采工作面回采防突安全技术措施
水平北二采区,界于11勘探线向南690m和11勘探线向南300m之间。上部为已回采的N2112与N2113工作面;对应的上覆K4煤层属于小煤窑开采。南部是已开采的N21201工作面;北部及下部为未开采区域。对应地表在小徐岩一带山地,地表出露岩层为长兴组三至四段(P2c3+4)地层,属山地及部分耕地。地表标高为+830~+930m,覆盖层厚度为224~252m。(二)煤层情况:该工作面煤层为亮型煤,多呈块状,含黄铁矿结核,为复合煤层。含夹矸一层,为黑色炭质页岩,该面煤层赋存较稳定,煤层厚度为1.74m~2.15m,平均1.92m,含0~1层夹矸,厚0.08~0.2m,煤层倾角为33°~36°,平均35°,煤层走向N36°~54°,平均40°。(三)瓦斯、煤尘及煤层自燃发火情况该工作面K1煤层为突出危险煤层,煤尘具有爆炸危险性,煤尘爆炸指数为17~27%。该煤层具有自燃发火趋向,发火期4~6个月。(附图1:南21203综采工作面保护关系及瓦斯地质图)(四)地质情况根据地质勘探资料及该工作面上段N2112与N2113工作面开采和南21203综采工作面机、风巷掘进的情况表明,该工作面层位正常,不会遇到大、中型地质构造,回采过程中可能会遇到小断层、小褶皱、煤层层间滑动等小型地质构造,对回采有一定影响。(五)突出危险性分析南21203综采工作面其上覆K4保护层(厚为0.85m以上)属于小煤窑开采,不能作为保护层开采依据,所以在回采南21203综采工作面时将其定为未保护区域,同时要与小煤窑协调沟通,以免发生互相采动影响;该工作面覆盖层厚度为224~252m,因此在该工作面采取穿层、本层多方位立体预抽防突措施,并对整个21203工作面区域进行残余瓦斯测定,测得南21203工作面区域最大瓦斯残余含量为7.3531m3/t,在8m3/t以下,但为了加强防突管理,该工作面回采过程中采取“四位一体”的综合防突措施。二、采煤方法该工作面采用走向长壁后退式采煤法,由南向北推进,用MG200/468-WD型采煤机组落煤,ZQY3000-14/32型掩护式液压支架支护顶板,该面循环进度0.6m。三、区域防突安全技术措施(一)区域防突措施1.穿层抽放防突措施+590mN1~N2运输大巷钻场于2007年8月开始施工上向穿层抽放孔,采取ZYG-150B型液压钻机配合Ф75mm钻头,每隔6.4m布置了一个钻场,钻孔采用水泥石膏浆机械封孔,封孔深度8m以上,共施工1~59号钻场,共计钻孔767个,控制范围内的煤层倾斜长为72~89.5m,平均为80.5m,走向长为390m,控制范围31395m2。2.本层抽放措施(1)21203南机巷于2008年9月采取ZYG-150B型液压钻机配合Φ86mm钻头施工顺层钻孔。每间隔3.2m(在21203南、北机巷贯穿点向南220m加密为1.6m)施工一个上向孔,采用A、B胶封孔,保证封孔严实、不漏气,共施工钻孔185个(1~110号、贯穿点1~15号以及加密50个钻孔),孔深43~110m,平均87m,控制走向长390m。(2)21203南风巷于2009年8月采取ZYG-150B型液压钻机配合Φ86mm钻头施工下向顺层钻孔。每间隔3.2m施工一个下向孔,采用A、B胶封孔,保证封孔严实、不漏气。截止2010年4月,共施工钻孔122个,孔深23~57m,平均36m,走向长390m。(3)抽放评估:南21203综采工作面走向长390m,倾斜长140m,煤厚1.92m,容重1.45t/m3,围岩瓦斯涌出系数1.15,原始瓦斯含量以南一区域12.46m3/t计算,穿、本层控制面积54600m2,该区域原始瓦斯储量为217.8万m3,从2007年8月至2010年5月,穿层钻孔累计抽放瓦斯74万m3;从2008年9月至2010年5月,21203南机巷顺层钻孔累计抽放瓦斯7.3万m3;从2009年8月至2010年5月,21203南风巷顺层钻孔累计抽放瓦斯13.9万m3,合计抽放瓦斯总量95.2万m3,抽放率44%,评估残余瓦斯含量为6.97m3/t,评估已达标。(附图2:南21203综采工作面抽放竣工图)。(二)区域检验防突措施1.采用ZYG-150B型液压钻机施工,钻孔孔径为Φ86mm。2.该设计根据《防治煤与瓦斯突出规定》第五十五条要求:“对预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时若采煤工作面长度超过120m,则沿采煤工作面推进方向每间隔30~50m至少布置2个检验测试点”,整个21203工作面平均长度为140m,所以在每个顺层检验钻孔布置两个检验测试点,每个检验钻孔间隔50m,在沿煤层倾斜方向向上30m和70m处进行取样,进行预抽后残余瓦斯含量测定。3.钻孔布置:在21203工作面机巷C2′点向北4m处施工1号检验钻孔,从C4-1点向北1.3m施工2号检验孔,从C6点向北10.6m施工3号检验孔,从C6向北61m施工4号检验孔,从C8-1向南8.2m施工5号检验孔,从C8-1向北43m施工6号检验孔,从C12-1向南25m施工7号检验孔,从C14-1向南15m施工8号检验孔,从C17点向南9.7m施工9号检验孔,从C15点向南5.2m施工10号检验孔,从C11-1点向南14.3m施工11号检验孔,从C9点向南25.8m施工12号检验孔,从C9点向北22.2m施工13号检验孔,从C5点向南2m施工14号检验孔,从CT3点向南35.3m施工15号检验孔;设计检验孔间距为50m每个钻孔设计两个检验测试点,分别控制南21203综采工作面机巷上方沿煤层倾斜30m与70m位置,共设计钻孔15个,测试点30个,每个检验孔布置两个取样点。4.整个21203工作面截止2010年6月,共施工顺层检验钻孔15个,共计30个检验测试点。控制机巷轮廓线外上方30~70m,其瓦斯实验室测试结果该区域最大残余瓦斯含量为7.6339m3/t,南21203综采工作面最大残余瓦斯含量为7.3531m3/t,区域防突措施有效。(附图3:南21203综采工作面回采区域检验孔竣工图)四、局部防突安全技术措施该工作面回采前首先采取了区域防突安全技术措施,且区域防突措施检验合格,但为了加强该面防突管理,该工作面回采前直接采取局部超前排放防突措施,再进行局部超前排放防突措施效果检验。在局部防突措施效果检验合格后,方可按总工程师审批推进进尺作业。(一)超前排放瓦斯防突措施1.超前排放孔沿工作面斜长布置,采用乳化液钻机配合Φ86mm的钻孔施工,孔间距为2m;排放孔必须保证孔深为16m,保留6m的水平投影超前距。排放孔布置在煤层中部(有软分层时布置在软分层中),平行于工作面推进方向施工。2.工作面施工排放孔时,只能有一台钻机施工,且回风巷不得有人进入。3.采取排放瓦斯防突措施后,必须进行防突效果检验,其孔间距为6m,孔深10m,保留5m的水平投影超前距,效果检验达到要求后,经审批后方可进行回采作业。(附图4:南21203综采工作面排放(效检)孔布置图)(二)局部防突措施效果检验1.检验方法采取钻屑指标法,临界指标取:K1为0.5ml/g.min1/2;钻屑量Sma*为6kg/m。2.效检孔在距风巷3m处向下每隔6m各布置一个,至机巷小于5m处为止(下循环效检孔在距风巷5m处向下每隔6m各布置一个,至机巷小于3m处为止;再下循环效检孔在距风巷3m处向下每隔6m各布置一个,如此交替以防检验失真),孔深为10m,孔径Φ42mm,效检孔布于煤层中部且平行于工作面推进方向,有软分层时必须布于软分层中,每循环至少保留5m水平投影超前距。(附图5:南21203综采工作面效检孔布置图)3.当煤层变薄至1.5m及1.5m以下、变厚至3.0m及3.0m以上时,变化段两侧各12m范围,效检孔间距缩小至3m,且不少于3个,孔深仍为10m,孔径Φ42mm,为防止各循环效检孔过于靠近或重合,造成效检指标失真,必须严格按布置示意图所示的距离和位置进行布孔,钻孔间距误差值不得超过0.5m。4.当工作面遇到小于1.0m断层时,断层两侧各12m范围必须增补效检孔,间距缩小到3m,且不少于3个,孔深仍为10m,孔径Φ42mm。5.效检孔由施工队人员在防突工的指导下施工,防突工负责参数测试,做好原始记录,出班后及时报送效检报告单。经通风科审查原始记录无误并在效检报告单上签字后,报矿总工程师或具备相应职称的矿领导审批。若效检指标低于临界值,即可按批示进度回采;若效检指标超标(大于或等于临界值),则必须增补超前排放孔消突措施且效检证实措施有效后方能进行回采工作。6.当工作面出现断距1.0m及以上断层、煤层厚度突然变化值达0.5m以上时,现场人员必须停止作业,及时向矿总工程师汇报请示,采取针对性措施进行处理。7.施工效检孔时有喷孔、卡钻、效检超标等异常现象时,视为有突出危险,证实局部防突措施无效,必须在工作面出现异常地段上、下12m范围内加密排放孔,排放孔间距由2m加密为1m,孔深仍为16m,排放后,再次施工效检孔,只有在二次效检没超标或施工钻孔过程中无喷孔、卡钻等异常现象的情况下,方可按审批进尺进行回采作业。(附图6:南21203综采工作面排放孔及排放后效果检验孔布置示意图)8.施工队及调度室加强防突跟踪管理,每循环推进到位时,施工队及时向调度室汇报,由调度室安排进行突出危险性效检。五、通风瓦斯管理(一)采煤队必须随时维护好机巷、工作面、回风巷、工作面上、下出口,确保足够的通风断面,并满足人员顺利安全通行要求。(二)该工作面必须配备专职瓦检员,严格按要求检查,严禁瓦斯超限作业;该面电气设备必须实行“三专两闭锁”,当工作面任一处瓦斯浓度超过规定浓度或风量不足时,所有供该面的动力电源必须能自动切断电源,立即撤出人员,查明原因并向矿调汇报。(三)监测系统主机:①安设在+674mN2改造石门风门外的大巷新鲜风流中。②安设在+590mN3石门外大巷的新鲜风流中。1.瓦斯传感器安设位置:编号安装地点报警浓度(%)断电浓度(%)复电浓度(%)T0工作面上隅角处≥0.9%≥0.9%<0.9%T121203南风巷距上窗口≤10m处≥0.9%≥0.9%<0.9%T2+674mN2石门与回风联络巷10-15m处≥0.9%≥0.9%<0.9%T3南21203机巷距下窗口≤10m处≥0.4%≥0.4%<0.4%T7674m北一石门内尾排出口处≥2.4%≥2.4%<2.4%2.CO传感器安设位置:编号安装地点报警浓度PPM断电浓度PPM复电浓度PPMTco1工作面上隅角处≥24≥24<24Tco2南21203尾排出口距北一回风联络巷口15m≥24≥24<243.风速传感器安设位置:编号安装地点最高风速m/s最低风速m/sT风+674mN2石门与回风联络巷10-15m处4m/s0.25m/s六、安全防护措施(一)通风系统1.进风路线:+920m地面→+920m管、矸井→+590m大巷→+590m北三石门→21203机巷→南21203综采工作面。2.回风路线(1)南21203综采工作面→21203南风巷→+674m北二回风联络巷→+674m北二回风上山→+770m水平回风大巷→+770m北翼回风斜井→地面。(2)南21203工作面→南21203尾排水泥圆筒→+674m北一回风联络巷→+674m北一回风上山→+770m水平回风大巷→+770m北翼回风斜井→地面。(二)进入工作面作业的所有人员必须随身佩带隔离式自救器。(三)工作面进、回风石门(断面积7.8m2,应安设1560升的隔爆水量)各安装一组40升的隔爆水袋39个,并实行挂牌管理(由通风区安装好移交给施工队日常管理)。(四)在工作面上、下窗口25m~40m处各安一组压风自救器,不得少于8个;之后回风巷、进风巷每隔50m安设一组压风自救器,每组压风自救器不少于5个头;每个头供风量不少于0.1m3/min。总阀保持常开,严禁关闭。(五)为该面服务的电气设备必须有专人负责检查维护,机电部门每周必须进行一次防爆性能检查,严禁使用防爆性能不合格的电气设备。(六)发现突出预兆,人员应尽快使用压氧自救器或化学氧自救器沿避灾路线撤离,若来不及撤离,应立即利用就近的压风自救器避灾,避灾路线如下1.瓦斯、火灾事故:(1)南21203综采工作面中上部人员→21203南风巷→+674mN2改造石门→+674m大巷→+674m~+590m~+290m吊挂上山→290主平硐→地面。(2)南21203综采工作面中下部人员→21203机巷→+590mN3石门→+590m大巷→+590m~+290m吊挂上山→290主平硐→地面。2.水灾事故:南21203综采工作面区域所有人员→21203南风巷→+674m北二改造石门→+674m大巷→+674mS1矸井车场→+674m~+920m矸石斜井→+920地面。(附图7:南21203综采工作面通风、避灾、监测系统示意图)七、南21203综采工作面回采防突组织保障措施(一)管理人员组织保障措施1.矿长对该面回采防突工作负全面责任,应定期检查、平衡防突工作,解决防突所需的人力、物力,保证防突工作的顺利实施。2.矿总工程师对防突工作负技术责任,及时组织研究解决工作面防突技术管理中存在的问题,负责组织防突措施的编制、会审、月复审等工作。3.生产矿长负责按防突措施要求组织防突工作实施,并确保防突措施质量。另负责安排供应部门及时提供防突所需材料、设施、设备及仪器仪表等,保证防突工作的顺利进行。4.安全矿长负责监督执行防突措施,定期组织检查防突措施的执行情况,对查出的隐患要出具书面整改单,落实相关人员限期解决。5.机电矿长全面负责该工作面的停送电督促工作,负责组织相关职能部门对工作面的机电设备定期检修和安排供应科对工作面需要机电设备的按时供应。5.通风科负责组织防突人员学习防突措施,监督、指导防突钻孔施工、并负责防突参数测定和收集。6.矿调度室负责对施工进度、措施孔施工、效检数据全面收集,填绘好防突动态跟踪图表,掌握好推进进度,按措施规定组织安排并协调好防突工作。7.地测科人员加强地质预测、预报和现场地质资料收集工作,施工进度测绘和汇报,为防突工作提供可靠资料。8.安全科负责监督检查本措施执行情况,并每周不少于一次安全防护设施的检查,发现问题及时向安全矿长或其他有关领导汇报。9.通风区必须加强通风设施、监测系统和电动设备运行状态监控。监测中心站值班人员24小时值班监控,发现瓦斯异常时及时通知矿调处理,通过监测终端监控该区域防突管理动态情况。10.机电区负责对工作面所有动力电气设备设置“瓦斯电闭锁”,每天派专人检查选择性检漏装置完好情况;机电科每周定期检查电气设备防爆性能,并将检查情况书面向机电科汇报,有隐患及时整改,确保该面施工的供电安全。11.供应科负责及时提供防突所需材料、设施、设备及仪器仪表等,保证防突工作的顺利进行。12.施工队负责组织职工学习防突措施,在领导职工完成生产任务的同时,还必须负责教育并带领职工严格遵守措施的各项规定,严禁违章指挥、违章作业。13.通风区瓦检员必须随时检查瓦斯情况,以及安全设施的完好。发现异常,及时向矿调度汇报情况,若发现瓦斯超限必须立即停止作业撤出人员。(二)施工人员组织保障措施1.检验孔由施工队在防突人员指导下施工,必须严格按防突钻孔设计要求进行操作,如实际施工孔深无法达到、角度误差太大等视为报废孔,必须在距该孔0.5m范围内重新施工钻孔。2.防突参数的测试由防突工负责,并向矿调作施工情况汇报,负责在现场作好防突标记(含防突管理牌),在报审防突审批单时必须附有WTC仪打印单、施工效检孔过程中的瓦斯监测曲线、检验孔施工大样图(素描图)、原始记录单。工作面的素描及终孔报告单上必须有每一个钻孔的施工参数和测定指标。每个防突孔的最后1m必须测定指标。3.打钻工必须保证按设计参数施工防突措施钻孔,确保消突效果。(三)安全装备保障措施1.该面通风安全设施由通风区保证配齐、完善,并与施工队共同负责维护、正常使用,严禁任何人为损坏和破坏,否则按“三违”处罚。2.该面必备的防突安全装备如下表,设备在使用后必须在规定的地方堆放整齐,坏的设施、设备必须及时检修或更换。装备名称单位数量装备名称单位数量钻机台⊥65⊥监测分站台⊥6
篇2:回采工作面顶板管理制度范例
1、坚持工作面支护质量和顶板动态监测,开展安全隐患整改情况的班评估工作。
2、所有支护材料的规格质量,供货渠道,合格证必须符合设计要求。
3、工作面最大控顶距四排,最小控顶距三排,采用见四放一的正规循环作业方式,初次放顶前的控顶范围,必须在作业规程中规定。
4、工作面顶板不出现台阶下沉,控顶范围内,顶底板移近量按采高≤100㎜/m。
5、新下井和修好后的单体,必须经过试压合格后,方可下井使用,损坏和不能使用的单体及时升井检修,所有入井的单体使用8个月后,都要升井试压,合格后,方可继续使用。
6、单体初撑力必须≥90KN,达不到要求的要进行二次加压,泵站压力必须≥18mpa,乳化液浓度不低于2~3%,系统完好,不漏液。
7、支柱全部编号管理,不缺梁少柱,工作面单体必须全支撑,严禁使用不合格支柱,支柱不漏液,不自动卸载,无外观缺损。
8、根据工作面顶板不同,矿、工区组织必要的矿压观测、地质预报,认真掌握顶板初次来压和周期来压规律,在来压前,加强工作面的支护。
9、工作面初次放顶和放收尾顶及过地质构造带时,必须编制专门措施,报总工程师批准。必要时做到有工区干部、安监员现场跟班指挥。
10、切实搞好工程质量,工作面支柱要打成直线,柱距排距偏差不超过设计值的±100㎜。=5nR(A=
11、不随意留煤顶开采,必须留煤顶,托伪顶开采时,必须有专门措施。顶板和煤邦必须插严、背实。
12、炮后及时挂梁,悬壁梁到位,端面距≤300㎜,煤壁平直垂直顶底板,伞檐最大不超过250㎜,严禁敞棚作业。
13、工作面上、下安全出口两道超前支护,距煤壁10m范围内打双排柱,10~20m范围打单排柱,其初撑力≥50KN。
14、工作面放顶前要做好修理,打好切断线,压力大时要用双排密集切顶,退路必须畅通。
15、放顶要放齐、放透,严禁提前摘柱,无空载和失效支柱,挡矸有效,放顶时出现压力增大时,应停止作业,进行修理,待压力稳定后,再进行作业。
16、工作面内顶梁水平楔数量齐全,并用小链与梁联接,支柱钻底≤100㎜。
17、工作面必须备用一定数量的单体和不少于1m3的扁木,以备急用。18、矿组织不定期的安全质量动态检查,每月进行一次安全质量验收,局每季组织一次安全质量验收,对检查验收情况进行对等奖罚。
篇3:炮采工作面支护回采工艺管理规定
顶板管理健康有序发展,便于采面安全生产管理和质量达标工作,特制定炮采工作面支护与回采工艺管理规定如下:
一、工作面支护
1、工作面切巷支护
使用2.4m或2.2mπ型钢梁配合DW22-30/100型单体液压支柱两梁五柱对棚支护,支架排距1.0m或0.9m,棚距为0.6m,采用椽子、荆笆护顶蔽帮。
淘汰使用2.0m以下的π型钢梁。使用2.0m以下π型钢梁的矿井,在工作面复产后必须制定替换措施替换成2.4mπ型钢梁后方可生产。
新投产工作面必须使用2.4mπ型钢梁配合DW22型单体液压支柱支护。
单体液压支柱的使用按《郑新煤业公司单体液压支柱、三用阀使用管理规定(试行)》执行。
2、工作面安全出口支护
工作面切巷铺设40T以上运输机的,机头、机尾安全出口采用不少于四对八根3.5m至4.0mπ型钢梁配合DW22型单体液压支柱一梁三柱成对使用,交替迈步前移,每对棚距不超过0.6m,工作面机头、机尾与顺槽搭接处应架设一对抬口棚。
工作面切巷铺设30T以下运输机的,机头、机尾安全出口采用不少于四对八根3.0m至3.5mπ型钢梁配合DW22型单体液压支柱一梁三柱成对使用,交替迈步前移,每对棚距不超过0.6m,工作面机头、机尾与顺槽搭接处应架设一对抬口棚。
有条件的矿井,采煤工作面上下安全出口抬口棚可采用自移式端头步移支架支护。
3、工作面两巷超前支护
工作面上、下出口两巷20m范围内必须进行超前支护,使用金属铰接顶梁或长钢梁配DW25-25(30)/100型合单体液压支柱支护。
①、U型钢支护巷道断面满足通风、运输要求,行人道宽度达到0.7m以上时,超前替棚长度为5~10m,两巷替棚段必须打双抬棚支护,替棚段外打单抬棚或点柱支护,超前支护长度不少于20m;巷道断面达不到要求的,替棚长度不少于20m,两巷距煤壁10m范围以内打双抬棚支护,10~20m范围内靠煤壁侧打单抬棚支护。
②、采用矿工字钢支护时,超前替棚长度不得少于20m,两巷距煤壁10m范围以内打双抬棚支护,10~20m范围内靠煤壁侧打单抬棚支护。
③、两巷超前支护必须连续架设,使用长钢梁的长度不小于2.4m,必须一梁三柱对接支护,使用金属铰接顶梁支护的必须一梁一柱一平销铰接支护,超前支架与原巷道顶梁接实,不实处用木楔背实。超前支护范围内巷道高度不低于1.6m,行人道宽度不小于0.7m。
④、超前支护单体液压支柱必须采取防倒措施且支柱初撑力不低于50KN,底板松软初撑力难以保证时,必须柱下站鞋,替棚顶空时,必须采取措施将顶背实,确保支柱初撑力达到规定要求。
⑤、安全出口和与之相连接的巷道替棚、维护必须制定专项措施,设专人维护,发生断梁折柱、巷道底鼓变形时,必须及时更换、清挖,巷道断面、宽、高、行人间距必须符合作业规程。
采煤工作面必须经常存有一定数量的备用支护材料,使用单体液压支柱的工作面,必须备有坑木,其数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。
采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁、失效的单体液压支柱。
同一采煤工作面不得使用不同类型和不同性能的支柱,在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不不同类型的支柱时,必须制定安全措施。
采煤工作面必须及时回柱放顶或充填,控顶距离超过作业规程规定时,禁止采煤。用垮落法控制顶板回柱后顶板垮落不及时的,要采取增打切顶柱、抬棚或支设木垛等措施加强支护,悬顶距离超过作业规程规定时,必须停止采煤,采取人工强制放顶或其他措施进行处理。
二、回采工艺
1、工艺过程
工艺:破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤。
流程:注水→打眼、装药、放炮(风镐或手镐落煤)→移主梁→攉煤认柱→移副梁→放顶煤→清煤移溜。
2、注水、落煤、装煤、运煤、移梁、放顶煤、移溜
⑴、注水
采煤工作面回采前必须进行煤层注水,做到逢采必注,不注不采。
①、注水流程为:泵站、高压管、截止阀、压力表、水表、卸载阀、封孔器、注水孔。
②、工作面煤厚在6m以上时,注水孔呈三花眼布置,沿煤壁距顶梁0.2m处打间距为6m,上仰角为15~35度、深5m的一排注水孔,另沿煤壁距顶梁0.5m处打间距为6m、深5m的一排水平注水孔;工作面煤厚3m ③、打眼时要保证钻孔的质量,防止扩孔造成封孔不严。 ④、注水压力应控制在3~5Mpa之间。 ⑤、注水时封孔器应全部插入孔内,防止胀坏封孔器。 ⑥、采面煤层潮湿(手握后煤层成团状)煤墙稳定时,不再进行煤墙浅孔注水工作,但回采期间必须加强顶板管理。 ⑵、落煤 采用风镐落煤或手镐落煤,或人工打眼、爆破落煤。 ⑶、装煤 采用爆破落煤的除爆破自装一部分外,主要是人工装煤;采用风镐、手镐落煤的主要是人工装煤。 ⑷、运煤 工作面切巷采用刮板运输机运煤。工作面运输巷采用能满足生产需要的刮板运输机、胶带运输机运煤。 ⑸、移梁(2.4mπ型钢梁) 准备好作业工具和足够的支护材料,对作业地点进行检查,及时处理不安全因素,对作业地点支柱进行二次注液,加固支架,回主梁老塘柱并站于副梁中间,此时主梁变为一梁两柱倒悬棚,副梁变为一梁三柱。回柱前要清理好退路,挡好舍帮门,站在安全地点操作。工作面(放炮)落煤后,要及时移主梁护顶,移主梁前,提前准备好注液枪,采煤工落主梁煤墙支柱至适当位置(200mm左右),攉煤工落主梁中排巷支柱至适当位置(200mm左右),落支柱时,两人要相互配合,扶稳支柱和主梁,然后采煤工、攉煤工一起托起顶梁迅速将主梁垫步移设1.0m,主梁移到位后,及时用荆笆、椽子护顶,顶护好后迅速升紧煤墙及中排巷支柱,然后摘副梁舍帮柱站在主梁煤墙下,此时采面最大控顶距3.4m;如果顶板冒落要及时用坑木背顶,严禁空顶架棚,端头采煤工移主梁时,要从抬口棚向里逐棚进行,至少两人操作,必要时及时停机,保证作业安全。要根据棚距大小、支架歪旋等情况,进行适当调整,保证棚距0.6m,误差±100mm,主梁垂直煤壁。遇到长时间停电,停水,泵坏等不能升柱支护时,要及时用坑木进行支护,严禁长时间空顶。工程验收员及班组长要巡回到现场协调指挥,保证主梁移平。工作面分段采通或全部采通后,要及时移设副梁,移副梁前,用荆笆椽子把舍帮挡严,准备好注液枪。移副梁时,两人相互配合将副梁两根支柱下缩200mm左右,使副梁脱离顶板并扶稳支柱和顶梁,以两根支柱为支撑点向前移副梁,副梁到位后,将副梁中间柱和舍帮柱升紧,摘下主梁中排柱站到副梁煤壁侧梁下,升紧支柱。此时主梁一梁二柱,副梁一梁三柱,工作面保持最小控顶距2.4m。移副梁时,要按照由下向上的顺序逐棚进行。主副梁移齐成对架设,梁头抓帮,主副梁间隙不得超过50㎜。采面支架移好后要保证对棚五柱,柱距、排距、顶底板移近量、支柱迎山及直线性符合作业规程规定,棚与棚之间坡度要一致,不出现台阶。 ⑹、放顶煤 工作面副梁移设后,进行放顶煤。放煤前瓦检工必须检查放煤地点附近的瓦斯浓度,瓦斯超限时严禁放煤作业。放煤前放煤工要清理好退路,准备作业。放煤工作要在班组长或带班队长的指导下进行,放煤时至少两人操作,保证一人放煤,一人观山。放煤时采用分段间隔多轮次进行,放煤步距1.0m,放煤口的位置在溜子沿以上0.3m处,规格为0.3×0.3m。放煤口间距1.2m,每班同时可开2~4个放煤口,且在不同作业段内,每轮放出煤量的三分之一,三轮将顶煤放完,直至顶板均?垮落。放煤时,严禁摘老塘侧支柱放煤,严禁在支架顶部或高位放煤。 ⑹、清煤移溜 采面顶煤放完后,将浮煤清净,采高保持在1.8~2.0m之间,然后进行移溜,移溜前必须拉线,移溜后溜子要平直,运转正常,与煤壁保持一定间距。 ①、推溜工作必须在支架牢固安全的情况进行,移溜前要清净浮煤,煤壁侧不准站人。 ②、推溜工作必须在班长或验收员指挥下统一进行。 ③、推移时只准从机头往机尾或从机尾往机头进行,不准从两头往中间推,溜子要推直,偏差不大于±150mm。 ④、移溜时要按顺序进行,采取边去柱边移溜,移溜摘中排巷柱长度不超过20m,压力大或支架不稳固的地段要打上戗棚,移溜后要及时站柱,防止因空顶时间过长而发生冒顶。 ⑤、留有顺接头时,溜子弯道长度不大于15m,并且每棚打上临时支柱,工作面严禁出现两个顺接头。 ⑥、对压力大,支架歪旋地点必须先加固支架,必要时打上临时支护在确保安全的情况下方进行可移溜工作。 ⑦、溜子每推20~30m时要对溜子进行试运转,防止推死溜子,溜子运转前要发出信号并且保证机头机尾压戗柱牢固。 ⑧、推移过程中要及时把高压管路回出并铺设好,推溜结束后,将注液枪带入人行道内悬挂好。 ⑨、推移溜子机头、机尾必须在支架齐全牢固、顶板完好的情况下进行。 ⑩、溜子推移后要及时在机头机尾打上压戗柱(150型除外)并对运输机进行试运转。 二〇一一年一月十二日