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文档简介

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系,见表1.

水平名称+400m水平采区名称400采区

地面标高+684〜+738ni井下标高+393〜+430m

地面相对位置工作面相对地面为山地丘陵,无公路、村庄、建筑物及水体。

回采对地面设施

工作面对应地面无建筑物及水体,回采对地面无影响

的影响

工作面位于井田中部,30400集中巷以南。北起30400集

井下位置及相邻

中运输巷,南部为东下山巷,留设50米煤柱,西邻30103上分层

关系

采空区,东部未采。

走向长度/m750倾斜长度/m126面积/m294500

第二节煤层

采煤工作面开采煤层状况,见表2。

煤层厚度

6.12煤层结构简洁煤层倾角/(°)1-5

/m

开采煤层3#煤种无烟煤稳定程度基本稳定

煤层状况描

该面煤层赋存较稳定,煤层倾角较平缓,构造简洁

第三节煤层顶底板

开采煤层顶底板状况,见表3。

顶底板名称岩石名称厚度/m特征

灰色坚硬,胶质良好、匀整,局部变

基本顶细砂岩24

相为细砂岩

深灰色,质硬性脆,顶部为一层粘土

干脆顶砂质泥岩5.4

泥岩

伪顶黑色泥岩0.3-0.5灰黑色,层面光滑易垮落

干脆底黑色砂质泥岩6灰黑色,较坚硬

基本底深灰色中粒砂岩8灰白色含砾砂岩

工作面综合柱状图。

层号厚度

地层单位代号柱状图煤岩特性

标记(米)

界系统组

顶板为3,煤与出砂岩之间的

—灰色粉砂岩及灰色细砂岩。

上3’煤以半亮型煤为主,具线

32.45〜

古理壮结构,层状至块状构造,

生T3"33.6似金属光泽,灰黑色条痕,

叠西

界统C3sK比重中等,致密坚硬。全区

系组

均厚6.12稳定,结构简洁,厚度大。

■底板为长砂岩至3*煤之间的

2.56〜黑色泥岩,灰黑色粉砂岩。

3.62

第四节地质构造

本工作面所处区域无任何大的影响回采的断层,无岩柱。依据30401

运输顺槽掘进时期驾驭的地质资料,在掘进至615米和698米时,分别遇

到简洁的地质构造(石包),长度7-10米。在回采作业过程中,回采至该

段时,要结合现场实际状况,制定回采工作面过地质构造专项措施。

第五节水文地质

本工作面无涌漏水状况,有部分顶板裂隙渗水,对回采工作不构成影

响。经工作面探放水,回采范围内未发觉积水。

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质状况,见表4。

表4影响回采的其他地质状况

该工作面区域煤层已经过抽放,在其底部还有3米厚的煤层的

瓦斯会在回采过程中释放至工作面,依据相邻工作面和掘进巷道预

瓦斯(CO2)

料,该工作面确定瓦斯涌出量为4.05m'/min,二氧化碳确定涌出

量为0.05ma/min,属高瓦斯工作面。

煤层爆炸依据山西省煤炭工业局综合测试中心供应的《煤尘爆炸性及煤

指数层自燃倾向性鉴定检验报告》:煤尘爆炸火焰长度为0,无爆炸性;

煤层自燃煤的吸氧量1.6018cn?/g,自然倾向性等级IH,自燃倾向性为

倾向性不易自燃。

地温危害不涉及

第七节储量及服务年限

一、储量

工作面长度/m126工业储量/t369968

推动长度/m675综合采出率/%95

视密度度t.m)1.45煤层生产实力/(t.4.35

可采面积/Hl?85050可采储量/m2351469

循环进度/加0.6日循环个数n/个5

日生产实力/t1644可服务年限/月7.5

第二章采煤方法

第一节采煤方法

接受走向长壁分层综采采煤法,装备有MG160/375-WDI型电牵引采

煤机,SGZ-630/220刮板输送机、SZB-730/75转载机,PLM1000裂开机,

DSJ80/40/2*40带式输送机运输;ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架和

ZPG4000/17/35型过渡支架支护顶板(液压系统集中限制式);接受全部垮

落法处理采空区。

其次节巷道布置

工作面布置有一条进风(运输)巷、一条回风巷和一条瓦斯尾巷,切

眼长126m。工作面进风(运输)巷、回风巷和瓦斯尾巷均为走向布置。

进风(运输)巷长750米,11#工字钢支护,上宽3.5米,下口宽3.8

米,净高2.7米;回风巷长686米,矿用11#工字钢支护,上口宽2.6米,

下口宽3.0米,净高2.4米;瓦斯尾巷长735米,11#工字钢支护,上口

宽2.1米,下口宽2.6米,净高2.2米。

附图1:30401综采工作面位置及巷道布置平面图

第三节设备布置

一、30401综采面主要设备表

序号设备型号主要技术参数

1采煤机MG160/375-WDI功率:375KW;

2刮板输送机SGZ-630/220功率:220KW;

3掩护式液压支架ZP4000/17/35100架

4桥式转载机SZB-730/75T功率:75K肌

5轮式裂开机PLM1000功率:90KW

6可伸缩带式输送机DSJ-80/40*2功率:40*2KW

7乳化液压泵BRW200/31.5功率:125KW

移动变电所KBSGZY2-T-800(KVA)/10(KV)

8移变用高压真空开关PBG-100(A/10(KV)Y

移变用低压疼惜箱BBD-800(A)/1140V(660V)Y

二、MG160/375-WDI采煤机主要参数

名称单位参数

适合倾角W25°(两象限)或W45°(四象限)

煤质硬度fW4

机面高mm1150

参考销排高mm422

米高范围mm1700-3500

机身厚度mm520

滚筒中心距mm8804

摇臂长度mm1598(1906)

摇臂

摇臂形式整体弯摇臂

行走方式摆线轮-销轨无链牵引、沟通变频调速

行走牵引力kN440/264

速度m/min6/10

滚筒直径mm*1600;

下切深度mm216;

滚筒转速r/min35,41

配套截深mm600/630

滚筒宽度mm670/700

截割部功率KW2*160

截割部供电电压V1140

牵引功率KW2*25

电机

牵引供电电压V380

泵站功率KW1*5.5

泵站供电电压V1140

流量L/min15.8

液压

油箱容量

系统L77

液压泵型号CBK1008-B4F

方式内外喷雾

喷雾水量L/min200

降尘水压MpaW4

供水管型号KJP38-100;KJP25-150

配套主电缆型号MCP-0.66/1.14-3*95+1*25+4*4

电缆电缆夹板型号U-100/145;H-150/180

机器重量t〜25

三、SGZ-630/220刮板输送机主要技术参数(工作面)

序号名称单位参数

1出厂长度m125

2输送量t/h450

3装机功率kw2*110

4链速m/s1

5电动机电压V660/1140

6减速器传动比1:29.362

7减速器型号6JS-110

8电动机型号YBS-110

9启动器型号QJZ-200/1140

10中部槽型式铸焊封底式

11中部槽规格mm1250*590*252

12中部槽联接方式哑铃联接

13刮板链规格22*86-C

14刮板链型式1中双链紧链方式紧链器

15链中心距mm90

16破断负荷KN610

四、SZB-730/75桥式转载机主要技术参数表

序号名称单位参数

1设计/制造长度m25

2输送量t/h630

3刮板链速m/s1.33

4槽宽mm730

5功率KW75

6电动机电压V660/1140

7转速r/min1480

8爬坡高度010

9刮板连型式边双链

10圆环链规格mm18X64

11圆环链间距mm600

12刮板间距mm640

13圆环链破断负荷KN343

14中部槽规格(长*宽*高)mm1500X730X190

15总重(不含拉移装置)kg14683

五、PLM1000轮式裂开机主要技术参数表

序号名称单位参数

1外型尺寸(长X宽X高)mm3540X1874X1687

2裂开实力t/h1000

3最大输入块度mm700X700

4最大排出粒度mm300

5电动机型号DSB-90型

6电动机功率KW90

7电动机转速r/min1475

8电动机电压V1140/660

9裂开主轴转速r/min370

10裂开锤头数个4

11裂开锤头冲击速度m/s20

12大(小)皮带轮节圆直径mm1250/315

13V带规格(长义宽X高)SPC-56008

14机器总重t13.3

六、BRW200/31.5乳化液泵主要技术参数表

序号名称单位参数

1公称压力MPa31.5

2公称流量L/min200

3电机功率KW125

4卸载阀型号WXF2A

5平安阀型号WAF125/31.5A

6泵所配乳化箱型号X10RX

7外形尺寸(泵带电机、底拖)mm2050X832X1070

8重量(泵带电机、底拖)Kg1600

9平安阀出厂调定压力(Mpa)34.7-36.2

10卸载阀出厂调定压力(Mpa)31.5

11卸载阀复原工作压力(Mpa)卸载阀调定压力80%-90%

12工作介质乳化液(含5%乳化油的中性混合液)

七、ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架主要技术参数表

名称单位参数

高度(最低/最高)mm1700/3500

宽度(最小/最大)mm1200/1340

中心距mm1250

初撑力(P=31.5MPa)KN3208

支护强度MPa0.86-0.90

支架工作阻力(P=38.5MPa)KN4000

对底板比压(平均值)MPa1.63

泵站工作压力MPa31.5

适用工作面倾角o横向W20,纵向W10

通风断面m>5.8

移架步距mm600

型式单伸缩+加长杆

缸径mm180

柱径mm170

立柱

加长杆mm140

(4个)

初撑力KN802

工作阻力KN1000

行程mm1800(987+813)

型式一般、差动

缸径mm140

推移千

杆径mm70

斤顶

推溜力(P=31.5MPa)KN121

(3个)

拉架力(P=31.5MPa)KN364

行程mm700

型式一般

缸径mm63

侧推千

杆径mm45

斤顶

推力(P=31.5MPa)KN99

(3个)

拉力(P=31.5MPa)KN49

行程mm140

型式一般

缸径mm80

伸缩千

杆径mm60

斤顶

推力(P=31.5MPa)KN158

(2个)

拉力(P=31.5MPa)KN69

行程mm700

型式一般

缸径mm100

护帮千杆径mm70

斤顶推力(P=31.5MPa)KN246

(1个)拉力(P=31.5MPa)KN126

工作阻力(P=39.3MPa)KN306

行程mm480

型式一般

缸径mm140

尾梁千杆径mm105

斤顶推力(P=31.5MPa)KN485

(2个)拉力(P=31.5MPa)KN212

工作阻力(P=39.3MPa)KN605

行程mm340

铺网架后铺底网,人工联网。网片宽度1400mm,网卷i段大直径力300mm

八、DSJ800/2X40型可伸缩胶带输送机主要技术参数表

序号名称单位参数

1输送量t/h400

2输送长度m600

3胶带速度m/s2.0

1贮存胶带长度m50

5与转载机搭接长度m12

6传动滚筒直径mm500

7改向滚筒直径mm400(机头)320(机尾)

8托福直径mm89

9胶带规格mm800

主电机功率KW2X40

10

电压V380/660

张紧绞车功率KW4

11绳速m/min7.67

牵引力KN900

12机头传动部分尺寸mm4135X1961X1535

13机尾外形尺寸mm15994X1100X707

14传动滚筒直径mm630

附图2:30401综采工作面设备布置图

第四节回采工艺

一、回采工艺

中部支架操作程序:割煤(装煤)一移架一联网一采煤机空刀行走(上

行)一移溜,要求追机刚好支护顶板,采煤机下行割煤时,追机移架,移架

滞后采煤机后(左)滚筒3-5米,采煤机空刀上行时,追机移溜,移溜滞后采

煤机后(右)滚筒10-15米。

过度支架操作程序:割煤(装煤)一采煤机空刀行走(上行)一移溜

一移架一联网,要求伸缩梁刚好伸出,要协作中部支架推移煤溜机头和机

尾。

1、采煤机割煤、装煤:

MG160/375-WDI双滚筒采煤机接受从回风巷端头斜切进刀方式,采煤

机下行割煤,来回1次进1刀,移一次溜。

采煤机回风巷端头斜切进刀操作:(1)左滚筒下降至底板,右滚筒上升,

采煤机沿溜子弯曲段下行,并慢慢切入煤壁;⑵采煤机进入直线段以后,

推移刮板输送机尾,采煤机下行割煤至运输巷(同时跟机移架、联网);

(3)割透运输巷煤壁后,左滚筒上升,右滚筒下降,采煤机空刀上行(追

机移溜),割机尾三角煤(追机移架)。(4)割透三角煤后,重复回风巷端

头进刀操作,割一下个循环。

在采煤机正常行进的过程中,由前滚筒沿顶板割顶煤、后滚筒割底煤,

前后滚筒割煤高度之和为限制采高。

采煤机割下的煤大部分顺滚筒的螺旋叶片装入刮板输送机,少量煤落

原委板上,在推移刮板运输机前由人工清运入槽。

附图3:采煤机进刀示意图

2、移架

1)接受追机移架的方式对顶板进行刚好支护。在采煤机割煤后,先

移支架、铺网,采煤机空刀上行回机尾,同时追机移溜,即割煤一移架一

联网一采煤机空刀行走(上行)一移溜。

2)正常生产时期,接受带压擦顶的方式移架,采煤机下行割煤时,

追机移架,移架滞后采煤机后滚筒(左滚筒)3-5米,采煤机空刀上行时,追

机移溜,移溜滞后采煤机后滚筒(右滚筒)10-15米。移架与采煤机后滚筒

的悬顶距离超过10米或发生片帮冒顶时,必需停止采煤机进行支护、处

理,同时要将煤溜与采煤机停电闭锁。

3)顶板裂开或片帮时,必需紧跟采煤机前滚筒或人工操作超前移架,

即当发觉片帮严峻时,不等采煤机割煤,就进行移架,然后再进行其他操

作,工艺为移架一割煤。

4)移架时必需2人以上作业,其中1人在架内操作,操作时留意视

察顶板、煤壁及支架直线状况,身体不能伸到支架顶梁以外,不能站在架

间操作,不能站在底座前、推移千斤顶和推移缸上,防止移架时挤伤脚,

并留意视察底座的移动状况,防止挤电缆,同时留意降架不能造成太大的

错台,防止架间掉歼伤人;另1人站在相邻支架的平安地点视察支架的移

动状况,刚好通知操作者调整支架。

5)移架后梁端距煤壁不大于300mln,局部片帮地段端面距超过300

mm必需在顶梁上挑梁护顶;超过600mm要在煤壁侧架顺山棚,并必需将

顶板用木板背严。

3、移溜

1)移溜前,必需细致检查推移千斤顶的连接装置及供液管路,确认

无故障后,方可进行操作。

2)煤溜必需从工作面一头向另一头依次推移,禁止从两头向中间推。

3)推移煤溜必需与采煤机保持10-15米距离。

4)推移煤溜机头或机尾时必需停机。要有专人指挥,专人操作。除

过机头、机尾外,禁止在煤溜停止时推移煤溜。

5)机头(尾)煤溜推不动时,不能硬推,在采煤机割透机头(尾)

处煤壁后,要刚好伸出伸缩梁维护顶板,当采煤机离开机头(尾)15米

以外时,停止采煤机、煤溜运转并停电闭锁后,作业人员方可进入煤壁侧

进行处理。

4、铺网

1)本工作面支架可实现架后自动铺网,人工联网。铺网机构主要由

旋转架和托架组成,通过连接板与底座较接,网卷放入网槽内,一端从槽

内引出,随支架前移,实现自动铺网。

2)本工作面接受人工铺联网。联网前要先将尾梁打到离底板不小于

400mm处固定位置,防止尾梁受力突然下移伤人,只有在确认平安后方可

进行铺联网。要求支架底座后方有在支架移动时能张紧底网的设施(可在

支架底座上挂1米长的短链与底网挂接),支架尾梁底边与底座保持不少

于2米长联接好的底网,移架后,网边至支架底座距离不得大于50cm。

3)为确保支架底网铺设质量,要求网宽1400mm,网卷最大直径不

大于300mm,网孔为55X55mm的菱形网,网与网搭接在100-150mm,

支架工作过程中,必需做好网的接续工作。即一旦出现网卷将放完,应停

止移架,刚好更换新网卷,并做好新旧网卷的人工联接。

4)联网运用14#铅丝,要求扣扣联接,一扣三扭必需联接坚实。

二、正规循环生产实力计算:W=LShrc

式中W—工作面正规循环生产实力,t;L一工作面平均长度,m;

S一工作面循环进尺,m;H—工作面设计采高,m;

r一煤的视密度,t/m3;c—工作面采出率,%o

工作面数据套入公式:W=126X0.6X3.0X1.45X95%=312t

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、支护强度计算:

1、矿压参数选择

参考同煤层30203综采工作面矿压观测资料,预料本工作面矿压参

数。

同煤层矿压观测预料本工作面矿压参数参考表

序号项目单位同煤层实测本面预料

顶干脆顶厚度m5.45.4

1底基本顶厚度m2121

板干脆底厚度m5-65-6

2干脆顶初次垮落步距m15.614

来压步距M3532

初次最大平均支护强度KN/m2700700

3

来压最大平均顶底板移近量mm155155

来压显现程度来压不明显来压不明显

来压步距m4040

周期最大平均支护强度KN/m2650650

4

来压最大平均顶底板移近量mm140140

来压显现程度来压不明显来压不明显

最大平均支护强度KN/m2500500

5平常

最大平均顶底板移近量mm9595

6干脆顶悬顶状况m22

7干脆顶类型类二二

8基本顶级别级二二

9巷道超前影响范围m2020

2、液压支架支护强度计算:

(1)依据矿压理论,工作面支架承受的最大压力为4-8倍采高的顶

板岩石的重量,设计取8倍采高的顶板岩石重量计算:

P=8XhXrXI控XbXg=8X3.0X2.7X4.1X1.25X9.8=3255KN

试中:P—工作面上覆8倍采高岩石所需支护强度;

h一工作面米高,3.0m;

r一煤层顶板岩石容重,取2.7t/m3;

1控一工作面最大控顶距,4.1m;

b一支架支护宽度,1.25m;

g一重力换算单位,9.8m/s'

(2)强度验算:

本工作选用ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架额定工作阻力4000

kN>3255kNo依据以上计算,可满足回采工作面顶板支护要求。

(3)支护形式确定

依据以上计算数据与工作面ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架的

相关参数比较得知:该支架满足本工作面顶板支护要求,支架选型合理。

二、乳化液泵站

1、该采面配备乳化液泵型号为BRW200/31.5,2台。

2、泵站位于30400集中巷设备碉室。

3、泵站运用规定:

1)在运用泵前,曲轴箱按规定加清洁的N68机械油,加油必需在滤

网口加入。油位在泵运转时不应低于油标玻璃的红线但应在绿线下。检查

各连接管道是否有渗漏,各部位的坚实件是否松动,液箱供水是否正常。

2)在确认无故障后,将泵体吸液腔的放气螺堵拧松,把吸液腔空气

放尽,等出液后拧紧。

3)启动泵前,应首先检查各部件有无损伤,各连接螺丝是否紧固、

润滑油要正常、液位要适当,乳化液浓度3%-5%,各种疼惜齐全牢靠,运

行方向为正向。

4)泵在启动后,要留意监听泵的运转状态,如有异样要立刻停泵处

理,严禁带病运转,严禁反向运转。

5)投入工作初期要留意视察油温、油位变更。油温应低于80℃,

油位不得低于油标玻璃的红线。

6)在工作中要留意柱塞密封是否正常,发觉漏液,要刚好停泵拧紧

柱塞密封圈或更换处理。

7)再次开泵时必需得到呼叫停泵人的叮嘱后方可开泵。开泵前,必

需向工作面发出开泵信号再等5秒后再启动。

8)保证配液用水清洁,运用乳化液自动配比装置,必需保证乳化液

浓度始终符合3-5%,并按规定用折射仪检查配比浓度。

9)卸载阀整定值为31.5Mpa,严禁随意调整平安阀的整定值。必

需保证乳化液泵的输出压力不小于30MPa。

10)修理、更换主要供液管路时必需关闭主管路截止阀,不得在井

下拆卸各种压力限制元件,严禁带压更换元件。

11)按如下要求进行定期检查、检修,并做好记录:

①每班擦洗一次油污、脏物;按确定方向旋转过滤器「2次;检查

四次乳化液浓度。

②每天检查一次过滤器网芯。

③每10天清洗一次过滤器。

④至少每月清洗一次乳化液箱。

⑤每台液压泵运行不超8小时,两台泵交替运行。

⑥运行50小时后,换第一次油,并清洗油池;运行500小时后换

油并清洗油池;运行1500小时后,换油并清洗油池。

第二节工作面顶板限制

一、支架布置形式

30401综采工作面接受ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架支护,

工作面布置94架中部支架,机头、机尾各布置3架ZPG4000/17/35型过

渡支架。

支架支撑高度L7〜3.5m,采煤机截深600mm,移架步距600mm。

最大控顶距L=4100mm,最小控顶距为L=3500mm°额定工作阻力(P=38.5

MPa)4000KN/架,初撑力(P=31.5MPa)3208KN/架。

二、正常工作时期的顶板管理

1)工作面接受追机移架的方式对顶板进行刚好支护。在采煤机割煤

后,中部支架操作为先移架、铺网,采煤机空刀上行时再追机进行移溜,

即割煤一移架一联网一采煤机空刀上行一移溜。过渡支架的操作为先移

溜,再移架,即割煤一移溜一移架一联网。

2)正常生产时期,接受带压擦顶的方式移架,采煤机下行割煤时,

追机移架,移架滞后采煤机后滚筒(左滚筒)3-5米,采煤机空刀上行时,追

机移溜,移溜滞后采煤机后滚筒(右滚筒)10-15米。移架与采煤机后滚筒

的悬顶距离超过10米或发生片帮冒顶时,必需停止采煤机进行支护、处

理,同时要将煤溜与采煤机停电闭锁。

3)顶板裂开或片帮时,必需紧跟采煤机前滚筒或人工操作超前移架,

即当发觉片帮严峻时,不等采煤机割煤,就进行移架,然后再进行其他操

作,工艺为移架一割煤。

4)移架时必需2人以上作业,其中1人在架内操作,操作时留意视

察顶板、煤壁及支架直线状况,身体不能伸到支架顶梁以外,不能站在架

间操作,不能站在底座前、推移千斤顶和推移缸上,防止移架时挤伤脚,

并留意视察底座的移动状况,防止挤电缆,同时留意降架不能造成太大的

错台,防止架间掉阡伤人;另1人站在相邻支架的平安地点视察支架的移

动状况,刚好通知操作者调整支架。

5)移架后梁端距煤壁不大于300mln,局部片帮地段端面距超过300

mm必需在顶梁上挑梁护顶;超过600mm要在煤壁侧架顺山棚,并必需将

顶板用木板背严。

6)支架高度不得大于3.2米,不得小于2.8米,当工作面实际采高

不符合上述规定时,应当报告队长实行措施。

7)必需按从上口到下口、从下口到上口或从中间到两头的依次交替

移架,不得擅自调整和多头操作。移架受阻时,必需查明缘由,不得强行

操作。严禁随意拆除和调整支架上的平安阀。

8)移架后支架凹凸、前后不错茬,梁端距不大于300mln,支架垂直

煤壁。必需保证支架紧密接顶,初撑力达到规定要求,工作面顶底平直。

9)顶板裂开时,必需在架顶铺网或架木梁、打撞楔等进行超前支护,

严防架前冒顶。加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小

3200KNo

10)采煤机割煤后,要刚好移架,防止长时间空顶。工作面出现冒

顶时,要刚好用木料接顶,并升实支架。

11)工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架,否则要刚好调整。

12)工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、

二畅通”的质量要求。即支架直、煤溜直、煤壁直;顶板平、溜子中部槽

接口平;浮煤净;上下出口畅通。

三、特别时期的顶板管理

1)割煤后刚好带压擦顶移架,移架时少降快拉、步距够,支架升起后

有足够的初撑力。

2)片帮严峻地段,在保证有足够采高的状况下,刚好超前移架,严防

架前冒顶。顶板裂开、压力大易片帮冒顶时,加快推动度,削减空顶时间。

3)加强上下出口端头支护,刚好移端头,尽量削减空顶面积,严防冒

落、片帮及破坏原支护。端头支护无漏液柱,超前支柱必需达到额定初撑

力不低于90KN,对卸载柱必需刚好更换或补打。

4)工作面冒顶时必需刚好停止刮板输送机并进行处理,不得使其进一

步扩大。巷道冒顶抽条处加强超前支护,并加快推动度。

5)发生冒顶时,在有阅历有老工人监护下,确认稳定后,架设小木垛

或用撞楔法等刚好勾顶。冒顶区,顶板裂开区尽可能削减支架反复升降次

数。严禁空顶作业,处理冒落区时,人员站在支架完整的平安地点,不得

使其进一步扩大。

6)刚好检修处理支架漏窜液,保证支架高度,严防支架压低或被压死。

7)支架降低或压低时,刚好适量挑顶或卧底,上升支架,严防压死架。

8)平安阀漏液或超过支柱阻力不泄液时刚好检修或更换。

9)工作面超前压力大时,必需对全部支柱进行二次注液,确保支柱达

到初撑力。

四、停采前的顶板管理

1)当工作面回采至距停采线15米时,工作面起先铺双层金属网(同时

接着铺设底网),金属网为上下错层铺设,错距为500mm,金属网沿工作面

走向搭接长度为150mll1,沿煤层倾向方向搭接长度为200mm。网与网间用

12号铁丝双股环环相连;回采至距停采线6米时,起先在网下平行工作面

铺设①422mm的钢丝绳,绳头与上下顺槽巷道的外帮相齐,在两巷道外

帮顶部各打一排(3个)锚索用于固定钢丝绳。钢丝绳间距0.63米,共铺

绳5道。

2)当工作面回采至距停采线3米时,将工作面支架平行停采线支打

成一条直线,刮板输送机和支架起先脱离,利用单体柱帮助前移部刮板输

送机至停采线处,形成支架回撤通道。每割一刀煤,在支架梁前平行工作

面打锚杆、锚索进行支护,锚杆、锚索排距0.63米,锚索行距2.4米,

锚杆行距1.2米。靠煤壁顶部打一排锚杆,间距1200mm,向煤壁倾斜10°

-15°;煤壁打两排锚杆进行护帮,锚杆的间排距1200mmXI200mln,上

排锚杆距顶板800mm,下排锚杆距底板1000mmmmo锚索接受中17.8X

7300mm的锚索钢绞线,接受三支锚固剂,一支规格为K2335(先放),另两

支为Z2360(后放),锚索预紧力不小于100KN;顶锚杆接受中22X2400mm

的左旋螺纹钢高强锚杆,每根锚杆运用两支锚固剂,一支K2335(先放),

另一支为Z2360(后放),顶锚杆预紧力距不小于100N-M,锚固力不小于

100KN;帮锚杆接受中18X1500mm的一般金属锚杆,每根锚杆运用一支锚

固剂,规格为Z2360,预紧力距不小于70N-M,锚固力不小于70KN。当顶

板较裂开时,可在支架上部垂直煤壁煤壁每1.5米架设圆木,并与液压支

架接触紧密,不滚动,煤帮侧用DZ3L5/30/100型液压柱支撑,工作面上

下出口煤帮处适量爆破并用锚网支护好,且架设钢梁支护完好,以利于工

作面支架等设备回撤,全部支柱必需运用4)4的细钢丝绳做的防倒装置。

3)工作面运输、回风巷中,超前工作面煤壁30米范围内,在原有工钢

支护下支打两排超前支护,以保证工作面撤架时的平安。

五、初次来压和周期来压时期的顶板管理

1)刚好开展支护质量和顶板动态监控工作,依据顶板动态观测记录,

驾驭顶板活动规律、和顶板来压周期。

2)保证泵站压力在30Mpa以上,管路不漏液、不窜液。支架支柱要达

到初撑力。

3)机组割煤后刚好移架,尽量削减顶板空顶时间。

4)端头及超前支护全部单体柱进行二次注液,确保初撑力达到90KN。

5)对采空侧不冒落的顶板要刚好进行放顶,采空区冒落高度不得低于

采高的2/3。

6)工作面要备齐足够的支护材料,备用材料短缺后必需刚好进行补充。

第三节上下端头及两巷支护

一、机头、机尾和上下端头及平安出口管理

工作面机头、机尾各运用3

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