采煤作业规程.docx
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采煤作业规程
第一章采煤工作概况
一、采煤工作面的名称
2101综采工作面
二、2101综采工作面位置及开采范围
1、位置
工作面位于一采区十八尺皮带巷北侧,四周均为采动。
2、开采范围
2101综采工作面从切眼开始开采,推至距十八尺皮带巷50m处停采,工作面切眼长度为150m,顺槽推进长度为800m。
三、采煤工作面与地面相对位置的关系
2101采煤工作面开采范围与地面相对位置范围内为山地,无河流、村庄等自然地物。
第二章采煤工作面的地质情况
一、煤层赋存状况
2010采煤工作面所采煤层为2#煤,煤层为西北——东南倾向,煤层倾角8°-10°,煤层厚度3.2——3.6m,平均厚度为3.4m,煤容重为1.40T/m3。
二、储量计算
块段号
走向长(m)
倾斜长(m)
面积(m2)
煤厚(m)
容重(m)
工业储量(t)
回采率(%)
可采储量(t)
1
750
150
112500
3.4
1.40
535500
95
508725
煤柱
50
150
7500
3.4
1..40
32970
二、顶底板情况
顶板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
灰岩
9.0
直接顶
细砂岩
3.0
底板
页岩
三、地质构造
1、褶曲:
工作面整体呈马鞍形构造,煤层产状平缓。
2、断层:
据掘进资料,该面掘进中揭露落差0.70---1.00米的正断层5条,落差0.80米的逆断层1条,对回采影响较小,预计回采中还将有小断层出现。
其它地质构造有待于生产过程中进一步揭露。
五、水文地质
1、根据掘进和探水情况,工作面涌水比较大,在回采过程中可能对回采造成一定的影响。
措施:
1、在工作面及巷道低洼处配备排水能力不低于30m3/h排水设备,加强排水。
3、回采过程中要加强观测,如工作面淋水或涌水异常增大时,要及时汇报矿调度及有关部门进行处理。
。
六、其它地质情况
瓦斯等级:
高
瓦斯相当涌出量:
14.3m3/t
煤尘爆炸性:
无
煤层自燃发火期:
8个月
第三章采煤工艺
一、采煤工艺的选择
根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状,选择采煤方法及工艺主要考虑了以下原则:
1、与煤层赋存条件相适应,有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产,实现矿井生产的高度集中化,以达到矿井高产高效的目的。
2、依靠科技进步,采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料,大力提高采煤机械化水平。
3、简化采煤工艺,减少运输环节,降低巷道掘进率。
4、保证矿井安全生产,有效地防止煤层自然发火和其它灾害,为工人创造舒适的井下工作环境。
5、提高资源回收率,减少资源损失。
根据上述原则及开采技术条件,参照国内各大国有煤矿的高产高效生产经验,设计采用走向长壁综合机械化采煤方法。
二、工作面参数的确定
煤层的赋存状况和开采技术条件,参照《煤炭工业矿井设计根据规范》的有关规定,并结合国内各国有大煤矿的生产和管理水平,确定综采工作面长度为150米,采高3.4m,回采率95%。
二、落煤方式
(一)采煤机的选择
工作面计划日产量为1200t/d,采煤机的选择应于工作面能力相适应,参照《煤炭工业矿井设计根据规范》的有关规定,并结合目前国内高产高效采煤工作面设备配置,采煤机的型号选用MG200/500-WD电牵引无链采煤机,截割功率为2×200KW,采煤机生产能力300t/h,滚筒截深0.6m。
(二)采煤机的截割方式
采煤机采用往返一次割两刀的割煤方式。
(三)采煤机进刀方式
进刀方式为往返割三角煤斜切进刀。
现以机头为例:
当采机割通机头后,停机将后滚筒摇起,前滚筒下降至底板。
然后,反向沿运输机弯曲段逐渐进刀,行至距机头30米以上,两滚筒截深都达到0.6米时,将运输机弯曲段顶至煤帮成一条直线,并拉出机头四个支架。
然后,采机换向,并倒置前后滚筒,向机头割三角煤,机头割通后,调整采机前后滚筒位置,向机尾割煤随后追机拉架、顶溜完成进刀。
机尾做缺口进刀方式同机头。
三、装煤、运煤
(一)刮板输送机的选择
工作面刮板输送机能力要保证采煤机采落的煤全部运出,并留有一定的富裕,刮板输送机能力应不低于采煤机最大截割能力,故选择与采煤机相配套的刮板输送机型号为SGZ764/320。
(二)装煤
采煤机割煤的同时,利用机组滚筒叶片和输送机铲煤板自行装入运输机。
(三)运煤
采用SGZ-764/320型可弯曲刮板运输机、SZB---730/200型转载机和DSP-1080/1000型皮带机运煤。
(四)移溜
采用ZZ-4000改装型液压支架的推溜千斤顶推溜,随采机割煤、追机拉出10个架后,开始顶溜。
顶溜步距0.6米,弯曲段长度不得小于15米。
顶溜时,必须同时操作3~5个架的推溜千斤,推移运输机时要使之处于“平、直、稳”的运行状况,严禁停机顶溜。
推移机头、机尾时,必须摆顺电缆、管线等,操作时禁止人员通行。
严禁使用液压单体顶推运输机电机、减速器等传动部位。
四、采煤工作面顶板支护
(一)支架的选型
本工作面选用ZZ-4000改进型(提高了推溜力)支撑掩护式支架。
据查ZZ-4000改进型支撑掩护式支架技术参数为:
支撑高度1.8-3.6米;工作面阻力Q支=4000KN;中心距1.5m;顶梁长度3.415m;支护面积F=5.45m2,支护强度q支=0.73MPa;初撑力(泵压力30MPa)3078KN;以上参数是否符合现场要求,试验算如下:
1、支护强度和工作阻力:
(1)支护强度由经验公式知:
q=K1×H×ρ×10-5(MPa)
式中:
q——支护强度,MPa
K1——作用于支架上的顶板岩石厚度系数,一般取5-8,现取k=8
H——采高,现取3.4米
ρ——岩石密度,取ρ=2.5×103kg/m3
故:
q=8×3.4×2.5×103×10-5=0.68MPa
(2)支架有效工作阻力Q:
Q=q×F×103
式中:
F——每架支护的面积,5.45m2
故:
Q=0.68×5.45×103=3706KN
可见,q支>qQ支>Q
两项指标符合要求。
2、初撑力
初撑力大小对支架的支护性能和成本都有很大影响,一般取初撑力为(0.6-0.8)倍的工作阻力,现取0.8,即Q初=0.8×3488=2964.8(KN)<3078(KN);
可见符合要求。
由上可知,本工作面选用ZZ-4000改进型支撑掩护式支架是可行的。
(二)移架
移架时采用本架操作,移架方式为单架依次顺序式,即沿采煤机前进方向追机作业,移架时将支架部分卸载,带压擦顶移架。
支架工作方式为及时支护方式,即采煤机割煤后,滞后采煤机后滚筒2~3架开始移架。
顶板破碎时紧跟前滚筒伸伸缩梁或超前移架。
移架时所移支架两侧支架必须处于推溜状态,移架步距0.6m。
(二)工作面两端头及两巷超前维护方式
1、两端头维护方式:
(1)两端头均采用单体密集柱形式维护。
回采中,若端头第一个支架外侧护板距保险帮小于1.5米时,采用单排密集柱进行维护;大于1.5米,采用双排密集支护;
(2)密集柱采用3.5米或3.15米液压单体柱,每米3根,根根戴帽,柱帽选用长度为600mm的π型梁,柱帽平行于巷道布置。
采用单排密集时,单体柱要与端头支架后柱对齐。
采用双排密集时,后排单体柱与端头支架后立柱对齐,且靠保险帮侧的单体柱必须贴帮加打;前排与后排间距0.6米,且与后排交错布置。
(2)在移设密集柱时,要遵循先支后回的原则,每一个循环移一次,严禁超前回密集。
移密集时,严禁操作端头三个支架。
贴帮柱齐全可靠,并有两人以上协作进行。
2、安全出口的维护
两端头安全出口采用戴帽点柱或π型梁棚支护。
当端头支架外侧护板距保险帮小于1米时,采用戴帽点柱支护,柱帽选用长度600mm的π型梁,支设时,紧贴保险帮加打,柱距0.9米,柱帽平行于巷道;当外侧护板距保险帮超过1米时,用π型梁棚子支护,一梁两柱,其中一根贴死保险帮,π型梁视现场具体情况选用相应长度的短梁。
安全出口必须保持在高1.8米,宽0.7米以上。
回采过程中,当出口不够要求时要进行拉底、劈帮,届时另补措施。
3、两巷超前维护形式:
(1)原巷道支护形式(见附图)、运输顺槽、回风顺槽均为矩形断面,宽3.6m,高3.0m。
运输顺槽顶板采用锚杆、锚索、槽钢钢带联合支护:
顶锚杆采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆,锚索采用φ17.8×5200mm钢绞线锚索,钢带采用长3.4m,眼距为1.0米四眼槽钢钢带。
每隔1.0m布置一条槽钢钢带,2、3眼位交替布置φ20×2400mm的螺纹钢锚杆,其余眼位布置φ17.8×5200mm的钢绞线锚索。
正巷两帮挂规格为1.1×2m钢筋网,网外每隔1米布置1条长2.13米、眼距为900mm的三眼位钢筋钢带,分别用三根φ16×2000mm的圆钢树脂锚杆锚固。
其中,第二眼位每隔5根改打一根φ17.8×5200mm的钢绞线锚索。
第一排锚杆距顶400mm加打。
轨道顺槽顶板顶板采用锚杆、锚索、W钢带联合支护:
顶锚杆采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆,锚索采用φ17.8×5200mm钢绞线锚索,钢带采用长3.4m,眼距为1.0米四眼W钢带。
每隔1.0m布置一条W钢带,每条W钢带第2眼位及每隔一根钢带1、4眼位布置一根φ17.8×5200mm的钢绞线锚索,其余眼位布置φ20×2400mm的螺纹钢锚杆。
副巷两帮挂规格为塑钢网1.1×2m,
其余眼位全部采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆。
锚杆间排距为900×1000mm,1、3眼为锚杆时,打成75°角锚杆。
(2)两巷超前维护方式(见附图9)
两巷在距工作面煤壁20米范围内实行超前维护。
两巷均采用在原支护间套打一架一梁两腿的单体矩形棚。
棚梁选用3.4米的π型梁,棚腿选用3.5m或3.15m液压单体柱,单体柱打在两端梁头下,并保持一条直线。
两巷距工作面10米范围内,正巷靠转载机边,副巷距保险帮(或煤帮)0.9米处各加打一排中间柱,构成一梁三腿,以加强维护,但必须保证两巷有足够的行人通道。
顶板压力大时,超前维护距离要视现场情况加打至30米—50米。
(3)加打超前支护的有关要求:
①加打超前支护由检修班负责,操作时必须五人协作进行,作业前要敲帮问顶处理好顶板活石、额头、滚帮等不安全隐患。
②作业时,一人负责抱柱子,两人扶持上梁,一人负责送液,并有一人监护顶帮情况,各工序要协调配合,上梁升柱过程中严禁人员通过,以防掉梁倒柱伤人。
③若巷道较高时,还必须使用工作台扶持上梁。
④所加打的单体支柱必须打在实底上且要迎山有劲,钻底量超过100mm时必须穿鞋,三用阀平行于巷道,液嘴朝向落山,所打单体支柱必须用软硬连接双防倒装置(软装置为细钢丝绳,硬装置为可调拉杆式),将其相互连接,编号管理,打成一直线。
⑤顶板不完整的地方要用破板或板梁勾顶,使梁接顶严密。
⑥所有支柱必须接顶严实,达到初撑力90KN(≥11.4MPa)以上,此项工作由当班验收员进行监督。
有断梁折柱或泄液的单体柱,必须及时更换、补液。
⑦为保证两巷的超前维护距离班班不小于20米,检修班加打超前维护要视圆班推进度进行加打,数量要够。
另外,出煤班回棚后要把所回取的中间单体支柱及时补打在外面的棚梁下,始终保持10米范围内超前维护中间单体支柱齐全。
(工作面两端头及两巷超前维护示意图见附图10)
(三)、特殊条件下的顶板支护:
1、在回采中,若顶板破碎、有滚帮时,首先带压超前拉架,实行超前维护。
若滚帮较大,提前拉架并打出护帮板后仍有0.34米以上空顶时,必须在支架上穿梁支护(梁选用细头φ≥180mm的优质红松圆木),每架两根,间距0.7米,梁的一端顶死煤壁,一端搭在支架前梁上不少于400mm。
穿梁工作必须三人以上协作进行,并有专人监护,由班长统一指挥,人员要精力集中,相互配合,首先在空顶处靠煤帮侧加打临时戴帽点柱维护顶板,柱帽平行于煤帮放置,柱距0.7米。
然后撤离人员,慢慢降架至合适位置,人员站在临时支护下穿梁,穿好后人员撤出,然后慢慢升架,并及时伸出护帮板将梁挑紧,作业中,严禁操作与本架相邻的左右3个架。
2、当工作面冒顶超过300mm高时,要及时勾顶。
待顶板稳定后,由班长指挥派有经验的老工人观顶,首先敲帮问顶,彻底处理危岩、活石、片帮等隐患并及时加固冒顶四周的支护,经瓦检员、安全员检查许可后,方可进行勾顶。
勾顶前,必须备足物料,架设可靠的临时工作台,找好退路,同时关闭附近支架的高压截止阀,并将采、运二机闭锁。
勾顶时,大工勾顶,二工备料,有经验的老工人观顶,所有人员必须听从跟班队长的现场统一指挥,精力要集中,动作要迅速,配合要得当,一旦发现异常,立即撤出人员至安全地点。
五、采空区顶板处理
(一)顶板管理方法
工作面采用ZZ-4000改进型支撑掩护式支架维护顶板,采用立即支护形式,采空区顶板随着支架前移全部自行垮落。
(二)、最大、最小控顶距及放顶步距
由ZZ-4000型支架顶梁长度3.415米和综采工作面最大端面距0.34米,可确定本工作面的最大控顶距为4.355米,最小控顶距为3.755米,放顶步距为0.6米。
第四章通风系统
本工作面采用正巷和副巷进风,尾巷回风的两进一回的通风系统(通风系统图见附图11)。
地面→南华沟进风井→南大巷→十八尺北配巷
工作面正巷
2、乏风风流:
工作面→正巷与尾巷的联络风管→工作面尾巷→南十一回风井→南五区总回风巷→要子庄回风井→地面
二、风量、风速计算:
1、回采工作面所需的风量
(1)按瓦斯涌出量带尾巷公式计算
QW=100QCH4×KCH4+Q尾/C%×KCH4
=100×3.549×1.38+1.521/2%×1.38
=489.762+104.949
=594.711m3/min
式中:
QW——工作面所需风量m3/min
QCH4——回风流绝对瓦斯涌出量m3/min
Q尾——尾巷排瓦斯量m3/min
C%——尾巷瓦斯最高允许浓度未抽放取2%
KCH4——瓦斯涌出不均衡系数,取K=1.38
说明:
工作面瓦斯绝对涌出量为5.07m3/min,尾巷瓦斯涌出量约为1.521m3/min。
(2)按井下适宜的气候条件计算:
综采工作面最宜风速为0.8——1.6m/s。
根据Q=60×L×M×V×K
=60×4.055×3.4×1.5×0.7=817.488m3/min
式中:
L—平均控顶距4.055米
M—工作面采高3.4米
V—工作较适宜风速,取1.5m/s
K—有效断面系数,综采取0.7
(3)按工作面同时作业人数
Q=4n=4×60=240m3/min
(4)因为综采工作面炸药消耗量少,所以炸药消耗量计算略。
根据上述计算结果,工作面配风量取900m3/min。
2、风速验算
V=Q/(60×L×M×K)=900/(60×4.055×3.4×0.7)=1.55m/s
经计算符合《煤矿安全规程》中采煤工作面允许风速0.25—4m/s的规定。
第五章采煤工作面生产组织
一、循环作业图表
1、循环方式:
端头斜切进刀,一刀一个循环,循环进度0.6米。
2、循环产量:
Q循=LHBP=150×3.4×0.6×1.40=428.4(吨)
式中:
L——工作面长度,取150米
H——工作面采高,取3.4米
B——循环进度,取0.6米
P——煤的容重,取1.40t/m3
3、日产量:
Q日=4Q循=4×428.4=1713.6(吨)
4、月产量:
Q月=30Q日=30×1713.6=51408(吨)
二、劳动组织
1、作业方式
采用“三八”制作业,一个班检修,两个班出煤。
2、劳动组织形式
出煤班以正规循环作业为前提,以工种和工序为中心相结合的追机作业方式。
检修班负责设备检修、维护保养及大型设备的更换,同时负责两巷超前维护和回取工为出煤班创造良好的安全生产条件。
序号
工种
检修班(人)
乙班(人)
夜班(人)
圆班(人)
1
跟班副队长
1
1
1
3
2
班长
2
2
2
6
3
验收员
1
1
1
3
4
采机司机
4
3
3
10
5
支架工
6
3
3
12
6
运输工
5
3
3
11
7
电气工
5
3
3
11
8
泵站工
2
1
1
4
9
维护工
6
5
5
17
10
送饭工
2
1
1
4
11
看库工
1
1
1
3
12
总计
35
24
24
83
注:
安监处、通风科每班各配备一名安全员、一名瓦检员,进行作业现场的巡视检查,“三员两长”不齐全不准开工。
三、经济技术指标
序号
项目
单位
数量
备注
1
走向长
m
420
2
切眼长
m
182
3
煤层厚
m
2.95-3.40
4
采高
m
3.2
5
循环进度
m
0.6
6
循环产量
t
428.4
容重1.40t/m3
7
日循环数
个
4
8
日产量
T
1713.6
9
正规循环率
%
85
10
月产量
T
51408
按30天计算
11
可采期
天
297
可采储量508725吨
12
回采工效
T/工
27.63
13
日出勤人数
人
107
14
坑木消耗
m3/万吨
10
15
雷管消耗
个/万吨
100-150
根据过断层情况另行调整用量
16
火药消耗
公斤/万吨
30
17
乳化油消耗
公斤/万吨
40
18
截齿消耗
个/万吨
30
19
油脂消耗
公斤/万吨
100
20
在册人数
人
124
第六章安全技术措施
一、采煤工作面初采、末采的安全技术措施
(1)初采、初放期间由矿成立初采初放领导组,班班有生产科室、采区、队干部跟班。
(2)保证泵站压力不小于30MPa,支架完好,无窜液、漏液现象,超前拉架,缩小端面距,保证支架接顶严实,支架不射箭、不倒架、初撑力必须达标。
(3)初采时,必须加强两巷超前维护,单体初撑力不小于11.4MPa,杜绝空载、死柱现象,有坏柱必须及时更换。
(4)初采期间,工作面人员除工作外尽可能少在两端头滞留,直接顶初次垮落产生较大冲击波,两端头工作人员必须撤入支架内躲避。
(5)直接顶垮落前,工作面两端头必须采用双排密集柱支护。
二、采煤工作面初次来压、周期来压的安全技术措施
1、初次来压期间,由矿成立放顶领导小组,负责放顶期间的顶板管理领导工作。
2、初次放顶期间,采高严格控制在3.0~3.4m,严禁超高回采。
3、严格工作面工程规格质量管理,出现倾斜度超过允许范围、甩头的支架及时进行调整,确保该面回采期间支架始终处于良好的支撑状态。
4、认真开展好顶板动态的监测工作,仔细分析总结,确定初采来压步距和周期来压步距。
5、初放以及周期来压期间,生产班收工时全工作面支架拉成一条直线,确保在此期间支架受力均匀。
6、加强上、下出口的维护,保证出口的安全畅通无阻。
7、轨运顺落山角切顶处必须采用密集支护进行切顶,支柱打在与支架后立柱平齐的风巷木棚梁或M型钢带下,一排不少于四根。
8、来压期间,工作面支架在条件允许的情况下,尽可能采取超前支护,缩小控顶距离,并有效地使用好伸缩梁和护帮板,防止片帮引起掉顶事故的发生。
9、初放期间,密切注意顶底板的出水情况,加强排水设备的维护和检修,保证能随时正常运转。
10、通风区安专职测气员,加强通风设施管理以及对瓦斯涌出量的监测,时刻注意瓦斯涌出量的变化,积极预防煤与瓦斯突出。
11、初放期间,自切眼向外60m全工作面联双网进行管理。
12、初放及来压期间,加强泵站设备的维护,确保泵站压力达到30MPa,以增加支架的初撑力。
13、初放期间,要加强机电设备和检修与维护,确保正常运转。
三、放炮时的安全技术措施
1、严格执行火工品管理制度,火药雷管分装分运,装箱加锁,剩余数量及时入库,不准乱扔乱放。
2、装配药,以每段放炮数为准,避开电器设备,在支架完好的安全地点进行。
3、打眼放炮严格执行作业规程中的炮眼布置图,打眼不能伤顶,不得崩倒支架,戗柱必须按规程支足,已崩倒的支架必须及时扶起支好,否则不得继续放炮。
4严格执行“一炮三检”制度和“三人联锁放炮制度”,瓦斯超限不得发炮。
5、坚决杜绝工作面两台爆器同时发炮,躲炮距离不得小于40m,警戒线必须设置于40m外支架完好的地点,确保放炮工作在安全条件下进行。
6、爆破母线、电雷管脚线之间的接头必须相互扭紧,并盘曲在炮眼内,不得与刮板、金属管和其它线缆相接触,放炮母线做到随用随收。
7、发爆器钥匙由爆破工随身携带,严禁转让他人,爆破后立即拔出钥匙,摘掉母线并扭结成短路。
8、爆破后,待工作面的炮烟吹散,爆破工、瓦检员和班组长必须巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。
如发现隐患立即处理。
9、坚持使用水炮泥,黄土充填炮眼,炮眼封泥长度不小于炮眼深度的1/2,杜绝煤粉充填。
10、处理瞎炮必须执行规定,距瞎炮眼0.3m以外,平行瞎炮0.3m以外平行打眼,重新装药放炮,以炮带炮,崩出瞎炮,处理瞎炮后,详细捡出煤矸中未爆的电雷管交回炸药库集中处理。
四、处理冒顶、片帮、推倒支架等注意事项和措施
1、冒顶处理措施
①当出现冒顶时,立即停止煤机和工作面溜子,等顶板稳定后进行处理,处理时首先在冒茬5米范围内基本支护进行加固,确认无扩大趋势后方能处理冒顶。
②发生冒顶时,班长必须抽调有经验的老工人进行处理,对冒空的顶板要接实,对于破碎顶板采用撞楔法插入长梁或铁道,托住大矸石,然后在梁下扶棚支护,护严顶板,有专人观摩顶板,处理冒顶过程中,冒顶处上下15米范围内不得从事与处理冒顶无关的作业,冒顶下方严禁站人。
③处理冒顶必须“自上而下,由外向里”逐架进行,严禁空顶作业,并做到瞒严接实。
2、防片帮措施
①为防片帮伤人等,移架人员必须在架箱内面向煤壁操作支架,严禁身体探入刮板输送机挡煤板内或脚蹬液压支架底座前端操作,移架人员不得单独作业,要求一人移架一人在移架上方支架内监视周围安全状况和移架情况。
煤机割煤之间,要把前探梁收回,在支架内注意观察煤壁的状况,煤机割过后,移架时要把前探当伸出再进行移架,防止煤壁上檐片帮的煤块或矸进入支架内伤人。
②煤机割煤时,割煤地点前后支架范围内人员躲在支架内,防止溅出的煤块和片帮的煤体滑落伤人。
③片帮严重地段要及时移超前支架,把支架升足劲如造成梁端距超标,并用伸缩梁挤牢煤壁,严防空顶。
④当梁端出现1㎡空顶范围时,要及时支护,防止空顶面积扩大,如片帮严重可导致冒顶时,可采用工作面煤壁锚杆,一般采用花眼布置,顶眼距顶板400mm,底眼距顶眼1.0米,眼距0.8米将煤壁锚紧,整齐有序。
⑤正常作业时,人员不许跨过电缆槽或进入机道内作业,当检修煤机、溜子或者网等情况人员需进入煤壁和跨进电缆槽作业时,首先要用长臂工具找掉煤帮和顶板上的危矸,悬矸。
停止煤机和运输机,保证支架与支护到帮,并设专人监护好顶板。
⑥凡出现工作面停工,集体放假等情况时,全面移超前架,采取护帮措施,派人看面。
⑦凡人员进入煤壁或跨过电缆槽作业时严禁操作附近15米范围内支架的任何千斤顶。
3、防倒架安全措施
(1)工作面应采直、采平,支架接顶严密,初撑力达标。
(2)拉架前,必须先将浮煤、浮矸清理
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