地质类型属以裂隙充水为主的简单型,即二类一型。2、4-2煤层冒裂带、导水裂隙带高度基本小于4-2煤层上覆基岩厚度。从整合区附近的钻孔最大煤厚为3.43m,导水裂隙带高度达53.4m,而上覆基岩厚度为53m左右,所以,4-2煤层的开采在局部范围冒裂带可达3-1煤层底板以上,这样导致3-1煤层水及烧变岩水进入4-2煤层。因此4-2煤层直接充水含水层为其顶板砂岩裂隙地下水以及3-1煤层地下水。在先期开采地段2-2、3-1煤烧变岩,由于沟谷强烈侵蚀切割,烧变岩呈疏干状而无水,因而不可能对4-2煤层巷道造成很大的危害。但局部不排除烧变岩积水,可能增大矿井涌水量,应引起高度重视。二、涌水量: 1、正常涌水量:0.24m3/min2、最大涌水量:0.3m3/min,3、根据14201工作面涌水量情况,该面最大涌水量为0.2m3/min,正常涌水量为0.15m3/min。三、含水层(顶部和底部)分析该面顶板离3-1煤较浅,主要以淋水的方式进入工作面。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表 表五瓦 斯矿井为低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量0.58 m3/t,绝对涌出0.16 m3/min,二氧化碳二氧化碳相对涌出量5.22 m3/t,绝对涌出量1.45m3/min,煤尘爆炸指数爆炸指数65%,火焰长度400mm,有爆炸性煤的自燃倾向性根据煤的自燃倾向鉴定报告,煤层倾向属于不自燃。地温危害区内地温情况正常,属“无热害区”矿井。冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区14201工作面不属于冲击地压工作面,且本面开采范围内无应力集中区。第七节 储量及服务年限一、储量1、储量计算范围:本面储量计算范围:14201运输顺槽689米,回风顺槽756米,切眼200米 。2、计算参数及结果用块段法计算储量,公式为:Q=smdQ:储量 s:面积 m:煤厚 d:容重 平均煤厚2.63m,体积:144500m3,容重:1.28t/m3 ,工业储量:48.64万吨可采储量:本回采工作面回采率参考值为95%,可采储量46.20万吨二、工作面服务年限预计本回采工作面的服务年限=可采储量/月设计产量 =46.20/15=3.1个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况首采区是按设计完成的。工作面采用倾斜长壁布置。采区布置三条平巷,4-2主运大井、辅运大巷、回风大巷,14201运输顺槽和轨道顺槽都是顺42煤层掘进,回风顺槽经过主运大巷、辅运大巷与4-2回风大巷相连,运输顺槽与4-2主运大巷1m皮带相通,形成系统。二、工作面轨道顺槽14201回风顺槽为回风巷,沿煤层底板布置。工作面回风顺槽采用锚杆支护,所用锚杆规格为:杆径20mm,杆体长度2000mm,间、排距为10001000mm,两帮不支护。矩形断面,净高2.6米,净宽4米,净断面10.4m2。主要作用为进料、回风。轨道顺槽内布置有防尘、排水路各一趟。三、工作面运输顺槽14201运输顺槽沿煤层底板布置。工作面运输顺槽采用锚杆支护,矩形断面,净高2.6米,净宽4.5米,净断面11.7m2。主要作用为运煤、进风。顶板为螺纹钢等强锚杆压钢筋网,所用锚杆规格为:杆径20mm,杆体长度2000mm,间、排距为10001000mm,只支护人行道侧,回采时要加强顶板管理,及时支护顶板,特别是对顶板的悬矸围岩及时摘除。运输顺槽内布置有防尘、风管、排水路各一趟,设备列车,并在靠工作面侧设置转载机和胶带输送机。四、采煤面切眼切眼位于14201综采工作面的北部,沿煤层底板布置,锚杆钢筋网,切眼宽6m,长150米。顶板为全螺纹钢等强锚杆压钢筋带网,所用锚杆规格为:杆径18mm,杆体长度2000mm,间、排距为10001000mm。 附图三:工作面位置及巷道布置图第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面依据采区设计,采用走向长壁后退式采煤法,全部垮落法管理顶板。采用综合机械化采煤。MG300/730-AWD型采煤机落煤、装煤,SGZ764/630W型刮板输送机运煤,ZY6800/17/35掩护式支架支护顶板。采高2.63m,循环进度为0.8m。本工作面煤层平均厚度2.6m,倾角0-2,工作面沿煤层走向布置,属于倾斜长壁工作面,工作面沿底推进,一次采全高的采煤方法。1、落煤方式:采煤机的割煤是通过装有截齿的螺旋滚筒旋转和采煤机牵引运行的作用进行截割的。2、装煤方式:装煤是通过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载的,将煤壁上切割下的煤运出,再利用滚筒螺旋叶片将煤抛至刮板运输机溜槽内运走。3、运煤方式:滚筒将煤装载输送机溜槽上,经输送机运到装载机,经破碎机破碎后落在可伸缩皮带机上运出。4、支护方式:采煤工作面采用双柱掩护式液压支架支护,两顺槽采用3.15单体液压支柱支护。5、采空区处理方式:采用顶板自然跨落式。二、 采煤方法本面采用双滚筒采煤机双向割煤,往返一次进两刀。1、采煤机的进刀双滚筒采煤机自开缺口,煤机采用端头斜切进刀方式,吃刀距离不小于20m,进刀深度为0.8m,采煤机牵引方式为有轨电牵引。具体操作如下:机头进刀及割煤:煤机下行割煤至溜头时,下降下滚筒沿底,上升上滚筒沿顶,推移机体上部的刮板输送机。反向上行斜切两个机身长的距离,当斜切至足够截深时,停止割煤。将煤机至机头的刮板输送机推靠至煤壁。煤机下滚筒上升沿顶,上滚筒下降沿底下行切割。煤机切割至机头,下滚筒下降沿底,上滚筒上升沿顶,再次上行割煤。煤机上行至吃刀茬处,推移煤机下部刮板输送机及机头至煤壁,完成进刀。然后采煤机上行割煤、拉架、移溜。机尾进刀采用方法同上。附图四:采煤机进刀及割煤示意图 2、采煤机正常切割:割煤长度为150m,采煤机以3-4m/min的速度向上(下)割煤,直至割透上(下)端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。3、工艺要求割煤:沿顶底板双向割煤,往返一次进两刀,煤机速度要适宜,且保证顶底板平整,煤壁齐直,不得随意留顶底煤。溜子弯曲段最小长度为15米,采煤机机身全长16.6米,进刀距离确定为15+216.6m=48.2m。移架:采用及时移架支护方式,移架滞后采煤机后滚筒35架,顶板破碎时追机作业(应滞后采煤机前滚筒3-5架),移架步距0.8m。端面距超过340mm,应拉移超前架及时支护顶板。正常移架操作顺序为:收回护帮板及侧护板;降柱使顶梁略离顶板;当支架可移动时,立即停止降柱,使支架移够规定步距(0.8m);调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直,支架不歪斜,中心线符合规定,全工作面支架排成直线;升柱同时调整平衡千斤顶,使顶梁与顶板严密接触约3-5秒,以保证达到初撑力;伸出侧护板使其紧靠下方支架。 将各操作手把扳到“零”位。推溜:随移架并顺序推溜,严禁相向操作,以免造成溜子中间鼓起搭桥,推移输送机时,滞后移架510m,并且推移千斤顶同时逐次推出,弯曲段长度不小于15 米,最大水平弯曲1-2度,垂直弯曲不超过3度,且要均匀过渡,推移步距0.8m,并保持平、直、稳。三、采煤工艺说明及要求1、采煤机割的技术要求:(1)采煤机割至机头机尾时,工作面顶板到顺槽顶板必须有一过渡段,以满足液压支架支护要求。(2)端头割煤时从工作面距端头10架左右的顶板到顺槽顶板要适当掌握采高,直到和顺槽顶板衔接,并且保证过度段的平缓,有利于液压支架接顶严密。(3)割机头、机尾三角煤时,保证将三角煤割透,保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡,三角煤割不透,容易发生机头、机尾过渡槽起桥事故。(4)设计采高2.63m,为保证工程质量,提高回收率,工作面必须沿底割煤,当煤层变薄时及时调整采高,保证立柱活柱不低于300mm,防止出现死架。(5)顶底板要割平,不能留有台阶,底板留有台阶或不平会使推溜困难,同时顶底板不平使支架几何形状不好,仰俯角太大容易发生空顶、冒顶或采煤机滚筒割顶梁事故。由于顺槽顶底板留有顶底煤,煤机割煤时1和133支架处割煤高度必须与原顺槽高度一致,不得留有台阶。(6)必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺,割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时,应及时停机更换截齿。(7)工作面遇有坚硬夹矸或冲刷体构造时,尽量降低采高通过,否则要放震动炮,不得用采煤机强行截割。2、液压的支架及要求:液压支架的移架步距应保持在800-1335mm。移架时保证支架到位,端面距保持在340左右,端面距过小会造成采煤机滚筒割支架顶梁,过大会造成顶板空顶或冒顶。最大空顶距:Lmax=L1+L2+S=3900+340+800=5040mm最小空顶距:Lmix=L1+L2+S=3900+340 =4240mm其中L1-顶梁长度,L2-端面距 S-截深(1)拉架时必须使支架保持一条直线。(2)工作面拉架必须及时,拉架距采煤机后滚筒3-5架,如果顶板压力较大或有冒顶危险时,应及时追机拉架(距采煤机前滚筒2-3架),以防顶板冒落。(3)拉架过程中如发生顶板破碎冒落时,应及时拉超前架,以防次顶板继续冒落。(4)移架时,要保证支架移到位,端面距保持在340mm以下。(5)移架过程中要及时调整支架状态,如发生倒架、咬架现象,需在移架过程中及时调整。3、对工作面刮板输送机的的要求:(1)刮板输送机在推移后必须保证一条直线。(2)必须保证刮板输送机的平整,不得出现漂溜、凹溜和局部起伏较大的现象。(3)刮板输送机的机头、机尾进度要保持一致,且必须保持推移步距800mm,以确保截深、产量和工程质量。(4)推移工作面刮板输送机时,必须距采煤机后滚筒15米后进行,不得出现急弯,除弯曲段外其余部分不得出现弯曲,不超过2-3。(5)若推溜困难时,不应强推硬过,必须查明原因将问题处理后再推溜。4、爆破落煤 本面采用双滚筒采煤机自开上下缺口,当工作面溜头(尾)位置不合适,煤机割不透上下缺口时,遇断层落差较大,顶底板坚硬必须采用打眼爆破时,另行制定安全技术措施。三、工作面正规循环生产能力工作面每天10个循环,每循环进尺0.8米,割煤高度2.63米,每月按28.5天计算(一天检修时间),则日产量=2000.8102.631.28=53133(吨)月产量=5313328.5=15.3(万吨)第三节 设备配置1、支架:支架主要技术参数:型 号:ZY68001735 工作阻力:6800KN初 撑 力:5066KN 支架高度:1700-3500mm支架宽度:1450-1600mm 支护强度:31.5MPa2、采煤机型 号:MG300/730-AWD1 采 高:1.83.3m滚筒直径:1800 mm 截 深:800 mm截割功率:300KW 牵引力:325-550KN煤层倾角 近水平 煤质硬度:f 4.5机身高度1242mm 3、刮板输送机(一部)型 号:SGZ764/630KW 电机功率:2315KW 运输能力:1000t/h 链 速:1.28 m/s刮板链形式:中双链刮板间距:1500mm长度:203.00m 4、转载机(一部)型号:SZB-730/75 设计长度:25米电机功率: 75KW 运输能力:600t/h链 速:1.33 m/s5、乳化液泵(两台) 型 号:BRW31531.5 流 量:200Lmin 输出压力:31.5MPa 电机功率:125KW 乳化液配比:35% 6、喷雾泵(两台)型号:BPW315/6.3 公称压力: 6.3Mpa公称流量:315L/min 电机功率; 45kw7、破碎机型号:PCM110 破碎能力:1000t/h 锤头冲击速度:20m/s 最大输入块度:700950mm8、移动变电站移动变压器:KBSGZY-160010R/3300V 1台低压防爆馈电开关: KBZ-400Z 3台真空磁力起动器:QJZ 3153300 3台真空磁力起动器:QJZ 2003300 4台信号照明综保: ZBZ-4 1台附图五:14201综采工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计本矿首先开采的4-2煤层,采高2.63m左右,4-2煤层顶板岩性多为细粒砂岩、粉砂岩,次为泥岩,底板岩性以粉砂岩为主,其次为泥岩及粉砂岩。为满足工作面正常运行,实现安全、可靠、快速移架,设计选用掩护式支架。(1)根据采矿工程设计手册采煤方法中支架阻力的选择计算P(68)9.8SrMcos式中:P支架承受的荷载,kN;S支架支护的顶板面积,m2;r顶板岩石视密度,t/m3;M采高,按采高2.63m计算;煤层倾角,度,(平均0.9度)。P69.82.432.52.63cos0.9939.346(kN)自移式液压支架所需阻力:式中:P支架最大工作阻碍力,kN/架;n0单体支柱支护密度;根/m2;P0单体支柱平均最大工作阻力,kN/根;n液压支架的柱数,根;S液压支架的支护面积,m2。1799.901(kN/架)(2)按经验公式PnrHCOS82.52.639.8cos0.9463.932kN/m20.47MPaP支架支护强度,MPa;n采高倍数。一般取68倍采高岩石柱重量,根据顶板岩性,取n8;r岩石容重,t/m3;H采高,按采高2.63m计算;煤层倾角,度,(平均0.9度)。(3)根据缓倾斜煤层工作面顶板分类(MT5541996)确定液压支架支护强度。根据以往类似矿井经验,本矿井4-2煤基本顶初次垮落步距为35m,按此计算4-2煤基本顶初次来压当量Pe:Pe241.3ln(Lf)15.5N52.6hm 241.33.5615.5(2030)52.62.63987.9722kN/m2 1.0MPa式中:Pe基本顶初次来压当量,MPa;Lf基本顶初次来压步距,m;35mN直接顶充填系数,为直接顶厚度(hi)与采煤高度(hm)的比值;hm煤层采高,m。故4-2煤基本顶属类,液压支架的额定支护强度不得低于580kN/m2。液压支架额定工作阻力计算:FsPs(ScBc/Ks)5801.50(4.51.5)/0.95800kN设计根据上述计算的液压支架工作阻力,综采工作面液压支架初选ZY6800/17/35型掩护式液压支架,支撑高度1.73.5m,工作阻力6800kN,支架重量20.0t左右。工作面超前30m采用DW2.8型单体液压支柱配HDJB-1000型金属铰接顶型支护。经以上计算可知,所选用的ZY6800/17/35型液压支架支护强度大于顶板压力,对底板比压小于底板抗压强度,符合支护要求。二、乳化液泵站1、泵站选型,数量选用乳化液泵两台,型号:BRW31531.5; 流量:200Lmin; 输出压力:31.5MPa ; 电机功率:200KW; 乳化液配比:35% 2、泵站位置设定泵站安设在运输巷,距工作面上出口100米处。3、泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa,乳化液浓度35%,要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理工作面采用全部垮落法管理顶板,工作面采用133架ZY68001735 型掩护式液压支架,上下端头采用单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板。一、正常工作时期顶板支护方式1、工作面切眼采用133架ZY68001735型掩护式液压支架支护顶板。2、执行拉线移架,支架应保持一条直线,其偏差不得超过50mm,保持与运输机垂直,支架垂直顶底板,其歪斜小于5度,支架中心距在1500100mm,支架顶梁要与顶板平行,最大仰俯角小于7度,相邻支架错差高度不大于侧护板最大宽度的2/3,相邻支架间空隙不超过150mm。3、保持支架严密有力,初撑力不小于额定压力的80%。4、工作面机道不得留有伞檐,如伞檐长度超过1m时,其最大突出部分不超过200mm,伞檐长度在1m以下时,其最大突出部分不超过250mm。二、正常工作时期的特殊支护形式1、工作面上、下两巷支护14201工作面上、下两巷采用锚杆支护。另外,工作面上、下两巷采用单体液压支柱配金属铰接顶梁进行超前支护。由于巷道受侧压力和采动影响,局部巷道变形,在回采期间,及时维护保证安全生产。2、上、下端头回撤要求(1)单体液压支柱采用人工回撤,支柱的回撤不得滞后于工作面切顶线或支架掩护梁,回出的柱梁及时运走,并及时在切顶排打好1-2棵关门点柱,并用戗柱戗牢,初撑力不小于50KN。上、下平巷顶板破碎时必须先打牢护身柱,支柱采用长1.5m半径不小于0.07m的半园木作柱帽,沿走向支牢后,方准进行回柱工作。回撤东回风巷钢棚时,必须执行“先支后回”,先用单体把棚腿替换,再把棚腿回出。(2)顶板锚带网回撤方法为:锚盘回撤时,要超前切顶排两排用专用工具卸掉锚盘上的螺帽,取下锚盘。切顶排回柱后,如有锚盘、螺帽调入老塘用长钩将其钩出。卸螺帽采用专用套筒操作,确保安全,人员施工时,严禁正对螺帽。作业时,二人一组操作,一人使用专用工具操作,一人在一旁作安全监护。卸螺帽前,首先用长钎子进行问顶,摘除工作范围的危岩悬矸,作业过程中,扶凳人员严禁仰面观看,以免伤害眼睛。中间腰巷的锚网、锚盘、螺帽、锚索每次回撤要超前工作面1米卸掉。 三、移架放顶及与其他工序平行作业的安全距离移架滞后采煤机后滚筒5-8架 ,移溜滞后移架距离10-15m。四、特殊时期的顶板管理1、来压及停采前的顶板管理 (1)、随着工作面的推进,顶板来压时,加强对两端头的支护,端头支柱初撑力不低于90KN。上、下两巷支柱,初撑力不低于90KN ,工作面液压支架初撑力不低于24MPa。1、本工作面初采时,必须认真做好矿压观测预报工作。 (2)、工作面支架初撑力不低于24MPa,支柱初撑力不低于90KN,泵站压力不低于30MPa,乳化液浓度在35范围内。 (3)、支架支护状态完好,不渗不漏,安全阀满足要求。支柱要迎山有劲。(4)、来压时,要及时拉超前架;拉移支架时,要做到少降快拉,快速移架。(5)、在来压前后及过程中, 严格执行“敲帮问顶”和“二次注液”制度,提高工程质量, 及时更换坏柱梁及断裂的戗棚、丛柱,严禁出现空顶和卸荷柱、空载柱现象。当来压强烈,显现明显时,要立即撤出人员,待顶板稳定后,并在跟班区长、安监员全面检查确认无危险后,方可进入工作面,先维护好后再从事其它作业。(6)、工作面严格控制住采高,并保持顶板割平,以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。 (7)、积极组织正规循环作业,加快推进度,减少来压对回采的影响。(8)、成立由生产矿长为组长的初采初放领导小组,具体指导初采初放工作。2、过顶板破碎带 若煤壁侧出现冒顶时,先把支架移到位,摘除危岩悬矸,然后人员站在安全地点做假顶,在顶梁上方架设#字型木垛,并设专人监护安全,发现问题人员及时撤到安全地点。发现支架背架、钻底、撬脚等现象必须及时处理。(2)、煤质松软片帮时,要及时打开护帮板护帮 ,以防止继续片帮造成大冒顶。 若空顶面积大、顶板破碎需支设贴帮柱或临时柱时,柱距为1.5m,托半园木支设,并拴全防倒绳。支回贴帮柱、临时柱时,三人一组,互相配合好。进入施工地点前,首先停机、停溜子,再敲帮问顶,摘除危岩悬矸。支设时,一人支柱,一人扶柱,一人递送工具及物料,并有专人负责监护。施工过程中发现来压强烈等异常现象时,要及时撤出机道,待压力稳定后再进行作业。回贴帮柱或临时柱时,人员必须站在支柱的斜上方人行道内进行远距离操作,观察顶板,待顶板稳定后方可用长钩(1.5m)将支柱拉出,卸贴帮柱或临时柱时,一人卸柱,一人拉柱,一人监护,发现顶板有冒落危险时,立即停止卸柱,并进行维护,确认无危险后再卸柱。(3)、工作面过断层时,要及时拉超前架支护顶板;应少降快移,带压擦顶移架,确保支架初撑力达到规程要求。 (4)、严格执行“敲帮问顶”制度和“先支后改”的原则。断层段必须安排有经验的老工人施工,此处要有一名班组长现场指挥,确保施工安全。(5)、断层处顶板破碎时,严格按本面规程中过顶板破碎带措施的有关规定执行,一并传达。需要打眼放炮时另提补充措施。五、处理漏、掉顶措施1、及时拉超前架并支设贴帮柱维护机道,提机过程中,随提随维护,煤机司机注意观察顶板状况,发现机道片帮严重有掉顶预兆时,必须停机停溜子,将煤机管制器打至断电位置,离合手把打至断开位置,人员及时将护帮板打开,在有效支护下进行维护。2、处理掉顶措施:(1)开采过程中发生掉顶,当高度在400mm以下时,及时停机停溜子,待漏顶稳定后,先敲帮问顶,摘除悬矸危岩,并仔细观察顶板和支架情况,施工人员要先对冒顶周围的支架进行加固,控制其范围扩展,处理前必须备其备足所需材料,人员操作要精力集中。(2)处理冒顶时,要由外向里逐架进行,并由顶板完好的地方开始,沿走向架设木板支护顶板,木板梁规格为3000200 150mm,板梁一端与支架顶梁搭接,另一端用DW2.8型单体液压支柱作腿,在板梁上方用1.8米半圆木料或1200200150mm的道木接实顶,然后在木板梁下方沿倾向架一梁三柱棚托住木板梁,倾向棚梁规格为3400200150mm。(3)冒顶区棚架设好后,先移顶板完好的支架,使支架托住倾向木棚,再移冒顶区支架,最后回撤单体。3、当工作面顶板破碎,片帮严重需要超前逮顶时可采用打眼架设1寸钢管的方法,具体施工安全注意事项执行以下措施:(1)打眼时,采用风钻钎子湿式打眼,严禁干打眼,打眼位置选在煤层与顶板交接处,施工时,2-3人操作,其中一人打眼,一人扶钻。(2)人员进入施工地点首先敲帮问顶,摘除危矸悬石,有护帮板的将支架护帮板打开,顶梁接顶要实,确保人员在有效支护下作业,并停机停溜子。(3)打眼间距0.8米左右,与煤壁子成90度,眼深1.2米,打眼完毕后,将1寸钢管锯成长度2.2米左右,其中一端插入钻眼内,一端升在支架顶梁上方,然后人员按照原规程规定在有效支护下,将钢管上方用木料穿实穿牢,防止片帮掉顶。穿顶时,班组长现场指挥,发现问题及时采取措施进行处理。(4)加强支护质量监测,确保支架初撑力不小于24Mpa,接顶严实,当煤机通过时,慢速行驶,随提机随维护,及时拉超前架,端面距不得超过0.34米。(5)所有施工人员应站在顶板煤帮完好的冒顶区上侧作业,穿顶期间应指派有经验的工人专门观察顶板并看好退路,由有经验的工人操作,严禁进入冒顶区作业。(6)若漏顶严重,冒落高度超过400 mm,采用以上方法不能有效控制漏顶时,另提专门的补充技术措施指导施工。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理(一)、轨道、运输顺槽的超前支护1、超前支护的距离:两巷超前支护的长度距工作面切顶排不得小于30m。若两巷压力增大时,超前支护长度要增加到4050m。超前支护以外的巷道出现变形时应及时进行支护。2、超前支护形式:上下巷超前工作面煤壁20米范围内采用DW2.8单体液压支柱及HDJB1000铰接顶梁联合支护,沿走向支设两排,柱距1m。3、支护时单体钻地超过100mm时必须穿铁鞋,初撑力不得小于50KN,顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接,并拴齐拴牢防倒绳。支设超前支护时严格按照煤矿安全技术操作规程“端头支护工”中规定执行。4、巷道断面要求:工作面上、下巷超前支护段巷道宽度不小于2.0m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80%。但是,由于设备列车在运输顺槽,个别地方人行道不够800mm的宽度,生产时要及时清理好人行道,电缆要及时吊挂,保证人行畅通。5、回撤要求(1)上、下平巷超前支护不得超前回撤,在切顶排回撤后,及时打好两棵关门柱.(2)上、下巷支架(支柱)、超前支护、平巷转载机溜子不得滞后工作面放顶线.(3)两巷维护时,在顶板超高处,应及时用木料打成木垛,接实接平顶,支柱升紧注牢,严禁支柱超高支设。(4)两巷超前支护支柱应支成直线,其偏差不超过100毫米,工作面上下出口及巷道高度不低于1.8米。(5)对巷道变形量大、锚杆失效、顶板下沉量大的地点支设点柱或复钢棚加强支护。 3、支护材料及支护密度:上、下两巷超前支护距离从切顶排向外不小于30m,由于受压力影响巷道变形严重时,可以适当增加超前支护的长度。上平巷排距宽度不大于1.8m, 下平巷排距不大于2.4m,超前支护基本形式为:双排单体支柱配铰接顶梁, 柱距不大于1.0m。顶板破碎时上巷支设三排单体支柱,排距:1.0m。4、轨道、运输顺槽的加强支护支护时单体钻地超过100mm时必须穿铁鞋,初撑力不得小于50KN,顶梁从切顶排向外沿走向铰接使用,并拴齐拴牢防倒绳;两巷超前支护支柱应支成直线,严禁支柱超高支设,支柱活柱伸出量不小于0.2m。上、下两巷超前支护段巷道宽度不小于2.0m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80%。支设方法:支设超前支柱时,至少两人操作,使用DW2.8型单体支柱时,必须做到二人操作,穿顶时,必须先备足木料,支设临时支柱,并由有经验的工人操作。支设时,先清理柱位,将铁鞋平放在柱位上;再将顶梁托起,打紧圆销,使圆销过肩,插紧水平销;然后按一梁一柱拉线对号支设;支柱时一人扶柱升柱,一人监护;支柱确保迎山有劲;随支柱随拴防倒绳;支柱工作完成后,必须对支柱进行二次注液;切顶线加设倾斜戗棚支护,支柱锚爪支在顶梁交叉点上,支柱底根支在末前排所对应的支柱跟部。5、回撤要求:1)上下巷锚盘、螺帽回撤:(1)、14201面两巷顶板为钢杆支护。煤机到达溜尾(头)溜尾前需超前把顶板锚盘、螺帽严格按规定回收。卸螺帽前必须先支设一棵临时柱配方木加强支护,人员在有效支护下作业,确保安全.人员施工时,严禁正对螺帽。如果顶板钢筋网开封或开焊时,要及时用14铁丝联接好。其中下巷、上巷顶板锚盘和螺帽超前切顶线两架回收,不得拖后切顶线。东大巷腰巷回收两帮锚盘、螺帽、锚网时,必须支好贴帮柱,人员在贴帮柱的保护下回收,预防片帮伤人。腰巷顶板回收锚盘、螺帽、,锚网、锚索必须在有效地支护下进行,严禁空顶作业。(2)、煤机推机距溜头3m时,减速慢行,煤机司机集中精力,并通知端头处施工人员躲至煤机以上,通知溜子司机注意观察,集中精力,并将按钮向外移2m,不得正对溜子及将要割透的煤壁。(3)、煤机继续下行,将要割到锚杆时,停止溜子运转,溜子司机躲至溜头以外10m。煤机司机操作煤机每下推0.2m,观察一下锚杆动静,片帮较严重时,则停机停溜子,将煤机管制器打至断电位置,摘下离合器,人工从下巷用长钩子将锚杆拉出;片帮较轻时,煤机司机手不离按钮,继续慢推,当锚杆松动将要卷入滚筒时,或观察到人工能够抽出锚杆时,立即停止煤机运转,将煤机管制器打至断电位置,摘下离合器,人工从下巷用长钩子将锚杆拉出。4)、煤机到溜尾时,人员躲至溜尾10m以外、以下。煤机司机用按钮控制开停溜子。取锚杆注意事项同上。锚杆取出后,方可正常推机割煤。(二)巷道维修维护制度及措施1.工作面上下平巷的维护要有专人负责,超前支护按规定的排、柱距拉线支设,巷道净高不低于1.8m,超前支护段行人侧宽度:轨道巷不小于1.2m,运输巷不小于0.8m。超前支护段班班要进行二次注液,及时更换失效支柱,确保支柱初撑力不低于50KN。超前支护以里不得有物料堆积,保证行人及运料的畅通。2.班班保证巷道内支架完整,无空帮空顶,质量卫生符合规程规定,无断棚坏棚,保证巷道顶板支护完好。巷道无积水,无脏杂物,材料设备码放整齐,并有标志牌。3.巷道压力大、压力显现异常处,为预防崩螺帽、锚盘,必须在锚杆上加备帽,加备帽时,严禁人员正对锚杆方向操作。4.上平巷距工作面50m范围内,下平巷工作面出口至皮带机尾处,班班要有人负责检查,支架要保持完整,确保无断梁折柱现象,对顶板局冒处,要在临时支护下用木料穿实顶,并复木棚加强支护。巷道两帮有片帮危险时,要根据实际情况支设加强柱贴帮柱支护,人员在复棚和支临时柱时,进入施工地点,首先敲帮问顶,确保人员在有效支护下作业。施工时,必须三人一组,并有一名班组长现场指挥,递送工具并负责照明监护。(三)、工作面端头安全管理上、下端头采用1m顶梁配合单体液压支柱进行支护,根据端头空间大小采取相应的顶梁支护端头顶板,当两巷端头支架到煤柱的距离在0.5时,在此空间内沿走向支设一对铰接梁联锁棚。当上述空间大于1.5m时,端头支架侧面铰接梁联锁棚增加为两对,联锁棚之间及与端头支架和煤柱的距离要均匀;端头支架到煤柱的距离小于0.75m时,在此空间内支设一排单体液压支柱,柱距0.8m。端头支护若因刮板运输机、转载机影响,端头支架侧面无支护空间,可改为单排贴帮带帽点柱,柱距0.8m。应及时沿走向抬棚一梁三柱支护顶板,抬棚选用3.5m形钢梁。上、下端头应支设切顶密集支柱,在排头架的掩护梁尾处支设一排,以便于转载机尾的维护和两端头放煤的安全性。端头不得出现空载的顶梁,跨溜头、溜尾顶梁必须铰接或要使用一对3.5型钢支护。端头支护的前移、支设应在
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