7工作面作业规程.docx
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7工作面作业规程
〔2014〕西山煤电集团公司西山生辉煤业
作业地点:
20107工作面
安装:
第1号
作业规程
编制:
施工单位:
施工负责人:
批准日期:
20107综采工作面设备安装作业规程
会审人员签字
总工程师:
安全副总:
地测副总:
安监处:
矿调度:
生产科:
通风科:
机电科:
地测科:
施工队组:
编制:
会审意见
目录
第一章概述-1-
一、编写依据-1-
二、工作面井上、下位置及四邻关系-1-
三、煤层赋存及储量情况-1-
四、顶底板岩性-1-
五、地质构造情况-2-
六、水文地质-2-
七、瓦斯涌出量、煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性-2-
八、巷道布置及工作面基本参数-3-
第二章采煤方法-3-
一、采煤方法-3-
二、回采工艺-3-
三、提高回采率措施-5-
四、提高煤质措施-5-
第三章顶板管理-5-
一﹑顶板管理方法-5-
二﹑工作面两端头支护及两巷超前支护-6-
三、特殊时期的顶板维护-8-
四、支护材料-9-
五、采高控制-9-
六、支架设计选型计算-10-
七、两端头支护方式的确定-11-
八、最大、最小控顶距-12-
九、两巷回收方法及措施-12-
十、支护监测-14-
十一、过地质构造等特殊地带-15-
第四章通风系统及管理-15-
一、通风系统-15-
二、风量计算-15-
三、监测监控系统-16-
四、综合防尘、防灭火系统-17-
五、通风管理规定及措施-18-
第五章生产系统-19-
一、运输系统-19-
二、运输管理规定及措施-19-
三、设备列车拉移措施-22-
四、机电管理-24-
第六章劳动组织-28-
一、劳动组织-28-
二、循环图表-28-
三、交接班制度-28-
四、经济技术指标-30-
第七章质量标准化-30-
一、线性质量管理-30-
二、现场亮化美化-31-
三、技术要求-31-
第八章安全技术措施-32-
一、工作面安全制度-32-
二、设备检修质量要求-33-
三、各工种操作安全技术措施-34-
四、两顺槽端头、超前维护及回收安全措施-38-
五、端头回柱放顶措施-41-
六、初采初放及周期来压期间安全技术措施-41-
七、刮板运输机切、接链安全措施-43-
八、处理输送机断底链-44-
九、防片帮煤伤人-44-
十、进入煤壁侧作业安全措施-45-
十一、运输机头、尾扩帮安全技术措施-45-
十二、更换大件设备安全措施-46-
十三、使用单体液压支柱安全措施-47-
十四、工作面运输机紧刮板及收后部运输机的安全技术措施-48-
十五、1140V电压使用措施-49-
十六、其它安全措施-51-
第九章灾害预防及避灾系统-52-
一、职业健康危害预防措施-52-
二、五大灾害预防措施-52-
三、工作面六大系统-57-
四、工作面避灾路线-58-
第一章概述
一、编写依据
本规程依据生辉矿井回采设计图纸:
《20107工作面回采地质说明书》、《20107工作面设计》、《20107工作面安装设计》,以及《煤矿安全规程》和山西焦煤、西山煤电两级公司有关文件规定、企业标准和质量标准化相关要求编制。
二、工作面井上、下位置及四邻关系
该工作面地面位于红花角沟右侧山梁下,红花角沟由南向北横穿工作面。
盖山厚度:
197~320m。
经调查,地面无重要建筑物与构筑物。
工作面位于一采区左翼,东邻20105工作面,西邻20109工作面,北邻本矿的皮带运输大巷,南邻实煤区;上覆2号煤层已大部分采空,层间距为85米。
三、煤层赋存及储量情况
该工作面所采9+10+11#煤层节理不发育,结构简单,煤层厚度变化不大,属稳定煤层。
整体呈一向斜构造,煤层倾角2-6度,平均为4度,煤层结构为:
1.00(0.30)1.6(0.5)3.4。
表1-1工作面储量情况
工作面
倾斜长(m)
工作面
走向长(m)
面积
(m2)
煤厚
(m)
容重
(t/m3)
工业储量(wt)
回采率
(%)
可采储量(wt)
180
696
125280
7.3
1.4
128
90
115.2
四、顶底板岩性
表1-2顶底板情况
煤
层
顶
底
板
情
况
顶板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
石灰岩
15.2
K3深灰色,致密坚硬含方解石脉及动物化石。
直接顶
石灰岩
12.46
K2深灰色,裂隙发育,含方解石脉及动物化石,局部有页岩伪顶,破碎易冒。
直接底
泥岩、铝质泥岩
8.10
深灰色,层理发育,泥岩与铝质泥岩互层。
老底
石英砂岩、铝质泥岩
21.53
上部石英砂岩以石英为主,灰白色,厚层状,坚硬。
下部为铝质泥岩为主,深灰色。
附图1-1:
工作面煤层综合柱状示意图
五、地质构造情况
1、褶曲:
该工作面总体为一单斜构造,煤岩层走向NNE,倾向NWW,倾角2~6°,平均4°。
2、断层:
据掘进资料,本工作面掘进时未揭露断层,本区断层不发育,预计回采中会有小断层出现,对回采影响较小。
3、陷落柱:
本区陷落柱不太发育,预计在回采中不会有陷落柱出现。
六、水文地质
本工作面水文地质条件较中等。
奥灰水静止水位标高632米,工作面煤层底板标高高于奥灰静止水位标高310-328米,属不带压开采。
工作面上方地表发育有红花角沟(季节性河流)穿过,工作面掘进到河流下方或揭露地质构造时,顶板可能出现淋水,对生产有一定影响。
根据山西德恒煤矿综合物探有限责任公司提交的《20107回采工作面》物探报告知:
该工作面上覆采空区有积水可能,部分采空区积水会通过裂隙等小构造渗透到工作面内。
根据物探情况对上组煤(2号煤)采空区进行了钻探放水工作,共施工探放水孔16个,其中3个钻孔见2#煤空巷无水,其余均见2#实体煤。
探放水措施:
1、加强工作面排水工作,工作面排水泵及排水管路排水能力不小于80m3/h。
2、回采中,生产队组要注意工作面水情观测,遇涌水异常,应及时汇报、处理。
3、回采前检查放水孔,保持畅通。
七、瓦斯涌出量、煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性
矿井瓦斯:
煤矿大多处于煤层露头浅部,埋藏不深,属瓦斯CO2-N2带范围。
根据2012年度鉴定结果:
瓦斯绝对涌出量4.55m3/min,瓦斯相对涌出量一般小于2.3m3/t,属瓦斯矿井。
煤层瓦斯:
根据2010年地质补勘钻孔瓦斯样测定结果:
9+10+11号煤层:
CH4含量为0.16ml/g.可燃质,CH4成分为7.11%,N2为80.58%,CO2为11.81%,属N2带,属瓦斯风化带。
煤尘爆炸危险性:
根据2012年7月4日山西煤矿设备安全技术检测中心的鉴定报告,9+10+11号煤尘爆炸性分析火焰长度60mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量45%,结论有爆炸性。
煤的自燃倾向性:
煤层自燃倾向性、煤的吸氧量0.54cm3/g,自然倾向等级Ⅱ类,结论自燃。
八、巷道布置及工作面基本参数
工作面由进风顺槽、回风顺槽、工作面切眼组成,该工作面切眼长182m,回风顺槽长730m;进风顺槽长750m。
两顺槽支护形式为锚网支护。
工作面采用ZF4000/16/28型掩护式液压支架支护顶板,采空区采用全部垮落法管理顶板。
工作面总共121个架,从进风顺槽到回风顺槽依次编号为1#~121#支架。
工作面两顺槽超前支护都采用单体液压支柱作腿,交接梁做梁,超前支护打在两钢带正中间;超前支护距离均不小于20m。
顶板破碎、压力大的情况下,超前支护距离不小于30m。
工作面采用“U”型通风系统,即皮带顺槽进风,轨道顺槽回风。
附:
图1-220107工作面平、剖面示意图
第二章采煤方法
一、采煤方法
该工作面采用倾斜长壁后退式全部垮落管理顶板的综合机械化采煤方法。
该工作面煤厚为7.0~7.5m,平均煤厚7.3m。
工作面采高度为2.6m,放顶煤4.7m,采放比为1:
1.81。
二、回采工艺
主要工艺流程:
双滚筒采煤机破(装煤)→移架→推前运输机→放顶煤→清理→拉后运输机
1、割煤、装煤:
采用MG200/475—WD型双滚筒采煤机割煤,采煤机自开缺口并自行装煤。
在两端头斜切进刀方式,双向穿梭式割煤工艺,往返一次割两个循环,循环进度0.6m。
2、进刀方式:
采用斜切式割三角煤的进刀方式。
进刀长度30m。
采煤机割通机头(机尾)后停机,推移刮板输送机,距采煤机后滚筒15m时停止。
图3-1a
调换采煤机滚筒位置,沿刮板输送机弯曲段向机尾(机头)方向逐渐切入煤壁,使前后两滚筒均达到600mm截深后,停止牵引,推移刮板输送机使其成为一条直线。
图3-1b
调换采煤机滚筒上下位置,向机头(机尾)割通三角煤。
图3-1c
调换采煤机滚筒上下位置,向机尾(机头)至进刀位置,完成进刀,然后向机尾(机头)正常割煤,图3-1d
附图3-1:
工作面斜切进刀示意图
3、运煤:
由前后刮板输送机SGZ630/400双中心链可弯曲刮板输送机(整体铸造封底式)、SZZ764/200型转载机、DSJ100/63/2×125型皮带机运煤经集中皮带巷到井底煤仓,采用LPS型破碎机进行破碎煤块。
4、拉架:
采用ZF4000/16/28型液压支架,本架操作,追机移架,及时拉架支护顶板,移架滞后采煤机后滚筒4~6个架为准,拉移步距600mm,支架初撑力要达到24MPa以上,端面距要≤340mm。
5、移刮板输送机
在采煤机割煤后,滞后采煤机10~15m开始推前运输机,刮板输送机弯曲长度不得小于15m,并依次按顺序推运输机,推移步距0.6m。
6、放顶煤
放顶煤由专职放煤工负责,采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式;初次放煤在工作面推进5m后进行,在推进30m之后不放煤,直至大顶垮落之后继续放煤。
停采线前10m停止放煤。
机头五架、机尾五架不放煤。
由两名专职放煤工滞后移架5架开始放煤,第一轮放出顶煤的1/3,第二轮放到见顶板K2石灰岩关门,两轮放煤间距不得少于10架。
放煤工必须根据后运输机中的煤量控制放煤速度,工作面同时放煤点不得超过两处,防止压死后运输机。
7、清理
工作面前部刮板输送机推过之后,要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。
后运输机前方如堆煤较多,影响放煤视线,采用人工铁锹将其推铲入后运输机中运出。
8、拉后运输机
拉后运输机在滞后第二轮放煤点15m进行。
拉后运输机时采煤机从机头向机尾割煤时先拉后运输机机头,依次从机头向机尾在运行中拉后运输机;采煤机从机尾向机头割煤时与之相反。
刮板输送机弯曲长度不得小于15m。
拉移步距0.6m。
9、采空区处理:
采空区采用全部垮落法。
三、提高回采率措施
1、采煤机司机要精力集中,高度负责,时刻注意顶底板情况,不得随意留顶留底,保证采高。
2、每个班每个循环工作面设专人将浮煤清扫干净。
3、每天由检修班将转载机、皮带下的浮煤清理到转载机、皮带上运往煤仓。
4、工作面收尾时,必须按规定采至停采线,不得提前进行收尾。
四、提高煤质措施
1、加强工作面顶板管理,及时拉架;片帮严重时采用超前支护方式,防止冒顶溜碴,尽量减少矸石来源。
2、输送机司机要严格把关,大块矸石及杂物(托盘、背板等)必须停机拣出。
3、加强工作面的水源管理,采煤机和各转载点的喷雾要做到开水开机,停机停水,煤炭水分过大时适当降低喷雾量,杜绝常流水。
严禁将水带出工作面,防止水煤进入煤库,造成煤库蓬堵或溃泄。
4、皮带顺槽低凹处要安设水泵排水,严禁往皮带上攉水、抽水。
5、遇到陷落柱、断层等构造时,编制有针对性的安全技术措施;过断层期间尽量减少矸石来源,对于工作面的大量矸石要采取分流的办法进行处理,做到煤矸分装分运和大于300mm的矸石要作排矸处理,尽量减少大量矸石进入煤库。
第三章顶板管理
一﹑顶板管理方法
工作面采用ZF4000/16/28型掩护式液压支架支护顶板,采空区采用全部垮落法管理顶板。
工作面总共121个架,从皮带顺槽到轨道顺槽依次编号为1#~121#支架。
采空区冒落高度不小于1.5倍采高,悬顶面积不大于10m2;如悬顶面积大于10m2加强端头支护,必须按要求打设双排密集。
附图3-1:
工作面及两巷超前支护示意图
二﹑工作面两端头支护及两巷超前支护
切顶、端头支护材料规格:
均采用戴帽点柱支护,点柱采用液压单体支柱,柱帽采用铁质柱帽,规格为600mm长交接梁,其长边垂直于工作面布置(铁质柱帽与液压单体支柱进行可靠的硬联接,防止柱帽脱落伤人)。
当顶板破碎时,采用木质柱帽,规格:
800x200x100mm。
1、机头(尾)的切顶支护
切顶支护形式:
两切顶单体柱选用DZ-2800型。
机头(尾)端头架距煤柱帮距离≤0.3m时,不打切顶支柱;>0.3m时,机头、机尾端头架与煤柱帮之间沿切顶线打两排戴帽点柱,作为端头的切顶支护;机头(尾)端头架距煤柱帮距离>0.3m(<0.7m)时,两排单体柱都按柱距300mm打设;≥0.7m时,第一排按柱距300mm,第二排按柱距600mm打设。
机头(尾)返刀,拉端头支架前,沿推进方向距原第二排切顶支柱600mm处,以300mm或600mm的柱距打一排单体支柱,拉出支架后及时回撤采空区侧第一排密集单体支柱,将端头切顶原第二排(柱距为600mm)单体支柱按柱距300mm支护成密集,随工作面的推进循环支护,且空顶面积不大于1m2,严禁提前回撤。
2、端头支护
工作面两端头各采用3架ZFG4800/19/30型作为端头支护。
机头工作面刮板运输机与转载机搭接处布置两排绞接梁单体液压支柱支护,矩形布置,排距为1.2m,柱距为1.2m。
机尾端头支护同机头支护布置相同。
3、两顺槽超前支护
1)两顺槽超前支护
工作面运输巷及工作面回风巷超前支护的长度距工作面煤壁不得小于20m。
运输顺槽距工作面10m布置3排绞接梁单体液压支柱支护,单体液压支柱距两帮200mm分别支设两排,在距保安煤柱侧1.0m支设中间一排,柱距为1.2m,后10m支设两排绞接梁单体液压支柱支护,矩形布置,距两帮200mm支设,柱距为1.2m。
回风顺槽距工作面10m布置3排单体液压支柱支护,距两帮200mm分别支设两排,中间支设一排。
柱距为1.2m,排距1.9m,后10m支设两排绞接梁单体液压支柱支护,距两帮200mm支设,柱距为1.2m。
铰接梁必须接顶严实。
附图3-2:
工作面皮带顺槽超前支护剖面图
附图3-3:
工作面轨道顺槽超前支护剖面图
2)两顺槽超前支护材料规格:
根据巷道断面设计和两巷实际高度,两顺槽单体柱选用DZ-3150型;铰接梁长1.2m。
3)单体液压支柱要打成直线,单体与单体之间必须使用硬联接装置进行连接,无法使用硬联接的必须拴好防倒绳。
初撑力要达到要求,柱径为100mm不低于90KN(初撑力不小于12MPa)。
若底板松软时,支柱必须要穿柱鞋。
4、安全出口:
两安全出口必须保证安全出口畅通,留有高不低于1.8m,宽不小于0.8m的人行道。
5、支护要求:
1)顶板完整时,绞接梁直接接顶;顶板破碎时,绞接梁上按间距1.0m,设半圆木接顶,(工作面段半圆木一端支设在端头支架上)。
2)绞接梁双楔齐全,所有绞接梁绞接销子必须打到位。
3)单体支柱初撑力不小于90KN,单体支柱三用阀阀门一律和巷道方向一致,卸液口朝向采空区。
4)两巷20m范围内不得存放备用材料、配件或设备。
5)巷道超高地段要用半圆木或圆木接实顶板,保证支柱高度不超过2.7m。
6)运输或轨道顺槽矿压显现强烈时,要加密和加长超前支护并采取在上、下隅角增设堆柱等加强支护措施。
7)开采时每采一个循环(0.6m)重新回收支设一次切顶支柱,回收时用先回单体切顶柱后回绞梁的方法并坚持先支后回的原则。
6、两端头处放顶及支护
工作面运输顺槽放顶线与机尾端头支架插板伸出时的尾端一致,由于受转载机机尾的影响,工作面运输顺槽放顶线滞后于机头端头支架插板伸出时的尾端2~3m。
在后部运输机和转载机拉移到位后即对运输顺槽进行回柱放顶,均不得提前和滞后。
轨道顺槽与切顶线拆齐,严禁悬顶。
正常生产时,要在超前于放顶线1m范围内提前拆除轨道、运输顺槽的锚索锁具和锚杆托板。
三、特殊时期的顶板维护
1、来压及停采前的顶板控制
1)工作面初采前必须编制专门安全技术措施。
2)工作面老顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报。
3)工作面液压支架初撑力不低于24MPa,两巷超前支护所有单体支柱初撑力不低于12MPa;特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态,确保整体支护强度,预防冒顶。
4)加强两端头密集支护,打好密集支柱,并拴好防倒绳。
5)工作面停采时,要编制停采收尾措施,加强顶板控制。
2、过断层、陷落柱及顶板破碎时的顶板控制
根据地质资料分析,工作面揭露了断层和陷落柱,回采过程中必须加强过断层、陷落柱回采时的顶板维护工作,要控制好采高,支架要确保达到初撑力,并必须编写有针对性的补充措施。
在顶板破碎及压力大滚帮严重时,要加强两巷超前支护,工作面支架要超前带压移架,有效防止顶板冒落,控制煤帮片帮。
3、冒顶处理方法
在过陷落柱、断层等地质构造时,顶板破碎及压力大滚帮严重时,超前支护加打板梁棚子,超前维护距离要加长到顶板完整、不滚帮地段。
工作面支架要超前带压移架。
工作面若局部冒顶时,冒顶高度在1m以下进行勾顶处理;若冒顶超过1m以上采用蓬顶处理。
工作面支架梁端冒顶时,首先待顶板稳定后,由经验丰富的老工人进行敲帮问顶,用长柄工具将四周的活石、片帮等不安全隐患处理后,及时加固漏顶四周的支护;并安排有经验的老工人观顶,观顶人要注意力集中,随时注意顶板及煤壁的动静,发现问题及时通知作业人员撤离或处理。
勾顶(蓬顶)由5名以上有经验老工人进行,一人观顶,两人递料,两人勾(蓬)顶,勾(蓬)顶前要备齐物料,选择好退路,停止运输机和采煤机的运转并闭锁。
勾顶(蓬顶)方法:
首先沿煤帮,用单体柱作腿板梁(铁梁)作梁架设走向抬棚,然后在支架顶梁上与木棚间架设“#”字形木垛将顶勾严(或蓬严)。
勾、(蓬)好顶后,先拉出中间的一架支架,升紧前梁将走向梁挑起,再拉出相邻支架并升紧,然后回撤单体。
若顶板破碎严重,漏渣压住支架或无法将板梁(铁梁)架设在支架前梁上时,采取在冒顶处支架前梁下用锚链吊一架铁梁,铁梁一端与支架前梁端下用单锚链固定好(锚链规格为26×92--c,连接锚链必须用U型环,并用螺栓锁口,螺栓必须使用M20mm,且螺母必须拧满扣),另一端挤紧煤帮或在煤壁侧挖柱窝,用合适单体作腿打牢铁梁;然后在铁梁上方用板梁(背板)将顶板勾(蓬)好;然后先移顶板较完整的支架,托住蓬好的板梁,后移冒顶处支架,最后将单体回撤。
在过断层,工作面若局部冒顶、漏顶时,严格按照规程中相关要求勾(蓬)顶。
处理漏顶、冒顶大石头使用大锤和风镐破碎处理。
四、支护材料
1、支护材料的使用数量和存放管理:
工作面两顺槽超前支护距离按20m计算,需要单体支柱50根,绞接梁50根,两端头和密集支护需要单体支柱20根。
1)单体柱、绞接梁“梁要上帐统一管理,现场牌板与实物相符。
2)单体柱、绞接梁码放整齐,损坏的支柱、梁不得使用,及时更换升井。
2、备用支护材料使用数量和存放管理:
工作面必须存有10%的备用支护材料。
以防顶板压力增大、破碎时急用,此材料随用随补,严禁短缺;材料必须码放整齐,并挂好标志牌。
备用支护材料堆放在轨道顺槽超前外50m-100m处,随着工作面回采进行搬移。
具体规格数量:
名称
规格
数量
名称
规格
数量
半圆木
Φ180×2000mm
40(根)
铰接梁
HDJA-1200
10(根)
半圆木
Φ240/2×3000mm
40(根)
单体支柱
DZ-3150
DZ-2800
20(根)
五、采高控制
该工作面放顶煤开采。
根据煤层储存及顶板地质资料,工作面煤层厚度7.1m-7.5m之间,平均煤厚7.3m;工作面采高度为2.6m,放顶煤4.7m,采放比为1:
1.81。
该工作面采高控制在2.2~2.6m之间;因ZF4000/16/28型支架最大、最小结构高度分别为1.6m、2.8m,必须保证最大采高。
六、支架设计选型计算
工作面采高控制在2.2~2.6m之间,平均2.4m。
1、按支架高度进行验算
Hmax>Mmax+0.2
Hmin<Mmin-0.3
式中:
HmaxHmin分别支架的最大结构高度,最小结构高度。
MmaxMmin分别为最大采高、最小采高。
Hmax≥2.6+0.2=2.8(m)
Hmin<2.2-0.3=1.9(m)
根据型ZF4000/16/28支架型号得知,该支架最小高度为1.6m,最大高度为2.8m,由上可知该支架满足采高要求。
2、按8倍最大采高的上覆岩层所需支护强度验算,根据支护强度计算公式
计算如下:
P1=8HRg×10-6
则P1=8HRg×10-6=8×2.3×1.4×103×9.8×10-6
=0.252(MPa)
式中:
P——ZF4000/16/28型支架的支护强度,单位MPa。
P1——按8倍最大采高计算上覆岩层所需要的支护强度,单位MPa。
H——最大采高。
R——顶板岩石容重为1.4t/m3。
g——取重力常数为9.8。
3、工作面支架工作阻力验算如下:
F=8HRgS
=8×2.6×1.4×103×9.8×7.02
=2003(KN)
F——支架所需要的工作阻力,单位N。
H、R、g——意义同上。
S——表示支架最大支护面积。
S=L长×L宽=7.02m2。
L长——表示支架最大控顶距,取4.68m。
L宽——表示支架的宽度,取1.5m。
支架的额定工作阻力为4000KN,大于F,支架支护强度能满足要求。
七、两端头支护方式的确定
1、工作面顶板压力估算
Q=(8~410)×M×γ×g×COSα
式中:
Q——工作面顶板荷载,KN/m2;
4~8——相当于维持采高8~10倍岩柱的重量;`_
M——割煤高度2.6m;
g——9.8N/kg;
γ——老顶岩石容重,2.2~2.6×103kg/m3;
α——工作面平均倾角,4°。
则Q=8×2.6×2.2×103×9.8×COS4°
=165kN/m2。
2、单体液压支柱选型
根据20107工作面掘进期间巷道原有支护可以满足顶板压力,现顶板压力为165kN/m2,两顺槽均选用DZ3150型外注式单体液压支柱和HDJA-1200型铰接顶梁,所选单体液压支柱额定工作阻力250kN,符合要求。
3、确定工作面超前支护柱排距
根据以往工作面回采经验确定运输顺槽超前支护为距工作面10m布置3排绞接梁单体液压支柱支护,单体液压支柱距两帮200mm分别支设两排,在距保安煤
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