090109普采工作面支护设计

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采掘工程支护措施方案

采掘工程支护措施方案

采掘工程支护措施方案在采掘过程中,为了保障矿井的安全稳定,必须采用一系列的支护措施。

这篇文档将介绍采掘工程中常见的支护措施方案,以确保安全高效地完成开采。

地下采掘工程概述地下采掘工程是指针对地下储藏物或矿产资源进行开挖、采掘、运输等工作的过程。

通常,地下采掘工程由井下巷道系统组成,挖掘所得的矿物质需要通过地下运输方式将其输送到地面。

对于地下采掘工程,其自身的异质性、深度和长期作业等原因,使得其采场不可避免地受到地质条件的制约。

为了避免采场原地裂陷、塌方等事故的发生,采取科学、合理的支护措施方案是确保采场安全稳定的首要保障。

支护措施方案液压支架液压支架是目前地下煤矿使用最普遍的支架形式之一。

液压支架具有结构简单、操作方便、适应性强的特点,因此成为了地下采掘工程最为重要的支架形式之一。

液压支架的工作原理是通过调节螺栓和液柱的力量来平衡负荷和支撑采场。

其高度一般能够达到3m至4m,在一定程度上减少了矿井中人工作业的难度,提升了采场开采效率。

钢撑杆支护钢撑杆的支护形式通常适用于较大的采场,其通过在采场墙体上排列大量钢撑杆来支撑或加强采场墙体的力量。

大量钢撑杆所形成的整体钢网,使采场墙体有了一个较高的抗挠度和强度,从而保证采场墙体的稳定性,避免采场墙面的垮塌。

钢撑杆通常具有高强度、高效、使用寿命长、成本低廉等优点,并且具有适应性强、便于监测、方便改造等特点,而且支护效果明显,可以在一定程度上保障矿井的安全稳定。

工艺流程控制针对不同的矿层岩性、倾角、厚度和地下水情况的差异,制定科学合理的工艺流程控制措施是保障采场安全的重要保障。

工艺流程控制主要包括喷浆固化、胶结剂固化、桩基和地下水位控制等措施。

在采场开采过程中,其工艺流程控制必须要具有明确的规划,以确保采场的稳定性和矿井的安全运营。

混合型支架混合型支架是一种新型的支架形式,其主要特点是将传统液压支架和钢撑杆支架相结合,以提高采场稳定性。

混合型支架通常由液压部分、钢撑杆组成,能够适应不同形式的地质条件。

综采工作面支护设计最终

综采工作面支护设计最终

-综采工作面支护设计(最终)————————————————————————————————作者:————————————————————————————————日期:第一节 巷道布置和工作面基本参数一、巷道布置本工作面正、付巷沿煤层走向方向布置,正巷长度为1228m ,付巷长度为1168m ,切巷长度为240m 。

附图一:巷道布置图二、巷道支护形式和断面特征:第二节 支架设计选型计算一、液压支架选型原则1、支护强度应与工作面矿压相适应。

支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和基本顶岩层移动产生的压力,将空顶区的顶底板移近量控制到最小程度。

2、支架结构应与煤层赋存条件相适应。

3、支护断面应与通风要求相适应,保证有足够的风量通过,而且风速不得超过《煤矿安全规程》的有关规定。

4、液压支架应与采煤机、刮板输送机等设备相匹配。

支架的宽巷道名称 断面形状 净宽 (mm) 净高 (m m) 毛宽 (mm )毛高 (mm) 支护形式 11-1051巷 矩形 44 300 锚网梁、锚索、架棚 11-1052巷 矩形 44 300 锚网梁、锚索、架棚 11-105切巷矩形65300锚网梁、锚索度应与刮板输送机中部槽长度相一致,推移千斤顶的行程应较采煤机截深大100-200mm,支架沿工作面的移架速度应能跟上采煤机的工作牵引速,移架速度还应满足生产指标的要求,支架的梁端距应为340mm左右。

二、液压支架选型依据及内容1、选型依据:支架选型前必须将工作面的煤层、顶底板及采区的地质条件全面查清、探明,编出综采采区、综采工作面地质说明书。

2、选型内容:选择支架时,要确定下述内容:支架类型,如支撑掩护式或掩护式;立柱根数;支护阻力,包括初撑力、额定工作阻力;支架结构高度,包括最大和最小高度;顶梁和底座的结构形式、尺寸及其相对位置;对防滑、防倒、防片帮、调架、移架、端面维护等装置的要求;操作方式、阀组性能等。

三、基本支架初步设计1、基本支架主要技术参数的确定⑴支护强度(工作阻力)从理论上分析,合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。

采场与巷道支护设计

采场与巷道支护设计

砌体梁学说:工作面支架的作用应及时支撑控顶区直接顶岩层,避免直接顶和老顶离层而破碎;同时要对上覆可能形成砌体梁结构的老顶岩层以作用力,用以平衡其部分载荷,不让其沿工作面形成切顶以及大量的台阶下沉。

(一)采场支护方法1)支护方式(1)点柱、棚子(单体支柱+铰接顶梁)木支柱、金属摩擦支柱、单体液压支柱(2)液压支架支护支撑式、掩护式、支撑掩护式、综放液压支架(3)轻型支架支护(4)滑移/悬移顶梁支架(简单支架)支护液压支架分类支撑式掩护式支撑掩护式轻型支架分类滑移顶梁支架单体组合式支架(二)采场支护设计方法1)工程类比法2)解析法、半解析法3)顶底板控制设计专家系统(三)巷道支护方法1)支护方式类型(1)表面支护和内部支护表面支护是木支架、金属支架、装配式混凝土支架、砌碹、喷层等直接作用于巷道围岩表面的支护,其作用就是提供表面约束支护力.内部支护是锚杆、锚索、注浆等深入围岩内部的支护。

其作用主要是加固围岩,同时对围岩表面提供约束支护力。

(2)主动支护与被动支护注浆、有预紧力的锚杆(索)、有初撑力的表面支护属主动支护。

无预紧力的锚杆(索)、无初撑力的表面支护,属被动支护。

(3)刚性支护与可缩性支护尽管各种支护均有一定的可缩性,但相差较大。

一般而言,壁后充填的可缩性金属支架、可拉伸锚杆、柔性喷层等支护可缩性较大,而其他支护的可缩性均较小。

这里的可缩性,必须是指产生缩量后巷道及支架仍能正常工作,支架结构木遭到破坏的情况。

因支架钻底破顶或支架产生结构性破坏的“缩量",是不允许的,因此不属于设计可缩性能的范畴。

(4)临时支护与永久支护临时支护指为保证安全临时支设的,需要撤除并反复使用的支架,如采煤工作面附近巷道的超前支护或加强支护、掘进工作面的临时支护等;永久支护是指为维护巷道长期使用所采用的支护。

(5)一次支护与二次支护不撤除的超前支护应属于一次支护,它同样要在整个巷道服务期内发挥作用。

滞后一次支护一定时间及距离的支护,为二次支护.(6)联合支护和单一支护联合支护指采用多种不同性能的单一支护的组合结构,即在联合支护中各自充分发挥其固有的性能,扬长避短,共同作用,以适应围岩变形的要求,最终达到围岩和巷道稳定的目的。

高档普采工作面沿空留巷支护方案优化

高档普采工作面沿空留巷支护方案优化

高档普采工作面沿空留巷支护方案优化韩海军(山西霍宝干河煤矿有限公司,山西 临汾 041602)摘 要为更加有效地控制沿空留巷巷道的围岩位移量,通过对干河煤矿1-230工作面沿空留巷支护现状分析,决定采用巷道顶板补强、优化工作面超前、滞后支护方式及改变矸石袋摆放方式等措施,将原有支护方案进行优化设计。

工程实践表明:优化后的巷道围岩变形量明显减小。

关键词沿空留巷 支护 优化中图分类号 TD353 文献标识码B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2019.07.028Supporting Scheme Optimization of Gob-side Entry Retaining in High-grade General Mining FaceHan Hai-jun(Shanxi Huobao Ganhe Coal Mine Co., Ltd., Shanxi Linfen 041602)Abstract : In order to control the displacement of surrounding rock of gob-side retaining roadway more effectively, through the analysis of support status of gob-side retaining roadway in Ganhe Coal Mine No. 1-230 working face, it is decided to adopt measures such as roof reinforcement of roadway, optimization of advance and lag support modes of working face, and change of waste bag placement mode to optimize the original support scheme. Engineering practice shows that the optimized roadway surrounding rock deformation is significantly reduced.Key words : gob-side entry retaining support optimization收稿日期2019-01-16作者简介 韩海军(1989-),男,山西沁水人,2013年7月毕业于太原理工大学采矿工程专业,助理工程师,现为安全部技术员。

综采工作面支护参数的确定

综采工作面支护参数的确定

0 引言
山西神州煤业有限责任公司所采煤层的间距较小, 且局部有合并层的煤层。在开采时,会遇到采高、支 架支护强度和工作阻力选择的问题,既要保证所选支 架参数符合煤层开采的安全性和可行性,又要做到经 济合理,最大限度降低投资成本。因此,对所选支架 参数与所开采煤层赋存情况进行综合分析,最终选择 合理的采高、支架支护强度及支架工作阻力等支护参数。
1 概况
山西神州煤业有限责任公司 8 号煤层平均厚度为 1.33 m,在井田南部、中部较薄,两侧变厚,在井田东 北部与 10号煤层合并,为稳定煤层。10 号煤层平均厚度 3.34 m, 全 区 可 采 , 与 8 号 煤 间 距 0 耀8.40 m, 平 均 3.66 m,为稳定煤层。因此,在初步设计中支架选型采 取了分区域进行的方式,按照煤层赋存情况分别为 8 号煤层、10 号煤层及 8 号、10 号合并层选取 3 种不 同型号的综采支架来开采。随着煤矿开采深度的增加, 井田内的煤质变差,开采成本也逐步增加。因此,为 降低开采成本,减少投资,对该矿井 8 号煤层和 10 号 煤层综采工作面支架选型设计进行合理优化。
综合以上分析,考虑采煤机和刮板机配套后的机面 高度及安全过机空间,考虑支架低位时的支护效率,兼 顾 10 号煤层二采区南翼开采用 8 号煤层支架,开采时 可考虑适当破底。井田内 8 号与 10 号合并层一采区北 翼东北角用 10 号煤层支架,开采时可考虑留底煤开采。 同时考虑支架操作人员的安全操作空间,最终确定 8 号
神州煤业有限责任公司为例,阐述了综采工作面采高、工作面支架支护强度及支架工作阻力等支护参数确定的内容。
关键词: 数值模拟;支护强度;支架选型来自中图分类号: TD353
文献标识码: A
文章编号: 2095-0802-(2019)08-0030-02

采掘工作面支护设计方案

采掘工作面支护设计方案

采掘工作面支护设目录、矿井简况2二、采、掘工作面支护设计2(一)、采煤工作面支护及顶板管理设计21、支柱的型号选择计算32、支护密度计算33、回采工作面支护方式及顶板管理44、临时超前支护55、工作面上下出口支护及相关措施56、防止顶板事故措施6(二)掘进工作面支护设计71、巷道锚杆参数确定及支护方式72、采用锚杆、锚喷支护安全措施9XX煤矿采、掘工作面支护设计一、矿井简况XX市XX煤矿位于湖北省XX市XX市XX镇XX村,始建于1994年,年生产6 万吨,是一家私营煤矿。

XX煤矿矿区地处鄂西山区与江汉平原的过渡带,属丘陵区,区内地形北西高南东低。

本区地层区划为扬子区黄陵八面山分区黄陵小区。

区域出露的地层由老至新为三叠系下统嘉陵江组、中统巴东组和上统九里岗组、晓坪组;侏罗系下统香溪组、中统自流井组、下沙溪庙组、上沙溪庙组;白垩系上统罗镜滩组、红花套组、跑马岗组;上第三系掇刀石组;第四系。

井田内地层从老到新依次为:侏罗系下统香溪组第一段(J i xn1)、香溪组第二段(J i xn2)、香溪组第三段(J i xn3);侏罗系中统自流井群第一段(J N I1)、自流井群第二段(J2ZI2)、自流井群第三段(J2ZI3);侏罗系中统下沙溪庙组(J2X )及第四系(Q,其中侏罗系中统下沙溪庙组(J次)位于井田东部外围和井田地层为断层接触关系。

矿井开采的煤层为侏罗系下统香溪组第二段(J i x n2)W 21煤层。

煤层形态呈层状或似层状,煤层结构简单。

煤的肉眼结构特征,一般有2〜3个分层,夹1〜2层夹矸,上部以粉状、粒状结构煤为主,中部以发热量较低,灰份较高的条带状结构煤为主,下部以煤质较好,层位稳定的块状煤为主。

煤层综合统计厚度一般0.85〜0.9m,倾角10°。

煤层的直接顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩,厚度3.5〜12M 一般为7M 局部有炭质泥岩、泥岩伪顶,但都极薄,厚0.02〜0.2M;其底板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩。

采煤工作面支护方案

采煤工作面支护方案

采煤工作面支护方案
采煤工作面支护是确保矿井安全和高效生产的重要措施之一。

采煤工作面支护方案应综合考虑地质条件、采煤工艺、设备和人员安全等因素,力求达到稳定和经济的支护效果。

以下是一般采煤工作面支护方案的常用方法:
1. 锚杆支护:在工作面上部和下部安装锚杆,通过地质锚杆、预应力锚杆或喷射锚杆等,将岩体固化并与支架相连,提高支架的稳定性。

2. 结构支护:采用钢支架或混凝土支架等,根据岩层稳定性和工作面负荷,配置恰当的支架数量和类型,确保支架的稳定性和承载能力。

3. 帮里煤柱法:适用于采煤工作面附近地层较薄的情况,通过在工作面两侧保留一定宽度的帮里煤柱来支撑上方岩层,减轻对工作面支架的压力。

4. 预留巷道法:通过在工作面两侧预留平行的巷道,以分散压力和改善支护效果。

巷道可以用于设备维护、通风和人员疏散。

5. 钻孔预裂爆破:在采煤工作面顶板预先布置钻孔,并进行爆破,使岩层受到控制的破碎,在支护时降低对支架的力学要求。

6. 液压支架:采用具有液压控制系统的支架,能够根据工作面进退速度实时调整支架高度,保持工作面平整,并能够适应不
同的岩层条件。

以上仅为一般采煤工作面支护方案的常用方法,具体的方案应根据矿井的实际情况进行综合分析和设计。

采煤工作面支护设计方案

采煤工作面支护设计方案

印江县池坝煤矿采煤工作面木支护设计方案编制:李贵全审核:史强矿长:文泽兵报告编制时间:二0一O年三月目录第一章前言 (1)一、编制目的 (1)二、矿井基本情况 (1)三、编制依据 (2)第二章矿井概况 (3)一、地理及交通位置 (3)二、地形地貌 (4)三、气象及地震情况 (4)四、地层 (5)五、地质构造 (6)六、煤层 (6)七、其它开采技术条件 (7)第三章工作面木支护论证 (8)一、煤层极薄、厚度变化大、倾角大 (8)二、开采技术条件简单 (9)第四章工作面木支护安全技术措施 (10)一、顶底板支护及顶板管理10二、防灭火措施........................................... .11第一章前言一、编制目的印江县池坝煤矿为合法的(保留系统)生产矿井。

按铜地煤发[2008]13号《关于推广壁式采煤方法和支护方式改革工作的通知》要求,从2008年3月起,池坝煤矿成立了“二推行”工作组,开展了支护方式改革工作。

在推行支护方式改革过程中,池坝煤矿因煤层赋存条件限制,采煤工作面难以淘汰木支护。

按安监总煤行[2007]216号文件和地区煤炭局(铜地煤发[2010]2号)《关于切实做好煤矿顶板管理工作的紧急通知》要求,特编制本报告。

二、矿井基本情况1、矿井开采核定生产能力3吨t/a,矿井服务年限为12年。

2、矿井开拓方式采用平硐开拓,单一煤层开采。

3、两条井筒,主平硐铺设600mm轨距15kg/m钢轨,主要为进风及煤炭、材料、设备的运输及行人等;回风平硐担负通风、铺设管线等任务。

4、矿井一个采煤工作面,顶板管理采用木支护,采煤工作面采用自溜方式运输。

5、矿井装备两个掘进队,保证矿井生产正常接续。

6、矿井通风方式为中央并列式,通风方法为机械抽出式。

7、矿井地面设10kV变电所, 10kV电源线路引自沙子坡10kV电网,自备柴油发电机组作备用电源,导线采用LGJ-95。

三、编制依据1、国家安全生产监督管理总局、国家煤监局(安监总煤行[2007]216)号文件2、国家安全生产监督管理总局、国家煤监局(安监总煤装〔2008〕49号)文件3、铜仁地区煤炭管理局铜地煤发[2008]13号文件,铜地煤发[2010]2号《关于切实做好煤矿顶板管理工作的紧急通知》4、贵州省煤炭管理局文件(黔煤生产字[2007]515号)《对铜仁地区煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》;5、中化地质矿山总局遵义地勘院编制的《贵州省印江县池坝煤矿资源储量核实报告》6、《煤矿安全规程》;7、国家现行的其它相关法律法规;第二章矿井概况一、地理及交通位置池坝煤矿位于贵州省印江县城北东方向26km,属沙子坡镇所辖,矿区距沙子坡镇5km,印(江)-沿(河)公路从矿区中部穿过,至铜仁市200km。

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090109普采工作面支护设计
第一节、工作面位置及概况
一、巷道位置
090109普采工作面地面相对位置位于英武乡政府以西,地表为农田,地面无建筑物、河流、水库等。

井下位置位于矿井一采区,工作面以东是为英武乡政府保护煤柱,以北是090107回采工作面,以南是我矿9#煤采空区,以西是集中回风巷。

二、地质特征
090109工作面设计开采煤层为9#煤,9#煤位于太原组一段顶部,俗称“毛四尺”,K2石灰岩为其直接顶板,底板为砂岩,上距7#煤26.12m,下距10#煤4.8m,煤层厚度1.38—1.56m,平均1.43m,煤层结构简单,属稳定可采煤层。

三、地质构造:
根据工作面设计范围内煤层底板等高线变化趋势分析,该工作面地层整体呈一单斜构造,倾向西北向,倾角3°~8°,一般5°左右;此外预计该工作面在掘进期间,无大的断层构造存在,但在掘进巷道施工过程中,由2处较小的陷落柱,有少量的裂隙水出现,会给顶板支护管理带来一定的影响。

第二节、设备配备
090109普采工作面设计走向长度860m,倾斜长度170m,沿煤顶板层一次采全高,工作面坡度随煤层倾角变化而变化。

一、设备配备情况
1、采煤机
根据采高变化和循环进度,采煤机选用MG300/345型双滚筒采煤机,其主要技术参数如下:
采高:0.95-2.25m 电机功率1×132KW 截深0.8m 牵引速
度0-6m/min
2、单体液压支柱及主要支护用品主要技术特征:
根据采高变化和循环进度,选用DZ—1600型单体支柱配方木支护顶板,支柱活柱升程超过0.6米时,不得低于0.2米,当支柱活柱升程不足0.2米时,支柱前要进行卧底,确保支柱活柱升程不得低于0.2米且不得超过0.6米。

3、运输设备
①工作面运输机一部,型号为SGW-150T
电机功率:2×40KW 运输能力:250吨/小时
中间槽尺寸:1500×830×270mm
②转载机1部,型号为SGB-620/40T(双边链),技术参数为
电机功率:1×40KW 运输能力:150吨/小时
中间槽尺寸:1500×630×200mm
③可伸缩带式输送机2部,型号均为SPJ-800/2×40,技术参数为
电机功率:2×40KW 运输能力:400吨/小时
带宽:800mm 带速:2m/s
第三节、支架设备选型
本工作面的顶板管理采用全部跨落法。

1、支护方式
支护方式为戴柱帽点柱支护,如遇破碎顶板时可临时挂梁。

采煤机割煤后,支柱紧随推移输送机,及时支护。

2、工作面支柱选型
(1)、单体液压支柱高度
支柱高度
Hmax=Mmax-b+e+z Hmin=Mmin-b-a+z
式中:Hmax、Hmin—支柱的最大、最小高度,mm;
Mmax、Mmin—工作面最大、最小采高,分别为1580、1200mm;
b—柱帽(顶梁)高度,138mm;
e—活柱富裕行程,100mm;
a—支柱卸载高度,50mm;
z—支柱钻底深度,经验取值50—100mm;
经计算:支柱的最大高度,Hmax=1592mm;支柱的最小高度,Hmin=1062mm;
(2)支柱选择
根据支柱的最大、最小高度,选择DZ—1600型外柱式单体支柱。

其技术特征如下:
支柱高度: 1600—1005mm;
额定工作阻力: 320KN;
额定工作液压: 38.2Mpa;
初撑力: 118—157KN;
泵站压力: 15—20Mpa;
(3)支柱阻力:
按下式计算:
P=8×9.8r Mcosa
式中:p—支柱承受的荷载,KN/m2;
r—顶板岩石视密度,2.5t/m3;
M—工作面采高,1.2—1.58m;
a—煤层倾角,5—80;
经计算:9#煤层支柱承受的荷载p=243 KN/m2;
(4)排距、柱距计算
根据截深,确定排距为0.8m,柱距按下式计算:
Lz=(pe/pz)Lp
式中:Lz—支柱所需柱距,m;
Pe—支柱额定工作阻力,320KN;
Pz—单位支护强度,243 KN/m2;
Lp—支柱排距,0.8m;
经计算:柱距Lz=1.054m;因工作面的倾角小,顶板较稳定,决定支柱柱距采用1.0米,支护密度1.25根/m2。

第四节、支护要求
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面采用DZ—1600型单体支柱配方木支护顶板,柱距1.0米;组与组之间的间距为0.8米。

密集加墩柱切顶,墩柱打在切顶排,顺工作面倾斜方向每 5.0米一棵。

工作面采用“见五回一”的控顶方式,放顶步距为0.8米,当工作面呈现最大控顶距4.0米时,一排密集加墩柱靠老塘,三排花柱靠煤帮,
当工作面呈现最小控顶距3.2米时,一排密集加墩柱靠老塘,二排花柱靠煤帮。

所有支柱必须拴牢防倒绳。

二、正常工作时期的特殊支护方式
密集支柱:在两颗单体支柱加设一颗单体支柱,加设的支柱要戴帽支设,一柱一帽,顺倾斜方向打成一条直线,墩柱柱距5.0米顺倾斜方向打成一条直线,并且迎山有劲。

支柱初撑力不得小于90KN,所有支柱必须使用防倒绳拴牢。

三、工作面上下顺槽的超前支护
1、支护要求:
工作面上、下超前支护基本形式为:在上下顺槽内支设单体液压支柱配方木作为上、下超前支护;超前的支设长度不得小于20米;两排支柱间的排距1.5米,柱距1.0米。

每侧的支柱要打成一条直线并用防倒绳相互栓连牢固。

超前范围净高不得小于 1.8m,人行道宽度不得小于0.8m,超前支护内不得堆放物料,保持畅通无阻。

2、支护质量标准
①支柱应支到实底,初撑力不得小于90KN(12MPa)。

②单体液压支柱三用阀注液口方向一致。

③支柱支牢后要使用防倒绳逐棵缠联拴牢。

四、工作面上下端头支护
工作面上、下端头各使用单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板,上下端头各使用“四对八梁”支护顶板,组与组之间间距0.8米。

每一棵支柱要迎山有劲,支柱初撑力不小于90KN(12MPa)。

五、特殊时期的顶板管理
(一)、初次放顶措施
初次放顶时要加强支护,搞好矿压监测,及时进行二次注液,确保支护质量。

初次放顶时要增加支柱的支护密度,在密集排点柱侧每间隔
一棵密集支柱补打一棵对柱或戗柱。

初次放顶时要加快推进速度,保持煤壁的完整性,使其具有良好支撑作用。

落煤后要及时进行支柱。

(二)、来压时的顶板管理:
1、初次来压、周期来压期间要加强工程质量管理,严格执行敲帮问顶制度,认真搞好矿压观测,坚持二次注液,确保支柱初撑力不小于90KN。

2、初次来压、周期来压期间要增加工作面支柱的支护强度和稳定性,在密集排点柱一侧紧靠每一棵花柱补打一棵对柱。

3、初次来压、周期来压及正常推进期间要加强煤帮管理,每班都要安排专人使用不小于1.8米长钎子处理伞檐,在找帮地点的下方不大于10米处要设好挡子,下方附近不得有作业人员,找帮时作业人员要站在上方的安全地点操作。

六、机道支护要求
1、机道支护
机道宽1.6米,正常情况下机组在提机割煤时要根据顶板的破碎情况及时停机停溜,根据顶板的完整情况确定每次的提机长度为10-30米;正常情况下一次提机10-30米后停机、停溜后将采煤机与溜子开关闭锁,设专人看管开关按钮,安排专人监护顶板。

机组上行割顶煤时,人员严禁进入机道;下行割底煤时,机组自溜尾运行12-20米,停机停溜,设专人看管开关按钮,卸掉压柱,然后用移溜器将溜子推移到位,支好溜尾压柱后方可正常松机;移溜与机组保持12-20米,并随移溜随及时支设基本柱,顶板完好时一次松机至溜头。

及时按人分组分段拉线均匀交叉补齐每段内的基本柱。

当出现机道漏顶、过断层、过顶板破碎带、机道片帮超宽、人员进入机道攉煤时,要随时停机、停溜,将采煤机与溜子开关闭锁,并设专人看管开关,安排专人监护顶板,摘除悬矸危岩后及时铺网打临时支柱配木板支护顶板,当人员需要进入机道时必需支设贴帮
柱;后部正常支柱要进行铺网加支柱配木板支护顶板。

工作面过压力集中区、初次来压、周期来压期间及顶板破碎段时要缩小一次松机距离,及时移溜并加密基本柱。

2、机(炮)道内的伞檐长度超过 1.0米时,其最突出部分不超过150mm;伞檐长度1.0米以下时,其最突出部分不超过200mm,超出部分要用手镐等长把工具(不小于1.5米)摘掉,摘顶找帮上、下各8.0米范围内不准有人从事其它活动,并停机停溜,人员要站在摘顶找帮上方的有效支护下进行操作。

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