15101回采工作面作业规程.docx

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15101回采工作面作业规程

一、工作面概况

(一)、工作面位置及开采范围

15101回采工作面位于主斜井工作面东部,工作面南部为运输巷,北部为采区煤柱,西部为主斜井保安煤柱,东部为15号煤层实体煤。

该工作面所处地表属高山地形,覆盖层平均厚度为142m,此处地面无村庄和其他建筑物。

(二)、回采巷道布置

在运输、回风大巷北侧布置15101工作面运输和回风顺槽,新开一开切眼,长度为80m,高度为2.5m,工作面由北向南推进。

工作面运输、回风顺槽均采用梯形断面,上宽4.8m,下宽5.0m,净高为2.3m,木棚支护。

详见15101工作面巷道布置图1---2---1。

(三)、工作面要素

表1---3---l工作面要素表

工作面要素

最大

最小

平均

备注

工作面倾斜长

430m

420m

425m

工作面长

80m

煤层厚度

2.37m

2.63m

2.5m

煤层倾角

采高

2.5m

工作面回采率

95%

二、地质情况

(一)、煤层赋存情况

15号煤层为稳定可采煤层,该煤层位于太原组下部K2灰岩之下,15101工作面上方覆盖层厚度为133~156m,平均为142m。

该工作面开采范围内15号煤层走向为东----西,向南倾斜,倾角为5°,含夹矸l~4层,煤层厚度为2.37~2.63m,平均2.5m。

(二)、地质构造

15101回采工作面范围内地层走向大致为东----西,向南倾斜,地层产状平缓,一般为3º---6º。

地质条件较简单,目前工作面尚未发现断层、陷落柱、岩浆岩侵入等影响开采的地质构造。

(三)、顶、底板岩性

据该生产矿井地质资料,15号煤层直接顶板为K2灰岩,厚度为8.65m左右。

底板为砂质泥岩、铝土岩、粘土岩。

(四)、水文地质情况

15101工作面西北部和南部3号煤层已采空或古空,有积水可能,在下组煤层矿坑顶板岩石冒落导水裂隙带等不同沟通渠道的作用下,可对15号煤层矿坑产生不同程度的充水。

15号煤层上覆K2、K3灰岩岩溶裂隙水将是该工作面充水的主要来源,对开采有一定影响。

15号煤层上覆其他裂隙充水因素由于含水性较弱,且位于15号煤层采动裂隙之上,因此,对15号煤层开采影响较小。

矿正常涌水量位6.6m3/h。

最大涌水量为20m3/h。

15号煤层水文地质条件属于简单类型。

(五)、工作面储量计算

据生产矿井地质报告和采掘工程平面图,经计算,15101回采工作面可采储量116826t。

三、瓦斯、煤尘、自燃倾向性

据晋城市煤矿生产能力核定书,该矿瓦斯绝对涌出量为1.34m3/min,相对瓦斯涌出量为4.08m3/min,回采工作面瓦斯绝对涌出量为1.93m3/min,属低瓦斯矿井。

据晋城市煤化工业研究检测中心2004年11月29号提供的测试报告,15号煤层无煤尘爆炸危险性。

自然等级为Ⅲ级,属不易自燃煤层。

四、采煤方法

(一)、采煤方法

1、采煤方法的选择

根据15号煤层赋存情况、开采技术条件和管理水平,本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则,确定采用倾斜长壁炮采。

工作面选用ZMZ---1.2A型煤电钻打眼,采用矿用硝铵炸药、毫秒微差电雷管爆破落煤,人工装煤。

采用SGB--620/40T型可弯曲刮板输送机运煤,采用DZ25型单体液压支柱配合HDJA---1200型铰接顶梁支护顶板,排距1.2m,柱距0.6m,采用全部跨落法处理采空区。

2、采高的确定

根据煤层顶底板岩性,煤层硬度,机械设备配备等确定工作面采高为2.5m。

3、工作面年推进度的计算

L=t×n×l.2×η=330×2.0×l.2×0.90=713m

式中L——工作面年推进度(m/a);

t——年工作日,(d);

n——昼夜完成的循环数目(个);

l——循环进度(州个);

  η——正规循环作业率,取90%。

4、确定工作面作业形式和循环方式

根据工作面具体情况,确定工作面作业形式为两采一准,每个班工作时间为八个小时,循环方式为每班一个半循环,每日三循环,循环进度为1.2m。

5、计算工作面日产量

Q年=L×h×C×l×γ

=80×2.5×713×1.45×0.95=196431(t)

式中L——工作面长度,80m:

h——设计工作面采高,2.5m;

C——工作面回采率,厚煤层为95%;

l——工作面年推进度,713m;

γ——煤的容重,1.45t/m。

则Q日=Q年/330=595t

(二)、回采工艺

1、回采工艺过程

打眼、装药、放炮→挂粱、支临时柱→装、运、清煤→移溜→支柱→回柱、摘粱、放顶→拉机头、机尾。

沿工作面全长完成上述全部工作,即完成一个循环。

详见循环作业图4—2—1。

2、各工序作业要求

(1)、打眼、装药、放炮

工作面采用ZMZ一1.2A型煤电钻和长1.5m的麻花钻杆,在工作面分为四段打眼。

15101回采工作面采高2.5m,设计采用五花眼的炮眼布置方式,水平方向眼距1.0m,顶眼距顶板0.3m,距腰眼0.9m,炮眼与煤壁水平夹角为80º~85º;项眼和腰眼沿顶板倾角平行布置,底眼向底板保持5~10º的俯角。

炮眼深度取决于一次爆破进度,设计一次爆破进度为1.2m,故炮眼垂直深度为1.3m。

详见炮眼布置图4—2—2。

该矿使用硝铵炸药和毫秒微差爆破电雷管,根据15号煤层结构、煤质软硬、节理裂隙发育程度、炮眼位置和深度等因素,顶眼、腰眼装药量取0.2kg/眼,底眼装药量取0.4kg/眼,在生产实践中可根据具体情况进行调整。

工作面一茬炮有顶眼98个、底眼98个、腰眼97个,共计293个炮眼。

在工作面采用分组装药,串联方式连线,使用矿用发爆器启爆,放炮从工作面机头向机尾方向分段进行,打眼、装药、放炮应按爆破说明书操作,爆破说明书见表4—2—1。

表4—2—1爆破说明书

炮眼

眼深(m)

水平角(°)

俯角

每眼装药量(kg)

封口长度(m)

起爆

顺序

每循环炮眼数

每循环雷管数

每循环炸药量

顶眼

1.3

80-85

0

0.2

0.7

1

98

98

19.6kg

腰眼

1.3

80-85

0

0.2

填满

1

97

97

19.4kg

底眼

1.3

80-85

5-10

0.4

填满

2

98

98

39.2kg

合计

293

293

78.2kg

(2)、挂梁、支临时柱

待吹散炮烟后,先由班长、放炮工、瓦斯检查员进行检查。

瓦斯检查员负责检查放炮后工作面的瓦斯情况;放炮工负责检查爆破情况,必要时要进行适当处理;班长负责敲帮问顶、检查工作面,发现伞檐、活炭、脱皮,要立即处理。

待这三人检查处理完毕后,综合工种方可进入工作面开始对放炮区域煤帮侧挂一根铰接项梁、煤帮支临时柱。

挂梁时,两头各垫一块衬板,并且梁要保持平整,支柱要支直,迎山有力,为防煤壁片帮,应在所挂梁下的煤帮侧支一排贴帮柱。

(3)、装、运、清煤

移左架和支l临时柱后,由综合工种把放炮崩落到溜子外的煤用大铁锹装入煤溜子,开动煤溜子把煤运出工作面,作业时必须先开溜、后装煤。

为了减轻人工装煤工作量、提高爆破装煤率,可在刮板输送机靠采空区一侧安装临时挡煤板。

装煤前必须先处理好工作地段的支护、煤壁、顶板等不安全隐患,严格执行敲帮问项制度。

装煤过程中,特大块炭要进行破碎。

清煤后应使工作面内浮煤净,底板平,煤壁直。

(4)、移溜

回采工作面浮煤清理干净后即可移溜,移溜应由机头向机尾方向顺序推移,溜子弯曲段长度一般为12~15m,匹配三组推溜器同时作业,分2~3次将溜子推移到位。

禁止由两头向中间推移,移溜后在机头、机尾各支两根压机柱,整部溜子移过后要保持平、直、稳。

(5)、工作面支护

工作面采用单体液压支柱配合铰接顶梁进行支护。

移完溜后将放炮后所挂顶梁下支设正规支柱,并在落山侧支设切顶密柱,每隔10m留一个安全出口,所有切项密柱必须支设戗柱,然后将落山侧单体柱和切顶支柱回掉进行放顶、同时摘下所回支柱上方的一根铰接顶梁,对支护的技术要求为:

①、各种支护材料必须符合规定,无失修、失效、断梁现象;同一回采工作面,不得使用不同类型或不同性能的支柱做正常支护。

②、回采工作面按规定及时支护,严禁空顶作业。

③、必须严格执行敲帮问顶制度。

④、支架必须接顶、接实底,不得支在浮煤上。

⑤、顶梁要垂直于煤壁,煤层裂隙特别发育时,要提前掏梁窝,提前挂顶梁护顶。

⑥、支柱时,当单体柱到位调好后,注液量要达到初撑力的要求;柱子升起后,确认不再上升时,等3秒种后拔下注液枪。

⑦、工作面支架排成直线,偏差不大于±50mm。

⑧、若靠煤壁处或支架上方发生漏冒,必须用坑木构实,严防漏冒范围扩大、发生意外。

2、初次来压和周期来压的特殊支护措施

(1)工作面回采时应进行矿压观测,掌握采场初次来压和周期来压的步距,在老顶来压前应主动地予以加强支护,使支架接顶情况良好,支柱支撑有力,并应增加工作面及上下安全出口的支护密度,缩小支架间距并加打贴帮柱和戗柱,提高工作面对顶板的支撑力。

(2)来压期间要保证工作面支架数量和质量,若压力较大,可在工作面架设丛柱、戗柱等特种支架,并应在回风顺槽备有足够的铰接项梁、兀型钢梁和单体支柱。

(3)来压期间,班组长,安全员和技术员应亲临现场指挥。

3、备用材料数量及存放地点的管理规定

(1)备用材料数量

工作面必须经常备有100根单体液压支柱、100根铰接顶梁和20根工字钢梁,以及5m3以上的木材支护材料,作为临时支护材料。

(2)存放地点管理规定

备用材料要整齐地放在距工作面20m以外的回风顺槽,留有不少于0.7m的人行道,不得影响通风行人。

4、停采线的规定,工作面末采和封闭

回采工作面推进到大巷保护煤柱处即到达停采线,此时停采。

停采后首先按正常放顶要求把控顶距回撤到最小控顶距,然后把工作面所有不用的支柱、刮板输送机等设备全部撤到安全地点,最后由工作面机头开始向机尾逐步撤出全部支柱和顶梁。

工作面设备全部撤出后,应对两顺槽进行密闭,密闭应在两顺槽内距运输大巷不大于5m处。

(6)主要设备的安全技术措施

1、运输机

(1)、机头、机尾必须及时打好压柱,防止其摆或跳起伤人。

启动溜子应先发出信号、点动两下,观察电机转向及链子松紧状况,再开溜。

点三次不能启动,应全面检查故障,处理好后方准启动,严禁强行启动。

(2)、利用工作面运输机运料运送大件物品时,必须停止出煤,且与开溜工等约定可靠信号,做到小料有人接,大件物料专人护送,不许将物料伸出溜子。

取料时应从溜子运行的后方取料,大件物料必须停机取出。

(3)、严禁人员蹬乘溜子,严禁用溜子运送机电设备。

(4)、人员不准站在溜子里或挡煤板上,处理溜子事故时,必须通知开溜工切断电源。

2、乳化液泵站

(1)、泵站设在运输顺槽距停采线10m处,开泵前应将卸载阀及压力表打开,严禁带负荷启动。

(2)、密切注意各部温度,油温≯70℃,乳化液≯5℃。

(3)、泵站使用水管水(中性、无杂物),乳化液的配比浓度为2~3%,必须严格掌握。

严禁清水开泵。

(4)、禁止使用变质乳化液。

乳化液泵站应有专人看管、维护。

工作面液管要挂起,不得随处乱放。

五、顶板管理

(一)、工作面支架布置方式

根据回采工艺和采场支护的要求,设计采用单体液压支柱配合铰接顶梁进行支护,工作面采用三、四排控顶,支护形式为齐梁齐柱,支柱间距0.6m,排距1.2m,移柱步距1.2m,最小控顶距3.8m,最大控顶距5m。

工作面支架布置见图5--1--1。

(二)、采空区处理

回采工作面长为80m,15号煤层直接顶板为K2灰岩,根据顶板岩石性质,确定采用全部垮落法管理项板。

根据晋城市润华实业有限公司泊村煤矿生产矿井地质资料,大多数石灰岩项板层理、节理较发育,一般情况下可以正常垮落,但也不排除在层理、节理不发育的地段,顶板不易冒落,在这种情况下,当工作面悬项长度达到3m以上时,必须采取强制放顶措施。

向采空区側打眼,眼深3米,眼距3米,仰角65度。

强制放顶采用SM—455A型移动式空压机配两台ZY24型气腿式凿岩机在架间靠采空区一侧向顶板布置一排炮眼,眼距2m,眼深为3m左右,仰角为65º,装药量为1.0kg左右,实际操作时,根据放顶效果,应及时调整强制放项爆破参数。

初次放顶采取八字掏槽爆破的方式放顶,初次放项距离13m,即当工作面初次推进13m后,从采空区侧向煤壁侧打一排炮眼,眼距2m,眼深为3m左右,仰角为65º,装药量为1.0kg左右,然后工作面继续向前推进3m后,从支柱间反向向采空区侧顶板打一排炮眼,眼距2m,眼深为3m左右,仰角为65º,装药量为1.0kg左右。

如遇顶板特别坚硬,强制措施不易放顶时,则采取分段扇面爆破的方法,以破坏顶板的连续性,最终使项板在矿山压力的作用下垮落。

见强制放顶炮眼布置图5—2—1,初次放顶炮眼布置图5—2—2,分段扇面爆破炮眼布置图5—2—3。

(三)、工作面初采及末采措施

1、初采:

(1)开切眼长度为80m,高度为2.5m,宽度为3.8m,采用单体液压支柱配合铰接顶梁进行支护,支上三排支柱,采用齐梁直线柱布置方式,安上煤溜子等设备。

(2)初采前对工作面所有设备进行全面检查,确保设备性能良好,工作面前方两顺槽20m范围内超前加强支护,溜子机头、机尾设抬棚。

将工作面煤壁刷直,溜子推至距工作面煤壁0.3m处,并使溜子保持平、直、稳。

(3)工作面由北向南正常回采后,如果工作面悬顶长度达到3m以上时,必须采取强制放顶措施,打眼放炮把直接顶崩落下来,垮落的直接顶填满采空区后,可以减小顶板对工作面支架的压力。

强制放顶选用SM—455A型移动式空压机和ZY24型气腿式凿岩机。

放项前要打好密集支柱和戗柱,空压机放在工作面运输顺槽,沿工作面全长利用气腿式凿岩机在架间靠采空区一侧向顶板打一排炮眼,眼深为3m左右,仰角为65º,装药量为1.0kg左右,眼距为2m左右。

实际操作时,根据放顶效果,应及时调整强制放顶爆破参数。

2、末采:

(1)当工作面推进到距停采线的最后三个循环时,应严格按规定支护。

(2)当采至最后一个循环时,把控顶距回撤到最小控顶距,单体柱的把手全部朝向机头,所有支护必须升紧、支牢,溜子不得紧靠煤壁,要留0.3m的间隙,靠工作面煤壁打好帖帮柱,每米一根,并将工作多余的材料及时运出,加强机头机尾的支护,确保两个安全出口的畅通。

(3)收顶前,先将回风顺槽设备、材料运出。

(4)收顶前,详细检查工作面顶板、煤壁及支架等,在确保安全的情况下,由机尾向机头方向撤溜,回柱放顶,边回边撤不得堵塞安全出口,影响通风和行人。

(5)收顶过程中,应加强瓦斯检查。

末采期间,班组长、安全员和技术员要亲临现场指挥,确保安全。

(6)工作面设备全部撤出后,应对两顺槽进行密闭,密闭应在两顺槽内距运输大巷不大于5m处。

(四)、端头支护和超前支护

1、端头支护

考虑回采工作面两端头工作溜电机和减速器的宽度,采用“四对八梁”支护,每架支架由两根3.8m长的兀型钢梁组成,每根兀型钢梁下支设3根单体支柱,主副对梁间距300mm,每对支架中心线间距900mm。

为解决回采工作面机头、机尾受电机减速器影响,控顶距大的问题,在机头、机尾采用两趟“过溜抬棚”支护顶板,即在回采工作面

顺槽靠工作面侧采用两趟一面见平4m长的木梁组成顺巷抬棚交错迈步维护项板。

(见图5—4—1)。

2、超前加强支护

工作面前方两顺槽20米范围内应超前加强支护,柱距1.2米,排距1米,共四排。

如遇巷道超宽段,则排距为5排,如压力较大时,要打护帮柱,背好背板,防止煤壁片帮。

(五)、工作面初次来压和周期来压时的措施

l、工作面回采时应进行矿压观测,掌握采场初次来压和周期来压的步距,在老顶来压前主动地予以加强支护,使支架接项情况良好,支柱支撑有力,并增加工作面及上下安全出口的支护密度,缩小支架间距并加贴帮柱,提高工作面对顶板的支撑力。

2、本矿井矿压观测时,主要是对三量进行观测,即

(1)测量单体柱的下缩量,并用测压计测定单体柱的压力;

(2)测定工作面的顶板下沉量;(3)测定顶底板的移近量。

通过对三量的测定,确定在来压期间支设对柱和木垛,机头机尾各支设一个木垛,中间木垛相隔20米一个,在最上面两个木柱间打好木楔,使木垛接顶情况良好,木垛支撑有力。

3、来压期间要保证工作面支架数量和质量,若压力较大,可在工作面架设丛柱、戗柱等特种支架,并应在回风顺槽备有足够的铰接梁和单体支柱。

4、来压期间,班组长,安全员和技术员应亲临现场指挥。

六、生产系统和避灾路线

(一)、通风系统

1、风量计算:

(1)、Q采=S·V·K采

Q采----回采工作面风量

S----工作面有效面积

S----L大+L小/2·H·K面

L大----工作面最大控顶距5米

L小-----工作面最小控顶距3.8米

H-----工作面平均采高2.5米

K面----工作面有效断面系数,取0.8

S=(5+3.8)/2×2.5×0.8=8.8m2

V---工作面风速,取1.2m/s

K采----回采工作面通风系数,取1.25

Q采=8.8×1.2×1.25×60=792m3/min

(2)、按工作面绝对瓦斯涌出量计算:

640T×4.35m3/T/1440min=1.93m3/min,取2.5m3/min

Q采=100QCH4·K采

QCH4---工作面绝对瓦斯涌出量计算为2.5m3/min

K采---工作面瓦斯绝对涌出不均衡系数,取1.4

Q采=100×2.5×1.4=350m3/min

(3)、按炸药消耗量计算:

Q采=25A=25×6=150m3/min

式中A---采煤工作面一次放炮的最多炸药消耗量6kg

(4)、按工作面最多人数计算:

Q采=4×N=4×60=240m3/s

式中N---工作面最多同时工作人员(每班按30人计算,交接班时间为60人)

根据上述计算,取其最大值为工作面配风量,则工作面配风量为:

792m3/min

3、回采工作面所需风量

本矿井为低瓦斯矿井,据生产矿井提供资料,回采工作面的绝对瓦斯涌出量为1.93m3/min,按回采工作面绝对瓦斯涌出量、适宜风速、一次爆破的最大炸药量和交接班时最多人数分别计算工作面所需风量,通过计算按适宜风速计算的风量最大,故工作面所需风量取792m3/min,经风速验算满足要求。

4、通风系统

回采工作面:

新鲜风→主斜井(进风立井)→运输大巷→工作面运输顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。

(二)、运煤系统

回采出煤:

回采工作面(刮板输送机)→工作面运输顺槽(转载机和胶带输送机)→运输大巷(胶带输送机)→主斜井(胶带机)→地面。

(三)、运料系统

回采工作面用料:

地面→主斜井(单钩绞车)→运输大巷(调度绞车)→工作面回风顺槽→工作面。

(四)、供电系统

15101回采工作面距中央变电所约544m,由中央变电所直接向工作面供电。

(五)、供液系统

由乳化液箱配制(浓度2-3%)→高压管→异径三通→注液枪→单体支柱→采空区。

(六)、通讯系统

运输巷中安设直通地面调度室的矿用隔爆电话;各运输转载点、运料绞车均安设信号装置,保证开停及时。

(七)、洒、排水系统

该工作面采用俯斜推进,工作面的涌水经顺槽直接排至大巷,对于工作面运输顺槽、回风顺槽低洼处的积水,可用小水泵排至运输大巷,再通过运输大巷内水泵排至井底水仓,通过主斜井管道排至地面。

井下消防及降尘采用地面高山水池静压供水。

在回采工作面运输顺槽、回风顺槽铺设洒水管,并安装阀门;在工作面回风侧出口设置水幕,放炮时开启净化风流;工作面放炮、装煤时都要喷雾洒水降尘;各转载点也要洒水降尘。

(八)、避灾撤人路线

1、发生瓦斯、煤尘爆炸或火灾事故时,人员要及时戴好自救器,撤退路线为:

工作面→工作面运输顺槽→运输大巷→井底车场→主斜井→地面。

2、遇水灾时的避灾路线:

工作面→工作面运输顺槽→运输大巷→井底车场→主斜井→地面;也可以从工作面→工作面回风顺槽→回风大巷→回风立井→地面。

详见避灾路线图6—8—1。

七、劳动组织

(一)、劳动组织

根据该工作具体情况,上、下安全出口维护、打眼放炮、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽运输司机为专业工种,由专人负责;其它工作如移架、清煤、移溜、支柱、装煤等均由综合工种完成。

工作制度采用“三、八”制,综合工种采用分组分段作业。

定员编制:

两个采煤班,每班30人,一个检修班,每班14人,加上队干4人,日出勤74人。

出勤率按90%考虑,在册人数为90人。

详见表7---1---1。

表7--1--1劳动组织表

序号

工种

出勤人数

小计

一班

二班

三班

1

班长兼质量检查

1

1

1

3

2

安全员

1

1

1

3

3

瓦斯员

1

1

1

3

4

打眼、放炮工

2

2

1

5

5

开溜工

2

2

2

6

6

电工

1

1

1

3

7

泵站司机

1

1

1

3

8

大巷及顺槽皮带司机

1

1

1

3

9

送料工

1

1

1

3

10

综合工种

19

19

4

42

11

队长、副队长、技术员

4

12

合计

30

30

14

74

(二)、正规循环作业图表

工作面采用正规循环作业图表,作业形式为两采一准,每个班工作时间为八小时。

循环方式为每日三循环,循环进度为1.2m。

详见循环作业图。

(三)、主要技术经济指标

详见工作面主要经济技术指标表7—3—1(见下页)

 

表7—3—1工作面主要经济技术指标表

序号

项目

单位

指标

序号

项目

单位

指标

1

工作面长度

m

80

11

乳化液消耗

m3/万吨

100

2

月工作面推进长度

m

97.1

12

日出勤人数

81

3

采高

m

2.5

13

月推进度

m/月

97.1

4

月产量

t/月

25343

14

工作面配风量

m3/min

720

5

煤层倾角

º

4

15

坑木消耗

m3/万吨

5.4

6

煤的容重

t/m3

1.45

16

在册人数

90

7

循环进度

m

1.2

17

回采工效率

t/工

12.9

8

循环产量

T

297.5

18

工作面回采率

%

95

9

日循环个数

3

19

炸药消耗量

Kg/万吨

2454

10

日产量

t/日

892.5

20

雷管消耗量

枚/万吨

9196

八、安全技术措施

(一)、防止工作面悬顶过长的安全技术措施

在该工作面15号煤层层理、节理不发育的地段,顶板不易冒落,当工作面悬项长度达到3m以上不冒落时,为防止发生大面积冒顶,必须采取强制放顶措施。

强制放顶选用SM—455A型移动式空压机和ZY24型气腿式凿岩机。

放项前要打好密集支柱和戗柱,空压

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