综放规程.docx
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综放规程.docx
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综放规程
第一章矿井概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置及井上下关系如表1-1所示。
煤层名称
5煤层
水平名称
+820水平
采区名称
一采区
工作面名称
1506综放面
地面标高
+940~+955m
井下标高
+765~+778m
地面位置
切眼位于池家峁西北处。
井下位置及相邻关系
1506综放面位于一采区西南部,走向东北至西南方向,是一采区西翼第二个采煤工作面。
西南起切眼,东北至设计停采线。
回采对地面设施的影响
工作面上方及塌陷区影响范围内,回采后对矿区村庄、道路及山体稳定性均有影响。
走向长度(m)
530
倾向长度(m)
120
面积(㎡)
63600
工作面位置及井上下关系表表1-1
第二节煤层及顶板
一、煤层
该工作面所采5号煤位于山西组下部,煤层厚度里部350M范围内2.0~3.7M,平均2.03M;外部5.4~6.5M,平均5.05M。
煤层厚度变化较大,为全区不稳定的可采煤层,煤层硬度F=2~3;煤层结构较简单,含1~2层夹矸,顶板多为砂质泥岩,底板大部为泥岩、砂质泥岩。
该煤层倾角较小,倾角为6°~10°,属瓀近水平煤层。
5号主采煤层埋深为90m左右,属埋深浅煤层。
浅埋深煤层根据地层结构的不同,对工作面来压影响也不同。
4号煤层位于山西组下部,煤层平均厚度1.0m,为局部可采煤层,与5号煤层间距为9m左右。
二、顶底板
5号煤层顶板多为砂质泥岩,底板大部分泥岩、砂质泥岩。
底板比压:
见硬底时极限底板载荷强度为17.53MPa,容许底板载荷强度为13.15MPa,底板属于Ⅲb类较软底板。
直接顶分类:
2类、中等稳定直接顶。
基本顶分类:
Ⅱ~Ⅲ级、来压明显至强烈顶板。
底板分类:
Ⅲ~Ⅳ类较软~中硬底板。
煤层顶底板情况见煤层顶底板情况表1-2所示。
煤层顶底板情况表表1-2
顶底板名称
岩石名称
厚度(M)
岩石特征
老顶
砂质泥岩
15.3~26.8
深灰色,含少量页片化石,富含黄铁矿,f=2~3
直接顶
砂质泥岩
0~3.64
深灰色,含植物化石,厚0~3.64M,f=3~4
直接底
泥岩
0.6~0
0.75~0.5
浅灰色,富含植物根部化石,东部较厚,向西逐步变薄
浅灰色细砂岩与灰黑色粉砂岩互层,以细砂岩为主,f=4~5
老底
砂质泥岩
4.0~2.1
浅灰色,层状结构,含翅羊齿及少量根部部化石,f=5
煤层及顶底具体情况如煤层柱状图所示。
(附图1:
1506工作面地层综合柱状图)
第三节地质构造
一、工作面整体地质情况
工作面位于河东煤田中段,区域构造位置处于吕梁山复背斜之次级构造王家会-王老婆山背斜西翼,受其影响井田范围总体呈走向北北东、向西北西倾伏的单斜构造,地层大部平缓,倾角6-8,井田内未发现其它构造现象,构造简单。
工作面内小型宽缓波状起伏比较发育,巷道低洼处易积水,对回采有一定影响。
二、构造情况
据工作面掘进揭露资料分析,该工作面发现褶曲构造发育,走向及倾向起伏变化较大,局部顶底板有起伏变化且煤层的明显变薄现象,但整体煤层基本较稳定。
工作面内不排除隐伏其它小断层的可能性,预计落差一般不会超过2M。
本工作面在回采范围内没有陷落柱及米成岩侵入。
工作面运输顺槽、轨道顺槽、切眼地质情况分别见:
附图2:
《1506综放面运输顺槽地质素描图》
附图3:
《1506综放面轨道顺槽地质素描图》
附图4:
《1506综放面切眼地质素描图》
第四节水文地质
一、工作面水文情况
1、工作面含水层主要有奥陶系中统石灰岩、石炭系上统太原组石灰岩、二叠系下统山西组砂岩、二叠系石盒子组砂岩、第四系全新统砂砾层含水层。
工作面本溪组厚度29M左右,岩性主要由泥岩、砂质泥岩和铝土泥岩组成,质地细腻、致密,具有良好的隔水性能,为主要隔水层。
此外,相间于石炭系太原组各灰岩含水层和二叠系各砂岩含水层间的泥岩、砂质泥岩,由于其岩性致密,亦可起到层间隔水作用,但当其位于浅部层段时,因受风化作用影响,隔水性能受到不同程度的破坏。
2、工作面范围内各含水层受补给条件影响,除奥灰含水层和太原组石灰岩含水层局部富水性较强外,大部属弱含水层。
3、1506工作面煤层的直接充水含水层为煤层之上山西组砂岩含水层和煤层下伏的太原组灰岩含水层,因为这些含水层的水可以通过冒裂带和底鼓等途径直接进入矿井。
由于太原组以上各含水层大都含水性较弱,一般不会对煤层开采造成威胁。
但考虑到奥灰沙水位高于煤层底板,如有断层或有陷落柱沟通,将对煤层的开采造成威胁。
4、开采时应防止这两层含水层的水通过冒裂带和构造裂隙进入矿井,并应注意周围矿井废弃采空区积水情况,应采取的效的防范措施,避免造成水害事故。
本工作面水文地质条件为简单类型。
二、其它水源
原矿区采空区老塘积水对回采有一定影响。
三、涌水量
参考1504工作面及1506轨道巷探放水资料,利用比拟法预计该面回采时正常水量2.0M3/h,最大涌水量3.0M3/h。
第五节影响回采的其它地质情况
一、影响回采的其它地质情况
瓦斯
低瓦斯矿井,绝对涌出量:
0.83m3/min,相对涌出量为1.20m3/t。
CO2
绝对涌出量:
0.83m3/min,相对涌出量为1.20m3/t。
煤尘
火焰长度80㎜,加岩粉量70%,煤尘有爆炸性。
煤的自燃
煤的自燃倾向性等级为Ⅱ级,属自燃煤层,发火期为3~6个月。
煤质
水分Mad%为0.24%,灰分(Ad)平均15.26%,挥发分(Vdaf)平均为25.43%,发热量(Qb.daf)平均29.91MJ/Kg,全硫(ST,d)平均为2.27%,该煤层为中灰-高灰、低硫之1/3焦煤。
地温
16~20℃
地压
大地静力场型,属简单型
煤层硬度
f=2~3
顶底板
硬度
f=3~4
二、冲击地压和应力集中区
1506工作面为一采区西翼第二个工作面,根据掘进过程中的矿压观测情况推测,1506工作面无冲击地压,工作面不属于冲击地压工作面,且本工作面内无应力集中区,受1504工作面影响,轨道巷有压力显现,其表现为煤壁片帮。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、一采区巷道布置
为便于中部车场布置,同时考虑在生产安排上不存在不同煤层同时生产的可能,在一采区布置两条下山:
运输下山、回风下山;一采运输下山沿5号煤底板掘进,采用强力皮带运输的布置方式,工作面进风、原煤运输通过运输下山进行,一采回风下山沿5号煤层顶板掘进,工作面回风及运料通过该巷道进行。
二、工作面巷道布置:
1506综放工作面两顺槽均沿5号煤底板布置,是顺槽为轨道巷,通过1504辅助辅助轨道及联络巷与一采轨道下山相连;下顺槽为运输巷,工作面外侧辅助轨道内设两个移动电站;工作面切眼布置在西南部,停采线以便采运输下山为界,工作面由南向北走向开采。
巷道几何参数及支护形式见下表:
附图5:
《1506综放面巷道布置平面图》
第二节采煤工艺
一、回采方法
采用综采放顶煤一次采全高走向长壁采煤法。
根据工作面实际情况,从切眼开始推进350m范围内,因煤层变薄,顶煤较薄,但随着工作面煤层变厚时可放顶煤,外部煤层变厚,此段范围内恢复正常放顶煤工序。
二、落煤方法:
双滚筒采煤机双向割煤,采高2.1m±0.1m,截深为0.6m,循环进尺1.2m。
三、采煤机进刀:
采煤机的进刀采用端部斜切进刀方式,截深0.6m。
具体操作如下:
(1)采煤机向下(上)割透端头煤壁后,依次推移刮板运输机,使得煤机后方刮板运输机弯曲段为15m左右。
(2)将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)进刀,使得采煤机达到正常截深(0.6m)进刀完毕后,推移刮板运输机至平直状态。
(3)将两个滚筒下下位置调换,向下(上)割三角煤割透端头煤壁。
(4)割完三角煤后以后,将两个滚筒的上下位置调换,进入正常割煤状态。
附图6:
《1506综放工作面采煤机斜切进刀示意图》
四、采煤机正常割煤
工作面长度120m,采煤机为无链牵引采煤机,双向割煤,正常割煤速度4m/min,前滚筒割顶煤,后滚筒割底。
五、放煤方法
1、采用双轮顺序多头放煤,两采一放,放煤步距1.2m。
2、第一轮放出顶煤的2/3,第二轮放到见矸20%-30%后方可关门。
3、由高向低放煤。
4、两轮放煤间距不小于5架。
5、一次放顶煤段不超过3处。
6、放煤至放煤口漏矸时,及时伸出尾梁插板,关闭放煤口。
六、采放比:
外部可放顶煤段工作面煤厚平均5.5M,采高2.1M,放煤高度3.4M,则采放比:
1:
1.619,里部工作面煤厚平均2.3M,为不可放顶煤段,个别处自然落煤。
七、工序过程:
放顶煤:
割煤→移架→推前溜→拉后溜→割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜。
八、放顶煤措施
1)、严格按照放顶工艺进行放煤,娄移过支架,达到了规定放煤步距,就开始放煤。
操作放煤机构千斤顶,收回插板,顶煤注入后部运输机被运走。
适当摆动尾梁,可促使顶煤破碎下滑,如有大块煤可用插板插碎。
放煤工要多次操作,只要见矸后,及时伸出插板,停止放煤,前移后部输送机。
2)、放煤时随时观察尾梁、插板、放煤口喷雾情况,发现问题处理好后方可放煤。
3)、放煤工在多头放煤时,一次不得超过3处,严格控制放煤量,以防煤量过大死后部刮板运输机。
4)、严禁放大块矸石,以防卡住后部刮板运输机造成事故。
5)、放煤工在操作尾梁和插板时,应防止插入后部刮板运输机内,若出现尾梁自降时,应及时升起,必要时可停机处理。
附图7:
《1506综放面正规循环作业图表》。
九、工作面正规循环工作能力:
工作面长度120m,里部350m煤厚平均2.30m,循环进尺1.2m,每日按三个循环组织生产,正常生产时间每月按25天计算,设计割煤高度平均2.1m。
则:
循环产量=120×2.30×1.2×1.43=473.62(吨)
日产量=173.62×3=1420.86(吨)
月产量=1420.86×25=35521.5(吨)
第三节设备配置
一、液压支架:
工作面支架的主要技术特征如下:
1、基本支架:
根据1506工作面切眼长度,除端头架外,确定工作面基本支架这77架,基本支架型号:
ZF4000/15.5/25型放顶煤液压支架。
主要技术特征附表2-2
参数名称
数据
单位
高度
1550-2500
㎜
宽度
1430-1600
㎜
中心距
1500
㎜
初撑力
160
KN
工作阻力
4000
KN
支护强度(F=0.2)
0.61-0.62
MPa
对底板比压
(前尖端)0.6-1.25
MPa
操纵方式
本架控制
2、端头支架
考虑溜头电机、减速箱、转载机、溜尾电机及减速箱等设备的要求,溜头设计安装3架、溜尾安装2架端头支架。
两端头支架型号:
ZFG4600/17/28反四连杆放顶煤过渡支架,主要技术特征附表2-3
参数名称
数据
单位
高度
1700-2800
㎜
宽度
1430-1600
㎜
中心距
1500
㎜
初撑力
160
KN
工作阻力
4600
KN
支护强度(F=0.2)
0.61-0.65
MPa
对底板比压
1.96-2.10
MPa
操纵方式
本架控制
二、采煤机:
选用MG160/375-W双滚筒无链牵引采煤机,主要技术参数如下:
滚筒直径Ф1.6m
适应采高范围1.7m-2.6m
适应煤岩硬度F≤4
牵引速度6m/min
截深0.63m
机身高度<1.2m
灭尘方式内、外喷雾
三、煤炭运输设备:
1、工作面刮板运输机
考虑主要易件通用、互换方便,前、后部输送机规格型号尽量一致,确定前后部输送机均为SGZ630/220。
技术参数如下:
型号SGZ630/220
安装长度122.5m
输送量450t/h
电机功率2×110Kw
中部槽内宽630mm
圆环链规格22×86mm
刮板链形式中双链
紧链方式闸盘紧链
链速1.07m/min
2、转载机:
选用SZZ730/110型桥式转载机一部,铺设长度43.5/,技术参数如下:
型号SZZ730/110
输送量650t/h
装机功率110Kw
中部槽内宽730mm
刮板链形式中双链
圆环链规格26×92mm
3、破碎机:
型号PLM110
破碎机的破碎能力1000t/h
装机功率110Kw
最大入口断面700×700mm(长度不限)
出口块度小于300mm
4、辅助运输设备:
工作面的材料辅助运输选用1。
0吨矿车,牵引设备选用JD-40调度绞车,JD-40型调度绞车技术参数如下:
型号JD-40
电机功率40KW
最大静拉力48KN
附图8:
《1506综放工作面设备布置示意图》。
第四节煤质管理
一、工作面回采过程中最大限度降低煤炭含矸率。
二、工作面回采过程中严格控制采高,严禁随意破底及留底煤;严格按采放工艺的要求放煤,减少煤炭含矸量。
三、工作面内所有杂物包括枇子、锚杆、铁丝及塑料袋等,必须及时清理干净,严禁进入煤流系统。
四、指定专人及时拆卸锚网巷道两巷的锚杆、托盘及菱形网,严禁进入煤流。
五、检修班每天派专人清理皮带边线,严禁进入煤流。
六、用过的旧油棉纱必须放入带盖的铁箱内,专人回收。
七、严格控制毛煤水分,所有转载点喷雾和设备冷却水要及时开停,淋不和流水不得进入煤流。
八、煤机严禁沿底板割煤,遇到断层、褶曲等地质构造时,应采取措施最大限度地减少破底量。
九、下巷转载机处每班设拣矸人员专门负责拣出煤流中的矸石,并处理大块煤矸石,拣或处理大块煤矸时,必须停溜子,捡出的矸石要扔到后溜与支架摆梁间。
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算:
工作面液压支架支护强度的确定,是液压支架主要参数的选择重点之一。
其目的是:
使工作面岩层控制在达到最优的技术经济效果的前提下,保证支架工作的高可靠和较高的适应性。
采用国内常用理论方法进行综合论证。
(一)、理论计算法
1、顶板分类计算对比法
按照中华人民共和国煤炭工业标准《缓倾斜煤层工作面顶板分类》(MT554-1996)附录D“顶板分类对液压支架额定支护强度的要求”,确定本架支护强度下限:
1)、按顶板分类对液压支架定额支护强度的要求
(1)、按基本顶级别为2级来压显现明显计,工作面机采采高最大采高2.4M,则由《缓倾斜煤层工作面顶板分类》(MT554-1996)附录D“D1顶板分类对液压支架定额支护强度的要求”表D1得:
额定支护强度下限PS1为:
PS1=490+=0.514MPA
(2)、按基本顶级别为3级来压显现强烈计,按以上方法得
额定支护强度下限PS1为:
PS1=530+=0.55MPA
2)、按《缓倾斜煤层工作面顶板分类》(MT554-1996)附录D“D2各级基本顶必需的额定支护强度下限的计算”中,各级基本顶的额定支护强度下限公式D1得:
额定支护强度下限PS2为:
PS2=72.3HM+4.5LP+78.9BC-10.24N-62.1
式中:
HM---采高,M;取HM=H采MAX=2.4M
LP-----基本顶周期来压步距,M;取LP=35M(参照基本顶类别取)
BC-----控顶距,M;该值由配套空间及支架结构所定,取BC=4.5(顶梁长度+梁端距)M
N--
第二节 工作面顶板管理
一、管理方法:
1、本工作面顶板采用全部垮落法管理顶板。
2、本工作面共配置82架液压支架对工作面顶板实行全支护法管理。
其中低位放顶架77架,上端头安设2架端头支架,下端头安设3架端头支架。
二、正常工作时期顶板支护:
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护,步距1.2m。
三、移架顺序:
1、正常移架滞后采煤机一般不超过10个支架,以防止空顶时间过长出现冒顶。
2、端头支架的移架顺序为:
先移2#架(81#架),再移1#(82#架)。
3、中部支架操作程序一般为割煤-移架-移输送机,要求追机及时支护顶板;过渡支架操作程序一般为割煤-移输送机-移架,要求伸缩梁及时伸出支护机道顶板。
四、管理要求:
1、工作面工程质量应动态达标,确保“三直、二平、一净、两畅通”。
2、加强支架、泵站和液压管路的维修,及时处理液压系统中的窜漏液,严禁带病作业。
3、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于20MPa。
4、煤机过后要及时跟机护帮,及时移架,移架与煤机后滚筒一般不超过15m,防止因空顶时间过长而造成冒顶。
5、当顶板比较破碎时,煤机上滚筒割过后必须派专人及时伸出支架前探梁打出护帮板,同时煤机过后要及时跟机移架,必要时可采取间隔移架和擦顶带压移架。
6、工作面一旦受煤层地质构造影响冒顶时,应及时用木料等接实顶,防止 事故扩大,严防因漏矸过多造成输送机过载。
7、当液压系统压力不足影响移架时,要及时停止割煤和移架,等查明原因且处理正常后方可继续割煤。
8、严格执行敲帮问顶和先支后改制度,严禁空顶作业,严防片帮伤人。
五、特殊时期的顶板管理:
(一)、初次来压及停采前的顶板管理:
1、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。
2、工作面支架以及轨道顺槽、运输顺槽超前支护单体支柱必须达到初撑力,支柱初撑力不低于50KN,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,预防冒顶。
3、加强上下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,加强上下三角支护质量,防止出现端头冒顶在、漏炭漏矸。
4、工作面支架初撑力不得小于20MPa,支柱初撑力不低于90KN,泵站压力不低于25MPa,乳化液浓度在3~5%范围内。
5、支架支护状态完好,不渗不漏,安全阀满足要求。
支柱要迎山的劲,支设有力。
6、来压时要及时拉超前架;拉移支架时,要做到少降快拉,快速移架。
来压期间,茶碱同加强支护质量。
7、工作面严格控制住采高,并保持顶板割平,以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。
8、在来压前后及过程中,严格执行“敲帮问顶”和“二次注液”制度,提高工程质量,当来压强烈、显现明显时,要立即撤出人员,待顶板稳定后,并在跟班区长、安监员全面检查确认无危险后,方可进入工作面,先维护好后再从事其它工作。
(缺周期来压顶板管理)
第三节 顺槽及端头顶板管理
一、轨道、运输顺槽顶板管理:
1、超前支护距离:
1)轨道顺槽、运输顺槽超前支护距离不小于20m。
2)超前支护以外的锚网支护巷道出现顶板下沉量较大、开裂、离层、锚杆撸丝等异常现象时,及时用单体液压支柱支设加强柱或配合圆木抬掤加强支护,并根据巷道变形范围大小适当加大超前支护距离。
2、支护要求
1)、支护时必须穿铁鞋,支柱初撑力不得小于50KN,并拴齐拴牢防倒绳,顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接。
支设超前支护时严格按照《煤矿安全技术操作规程》“端头支护工”中规定执行。
2)、当巷道底板条件允许或巷道高度低于2.4m,超前支护可暂时不穿鞋,但必须保证支柱初撑力满足要求。
3)、当上端头支架与下帮超前支护距离低于0.2m时,为防止发生崩柱危险,可将煤壁与切顶排超前支护撤除,上三角原超前支护向上幚改动,确保支架与单体距离不低于0.2m。
4)巷道断面要求:
工作面上下巷超前支护段巷道宽度不小于2.0m,高度不低于1.8m,人行道宽度不小于0.7m;净断面不低于巷道设计断面的80%。
5)、回撤要求:
(1)上、下平巷超前支护不得超前回撤,在切顶排回撤后,及时打好关门柱。
(2)上、下平巷支架(支柱)、超前支护、平巷转载机不得滞后工作面放顶线。
(3)两巷维修时,在顶板超高处,应及时用木料打面木垛,接实平顶,支柱升紧升牢,严禁支柱超高支设。
(4)两巷超前支护支柱应支成直线,工作面上、下出口及巷道高度不低于1.8m。
3、支护材料及支护密度:
上下两巷超前支护距离从煤壁向外不小于20m,由于受压力影响巷道变形严重时,可以适当增加超前支护的长度。
上平巷排距宽度不大于0.8m,下平巷排距不小于0.8m,超前支柱基本形式为:
双排超前支柱配铰接顶梁,柱距不大于0.6m;上下三角单体支护排距0.8m,柱距0.6m。
二、端头顶板管理:
1、两端头支护:
1)、正常情况下,上、下端头支架支护;当端头支架与平巷间距大于0.8m时,需加设单体配铰接顶梁支护顶板。
2)、当上端头支架与上帮间距0.8m,可根据现场情况临时撤除支架上方的单体支护,间距大于0.8M时及时恢复上三角支护。
3)、端头由于工作面溜子电机、减速箱的影响端面距可以放宽一个步距,但要加强顶板支护,特殊情况下顶板破碎或人员需要进入机道卧底、清理煤杆时,必须按规定及时支设贴帮柱、临时柱,确保人员在有效支护下作业。
4)、根据工作面实际情况,为保证上出口的畅通,上端头上幚必须提前人工开帮,开帮深度低于0.5m时,可利用原巷道锚杆支护,即开帮达到规定宽度后,将原上帮锚盘重新刹紧即可;当开帮深度大于0.5m时,必须支设单体支柱,并保证人行道宽度达到要求。
2、下巷的桥式转载机要随采及时前移,不得滞后于切顶线。
3、上下三角放顶线采用密集切顶方式,并与工作面同步放顶,放顶线与工作面放顶线一致,严禁随意扩大控顶距。
4、上、下三角支柱挂梁措施
1)、采用预挂顶梁、柱梁同步升起的方法支护顶板,采用齐梁齐柱倒悬臂布置,顶梁前悬0.4m,后悬0.6m。
人员站在支柱的上方操作,其下方人员要躲至安全地点,预防崩销伤人。
倒销后及时降柱挂梁,挂梁时先敲帮问顶,摘除危岩悬杆,人员确保在有效支护下挂梁,先铰接悬挂一根顶梁,贯满圆销,插好水平销。
2)、预挂顶梁与支柱同时进行,即将顶梁调至适当角度,然后升柱接顶并持续注液3~5秒钟。
3)、其它未尽事项严格按《煤矿安全技术操作规程》“挂梁支柱工”规定执行。
5、上下三角回柱方法与措施
1)、工作面回柱时采用人工回柱,回柱前,人员进入施工地点,首先敲帮问顶,摘除危岩矸,检查工作地点的顶板支护情况,对支柱进行二次注液,及时更换失效支柱。
清好退路,确保退路畅通。
发现问题先维护处理,确认安全后方可回柱。
2)、回柱前,将上下三角末前排支柱所穿铁鞋提前抽掉,严格执行先支后改制度,即在所缷支柱顶梁下先支设一棵临时支柱,再将正规柱缷荷抽鞋;同时将老塘侧顶板原支护盘帽用专用工具卸掉,以防止老塘出现悬顶,卸盘帽时必须在有效的支护下作业。
3)、回柱时2~3人操作,必须将退路清理干净,回柱时必须使用长把工具,一人回柱远距离操作,一人协助并负责照明监护,操作人员要服从监护人的指挥。
4)、回柱时采用由里向外、由下向上的“三角回柱法”,先回撤戗棚并支设在新切顶排后,再开始回撤切顶排支柱。
5)、回柱过程中,一人用卸荷手把缓慢将支柱卸荷,另一人负责照明监护,回柱退路保持畅通,并且二人所在位置距所回撤支柱有足够的距离,避开支柱可能歪倒的方向,以防支柱扑倒伤人,回柱操作者要听从监护人的指挥。
当支柱被拉出支设好的密集后,用长钩子回出铁鞋,再用长钩子钩住所回顶梁鱼口,然后用长把锤倒掉所回顶梁的水平销及顶梁的圆销,用长把撬棍将顶梁撬落的同时用钩子将顶梁拉出。
当铁鞋被埋住时,必须先在所回顶梁下支设临支柱,用卧底方法处理完后,方可回柱(临时柱)倒销。
附:
工作面上下端头施工小组工具配置表
附表3-3
序号
工具名称
规格要求
数量
备注
1
注液枪
完好、不漏液
1把
2
卸荷手把
绳长不低于1.5m
1个
3
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