11121回采作业规程.docx

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11121回采作业规程

铜山县青松岭煤矿12号煤11121

回采工作面作业规程

 

工作面名称:

11121工作面

编制人:

黄文平

生产矿长:

吴永红

安全矿长:

容华开

机电矿长:

陈伟涛

总工程师:

朱燕春

矿长:

周晓卓

编制日期:

2013年7月25日

 

矿审批意见

同意按该作业规程进行组织施工,施工前认真组织员工进行学习,施工过程中,如遇到条件变化,及时编制针对性的补充措施。

 

审批单位及人员签字:

生产矿长:

董作徐2011年7月25日

安全矿长:

刘集部2011年7月25日

机电矿长:

徐向明2011年7月25日

总工程师:

贾春波2011年7月25日

矿长:

吴得胜2011年7月25日

作业规程贯彻记录

8:

00班

16:

00班

0:

00班

参加人数:

10人

参加人数:

10人

参加人数:

10人

班长:

赵光勇

班长:

陈天雨

班长:

周元海

参加人员:

(签名)

参加人员:

(签名)

参加人员:

(签名)

刘德稳

陈天雨

刘胜清

王必遵

钱兴望

郭均锐

陶汝帅

钱安平

周元海

刘小林

高吉皆

王荣贵

蔡兴礼

余七林

曾灯贵

林万猛

钱合平

王美仕

苏文兵

高西南

张琪

赵思林

钱辛丑

叶胜海

田子酬

孙小泽

李发文

赵光勇

杨永亮

周荣兴

队长:

曾康主

队长:

彭光玉

队长:

田广华

安全员:

孙远明

安全员:

舒学刚

安全员:

向其美

瓦斯检查员:

周绍富

瓦斯检查员:

王正兵

瓦斯检查员:

范光平

贯彻人:

黄晓平

贯彻人:

黄晓平

贯彻人:

黄晓平

2011年4月16日

2011年4月16日

2011年4月16日

目录

第一章工作面概况6

第一节位置与范围6

第二节工作面地质情况7

第三节顶板底岩性及顶板分类、分级7

第四节地质构造情况及对回采的影响9

第五节瓦斯、煤尘、煤的自燃情况9

第六节储量计算及服务年限9

第七节水文地质情况10

第二章采煤方法、回采工艺及质量采要求10

第一节采煤方法的确定、依据和采区的巷道布置情况10

第二节工艺过程及工程规格质量11

第三节支护设计14

第四节顶板管理16

第五节顶板管理图21

第三章机电和运输21

第一节机电设备21

第二节运输23

第四章通风、监控、防灭火、防尘、抽采23

第一节通风23

第二节监控系统25

第三节防灭火系统26

第四节防尘27

第五节抽采28

第五章供风、供水、供液、通讯30

第一节供风系统30

第二节供水系统30

第三节供液系统30

第四节通讯系统31

第六章劳动组织及循环图表32

第一节作业组织形式及劳动组织32

第七章安全技术措施36

第一节顶板管理措施36

第二节火药管理及放炮制度39

第三节通风瓦斯管理措施40

第四节防止煤与瓦斯突出措施42

第五节防止煤层自燃措施43

第六节防止煤尘爆炸的措施44

第七节保证工程质量的措施44

第八节其它措施45

第九节避灾路线48

后附图:

图1:

11121工作面工程平面图

图2:

11121工作面M12煤层柱状图

图3:

11121工作面炮眼布置三视图

图4:

11121工作面控顶示意图和顶板管理图

图5:

11121工作面采场支护平、剖面图

图6:

11121工作面供电系统示意图

图7:

11121工作面设备布置示意图

图7.1:

11121工作面提升、运输系统图

图8:

11121工作面通风系统、监测系统避灾路线示意图

图9:

11121工作面抽采系统示意图

图9.1:

11121工作面压风系统示意图

图10:

11121工作面供水系统示意图

图11:

11121工作面通风系统及避灾线路图

第一章工作面概况

11121首采工作面位于标高+1521.7~1557.5M处,上至翁卡小煤窑采空区,南至0-1井田边界线,北至1510主石门。

走向长625米,倾斜长110米。

本煤层为不易自然煤层。

顶板为泥岩或粉砂质泥岩,一般厚1.2~2.0m,平均煤层厚度1.6m,煤层底板为粘土质粉砂岩、炭质粘土岩及粘土岩,含0~1层夹矸。

工作面范围内地质构造和水文地质条件相对简单,无较大的地质构造和含水构造影响。

由于翁卡小煤窑开采标高在1510以下,回采时应注意老窑水。

其次本工作面的补给水源为大气降水和老空积水。

一、工作面所在地表位置:

11121回采工作面位于地面位置为马鞍山和包包上一带,属低中山侵蚀、剥蚀、溶蚀山地地貌,地形起伏较大,总体上呈东南高北低。

矿区最高标高+1650m,最低标高+1625m,相对高差25m,地形坡度一般为15°。

二、工作面的井下位置:

井下标高为+1521.7~1557.5Mm;浅部以11121风巷为界(标高为1557.5m),深部以11121机巷为界(标高为1521.7m),南至0~1井田边界线,北至至111211号探煤上山,工作面的开采深度在70m以上,回采对地表设施造成影响较小。

三、工作面及邻近翁卡煤矿开采情况:

青松岭矿井为单一煤层,工作面采用走向长壁式开采,支架为齐梁齐柱布置,全部垮落法管理顶板,最大控顶为4m,最小控顶距为3m,放顶步距为1m,从已开采的工作面情况来看,地质构造较为简单,工作面伪顶随采随落,直接顶较破碎,底板受压易离层;煤层较松软,当煤层坡度大于40°时,工作面煤壁有片帮空顶现象;初次来压步距为6m-10m,工作面周期来压步距为8m-12m,在周期来压和初次来压前,工作面来压预兆比较明显,工作面支架的“三量”明显增加;在开采下部工作面时,由于放顶的影响导致上覆岩层离层,有时有导通地表水的现象,致使在开采过程中有时顶板出现淋水;由于受开采的超前动压的影响两巷和上、下出口的支架受压变形现象较为严重。

第二节工作面地质情况

一、煤层赋存情况及煤质。

⑴、煤层赋存情况:

根据工作面沿煤风巷、溜子道、切眼上山揭露的煤层情况可知,本工作面煤层较稳定,一般厚1.2~2.0m,平均煤层厚度1.6m,在断层附近煤层有压薄或增厚现象。

煤质情况:

根据邻近工作面煤质化验资料得知,本工作面M12煤层属

低中灰、中高硫、中高热值无烟煤如表1-1。

表1-1

煤层编号

灰分Ad(%)

挥发分Vdaf(%)

水分Mad(%)

硫分St.d(%)

发热量Qnet,ar(MJ/kg)

煤质级别

M12

18.51

7.29

2.02

2.23

21.50

属低中灰、中高硫、中高热值无烟煤

第三节顶板底岩性及顶板分类、分级

一、煤层顶、底板岩性:

①、顶板:

顶板为泥岩或粉砂质泥岩,一般厚1.2~2.0m,平均煤层厚度1.6m,直接底:

砂岩,厚5.0m,上部为灰白色中粒砂岩,下部为条带状细砂岩;

煤层底板为粘土质粉砂岩、炭质粘土岩及粘土岩,含0~1层夹矸。

二、顶、底岩石的结构、节理、强度、及分类、分级:

1、顶、底岩石的结构:

顶、底岩石的结构较为简单,按组成岩石的矿物晶粒绝对大小来分,老顶和老底为中粒结构,直接顶和直接底为细粒结构,具体详见顶、底岩性柱状图。

2、顶、底岩石节理。

顶、底岩石的节理较为发育,主要为构造节理和非构造节理两种,在向斜和背斜构造以及断层附近节理的发育密度和频率明显增多。

③、顶、底岩石强度

按普氏岩石等级和岩石坚固性来划分:

底板岩石属于Ⅲ-Ⅳ级岩石,普氏系数为f=7-14,垂直抗压强度为663-1350㎏/㎝2,,抗剪强度为263-1330㎏/㎝2,内摩擦角为81°52′-85°55′;顶板岩石属于Ⅱ-Ⅲ级岩石,普氏系数为f=9-16,垂直抗压强度为357-1625㎏/㎝2,,抗剪强度为862㎏/㎝2,抗拉强度为18-28㎏/㎝2,内摩擦角为86°25-83°40′。

4、顶板的分类和分级:

顶板的分级:

根据直接顶的初次来压步距和岩石的强度结合翁卡煤矿工作面开采情况,直接顶随放随落,直接顶破坏的厚度大于煤层6-8倍,可知直接顶板为不稳定顶板,为Ⅰ类顶板;老顶的分级根据直接顶的厚度和采高的比值,再参照老顶初次来压步距(8m-12m)可知老顶为Ⅱ级顶板(来压明显)。

第四节地质构造情况及对回采的影响

一、断层对工作面的影响:

本工作面为一单斜构造,煤岩倾向为220°~240°,一般为235°,倾角为18°~28°,一般为26°,属倾斜煤层。

二、褶曲对工作面的影响:

本工作面在切割过程中,煤层在断层构造附近,其产状有一定的变化或伴生有小的断层或褶曲,煤层厚度有压薄或有增厚现象。

后附:

11121工作面实测工程平面图(图1)

11121工作面地层综合柱状图(图2)

第五节瓦斯、煤尘、煤的自燃情况

1、瓦斯:

本工作面相对瓦斯涌出量9.81m³/T,绝对瓦斯涌出量1.33m³/min。

2、煤尘、煤的自燃:

2005年5月贵州省六枝工矿集团实验室对本矿的M12煤层的煤尘爆炸性和煤层自然发火倾向鉴定报告,M12煤层无煤尘爆炸性和煤层自然发火倾向。

第六节储量计算及服务年限

一、工作面的工业储量:

工业储量=工作面走向长度×倾斜长度×煤层厚度×煤的容重

=625×110×1.6×1.5=165000吨。

二、可采储量:

可采储量=工业储量×回采率=165000×85%=140250吨。

三、工作面的服务年限:

可采采储量/设计工作面的月产量=140250/12500=11.2(月)

第七节水文地质情况

水文地质条件:

根据11121溜子道、切眼上山、风巷施工来看,本区域水文地质条件为中等,涌水水源主要为地表水经小断层裂隙涌入我矿。

第二章采煤方法、回采工艺及质量采要求

第一节采煤方法的确定、依据和采区的巷道布置情况

一、采煤方法:

根据本区域开采条件和地质情况,结合传统的开采经验,工人的操作水平,巷道的布置和设备的配备情况综合考虑;本着安全可靠,技术上合理,资源回收率高,经济上较低的原则综合考虑选用走向长壁后退式采煤方法进行回采;单体液压支柱配金属铰接顶梁支护,全部垮落法管理顶板。

二、确定的依据:

①、报批的《青松岭矿安全专篇》、《青松岭煤矿开采设计说明书(最后出版)》。

②、报批的11121工作面地质说明书

③、相邻工作面的开采资料和矿压观测资料

④、现有巷道的布置和设备的配备情况

⑤、煤层的赋存情况和顶、底岩性

三、工作面巷道布置情况:

⑴、11121沿煤运道沿煤层走向布置,采用工字钢架支护。

设计梁长2.2米,棚腿长2.4米,梯形断面。

毛断面为:

6.35㎡,净断面为:

5.06㎡,主要用于工作面进风和运煤之用。

⑵、11121机巷沿煤层走向布置,采用工字钢架支护。

设计梁长2.2米,棚腿长2.4米,梯形断面。

毛断面为:

6.35㎡,净断面为:

5.06㎡,主要用于工作面进风和铺设溜子之用。

⑶、11121风巷沿煤层走向布置,采用工字钢架支护,设计梁长2.2米,棚腿长2.4米,梯形断面。

毛断面为:

6.35㎡,净断面为:

5.06㎡,主要用于工作面回风和运送材料之用。

⑷、切眼上山沿煤层倾向布置,采用单体液压支柱配绞接梁支护,设计巷道净高为1.6m,净宽为2.2m,巷道净断面为3.52㎡,主要用于联接两巷形成生产和通风系统。

第二节工艺过程及工程规格质量

一、工艺过程:

1、工艺流程:

打眼→装药→放炮→挂梁→扒煤→铺地梁→支柱→回柱放顶。

二、工艺过程的要求:

1、打眼:

采用MSZ—1.2KW电煤钻打眼,眼深为1.0m,炮眼采用双排三花眼布置,要求其爆破后以不破坏顶、底的完整性为标准。

2、装药:

选用3煤矿安全炸药,1~2段毫秒电雷管,要求底眼装1号雷管,顶眼装2号雷管,装药方式为正向装药,炮眼内必须使用水泡泥,并用黄泥充填满。

3、放炮:

采用串联法联线,MFB—100型放炮器放炮,要求放炮前必须对放炮地点10m范围内的支架架进行加固,并做好撤人断电准备工作,到指定进行放炮。

4、挂梁:

首先从上往下把顶梁挂好,上好水平楔,挂梁的同时将顶板背好卡紧,梁挂要求垂直煤壁,空顶处必须用老木接好顶,顶梁要水平铰接顶梁铰接率不得低于90%,且不得连续两根不铰接。

5、扒煤:

扒煤人员必须站在支架完整的地方进行工作,扒煤前必须严格执行“敲帮问顶”制度,及时处理松煤活矸,煤矸要求分开。

6、铺地梁:

地梁要求沿倾向方向铺设,必须铺在实底上,地梁规格为2000㎜×200mm×50mm,并砍出碗口。

7、支柱:

要求支好一根单体支柱,及时用尼龙绳套牢连锁,单体液压支柱初撑力不得低于90KN,,支柱迎山角为3°~5°,严禁退山或过山。

8、回柱放顶:

正常回采过程中,工作面采用单体液压支柱与金属铰接顶梁配合支护,最大控顶距4m,最小控顶距为3m,放顶步距为1m;即“见四回一”具体详见顶板管理章节的说明。

三、采高和循环进尺:

1、采高:

一般要求采全高,即见顶见底,局部煤层变薄段,煤厚小于1.4米时,要求挑顶或卧底保持采高≥1.4米,若煤层厚度>2.4m时,留底煤,保持采高不大于2.4m。

2、循环进尺:

1m。

四、落煤

1、落煤方式:

采用爆破落煤。

2、炮眼的布置方式及爆破方法:

①、炮眼的布置方法:

炮眼采用双排三花眼布置,要求其爆破后以不破坏顶、底的完整性为标准。

2、爆破方法:

串联联炮,毫秒微差,正向爆破。

3、炮眼布置三视图。

(见图3)

4、爆破说明书。

五、装煤、运煤方式、工具。

工作面爆破落下的煤通过溜槽板自溜到机尾,经11121溜子道30型溜子载到11121斗口待装,然后由1吨矿车装车,再由2.5吨蓄电池机车经11121运输顺槽拉到1510井底车场,通过主斜井提升至地面。

六、工作面支护方式的确定:

1、支护形式:

采用单体液压支柱配金属铰接顶梁配套支护,支护形式为齐梁齐柱式,单体支在铰梁正中,一梁一柱走向棚支护,排距为1.0m,柱距为0.7m,工作面初采时,最大控顶距为5m,正常开采时,控顶距为4m,即“见四回一”。

2、支护质量要求:

⑴、采用单体液压支柱和金属铰接顶梁配套支护,支护形式为一梁一柱,单体支柱支在铰梁正中,其排距为1000,±100mm;柱距∠700mm;支柱迎山角为3°~5°,专用搭子护顶(1400×800mm),要求单体的初撑力≥90kN,其支护高度必须见顶见底。

⑵、工作面支柱、顶梁、水平销要对号管理,编号要清晰。

⑶、要坚持挂线采煤,支柱要打成直线,偏差均不得超过±100mm,端面距不得大于300mm,新暴露的顶板要及时支护。

⑷、单体的初撑力达不到90Kn时,必须进行二次注液。

⑸、底板破碎或松软段要安设半园木地梁,钻底量﹤100mm。

⑹、支架必须及时用粗尼龙绳联锁,要求工作面的支架必须全承载。

第三节支护设计

一、单体的支护强度计算:

1、采用经验公式计算支护强度:

P1=9.81×h×r×k

=9.81×1.6×2.5×6

=235.4KN/㎡

式P1——为工作面合理的支护强度KN/㎡

h——为工作面的采高m

r——顶板岩石的密度t/m3一般为2.5

k——工作面支柱应支护上覆岩层的厚度与采高之比,一般为4-6

2、单体支柱的实际支撑能力

Rt=kg×kz×kb×ka×kh×R

=0.99×0.95×0.9×1×1×250

=223.37KN

式中Rt——单体支柱的实际支撑能力KN

kg——工作系数

kz——增阻系数

kz——不均匀系数

ka——采高系数

kh——倾角系数

R——支柱的额定工作阻力

二、单体的支护密度计算:

1、工作面合理的支护护密度

n=P1/Rt

=235.4/223.37=1.05(棵/m2)

式中n——为支柱的支护密度棵/m2

2、工作面的实际支护密度:

按设计排距为1.0m,柱距为0.7m,计算:

n′=1÷(A×B)=1÷(1×0.7)=1.43(棵/m2)

因为n′>n即1.43>1.05(棵/m2)

所以其支护密度合符要求

3、单体的支护柱距计算:

根据《煤矿安全规程》的要求,参照走向长壁式开采的质量标准,工作面基本支架的排距为1.0m,则基本支架的柱距为:

L距=1.0÷(L排×n)

=1.0÷(1.0×1.05)

=0.95(m)

式中L距——工作面基本支架的柱距

L排——工作面基本支架的排距

根据上述计算,结合《煤矿质量标准》,取工作面基本支架的柱距为700㎜。

4、支护的选择:

通过上述的计算,选择DZ1200~DZ2400共6种规格单体液压支柱为,金属铰接顶梁型号为HDJA—1000,具体详见材料规格表2-1。

表2-1

项目

支柱型号

顶梁型号

地梁

柱距

排距

参数

DZ1200-DZ2400

HDJA-1000

mm

mm

mm

2000×20×50

700

1200

项目

支护密度

支护强度

初撑力

名称

规格

根/m2

KN/m2

KN/m2

挡矸帘

1400×800mm

参数

1.43

235.4

90

撑桐

1个/梁;Ф≥50mm

油缸直径

100mm

尼龙绳

16#

额定承载力

25t

荆条

每控不少于5根

第四节顶板管理

一、顶板管理方法:

1、顶板管理的方式:

根据煤层顶底板状况以及其它开采技术条件,同时结合本矿井邻近工作面的开采经验,采用全部垮落法管理顶板。

2、顶底板开采参数见表2-2

表2-2

项目

阶段

控顶距m

初撑力

(KN/棵)

放顶步距

(m)

顶底板移近量

(mm/m)

端面距

(mm)

底板比压

(MPa)

最大

最小

初次放顶

5

3

90

2

<100

≤300

3.7

正常回采

4

3

90

1

<100

≤300

3.7

2、控顶距的要求:

正常回采过程中,最大控顶距4m,最小控顶距为3m,放顶步距为1m;放顶前后控距如附图4所示,初次放顶及收尾分别见初采初放措施和收尾措施。

3、回柱放顶工艺过程:

检查工作面的的安全情况——加固上、下支架——挂挡帘——卸压——拉柱——回铰接顶梁

4、回柱放顶顺序为:

从下往上依次逐架进行回柱,由老塘往煤壁逐根进行。

5、回柱放顶方法:

采用手工回撤,要求在卸压扳手上套上长绳进行操作。

6、工艺规定和安全注意事项:

①回柱放顶前,首先必须检查工作面的支架、煤壁,老塘的安全情况,发现隐患及时处理,并清理好退路,确保其畅通无阻。

②、放顶人员只能站在回柱上方控顶区内的安全地点,卸压不下时,只能用长柄工具撬敲顶压处理,如工作面倾角大于35°必须架设操作平台,架设要牢固可靠,并随放顶地点而移动。

③、回出的单体及铰接顶梁必须码放在放顶侧第一排空内“单体存放架”上,每堆码放单体支柱铰接顶梁数量不得超过四套,单体和梁必须码稳。

④、回柱放顶由专业放顶人员担任,放顶人员固定,每次参加放顶人员不得少于3人,其中1人观察顶板拉绳,1人卸压,1人搬运,放顶过程中,施工人员必须集中精神,密切配合,队干必须跟班把关。

⑤、回柱放顶后,若其悬顶面积大于10㎡时,(5×2),必须采处强制性的放顶措施,措施另报。

7、采煤与放顶间的间距:

如工作面倾角大于35°,该工作面严禁采煤与放顶平行作业;如工作面坡度小,顶底板条件好则采煤与放顶间距不得小于30m。

8、材料回收率:

单体液压支柱与铰接顶梁的回收率必须保证100%,如果遇地质变化时,其单体丢失率不得高于1.5‰,铰接顶梁的丢失率不得高于8‰,溜子道、风巷木、支架或钢支架随着工作面的推进实行同步回撤,采用回柱绞车进行回收,回撤出来的金属支架和木树及时拖出外运至地面加工厂,坑木及其它支护材料能复用或能作它用的,必须码好堆,码放地点离上下出口距煤壁距离不少于20m,不能用的打地面加工厂。

9、工作面过断层、过老巷、顶板破碎处、变薄带、悬顶、初次回柱放顶、以及上下出口,两巷超前等特殊支架规格质量:

⑴、工作面遇顶板破碎处支架规格质量:

工作面顶板较破碎时,必须首先采用探板或长边块将顶板控制好,然后在探板下进行支架,若顶板上冒落高度较大时,必须采用打“井”木垛形式首先接好顶,其支护要求为采用一梁一柱走向棚子,其排距为1000±100mm;柱距∠500mm;支柱迎山角为3°~5°,专用搭子护顶,切顶线必须抬好单体直栌,单体的初撑力≥90kN,撑筒每梁一个。

⑵、工作面遇变薄带支架规格质量:

因工作面煤层厚度小于1.4m而不能破顶底板时,可采用短单体过压薄区;短单体支护采用一梁一柱走向棚子,其排距为1000±100mm;柱距∠700mm;支柱迎山角为3°~5°,采用专用搭子护顶,其规格为撑筒每梁一个。

⑶、工作面放顶后,老塘侧悬顶支架规格质量:

当工作面放顶后,老塘悬顶面积大于10m2时,此时,必须采取人工强制性放顶措施,若悬顶面积小于10m2时,必须沿切顶线抬好直栌,必要时,在老塘侧架设“井”木垛,其木垛的间距和大小届时视工作面压力和工作面具体另报安全技术措施。

⑷、初次回柱支架规格质量:

具体详见初采初放安全措施。

⑸、上、下出口(端头支护):

工作面上、下端头采用交接梁加强支护,交接梁必须成对使用,迈步交替前进,第一根顶梁距上风巷或机巷支架距离不得超过0.3m,每对梁的组距为0.4m,(2根为一组),组内两根梁之间的间距为0.2m,一粱一柱,单体必须支在铰接顶粱正中。

迈步距离为1.0m。

⑹、机、风巷的超前支护

回采煤壁10m范围内必须抬好双边洗角栌,10m外至20m内必须抬好上帮洗角栌,抬栌材料为单体液压支柱和铰接顶梁,一梁一柱,铰接梁必须全部铰接好。

⑺、横杠子支护:

工作面收尾时,原则上用横杠子将单体替换出来,替换方法从下往上一次性每控掺一根横杠子后,再从下往上逐架收回单体支柱和绞接顶梁;如工作面压力大,背顶竹搭接子切断严重,或遇地质构造带,顶底板起伏不平,可根据实际情况架设横杠子辅助护顶,支护形式为一梁三柱走向棚,柱距为1000mm,±100mm;梁长为2000mm,顶梁采用圆木或厚度不少于70mm的圆木边块,底梁厚度不少于50mm的圆木边块。

⑻、戗柱、芒柱支护:

使用木材或单体支柱,在地质构造带位置时,若需沿空护巷,则必须在巷道上方设置戗柱,每空3根,其材质为Ф14cm以上的圆木作为戗柱,戗柱间距为0.5m,戗柱上交叉铺2块木边块,边块上铺荆条及挡矸帘,戗柱下抬双栌;坎边支柱必须设好芒,要求每个芒的两端各架设70mm厚的边块,芒柱必须打正打紧打牢。

10、机、风支架的回撤要求及与工作面的滞后距离的规定:

机、风的支架均随工作面放顶进行回撤,要求一般情况机、风的支架与工作面的切顶线一致(整齐对线),特殊情况下不得滞后工作面切顶线1m,机巷的支架回撤在缩溜子后进行,回撤方式采用回柱绞车人工回撤,回撤支架前必须首先对回收地点进行加固,检查其瓦斯,回柱铰车要求安装在安全地点,并打好四根压柱,每班回收人员不得少于3人,其回收顺序为由里向外逐架进行,每架先顶梁后树脚逐根进行,在

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