毕业设计煤矿大专毕业设计.docx
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毕业设计煤矿大专毕业设计
1采煤工作面概况
1.1位置
1.1.1地面:
Ⅲ4305综放工作面东南部为工业广场,西南部为里沟村,北部为柳村砖厂,南部为窑沟村。
1.1.2井下:
Ⅲ4305综放工作面东部为Ⅲ2101巷及Ⅲ2102大巷,南部为Ⅲ2303工作面正在回采,西部、北部尚未布置工作面。
1.1.3回采对地面的影响:
无
1.2工作面要素
(1)工作面倾斜长:
180米。
(中—中)
(2)工作面总厚度:
4.6—5.2米,平均厚度4.85米(底部机采高为2.8米,放顶煤高度为2.05米)
(3)工作面走向长:
769.9米。
(中—停)
(4)循环进度:
0.6米。
(5)煤层倾角:
1—10度(平均4度)。
1.3工作面开采程序及所开采煤层层号、采高、循环进度、作业方式和可采储量及日产量、回采率
工作面开采程序为放顶煤一次采全高,开采煤层为3#煤层,机采采高2.8m,放顶煤厚度为2.05m,作业方式为正规循环作业,生产班每班进4循环,检修班每班进1循环,日进9循环,循环进度为0.6m。
工业储量932072.2吨,可采储量为792261.4吨,综合回采率为85%。
(1)循环产量:
Q=工作面长度×循环进尺×平均高度×煤体容重×综合回采率
=L×B×H×Y×r
=176.3×0.6×4.85×1.43×85%
=620.41(吨)
(2)日产量=Q×日循环数=620.41×9=5583.67(吨)
(3)月产量=5583.67×30=167510.22(吨)
2采煤工作面地质情况
2.1盖山厚度:
252--383米
2.2煤层构造特征:
层理、节理、裂隙、夹矸、硬度、倾角、容重等。
本工作面煤层为黑色块状、平坦断口、亮煤为主、半光亮型;煤质为黑色,玻璃光泽,性脆,低硫,发热量较高的优质无烟煤;煤层底板标高615---639米,地面标高891—998米,煤层总厚度4.6—5.2米,工作面煤厚平均4.85米,煤层倾角1—10度(平均4度);普氏硬度系数:
一般夹矸为1—3,煤层1—2,直接顶2.2—3.9,直接底1.2—3;该工作面煤层赋存稳定,变异系数为18.3%,可采指数为1.0,煤层容重为1.43t/m3。
2.3顶板岩石构造特征:
顶板构造的性质、层理、破碎程度、伪顶、直接顶、老顶等情况。
老顶:
为细粒砂岩,灰色—黑色长石为主,泥质胶结,下部有0.63米细粒砂岩。
平均厚度1.36米。
直接顶:
为中粒砂岩,平均厚度为7.23米,黑灰色,石英为主,中厚层状局部夹细粒砂岩,泥岩中部岩心破碎,裂隙发育。
伪顶:
为砂质泥岩,平均厚度为0.10米。
黑色,含大量植物化石碎片。
2.4底板岩石构造特征:
底板构造的性质、岩性、起降现象。
直接底:
为泥岩,平均厚度为0.50米。
黑色,夹薄状,夹粉砂岩,水平层理发育。
老底;为砂质泥岩,黑色,夹纹层状泥质粉砂岩及泥岩,平均厚度为1.05米。
2.5地质构造情况:
断层、顶压区,无炭柱、冲刷带、向背斜构造等。
该工作面整体东高西低,南高北低,局部有起伏,掘进中局部顶板节劈理发育,煤体疏松破碎;工作面无断层、顶压区,无炭柱、冲刷带、向背斜构造等。
2.6煤层厚度
工作面煤层厚4.6-5.2米,平均厚度4.85米,机采高度平均为2.8米,放顶煤高度为2.05米。
2.7水文情况
本工作面水文地质条件复杂,其主要充水因素为:
1、上覆岩层中含水层含水,其中上覆k8、k10砂岩含水层影响较大。
2、大气降水:
预计工作面最大涌上水量110m³/h,正常涌水量40m³/h。
3、防治水措施严格执行Ⅲ4305综放工作面专项防治水措施,综采一队必须根据现场情况认真执行,加强排水,确保回采安全。
2.8其它地质情况
1、根据矿井瓦斯鉴定及工作面瓦斯检测结果,预计工作面绝对瓦斯涌出量为1.5—3.38m3/min,属低瓦斯工作面。
2、煤层挥发指数为10.9﹪,火焰长度为5mm,有煤尘爆炸危险。
3、煤层自燃性:
煤层不易自燃.
4、二氧化碳:
预计工作面二氧化碳绝对涌出量为1.5—2.25m³/min。
5、地温:
12℃--16℃
6、地压:
6.3—9.6Mpa
3采煤方法及巷道布置
3.1采煤方法
本工作面采用倾斜长壁、全部垮落、后退式综合机械化放顶煤采煤方法。
3.2工作面设备配备
MG250/600WD1/1140V型采煤机1台
SGZ764/2×315/1140V型 工作面溜子2部
ZFP5200---17/32型工作面液压支架112架
ZPT5800---19/37型 排头(排尾)架6架
SZZ-1000/400/1140V型 转载机1部
PCM3000/1140V型 破碎机1台
DSJ120/180/2×200/660V型皮带机1部
WRB---200/31.5A/1140V乳化液泵2台
PB---320/6.3型喷雾泵2台
RX200/31.5(A)乳化液箱1台
KBSGZY---1000KVA-6/0.69KV移变1台
KBSGZY---1250KVA-6/1.2KV移变2台
3.2巷道布置
本工作面采用三巷布置,其中Ⅲ2207巷与工作面切眼相连,供进风、运煤、供电、供液、供水用;Ⅲ2208巷与工作面切眼相连,供运料、供进风用;泄水巷供回风、排水用。
工作面顺槽、泄水巷及切眼均沿煤层底板掘进。
3.3回采工艺过程
回采工艺:
破煤→落煤→装煤→运煤→顶板支护→采空区处理。
回采工序:
割煤→拉架→推前部溜→放顶煤、清煤→拉后部溜。
3.4主要工序介绍
3.4.1割煤:
割煤使用MG250/600WD1型双滚筒采煤机。
割煤方式:
双向割煤,截深0.6米。
进刀方式:
端头斜切进刀,进刀距离不少于30米。
右端头斜切进刀
A机组割透右端头煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶。
然后沿溜子弯曲段,机组逐渐斜切进入煤壁,当机组两个滚筒截深全部达到0.6米,顺次拉架,推移前部溜,停机。
B推移前部溜子机尾,依次拉排尾架,拉后部溜子机尾。
C对调上、下滚筒,返刀割三角煤,机组割透煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处煤台阶,然后返空刀,顺次拉架,停机。
D推移前部溜机尾,依次拉排尾架,拉后部溜机尾,至此,进刀完毕,之后,正常割煤。
左端头斜切进刀
A机组割透左端头煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶,然后沿溜子弯曲段,机组逐渐斜切进入煤壁,当机组两个滚筒截深全部达到0.6米,顺次拉架,推移前部溜,停机。
B推移前部溜机头,依次拉排头架,拉后部溜机头,拉转载机。
C对调上、下滚筒,返刀割三角煤,机组割透煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处煤台阶,然后返空刀,顺次拉架,停机。
D推移前部溜机头,依次拉排头架,拉后部溜机头,拉转载机,至此进刀完毕之后,正常割煤。
3.4.2拉架
割煤后,距机组后滚筒2—3架进行拉架,操作方式为本架操作,顺序追机拉架,拉架步距为0.6米;拉架时前后5米范围内严禁其他人员作业。
质量标准:
支架拉过后必须成一直线,其偏差不得超过±50mm。
架间距要均匀,偏差不超过±100mm。
支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰俯角<70,支架歪斜<±5°,相邻支架间不能有明显错差(错差不超过支架侧护板高的2/3),支架不挤不咬,架间空隙不大于200mm;大于200mm时,打出侧护板,必要时,在架间超宽处架板梁,并在板梁下打单体柱,打好的单体柱用麻绳拴紧,麻绳一端拴于单体柱手把,另一端拴于支架上合适位置,打好的单体柱初撑力不小于50KN。
如果顶板压力过大或有冒顶危险时,应及时追机拉架,以防顶板冒落;如移架中顶板破碎或片帮严重时,及时拉过超前架并打出护帮板;移架时要保证支架移到位,梁端距依据采高变化保持在340mm以内;移架过程中要及时调整支架,如发生咬架等现象,需在移架过程中及时调整;工作面发生倒架则另外制定措施。
3.4.3推前部溜
滞后机组后滚筒6架即可推前部溜,顺序追机推溜,推溜步距为0.6米,推溜时,必须保证工作面溜子能正常运行,严禁出现急弯,溜子水平弯曲度不准超过3度,垂直弯曲度不准超过1度,除进刀所需外,其它地段严禁出现弯曲。
若推溜困难时,严禁强推硬过,必须查明原因并处理后再推溜,溜子弯曲段不小于10个支架。
刮板输送机在推移后必须保证成一直线,保证刮板输送机平直,不得出现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象;刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致,即推移步距为0.6m,以确保截深、产量和工程质量。
3.4.4放顶煤
放顶煤滞后拉架工5架,放顶煤前要先调整后部溜,使溜子处于有利于放煤的运输状态,排头3架,排尾3架不放顶煤。
初次放顶煤:
在支架推出切眼三个循环后开始放顶煤,若放顶煤困难,等初次来压后再放煤。
正常放顶煤:
采煤机每割一刀煤放顶煤一次。
放煤顺序:
放煤顺序采用单轮间隔放煤,由两人同时操作,两人间隔距离不小于五个支架,依次间隔顺序放煤,每架放煤都要均匀放出,放煤时出现矸石就立即关闭放煤口,停止放煤;放煤过程,必须使用架间后溜放煤喷雾,以降低粉尘浓度。
末采放顶煤:
工作面在距停采线15米时停止放顶煤。
3.4.5清煤
清煤与放顶煤同步进行,清理后的工作面2m2范围内的浮煤厚度不得超过30mm。
清煤人员必须面向机尾,时刻注意溜子、顶板、煤帮的变化情况,以防发生意外事故。
3.4.6拉后部溜
拉后部溜滞后放顶煤4—6架,在后溜拉不到支架尾梁下方,而被甩入老塘时,应及时停止割煤,先把后溜拉到支架尾梁下方,才允许割煤、拉架,拉后部溜步距为0.6m。
4顶板管理
4.1工作面支护设计
由《综采生产管理手册》得知,支架应能承受8倍采高的顶板岩石重量。
根据《综采生产管理手册》规定,支护强度计算方式:
P=8Mr×9.8×10_6
式中:
P--支护强度,MPa
M--实际采高,取工作面平均采高2.8米(由于工作面采高偏差为±100mm。
所以计算时采高按最大值2.9m计算).
r--岩石容重,取2.5t/m3
P=8Mr×9.8×10-6
=8×2.9×2.5×10³×9.8×10-6
=0.5488(MPa)
支架的工作阻力计算方式:
Q=8MFr×9.8×10-6
式中:
Q--支架工作阻力,KN
F--支架的支护面积,米²
M·r意义,单位同支护强度计算
F=L大×L=5.10×1.50=7.65(米²)
式中:
L大--表示工作面支架最大控顶距,最大控顶距5.10米
L--支架宽度1.5米
根据以上选取及计算数据,工作面支架额定工作阻力可能为:
Q=8MFr×9.8×10-6
=8×2.9×7.65×2.5×10³×9.8×10-6
≈4198.32(KN)
支架的初撑力计算
根据《综采生产管理手册》规定,直接顶顶板中等稳定时,初撑力一般应为工作阻力的70%――80%,本规程选80%。
Q初=80%×Q=80%×4198.32=3358.66KN
式中:
Q初-支架初撑力,KNQ-支架工作阻力,KN
据此经计算,需要泵站提供压强
P=Q初÷4÷лd2/4×10-6=3358.66÷4÷л(0.2)2/4×10-6
=26.74MPa
式中:
Q初-支架初撑力,KNd:
支架立柱直径,米
根据计算知:
泵站需要压力为26.74MPa
但考虑泵站到工作面沿途管路有一部分能量损失,根据Ⅲ2303综放工作面观察可知能量损失一般为5%,实际泵站压力为26.74×1.05=28.08Mpa,说明设计31.5Mpa大于计算所需28.08Mpa,泵站压力符合要求;又因为ZFP5200-17/32型支架支护强度0.76Mpa大于上覆岩层8倍采高所需支护强度0.5488MPa,同时ZFP5200-17/32型支架底座平均比压为1.93MPa,小于本工作面煤层底板比压35.95MPa;支架额定工作阻力5200KN大于上覆岩层8倍重力4198.32KN,同时支架额定初撑力4552KN大于8倍采高计算所需要的支架初撑力3358.66KN。
因此工作面采用ZFP5200-17/32支架合理。
4.2工作面支架布置形式及支架说明书
4.2.1本工作面使用112架ZFP5200-17/32型液压支架支护顶板,其中,ZFP5200-17/32支架,其技术特征为:
ZFP5200-17/32型
额定初撑力:
4552KN
额定工作阻力:
5200KN
支架支撑高度:
1.7-3.2米
支护强度:
0.76MPa
中心距:
1.5米
泵站供液压力:
31.5Mpa
支架宽度(小/大):
1.42--1.59m
底板平均比压:
1.93Mpa
推溜力/拉架力:
336.1KN/395.2KN
最大控顶距:
5.10m
最小控顶距:
4.5m
操作方式:
手动快速本架操作
4.2.2端面距:
根据租赁站提供液压支架设计梁端距,本工作面支架梁端距不大于340mm
4.3机头、机尾及进回风巷超前支护布置情况。
4.3.1机头支架布置
机头使用三架ZPT5800-19/37型排头架进行顶板支护,拉排头架时,降架前移即可。
4.3.2进风巷超前支架布置。
进风巷采用在钢带下套打单体柱,每排两根,柱头打在钢带下躲开锚杆托盘200mm左右,点柱为DW--31.5型液压单体柱,打柱范围从工作面煤壁算起,保证每班超前支护距离不小于20m,其中非行人侧单体柱距转载机300mm左右,距煤帮550mm。
行人侧单体柱打于转载机行人侧,距转载机300mm左右;在靠近破碎机大轮及转载机电机减速器处的打柱要求:
以不影响推移转载机和保证0.7m的行人宽度为前提,在正钢带下打单体柱,确保支护质量、正常作业和行人安全,所打单体柱可以和其余单体柱不成一直线(也可在转载机破碎机大轮处上方架板梁或Π型钢,并在转载机破碎大轮两侧板梁或Π型钢正下方打单体柱,所打单体柱要和其余单体柱成一直线);生产班随工作面循环推进,在机组割到离机头还剩30m时,端头工可提前回掉工作面煤帮侧的一排单体柱,确保机组割到机头不割坏单体柱或节约割煤时间,同时将回掉的单体柱补充到超前支护前方,保证超前支护20m范围内始终保持每排2柱,超前支护柱与柱排间距为1米,所打单体柱均要保证安全出口畅通,且安全出口畅通宽度不小于0.7m,同时又不影响转载机推拉,柱子要用麻绳连锁防倒,第一根和最后一根单体柱都用麻绳拴紧、拴牢,麻绳一端拴于单体柱手把上,另一端拴于顶板铁丝上,两端均要拴紧、拴牢,中间的单体柱用麻绳在单体柱手把上缠一圈,两根单体柱之间的麻绳要拉紧,防止单体柱泄液翻倒砸伤人员。
4.3.3机尾支架布置
机尾顶板采用三架ZPT5800-19/37型排尾架支护顶板,拉机尾架时,降架前移即可.
4.3.4回风巷超前支护布置
锚网带索支护巷道超前支护布置方式为:
在钢带下打单体柱每排两根,柱头打在钢带下错开锚杆托盘200mm左右,点柱为DW—31.5型液压单体柱,其打柱范围从机尾工作面煤帮算起,保证每个班超前支护距离不小于20m,其中一排距工作面煤柱550mm,另一排距保护煤柱550mm;生产班随循环推进,在机组割到距机尾30m时,将工作面侧单体柱提前一循环泄液取掉,待机组割透机尾,然后往前割煤的过程中及时把单体柱重新在原位置打好,不准提前回收;使20m内始终保持每排2根,超前支护柱与柱排间距为1米,同时柱子要用麻绳连锁防倒;当Ⅲ2208巷巷道顶板压力大、破碎严重时,超前支护范围为50m--100m。
4.3.5工作面机头、机尾切顶柱打法、回收及机头、机尾端头支护要求
工作面机头、机尾切顶柱必须分两排打,机头最后一排切顶柱距转载机机尾不超过2m,第二排切顶柱距转载机机尾不超过1m,两排切顶柱之间间距不超过1米;机尾第二排切顶柱超前排尾架切顶线1m打齐,另一排与切顶线打齐即可,两排切顶柱间距不超过1m;机头、机尾切顶柱间距(每排的柱与柱)≤0.5m,机头、机尾切顶柱要迎山有力,迎山角度为75°,严禁打退山柱;工作面机头、机尾最后一排切顶柱在端头工拉过所有排头架、架尾架并升紧后,才允许回收,否则视为违章作业,回收切顶柱前,先在两排切顶柱正中间均匀打三根单体柱,单体柱要迎山有力,迎山角度为75°,严禁打退山柱,回收完最后一排切顶柱,才可回收三根单体柱。
两端头支护形式如下:
机头切顶柱至工作面煤壁之间的支护形式:
行人侧单体柱打于距转载机300mm,且距煤柱侧≥700mm,靠排头架一侧200mm打一排单体柱,所打单体柱上方均要架设Π型钢(长为4m或3m),单体柱打于Π型钢正下方,所打单体柱排与排之间距离为1m,工作面前、后溜正机头Π型钢下所打单体柱要在溜子机头两侧打紧升牢,所架Π型钢范围为第一排切顶柱往前10m,所有单体柱要用麻绳连锁,防止柱倒伤人;机尾切顶柱至工作面煤壁之间的支护形式:
其中一排距工作面排尾架300mm,另一排距保护煤柱550mm,单体柱打于正钢带下,排与排之间距离为1m,所有单体柱用麻绳连锁,防止柱倒伤人。
4.3.6超前支护管理
(1)超前支护打柱、回柱:
超前支护打柱:
超前支护必须严格按照要求打好、打牢单体柱,打单体柱时,必须至少三人配合作业,其中一人观山,一人扶柱,一人用液枪升柱,打好的单体柱一定要成一直线,单体柱初撑力不小于50KN(¢100mm≧90KN,¢80mm≧60KN);所有单体柱必须打在钢带下,打好柱后,要用麻绳将柱联锁,以防柱倒伤人。
超前支护回柱:
超前支护回柱时,至少三人配合作业,其中两人卸柱,一人观察顶板、煤帮情况,发现有活矸、活炭及时找掉,安全后方可作业。
(2)超前支护处的安全出口应满足巷高不小于1.8m,行人宽度不小于0.7m。
(3)当机组上滚筒行至距工作面两端头5m时,端头工严禁站在端头作业,以防机组割透煤帮,甩出锚杆或大块炭砸伤人员;工作面溜子司机不应站在溜子正机头,防止甩出锚杆或大块炭砸伤看溜工,其他闲杂人员严禁站在溜子机头前后左右3m范围内;工作面机头超前支护维护,不能与拉排头架,推、拉转载机,拖拉液压管及电缆等几项工作平行作业,以防撞倒柱或其它意外事故伤人。
(4)跟班干部、班长、安检员必须经常对两巷的煤帮、顶板、安全出口等情况进行检查,确保作业场所安全后,方可组织人员作业,每班验收人员必须对工作面推进度及时进行测量和调整,保证溜子不窜前窜后;以确保行人宽度;跟班干部、班长、安检员发现顶板破碎,应督促支架工将支架拉到最小控顶距,然后及时组织现场人员抬板梁进行构顶维护(上板梁时,必须派专人观山和找掉,确定顶板完好后,方可组织人员作业)。
构顶过程中,发现不安全隐患应及时组织现场人员进行处理,否则禁止作业。
超前支护若压力变大,有明显片帮、底鼓、巷帮变型严重,本支护方式不能满足巷道支护要求,另行制定专门措施.
4.3.7进、回风巷超前支护退锚及卸顶板锚杆螺帽所打
退锚及卸顶板锚杆螺帽工作由生产班和检修班端头工负责,退锚、卸顶锚杆螺帽范围为两排切顶柱之间或切顶柱处;退锚、卸顶锚杆螺帽时,要在两排切顶柱之间均匀分开打三根迎山柱(迎山角75°),防止回收最后一排柱时顶板冒落伤人,同时所打单体柱以不影响安全生产和作业人员安全撤离为准。
退锚工作用TM-30型退锚机进行,退锚时,操作人员首先要对退锚机各接口联结件及密封胶管进行检查,确认完好后,方可进行作业,退锚由三人配合进行,其中一人打压,一人观山,一人扶千斤顶,扶千斤顶的人员要站在高度合适处(站在梯子上时,要求观山人员扶好梯子,);脚要站稳,扶好千斤顶,将千斤顶套至锚索根部,将千斤顶上口与锚索锁具接触平稳可靠后,打压人员用手压泵加压,直至千斤顶将锚索咬紧后,停止打压,扶千斤顶人员将千斤顶用麻绳捆绑于巷道顶部金属网上,然后撤至安全处,打压人员继续打压待锚索锁芯被拉掉后,停止打压,扶千斤顶人员扶好千斤顶,打压人员通过换向阀换向,摇动加压泵手把,逐渐对千斤顶减压,然后在观山人员配合下,解开捆绑麻绳,将千斤顶取下。
在减压过程中,要密切监视顶板情况,如有异常,要停止减压,待顶板稳定后,及时用板梁架棚支护;退锚索时,观山、打压及扶千斤顶人员必须相互配合好,其它无关人员不许进入作业区域。
卸顶板锚杆螺帽,用专用长套扳站在底板上进行,卸螺帽人员应相互配合,卸掉的托盘要捆成一串背出码放至指定地点,卸顶锚杆螺帽时,人员必须随时注意脚底,以免踩空,造成意外事故。
顶板压力大,两巷老塘顶板垮落及时,也可不卸顶锚杆螺丝和退锚。
4.4工作面初次开采,初次来压,周期来压及初次放顶,末次放顶的支架形式。
根据Ⅲ2303/2301工作面矿压观察结果知:
预计本工作面直接顶顶板初次垮落步距10—18米,老顶初次来压步距为40-60米左右,周期来压步距为14--18米,周期来压时强度不明显。
要求初次来压,周期来压期间要把工作面支架升紧,顶梁升平,护帮板伸出,保证支架对顶板支撑均匀有力,接顶完好,护帮有力,两端头超前支护齐全,保证质量,防止抽条,压死支架等情况;同时随时注意观察顶板压力及支架安全阀开启情况,有异常情况及时采取措施,要充分做好工作面支护质量与顶板动态监测监护工作,做到超前防范;同时具备排水能力,防止初次来压期间涌水增大,初次来压、周期来压期间,顶板锚杆螺丝可不卸。
初采初放措施附后,末次放顶另行制定专门措施。
4.5过断层、顶压区、老空等破碎顶板区段措施
该工作面整体东高西低,南高北低,局部有起伏,掘进中局部顶板节劈理发育,煤体疏松破碎。
由于无断层、顶压区、老空等,固不需制定措施,生产过程中一旦出现,必须及时制定得力措施,确保安全生产。
4.6采空区处理方法
采空区采用全部垮落法处理,正常情况下,随工作面推进,工作面机头、机尾老塘侧顶板悬顶面积大于或等于2×5m2不垮落,必须加强支护或强制放顶,到时另行制定专门措施。
4.7顶板管理措施
(1)保证支架完好,使支架处于良好的工作状态,升架时支架要达到初撑力要求。
(2)将顶、底板割平,确保支架有良好的接顶性能和支护状态。
(3)割煤后要追机拉架,及时打出护帮板,防止煤壁片帮,在破碎顶板下,必须带压拉架,随时调整支架成直线。
(4)片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架,防止冒顶漏矸,必要时打贴帮点柱,在支架顶梁上架垂直工作面的板梁。
(5)拉架到位后,将支架升紧,接顶严密,护帮板打出。
(6)工作面片帮严重或悬顶面积较大时,要在支架顶梁上,垂直工作面架设板梁,架设时,要先观察顶板,待顶板稳定后,将支架降下,人员站在相邻支架前梁下,及时穿好板梁,并在板梁上用背板,道木等构好顶后升紧,另一端紧靠煤帮在板梁下打点柱。
(7)机组停机或工作面停产期间要将支架拉到最小控顶距。
(8)本工作面回采过程中,若两巷顶板完整回采后无法垮落时,要采取退锚索、锚杆螺丝措施,使锚索锁具失效,拧掉锚杆螺丝,取掉钢带。
4.8处理冒顶措施
(1)当工作面发生冒顶,高度小于1.5米,长度在3个支架以内时,按本措施实施。
(2)当工作面发生冒顶时,应首先组织人员备足支护材料和所需工具。
(3)待冒顶区顶板稳定后,要有专人观山,并由班长指定专人进行敲帮问顶和找掉工作,清除隐患,并清理好退路。
(4)将冒顶区周围的顶板,煤帮维护好,保证支架升紧升平,接顶严密,以防冒顶范围扩大。
(5)先在支架上或支架至工作面煤壁架垂直工作面板梁(板梁规格视具体情况选用R125×2400mm,R125×3200mm,R125×4000mm等)然后平行工作面架抬棚,抬棚梁下打DW-31.5型单体柱,然后再在板梁或支架上打“井”字型木垛构顶(木垛材料视具体情况选用道木或板梁)。
(6)构顶过程中,人员动作要快、稳、相互要