XXXX综放工作面作业规程vqo.docx

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1、XXXXXXXXX能源有限责任公司 XX综放工作面作业规程标识:受受控编号:ZZC-GGC-22010-1XXXXXXXXXXXXXXX有有限责任任公司综放工作作面作业业规程编 制 人: 审 核: 区 长: 施 工工 单 位: 综 采 工 区 编 制制 日 期: 年 月 日日执 行行 日日 期: 年年 月 日公 司 审 批批 意 见会审单位位及人员员签字:生产技术术部: 年 月 日 地 测测 部部: 年年 月月 日日通 防防 部部: 年年 月月 日日综 机机 办办: 年年 月月 日日 机 电电 部部: 年年 月月 日日安 监监 处处: 年年 月月 日日副总工程程师: 年 月 日总 工 程 师师

2、: 年 月 日作业规程程复查记记录作业规程程名称XXX综综放工作作面施 工 单 位位综 采 工 区区复 查 时 间间一、存在在主要问问题:二、处理理意见:目 录公司审批批意见2作业规程程学习和和考试记记录 作业规程程复查记记录 3第一章 概况 6第一节 工作面面位置及及井上下下关系 66第二节 煤层 66第三节 煤层顶顶底板 77第四节 地质构构造 77第五节 水文地地质 88第六节 影响回回采的其其它因素素 88第七节 储量及及服务年年限 99第二章 采煤方方法 9第一节 巷道布布置 9第二节 采煤工工艺 111第三节 设备配配置 13第三章 顶板管管理 16第一节 支护设设计 16第二节

3、工作面面顶板管管理 18第三节 顺槽及及端头顶顶板管理理 20第四节 矿压观观测 22第四章 生产系系统 24第一节 运输系系统 24第二节 通防与监监控系统统 27第三节 排水系系统 38第四节 供电系系统 38第五节 通讯照照明系统统 56第五章 劳动组组织和主主要经济济技术指指标 566第一节 劳动组组织 566第二节 主要经经济技术术指标 557第六章 灾害预预防及避避灾路线线 58第七章 安全技技术措施施 59第一节 一般规规定 59第二节 顶板管管理 60第三节 防治水水 64第四节 爆破管管理 65第五节 通防及及安全监监测65第六节 运输管管理 66第七节 机电管管理 71第八

4、节 煤质管管理 77第九节 其它 78第一章 概况第一节 工作作面位置置及井上上下关系系XXX工工作面位于XXXXXX公公司一采采区第二二区段,工工作面面面长1559m,走向向回采长长度9000m,自北东东向南西西方向推推进。具具体位置置及井上上下关系系如表一一所示。 工作作面位置置及井上上下关系系表 表一水平名称称11500水平采区名称称一采区地面标高高(m)井下标高高(m)地面的相相对位置本工作面面位于后后窑堤村村东南,XXXXX公司矿回风井东北。回采对地地面设施施的影响响本工作面面地面为为丘陵山山地,无无地面设设施影响响。井下位置置及与相相邻关系系XXX工工作面为为一采区区孤岛工工作面,

5、南南东为XXXX工工作面(已已回采),南南西为一一采轨道道上山,北北西为XXX工作作面(已已回采),北北东为三三采区回回风上山山(设计计)保护护煤柱,XXX切眼位置为北东一采区边界保护煤柱线,停采线位置为一采轨道上山保护煤柱线。走向长度度(m)900倾斜长度度(m)159面 积积(m22)1429934第二节 煤 层本工作面面设计开开采煤层层为太原原组下段段的中下下部155煤层,煤煤层地质质情况如如表二所所示。 煤煤 层 情 况况 表 表表二煤层厚度度(m)4.6006.205.300煤层结构构复杂煤层倾角角()31887开采煤层层15煤煤 种贫瘦煤稳定程度度稳定煤层情况况描述15煤,黑色,性

6、性脆,易易碎,以以亮煤、镜镜煤为主主,其次次为暗煤煤,丝炭炭少量。含含有黄铁铁矿晶粒粒,结构构简单,具具条带状状结构,层层状构造造;工作作面内煤煤层产状状变化不不大;煤煤层厚度度稳定;普氏硬硬度系数数f =344。第三节 煤层层顶底板板 煤层层顶底板板情况表表 表三顶、底板板名称岩石名称称厚度(mm)特征老顶中砂岩6.4229.51 7.100中砂岩,灰灰白色,以以石英为为主,长长石次之之;泥钙钙质胶结结,局部部富含黄黄铁矿晶晶粒,偶偶见绿色色矿物,呈呈水平层层理和缓缓波状层层理,节节理较发发育,硬硬度f=6-99。直接顶泥岩0.1002.440 0.36泥岩,灰灰黑色,破破碎结构构,含砂砂质

7、,裂裂隙发育育,硬度度f=446。伪顶不发育。直接底铝质泥岩岩00.500.200灰黑色,结结构破碎碎,含植植物化石石,较软软,遇水水膨胀,硬硬度f=344。老底砂质泥岩岩或中砂砂岩6.015.10 7.900本区域115煤底底板岩性性易出现现相变。砂砂质泥岩岩,灰灰黑色色,水平平层理,贝壳状状断口,硬硬度f=56。中砂砂岩,灰灰黑色,主主要成份份为长石石、石英英,钙质质胶结,硬硬度f=699。附图1:XXXX工作面面综合柱柱状图第四节 地质质构造一、断层层情况以以及对回回采的影影响 1、本工工作面内内褶曲构构造较为为发育,总总体呈现现为一开开阔舒缓缓的向斜斜构造,轴轴向N444W,向向西北倾

8、倾伏,另另外面内内伴生次次级小型型波状起起伏。2、面内内发育44个小断断层:XXXXFF1,HH=0.4m;XXXXF2,H=00.8mm;XXXXF3,H=11.2mm;XXXXF4,H=00.8mm。 断 层 情情 况 表 表四断层名称称走向倾向倾角断层性质质断层落差差对回采的的影响XXXFF19018059逆0.4较 小小XXXFF25014051正0.8mm较 小小XXXFF31354570正1.2mm较 小小XXXFF48017065正0.8mm较 小小二、褶曲曲情况以以及对回回采的影影响1.由于于向斜构构造造成成煤与其其顶板完完整性较较差,煤煤岩层较较为破碎碎,回采采时应加加强顶板

9、板支护。2.加强强工作面面水情观观测,发发现异常常,应及及时与调调度室、地地测部、技技术部联联系,并并采取相相应的安安全技术术措施。三、其他他因素对对回采的的影响1、两顺顺槽顶板板起伏较较大,对对顺槽超超前支护护有较大大影响。2、据现现有资料料分析工工作面内内切眼附附近煤层层厚度变变化较大大,对回回采有一一定影响响。第五节 水文文地质一、涌水水量正常涌水水量:22.0m3/h最大涌水水量:55.0mm3/h二、含水水层(顶顶部和底底部)分分析该面主要要水害威威胁为115煤上上部,本区域域主要充充水含水水层为K2、KK3石灰灰岩,属属岩溶裂裂隙承压压含水层层。但根根据钻孔孔抽水试试验资料料,K2

10、2石灰岩岩的单位位涌水量量为0.000037LL/s.m,小小于0.01LL/s.m,富富水性较较弱。其其面内发发育向斜斜构造,巷巷道低洼洼处易积积水,对对回采影影响较大大。1001工作作面内低低洼点积积水采取取了预打打释放孔孔排水至至XXXX回风巷巷,使用用30kkW水泵泵排至一一采轨道道上山排排水沟。参考一采采区已回回采的1101工工作面实实际涌水水量,利利用比拟拟法预计计该面回回采时正正常涌水水量为22.0m/h,最最大涌水水量5.0m/h。防治水建建议:回采过程程中必须须做到有有疑必探探,先探探后采,并建立立健全排排水系统统。第六节 影响响回采的的其它因因素影响回采采的其它它地质情情况

11、表 表表五瓦 斯高瓦斯矿矿井,瓦瓦斯含量量5m/t煤 尘爆炸指数数12.8225.78%,有爆爆炸危险险煤的自燃燃15煤属属不自燃燃-易自自燃煤 地 温属于地温温正常区区,无地地温热害害地 压大地静力力场型,在在构造发发育区应应力集中中第七节 储量量及服务务年限一、储量量(一)工工业储量量:工作面面面积是根根据155号煤层层采掘平平面图中中的工作作面范围围,利用用AUTTOCAAD系统统软件中中面积计计算程序序在微机机中直接接量取,量量取结果果作为工工作面面面积的计计算值: 142293445.331.4481122.1(万万吨)(二)可可采储量量:1112.1180%89.7(万万吨)二、采

12、煤煤工作面面服务年年限服务年限限=可采采储量月产量量=89.7910(月月)第二章 采煤煤方法第一节 巷道道布置一、 采区设计计、采区区巷道布布置概况况一采区是是以走向向长壁采采煤法布布置的采采区,共共布置三三个工作作面。其其中1001、1103工工作面为为已采工工作面,XXX工作面是一采区的孤岛工作面。XXX工作面共布置四条巷道,即XXX工作面进风顺槽、回风顺槽、瓦斯尾巷和高抽巷。1、进风风顺槽(N2552802E)工作面进进风顺槽槽通过XXXX进进风联络络巷(原原1033回风联联络巷)与一采轨道上山相连,形成工作面的运输系统;与一采回风上山相连,完成皮带机头段的回风任务。工作面进进风顺槽槽

13、沿155#煤层顶顶板掘进进。2、回风风顺槽(N2552802E)工作面回回风顺槽槽通过XXXX回回风联络络巷与一一采轨道道上山上上车场相相连,形形成工作作面的辅辅助运输输系统;与一采采回风上上山相连,完完成工作作面的回回风任务务。工作面回回风顺槽槽沿155#煤层顶顶板掘进进。3、瓦斯斯尾巷(N2552802E)为了工作作面回采采期间将将上隅角角的瓦斯斯排放出出去,与与工作面面回风顺顺槽间距距10.5m沿沿工作面面走向设设计一条条瓦斯尾尾巷,瓦瓦斯尾巷巷直接与与一采回回风上山相连连形成工工作面的的瓦斯排排放系统统。瓦斯尾巷巷与回风风顺槽之之间每隔隔35mm设计一一个横贯贯。工作作面回采采时,当当

14、工作面面后溜尾尾推进到到瓦斯尾尾巷横贯贯位置时时,打开开该瓦斯斯尾巷横横贯,同同时,关关闭采空空区一侧侧的瓦斯斯尾巷横横贯,依依此类推推。工作面瓦瓦斯尾巷巷沿155#煤层层顶板掘掘进。4、高抽抽巷(NN252802E)XXX高高抽巷布布置于工工作面内内上侧,与与XXXX回风顺顺槽之间间的平距距为399m,与与煤层顶顶板间距距约255455m,该该巷道担担负工作作面瓦斯斯抽放任任务。工作面高高抽巷沿沿15#133#煤层间间穿层掘掘进施工工。5、切眼眼切眼内、外外帮采用用木锚杆杆进行支支护,顶顶板部分分用锚网网索钢钢带单单体联合合支护,单单体支柱柱采用一一梁三柱柱,梁为为半圆木木。XXX工工作面切

15、切眼位置置为北东东一采区区边界保保护煤柱柱线。6、停采采线XXX工工作面停停采线位位置为一一采轨道道上山保护护煤柱线线(与一一采轨道道上山平平距800m米)。附图2:XXXX工作面面巷道布布置图。巷道断面面形状、几几何参数数及支护护形式 表六巷道名称称进、回风风断面形状净宽(m)净高(m)净断面()支 护 形 式式进风顺槽槽进风矩形4.53.013.55锚杆菱菱形网梯形钢钢带锚锚索联合合支护回风顺槽槽回风矩形3.52.79.455锚杆+菱菱形网+钢筋梯梯+锚索索联合支支护瓦斯尾巷巷回风矩形3.52.79.455锚杆+菱菱形网+钢筋梯梯+锚索索联合支支护切 眼回风矩形72.718.99锚网梯+锚

16、索+梯形钢钢带配合合单体液液压支柱柱联合支支护联络横贯贯回风矩形2.224.4锚网支护护高 抽 巷回风半圆拱2.42.45.144锚网支护护第二节 采煤煤工艺一、采煤煤工艺采用综采采放顶煤煤回采工工艺。 1、工艺艺过程割煤移移架推前溜溜放煤拉后溜溜2、工艺艺说明双滚筒采采煤机割割煤,正正常割煤煤高度为为2.70.11m。割割煤深度度为0.8m。液压支架架通过尾尾梁插板板伸缩、摆摆动放顶顶煤,放放煤高度度最大为为3.5m,采放比比为1:0.977。放煤煤采用单单轮顺序序放煤,一刀一放,放煤步距0.8m。 初次放煤在支架推过切眼后顶煤自然垮落时进行。在综采放顶煤区域,两端头使用剪网插板将端头支架上

17、铺联的金属网剪开使顶煤放出。二、采煤煤方法:本工作作面采用用走向长长壁顶板板垮落采采煤法。割煤方式式为双向向割煤,煤机往返一次割两刀,端头自开缺口斜切进刀,螺旋滚筒自动装煤,斜切进刀长度不小于30m,截深0.8m。具体操作如下:(1)采采煤机向向上(下下)割透透端头煤煤壁,同同时自下下(上)向向上(下下)推移移刮板运运输机,并并在煤机机后将刮刮板运输输机推出出约300m的弯弯曲段,将将煤机两两个滚筒筒上下调调换位置置,向下下(上)进进刀,通通过弯曲曲段使得得煤机达达到正常常截割深深度(即即0.8m)后,按按要求推推移运输输机至平平直状态态。(2)将将煤机两两个滚筒筒上下调调换位置置,向上上(下

18、)割割三角煤煤至割透透端头煤煤壁。(3)割割完三角角煤后,再再次将煤煤机两个个滚筒调调换上下下位置,采采煤机向向下空刀刀返回,进进入正常常割煤状状态。(4)采采煤机正正常割煤煤时,采采用煤机机前滚筒筒截割工工作面煤煤层上部部,后滚滚筒截割割工作面面煤层下下部的割割煤方式式。三、工作作面正规规循环生生产能力力1、工作作面循环环产量(AA循)按按下式计计算:A循MM1lLrC1M2lLrC22.771590.881.4480.995+22.61590.881.4480.8808744.455(t)式中:AA循采煤工工作面循循环产量量,单位位:t;M1采采煤工作作面机采采高度,MM1=2.7m;M2

19、采采煤工作作面放煤煤高度,MM2=2.6m;l采煤煤工作面面长度,ll=1559m;L采煤煤工作面面循环进进尺,LL=0.8m;r煤的的容重,rr=1.48tt/m;C1采采煤工作作面机采采回采率率,取00.955;C2采采煤工作作面放顶顶煤回采采率,取取0.880。2、工作作面日产产量(AA日)按下下式计算算A日AA循58744.455434997.88(t)3、工作作面月产产量(AA月)按按下式计计算A月AA日3085%34977.83085%900000(tt) (每月月按300天,月月生产不不均衡系系数取885%)附图3:采煤机机进刀方方式示意意图第三节 设备备配置一、液压压支架1中间

20、间支架型号: ZF-52000/117/330初撑力: 45994kNN (PP=311.5MPaa)工作阻力力: 52200kkN (PP=355.6MMPa)最小支撑撑高度: 11.7m最大支撑撑高度: 33.0m支护强度度: 0.71MMPa中心距: 115000mm底板前端端比压: 00.81.33MPaa适应煤层层倾角: 20数量: 97组自重: 175500kkg2过渡渡支架型号: ZF-52000/119/30初撑力: 445944kN (P=31.5MPaa)工作阻力力: 52200kkN (PP=355.6MMPa)最小支撑撑高度: 11.9m最大支撑撑高度: 33.0m支护

21、强度度: 0.71MMPa中心距: 115000mm底板前端端比压: 00.81.33MPaa适应煤层层倾角: 20数量: 4组自重: 175000kg3.排头头支架型号: ZFGG-65500/119/332初撑力: 552322kN (P=31.5MPaa)工作阻力力: 65500kkN (PP=399.1MPaa)最小支撑撑高度: 11.9mm最大支撑撑高度: 33.2mm支护强度度: 0.82-00.866MPaa中心距: 11500mm 底板比压压: 0.411.3MPa适应煤层层倾角: 20数量: 7组自重: 225500kgg二、采煤煤机型号: MG300/730-WD电牵引引采

22、煤机机适应采高高: 1.9-3.55m截深: 8000mm装机总功功率: 7300kW供电电源源电压: 111400V牵引速度度: 0-77.2-112.88m/miin最大卧底底量: 300mmm滚筒直径径: 1800mmm适应煤层层硬度: ff4三、刮板板输送机机1前部部刮板输输送机型号: SGGZ-8800/6300中部槽规规格: 长宽高=11500080003100mm链速: 1.3m/s运输能力力: 11500tt/h电机功率率: 223155kW电压等级级: 111400V数量: 1部部2后部部刮板输输送机型号: SGGZ8000/6300中部槽规规格: 长宽高=115000800

23、0310mmm链速: 1.3m/s运输能力力: 11500t/h电机功率率: 223155kW电压等级级: 111400V数量: 1部部3转载载机型号: SZZZ-9960/3155链速: 1.5m/s转载能力力: 220000t/hh电机功率率: 3315kkW电压等级级: 111400V数量: 1部部 四、破碎碎机型号: PLM 22200破碎能力力: 22200tt/h出口粒度度: 3300mmm以下下最大入口口断面: 10000900mmm电压等级级: 111400V电机功率率: 2200kW数量: 1部部五、可伸伸缩胶带带输送机机型号: SSSJ12000/333155带宽: 122

24、00mmm运输能力力: 11200tt/h电机功率率: 333155kW电压等级级: 111400V带速: 3.15m/ss数量: 1部部附图4:工作面面设备布布置示意意图第三章 顶板板管理第一节 支护护设计一、工作作面支护护设计本工作面面选用兖兖矿集团团机电设设备制造造厂生产产的ZFF52000/117/330型支支撑掩护护式液压压支架,本本架操作作,回采采时采取取分段追追机移架架,全封封闭及时时支护顶顶板。1、支架架技术参参数2、支护护阻力的的校验根据容重重法计算算:P=9.88NHFr其中式中中:P支架架所需工工作阻力力N支架架荷载相相当采高高岩重的的倍数,一一般为668,取取N=88H

25、采煤煤高度,取取2.7mF支护护面积,取取7.5547mm2R顶板板岩石容容重,取取2.55t/mm3经计算得得:P=39993.887kN。即工作面面支架合合理工作作阻力应应不小于于39993.887kN,该该面选用用的支架架额定工工作阻力力为52200kN(端端头支架架为65500kN);同时液液压支架架对底板板比压为为1.33MPa,小小于煤层层及底板板岩石的的抗压强强度9 MPaa及344.2 MPaa。因此此该支架架满足工工作面回回采需要要。3、控顶顶距工作面液液压支架架最大控控顶距55340mm,最最小控顶顶距45400mm,移架步步距控制制在800mmm,顶顶板随支支架前移移在切

26、顶顶线后自自行跨落落。过地地质构造造带和周周期来压压时,尽尽量采用用最小控控顶距来来控制帮帮顶。二、乳化化液泵站站(一)泵泵站及管管路选型型、数量量乳化泵选选用无锡锡煤矿机机械厂产产的型号号为BRRW3155/311.5型型乳化泵泵2台及及RX4400/25泵泵箱1台台,输液液管路选选用高压压胶管,耐耐压400MPaa以上。喷喷雾泵选选用型号号为BPPW-3315/16型型清水泵泵两台及泵泵箱一台台,输液管管路选用用低压胶胶管,耐耐压166MPaa以上。主要技术术参数如如下:1、乳化化泵型号: BRRW-3315/31.5电机功率率: 2200kkW电压等级级: 111400V公称流量量: 3

27、115L/minn公称压力力: 311.5MMPa泵箱: RXX4000/255数量: 2泵泵一箱2、喷雾雾泵型号: BPPW-3315/16电机功率率: 1110kWW电压等级级: 111400V公称流量量: 3315LL/miin公称压力力: 116MPPa数量: 2泵泵一箱(二)泵泵站设置置位置泵站安设设在进风风顺槽距距离采煤煤工作面1000m1400m的位位置,随随工作面面的推进进而前移移。(三)泵泵站使用用规定要保证泵泵站压力力不低于330MPPa,使用MME155-5乳乳化油,乳化液浓度达到1.5%2.5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节 工作作面顶板板管理一、正

28、常常工作时时期顶板板支护方方式工作面安安装1009组液压压支架,其其中ZFF-52200/17/30型型液压支支架98组,回风风顺槽端端头4组、进风顺顺槽端头头3组ZFGG-65500/19/32型型可放煤煤排头支支架,机机尾、机机头各2组ZF-52000/119/330型过渡支架架。割煤煤后采取取及时移移架方式式支护顶顶板,并并及时伸伸出伸缩缩前梁打打出护帮帮板;当当顶板破破碎、片片帮严重重时要紧紧跟煤机机前滚筒筒移架或或进行超超前移架架。二、特殊殊时期的的顶板管管理(一)来来压及停停采前的的顶板管管理 :1、工作作面开采采前必须须编制初初次放顶顶专项安安全技术术措施。2、工作作面支架架以及

29、进进风顺槽槽、回风顺槽槽内所有有支设的的单体支支柱必须须达到初初撑力。3、加强强上、下下端头顶顶板管理理,要提高高支护质质量,适当增增加支护护密度,确保排排头支架架铺联网网与巷道道金属网网搭接00.5m以上上,防止出出现端头头冒顶。4、工作作面停采采时要编编制停采采措施,加强顶顶板管理理。5、在顶顶板来压压时,应应提高支支护强度度。(二)过过断层及及顶板破破碎时的的顶板管管理:1、过断断层措施施(1)工工作面即即将过断断层时,工工区技术术管理人人员要根根据地测测部提供供的资料料和现场场实际制制定出工工作面将将要通过过的层位位。(2)在在顶板裂裂隙发育育区段,应应及时拉拉超前架架护顶,并并及时伸

30、伸出伸缩缩前梁,升升紧护帮帮板,防防止因煤煤层破碎碎诱发冒冒顶事故故。(3)在在留底煤煤区段 ,煤机机应控制制好采高高,保持持在2.50.11m;割割矸区段段的割矸矸厚度不不得超过过断层落落差的二二分之一一。(4)两两端头三三角区破破碎时,要要及时架架设木板板梁抬棚棚,以加加强支护护。(5)煤煤机过断断层区域域,要放放慢速度度,速度度控制在在2.0mm/miin。(6)两两端头三三角区支支护作业业时,应应先支护护端头顶顶板,并并伸出伸伸缩前梁梁,打紧紧护帮板板,作业业前应将前部停停机闭锁锁时进行行。(7)两两端头段段刹刀或或提刀区区域,要要掌握适适当的高高度,与与工作面面顺平,确确保刮板板运输

31、机机的正常常运转。(8)加加强对支支架、泵泵站的维维护工作作,杜绝绝窜、漏漏液现象象,支架架必须达达到初撑撑力。(9)加加强对煤煤机的维维护工作作,对损损坏的截截齿及时时更换,每每天要检检查煤机机各部位位对接紧紧固情况况,以防防煤机出出现事故故。(10)过过断层期期间技术术人员应应及时掌掌握断层层的延展展方向,并并制定出出具体的的破底、留留底煤的的范围和和尺度,以以便于指导安安全生产产。(11)工工区管理理人员或或工长、验验收员一一定要随随时掌握握工作面面推进要通通过的层层位。(12)两两端头段段单体需需采取防防失脚倒倒柱措施施,确保保单体达达到初撑撑力。(13)现现场要备备足规格格齐全的的装

32、顶支支护材料料。2、顶板板破碎时时的顶板板管理(1)顶顶板破碎碎时,采采用带压压移架以以防松动动顶板,片片帮严重重时采取取超前支支护,减减少空顶顶面积,架架前冒顶顶处应架架设木垛垛或用物物料充填填。(2)在在冒顶范范围超过过8m、冒冒高超过过1m、片片帮深度度超过11m需要要处理时时,必须须有专项项措施。(3)处处理冒顶顶时至少少有两人人以上在在场操作作,一人人施工,一一人观察察顶板及及周围状状况,清清理出一一条畅通通无阻的的退路,以以便及时时退出,采采取从一一侧向另另一侧维维护顶板板,不能能多头同同时进行行。(4)处处理局部部冒顶前前,应首首先对冒冒顶区周周围加强强支护,并并检查冒冒顶区域域

33、的安全全情况。(5)冒冒顶区域域移架,应应首先检检查冒顶顶情况,确确定正确确的移架架顺序。第三节 顺槽槽及端头头顶板管理一、工作作面进风风、回风顺槽槽的超前前支护1、支护护要求:进风顺槽槽超前支支护煤壁壁向外不不小于330m,采用10000800mmm的金金属十字字梁与11800mmm的一一字梁组组成的网网状顶梁梁配合单单体液压压支柱支支护顶板板,每排排两个金属属十字梁梁和一个个金属一一字梁,即即为“+”的组合合形式,十十字顶梁梁800mmm长方方向沿巷巷道走向向布置,在在每个金金属十字字梁下支支设一棵棵单体液液压支柱柱。回风顺槽槽超前支支护距离离从煤壁壁向外不不小于330m,采用110000

34、8000mm的的金属十十字梁组组成的网网状顶梁梁配合单单体液压压支柱支支护顶板板,每排排三个金金属十字字梁,即即为“+”的组合合形式,十十字顶梁梁10000mm长长方向沿沿巷道走向向布置,在在每个金金属十字字梁下支支设一棵棵单体液液压支柱柱。端头头支护排排距不变变,柱距距根据上上窜下滑滑情况确确定支架架与巷道道支护间间的空顶顶距不大大于500mmm。 要求两两巷架设设金属顶顶梁段与与超前单单体点柱柱之间必必须连续续、无间间隔。当当两巷替替棚区域域内压力力增大,顶顶板下沉沉明显时时,需加加密支护护。工字字钢复合合支护段段超前支支护直接接将单体体支设在在顶梁后后回撤可可采帮棚棚腿,沿沿切顶排排回撤

35、不不采帮棚棚腿及顶顶梁,超超前支护护以外的的出现巷巷道变形形明显,断断锚杆、撕撕裂钢带带时,应应及时加加打点柱柱进行支支护。在生产过过程中,根根据现场场实际情情况需要要改变顺顺槽超前前支护方方式时,必必须及时时编制、修修改补充充措施。2、支护护质量控控制标准准支柱纵纵横成线线,偏差小小于l00mmm。支柱应应支到实实底,并做到到迎山有有力(每每6-88迎山11)。单单体液压压支柱初初撑力不不小于99OkN。铰接顶顶梁之间间要用圆圆柱销联联好,并保持持平直。所有单单体液压压支柱三三用阀方方向一致致,朝向老老塘。两巷的的支撑高高度不得得低于11.8m,行人道道宽度不不得小于于0.7mm,单体支支柱

36、活柱柱行程不不得小于于2000mm。两巷单单体支柱柱钻底量量大于1100mmm时必必须穿铁铁鞋。二、工作作面端头头的管理理上、下端端头采用用十字顶顶梁配合合单体液液压支柱柱进行支支护,根据端端头空间间大小采采取相应应的十字字顶梁支支护端头头顶板,当其与与排头支支架间隙隙大于00.5mm时,应在排排头支架架外侧架架设走向向型钢抬棚棚一梁三三柱支护护顶板。上上、下端端头放顶顶线处应应支设切切顶密集集支柱,以便于于转载机机尾的维维护和两两端头放放煤的安安全性。其中中,回风风顺槽端端头切顶顶线不得得超前于于端头支支架主顶顶梁后端端,进风风顺槽端端头切顶顶线要求求紧跟转转载机机机尾(由由于施工工工序影影响,拖拖后的距距离不得得大于一一个拉移移步距),密密集切顶顶支柱柱柱距5000mm。三、支护护材料使使用数量量、备用用数量进风顺槽槽超前支支护30m,其中中,金属属十字梁梁与一字字梁组成成的网状状顶梁配配合单体体液压支支柱支护护共388排计76棵单体体支柱、76个十字顶梁、38个一字梁;端头支护需要40棵单体

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