工作面设计开采说明书.docx
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工作面设计开采说明书
承德隆泰矿业有限公司
2744-4#工作面复采设计说明书
编制:
生产技术科
编制日期:
2012年6月
第一章工作面地质条件
第一节工作面位置
2744-4#采煤工作面位于2744轨道上山东翼,走向长150米,倾斜长50米,工作面地面标高+500~+525米,工作面标高+295~+315米。
1、地面位置:
2744-4#回采工作面位于四道铁路煤柱南侧200米,地表多为耕地,荒坡,无水体。
2、井下位置及四邻采掘情况:
2744-4#回采工作面位于2744轨道上山东翼,上部为2744-3#工作面。
3、回采对地面设施的影响:
2744-4#工作面回采过程中对地面影响不大。
第二节地质概况
一、煤层简述:
本工作面设计开采为煤层结构较简单,煤层赋存总体为单斜构造,煤层倾角20°,煤层平均厚度4~10米,平均厚度5米,煤层结构为单一煤层,结构简单。
二、地质构造:
区内无陷落柱及岩浆岩发育。
该工作面顶板较稳定,底板变化大,导致煤层厚度变化较大,由于本区域受南部F7断层影响,区域内存在小断层较多。
三、煤层储量:
2744-4#工作面走向长150m,倾斜长50m,面积为750㎡平均,平均煤厚为5m,煤层工业储量为10500T,回采率按75%,可采储量7875T。
四、水文:
本区域水文地质简单,没有含水层,由于是复采,并进行防火注浆,预计局部有少量注浆积水。
五、煤层顶底板岩性:
1、该区域由于是复采,原顶板受到破坏,现形成再生顶板。
2、煤层顶板为灰色粉砂岩,含植物叶片化石;底板为黑色粉砂岩,厚1.5-2米,较硬;老底为黑色粉砂岩,厚20-30米,坚硬,含根茎化石。
煤层内有火成岩侵入。
六、煤质:
1、灰分含量:
33%左右。
2、煤岩、黑色、硬度F=0.4—0.6。
3、容量:
1.4T/m³。
4、品种:
肥煤。
5、水分:
6.5%。
6、发热量19.48mJ/kg。
七、瓦斯、煤尘、自然发火情况:
1、瓦斯:
相对瓦斯涌出量1.5m3/T,一般为3.5m3/T。
绝对瓦斯涌出量0.8~1.4m3/min,由于是复采大部分有害气体以释放,属低CH4,低CO2区域。
2、煤尘:
具有爆炸性,爆炸指数为25%,在回采过程中应采取煤层注水,洒水除尘及清理浮煤等工作。
3、瓦斯突出与自然发火:
根据我矿生产实际中,煤层无瓦斯突出现象,在回采过程中,应加强通风采取防瓦斯措施,防止局部瓦斯聚集浓度超高。
该煤层无自然发火期18-24个月。
4、地温:
在18C°~25C°平均22C°,地温梯度1-2C°/100m,正常开采范围之内。
5、地压:
无冲击地压影响。
第二章系统设计
第一节回采工序及顶板管理设计
一、回采方案的确定:
根据地质条件的分析,由于该工作面煤层赋存基本稳定,煤层厚度变化不大,但由于我矿压力较大,为了减少修护量,并且避免支架变形快影响正常的通风行人等,所以在掘进时工作面及切眼巷道均布置为沿煤层顶板施工,煤层厚度符合放煤条件时,再逐段逐茬进行下压至煤层底板,进行放顶煤回采。
依据《煤矿安全规程》第68条的规定,该工作面符合放顶煤开采的必要条件,可以采用放顶煤一次采全高爆破采煤法。
二、落煤方法与回采工艺的确定:
1、落煤方法:
工作面煤层易冒落,因此,一般情况下,用手镐即可落煤,如果确遇硬煤或夹矸等可放小炮震动,放炮时炮眼布置,装药量和联线方式见炮眼布置图及爆破说明书。
每循环炸药、雷管消耗表
眼
类
眼数(个)
炮眼角度(度)
眼深(m)
装药量
(一个眼)
装药量(kg)
联线方式
水平
垂直
卷数
重量(kg)
顶眼
30
80
85
1.0
1.0
0.20
6
串
联
腰眼
29
80
90
1.0
1.0
0.20
5.8
底眼
30
80
80
1.2
1.5
0.30
9
合计
89
20.8
4.每次环爆破最大炸药、雷管消耗表
项目
炮眼个数n
炮眼深度m
装药量kg/n
炸药消耗量(kg)
雷管消耗量
(发)
封泥长度(m)
顶眼
3
1.0
0.2
0.6
3
0.6
腰眼
2
1.0
0.2
0.4
2
0.4
底眼
3
1.2
0.3
0.9
3
0.6
合计
8
1.9
8
2、回采工艺流程
安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→放炮震动→检查瓦斯→移架采煤→放顶煤→移刮板运输机
主要工序要求如下:
3、装煤:
采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。
4、运煤:
工作面采用SGW-17型刮板运输机运煤,运至采区煤仓,再由架线电机车运至主井翻笼。
5、工作面支护:
(1)、支护形式:
采用ZH1600-16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm±20mm。
材料规格
名称
单位
指标
名称
单位
指标
支架高度
m
1.6-2.4
支架数量
架
50
支架宽度
m
0.96
支架最大件重量
Kg
800
支架长度
m
2.6
支架重量
Kg
1600
支架行走步距
m
0.8
工作液
乳化液,M-10乳
化油浓度2%
顶板管理参数
最大控顶距
3600mm
棚架中心距
1000±20mm
最小控顶距
3000mm
顶底板移近量
<200mm
放顶步距
800mm
(2)、悬移支架移架过程
提起四根立柱→前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁
(3)、移架操作顺序
①操作手柄提起前四根支柱,使柱跟脱离底板100mm。
②伸出移架千斤顶活塞,推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。
③顶梁移到位后,操作手柄落下四根支柱,使顶梁与顶板严密接触约3-5秒,以保证达到初撑力。
④待刮板运输机移过后,移架千斤顶活塞收回,使托梁整体前移0.8m,恢复到炮前位置
⑤将各操作手把扳到“零”位。
6、放顶煤:
(1)悬移液压支架前移过程中,部分顶煤从相邻两架支架侧护板处放出,剩余顶煤自悬移液压支架移过后从后挡矸板下放出。
(2)放顶煤顺序:
由机尾向机头方向(由上而下)。
(3)移架时同时作业数不超过5个,并观察瓦斯和设备运行情况,防止瓦斯超限和压死刮板运输机。
(4)移架时老塘侧使用旧皮带或椽子挡门,防止煤或大块矸石窜入工作面。
(5)放顶煤时,必须两人操作,一人放煤,一人观山。
(6)放煤时,瓦检工要密切观察瓦斯变化情况,当上尾巷瓦斯达到0.7%时,必须立即挡门,停止放煤,严禁瓦斯超限。
待瓦斯小于0.5%后,才能继续放顶煤。
(7)待移刮板输送机后,清净机道浮煤,同时清净老塘侧手把以下浮煤。
7、移刮板运输机:
待当班采煤段老塘煤放完,攉煤工把浮煤清干净后,开始整体移刮板运输机,移刮板运输机宽度为0.8m,刮板运输机弯度不得超过40。
三、顶板支护设计
(一)顶板管理方法
由于我矿顶板随采随落,采用全部自然垮落法处理采空区。
(二)控顶距与放顶步距
该工作面最大控顶距3.6m(机头处),最小控顶距3m,放顶步距0.8m。
(三)特殊支护
超前支护:
在上、下巷内,自工作面煤墙向外用十字铰接梁配合单体柱打不少于10m的双排超前支护,10m单排超前支护。
安全出口处超前支护全部连锁,保证支柱完整无缺,初撑力达90kN以上,高度不低于2.2m,巷道宽度不低于2.2m。
运输巷应留有不小于0.8m宽的人行道。
(四)、采场控制设计
工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。
(1)、支
从直接顶初次跨落,老顶初次来压、周期来压进行计算,取其最大值。
①直接顶初次跨落期间的合理支护P1
P1=MzYzLz/(2Lk)
式中:
Mz----直接顶厚度2.94m
Yz----直接顶平均容重2.0t/m³
Lz----直接顶初次垮落步距7m
Lk----最小控顶距3m
则P1=(2.94×2×7)/(2×3)=6.86t/m2
②老顶初次来压期间合理支护强度P2
P2=A+MeYeCo/(4×Kt×Lk)
式中A----直接顶作用力
A=MzYzL/Lk
Mz----老顶垮落厚度2.5m
Yz----老顶平均容重2.0t/m³
L----最大控顶距3.6m
Co----老顶初次来压步距10m
Kt----岩重分配系数,受直接顶厚度与采高之比N控制N=2.94/2.0=1.47Kt取1.47
Lk----最小控顶距3m
则:
A=(2.94×2×3.6)/3=7.05t/m²
P2=7.05+(2.5×2×10)/(4×1.47×3)=9.88t/m²
③、顶板周期来压期间的合理支护强度P3
P3=A+MeYeC/(4×Kt×Lk)
式中:
C----周期来压步距取8m
则P3=7.05+(2×2×8)/(4×1.47×3)=8.86t/m²
取三个时期最大支护强度,则合理支护强度为:
P=9.88t/m2
④、工作面支护密度G(根/米²)
G=P/Fn
式中:
F----支柱工作阻力40t/根
n----支柱工作阻力利用系数0.85
P----最大支护强度取9.88t/m²
则G=P/Fn=9.88/(40×0.85)=0.28根/m²
实际支护密度为:
Gs=4/(1*3)=1.33根/m²
Gs>G,说明工作面支护强度可满足安全生产需要。
(2)、护
①护顶:
工作面所选支架顶梁规格为:
长3000mm,宽960mm,可以满足护顶要求。
②护底:
该工作面支架底部采用Φ300mm的铁鞋护底,可满足支护要求。
(3)、稳
P初=hr(cosα+sinα/f)/G实
式中:
h-----复合岩层厚度2.94m
r-----复合岩层密度2.0t/m³
α-----煤层倾角20°
G实------支护密度1.33根/米2
f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5
则:
P初=[2.94×2.0×(cos20°+sin20°/0.5)]/1.33
=7.17t/m2
=70.3kN
工作面实际支护密度为1.33根/㎡,则P初=7.17t/㎡=70.3kN/根。
第二节“一通三防”系统设计
一、风量计算
1、按瓦斯绝对涌出量计算
Q=100kq
式中:
k-----瓦斯涌出不均衡系数取2
q-----瓦斯绝对涌出量取0.983m³/min
则:
Q=100kq=100×2×0.983=196.6(m³/min)
2、按工作面同时工作的最多人数计算
Q=4nc
式中:
nc----工作面最多人数取25人
则Q=4nc=4×25=100m³/min
3、按炸药消耗量计算
Q=25A
式中:
A----一次放炮所需的最大炸药量取15.75kg
则Q=10A=10×20.8=208m³/min
风速验算
按工作面允许最低风速
Q=60×Vd×S
式中:
Vd-----工作面允许最低风速取0.25m/s
S----工作面断面积6.6㎡
则:
Q=60×0.25×6.6=99(m3/min)
按工作面允许最高风速验算
Q=60×Vg×S
式中:
Vg-----工作面允许最高风速取4m/s
S----工作面断面积6.6m2
则:
Q=60×Vg×S=60×4×6.6=1584(m3/min)
经计算和风速校检可知:
工作面配风量为208m3/min,即可满足生产需求,因此工作面风量确定为208m3/min,并根据瓦斯涌出量变化情况做适当调整。
二、通风线路
1、新鲜风流:
副井→南巷→2744辅助提料上山→2744采区工作面进风巷→工作面
2、乏风风流:
工作面→2744-4#工作面回风巷→2744通风上山
→一水平东大巷→新风井→地面
三、瓦斯监测系统
1、在工作面安装瓦斯监控设备,分站位于2744辅助提料上山上端,回风巷安装三台高低浓度甲烷传感器,其中一台安装在工作面上上隅角、第二台安装在距工作面上出口5~10m处,报警点0.7%,断电点0.8%,瓦斯浓度达到1%,Co2浓度超过1.5%时能自动切断工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备电源;第三台安装在距工作面上巷专回口10~15m处,报警点、断电点均为0.8%,复电点均在0.7%以下,断电范围:
工作面及回风流中所有瓦斯浓度大于0.8%及的非本质安全型电气设备;
2、当瓦斯监控系统出现故障时,必须及时处理。
处理故障时,要加强人工检查瓦斯,消除瓦斯积聚现象。
上隅角悬挂好便携式甲烷监测仪,每班班长必须随身携带便携仪,以便随时检查瓦斯。
第三节防治水系统设计
根据该工作面水文地质情况,在进风巷留设移动泵坑。
1、采煤人员注意观察水量变化情况,发现异常立即汇报。
2、工作面在回采过程中出现顶板水时,采区应立即采取用编织袋装煤闸水措施,将水引到两巷水沟内,防止水流冲刷巷道,影响安全生产。
3、排水路线:
工作面→2744-4#进风巷→2744提料辅助上山→二水平东大巷水沟
→二水平水仓→地面排出。
第三章安全技术措施
第一节工作面初采安全技术措施
1、初采初放期间,成立初采初放领导小组,在初采初放领导小组的领导下开展工作。
2、将工作面溜子按照标准化要求,安装好、并试运转,保证溜子运转正常。
然后就地清落工作面溜子,高度不得低于2.2米,溜子清落好后,将其移到煤墙侧。
3、工作面面机头采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架3架,支架梁长3.6m,宽0.96m,紧挨悬移支架机头方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚,托住下巷替换的矿工钢梁,摘除机头侧工字钢棚腿;工作面机尾采用整体顶梁组合悬移液压支架支护,支架梁长3.0m,宽0.96m,紧挨悬移支架机尾方向用单体液压支柱配合2对3.5mπ型钢梁作为抬口棚,托住上巷替换的矿工钢梁,摘除机尾侧工字钢棚腿,交接要实,不实处用木楔背实。
4、清理上、下巷杂物,整修不合格棚子,烂帮烂顶重新打好,开关摆放整齐,电缆吊挂合格。
5、巷道回撤下的工字钢,及时运到上、下巷20米超前支护以外宽敞处,码放整齐,严禁乱堆乱放,影响正常通风、行人。
6、在上、下巷内,工字钢段自工作面煤墙向外用1m十字铰接顶梁配合单体柱打不少于10m的双排超前支护,10m单排超前支护。
安全出口处超前支护全部连锁,保证支柱完整无缺,初撑力达
90kN以上,确保上、下巷20米超前抬棚段,高度不低于2.2m,巷道宽度不低于2.2米。
运输巷应留有不小于0.8m宽的人行道。
7、工作面溜子应运转正常,配件齐全,不得有缺件或飘链现象。
8、采煤过程中,加强工作面的工程质量管理,托梁连接要紧密,支柱要迎山有力,大顶未落前,严禁放煤。
9、放煤时要严格按照《2744-4#工作面回采作业规程》要求进行。
10、为防止上隅角瓦斯积聚,要求上尾巷与放顶线回齐,回收尾巷后放落顶煤,使用编织袋挡严;下巷尾巷可滞后2米回收,回收后使用编制袋挡严,下尾巷留巷地段,使用坑木打设一梁三柱抬棚加固,确保退路畅通。
11、初采期间,要备足防冒顶材料,严防冒顶事故的发生。
12、跟班矿领导及采煤队跟班队干,要密切注意工作面煤墙、支架及老塘侧的变化情况,发现问题应立即组织处理。
13、通风队要严格管理,加强对上隅角及上拐头瓦斯的检查工作。
14、安检员要严格检查监督执行。
第二节工作面收尾安全技术措施
1、工作面推到离停采线还有二排时,支架提前上挑沿顶回采。
2、工作面推倒停采线化置时,控顶距必须保持3.0米,即为最小控顶距,工作面浮煤清净。
3、工作面准备就绪,上下巷清理干净,为保证放顶期间退路畅通,工作面浮煤必须清净,在撤出工作面支架设备后,再把与工作面无关的电器设备,运输设备及其它设备回收干净。
4、回棚前,为保证工作的供风由机电队负责安装风机通风,风机必须安装在新鲜风流中,在回棚过程中,上下巷都应有风机供风,具体安装位置由通风区指定。
5、一切工作准备就绪后,开始回棚,回棚的卡口位置距下拐头30棚处,由该处向两头放顶,放顶时由里向外逐棚进行,所回钢梁及单体柱经清点,验收后,装车升井。
6、放顶过程中,为保证工作面正常通风,局扇应设专人管理,并派专职瓦斯检查员现场值班,风筒口距放顶地点大于5米,如发生停风或瓦斯超限,应立即停止放顶,并撤出所有人员,再作处理。
7、放顶过程中,要严格执行敲帮问顶制度,打密集柱,加强放顶区附近的支护,并设专人看护。
8、回棚时,要跟班长队指定两名素质好,技术过硬的人员担任回棚工作,并有一名有经验的老工人看顶,负责回棚期间的安全工作。
9、工作面顶放完后,再放上、下拐头,放至工作面煤墙齐后,再回撤上、下巷工字钢,直至闭墙位置。
10、支架回撤后,采区及时对上下巷砌筑永久性密闭墙。
第三节顶板管理安全技术措施
一、工作面支架安装要求
1、工作面支架安装时必须编制支架安装专项安全技术措施,并进行会审。
2、工作面支架安装时必须在厂家技术人员的指导下,严格按支架安装安全技术措施执行。
二、悬移液压支架使用操作安全技术措施
1、悬移液压支架操作人员必须经过专门培训,熟悉其性能、构造原理和液压控制系统,熟悉支架使用操作安全技术措施,能够按完好标准维护保养,熟悉顶板管理方法和工作面作业规程,经培训考试合格后方可上岗。
2、液压泵站压力设定20~31.5Mpa。
3、掌握好支架的合理高度:
2.2米,当工作面实际采高不符合上述规定时,应采取措施后再移架,支架内各立柱伸出长度应一致,其活柱行程保证支架不被“压死”。
4、采煤放炮前要先升紧前排支柱,防止放炮将前柱崩脱,如果连续崩脱几架支柱,则支架自身架重及顶板压力将全部加力给托梁,切断托梁造成事故。
5、每班工作前要检查液压支柱工作状态,发现失效、漏液阀、柱、管,要提前更换,检查工作面支架的所有操纵阀手柄是否处于中间位置,如全部处于中间位置,打开总液压截止阀。
打开总截止阀时,必须由当班班长命令,班长在安排检查面内所有的手柄处零位后发令。
6、开总截止阀前要认真检查各管路、接头及U型卡连接状况,防止突然来压甩掉伤人,每次开停阀门时,操作人员要尽可能远离连接接头位置。
7、每次移架前都要先检查本架管线,清除架前障碍物,保证移架期间不出现挂、卡、阻现象。
8、不准随意拆除和调整支架上的安全阀。
9、支架前移时必须使立柱底盘脱离浮煤,不允许拖着立柱向前移动。
因特殊情况确需带压移架时,要有专人观察托梁、上挡矸板的情况,如有意外立即停止,待处理正常后再行操作;
10、执行拉线移架:
移架前要拉线,确保按照循环进度移架。
支架应保持一直线,其偏差不得超过±100mm,支架垂直顶底板,其歪斜小于±50,支架中心距1000mm,支架顶架要与顶板平行,相邻支架顶梁间的空隙40mm,最大不超过60mm。
11、悬移液压支架工操作时要掌握八项操作要领,做到快、匀、够、正、直、稳、严、净,即:
(1)各种操作要快;
(2)移架速度要均匀;
(3)移架步距要符合作业规程规定;
(4)支架位置要正,不咬架;
(5)各组支架要排成一直线;
(6)支架、刮板输送机要平稳牢靠;
(7)顶梁与顶板接触要严密不留空隙;
(8)煤、矸煤尘要清理干净。
12、工作面要做到“四直”、“两通”,即煤壁直、柱腿直、托梁直、刮板运输机直,上、下端头安全出口保持畅通;
13、煤壁落煤后,必须及时移架,对空顶进行有效支护;支架前方煤壁片帮时,及时超前护顶。
14、回采过程中保持切巷与运输巷垂直,需要增、减支架时在机尾处操作,不够一架时使用兀型钢配合单体柱支护,严防顶空。
15、严禁在支架前方放顶煤;严禁进入支架后方;严禁支架前端距煤壁超过1m;
16、支架的前柱应与顶梁垂直,后柱要前倾3~5°,保证支护有力。
17、在支架后部的顶煤或顶板垮落物未达1.5倍支架高度时,工作面放炮时要在支架下进行临时斜撑支护,防止放炮冲击支架,向后产生位移。
18、支架向前推进两个步距后,若老空垮落物仍未达到1.5倍支架高度时,必须对顶煤或顶板进行强制放顶。
在老空垮落物高度未达到规定要求前,严禁放出支架后部煤。
19、煤壁炮眼眼口不得直对立柱,在工作面放炮前可在立柱前方吊挂胶带,把立柱的活柱部分及胶管、阀体掩护起来。
20、移架前,必须对移架安全情况进行全面检查,清理好退路,并指定有经验的人员观察顶板;
21、允许在托梁上、顶梁两后柱中间打临时支柱;
22、前移顶梁时,必须使顶梁落在托梁上。
顶梁前移受阻时必须停止移架,处理完毕后,方能继续移架。
23、移架人员必须站在上一架支架内操作下一架支架,面向下前方观察支架和煤壁情况,要保持支架垂直煤壁及输送机。
24、顶梁前进一个步距后,每个立柱都必须打足初撑,因局部底软不能打足初撑时,要穿好木鞋,但柱下只准穿一个木鞋;
25、严禁两架支架同时降架移架。
26、移架时,搬动操作阀手柄要准确、迅速、到位,移架后确保支架、刮板输送机成一直线,要及时调整支架,使支架垂直于顶板,且顶梁与顶板呈面接触,若支架局部顶空不实时使用短坑木背在梁头处,保证支架顶梁整体平面好。
27、移架时,严禁人员站在支架与刮板输送机之间,移架时操作人员要密切注意观察面前煤帮顶板情况以及相邻支架、支架本身的液压管路等情况,发现问题应立即停止作业进行处理。
28、使用单体柱时要戴帽,防止支柱滑脱或顶坏支架,严禁硬拉硬拖支架。
29、工作面初次来压、周期来压前,必须安排专人及时循环注液,保证每根支柱初撑力。
30、相邻两架支架的顶梁高度差不能大于60mm;
31、待工作面所有支架全部前移一个步距并支撑合格后,方可前移托梁移托梁前,要认真检查顶梁与托梁的间隙,不允许顶梁压在托梁上,当每个顶梁与托梁的间隙在15~60mm之间时,方可前移托梁;
32、顶梁前端至煤壁可保留200mm左右的距离,当工作面有来压征兆时,支架及时缩到最小控顶距,支架及时前移,顶梁前端顶住煤壁;并对煤壁进行闭帮。
33、工作面来压的征兆是:
顶板有异常响动(顶叫)、顶板向下掉碎煤(石)屑(顶板甩渣)、煤壁片帮、安全阀向外滴液(安全阀流泪);当工作面出现来压征兆时,适当提高泵站压力,保证工作面支架处于良好工作状态,支架接顶后保持2~3秒再停止供液。
在每一架支架下面打好斜撑支柱,以防支架向后产生位移,并禁止放顶煤。
上下顺槽超前支护、端头支护及临时支护的所有支柱都必须打足初撑,保证其数量及质量,同时加快工作面的推进速度;当工作面来压征兆剧烈时,必须立即撤出工作面所有人员;
34、支架出现故障时,必须安排时间及时维修,不得带病作业;
35、移架的上下方和前方不准有其它人员工作,移动端头支架时,除移架工外,其余人员一律撤到安全地点。
36、站柱时根据煤层坡度,使用钢卡拉住柱跟处,做到迎山有力,
37、工作面遇断层、硬煤、硬夹石层需要放炮时,必须把支架的立柱、管线、设施等掩盖好,防止崩坏。
移架前,必须把煤矸清理干净。
三、端头支护及两巷管理措施
1、工作面机头采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架3架,支架梁长3.6m,宽0.96m,紧挨悬移支架机头方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚,托住下巷替换的矿工钢梁,摘除机头侧工字钢棚腿;工作面机尾采用整体顶梁组合悬移液压支架支护,支架梁长3.0m,宽0.96m,紧挨悬移支架机尾方向用单体液压支柱配合2对3.5mπ型钢梁作为抬口棚,托
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