2246回采工作面作业规程.docx
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2246回采工作面作业规程
湖南黑金时代股份有限公司周源山煤矿
采煤工作面作业规程
工作面名称:
2246工作面
编 制 人:
李勇
安全副矿长:
矿总工程师:
矿长:
编制日期:
二〇一三年十月十日
公司会审综合意见
一、会审签名
矿总工程师:
安全副矿长:
生产副矿长:
机电副矿长:
生产技术部:
安全监察部:
回采工区:
通风工区:
机运工区:
煤质部:
劳动社保部:
连队:
二、会审意见:
1、前期压上、压下工作面整体推进,均采用机组落煤,后期根据断层变化情况再定采煤方案。
2、工作面断层、顶板破碎、一煤柱下等特殊地段π梁组距为0.8m,顶板状况好的地段可将π梁组距调为1.5m。
3、压上、压下同采时对探巷的通风、监控等管理在初采措施中要做特别规定。
4、初采初放期间保证风量达到800m3/min,正常采煤期间确保风量达到600m3/min。
5、劳动组织中的各工种人员数量要计算准确,确保按劳动组织图表正常组织生产。
6、规程要学习到位,考试合格后方能上岗。
7、初采初放期间要排好跟班表,跟班人员必须按要求跟班,确保初采期间安全生产。
8、工作面断层较为发育,要提前编制好相关专项措施,确保安全生产。
2013/10/22
来宾澡堂会议室
准采证
矿井名称:
周源山煤矿
工作面名称
2246工作面
走向长度(m)
515
倾向长度(m)
175
煤层厚度(m)
1.25
煤层倾角(°)
18
可采储量(t)
61912
可采期(月)
7
采煤队名称
采五队
人数(人)
54
作业规程编制日期
2013/10/10
公司审批文号
切割工程完工日期
年月日
安装工程完工日期
年月日
参加验收人员
批准投产日期
年月日
验收意见
签发人:
签发日期:
年月日(盖章)
附件:
1、作业规程附图
2、作业规程贯彻、复学登记表
3、作业规程考试成绩登记表
4、工作面月审表
第一章概况
第一节 工作面位置及井上下关系
2246工作面为-650m水平22采区北翼四煤层第三个工作面。
具体位置及井上下关系见表1。
表1:
工作面位置及井上下关系表
水平名称
-650米水平
采区名称
22采区
地面标高
+202.4m/+141.2m
运输巷标高
-500m
回风巷标高
-450m
地面的相对位置
该面平面坐标Y=38426656~38427308,X=2878243~2878866。
该面对应地属山地,无居民点和其它建筑设施。
地面标高为+141.2~+202.4M。
回采对地面设施的影响
该面距地表垂深580m以上,地面无居民点和其它建筑设施。
且开采对地面设施影响不详,有待观测,预计影响不大。
井下位置及与四邻关系
该面北东至老平庵断层,南西至工业广场及22轨道上山,上与2244老塘毗邻,下至F3断层。
走向长度m
515
倾斜长度m
最大190~最小142;平均175
面积m2
90125
第二节 煤层
一、煤层赋存情况
本工作面设计开采煤层为四煤,通过地质资料分析煤层赋存情况见表2。
表2:
煤层情况表
煤层厚度m
0.5-1.6/1.24
煤层结构
简单
煤层倾角(度)
9~20°/18°
煤层倾向
124~145°
开采煤层
四煤
稳定程度
较稳定
煤层情
况描述
煤层为块状,半亮型质优。
二、煤质情况
根据邻近工作面煤质化验资料,本工作面煤层为低磷、低硫、低灰分的优质主焦煤,煤质化验指标情况见表3。
表3:
煤质指标情况表
水份
(%)
灰份
(%)
挥发份
(%)
发热量
(大卡)
全硫
(%)
容重
t/M3
工业牌号
5.0-6.2
29-38
19-21
4600-5000
0.4-0.8
1.4
焦煤
第三节 煤层顶底板
简要描述煤层顶(底)板岩石性质、层理、节理、厚度、分类等情况及其变化情况。
工作面煤层顶底板情况见表4。
表4:
煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度m
特征描述
老顶
砂质泥岩
24m
深灰色薄至中厚层状,之间夹两层细砂岩和负三煤(质劣)。
直接顶
粗砂岩
0.4~0.8m
麻灰色,中粗粒结构薄至中厚层状,较坚硬。
伪顶
炭质泥岩
0.1~0.4m
黑色,鳞片状或薄层状。
直接底
砂质泥岩
8m
深灰色,中厚层状。
老底
砂岩
3m
灰至浅深色,中厚层状,坚硬。
2246工作面地层综合柱状图
第四节 地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
该工作面在掘进过程中,共揭露断层3条。
已揭露的断层情况见表5。
表5:
断层情况表
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差(m)
对回采影响程度
F1
1750
SE
380
正
1.5
有较大影响
F2
1900
SW
45°
逆
5.0
有很大影响
F3
1780
SE
450
逆
0.3
影响不大
F4
600
NE
850
正
0.4
影响不大
F5
850
NE
66°
正
1.0
有一定影响
F6
45°
NE
65°
正
2.6
有很大影响
F7
70°
NE
68°
逆
0.4
影响不大
F8
100°
SE
44°
正
0.8
影响不大
第五节 水文地质
二、水文地质:
该面水条地质条件较简单,对应地表为山地,无钻孔,无山塘水,水库等大型水体压覆,仅薄煤层区南西边隅有甘垅河小溪通过但影响不大,顶底板无强含水层,顶底板为砂质泥岩,有良好的隔水性能,预计主要涌水来自顶板裂隙水、2244老塘渗水。
最大涌水量30m3/h;最小涌水量10m3/h。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的其它开采技术条件情况见表6:
表6:
影响回采的其它地质情况表
瓦斯
低瓦斯煤层
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性,指数为29%。
煤的自燃倾向性
煤层没有自然倾向性
地温或其他气体危害
无
二、地质部门对工作面回采的建议
该面上覆一槽已采空,但留有部份煤柱,预计回采至该煤柱下矿压会有增强,但影响程度不明,有待观测。
第七节 储量及服务年限
一、储量计算
1、工作面的地质储量=工作面平均倾斜长度×平均走向长度×平均煤厚(不含夹矸)×容重=175×280×0.95×1.4=65170吨。
2、工作面可采储量=工作面地质储量×回采率=156457×95%=61912吨。
二、工作面服务年限
1、月产量=工作面平均倾斜长度×平均煤厚(不含夹矸)×容重×日循环进度×循环率×30=175×0.95×1.4×1.4×90%×30=8798吨
2、工作面的服务年限=工作面可采储量/工作面设计月平均生产能力=61912/8798≈7(月)
第二章 采煤方法
第一节 采煤方法及巷道布置
一、采煤方法
根据工作面巷道布置方式、煤层特征及我矿常用的采煤方法,确定2246工作面采用走向长壁后退式采煤法。
二、采高及支护方式选择
1、工作面经巷道揭露煤层厚度(不含夹矸厚度)为0.50~1.60m,平均1.25m;煤质均较好。
根据我矿现有薄煤层机组滚筒直径和支护确定采全高。
局部受地质条件影响,煤层会有变薄的趋势,可适当破底,使采高达到安全作业高度。
2、确定支护方式:
本工作面采取兀梁配单体支柱成组迈步支护、上下端头采取兀梁配单体支柱成组迈步支护。
根据煤厚选用DZ-1200、DZ—1400、DZ—1600、DZ—1800型外注式单体液压支柱,煤层变薄地段选用DZ-800、DZ—1000、DZ—1200型外注式单体液压支柱。
两巷超前抬棚选用DZ—2200、DZ—2500型外注式单体液压支柱。
工作面兀梁选用2.8m兀梁,端头四对八梁采用3.2m兀梁,两巷超前抬棚为2.4m兀梁。
三、采区主要巷道及工作面巷道布置概况
1、采区上、下山巷道布置概况
22采区中部设置两条独立上山:
轨道上山、运煤上山(回风上山),通过联络巷分别与工作面相连通形成原煤运输、通风、行人等系统。
2、工作面风巷(上顺槽)
2246工作面风巷按中腰线掘进,沿煤层走向布置,用于工作面通风和运料,采用架金属棚支护,棚距700mm。
巷道净宽2.4m,净高2.1m;净断面5.46m2。
巷道内设防尘管路、压风管路各一趟;并铺设钢轨用于运料。
3、工作面运道(下顺槽)
2246工作面运道按中腰线掘进,沿煤层走向布置,用于工作面运煤和通风、退运设备。
采用锚网支护,局部架金属棚支护,锚杆间距800mm,棚距700mm。
巷道净宽2.4m,净高2.1m,净断面5.46m2。
巷道内设防尘管路、主进回液管路、喷雾管路各一趟;安设有皮带运输机和刮板运输机。
4、工作面边眼
2246内段工作面边眼沿煤层倾向布置,用于布置安设刮板运输机、采煤机,形成生产系统;边眼采用顶柱支护,净宽2.0m,净高1.6m,棚距0.7m,长176m。
四、工作面位置及巷道布置图
工作面位置及巷道布置平面图见图2-1-1所示。
第二节 支护设计
二、单体支柱的支护设计
(一)合理支护强度的计算
采用经验公式计算:
P=(4~8)Mr=8×1.24×2.5=24.8(T/M2)
式中:
因工作面有周期来力可能,从(4~8)采高的倍数,考虑周期来力取8;M采高,取1.24;r岩石综合容重,取2.5。
(二)支柱实际支撑能力计算
R=K1K2K3Q=0.9×0.95×1×26=22.23(T/根)
式中:
K1增阻系数,取0.9;K2平均匀衡系数,取0.95;K3支柱承载系数,取1;Q支柱额定承载力,取26。
(三)工作面合理的支护密度计算:
n=P/R=24.8/22.23≈1.12(根/m2)
(四)确定工作面实际支柱排、柱距:
根据炮眼深度及顶板地质条件,确定工作面炮采时单体支柱排距为a=0.9m,则所需柱距为:
b=1÷(n×a)≈0.99m,根据工作面顶板条件确定设计柱距为b´=0.8m;根据工作面机组滚截深及支护材料,确定机采时单体支柱排距为a=0.8m,则所需柱距为:
b=1÷(n×a)≈1.12m,根据工作面顶板条件确定设计柱距为b´=0.8m;。
如表7所示;
表7:
工作面排、柱距表
落煤方式
排距(m)
柱距(m)
炮采
0.9m
0.8m
机采
0.8m
0.8m
(五)验算支护设计
工作面实际支护密度计算
炮采:
n1=1/(a×b´)=1/(0.9×0.8)≈1.39(根/m2)
机采:
n2=1/(a×b´)=1/(0.8×0.8)≈1.56(根/m2)
式中:
a------排距(m);b´------设计柱距(m)
实际支护密度:
n1、n2>合理支护密度:
1.12,符合要求。
第三节 采煤工艺
一、采煤工艺
1、根据本工作面顶底板岩性及地质情况,以机采为主,炮采为辅,工作面分压上、压下开采。
前期压上、压下工作面同时开采,均采用机组落煤,后期根据地质变化情况再定采煤方案。
2、工艺流程
①、机采:
采煤班;
②、炮采:
采煤班;
③、整修班:
回柱放顶、检修机电设备。
二、落煤方式设计
本工作面落煤方式以机组落煤为主、放炮落煤为辅。
(一)机组落煤
1、采煤机的选型及其依据
工作面采高平均1.25m,平均倾角18°,根据我矿采煤机器类型,工作面选择MG100/240—BW型双滚筒采煤机,滚筒直径0.76m。
截深0.63m,左、右截割,液压传动摆线轮销轨式无链牵引。
2、割煤方式:
MG100/240—BW型采煤机,采取双向割煤,往返一次进两刀,如装煤效果不好或煤层较薄时亦可采用单向割煤。
3、采煤机的进刀方式:
采煤机的进刀采用端头割三角煤斜切进刀,其进刀斜长为15m。
采煤机进刀方式示意图见图4所示:
图a、采煤机由上而下自端头斜切进刀开机窝,并由上而下把刮板运输机移直,将采煤机两个滚筒的上下位置调换。
图b、采煤机自机窝反向上行割三角煤至上端头煤壁。
图c、采煤机滚筒上下位置调换,自端头空行通过机窝继续下行割煤并推移溜子。
图d、采煤机割煤至下端头。
图e、采煤机自端头上行斜切机窝,移溜子。
图4采煤机进刀方式示意图
(二)、放炮落煤
1、炮眼布置:
(见炮眼布置图)
根据煤层厚度、硬度及破矸要求,沿煤层布置“三花炮眼”或“单排眼”,底眼眼距0.8~1.2m、顶眼距1.5~2.0m;炮眼距顶、底板0.3~0.4m,炮眼水平角65~75°,俯角5°,眼深1.0~1.2m,底眼装药量每眼不超过600g;顶眼装药量每眼不超过400g。
图5:
炮眼布置图
2、爆破说明书及炸药消耗量(缺口量):
炮
眼
名
称
炮
眼
个
数
炸药消耗量
炮泥消耗量
火工品消耗量
联
线
方
式
一次
起爆
个数
个眼
合计
个眼
合计
炸
药
Kg
/T
雷
管
个
/T
深
度
M
装
药
Kg
炸
药
Kg
雷管
个
封
泥
M
封
泥
M
顶眼
10
1.0~1.2
0.40
4.0
10
0.5
5
0.0487
0.0918
串联
1~6
底眼
19
1.0~1.2
0.60
11.4
19
0.5
8.5
3、工具:
SMZ—1.2电煤钻,1.2m长麻花钻杆,煤矿许用硝酸铵炸药,MP3—100型发爆器。
4、爆破方式:
瞬发爆破。
5、爆破要求:
按规定打眼装药启爆,不损坏顶板,不打倒支柱,不损坏设备,炮眼对准支柱空档。
三、采煤工艺过程要求
(一)、落煤
机采采用MG100/240—BW型采煤机割煤,滚筒自旋使其截齿将煤破碎;炮采采用雷管引爆煤矿许用硝酸铵炸药将煤破碎。
(二)、装煤
机采采用采煤机螺旋滚筒装煤;炮采采用人工攉煤。
(三)、运煤
工作面采用SGZ630/150型可弯曲刮板运输机,运道采用SGW630/40型刮板运输机及DSJ80/40/2×40型吊挂式皮带输送机运煤。
(四)、移梁、支护
1、兀梁架设
采用“成对错梁,交替迈步”的方式布置兀梁,工作面选用2.8m长的兀梁,上、下四对八梁选用3.2m长的兀梁。
每二组兀梁的超前梁和滞后梁在相对应的位置上,不得出现两根超前梁或两根滞后梁相邻,同组梁间距0.3m,两组梁的同步梁相距0.9m。
并在每组滞后梁下方增加一根1.2m短兀梁,打好“一梁二柱”支护于切顶线。
2、初上兀梁:
1)进入边眼,在金属棚梁下方靠溜子边打二根中顶。
2)用手镐向煤壁掏槽0.2~0.4m,紧靠金属棚梁上方掺好第一根兀梁,打好“一梁二柱”。
3)打眼放炮后,取出煤壁及老塘金属棚腿,紧靠金属梁下方掺好第二根兀梁,打好“一梁三柱”,松下金属棚梁下中顶,打在第一根兀梁上,使兀梁有“一梁三柱”,回出金属棚梁。
4)兀梁上好后,逐步调整兀梁,使其符合兀梁支护规格要求。
5)工作面需增加兀梁时每次必须增加一组(二根)。
3、移梁、移溜要求及方法
1)工作面可分段分组作业,每组不少于2人,滞后机组15m移梁,每段相距15m以上,人员要站在上方操作。
2)每次采煤只移滞后梁,移兀梁时必须由上往下逐步移至煤壁。
3)移梁步骤:
①打中顶柱→②松滞后梁、打带帽点柱→③移梁、升梁→④打支柱
4)移梁方法:
放炮后,先将滞后梁两端的支柱松下,老塘边的再次打好在兀梁边支护好老塘侧顶板,将注液枪插入溜子边支柱,缓慢松下中间支柱,由一人扶柱,另二人抬起兀梁移至煤壁,放好挡矸帘或板皮背顶,升柱打紧,先打好“一梁二柱”,移溜后架好“一梁三柱”。
5)移溜方法:
移溜必须由上而下或由下而上的次序,移头架时严禁松压顶,移尾架时严禁开溜子。
4、安全注意事项:
1)每班开机组或放炮前,值班长和班长检查工作面安全隐患,发现下列情况之一,要先整改;
A、发现“一梁一柱”、“一梁二柱”,同步梁间距大于0.8m以上;
B、顶板压力大,片邦较宽未移梁,漏顶未处理好,断层未支护好;
C、失效支柱未换,倒柱未扶好,支护材料未准备好;
D、工作面少支柱,兀梁未配齐;
E、上下安全出口、上下端头支护不合要求,未进行处理;
F、泵站压力未达到15Mpa;
2)顶板完整无压力,放炮员可采取间断放炮,然后停炮,叫作业人员上来移兀梁。
各段移完后,撤离人员进行第二次放炮;
3)顶板破碎时,要用手镐挖槽移梁,再放底炮,挖不来的地段可放震动炮。
机组过破碎带时,要求每割一块槽板,停机、停溜移梁。
4)顶板压力大,片邦较宽的地点除先移梁外还必须每放一炮(或机组过后)及时打靠邦支柱、卡邦,如放炮中发现片邦、漏顶,要及时停炮,通知作业人员处理移梁。
5)移兀梁背顶,背顶材料要搭接在两组兀梁之间,避免下一班移梁材料无依托造成漏顶。
6)移梁前,松兀梁过程中,发现背顶材料未接好,要用方木戴帽打一根支柱托住,再松兀梁。
放顶班放顶前必须先紧贴滞后梁尾段在第三排打好一根短兀梁。
7)分次放炮要撤离人员,重新布置警戒。
8)移丌梁时,必须闭锁工作面溜子及机组开关。
5、移梁平面图见附图2-3-1。
(五)、清余煤、打靠帮支柱
1、清余煤、检修采煤机、工作面刮板输送机等需在煤壁侧工作时,发现煤帮变化有松动的煤矸必须使用长把工具敲帮问顶,找掉悬矸、危岩但已开裂煤帮,要打好靠帮支柱,并卡好帮。
进入煤壁作业时,采煤机、刮板输送机必须停电闭锁,且有一人观察煤帮情况。
2、工作面要采直、采对山,减少煤帮片帮的机率。
3、工作面煤帮要刷直,采高大于1.6m时,及时按要求打好考帮支柱,用板皮材料卡好帮。
(六)、移溜
1、准备、检查与处理
①、准备
⑴、工具:
改锥、扳手、钳子、套管、撬棍(钢丝绳)等。
⑵、配件:
刮板、链环、链条、螺钉、铅线、密封圈、油管等。
②、检查与处理
⑴、检查溜子机道内浮煤及杂物是否清理干净,底板凹凸不平时,要刨平或垫平。
⑵、检查溜槽和溜槽弯曲部分是否脱节,链子是否出槽。
⑶、检查电缆、水管是否在电缆槽内,防止移溜时挤压。
⑷、发现问题不能单独处理时,必须汇报并配合班长、电钳工、支回柱工等及时妥善处理后方可工作。
2、操作
⑴、采煤机割煤后,应距采煤机后滚筒10米以上距离推移溜子。
⑵、移溜后,要操持溜子、支架和煤壁成直线。
⑶、缓倾斜工作面,采煤机采用双向割煤时,可采用随机移溜,由下向上单向移溜。
⑷、移机头和机尾时,必须距采煤机后滚筒15米距离,机头、机尾必须一次移够步距;当机尾没有电动机等到装置时,移机尾必须停机,到位打好稳固支柱后方能启动溜子。
⑸、移溜后,溜子起伏不平,需要垫平时,应该用液压千斤顶顶起溜槽处理。
⑹、用回柱绞车移机头时,必须点开绞车。
严禁使用绳钩直接钩机头,必须使用钢丝绳套栓好机头再用绳钩钩住绳套进行。
⑺、移溜时,应与溜子司机联系好,遇到问题,需立即停机时,应保证准时停机。
3、收尾工作
⑴、溜子试车最少转两圈,不符合要求时要立即处理,直到达到质量标准。
⑵、清点工具、备件等。
⑶、向班组长汇报与接班人员详细交班。
(七)、回柱放顶
1、回柱工具、设备:
工作面回柱放顶:
采用拔柱器、加长卸载手柄、尖咀锤,上下顺槽回收支柱和金属棚、木棚采用JH—8型绞车。
2、放顶顺序、操作方法:
①、顺序:
工作面采用人工回柱放顶,分段分组作业,每组二人,分段距离要大于15M,每组回柱时应“由下往上,由里向外,先密后稀”。
②、操作方法及安全注意事项:
⑴、进入工作面后,必须由班长、青、群安网员、值班队长一起对工作面安全隐患、顶板状况进行巡视,并用粉笔标明隐患及处理要求。
⑵、巡视工作面完成后由班长分段,顶板破碎带和地质变化带(如断层)必须分在一个组内,严禁成为两个组的交接口。
⑶、回柱放顶前,由值班队长组织各组对本段隐患进行整改,并将超过老塘切顶线0.3m的滞后移出,经值班队长验收合格(安全确认)后,方可开始放顶作业。
⑷、放顶前,值班队长要对工作面三、四、五排支柱的承载情况进行抽检,达不到要求的,要求本作业组人员进行支柱二次注液或整改。
⑸、回柱人员要在回柱点上方操作,必须采用远距离卸载,卸载手柄加长绳不少于2米,一人拔柱,另一人卸载,并观察顶板动态,卸载时先要缓慢,不可一次松下,严禁单独一人作业。
⑹、各组段放顶交接口必须开好斜口子,并在斜口子处增打2~3根密集支柱切顶挡矸,便于下一组安全回收最后几根支柱。
每两组之间的接口要补好支柱,防止患矸;先回出“密集”打在新切顶在线,再回出基本支柱打在切顶在线,起切顶、挡矸之用。
易窜矸的地点可先挂好挡矸帘。
⑺、放顶过程中遇下列情况之一,必须先处理,后回柱放顶。
Ⅰ、顶板来力、掉渣,先撤离人员至安全检查地点,并通知上下组人员注意,压力稳定后,视顶板情况从上往下或从下往上进行加固处理。
Ⅱ、顶板受力压碎以及大块脱层矸石,必须增加支柱或抬棚加固,加固时要求“由上往下、由外(煤壁侧)向里(老塘侧)”逐步进行。
Ⅲ、支柱不排液(或卸载阀口子过大不能卸载)时,先在该支柱旁打一根临时支柱,处理后再进行回柱放顶。
回短兀梁处时,其下可根据顶板情况保留1~2根支柱,短梁的基本支回掉紧挨其上打好,取出梁子再回柱放顶。
Ⅳ、回柱放顶若发现老塘顶板悬顶面积达2×5㎡时,可能造成推倒支柱的地段,要求在新切顶线内增补斜撑或戗棚,人员站在安全侧远距操作。
Ⅴ、断层回柱必须先在新切顶线打好斜撑或戗棚。
切顶线内出现顶板台阶下沉或裂隙,必须先抬棚加固。
⑻、值班队长在工作面回柱放顶期间,要对工作面往返巡视,发现隐患或违章行为,要及时处理和制止,对重点地段进行盯守指导,确认安全后,方可进行作业,再巡视。
⑼、回柱放顶作业人员,在回柱过程中,要求经常进行“敲帮问顶”工作,及时观察顶板情况,积极处理好新隐患,并随时确保安全出口通畅,防止窜矸推倒支柱撤退不及时伤人。
⑽、老塘来力,矸石埋住支柱,要将矸石铲入老塘,向里翻找支柱要求每隔0.7m补打临时支柱。
⑾、未完成基本支柱架设,不许进行回柱放顶。
回柱放顶必须滞后支柱架设15m。
⑿、回出的支柱必须打好在新切顶线或对应的兀梁位置,不许堆放或倒放,注液孔朝向老塘或朝下。
坏支柱或余支柱要及时清退,不得挡住退路。
掉入老塘的支柱材料必须用专用工具在支护处钩出。
⒀、工作面采用密集和丛柱切顶,密集在切顶线每空打一根,丛柱每隔4m打一组(每丛4柱)。
⒁、断层上下盘必须打有丛柱,若工作面采空区悬顶超过5m深或放顶后采空区垮落时可能造成推倒支柱的地段必须打好戗柱、戗棚。
⒂、工作面短兀梁回出后及时打好在新切顶线,每根短兀梁支护“一梁二柱”。
3、插班放顶:
①、进插班要求
(1)、插班放顶人员必须开好班前会,由值班队长负责,下井及出井均要求向调度室汇报。
(2)、采班未完成基本支柱架设,放顶人员严禁回柱放顶。
(3)、放顶前必须检查各段安全隐患,现场值班队长必须配合并协助隐患整改、排查工作,隐患整改完毕,经验收合格后方可回柱放顶。
(4)、严禁单独一人放顶(不少于2人),严禁边支护边回柱放顶。
分段分组距离不少于15m。
②、安全注意事项
(1)、采煤班人员严禁回基本
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