采煤工作面整体支架采面作业规程.doc
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年 月 日 目 录 第一章 概况 6 第一节 编写依据 6 第二节 工作面位置及井上下关系 6 第三节 煤 层 6 第四节 煤层顶底板 8 第五节 地质构造 8 第六节 水文地质 9 第六节 影响回采的其它因素 10 第七节 储量及服务年限 10 第二章 采煤方法 11 第一节 巷道布置 11 第二节 采煤工艺 13 第三节 设备配备 14 第三章 顶板控制 15 第一节 支护设计 15 第二节 工作面顶板控制 23 第三节 工作面顶板管理 26 第四节 安全出口及端头顶板控制 27 第五节 矿压观测 28 第四章 生产系统 30 第一节 运输系统 30 第二节 通防与监控系统 32 第三节 排水系统 41 第四节 供电系统 44 第五节 通信照明 45 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 45 第一节 劳动组织 45 第二节 主要经济技术指标 47 第六章 煤质管理 48 第七章 安全技术措施 49 第一节 一般规定 49 第二节 顶板管理 49 第三节 防治水 50 第四节 通风及安全监测 51 第五节 运输管理 53 第六节 机电管理 53 第七节 其它 54 第八章 灾害预防及避灾路线 58 第九章 矿井六大系统 60 公 司 会 审 意 见 会审单位及人员签字: 生产技术部: 年 月 日 安 全 监察部: 年 月 日 通 防 工区: 年 月 日 调度信息中心: 年 月 日 机 电 工区: 年 月 日 总 工 程 师: 年 月 日 总 经 理: 年 月 日 作业规程学习和考试记录 负责人: 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 31218采面作业规程 施工单位 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 编写依据 依据《安泰能源有限公司十二采区变更设计说明书》(临沂市煤炭工业办公室临煤字[2014]57号文批准)及《安泰能源公司31218采煤工作面地质说明书》编写此作业规程。 第二节 工作面位置及井上下关系 该采面位于井田南翼,十二采区第九个工作面,上部为十二采区31216采面,南部为矿井边界。具体位置及井上下关系如表一所示: 表1-1 工作面位置及井上下关系一览表 水平名称 -370m水平 采区名称 十六采区 地表标高 +52m 煤层底板标高 -388.176~-410.499m 地面相对位置 位于工业广场东南部,安头村东。 回采对地面设施 的影响 工作面上部地面为农田,无任何建筑物和设施,不会造成破坏。 井下位置及 与相邻关系 该工作面为十六采区首采面,上部为十二采区31216工作面,南部为矿井边界。 走向长度/m 210 倾斜长度/m 29 面 积/m2 6090m2 第三节 煤 层 工作面煤层赋存情况如表1—2所示 煤层厚度(m) 5 煤层结构 简单 煤层倾角 35~40° 开采煤层 3 硬度 2~3 煤种 烟煤 稳定程度 基本稳定 煤层情况 描述 工作面范围内煤层赋存基本稳定,局部煤层有岩浆岩侵入,煤层变薄,煤层厚度为3.0~7.0m,平均厚度5m,煤层呈黑色,玻璃光泽,以亮煤为主,其次为暗煤,半亮型,贝壳状断口,条带状结构,半坚硬,局部夹矸为砂泥岩。煤层倾角为35~40°硬度为2~3。 表1-2 煤层赋存情况一览表 附图一:工作面地层柱状图。 第四节 煤层顶底板 工作面煤层顶底板情况如表1-3所示。 表1-3 煤层顶底板情况表 顶、底板名称 主要岩石 厚度/m 特 征 直接顶 砂质泥岩 18.75 灰黑色,泥质结构,致密,较脆易碎,含炭高,含植物化石碎片。 伪底 炭质页岩 0.3 质软,成层状,含炭高不稳定,局部达0.5米,富含植物化石。 直接底 砂泥岩 17.5 粉砂岩、泥岩呈互层,水平层理发育,遇水膨胀 第五节 地质构造 一、断层 31218采煤工作面内无断层,只在井田南翼边界有F23断层,回采时已留足保护煤柱,对回采无影响。 表1-4 F23边界断层参数表 构造 名称 走向 (°) 倾向 (°) 倾角 (°) 性质 落差 (m) 对回采的影响程度 F23 140 230 70-85 正断层 220 小 二、断层以及褶曲情况对回采的影响 根据上下顺槽掘进揭露证明,31218采煤工作面无断层,采面不受影响。 附图二:31218工作面运输巷、回风巷及切眼剖面图 第六节 水文地质 一、含水层(顶部和底部)分析 31218回采工作面,位于十二采区第九阶段,水文地质条件比较简单,回采波及的含水层主要是三煤顶板砂质泥岩,含水性很弱,一般为顶板淋水,最大涌水量为2.0m3/h,正常涌水量为1.0 m3/h。与其它含水层无直接补给关系,对采面回采无影响。 二、断层水分析: F23断层:为防止该断层导水,根据钻探情况,在初采时必须留足70m防水煤柱,确保对整个回采没有影响,里部已回采,外部剩余210m。 三、其它水的分析: 本采面距地表462.499m,上部的岩石结构较完整,所以不受地表水、大气降水和流砂水的威胁。上部31216采面已回采完毕,无积水区存在。煤层经过回风顺槽和运输顺槽的实际揭露证明无老空水。面上的其它水源只有洒水灭尘和打眼时工具使用的乏水,但不影响采面正常的回采作业。 四、涌水量: 预计该面最大涌水量为2.0m3/h,正常涌水量为1.0 m3/h。 第六节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况 该采煤工作面揭露的煤层主要为3煤,该煤层硬度为2-3,煤尘爆炸指数13.8﹪,无爆炸性,煤层具有Ⅲ类自然发火性,不易自燃,瓦斯等级为低级,CO2等级为低级。 根据地质报告提供资料本矿井地温均小于26℃,属于地温正常区,不会有高温热害发生。 该工作面位于低瓦斯区,无瓦斯突出,冲击地压危险。附表五 影响回采的其它地质情况表 表5 瓦斯(CH4) 相对涌出量2.11m3/t,绝对涌出量0.5m3/min 二氧化炭CO2 二氧化碳相对涌出量1.54m3/t,绝对涌出量0.32m3/min 煤尘爆炸指数 无煤尘爆炸性,指数为13.8% 煤的自燃发火性 Ⅲ类 不易自燃 地温对采面的危害 无 冲击地压危害 无 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量:走向210m×斜长29m×比重1.35t×5.0m=8221.5t。 可采储量:8221.5t×95%=7810.43t(回采率取95%)。 二、工作面服务年限 计算如下: 1、 推进速度0.8m/天 2、服务年限:工作面长度210m÷0.8m÷30=8.75个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、十二采区为2000年设计,随着开采揭露,其水文地质条件发生了较大变化,为更加合理的部署,于2014年8月对原十二采区进行了变更设计,临沂市煤炭办于2014年10月对《十二采区变更设计说明书》进行了批复,该采区共划分九个区段。现31218工作面走向长210m,倾斜长29m,于2017年3月份准备完毕。 二、巷道布置 1、工作面上回风巷 31216通过31216回风边切十二采区回风巷联接,沿煤层顶板掘进。巷道断面为梯形,采用金属棚、木棚喷浆支护,支护规格里口1.8m,底叉2.4m,净高2.0m, 净断面积4.2m2 ,主要用于工作面的回风、运料。下帮敷设防尘、排水、供风管路。 2、工作面下运输巷 31218运输巷与-370付下山联接,沿煤层底板掘进。巷道断面为梯形,梯形金属棚支护,里口1.8m,底叉2.4m,净高2.0m , 净断面积4.2m2 ,主要用于工作面的进风、行人、运料。上帮敷设防尘、排水、供风管路。 轨道铺设采用15kg/m道轨,轨距0.6m,枕木为0.15×0.15×1.2m的方木,轨枕间距为0.8m(中—中)。顺槽内金属棚棚头下部(拱形拱基线处)右侧设有Ф50mm供风铁管和Ф35mm供水铁管用于采煤时的打眼和洒水用;棚头下部左侧吊挂各种规格的监控信号电缆。该顺槽主要用于工作面的行人、进风和运输。 三、切眼简述: 切眼沿底板正倾斜向上掘进,断面为矩形,采用单体支柱配合金属铰接顶梁支护,规格净宽3.2m;净高为2.1米;断面约为6.72m2,切眼与回风顺槽贯通后更换整体顶梁支架支护。 四、采煤工作面平面位置示意图(附图三) 第二节 采煤工艺 走向短壁法采煤: 31218采煤工作面顶板为砂质泥岩,层理发育,平均采高为全高(3.5-5.0m),经公司研究决定该段实行走向短壁后退式采煤法采煤。即自里向外,自下而上进行,依次循环后退式回采。根据十二采区上部三煤采面的采煤观察和经验总结,31218采面预计初次来压步距为18-23m,周期来压步距为8-10m,为此,该采面选用“整体顶梁组合液压支架支护。 风镐落煤时: 一、回采工艺: 前移整体托梁、风镐落煤、前探梁支护、前移支架、放顶煤、溜槽、刮板运输机运煤、人工装煤、。 二、工艺简述: (一)、回采顺序:自下运巷横管沿煤壁自下而上割煤,循环进尺0.8m,先前移整体托梁,随落煤随前伸伸缩梁支护顶煤,并前移顶梁,一个循环结束后,自上而下放空区侧冒落的顶煤。 (二)、移架操作顺序: 1、前移托梁:将托梁操纵阀达到前移位置,移架千斤顶活塞杆收缩,拉动托梁向前移动一个步距,后将操纵阀打回中位。 2、前伸伸缩梁:将前伸梁操纵阀打到前伸位置,前伸梁千斤顶伸出,伸出距离达到0.8m后将操纵阀打回中位,单向锁将前伸梁千斤顶的活塞腔锁闭。 3、提起立柱:将立柱操纵阀达到提起位置,提起四根立柱。 4、前移顶梁:将顶梁操纵阀达到前移位置,移架千斤顶活塞杆伸出,顶梁和立柱向前移动一个步距,后将操纵阀打回中位。 5、前移顶梁的同时,操纵伸缩梁操作阀,使前伸梁同步回缩。 6、升起立柱:将立柱操纵阀达到升柱位置,将四根立柱升起。使顶梁接顶,待立柱打到初撑力后,后将操纵阀打回中位,停止注液。 (三)、放顶煤: 工作面支架全部顶梁、托梁前移完毕后,由上向下开始放顶煤,在工作面距上端头10米处开始,打开支架后方挡煤网开始放空区侧冒落的顶煤,使用长把工具扒煤,浮煤含矸达到50%时停止,将此处挡煤网重新连接牢固,向下2米距离再打开挡煤网放煤,如此循环,直到距最下部支架5米处停止。 (四)、溜煤与装运: 该采面风镐落煤后,实行溜槽溜煤,溜槽安放在前排柱与煤壁之间并用铁丝绑扎牢固,防止脱落下滑,溜槽上下铺设成一条直线,溜槽与人行道之间用金属网、挡皮隔开,金属网、挡皮固定在前排支柱上,高度不得低于500mm,超前横管刮板运输机运煤,下出口人工装煤。一吨标准煤车装载,顺槽人力推车运输。下山绞车提升,电瓶车运输至井底车场。 放空区侧冒落的顶煤时,在放煤口与煤壁之间斜向铺设溜槽,使放出的顶煤通过斜向铺设的溜槽到达煤壁侧溜煤道,由溜煤道进入超前横管的刮板运输机,再进入运输顺槽矿车。 放炮落煤时: 一、 回采工艺: 前移整体托梁、打眼、放炮落煤、前探梁支护、前移支架、放顶煤、溜槽、刮板运输机运煤、人工装煤。 二、工艺简述: (一)、炮采工艺: 1、落煤方法: 该采面倾斜长30m,实行放炮落煤,每小班一个循环,循环进尺0.8m。使用气腿式风钻或风煤钻湿式打眼。采用三级煤矿许用水胶炸药爆破,毫秒延期电雷管引爆。引爆工具为FD100DA或MFB-200型煤矿用电容式发爆器。 2、炮眼布置及装药量: 该面放炮落煤时, 炮眼采用五花眼布置,顶眼距顶板0.4m,底眼离底板0.4m,炮眼间距为1.0m,排距0.7m,炮眼深度为0.8m,与煤壁断面成水平85°的夹角。与煤壁断面成垂直85°的夹角(仰俯角均为5°)。每孔装药量0.15kg。每小班一个循环(30m),分二次打眼爆破。 3、 工作面炮眼布置图:附图四 4、采面一次爆破装药量表 排号 眼数(个) 眼深 (m) 角度 每孔装药(卷) 每排装药(kg) 雷管 (个) 爆破 顺序 联线 方式 水平 垂直 上排 15 0.8 85° 85° 0.5 2.25 15 一次装药 一次起爆 正向装药 串并联 中排 15 0.8 85° 85° 0.5 2.25 15 下排 15 0.8 85° 85° 0.5 2.25 15 合计 45 6.75 45 炮眼装药图示:附图五 5、溜煤与装运: 该采面放炮落煤后,实行溜槽溜煤,溜槽安放在排柱与煤壁之间并用铁丝绑扎牢固,防止脱落下滑,溜槽上下铺设成一条直线,溜槽与人行道之间用挡皮隔开,挡皮固定在里侧支柱上,高度不得低于50厘米,人工扒煤。一吨标准煤车装载,人力顺槽推车。绞车下山提升,电瓶车运输至井底车场。 第三节 设备配备 一、设备配备情况 1、7655型气腿式风钻或风煤钻配备32mm钻头 2、整体顶梁液压支架: 型号为:ZH2000/16/24Z,最小支撑高度1.6m、最大支撑高度2.4m 3、单体液压支柱: 型号为: DW系列悬浮式单体液压支柱,柱径为:100mm 4、铰接顶梁: 型号为:DJB-1000单楔顶梁和HDJB-1000双楔顶梁 5、金属网:采用直径不小于3.5mm的铁丝制作,网格:60 mm×60mm 6、运输设备--矿车:采用1吨U型普通矿车。 7、手镐: 一头尖一头扁 8、大煤锨 9、扒锨 10、绞车 90型,电机功率90KW 11、搪瓷溜槽 –U型×长1.0m 12、短壁注水器 2F-A22 13、乳化液泵 BRW125/31.5型 二、工具配备数量表 表7 序号 工具名称 型 号 规 格 功 率 单 位 数 量 备 注 1 风钻或风煤钻 7655型 台 2 1台备用 2 手镐 把 2 3 矿车 U型 辆 6 4 大煤锨 把 4 5 扒锨 把 2 6 绞车 90 90KW 部 1 7 单体液压支柱 DW系列 棵 140 8 铰接顶梁(含双楔梁) DJB-1000 架 70 9 金属网 1m×4m 页 30 10 搪瓷溜 U×长1.0m 节 40 11 短壁注水器(管) 2F-A22 根 1 12 整体顶梁液压支架 ZH2000/16/24Z 架 25 1架备用 13 乳化液泵 BRW125/31.5型 台 2 1台备用 第三章 顶板控制 第一节 支护设计 一、工作面支护设计 31218采面煤层顶板局部较破碎,回采时采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合液压支架支护,贴帮柱采用木支柱、超前溜煤道采用DW型单体支柱配合DJB-1000型金属铰接顶梁并铺设金属网支护顶板。单体支柱全部穿铁鞋。支架循环推进距为0.8m。木支柱的小头直径不得小于0.12米,木垛材料为1.2m长的方木随着采面的推进而在采面最上部架设。采面的最大控顶距为3.6m,最小控顶距为2.8m。 (一)、采用类比法进行设计: 1、参照本矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。 同煤层矿压资料选择或预计工作面矿压参数表 表8 序号 项 目 单位 同煤层实测 本面选取或预计 1 顶 底 板 条 件 老顶厚度 m 14.6 14.6 直接顶厚度 m 2 2 直接底厚度 m 17.4 17.4 2 直接顶初次垮落步距 m 2-3 2-3 3 初 次 来 压 来压步距 m 18-23 18-23 最大平均支护强度 KN/m2 250 260 最大平均顶底移进量 mm 100 120 来压显现程度 显现强烈 显现强烈 4 周期 来 压 来压步距 m 8-10 8-10 最大平均支护强度 KN/m2 260 270 最大平均顶底移进量 mm 60 80 来压显现程度 显现强烈 显现强烈 5 平时 最大平均支护密度 根/m2 1.25 1.25 最大平均顶底板移进量 mm 20 40 6 直接顶悬顶情况 m 随采随垮 随采随垮 7 底板容许比压 Mpa 15 18 8 直接顶类型 类 2类 2类 9 老顶级别 级 IVb IVb 10 巷道超前影响范围 m 运顺:20-60 运顺:20-60 2、支架主要技术特征: 序号 项目 ZH2000/16/24Z整体顶梁组合液压支架 单位 1 支架 型式 整体顶梁链式悬移液压支架 高度 最高/最低 2400/1600 mm 长度 3425 mm 宽度 960 mm 中心距 1000 mm 初撑力 P=31.5MPa 1545 kN 工作阻力 P=40.76MPa 2000 kN 支护强度 0.44-0.57 MPa 泵站压力 31.5 MPa 2 立柱 型式 单伸缩 4棵 缸径 Φ125 mm 柱径 Φ110 mm 行程 800 mm 工作阻力 P=38.9MPa 500 kN 3 移架千斤顶 型式 普通双作用 1根 缸径 Φ100 mm 杆径 Φ70 mm 行程 800 mm 推力/拉力 P=31.5MPa 247/126 kN 4 伸缩千斤顶 型式 普通双作用 1根 缸径 Φ63 mm 杆径 Φ45 mm 推力/拉力 P=31.5MPa 98/69 kN 行程 800 mm 3、合理的支柱支护强度计算 (1)、根据经验公式计算支护强度 Pt=6×9.81×h×r =6×9.81×2.4×2.0 = 282.52(kN/m2) (2)、选择工作面支护强度 工作面支护强度为283(kN/m2)。 4、支架实际支撑能力计算 Rt = kg×kz×kb×kh×ka×R =0.99×0.95×0.9×0.9×0.9×1545 =0.68×1545 =1050.6(kN) R——支柱额定工作阻力 支柱阻力影响系数表 项目 液压支柱 工作系数Kg 0.99 增阻系数Kz 0.95 不均匀系数Kb 0.9 采高系数Kh <1.4m 1.5-2.2m 1.5-2.2m >2.2m 1.0 0.95 0.95 0.9 倾角系数Ka <10° 11°-25° 26°-45° >45° 1.0 0.95 0.9 0.85 5、根据支架支护面积计算支护强度: 支架最大支护面积为3.4×1.0=3.4㎡ 支架实际支撑能力1050.6/支护面积3.4=309 kN/m2 根据计算:支架支护强度为:309 kN/m2 工作面所需支护强度为:283 kN/m2 本工作面可以使用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合液压支架支护。 6、选择合理的控顶距 根据计算及支架性能,结合我矿回采3层煤的经验确定: 工作面最大控顶距为3.6米,最小控顶距为2.8米 。 二、乳化液泵站 (一)泵站选型、数量 乳化液泵选用BRW125/31.5型,数量为:两台。 乳化液泵箱1台;输液管路选用高压胶管,耐压31.5MPa以上。 1、主要技术参数如下: 型号:BRW125/31.5型 公称压力:31.5兆帕 公称流量:125升/分 柱塞直径:40毫米 柱塞行程:66毫米 电机型号:YBK2-280S-4 电机功率:75千瓦 转速:1480转/分 曲轴转速:560转/分 卸载阀调定压力:31.5兆帕 储能器充气压力:22兆帕 配套液压箱容积:1000升 外型尺寸:长×宽×高=2100×850×1000 重量:2000千克 2、乳化液箱: 型号:RX-1000 有效容积:1000升 出口压力:常压 工作介质:3-5%乳化液中性水溶液。 外型尺寸:2150×780×1050 重量:485千克 (二)泵站设置位置 泵站安设在31602运输巷外部移动变电所对门不影响行人、通风及安全处,距工作面距离为:410米。安装地点标高:-473.436m (三)泵站使用规定 1、开泵前,检查各部件有无损坏,螺丝是否紧固,润滑油是否正常。 2、检查乳化液箱的液量大于箱体的1/2,使用乳化液自动配比装置,乳化液浓度保持在3%-5%之间,并使用折射仪经常检测浓度。 3、卸载阀调定压力:20兆帕,严禁随意调整安全阀的整定值。 4、检修液压泵时,必须把开关停电闭锁。 5、必须设专人开泵,在泵箱附近挂牌管理,明确配比方法、用液比例、责任人等,有维修保养制度,并有专人维护,杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象,保证设备性能良好。 6、加强泵站的清洁卫生管理,泵箱过滤器应定期清洗,乳化液箱每半年清洗一次,各种胶管液压元件应保持清洁,严禁不经滤网直接向泵箱加入乳化油,严禁泵箱长流水和向泵箱内只加清水。 三、支护材料及备用材料的数量及存放地点: 该采面壁式回采时在一次循环中必须使齐一排支架,为25架,贴帮木柱25棵,备用柱6棵,超前横管需支柱60棵,上、下平巷超前支护共40m,需支柱约计60棵,备用柱12棵,共计132棵;铰接顶梁60条;金属网60m2, 备用10m2,柱鞋与支柱数量一致。备用铰接顶梁10条。堵截木垛与端头木垛共2个,约计用方木为120块,备用150块;备用材料存放在离工作面不超过30~100m的指定处。材料必须分类摆放整齐,实行挂牌管理,标明材料名称、型号、数量等内容。 支护材料的使用和存放数量 表9 材料名称 规格、型号 单位 用量 备用量 木支柱 小头直径≥120mm, 棵 25 3 单体液压支柱 DW-100 棵 120 12 铰接顶梁(含双楔梁) DJB-1000 条 60 10 支架 ZH2000/16/24Z 架 25 3 金属网 1000mm×4000mm 平方米 60 10 柱鞋 Ф300 只 150 15 方木(含木垛用料) 1200x200x150(mm) 块 120 150 四、特殊支护及要求 ⑴ 木垛:采用1.2m长、0.20m宽、0.15m厚的方木作为材料,其规格为:1.2m×1.2m×采高。用于支撑采空区与下部运输顺槽、之间的顶板,同时封堵采空区矸石,保护下部运输顺槽的完整。 ⑷ 贴帮柱:采用小头直径不小于0.12m的木柱,紧贴煤壁支设,用于控制煤壁子片落,防止大面积煤壁裸露,造成煤壁片帮,影响正常回采。 五、端头支护及超前支护: (1)、工作面上端头木垛打设在上出口左侧靠近空区处,木垛右侧使用单体支柱配合2.9m长钢梁支护出口处下肩,用以加强上出口处的支护强度,木垛必须接顶接底。下端头在支架下侧使用2棵单体支柱顶在最下一架支架上,单体支柱以戗柱形式支设,工作面下出口与运输巷连接处使用金属棚支护。 (2)为了保护上下出口的完整,在采面的推进过程中还必须采取超前支护,将安装时切眼两侧的单体支柱回撤后,运至上、下顺槽作为超前支护使用。下运输轨道顺槽的超前支护为工作面向外20m使用支柱加固支护,(上肩为工作面向外20m,下肩为工作面向外10m)。上回风顺槽的超前支护为工作面向外20m使用支柱加固支护(上肩为工作面向外10m,下肩为工作面向外20m)。 六、煤柱留设: 本采面的运输顺槽作为下个面的回风顺槽,采用留设煤柱的方式予以保留,在运输巷上肩保留不小于3米的煤垛用以保护下运输巷,随采煤向外推进,下出口上部靠近空区处打设封塘木垛,并随时密闭通往空区的下出口。 附图六 最大、最小控顶距离图 附图七 工作面支护平面示意图: 第二节 工作面顶板控制 根据上部十二采区上部回采的三煤采面的矿压资料,该采面煤层顶板周期来压明显,直接顶不稳定、易冒落。 本工作面采用全部垮落法管理顶板。 一、 正常回采时顶板支护方式 (一)、支护方式 回采前先在切眼安装一排支架,回采时,先前移托梁,支架伸缩梁自下而上随回采随向前伸出0.8米,在每架支架前贴煤壁使用1颗木柱防止煤壁片帮,如遇煤层松软,每架支架前贴煤壁使用2颗木柱,并进行腰帮,每刀采宽0.8米,前伸梁护顶,然后前移支架顶梁,前移顶梁的同时,同步回缩伸缩梁,顶梁向前移动0.8米,完成一次移架。完成移架后,托梁在支架的后部,托梁的移动超前顶梁7架。如此循环直至割面到上出口。伸缩梁前伸时达到最大控顶距离3.6米,前移顶梁后为最小控顶距离2.8米。支架后方挡煤板与底板之间挂严挡煤网,挡住空区侧冒落的顶煤。全部顶梁前移完毕后,由上向下开始放空区侧顶煤,放完顶煤再由下向上割面,前伸前探梁,开始下一个循环。移架时,上回风顺槽随移架随架设木垛。前伸前伸缩梁与移架不得同时操作。 (二)、支护质量标准及要求 1、支架及立柱必须上下成直线,偏差小于±100mm,支架前移方向必须与煤层底板走向平行。 2、支架立柱必须与支架顶梁垂直,初撑力不得小于11.5MPa。 3、支架应支设到实底,并迎山有力(迎山角30-50)。 4、支架顶梁应上下角度一致,相邻两架顶梁的高低错差不得大于60mm。 5、工作面安全出口与巷道连接处20m范围内的高度不得低于1.8m,安全出口必须设专人维护。 6、工作面必须达到动态的质量标准化要求,柱排距符合规程规定,确保达到“三直、一平、一净、两畅通”的质量要求。 7、加强支柱的支护强度,及时观察立柱压力,确保立柱初撑力不得小于规定立柱活柱行程不得小于150mm。 8、随回采移架及时挂严挡煤网,确保割面与移架不得同时作业。 9、割面过程中出现煤层松软易片或局部漏顶时,必须加使贴帮柱,使用方木腰棍将顶帮腰实、背牢,防止发生片帮冒顶。 10、贴帮柱使用木柱根据现场顶板及煤层情况支设,必须接顶、接底,打设牢固,最大间距1.1米,煤软时贴帮柱之间使用长木板或细木柱适当腰帮,防止煤壁片落,确保回采安全。 11、面上临时备用的支柱柱必须呈站立状支设在割面处上部,备用柱必须全部使用防倒绳拴牢,防止歪倒下滑。 (三)、工作面初采顶板管理 1、自边切眼下部向上留3米煤垛沿底板向外掘进超前横管,超前横管宽度2.0米,使用三排单体液压柱配合铰接顶梁及金属网支护顶板,液压柱与煤壁之间使用方木、腰棍腰实,防止片帮。上下两排铰接顶梁之间贴顶板铺设金属网,防止顶板冒落。超前横管掘进长度为20米,达到位置后与下部运输顺槽贯通并支护好,形成采面第一个下出口,要求出口高度不得低于1.8米,宽度不得小于1.2米,畅通无阻。出口设信号装置,方便人员上下工作面,保证支护材料和回采工具的运送顺畅。 3、第一次前伸前探梁后,必须在伸缩梁前端打牢贴帮柱,贴帮柱必须接顶接底,支设牢固。 4、割面至上出口时,必须提前加固上出口作为端头支护的金属梁,确保出口处支护牢固。 5、第一次前移最下部支架时,必须在第二、第三架支架分别打牢2棵单体支柱戗柱,并检查好第一、二、三架支架之间的整体梁(托架),保证第一架支架卸压后不会下滑。 6、第一次前移最上部支架前,必须在上回风顺槽支架后方打牢木垛。 (四)、安装时单体支柱和金属顶梁的回撤方法: 1、移架前,先用三角带一端栓牢待回的单体支柱,并通过待移支架和上一架支架间的空隙将另一端拴在上一架支架的立柱上,移架后,通过拉拽三角带将单体支柱回撤出来。 2、移架后,通过拉拽三角带将单体支柱回撤出来。 3、拉拽单体支柱时,人员必须站在支架顶梁下安全空间内,严禁身入空区,回撤的物料必须及时转走,必须保持后退路畅通。 4、回撤单体柱时,必须由至少两名有经验的老职工操作,专人监视顶板变化情况。严格按自下而上每前移一架顶梁,回一次的的顺序依次回撤 二、特殊时期的顶板管理 (一)顶板来压及停采前的顶板管理 1、工作面直接顶初次来压前必须编制专门的安全技术措施。 2、工作面直接顶初次来压和周期来压期间,必须加强顶板来压的预测预报工作,监控室值班人员及生产技术人员必须及时观测、记录顶板来压变化情况的有关数据信息。 3、工作面支架及上下顺槽所有单体液压支柱必须达到初撑力,特别注意观测工作面支架液压表的读数及支架、支柱状态,检查液压管路及时采取二次测压补液措施确保支架、支柱的初撑力及支柱状态完好牢固,防止因漏液卸压或受外力作用造成支柱歪倒,影响正常的回采工作。 4、加强工作面上下端头的顶板管理,提高支护质量,工作面上下出口必须逐架加使工字钢棚,并在加使的工字钢棚下方加使单体液压支柱,确保工作面至上下出口之间顶板完整、支架完好,通风行人畅通。 5、工作面停采前必须编制安全措施。 (二)、工作面过断层、煤洞时的顶板管理 1、工作面过断层的安全措施 ⑴在断层落差较小,顶底板或断层面较平整,断层带基本不破碎的情况下,可直接破顶底板通过。 ⑵在断层带较宽,岩石很破碎,压力较大时,可采用缩小移架距离的方法,防止冒顶。 ⑶靠近断层时,严禁放大炮,采取浅眼少装药放松动炮的方法,以防破碎顶板遭强烈振动,- 配套讲稿:
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