2123采煤工作面作业规程.docx

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2123采煤工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

根据技术科2015年2月11日提交的《2123采煤工作面地质说明书》编写本规程。

2123采煤工作面,北部为工业广场保护煤柱,南部为大堤保护煤柱,上部为-99平巷,下部为-123平巷。

具体位置及井上下关系见表1

 工作面位置及井上下关系表表1 

水平名称

-123m

采区名称

主井煤柱开采设计

地面标高

+33.0m

工作面标高

-99m~-123m

地面的相对位置

位于工业广场西南方向。

回采对地面设施的影响

回采时会造成地面沉陷。

井下位置及邻近关系

工作面北部为工业广场保护煤柱,南部为大堤保护煤柱,上部2煤-99平巷平巷,下部为2123平巷。

走向长度/m

91m

倾斜长度/m

50m

面积/m2

4632m2

第二节煤层

本工作面设计开采的煤层为2层煤,通过地质资料分析,该工作面范围内2层煤赋存稳定,全区完全可采,煤层平均厚度2.5m,为结构简单,发育稳定的中厚煤层。

具体情况见表2。

煤层情况表表2 

煤层厚度

2.5m

煤层结构

简单

煤层倾角

45°

开采煤层

2煤

煤种

气煤

稳定程度

稳定

煤层情况描述

根据2123及周围巷道揭露分析,该区域煤层结构简单,煤层走向40°,,属低灰,低硫,高发热量煤种。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况见表3

煤层顶底板情况表表3

顶、底板名称

岩石名称

厚度/m

特征

老顶

直接顶

中粒砂岩

12

灰褐色硅胶结层面,含黑斑。

伪顶

直接底

中粒砂岩

10

灰白色以石英为主层面含煤质及植物干茎。

老底

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

本工作面地质条件简单根据现有资料及周围巷道揭露,无大于1m断层出现,对回采无影响。

二、褶曲情况以及对回采的影响

根据本工作面地质说明书分析确定,区内无大的褶曲,且不会对回采造成影响。

三、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等)

根据现有资料及2123工作面上、下顺槽巷道揭露,2123工作面范围内没有陷落柱和火成岩侵入。

第五节水文地质

一、含水层(顶部和底部)分析

本煤层顶、底板砂岩含少量裂隙水,对回采影响不大。

二、其它水源的分析

相对地表均为农田,第四系粘土层均有隔水作用,地表水与井下无直接水力联系。

二、涌水量

预计最大涌水量:

0.5m3/h,正常涌水量:

0.2m3/h。

附图1:

工作面地层综合柱状图

第六节影响回采的其它因素

一、回采的其它地质情况

影响回采的其它地质情况见表4。

影响回采的其它地质情况表表4

瓦斯

瓦斯相对涌出量2.67m3/t,绝对涌出量0.39m3/min。

瓦斯矿井

CO2

CO2相对涌出量7.19m3/t,绝对涌出量1.05m3/min.

煤尘爆炸指数

有爆炸危险性,煤尘爆炸指数为41.15%

煤的自燃倾向性

II类自燃

地温危害

冲击地压危害

二、冲击地压和应力集中区

根据本工作面地质说明书资料分析本工作面不会受到冲击地压及应力集中的影响。

第七节储量及服务年限

一、储量

工业储量:

16215t。

可采储量:

本矿炮采工作面回采率参考值为95%,可采储量为15404.2t。

二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

=91÷30=3个月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

主井工广煤柱开采设计是福兴集团有限公司一矿2014年9月20日设计,枣庄市峄城区煤炭工业局于当年批准并投入生产的。

本工作面上材料道部布置在2煤-99平巷兼做工作面回风巷。

下材料道布置在2煤-123上平巷兼做工作面进风巷。

2123采煤工作面伪斜布置沿走向推进,采用柔性掩护支架采煤法。

二、采煤工作面上顺槽

上顺槽布置在2煤-99平巷,巷道采用钢棚支护,梯形断面,钢棚棚距0.7m,上净宽1.6m,下净宽2.6m,净高2.0m,断面积4.2m2。

主要用于该工作面的回风、行人和运料。

上顺槽内布置有2寸的防尘管路一趟,φ19mm的液压管路一趟,2寸压风管路一趟及监测监控等线路,并在靠近工作面的地点设有泵站等设备。

三、采煤工作面下顺槽

下顺槽布置在2123上平巷,采用11#矿用工字钢棚支护,梯形断面,钢棚棚距0.7m,上净宽1.6m,下净宽2.6m,净高2.0m,断面积4.2m2。

主要用于该工作面的进风和运煤。

下顺槽内布置有2寸的防尘管路一趟,φ19mm的液压管路一趟,2寸压风管路一趟及监测监控等线路。

四、采煤工作面切眼

1、小眼布置在2123平巷至2煤-99平巷平巷之间,垂高23.5m,采用木盘支护。

矩形断面,长1.0m,宽1.0m,S荒=1.44m2,S净=1.0m2。

共设切眼两道。

2、联络巷

小眼联络巷:

采用11#矿用工字钢棚支护,棚距0.7m,巷道采用梯形断面,上净宽:

1.6m,下净宽2.6m,净高2.0m,断面积4.2m2,主要用于联络各个小眼。

随着掩护支架的下放,距下顺槽还有3m时,在下顺槽与架尾段保留三个小眼,下拐点处的小眼即为溜煤眼,以后随着工作面的推进,始终在下顺槽超前5m开掘溜煤眼。

七、硐室及其它巷道布置

详见附图2:

2123工作面巷道布置平面位置示意图

附图3:

上、下顺槽断面图及支护参数

附图4:

切眼及联络巷断面图

 

附图3:

工作面上(下)顺槽断面图及支护参数

附图4:

切眼及联络巷断面图(mm)

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

根据2123工作面煤层的赋存条件,结合我矿现有的开采水平,确定该工作面的采煤方法为:

伪倾斜柔性掩护支架采煤法,工作面伪斜倾角为45°。

该工作面煤层平均厚度为:

2.5m,结合采高不易改变的特点,尽可能减少破岩量,选用11#工字钢制成1.8m八字形掩护支架,确定采高为1.8m。

二、落煤方式

(一)落煤方式

本工作面采用爆破配合手镐落煤下放支架。

(二)炮眼布置

1、布置形式:

架内眼:

布置二排,炮眼深度1.0m。

架外眼:

布置单排,炮眼深度:

视顶底板煤厚情况,炮眼深度不小于1.0m,不大于2m。

溜煤眼:

布置对眼,炮眼深度1.0m。

2、炮眼间距:

架内眼:

沿伪斜方向的间距1.0m,顶底板方向眼排距0.8~1.0m。

架外眼:

沿伪斜方向的间距1.0m,炮眼距架内底1.0m。

溜煤眼:

沿煤层倾向的间距0.5m。

掏槽眼间距0.6m。

3、炮眼角度:

架内眼:

炮眼与工作面夹角为度60°。

架外眼:

平行顶、底板架爪并与煤壁保持65°~70°夹角。

4、爆破警戒:

爆破作业时,严格执行“一炮三检制”和”三人联锁爆破制度”,警戒人由班组长亲自布置和撤回,警戒及爆破距离:

直线大于100m,曲线大于75m。

详见附图5:

工作面及溜煤眼炮眼布置示意图

工作面:

溜煤眼:

附图5:

工作面及溜煤眼炮眼布置示意图(平、剖面图)

(三)炸药雷管的选用和要求

爆破采用煤矿许用二级乳化炸药;1~5段ms延期电雷管,最后一段延期不得超过130ms。

炸药、雷管消耗量:

工作面一次最大爆破长度10米,即一次最大炸药消耗量为10米×0.3kg×2=6.0kg,即炸药消耗为1933Kg/万吨,雷管消耗为6929个/万吨。

详见表6

爆破图表表6

炮眼

名称

炮眼

深度

炮眼角度

炮眼间距

每眼

装药

装水

泡泥

封口泥(m)

架内眼双排

1.0m

60°

1.0m

2卷

1~2卷

大于0.5m

架外眼单排

1.0m

65°~75°

1.0m

1卷

1~2卷

大于0.5m

溜煤眼

1.0m

80°~85°

0.5m~0.6m

1卷

1~2卷

大于0.5m

(四)起爆器的选用和联线方式

用MFB-200型起爆器,正向装药串联联线。

附图6:

工作面联线方式图

(五)钻眼、爆破工具的使用和维护要求

1、使用MQS-50/1.9型手持式气动帮锚杆钻机打眼,打眼前先检查钻机,确认完好后方可打眼,打眼完毕后把钻机放置在工作面茬口以外不少于20m的安全处,爆破时使用搪瓷流槽或其它物件遮盖严实,预防因爆破损坏帮锚机,不得使用浮煤掩埋,爆破后用不低于6mm钢筋钩悬挂在靠近底板支架下。

2、打眼时,人员必须站稳,毛巾、袖口等系好,防止卷入钻杆伤人;帮锚机必须定期检修,确保正常使用。

三、采煤工作面正规循环生产能力

工作面每天1.0个循环,每循环进尺1.0m,采高2.5m,回收率95%,则

循环产量=W=LShrc=50×1.0×2.5×1.4×0.95=166吨

式中:

W——工作面正规循环生产产量,t;

L——工作面平均长度,50m(伪倾角按45°计算);

S——工作面循环进尺,1.0m;

h——工作面设计采高,1.8m;

r——煤的容重,1.4t/m3;

c——工作面回采率,95%。

月产量=R=Wind=166×1.0×30×93%=4631t

式中:

R——月产量,t;

W——工作面正规循环生产产量,t;

i——每天循环个数,1.0个;

n——每月天数,30天;

d——正规循环率;93%

第三节设备配置

一、煤帮锚机

选用四台MQS-50/1.9型手持式气动帮锚杆钻机,2台供工作面使用,2台供掘进小眼时使用,其主要技术参数如下:

工作气压:

0.4~0.6MPa;额定转矩:

50~75N.m,钻孔直径:

38mm。

最大输出功率:

2.0~3.0KW,耗气量:

3.5~5.2m3/min,空载转速:

900~1000r/min。

二、回柱绞车

选用两台JH-8型回柱绞车,一台供架头回棚使用,一台供架尾回架和回棚时使用,其主要技术参数如下:

牵引力:

80KN,绳速:

0.10m/s

绳经:

15.5mm,容绳量:

80m

电动功率:

7.5kw,外型尺寸:

1600×530×670mm

三、调度绞车

选用一台3KW调度绞车,供上下顺槽上下料用,其主要技术参数如下:

牵引力:

5KN,绳速:

0.72m/s

绳经:

9.3mm,容绳量:

150m

电动功率:

3kw,外型尺寸:

1100×765×730mm

四、辅助运输

选用0.7吨非标准矿车和叉车。

五、其他(见表7)

其他设备表表7

设备名称

规格型号

数量(台)

控制功率

用途

真空馈电开关

KBZ-200/660

3

上、下顺槽及溜子开关

矿用电磁起动器

QBZ-120

2

控制乳化液泵

真空电磁起动器

QBZ-60N

3

7.5KW

控制回柱及调度绞车

刮板输送机

SGB-420/40Z

1

40KW

运煤

乳化泵

BRW80/20型

2

37KW

照明、信号综保

ZBZ-4MX

1

控制信号

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、支护形式的选择

(一)工作面采用“八”字形掩护支架维护作业空间,采用DZ22型单体液压支柱控架管理顶板,超前支护采用单体支柱配合铰接顶梁,间排距1.0m×1.0m。

(二)支架的组成。

支架的组成见表8

 

支架组成表8

材料名称

规格

单位

每m用量

矿用11#工字钢

1.8m

Kg

324

U型卡子

Ф20×50mm

32

夹板

220mm×60mm×14mm

32

钢丝绳

Ф32mm

m

4

铁丝网

2m×1m

m2

2

螺帽

Ф20mm

64

(3)支架的宽度。

该面采用宽度为1.8m的掩护支架。

详见附图7。

附图7:

支架结构示意图(单位mm)

(四)支护设备配套及有关要求:

单体支柱选用DZ22型单体液压支柱,要求支柱完好不漏液,便于调架。

钢丝绳选用φ32mm钢丝绳,要求不断丝、封头完好。

掩护支架选用11#工字钢制成八字形1.8m掩护支架,要求支架焊口完好,不出现裂缝。

二、乳化液泵站

(一)泵站及管路选型、数量

乳化泵选用南京六合生产的BRW80-20型乳化液泵。

乳化液泵站由二台泵(一台工作、一台备用)和一台水箱组成。

输压管路选用φ19mm高压胶管,耐压30MPa以上。

注液枪选用DZ-Q1型。

(二)主要技术参数如下:

1、乳化泵:

型号:

BRW80/20型

公称流量:

80L/min

公称压力:

20Mpa

电机功率:

37KW

2、注液枪:

额定工作压力:

10~25MPa

注液手把力:

<30N·m

外形尺寸:

162mm×205mm×65mm

操作方式:

扳动手把进行注液

3、泵站设置位置

泵站设置在2123硐室内,不得影响运输和行人。

4、泵站使用规定

(1)液压泵站必须由经过专门培训的司机操作管理,司机必须持证上岗,认真负责。

(2)注意观察泵站压力是否稳定在调定的范围内,如发现压力变化较大时,应立即停泵,查明原因进行处理。

(规定压力≥12Mpa)

(3)乳化液箱内乳化液浓度(规定浓度2%-3%)每小班检查不少于3次。

浓度不足时,需及时补充,否则不准开泵。

(4)乳化液泵站必须保持2台乳化液泵交替循环使用,每台泵连续运转时间不得超过4小时。

乳化液箱应高出泵体100mm,乳化液的液面位置应在乳化液箱的三分之二高度位置以上。

坚持使用自动配液装置,检测乳化液浓度的配比仪要放在现场,随时使用。

(5)供液管路在巷道内要用软质皮子悬挂整齐,并与电缆分挂在两帮。

供液管路要保持良好状态,不得出现漏液现象,不得受挤压和磨擦,否则,应立即更换或处理。

(6)要按照下列要求进行定期检查、检修并做好记录:

①每班清洗1次油污;按一定方向旋转过滤器1~2次;检测3至5次乳化液浓度。

②每天检查1次过滤器网芯。

③每10天清洗1次过滤器。

④至少每月清洗1次乳化液箱。

(7)停泵时应首先打开手动卸载阀,使泵空载运行,然后关闭高压供液阀和泵的吸液阀,再按泵的停止按钮,切断电源。

开泵时要先启动电动机,然后慢慢关闭手动卸载阀,使泵压逐渐升到额定值。

(8)泵站司机要经常检查机器润滑情况,并及时加注润滑油。

(9)泵站司机要认真负责,操作时发现有异声异味、乳化液温度较高、压力表指示不正常、管路破裂、乳化液液面高度不符合规定时,应立即停泵进行处理。

检修泵站必须在停泵时进行。

(10)泵站司机要严格执行交接班制度,并填好泵站运转和维修记录。

第二节工作面顶板管理

根据本工作面煤层赋存条件及急倾斜煤层顶底板的压力特点,本工作面采用单体液压支柱支设柔性掩护支架自行下放式顶板管理。

一、正常工作时期顶板支护方式

(一)支架安装

1、支架安装要求

架子钢梁排距(中至中)0.125m,即要求每米安装钢梁大于8排,且钢梁中每隔4排要有一排带翅的钢梁,以便于领架子用。

详见附图8:

初摆掩架下拖梁施工示意图

2、支架安装技术规定

(1)架子结构和宽度必须严格按作业规程规定执行,如需改变,必须有经过批准的联系书。

(2)摆架位置与摆架方向:

摆架具体位置由技术科现场给定,施工单位按规定要求从切眼以南5m处逐排进行摆架施工,初摆时沿煤层方向要支设两棵长度2.0~2.4m的11#工字钢托梁。

(3)安装掩护支架施工不得少于3人,且必须由有经验的人员施工。

(4)架子下用4根Ф32mm钢丝绳作为托绳,其中梁下2根,两侧架爪各一根。

(5)架宽变化时,每次不超过0.5m,走向不少于1m。

(6)架子装好后,地沟内要及时打双排点柱,点柱打在地沟两侧,点柱走向间距1.5m。

(7)摆架需要接钢丝绳时,钢丝绳接头处相互搭接长度不小于3.5m,每头绳卡子不少于6个,接时应把钢丝绳一头弯过来,搭在另一根绳子上,再各卡上6个绳卡子。

(8)对于接多根绳时,新老绳接头严禁在同一位置上。

(9)支架紧跟顶板安装,沿煤层走向方向摆正,即钢梁垂直顶、底板法线,保持上仰3~5°。

第一根钢梁安装要紧贴迎头,托架大绳拉直使上劲,位置符合要求,卡子螺帽要拧紧,钢梁呈紧密排列,架子安装和安装完毕时,将架子尾部大绳各挽回3.5m,用6道卡子与钢梁卡紧。

(10)架爪处要用枇子背严,严防煤矸窜入地沟内。

(三)支架内支柱技术要求

1、支柱材料及规格:

架内使用DZ22型单体液压支柱,

DZ22型单体液压支柱参数如下:

初撑力:

50KN

最大高度:

2240mm,最小高度:

1440mm。

额定工作载荷:

300KN,额定工作液压:

38.2Mpa。

2、支柱使用规定:

(1)设专职单体支柱管理员,定期对单体支柱,查数及使用情况,并汇报。

(2)工作面内不得使用不同类型和不同性能支柱。

(3)新使用的单体支柱必须反复升降二至三次排空柱腔内的空气。

(4)上下顺槽超前使用单体配合交接顶梁支护,支护范围为受采动压力影响范围,并不低于20m,支柱必须拴牢固可靠的防倒绳,且必须穿鞋,支柱初撑力不得低于90KN,合格率不低于90%,间距不大于1.0m,不得出现空载、漏液、卸液现象。

(5)架内所有支柱要打成直线(特殊情况下如遇底鼓等需调架子时,也应一段保持平直),架内打双排点柱,点柱打在地沟两侧,走向间距1.5m。

(6)架头平段支柱支设高度应符合作业规程规定要求,架内支柱支设必须牢固可靠,每棵支柱必须拴设牢固可靠的防倒绳,防倒绳必须每班检查,防倒绳断上两股后立即更换。

(7)支柱垂直工作面且带3~5°迎山角进行支设,不得出现退山。

(8)架尾应及时清理浮煤,单体垂直平段牢固均匀支设,柱距不大于1.5m,支柱高度应保证不得低于1.4m,必要时单体应穿鞋。

(9)工作面必须有足够备用单体支柱,挂牌管理,明确负责人,备用数量不少于在用数量的10%。

(10)支柱使用时间超过8个月及工作面回采完毕都必须上井检修。

(11)单体支柱在使用期不得人为丢失,否则根据相关制度进行处罚。

(12)工作面严禁用失效和损坏部件的单体支柱。

(13)使用中出现的坏柱要做上明显标记,并放在指定地点,统一返回地面检修。

(14)支设单体时,严禁注液枪枪口对操作者及其他人员,严格按照操作规程执行。

(15)单体支柱初撑力必须定期检测,并及时汇报检测记录,初撑力不符合规程要求时,要及时进行补液。

(16)单体支柱在装卸车时,要轻拿轻放,其活柱部分必须全部缩回,在井下人工搬运单体支柱时,不要磕碰三用阀。

(17)单体的三用阀必须用扳手上紧,并拧到位后方可正常使用。

(18)每班必须对工作面内单体支柱的三用阀进行全面检查,发现有失效、漏液、变形、弯曲时应及时进行更换。

(19)操作人员对单体进行注液时要将注液枪卡紧注液阀,注液时不准将注液枪对人。

(20)回柱时,必须使用专用工具,人站在上方,严禁用锤,镐等工具直接敲击柱体。

(四)地沟技术要求

地沟必须卧在架子中间位置呈倒梯形,并始终超前架头2m,保持畅通无阻,地沟高度不小于1.3m,地沟上宽1.3~1.6m,地沟下宽1.0~1.3m。

(五)架内出煤安全技术措施

1、每次爆破作业前,出煤工在炮茬口下方5m处,用板子、溜板将下煤溜板挡牢,防止爆破完毕后,作业人员从下方进入工作面过程中,爆破地点大块煤(矸)自动往下滑动中伤人。

2、攉煤工进入爆破地点后,出煤前,要严格执行“敲帮问顶”制度及时找掉悬矸、危岩,保证作业人员安全。

3、出煤时,先在工作面下出口处挑棚必须齐全可靠,当顶底板破碎时采取打贴帮柱等方法管理。

对应架尾要按规定打点柱并管理好架爪。

4、溜槽必须挂得牢固可靠,第一节溜槽必须生根牢固,防止块煤打掉。

5、出煤时禁止出大块煤和矸石,防止打掉溜槽或者伤人。

出煤时、遇大块煤(矸)处理作业时,要相互提醒,待人员躲避后,再进行作业。

6、出煤过程中,发现有倾倒的、不稳定的控架支柱要及时处理,使支架的控架支柱齐全有效。

7、出煤时要保持溜槽畅通,禁止乱扒两帮煤,形成无地沟的危险状态。

8、支架下放时要调整顶板架爪,根据煤层倾角调整支架仰角但不得大于45°。

9、攉煤工在正常出煤及调架时,严禁人员从下安全出口进入工作面,只准从上安全出口进入工作面,以防止出煤过程中,煤(矸)从溜槽飞出伤人。

10、放煤时,放煤口以下到溜煤眼之间严禁有人,工作面内溜煤眼向上每隔30m设置一个自行加工的挡矸网(用废旧的钻杆),防止煤(矸)冲到架尾伤人。

11、架尾平段行人眼、拉料眼上口铺设铁篦子(使用不得于φ16mm圆钢加工制作,长×宽=1.2m×1m,网格边长0.20m),生根牢固。

(六)架外放煤

1、架外放煤的位置、工序

当顶、底板侧架爪外煤较厚,可沿倾斜方向每隔5m设一个放煤点进行放煤。

架外放煤采用由下至上一次单轮放煤。

2、架外放煤的安全技术措施

(1)掩护支架由下向上单循环下卧两茬后,可由架内向顶、底板外进行放煤作业。

(2)爆破后出煤时出煤口处要打上点柱,出煤口附近准备一些盘木、木板等材料,出煤前必须将出煤点上方的架爪煤壁背好,长度不少于3m,出煤点下腰背不少于1m。

以备应急封堵出煤口。

(3)放煤前,人员必须站在安全地点进行作业,放煤时人员的头、身体和四肢严禁钻入进入架外。

(4)工作面只准安一组放煤作业,由下向上逐次进行,一轮放完后方可进行下一轮的作业。

(5)放煤见矸后要及时停止放煤作业,并将放煤口腰堵严实,严禁将矸石与煤混出。

(6)架头平段及上拐点向下5m和架尾向上5m范围内严禁进行放煤作业。

(7)放煤后必须及时将放煤口用枇子、木板等将其背实、管理好。

(七)支架下放方式、要求

1、当掩护支架摆够20~25m且顶板垮落平段长度不少于7m,压实碴不少于5m,工作面调整正常后方可正常下放掩护支架。

2、掩护支架初次下放时要保证工作面伪倾角在25°~30°。

3、工作面支架下放安全技术措施

(1)正常下放期间伪倾斜掩护支架工作面倾角应保持25°~30°。

(2)掩护支架工作面下拐点向上10m范围架子应保持25°以内,为上方下煤起缓冲作用。

(3)掩护支架下放要及时用单体液压支柱打好双排点柱,间距1.5m,打在顶板侧,且与底板侧支架腿成三花。

(4)操作人员的姿势,要始终保持前倾式,手镐要超过胸前,并能立即匍匐在地沟的最安全处,防止落架子伤人。

(5)支架下放时仰角一致,伪倾斜度数一致,不留台阶,分段下放时相邻两点度数不超过±5°。

(6)支架下放要严格掌握和控制架子下放轨迹线。

(7)工作面所有单体液压支柱必须保证初撑力,坏支柱及时运出工作面,确保支柱支设牢固可靠。

(8)架内高度必须控制在不低于1.4m。

详见图9:

掩架安装、下放与放顶煤关系图

图10:

掩架在下放过程中的问题和处理

4、支架调整措施

(1)架子遇到有局部悬空或下坠,必须及时进行调整或用单体液压支柱支撑管理。

(2)调整架子时,严禁人员直接站在悬空危险处用手镐、长钎或铲子进行调整作业。

(3)领架子时单体必须正对所要打的钢梁,防止单体打滑。

(4)施工时人员必须站在安全地点进行作业。

(5)调整支架时不得进行其它作业。

(八)支架的拆除方式

1、拆除位置

架尾平段从下拐点至最后一根钢梁处,至少应相隔12m的距离,要求架尾平段保持有三个小眼。

2、拆架前准备工作

拆架子迎头向后范围内架尾高度不小于1.6m,架爪下煤(岩)体必须用料封背严实,且保持后路畅通无阻。

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