采煤工作面的顶板管理

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第一篇:采煤工作面的顶板管理

采煤工作面的顶板管理

1、采煤工作面局部片帮冒顶原因分析及其控制

采煤工作面在生产中经常发生片帮冒顶事故,这不仅使工作面经常处于半停产状态,而且造成机械设备的损坏,采煤机开机率下降,导致采煤工作面产量和效益的降低,同时对人身安全造成严重威胁。随着现代化采煤技术的不断发展,综合机械化采煤不断地应用于生产中,采煤工作面如何提高劳动生产率、降低生产中各个环节的影响、提高采煤机,开机率已成了采煤区队的主攻课题。我矿自2005年成立采煤以来,随着生产实践经验的不断积累和专业技术人员素质的不断提高,采煤机械设备的性能逐渐得到了进一步的发挥,使得采煤机开机率有了明显提高,经济效益得到了稳步提高。但在生产中经常发生采煤工作面片帮冒顶事故,导致采煤工作面产量和效益的降低,同时对人身安全造成严重威胁。1.1 采煤工作面片帮冒顶的特点

(1)在中等稳定或不稳定顶板条件下,遇有节理发育或松软煤层,往往是先片帮后冒顶,继而片帮冒顶交替出现。

(2)遇有局部伪顶或直接顶岩块破碎垮落,使支架接顶不好,造成局部顶板岩层悬空,如遇设备故障或移架操作不当,就会导致顶板悬空岩层再次垮落,发展成为较大规模的片帮冒顶,即“小冒引起大冒”。(3)地质破碎带或煤岩松软带,易引起片帮冒顶,其特点是在破碎带附近长期连续发生,直至过完破碎带为止。

(4)随着液压支架的反复卸载,不断破坏岩层的暂时平衡状态,使片帮冒顶范围反复发展与扩大。1.2 采煤工作面片帮冒顶原因

(I)矿压因素。常见的矿压因素有承压煤柱或周期来压导致矿压显现异常,造成回采过程中局部应力增高而导致煤壁片帮,引发片帮冒顶事故

(2)地质因素。地质破碎带或煤层松软带,易引起片帮冒顶,临近断层、褶曲轴部等构造的部位,特别是在直接顶由强度较低,分层厚度较小的岩层组成的条件下。采时遇见断层和褶曲而引发了局部片帮冒顶,对生产造成了很大影响,(3)采煤工作面管理及操作不当。如移架不及时或移架中没有采用带压擦顶移架,工程质量低劣或支架端面距超规定值,悬顶时间超过规定,工作面推进速度低于一定值,支架初撑力和工作阻力达不到额定值或采高超过支架的最大支撑高度造成顶板大面积来压,顶板产生台阶下沉及煤壁片帮冒顶事故的发生。

(4)液压支架的反复支撑与卸载造成采煤工作面顶板破碎以及支架前梁接顶不好,形成端面压力增大而造成片帮冒顶。

(5)支架的初撑力低也是造成煤壁片帮的—个原因,现场使用的乳化泵压为28Mpa,而实际应为30Mpa以上,由于初撑力低,所以支架只能在“等压”,在“等压”的同时也就将上覆岩层的力传到了煤壁上,从而造成了煤壁始终是压力高峰区,而出现大块煤片帮现象,也正是煤壁向外卸压和表现。正是由于支架的初撑力低,再有大部分支架立柱密封不好窜液,使支架的初撑力及工作阻力均达不到正常要求,就不可能使支架在顶板大面积运动前保持高承压的工作状态,这种情况下老顶不能及时切断,从而将应力传递到了煤壁承载,因而煤壁被压酥;出现片帮,向外卸压。1.3 防治片帮冒顶的措施

1.3.1 提高支架的初撑力和工作阻力

从控制理论讲,支架初撑力大,能够预先控制顶板,既有利于防止直接顶离层,又有利于支架的稳定。可缩量大、阻力可靠则可以缓冲老顶的压力,能够按设计要求,可靠地保证对顶板的控制。

(1)首先尽可能提高泵站的供液能力或选择高压泵站的供液系统,尽量减少液压系统的跑、冒、滴、漏现象和工作面液压系统的窜液问题。

(2)正确操作支架,在移架升柱后,不要立即把升柱手把打回零位,以提高初撑力。

(3)充分利用支架的初撑力,及时有效地支护顶板。①带压移架,移架时降柱高度控制在100 mm以下,擦顶前移(或用单体帮架前移),支架升柱后,操作手把延时回零,以提高实际初撑力;②发挥支架 前梁千斤顶的作用,保持支架顶梁处于近水平状态,梁端略高于梁尾,防止向煤壁窜矸;③灵活操作,及时支护,一般移架滞后于采煤机滚筒不大于5架,不少于3架,否则应停机移架;④对于顶板冒落高度> 500 mm的,应及时在顶梁上架设木垛,防止冒顶的继续发展。1.3.2 改进采煤生产工艺和操作技术加强工程及设备管理(1)要防止采高超过设计要求。因设计的采高是综合地质,矿压等多方面因素而制定的,如果采高超过设计要求,就会有特殊情况发生,如支架初撑力达不到规定要求而接顶不严密,造成顶板离层,在动态应力的影响下造成煤壁片帮,导致端面距增大,顶板悬露时间过长而造成冒顶等现象的发生。

(2)当顶板及煤体破碎时,减少采煤机的一次进刀量,以提高牵引速度,实行浅截快跑。提高采煤机的截割速度,就可以缩短工作面生产的循环时间,尽量减少了机道顶板暴露的面积和时间。顶板暴露的面积和时间对顶板端面破碎起着制约因素,而工作面机道顶板暴露面积的大小和时间很大程度上取决于滚筒的截深及采煤机的牵引速度。因此,在实践中要根据适合采场的地质条件及生产条件选择合理的截深和速度,减少顶板的暴露面积和时间。这样,可以充分利用超前压力落煤,使机组负荷减小,运行稳定,速度快,使顶板压力显现较均衡,顶板下沉量小,避免了片帮冒顶事故。

(3)加强采煤工作面机电设备的管理。强化检修质量,加强设备使用过程中的维护和保养,标准操作,保证运输系统包括胶带输送机、转载机、刮板输送机的状态完好,能够正常运转,实现各转载点的连 续运输;保证采煤机检修,能够实现顺利的割煤,提高采煤机的开机率;加强乳化液泵站及液压系统的检修质量,使泵站运行可靠,泵压稳定,达到额定的工作压力,保证支架的初撑力,使采煤机割煤后液压支架能及时进行支护,可以避免或减少片帮冒顶事故,从而可以保证工作面的工程质量,可使生产连续、稳定、均衡的进行。

1.3.3 加强煤壁空顶区的管理,首先要控制梁端空顶宽度,据统计由于梁端空顶造成顶板冒落的事故占采面冒顶事故的94%。其次对于片帮严重的,可采用使用单体配合木料打住煤帮、锚杆加固煤帮或者向煤壁加注高分子材料的方法加固顶板。

1.3.4 优化采区及工作面设计

因为当煤层节理与工作面平行时,工作面很容易发生片帮事故。若顶板岩层节理与工作面平行或节理发育时,给顶板管理造成困难,容易发生冒顶事故。采面设计时,使工作面与煤层节理垂直或斜交,可以减少片帮冒顶次数。采煤工作面的顶板管理 2.1正常时期的顶板管理

正常回采期间,要合理掌握机组的割煤速度,采用追机移架的方法对顶板进行及时支护,运用及时移架少降快移一次到位的方式移架,使移架推溜速度保持协调一致,采煤机割煤后,要及时移架,正常移架滞后采煤机后滚筒3~5架,避免出现顶板长时间大面积暴露。顶板破碎、煤壁片帮严重地段及时拉移超前架支护配合伸缩梁和护帮板控制好煤帮。同时要准确地掌握来压步距,根据我矿与山东科技大学合作研究的《大采深条带采围岩关系研究》取得的成果和我矿回采多个工作面实践得出预计工作面初来压步距24~27m,周期来压步距为12~13m,我矿深部开采的三四采区的矿压观测结果,初次来压初来压步距35m,周期来压步距为18m左右,来压前要超前控制顶板,提高支架初撑力,除及时维护顶板外还要加快工作面推进速度,尽快把顶板来压甩到采空区,把周期来压对工作面的生产影响降到最小。2.2、加强采高控制

工作面的采高控制作为工作面形成后保证有效万吨掘进率,提高工作面回收的最后一道关口,提高工作面单产起着至关重要的作用,主要也是保证正常采煤生产工艺、提高开机率的必然控制环节。我矿目前使用的ZZ6200/17/38型液压支架,其最大支撑高度为3.8m,最小支撑高度为1.7m, ZF7200/18/33型液压支架,其最大支撑高度为3.3m,最小支撑高度为1.8m, Z8600/19/36型液压支架,其最大支撑高度为3.6m,最小支撑高度为1.9m,小支撑高度为2.3m采高的过大会造成工作面支架超高,顶板垮落,支架无初撑力,溜子推不动,采煤机不能有效开机;采高过低会造成采煤机无法通过导致停产,或强行通过造成损坏机器设备,同时也丢失了煤炭资源。根据目前现场实践资料,在考虑煤层真伪倾角0。~12。范围,采煤机的最低过机高度不小得于2.7m,特别关键的地方是工作面过断层和溜头、溜尾的高度控制,保证顺坡小于12。,溜头、溜尾不出现死架。区队建立采高记录,并建立采高考核制度,每班由验收员测量,严格考核采煤机司机,并对跟班班长进行连责。采高控制好,采煤机开机畅通无阻,开机率就高,反之采煤机通不过,甚至会造成停产。

合理配比乳化液浓度,乳化液浓度在3~5%范围内,泵站系统压力不得低于30MPa,支架液压系统要有足够的压力(不低于25MPa),确保支架初撑力达到规程要求。

2.3过顶板破碎带的顶板管理

破碎顶板主要指不稳定的顶板,如果管理不当,采煤工作面会经常发生架前冒顶事故,严重影响和制约采煤高产高效优势的发挥,所以,必须采取某些特殊措施进行解决。由于采煤机的进刀位置是顶板暴露面积最大的地段,如在顶板破碎处进刀,由于顶板支护不及时,很容易造成顶板垮落,所以采煤机过顶板破碎段时,采煤机进刀时应尽量避开顶板破碎处。及时支护

采煤机割煤后先移支架,后移输送机,移架后伸出伸缩梁打好护帮装置及时支护,防止煤壁片帮。超前支护

如果采用正常的移架方法维护不住破碎顶板或煤壁片帮比较严重时,可采取超前采煤机进行移架,使支架顶粱顶住煤壁,不让顶板暴壁出来而得以提前支护。带压擦顶移架

移架时让支柱仍保持一定的工作阻力,使顶梁贴着顶板擦顶前移,一定程度上可以减轻移架时顶板岩层的活动,减少由于移架而造成的顶板破坏。挑倾向棚

割过煤后,新暴露的顶板在短时间不会冒落,只是在支架卸载前移时才可能冒落,这样就可以采

用挑倾向棚的办法,先移顶板较完整处的支架 移架时在前梁上,沿平行工作面方向放置1根一2根3m-4m长的木粱,以便挑住附近不完整的顶板,然后再移附近顶板破碎处的支架,如图所示。架走向倾向棚

当工作面顶板随采随落,冒落的面积又较大时,用挑倾向棚的方法来不及支护,而且顶板条件也不允许把前梁降下来放倾向梁,在这种情况下,可以在相邻支架问超前架设一梁二柱或一梁三柱的走向棚,在走向棚下面再架设1架一2架临时倾向抬棚,如图所示。倾向棚粱应同时托住三架走向棚梁,这样就可将走向棚及倾向抬棚的支柱撤出,相邻支架在倾向棚和走向棚的保护下前移。架走向粱 在煤壁靠顶板处掘一梁窝,将走向梁的一端架在煤壁上,另一头架在支架的顶梁上。如果煤壁容易片帮,则煤壁上不适宜或不能掘粱窝,这时可靠近煤壁侧打一临时贴帮柱.如图所示。铺金属网

在支架顶粱上铺金属网,这是管理破碎顶板的有效办法。当煤壁前控顶范围内的顶板破碎时,为保证支架顺利前移,顶网能顺利展开,也可在金属网下架走向梁,由走向梁预先托住顶板,让支架在走向粱及金属网的掩护下前移。8 局部冒顶的处理

在破碎顶板条件下,如果顶板管理不及时,很容易发生局部冒顶。局部冒顶不高和范围不大时,采用上述办法即可解决.如果冒顶高度和范围较大时,不及时处理就无法继续生产,必须立即处理。如果在支架顶粱上方冒顶,待停止后,在支架前方打探板后再往顶粱上打木垛来处理。打木垛前,先在支架顶粱上打临时支柱支撑顶板,保证打木垛人员的安全,清除浮矸、浮煤后就可打木垛,木垛要紧贴顶板,使顶板得到支撑。

A

支架上打木垛 擅楔处理冒磺

如果直接顶沿煤帮冒落,而且冒落区矸石沿煤帮继续下流,用探板支护有困难时,则可采用打撞楔的办法处理,木楔的前端要削尖,长度要一样。打撞楔前,先在冒顶处架设倾斜棚子,把木楔放在棚梁上,其尖端指向顶板冒落处的煤帮,末端垫一方木块,用大锤打入冒顶处,用岩石托住,使其不再继续冒落。移液压支架时,使支架前梁托住倾斜棚梁,即可撤去棚腿。保证有2架~3架支架同时托住,便移架。

2.4过断层的顶板管理

采煤工作面在开采过程中,常遇到断层等构造的影响。过断层带时,顶板的破碎度增加,由于顶底板不平整,易造成支架歪斜使支架的实际支护能力降低,支架上方常会造成不同程度的冒顶,支架上的矸石垫层加厚,使支架的支护阻力显著下降。又由于顶板提前断裂,在接近断层带时,顶板来压,甚至出现压死支架的事故。另外,由于断层的出现引起采煤机局部削岩量大量增加,一般要用放炮松动煤岩体,增加了工作量,使煤炭质量下降。2.4.1 断层成因与采煤过断层的关系

断裂构造都是在一定的地质应力下形成的.不同的地质应力所产生的断裂构造性质不同,对综机过断层采煤产生的影响也不一样。按照断裂构造的几何形态分,有正断层和逆断层 正断层一般是张应力和剪应力的作用,断层面倾角陡立,断层上下两盘无挤压现象,产状变化不大,张裂带伸展不远,断裂面两侧岩层比较稳定,如果是单一的正断层,综机过断层采煤容易实现:逆断层因受压应力作用,上下两盘呈挤压状态,煤岩层都有较强烈的褶皱,派生有羽状节理或“人”字分枝断裂构造,挤压破碎带伸展较远,特别是逆断层中的逆掩断 层,断层面倾角多在45。以下,挤压破碎带较宽,断层两侧次生有一系列倒转小褶曲,在这种情况下综机过断层采煤多数不易实现或者难度很大。由于受较强地应力的作用,在采煤过程中遇到的断层,往往是成组出现,形成各种组合形式.在相当一段距离内破坏了煤岩层的完整性,形成组合较宽的破碎带。在这种情况下,综机过断层采煤也 很难实现。但如果是相距较远的正断层组合,一个工作面不同时期过几条断层,只要采取相应措施,仍可达到安全采煤之目的。

2.4.2 采煤过断层时的矿压显现特点与顶板的管理 2.4.2.1 矿压显现特点

在采煤工作面快要接近断层时,由于工作面的直接顶和老顶早已经在断层处裂断,当支架和前方煤壁支撑不住顶板的重量时,将会来压。断层走向与两条顺槽夹角越大.来压的可能性越大,反之,顶板来压的可能性也就越小。另外采煤工作面从上盘推进到下盘和从下盘推进到上盘其工作面受到的压力是完全不同的,从上盘向下盘推近时,顶板除受支架、前方煤壁、采空区矸石支撑外,还受到断层面下方的煤岩体支撑,顶板一般情况下不会发生台阶下沉,但顶板发生回转较容易。当工作面处下盘向上盘推进时,情况正好相反,顶板容易发生台阶下沉,而由于断层面的咬合作用,顶板不易发生回转。由此可见若工作面从上盘向下盘推进时,在距断层距离较大时,应提前做好工作面来压的准备;而工作面从下盘向上盘推进时,要加强支护,以防工作面发生台阶状下沉。

工作面的推进方向

2.4.2.2工作面过断层 过断层的要求:

(1)过断层首先要控制好采高,严禁超高采煤,并尽量保持顶板平整,防止支架顶梁成线接触或点接触,支架顶梁前端接顶严实。

(2)断层处挑顶、卧底后以刮板输送机及支架正常推移为准,保证采煤机畅通无阻,保证输送机的“平、直、稳”。

(3)挑顶、卧底要沿顶底板层理进行,岩石松软时可直接用采煤机截割,岩石较坚硬时必须采用爆破松动处理。直接割煤过断层

当断层落差较小,上下两盘接触处之间的煤层厚度大于或等于液压支架的下限通过高度,则此时液压支架可以顺利通过,采煤工作面可直接采煤过断层。割顶(底)采煤过断层

当断层上下两盘接触处之间的煤厚小于液压支架下限通过高度时,煤层底板或顶板岩石较软且顶板较完整,可通过机组割底或割顶直接采煤过断层。切割顶(底)板岩石厚度,视液压支架下限通过高度而定.一般不宜超过0.5m,否则,要提前采取辅助措施,切割前预放松动炮,以免损坏设备。用预掘巷与割底相结合的方法过断层

当断层落差较大或出现了地垒构造时,采取预掘巷辅助法过断层。沿断层走向掘一条巷道.提前处理掉岩石。

巷道纵向剖面

在断层的前后,受断裂带的影响,矿压显现增强,顶板不易维护。在开采过程中,要尽量紧随机组移架,以减小控顶距和空顶暴露时间。若发现空巷的支护有压坏或摧垮的,必须及时补支单体或加固。工作面过断层时,为使机组和支架顺利通过,需造成一个人为的坡度。人工坡度的大小,主要根据支架的纵向稳定性和支架铰接前探梁允许的上下摆动角度来决定。由此制造的人工坡度控制在12。左右。此方法的优点是断层附近的岩石已经预先处理,工作面通过时速度较快,且采煤机不截割岩石,存在的问题一是通风管理困难,既要保证工作面通风又要使岩巷有一定的风量吹散瓦斯,不容易掌握;二是岩巷的顶板管理有一定困难,因为断层带本身岩石就较破碎,又受到采煤工作 面超前支承压力的影响,支护的难度较大。

卧底走下坡过断层 4 采用跳面搬家过断层

当断层落差小于煤层厚度和采煤设备的最小工作高度之差时,采煤工作面过断层时除加强工作面支护外不必采取其它措施;而当 断层落差大于煤层厚度,核算工作面硬过不经济时,一般是另掘开切跟工作面进行小搬家,进行工作面的里搬外,直接躲过断层。

综合过漏顶示意图

5、过断层的顶板处理

断层带附近的顶板较破碎,在过断层前预备好处理冒顶的材料。移架时要采取带压移架,不得降柱过多,另外要缩小割煤与移架的间距,采用追机移架,以减少空顶面积和时间;要保证泵站压力和初撑力达到标准要求,对超前和端头的单体液压支柱,要保证其初撑力达到要求,支柱要及时进行补支。在顶板发生冒顶时,应及时处理,以防冒顶范围扩大。当冒顶范围较大时,现场可采用在支架前梁的起吊鼻子上使用40T链条锁住长钢梁的方法,每组支架下固定一根,其上使用木料逐步控制顶板,一次处理一架,架设钢梁及上木料人员要站在安全地点,另一种方法采用钢棍撞楔的方法。可在煤壁贴顶板处打超前眼插入32mm以上的钢棍撞楔,在钢棍上架长粱,以使支架与顶板保持相对稳定,从而使支架前探粱逐步进入完整顶板。若岩石块度大,超前插人的钢棍弯曲,也可使用无腿棚环塞长梁来控制顶板的冒谓。顶板漏顶程度较严重时可采用穿钢针,穿棚环相结舍的方法进行处理,首先打浅眼穿一排棚环,在棚环上先架设垂直工作面的圆木(另一端架在支架前粱上),然后在其上方架设平行工作面的园木,形成掩护棚顶;之后,人员可在掩护棚顶下打深眼穿钢针;并加大其密度.保证棚顶架粱的强度;最后及时前移支架,支架前梁推入钢针和棚环外露下方后升紧挑牢,形成人工假顶,截住冒矸,使工作面顺利通过冒顶区。

2.4.3 采煤过断层的其它影响因素 1 裂隙术的影响

工作面过断层采煤所遇到的水多是断层裂隙水 部分地下水通过裂隙结构面渗人工作面顶板,使顶板构造破碎带泥化,强度降低,滑动面的摩擦力减小,难以管理。因此过断层采煤前,必须查清裂隙水的水力联系,断层组合关系,渗透特性及断裂面两侧岩层泥化程度。如果裂隙水有渗透压力,果煤前还要采取防水或疏导措施。一般情况下,采煤过断层遇到裂隙水的地区,多数采用铺顶网或预注浆固化顶板和封堵水源的措施,实现安全采煤。断裂带宽度的影响

采煤过断层采煤时,断裂带宽度 不超过支架前探梁长度的1/2为宜,如果超过1/2,液压支架前探梁将大部分或全部进入断裂带。断裂带的破碎岩石荷重加给前探梁的压力,就有可能超过其承载能力,使其卸载,造成顶板冒落。断裂面两侧顶板岩石如果是胶结良好的坚硬稳定的岩层,即使断裂带宽些,经过支架卸载、移架、支撑等反复作用,也不易破碎,过断层采煤仍然是可行的。根据经验,一般正断层两侧破碎带宽度不超过1m。断层走向与工作面交角的影响 断层走向与工作面平行或交角很小时.必须将工作面调斜,使煤壁与断层线保持一定角度。夹角越大,交叉面积越小,越容易维护,但通过断层的时间则相对延长。根据实践经验,夹角一般宜调至 25。以上,若工作面调角呈30。工作面每推进Im.断层暴露范围不超过1.6m,顶板较易维护。根据实践经验,断裂带伸展不远,无裂隙水渗出,断裂面两侧岩层完整稳定,工作面与断层走向调成l0。上,也能实现安全采煤,反之,必须调成25。以上。在调斜工作面的过程中,会出现液压支架、工作面输送机向端头窜动的问题。调斜距离 越大窜动越严重,因窜动出现的无支护空间也越太,使过断层采煤的不安全因素增加 因此,在调斜工作面时,要根据液压支架、工作面输送机向端头窜动的情况,及时调整或采取其它措施,尽量减 少无支护空间,防止顶板冒漏。

采煤工作面过断层必须针对具体条件,采取不同措施,关键问题:(1)选择合理方法,使工作面顺利通过断层带,以减少设各的损坏和工作面过断层的时间,取得较好的经济效益;(2)加强顶板管理,尽量减少顶板的冒漏以保证人员和设备的安全。

总之,采煤工作面的生产中,影响综机设备效能发挥的主要因素是顶板条件。通过对采煤工作面顶板破碎、过断层、片帮冒顶的机理及特点进行分析,制定工作面遇顶板破碎、过断层、煤层片帮措施,加强对顶板的管理,通过现场人员的共同努力,就能有效地控制好顶板,从而能够保证工作面安全生产,实现高产高效。

下面借住两个工作面的案例对顶板管理进行分析 1、3104工作面大面积冒顶事故分析(及平、剖面支护图)3104工作面位于矿3100采区的上部,其上的3102工作面已回采结束,该面3104工作面的轨道顺槽为沿空掘巷,下部距离60m为3106工作面已回采结束,西部为3200上山,东部为联络巷及落差180m的F10大断层。工作面长度180m,配备123组支架,工作面倾角8°。

该工作面于2007年12月10日开始推采,工作面推采220m后在工作面的上部揭露一落差为2.0m的近似倾向的正断层,在临近断层面时,煤壁片帮,工作面支架未拉超前架,采煤机继续自中部向溜尾割煤,采煤机正常割透溜尾后,向工作面中部反牵机,在90#至110#支架出现了大面积的片帮,局部片帮深度达到2.0m,断层处煤碎,呈粉状,煤壁片帮后面前空顶面积大,造成漏顶,自90#支架至溜尾支架超高,面前高度达到3.8m,不接顶,造成支架推不动运输机,同时冒落的煤矸将运输机压住,工作面无法正常推采。事故发生的主要原因是:工作面揭露断层,顶板及煤帮发生变化,煤帮变碎,煤壁片帮后未能及时拉移超前架,缩小支架的端面距,顶板没能控制,造成工作面大面积的冒顶。2、3309工作面过断层歪架、倒架事故(配支架歪架图)(两工作面平行图加日期)

2.1、3309工作面概况 2.1.1、工作面地质情况

3309工作面是煤矿3300采区回采的第二个工作面,属条带煤柱,西部120m是正在回采的3305工作面,3309工作面回采走向长816m,倾斜宽100m,开采标高-813.8~-999.2。总厚度5.7~8.0m,平均7.0m,煤层倾角在9~16°之间,平均13°;两顺槽坡度走向在15°左右,最大处达到20°。工作面3煤层直接顶板粉砂岩,厚度平均1.6m,老顶中砂岩,总厚度平均15.0m。可采储量75.4万吨。该工作面位于王庄向斜盆地西翼,煤岩层主要为向东倾伏的褶曲构造。该面煤岩层走向变化较大,倾角9~16°,平均13°,面内断层发育,巷道实际揭露的断层共7条。其中最大的一条断层为DF69断层,该断层落差为6.0m~7.0m。

2.2、工作面推采情况:

6月1日综采二队由3406工作面搬至3309工作面,3309工作面开始推采时,3305工作面滞后于3309工作面140m,至6月10日推采长度30m,跨度达到38m,工作面开采30m范围,两顺槽走向倾角17度,工作面倾角8°,自切眼推采30m后,工作面上头开始揭露DF69断层面,工作面开始过断层,过断层初期因巷道内局部地段过顶垛区出现了支架歪架、支架底座箱前部撅起现象,随推采工作面随调整支架状态,工作面于6月25日,断层位于43#支架处时,工作面支架均调整完毕,运输机顺坡平缓,断层面基本能够控制住,此时工作面倾角13°,两巷倾角15°。此时3305工作面滞后3309工作面30m。

7月3日两工作面平行)因工程质量差、工作面中部拖后,调面不及时、支架上窜,推连杆别底座箱(7月17日夜班全面拆推拉头),推进度慢加之周期来压及工作面见方期间,造成溜头顶煤漏空,工作面面前片帮,顶板冒落,造成采煤机没有及时挑顶,工作面顺坡不及时,造成运输机低洼。工作面又因支架不接顶及低洼的形成出现了多组支架(39组)歪架(4-42架范围)、挤架(4-42架范围)、咬架、摞架(2处范围19-20、25-26)、支架错差大(35架),(支架底座箱因支架顶部不接顶后尾梁受力过大前部翘起,上侧翘起0.4m,下侧翘起0.1m,27架)。根据工作面现场漏顶情况,采取了拉架时,配合单体支柱扶架、调架措施。因推进速度慢,造成顶煤碎,呈粉末状。调架过程中粉末状顶煤自侧护板前侧两组支架之间漏下,造成工人清理煤粉量太大,施工进度慢,一个班也调整不了几架。推进两天时间,面前仍控制不了,架挤、咬架严重,支架无法前移,被迫停面。

随即采取面前打撞楔、打锚杆、锚索,注高分子材料加固顶板的措施,于7月31日早班加固顶板完成后,7月31日至8月7日,工作面开始边推进边调架,主要调整中部及下部的架挤、咬架、歪架的支架,重点是自中部45#支架开始向下逐步调整支架的架间距,采用多棵支柱调架。调整期间,发现支架调整后会自动复原的现象,随即安排每组支架在调整完后打一棵单体支柱进行防倒,但是支架调整幅度小,于是在调整过程中,不光打前梁、顶梁,还得同时打后尾梁,防止支架掉头;但因支架顶部漏空较严重,对顶部注浆充填量太大,成本太大,不可能全部充填,只能局部加固,造成调整期间大部分支架上呈粉末状碎煤还是会从架间漏下来,工人劳动强度大,调架速度慢。

8月7日采取对工作面前人工使用风镐、手稿或松动爆破的办法破岩或破煤体进行开宽处理,开宽通道采取支设走向π型钢梁配合单体支柱,π型钢梁上面使用Ø6.5mm的钢筋网的支护方式,面前打帮部锚杆、锚索,并继续对面前煤壁及顶部进行注浆加固处理,有4天开宽完毕后,继续利用多棵单体支柱调架,用5天时间拉两遍支架,于8月16日夜班,工作面完成第一次开宽移架完毕,随后进行了第二次的开宽处理,并于8月19日早班自溜头开始在支架上4.0m长工字钢压菱形网,并使用双网,并逐循环移架,联网面前肩窝处加打锚索加固。工作面共拉移支架3遍,支架前梁基本拉靠至煤壁,同时继续对顶帮部进行注高分子材料加固处理,于8月24日夜班第二次开宽处理及支架拉移完毕。并进行了第三次的开宽处理,支架网片连至支架前梁位置,并于8月29日夜班全面处理完毕。8月29日早班全面开始使用采煤机回采。2.3、事故原因

1、两工作面平行、工作面的见方、周压期间的压力大。压力形成叠加,压力大,工作面压力集中释放,断层面片帮严重,顶煤破碎,漏顶片帮范围大,造成控制难度大。

2、局部断层面顶煤碎,呈粉末状,面前片帮严重,碎煤自面前及架间漏顶严重,难以控制,造成工人劳动强度大,工作面推进速度慢。

3、两巷走向坡度大,工作面倾角大,工作面向前推采仰采角度大,支架的端面距过大,面前顶板控制困难,导致漏顶现象。

4、过断层措施落实不力,特别是顶板破碎处上网措施,在7月8日制定上网措施后,顶板破碎处上网不及时。

5、基本工程质量差,调整支架状态不及时,架间距控制不好、顺坡差,运输机平直度掌握不好,抬运输机幅度小,形成低洼,直线性控制差,造成工作面中部严重拖后。

6、机电事故多,7月中旬,先是皮带机头因机头架强度低,固定不牢,皮带受力过大,将皮带机头掀起影响生产两天,后是采煤机滚筒掉。调面幅度大,造成支架上歪下斜,底座箱别推移连杆,支架拉移困难,从而不得不人为解开推移连杆,造成推进速度慢,顶煤及煤壁受矿压作用力大,造成漏顶。

7、超前技术指导不利,两面平行推采,临近接近位置前后对该面的预测预警后采取加强支护措施不及时。

8、顶煤碎的处理措施不及时。工作面中下部因支架推采速度慢,矿压大,造成顶煤破碎呈粉末状,在支架侧护板架前端、架间、面前片帮漏顶,没能及时采取针对性的加固顶板的措施。

第二篇:采煤工作面顶板管理培训题库

采煤工作面顶板管理培训题库

一、填空题:

1、位于煤层上面的岩层,称为顶板。

2、直接位于煤层之上,一般为薄层炭质页岩等软弱层组成,厚度在0.3~0.5m以下,极易冒落。这层顶板称为伪顶。

3、直接位于煤层或伪顶之上的一层或数层岩层,常有泥质页岩、页岩、砂质泥岩组成,厚度不等,并随回柱垮落。这层顶板称为直接顶。

4、通常位于直接顶之上的厚而坚硬的岩层,常由砂岩、石灰岩、砂砾岩等组成,回柱后可悬露大面积而不冒落。这层顶板称为老顶。

5、位于煤层下面的岩层称为底板。

6、直接位于煤层之下,强度较低的岩层,一般由泥岩、炭质泥岩、粘土岩组成,遇水易膨胀隆起挤压支柱。这层底板称作直接底。

7、位于直接底之下,也有直接位于煤层之下,比直接底坚固,一般由砂岩和石灰岩组成,有较强的支撑力。这层底板称作老底。

8、按直接顶岩层的稳定性及老顶来压强度的顶板分类:(1)不稳定顶板(又称破碎顶板):指直接顶是松软易垮落的漏顶的岩层。用数字序号Ⅰ表示。

(2)中等稳定顶板:直接顶中有裂隙但比较完整,工作面推进一定距离后,悬露顶板板才会冒落。用数字序号Ⅱ表示。

(3)稳定顶板:直接顶为强度较大的岩层,分层厚,无明显节理裂隙,工作面向前推进后顶板并不冒落,回柱放顶时,需要做人工强制放顶。用数字序号Ⅲ表示。

(4)坚硬顶板:顶板完整,很少有裂隙,回柱放顶后,顶板能大面积悬露不垮落。这种工作面的顶板必须采取深孔爆破,高压注水等特殊的放顶方法。用数字序号Ⅳ表示。

9、按老顶来压强度的强弱可将顶板分为四级: 不明显,用数字序号Ⅰ表示; 明显,用数字序号Ⅱ表示; 强烈,用数字序号Ⅲ表示; 极强烈,用数字序号Ⅳ表示。

10、在未采动的岩体内,岩石处于原始应力状态,当在岩体内进行采掘工程后,必然会引起围岩中应力的重新分布,达到新的平衡,这种压力重新分布及其对围岩的作用过程称作矿山压力。

11、在矿山压力作用下造成的围岩变形破坏,煤壁片帮、支架受载变形、煤的压出、冲击地压、以及煤与沼气突出等现象,称为矿山压力显现。

12、矿山压力的衡量指标有:

(1)顶板下沉量:一般是指煤壁处裸露的顶板到采空区边缘的顶板移近量,以mm计,在缓倾斜工作面由于顶板下沉量一般情况下远比底膨量大,因而称做顶板下沉量。

(2)顶板下沉速度:是指单位时间内的顶底板移近量,一般以mm/h计,它表示顶板活动的剧烈程度。

(3)支柱载荷:随着顶板下沉,采煤工作面支柱受载也逐渐增加,一般可以用肉眼观察到柱帽的变形和破坏,剧烈时可以观察到支柱的变形和折损。具体数值可用测力计或压力

2表测得,支柱所受载荷用KN/m表示。

13、影响回采工作面矿山压力的主要因素

(1)采高与控顶距:它的变化直接影响着顶板压力及顶板下沉量,采高、控顶距越小,顶板下沉量越小,顶板也就比较稳定。

(2)工作面推进度:加快工作面推进度,在一定情况下,能减少顶板下沉量,但推进速度增长到一定后,顶板下沉量将不会有显著改变。

(3)开采深度:开采深度在600m至800m时,深度对矿山压力没有明显影响,但随着开采学度的增加,煤壁内的支撑压力将加大,可能迫使支架的工作载荷增加。

14、采煤工作面矿山压力的基本特征

采煤工作面初次来压后,随着工作面的向前推进,顶底板岩层受到破坏,一般顶板岩层受到破坏严重,根据岩层破坏特征可以将岩层分为三部分:

冒落带:岩块成不规则垮落,岩体破碎系数为1.3~1.5左右。裂隙带:在冒落带之上,此处岩层虽已断裂,但仍能整齐排列。弯曲下沉带:裂隙带之上直到地表的岩层,这部分岩层裂隙更少。

冒落带矸石对裂隙带岩层起支撑作用,从而可减缓裂隙带岩层的挠曲程度。

15、初次来压时,工作面煤壁距开采切眼煤壁的距离称作初次来压步距。

16、采用全部垮落法时,使顶板自行垮落(或强制垮落)的过程叫放顶。

17、撤除放顶区内的支柱或支架叫回柱。

18、工作面沿走向一次放顶的宽度叫放顶步距。

19、放顶前工作面沿走向的最大宽度叫最大控顶距。20、放顶后工作面沿走向的最小宽度叫最小控顶距。

21、最大控顶距等于最小控顶距与放顶步距之和。

22、全部垮落法的放顶方法:一是密集支柱放顶:是将放顶线上补打成密集支柱,待放顶区内的支柱回撤后,顶板即沿这排密集支柱切断而垮落,同时密集支柱还可阻挡垮落的矸石,不致滚落于工作面,适用于顶板比较坚硬的采面。二是无密集支柱放顶:当工作面顶板松软,较易垮落,放顶线上不补打加强支柱,在放顶区回柱后,顶板仍能垮落,当采高较大或垮落大块矸石时,可在放顶线内侧打一梁二柱或一梁三柱的对接戗棚,以加强其稳定性。三是人工强制放顶:是当直接顶比较坚硬,撤回支架后不垮落时,采用沿切顶线打眼放炮的方法迫使顶板垮落,采用此方法,采面多采用沿切顶线打戗棚,和回采工作面沿倾斜间隔打木垛的方法,维护平衡采面的压力。

23、采面常用的特殊支架:采面常用的特殊支架有戗棚、木垛和戗柱。

23、采煤工作面循环:回采工作面完成落煤、装煤、运煤、支护、采空区处理等全部工序击而复始的采煤过程,称为采面循环。

24、采面正规循环:即回采工作面在规定的工种定员和时间内保质保量,安全地完成作业规程中循环图表所规定的全部工序和工作量,并周而复始的完成规定的循环次数,称正规循环作业。

25、月正规循环率:是全月实现的正规循环个数与全月工作日数和作业规程规定的日循环个数乘积之比,以百分比表示。

26、循环方式:昼夜循环次数和循环进度的总称为循环方式,其种类有:单循环-一昼夜完成一个循环;双循环-一昼夜完成两个正规循环;多循环--一昼夜完成两个以上的正规循环。

27、回采工作面的作业方式:回采工作面作业方式是指采煤班和准备班的配合形式,就是在一昼夜内分班个数各班应完成的任务。

准备班工序包括:回柱放顶、设备检修、接掐溜子、缩短顺槽、运输机等。采煤班的工序:落煤、装煤、运煤、移置工作面设备、挂梁、打柱、做缺口等。

28、作业方式的种类:(1)三班作业、两班出煤、一班准备,简称“两采一准”;(2)

三班作业、两班半出煤、半班准备;(3)三班作业、三班出煤、班内准备,简称“边采边准”;(4)四班作业、三班出煤、一班准备;(5)四班作业、四班出煤、班内准备;(6)四班交叉作业、三班出煤、一班准备。

29、劳动组织形式:劳动组织形式是指工人在生产过程中,分工与协作的形式,回采工艺的不同,劳动组织形式也不同。炮采单体柱工作面劳动形式:主要采用专业和综合工作相结合的形式;机采工作面劳动组织形式分:(1)专业工作队追机作业;(2)综采工作队分段作业;(3)分段接力追机作业;

30、正规循环作业的基本内容:回采工作面正规循环作业的基本内容包括循环方式、作业方式、工序安排、劳动组织和技术经济指标。即是在组织生产时,将工作面循环方式、作业方式、工序安排、劳动组织和技术经济指标,用图表形式反映出来,作为组织指挥生产的依据。

31、煤层厚度:是指煤层顶底板之间的垂直距离。

32、煤层按厚度分类:一是薄煤层-地下开采时厚度1.3m以下的煤层。二是中厚煤层-地下开采时厚度1.3至3.5m的煤层。三是厚煤层-地下开采时厚度3.5m以上的煤层。

33、按倾角的煤层分类:一是近水平煤层-地下开采时倾角8度以下的煤层;二是缓倾斜煤层-地下开采时倾角在8度至25度的煤层;三是倾斜煤层-地下开采时倾角在25度至45度的煤层。四是急倾斜煤层-地下开采时倾角在45度以上的煤层。

34、按煤层的稳定性煤层分类:一是稳定煤层;二是较稳定煤层;三是不稳定煤层。

35、按伤亡事故的性质可分成顶板、瓦斯、机电、运输、放炮、火灾、水害和其他8类事故。

36、在煤矿生产活动中,由于管理不善、操作失误、设备缺陷等原因,造成中断生产、设备 损坏等,但未造成人员伤亡的事故,通称为非伤亡事故。原中国统配煤矿总公司下发的 “关于加强非伤亡事故管理的通知”,把非伤亡事故分为三级。

37、一级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停工8 h以上,或使采区停工3昼夜以上;瓦斯、煤尘燃烧与爆炸;煤与瓦斯突出,其突出煤量超过50 t(含50 t);井下发火封闭采区或影响安全生产;火灾使井下全部或一翼停止生产;采区通风不良,风流瓦斯超限或瓦斯积聚,造成停产;采煤工作面冒顶长度在10 m(含10 m)以上;掘进工作面冒顶长度在5 m(含5 m)以上;巷道冒顶长10 m(含l0m)以上;

38、二级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停工2 h以上,但不足8 h,或采区停工8 h以上,但不足3昼夜;井下发火封闭采掘工作面;煤与瓦斯突出,其突出煤量超过10 t(含10t);因水灾使采区停产;采掘工作面通风不良,风流中瓦斯超限或瓦斯积聚,造成停产;采煤工作面冒顶长度超过5 m(含5 m);掘进工作面冒顶长度超过3 m(含3 m);巷道冒顶长度超过5 m(含5 m)。

39、三级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停产130 min~2 h,或使采区停工2~8 h;通风不良或局部通风机无计划停电,使风流中局部瓦斯聚集,瓦斯浓度超过3%;煤与瓦斯突出,其突出煤量在10 t以下;范围不大的井下发火;因水灾使一个采掘面停止生产;采煤工作面冒顶长度超过3 m(含3 m);掘进工作面冒顶长度3 m以下;巷道冒顶长度5 m以下。

40、采煤工作面顶板事故从力源上看有压垮、漏冒、推垮三种基本类型。

41、采煤工作面顶板事故按照冒顶范围和严重程度可分为局部冒顶和大型冒顶两大类。

42、特殊回采条件下的顶板管理

特殊回采条件:采煤工作面过断层、过老巷、通过上层煤柱影响区、分层假顶工作面、初采、初放、收尾、安装、过自然裂隙和采动裂隙等。

二、判断题√×

1、位于煤层上面的岩层,称为伪顶。×

2、直接位于煤层之上,一般为薄层炭质页岩等软弱层组成,厚度在0.3~0.5m以下,极易冒落。这层顶板称为直接顶。×

3、直接位于煤层或伪顶之上的一层或数层岩层,常有泥质页岩、页岩、砂质泥岩组成,厚度不等,并随回柱垮落。这层顶板称为伪顶。×

4、通常位于直接顶之上的厚而坚硬的岩层,常由砂岩、石灰岩、砂砾岩等组成,回柱后可悬露大面积而不冒落。这层顶板称为老顶。√

5、位于煤层下面的岩层称为底板。√

6、直接位于煤层之下,强度较低的岩层,一般由泥岩、炭质泥岩、粘土岩组成,遇水易膨胀隆起挤压支柱。这层底板称作直接底。√

7、位于直接底之下,也有直接位于煤层之下,比直接底坚固,一般由砂岩和石灰岩组成,有较强的支撑力。这层底板称作老底。√

8、不稳定顶板(又称破碎顶板):指直接顶是松软易垮落的漏顶的岩层。用数字序号Ⅰ表示。√

9、中等稳定顶板:直接顶中有裂隙但比较完整,工作面推进一定距离后,悬露顶板板才会冒落。用数字序号Ⅱ表示。

10、稳定顶板:直接顶为强度较大的岩层,分层厚,无明显节理裂隙,工作面向前推进后顶板并不冒落,回柱放顶时,需要做人工强制放顶。用数字序号Ⅲ表示。√

11、坚硬顶板:顶板完整,很少有裂隙,回柱放顶后,顶板能大面积悬露不垮落。这种工作面的顶板必须采取深孔爆破,高压注水等特殊的放顶方法。用数字序号Ⅳ表示。√

12、按老顶来压强度的强弱可将顶板分为三级,即不明显,用数字序号Ⅰ表示;明显,用数字序号Ⅱ表示;强烈,用数字序号Ⅲ表示。×

13、矿山压力的衡量指标有二种:顶板下沉量:顶板下沉速度。×

14、影响回采工作面矿山压力的主要因素有三个:采高与控顶距;工作面推进度:开采深度。√

15、采煤工作面初次来压后,随着工作面的向前推进,顶底板岩层受到破坏,一般顶板岩层受到破坏严重,根据岩层破坏特征可以将岩层分为三部分:冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。√

16、初次来压时,工作面煤壁距开采切眼煤壁的距离称作初次来压步距。√

17、采用全部垮落法时,使顶板自行垮落(或强制垮落)的过程叫放顶。√

18、撤除放顶区内的支柱或支架叫回柱。√

19、工作面沿走向一次放顶的宽度叫放顶步距。√ 20、放顶前工作面沿走向的最大宽度叫最大控顶距。√

21、放顶后工作面沿走向的最小宽度叫最小控顶距。√

22、最大控顶距等于最小控顶距与放顶步距之差。×

23、全部垮落法的放顶方法:一是密集支柱放顶。二是无密集支柱放顶。三是人工强制放顶。√

24、采面常用的特殊支架:采面常用的特殊支架有戗棚、木垛和戗柱。√

25、采煤工作面循环:回采工作面完成落煤、装煤、运煤、支护四个工序周而复始的采煤过程,称为采面循环。×

26、采面正规循环:即回采工作面在规定的工种定员和时间内保质保量,安全地完成作业规程中循环图表所规定的全部工序和工作量,并周而复始的完成规定的循环次数,称正规循环作业。√

27、月正规循环率:是全月实现的正规循环个数与全月工作日数和作业规程规定的日循

环个数乘积之比,以百分比表示。√

28、循环方式:昼夜循环次数和循环进度的总称为循环方式,其种类有:单循环,双循环,多循环。√

29、回采工作面作业方式是指采煤班和准备班的配合形式,就是在一昼夜内分班个数各班应完成的任务。√

30、作业方式的种类:(1)三班作业、两班出煤、一班准备,简称“两采一准”;(2)三班作业、两班半出煤、半班准备;(3)三班作业、三班出煤、班内准备,简称“边采边准”;(4)四班作业、三班出煤、一班准备;(5)四班作业、四班出煤、班内准备;(6)四班交叉作业、三班出煤、一班准备。√

31、劳动组织形式是指工人在生产过程中,分工与协作的形式,回采工艺的不同,劳动组织形式也不同。炮采单体柱工作面劳动形式:主要采用专业和综合工作相结合的形式;机采工作面劳动组织形式分:(1)专业工作队追机作业;(2)综采工作队分段作业;(3)分段接力追机作业;√

32、煤层厚度:是指煤层顶底板之间的最长距离。×

33、煤层按厚度分类:一是薄煤层-地下开采时厚度1.3m以下的煤层。二是中厚煤层-地下开采时厚度1.3至3.5m的煤层。三是厚煤层-地下开采时厚度5m以上的煤层。×

34、按倾角的煤层分类:一是近水平煤层-地下开采时倾角8度以下的煤层;二是缓倾斜煤层-地下开采时倾角在8度至25度的煤层;三是倾斜煤层-地下开采时倾角在25度至45度的煤层。四是急倾斜煤层-地下开采时倾角在45度以上的煤层。√

35、按煤层的稳定性煤层分类:一是稳定煤层;二是不稳定煤层。×

36、按伤亡事故的性质可分成顶板、瓦斯、机电、运输、放炮、火灾、水害和其他8类事故。√

37、在煤矿生产活动中,由于管理不善、操作失误、设备缺陷等原因,造成中断生产、设备 损坏等,但未造成人员伤亡的事故,通称为非伤亡事故。原中国统配煤矿总公司下发的 “关于加强非伤亡事故管理的通知”,把非伤亡事故分为二级。×

38、一级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停工8 h以上,或使采区停工3昼夜以上;瓦斯、煤尘燃烧与爆炸;煤与瓦斯突出,其突出煤量超过50 t(含50 t);井下发火封闭采区或影响安全生产;火灾使井下全部或一翼停止生产;采区通风不良,风流瓦斯超限或瓦斯积聚,造成停产;采煤工作面冒顶长度在10 m(含10 m)以上;掘进工作面冒顶长度在5 m(含5 m)以上;巷道冒顶长10 m(含l0m)以上;√

39、二级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停工2 h以上,但不足8 h,或采区停工8 h以上,但不足3昼夜;井下发火封闭采掘工作面;煤与瓦斯突出,其突出煤量超过10 t(含10t);因水灾使采区停产;采掘工作面通风不良,风流中瓦斯超限或瓦斯积聚,造成停产;采煤工作面冒顶长度超过5 m(含5 m);掘进工作面冒顶长度超过3 m(含3 m);巷道冒顶长度超过5 m(含5 m)。√

40、三级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停产130 min~2 h,或使采区停工2~8 h;通风不良或局部通风机无计划停电,使风流中局部瓦斯聚集,瓦斯浓度超过3%;煤与瓦斯突出,其突出煤量在10 t以下;范围不大的井下发火;因水灾使一个采掘面停止生产;采煤工作面冒顶长度超过3 m(含3 m);掘进工作面冒顶长度3 m以下;巷道冒顶长度5 m以下。√

41、采煤工作面顶板事故从力源上看有压垮、漏冒、推垮三种基本类型。√

42、采煤工作面顶板事故按照冒顶范围和严重程度可分为局部冒顶和大型冒顶两大类。√

43、特殊回采条件:指采煤工作面过断层、过老巷、通过上层煤柱影响区、分层假顶工作面、初采、初放、收尾、安装、过自然裂隙和采动裂隙等。√

三、简答题

1、初次来压、周期来压

初次来压与初次来压步距:采煤工作面从切眼开始推进,一般情况下,伪顶随采随放顶随冒落,直接顶也会随回采放顶回柱而垮落,而老顶只是在悬露面积大时,才发生剧烈下沉和垮落。老顶垮落时,顶板压力显著增大,此时的顶板压力就叫初次来压,通常把老老顶第一次大面积人垮落叫初次来压。

2、初次来压的特点是什么? 答:

(1)由于老顶的剧烈活动,迫使工作面顶板下沉量和下沉速度急剧增加。

(2)老顶的活动和顶板下沉的急剧增加,使支架受力猛增,顶板破碎并出现平行煤壁裂缝,甚至出现工作面顶板台阶下沉。

(3)因老顶悬露跨度增大,煤壁内的压力过于集中,会使煤壁片帮破坏范围扩大,加上老顶断裂时顶板急剧下沉,会进一步将煤壁压碎,而大面积片帮,严重时片帮深度可达0.6m至0.8m。

3、什么叫周期来压?

答:周期来压:老顶初次来压以后,顶板压力减少,但随着采煤工作面的推进,悬顶面积逐渐增大,到一定跨度时,又发生弯曲下沉、折断和垮落,顶板压力也显著增加,这种垮落是有规律和周期性发生,故而叫周期来压。两次来压的距离叫周期来压步距。周期来压步距一般为初次来压步距的1/4至1/2.4、采煤工作面的正常压力指什么? 在两次周期来压之间,顶板压力一般处于正常状态就叫做正常压力,在正常压力状态下,工作面的地点不同,顶板压力也有差别。遇到断层、褶曲、陷落柱及劈裂时顶板压力也会突然增大。

5、什么叫初撑力?

初撑力:支柱或支架在泵站额定压力作用下,对顶板的支撑力叫初撑力。

6、什么叫工作阻力?支柱或支架在顶板压力作用下,使支柱下腔的压力增高到安全阀开启压力时,支柱或支架对顶板的支撑力叫工作阻力。

7、什么叫支柱的迎山角与迎山距?支柱的轴线和煤层顶底板法线的夹角称支柱迎山角,支柱顶部由煤层顶底板法线向上偏移的距离叫迎山距。

8、煤层产状的三要素是什么?

煤(岩)层的产状要素:是由三个要素组成的,即走向、倾向和倾角。走向-即煤或岩层层面与水平面的交线;倾向-即在煤(岩)层层面上,与走向线垂直向下的线倾斜线,倾斜线在水平面上的投影叫倾向线,倾向线所指的方向叫倾向;倾角-是煤(岩)层层面与水平面的夹角。

三、问答题

(一)采煤工作面易发生大面积顶板事故的地点主要有哪些?

1、开切眼附近

在这个区域,直接顶板上部坚硬岩层(老顶)两边都受煤体支撑不易下沉,给下部岩层的(直接顶)下沉离层创造了条件。

2、地质破坏带(断层、褶曲等)附近

在这些地点,老顶下部直接顶岩层破断后,易形成大块岩体并下滑垮落。

3、老巷附近

由于老巷顶板被破坏,使直接顶容易破断。

4、倾角大的地段

这些地段由于重力作用,大岩块沿倾斜下滑力大。

5、顶板岩层淋水段

顶板岩层含水使顶板裂隙容易张开或沿裂隙面滑动。

6、局部冒顶区附近

由于局部冒顶破坏了顶板的完整性,引起了顶板压力的变化,因而可导致大冒顶。

(二)采煤工作面冒顶前的征兆主要有哪些?

1、发出响声:岩层下沉断裂,顶板压力急剧加大时,支架会发生劈裂声,紧接着出现折梁断柱现象;金属支柱的活柱急速下缩,也发出很大的吱吱声,有时也能听到采空区顶板发生断裂的闷雷声。

2、掉渣:顶板严重破裂时,出现顶板掉渣,掉渣越多,说明顶板压力越大。

3、片帮煤增多:因煤壁所受压力增加,变得松软,片帮煤比平时要多。

4、顶板裂缝增多:顶板有裂缝并脱开,裂隙增多。

5、顶板出现离层:检查顶板要及“问顶”的方法,如果违章清脆青蛙顶板完好,顶板发出“嗡嗡”的响声,说明上下岩层之间已离层。

6、漏顶:在冒顶前破碎的伪顶或直接顶有时会因背顶不严和支架不牢固出现漏顶现象,造成空顶,支架不受力或松动而造成冒顶。

7、瓦斯涌出量增加:含瓦斯煤层,顶板冒落前瓦斯涌出量突然增大。

8、棚淋水:顶板的淋水量明显增加。

(三)采煤工作面常见顶板事故隐患有哪些?

1、超前支护支护不合格,顶板压力大、断梁折柱多、断面小于设计的70%,替棚质量差,有空顶空帮,有局部发生冒漏型冒顶的危险。或因采面机风两巷因设计在煤柱集中压力带内而导致采面机风巷压力过大、采面机风巷因设计支护支撑力小而使机风两巷压力太大导致的超前支护段有冒顶的危险。

2、上下安全出口因巷道施工原因与采面不能相连,机、风巷与安全出口间有较大的落差,导致采面上下出口处压力增大,有压垮型冒顶的危险;采面上出口处风巷因采面上部坡度大,使风巷与采面连接处的风巷上帮有严重片帮的危险。上下出口处因高度过大使支架的高度(没有及时调换支架)不能适应导致支撑力降低或无,存在冒顶的危险。

3、上下安全出口因支护质量差,棚距过大、迎山角不当、支柱卸载、缺柱等导致有冒顶的危险。

4、采面提前或滞后回收支架(由三四排管理变为二五排管理)导致压力集中或支撑力不够而产生的冒顶危险。

5、采面老空侧压力大,没有及时使用特殊支护戗棚、闭老空帮不严等导致老空侧向采面有大的压力而推压垮采面。

6、采面煤壁侧端面距过大、没有及时闭帮或打靠帮柱导致采面煤壁侧出现冒漏型冒顶。

7、采面空帮空顶过多过大导致采面支架支撑力严重不足有引起采面大面积垮落的危险。如上部煤层已开采且煤层间距过小易发生上述情况。

8、采面老空侧无密集柱、无戗棚、无木垛导致切顶能力减小而引起发生大面积压垮采面的危险。

9、采面支架损坏或大面积支撑力不足导致发生采面大面积压垮型冒顶的危险。

10、采面放炮不当引起崩倒支架引起的冒漏型冒顶。

11、采面不按要求一次移一架而多移支架而造成的支撑力下降引起的冒顶。

12、采面支架因采面坡度变化过大,支架间的间隙无或过小引起支架无支撑力或支撑力

过小而引起的冒顶危险。

13、采面因断层等构造因起的顶板、煤层变化引起的局部压力过大引起的冒顶危险。

14、采面因过老巷,而老巷无提前加强支护引起的冒顶危险。

15、采面运输机拉运物料、大块煤、矸而拉倒支架而引起的冒顶。

16、采面因设计的原因留有顶煤因顶煤破碎导致采面支架支架无支撑力导致的大面积冒顶的危险。

(四)采煤工作面前后方压力分布规律是什么?

采煤工作面前后方压力分布以曲线形式可划分为八个区域:

(1)不受采动压力影响区:该区距工作面距离较远,通常在60m至150m以外。

(2)前支承压力影响区:该区在采面煤壁前方25m至150m范围内受采动压力影响,矿压显现轻微,仅局部地点发生支架折断。

(3)前支承压力显现区:该区距采面较近,一般为8m至35m,工作面回采时受采动影响,巷道有明显的压力显现,断梁折柱逐渐增多。

(4)最大压力区:该区在采煤工作面煤壁前方1m至15m范围之内,回采时受采动影响较大,且支承压力集中,支架破坏严重。

(5)压力下降区:当接近采面煤壁时,由于支承压力作用将煤压松产生裂隙,从而传递压力减弱,煤壁推过后形成工作空间和采空区,因此压力急剧下降。这个区域的范围在工作面煤壁前5m至工作面煤壁后方7m。

(6)卸压区:在采煤工作面推过后,直接顶垮落,老顶暂时承受上覆岩层的重量,并将其重量传递到工作面煤壁前方和后方采空区冒落的矸石上,因此,在工作面煤壁后方5m至50m范围采空区处于卸压状态。

(7)后支承压力区:由于上覆岩层砌体梁的形成,一端作用于工作面前方煤壁,另一端作用于采空区冒落的岩石上,使采空区后方压力再次升高,该区在工作面煤壁后方20m至100m范围内。

(8)压力稳定区:随着采面的推进,支承压力不断前移,上覆岩层也缓慢下沉,于是在采空区50m至100m以外压力逐渐趋于稳定。

四、选择题

1、位于煤层上面的岩层,称为D。A、直接顶 B伪顶 C老顶 D顶板

2、直接位于煤层之上,一般为薄层炭质页岩等软弱层组成,厚度在0.3~0.5m以下,极易冒落。这层顶板称为B。A、直接顶 B伪顶 C老顶

3、直接位于煤层或B之上的一层或数层岩层,常有泥质页岩、页岩、砂质泥岩组成,厚度不等,并随回柱垮落。这层顶板称为A。A、直接顶 B伪顶 C老顶 D顶板

4、通常位于直接顶之上的厚而坚硬的岩层,常由砂岩、石灰岩、砂砾岩等组成,回柱后可悬露大面积而不冒落。这层顶板称为C。A、直接顶 B伪顶 C老顶 D顶板

5、位于煤层下面的岩层称为C。A直接底 B老底 C底板

6、直接位于煤层之下,强度较低的岩层,一般由泥岩、炭质泥岩、粘土岩组成,遇水易膨胀隆起挤压支柱。这层底板称作A。A直接底 B老底 C底板

7、位于直接底之下,也有直接位于煤层之下,比直接底坚固,一般由砂岩和石灰岩组成,有较强的支撑力。这层底板称作C。A直接底 B老底 C底板

8、按直接顶岩层的稳定性及老顶来压强度的顶板分类为:ABCD。A不稳定顶板 B中等稳定顶板 C稳定顶板 D坚硬顶板.9、按老顶来压强度的强弱可将顶板分为 ABCD: A不明显 B明显 C强烈,D极强烈

10、按直接顶岩层的稳定性及老顶来压强度的顶板分为: D类。A一 B二 C三 D四

11、按老顶来压强度的强弱可将顶板分为D级 : A一 B二 C三 D四

12、矿山压力的衡量指标有 ABC:

A顶板下沉量 B顶板下沉速度 C支柱载荷

13、影响回采工作面矿山压力的主要因素有ABC。A采高与控顶距 B工作面推进度 C开采深度

14、采煤工作面初次来压后,随着工作面的向前推进,顶底板岩层受到破坏,一般顶板岩层受到破坏严重,根据岩层破坏特征可以将岩层分为 ABC 部分:

A冒落带 B裂隙带 C弯曲下沉带

15、最大控顶距等于最小控顶距与放顶步距之B。A差 B和 C积

16、全部垮落法的放顶方法:一是A,二是B放顶,三是C A密集支柱放顶 B无密集支柱放顶 C人工强制放顶

23、采面常用的特殊支架:采面常用的特殊支架有B。A戗棚 B木垛 C戗柱。

24、采煤工作面循环:回采工作面完成ABCDE等全部工序击而复始的采煤过程,称为采面循环。

A落煤 B装煤 C运煤 D支护 E采空区处理

25、采面正规循环:即回采工作面在规定的工种定员和时间内保质保量,安全地完成作业规程中A所规定的全部工序和工作量,并周而复始的完成规定的循环次数,称正规循环作业。

A循环图表 B经济技术指标表

26、循环方式:昼夜循环次数和循环进度的总称为循环方式,其种类有:A-一昼夜完成一个循环;双循环-一昼夜完成两个正规循环;C--一昼夜完成两个以上的正规循环。A单循环 B双循环 C多循环

27、回采工作面的作业方式:回采工作面作业方式是指A和B的配合形式,就是在一昼夜内分班个数各班应完成的任务。

A采煤班 B准备班 C检修班

28、、煤层厚度:是指煤层顶底板之间的C距离。A最大 B平均 C垂直

29、煤层按厚度分类:一是薄煤层-地下开采时厚度Am以下的煤层。二是中厚煤层-地下开采时厚度1.3至Bm的煤层。三是厚煤层-地下开采时厚度Bm以上的煤层。A1.3 B3.5 C5 30、按倾角的煤层分类:一是A煤层-地下开采时倾角8度以下的煤层;二是B煤层-地下开采时倾角在8度至25度的煤层;三是C煤层-地下开采时倾角在25度至45度的煤层。

四是D煤层-地下开采时倾角在45度以上的煤层。A近水平B缓倾斜 C倾斜 D急倾斜

31、按煤层的稳定性煤层分类:一是A煤层;二是较稳定煤层;三是C煤层。A稳定 B较稳定 C不稳定 D极不稳定

32、按伤亡事故的性质可分成顶板、瓦斯、机电、运输、放炮、火灾、水害和其他C类事故。

A六 B七 C八

33、在煤矿生产活动中,由于管理不善、操作失误、设备缺陷等原因,造成中断生产、设备 损坏等,但未造成人员伤亡的事故,通称为非伤亡事故。原中国统配煤矿总公司下发的 “关于加强非伤亡事故管理的通知”,把非伤亡事故分为C级。A一 B二 C三

34、一级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停工8 h以上,或使采区停工3昼夜以上;瓦斯、煤尘燃烧与爆炸;煤与瓦斯突出,其突出煤量超过50 t(含50 t);井下发火封闭采区或影响安全生产;火灾使井下全部或一翼停止生产;采区通风不良,风流瓦斯超限或瓦斯积聚,造成停产;采煤工作面冒顶长度在C m(含10 m)以上;掘进工作面冒顶长度在5 m(含5 m)以上;巷道冒顶长10 m(含l0m)以上;A3 B5 C10 D15

35、二级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停工2 h以上,但不足8 h,或采区停工8 h以上,但不足3昼夜;井下发火封闭采掘工作面;煤与瓦斯突出,其突出煤量超过10 t(含10t);因水灾使采区停产;采掘工作面通风不良,风流中瓦斯超限或瓦斯积聚,造成停产;采煤工作面冒顶长度超过B m(含5 m);掘进工作面冒顶长度超过3 m(含3 m);巷道冒顶长度超过5 m(含5 m)。

A3 B5 C10 D15

36、三级非伤亡事故:发生的事故使全矿井停产30 min~2 h,或使采区停工2~8 h;通风不良或局部通风机无计划停电,使风流中局部瓦斯聚集,瓦斯浓度超过3%;煤与瓦斯突出,其突出煤量在10 t以下;范围不大的井下发火;因水灾使一个采掘面停止生产;采煤工作面冒顶长度超过A m(含3 m);掘进工作面冒顶长度3 m以下;巷道冒顶长度5 m以下。A3 B5 C10 D15

37、采煤工作面顶板事故从力源上看有压垮、漏冒、推垮三种基本类型。A压垮 B漏冒 C推垮

38、采煤工作面顶板事故按照冒顶范围和严重程度可分为局部冒顶和A冒顶两大类。A大型 B中型 C小型

第三篇:关于《浅析煤矿采煤工作面顶板管理技术》论文

题目:浅析煤矿采煤工作面顶板管理技术

工作单位:姓 名:

浅析煤矿采煤工作面顶板管理技术

摘 要:本文指出采煤工作面顶板管理工作的重要性,简要阐述了加强采面顶板管理的具体做法和要求,确保采面顶板管理得到有效加强,严防采面顶板事故发生。关键词:采煤工作面 顶板管理技术

采煤工作面顶板管理是煤矿生产技术管理的重要工作,为了搞好顶板管理,增强采煤工人顶板管理安全意识,认真贯彻落实“安全第一,预防为主”的方针,杜绝重大伤亡事故的发生,打造本质安全型矿井,本文拟提出以下几种做法及要求。

一、增强采煤工顶板管理意识,提出在安全的前提下完成各道工序做法、措施。确保作业人员在“支护完整、安全可靠”的条件下作业,严禁空顶作业。

(一)工作面上、下班时,班长必须负责进行现场交接班,把本班工作面的顶邦情况、生产任务、质量、安全、设备等情况以及上个班作业过程存在的问题等情况向下一个班组的人员交代清楚。严禁炮后交接班,因特殊原因无法现场交接班时,须将工作面相关情况写在交接班台账本上,以告知下个班组。

(二)进入采煤工作面前,班组长必须对工作面支护情况先作检查并安排处理好存在的问题。采煤工作面支柱应在放炮前加固,工作面的打眼、装药、放炮必须严格按作业规程规定进行。放炮崩倒、崩坏的支架必须立即恢复或更换。严格执行工作面敲邦问顶工作,发现存在不安全隐患,必须立即组织排除,待隐患排除清楚后,方可进行正常生产。

(三)采煤工作面必须备有足量的备用支护材料和齐全的支护、处理顶板工具;采煤工作面作业前,必须认真遵循《作业规程》规定的采煤方法,自上往下进行回采工作,施工小眼时,必须严格按规程规定的小眼断面尺寸打眼放炮,严禁乱采乱掘、吃肥丢瘦或以掘代采现象,人为造成顶板管理困难。

(四)钻眼过程中,必须严格按规程规定的循环进度进行操作,作业过程中,必须经常观察顶板来压等情况,发现不安全隐患时,必须立即停止作业,撤出所有的作业人员及机具,待隐患排除清楚后,方可继续作业。

(五)放炮通风结束后重新进入工作面时,班长应负责由外往里对支架进行认真检查加固,并严格执行敲邦问顶工作,检查工作面前后安全质量情况,确认安全后方可进入工作面。

(六)出煤时,班长应指挥支护工,做好边出煤边支护工作,禁止任何人进入未支护的工作面,保证支护符合要求,严禁空邦空顶作业。

(七)支护工在上班时必须掌握上一个班的支护质量情况及安全生产状况,特别是整个工作面的支护情况,按照《作业规程》要求对工作面进行支护,支护前必须做好检查工作面和敲邦问顶工作。对工作面的三角带、安全上下出口、开口处等认真观察,一旦发现断梁折柱,必须及时加强支护,了防止工作面煤壁片邦,保证安全出口畅通。

(八)采煤工作面必须严格按作业规程规定及时支护,并确保支主柱质量,严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固、迎山有力,严禁支在浮煤和浮矸上。碰倒、损坏或失效的支柱必须立即恢复或更换。严禁在控顶支护区内提前撤柱,严禁使用失效、损坏等残缺不全的支护材料。

(九)工作面达初次放顶步距时,班队长必须及时上报值班调度报请矿领导及生产、安监、调度等部门领导,一同到现场指挥,及时进行放顶工作。放顶工作前,必须适当增加支柱密度,并沿切顶线每隔10m打一个木垛,工作面出口处必须有木垛加固。

(十)工作面进行回柱工作前,不得进行与回柱工作无关的工作,必须把无关人员撤离工作面。准备回柱前,必须严格按《作业规程》规定的要求,对工作面先行支护,设置必要的丛柱及密集等特殊支护,同时,对工作面进行全面检查,清理人员退路后,确

保无误后,方可开始进行回柱工作。

(十一)回柱放顶工作必须严格遵循“自下而上、由里往外”的原则,撤净支护的工作面,人员不得进入,放顶人员必须站在支架完整,没有可能发生崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等情况的安全地点工作,作业过程中,工作面应留设砍口后的信号柱,必须指定有经验的老工人专门观察顶板。

(十二)如发生回柱后顶板仍不冒落的现象,工作面悬顶距超过《规程》规定距离时,必须及时报告矿有关部门,采取强制放顶或留设煤柱等有效措施。工作面发生大面积冒落时,首先控制好冒顶区上下两端,然后由外向里恢复支架,并随时确保退路畅通,处理冒顶区时队长、技术员、安监员、管理员要蹲点现场、指挥处理,直至处理完毕。

(十三)所有的作业人员必须严格遵守《煤矿安全规程》、《作业规程》及《工种操作规程》制定的各项规定在确保“支护完整,安全可靠”的前提下方能进行作业,严禁违章作业、违章指挥。

二、加强构造带的特殊支护,提出在已经清楚构造带的情况下,特殊支护措施如何清楚交代并落实到班组作业人员,确保采面得到有效支护不发生片邦、冒顶等事件。

对已清楚构造带的情况下,必须根据现场情况制定相应的补充

技术措施,并贯彻落实到每个作业人员,由安监员现场跟班督促落实,队长必须亲自在现场指挥。作业人员必须严格执行《作业规程》及补充措施规定的支护质量要求、服从班长、队长的正确指挥,做好本班次辅助工作的材料准备、送料,采用加大柱径、架棚支护或加打丛柱、密柱及木垛等有效的支护措施进行加固,顶邦必须过实背紧,有条件时,必须优先使用单体液压支柱,严禁空邦空顶作业。作业过程中,除做好个人保安工作外,必须时刻注意整个工作面线路的安全状况,发现不安全隐患时,立即报告班长、队长进行处理。对违章行为,安监员应给予从严从重处罚。

三、加强顶板观测,做好采面顶板压力预测预报。

(一)提出顶板矿山压力显现(直接顶初次垮落、老顶初次来压、老顶周期)时如何观测顶板压力,要观测哪些内容?由谁观测? 1.矿压观测内容包括:日常支柱(支架)支护质量动态监测、巷道变形离层监测、顶板活动规律分析等内容。采煤工作面要认真执行“地质预测制”,要重点提出防止顶板事故的针对性措施。2.矿成立地测科,由矿领导牵头,以技术科、安监站、采掘队等相关人员为构成,配备必要的矿压观测仪,对井下采掘工作面进行日常矿压观测,做好矿压预测预报工作,提前做好防范措施。

在进行采矿工程设计时,要按新《煤矿安全规程》要求合理布置巷道,遵循采面矿压规律,避免邻面同时开展采掘活动,合理安排工作面接续,不能人为造成压力集中及冲击地压隐患,确保生产安全。

(二)遇构造带(包括向背斜、断层、皱曲、破碎带(或火成岩带)、煤层结构变化、顶底板岩性变化等)时,及时向有关部门反馈信息积极采取特殊支护。

1.工作面过破碎带或过断层时首先必须加强敲邦问顶制度,及时加强工作面的特殊支护。根据工作面破碎带裂隙方向,选择抗山棚(顺山棚)或“鸭嘴”棚支护,支护时,顶必须填实、填牢,必要时可铺设金属网,以防掉顶伤人。

2.工作面遇构造带围岩较为破碎,普通的支护难于满足安全需要时,支护工必须及时采取加强支护力度的措施,同时,及时报告队长、矿调度室或生产办有关技术人员、管理人员,采取相应补充措施,保证支护强度满足安全生产要求。对于大面积的冒顶或较为危险地段的支护工作,除必须做好相应的保安措施外,保持作业人员退路畅通,并由有经验的人员负责观察顶、邦动态,发现险情时,及时撤离所有的作业人员至安全地段,支护工可以拒绝任何人的违章指挥。

四、加强采煤工作面工程质量管理,确保小眼断面、采面支柱的排柱距、柱径等达到作业规程的要求

(一)班长、支护工必须对本工作面支护工作负全面责任,保证支护质量合格,满足安全生产需要。支护时必须选择合格的材料,柱子材质、材径、柱帽规格、背邦板皮、架棚材料规格符合《规程》要求,特殊支护的材料如木垛、丛柱、密集及抗山棚等必须严格按《规程》要求布设,严格按《规程》规定的支护规格进行支护。

(二)支护时必须确保支护的质量、支护形式的选择如贴邦柱、带帽点柱支护、掘进棚支护、一梁三柱鸭嘴棚支护、特殊支护(木垛、丛柱、密集及抗山棚等);支柱的质量如排柱距、棚距、柱子的成排成形、柱帽、柱鞋、柱窝、迎山角、背邦、填顶、横撑、加固件等必须符合《规程》要求。采煤工作面严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固,并有防倒柱措施,严禁在浮煤或浮矸上架设支架。碰倒或损坏的支柱必须立即恢复或更换,工作面遇到断层、旧巷、顶板破碎、冒落等情况时,必须采取措施指派专人提前处理。

(三)支护工必须对工作面进行及时支护,必须保证出煤与支护两工序的平行交叉作业,控制好时间各空间的错开,确保支护在

时间上的及时,在空间上的安全性;同时,严禁[空邦空顶作业,对于放炮后崩倒的柱子必须按照《规程》要求及时补上,以防掉顶片邦等事故的发生。

(四)技术员、安监员及管理员应经常深入井下采掘一线,做好工作面支护质量、排柱距、成排成行、柱径等的现场监督管理工作,发现问题立即安排现场整改。

(五)工作面的伪顶应及时处理干净。伞檐应及时处理,撬不下的应及时打上支柱。严禁在伪顶和伞檐下冒险作业。掘进巷道时,不经许可不得挑顶。回采工作面采高一般不得超过2m,在允许的采高范围内,一次采全高的煤层要见底见顶,不得丢顶底煤。同时必须根据工作面的采高正确选择支柱的高度,在采高变化时及时更换支柱。

(六)严格执行敲帮问顶制度。开工前,班组长和安全员必须对工作面安全情况进行全面检查,确认无危险后,方准员工进入工作面。员工必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况,发现险情时要立即采取措施进行处理。处理险情由班组长指挥、安监员监督。险情未排除前,班组长和安监员不得离开现场。敲帮问顶人员要站在有支架的安全地点由外向里、先顶后帮进行工作,并确保退路畅通。

五、矿压显现与构造带特殊支护。

(一)如何确定合理和特殊支护的密度、强度,提出确定的依据。采用类比法,根据本矿或邻矿同煤层矿压观测资料、经验和做法,或通过经验公式计算确定我矿工作面的支护强度。

1.工作面合理的支护强度,采用经验公式计算如下:pt=9.81hrk.式中pt为合理的支护强度,kn/m3;h为采高,m;r为顶板岩石容重,kn/m3;k为工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4-8,应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件较好、周期来压不明显、应选用低倍数;反之就选用高倍数。

2.工作面合理的支柱密度,可采用下列公式进行计算:n=pt/rt.式中n为支柱密度,根/m2;rt为支柱的实际支撑能力,kn/根。根据合理的支柱密度确定我矿的排柱距为1m*1m。

3.工作面合理的控顶距的选择:在满足安全生产的前提下,根据工作面实际条件选择控顶距坚硬顶板控顶距可适当增大,如我矿的c8煤层,可采用“见六回二”的管理方式;松软、缓慢下沉顶板可适当缩小如我矿的c9煤层;一般应采用“见五回一”的管理方式。

4.加强采面支护质量,特别是工作面来压时,要提高工作面支护

强度,缩小工作面的排柱距,采用柱径更大的坑木或丛柱、木垛等特殊支护进行加固。用用单排或双排密集(密集与木垛、丛柱等结合)。如采用双排密柱切顶时,其中一排为预备密集;工作面采用密柱切顶,密集长度5-8 米,预备密集排数2 排,密集间隔0.3米,安全门宽度0.5米。木垛与丛柱的设置地点一般在采面的上下出口及应力集中区,必须加强木垛的设置管理。密集、丛柱、木垛的架设必须保持采空侧直线,木垛最好用方木架设,如用圆木接触点必须削平。

(二)特殊支护的质量如何得到确保,提出确保特殊支护的相关安全技术措施。

1.工作面上下出两个安全出口必须有专人维护,班长是第一责任人,必须经常检查出口的支护情况,确保退路畅通。

2.上下安全出口必须架设抬棚加强支护(反眼见煤点处应架棚支护),下出口必须有供人员上、下的梯子,所有出口必须保持畅通无阻。三角带、上下出口及工作面切顶线和构造带等应力集中区必须采用密柱、丛柱、木垛等特殊支护,班长和支柱工是第一责任人,矿各职能部门要深入生产现场,检查、监督及指导生产单位的顶板管理,发现问题及时汇报、处理。

3.各队队长、班长及顶板管理工做好各自工作地点特殊支护的顶

板维护工作,跟班队干每班做好顶板情况记录,顶板管理领导小组要每天检查记录情况,以便及时跟踪顶板管理情况,加强监督顶板管理工作。

4.矿每旬进行一次安全大检查,各组组长及组员要认真检查作业点的顶板安全情况。安监、生产、通风及施工单位等部门的管理人员要经常深入生产一线,检查顶板安全情况,特别是重点检查特殊支护情况是否不折不扣落实到位。对存在的顶板安全隐患,检查人员必须填写处理措施及复查情况。在报表上写明检查时间、复查时间及复查人员,对检查出来的顶板安全隐患,施工单位必须按整改要求进行整改。对无故拖延或拒不整改的单位,矿将按相关规定对该作业点负责人进行处罚。

六、加强采面顶板管理的其它做法。

(一)回采工作面收尾时,必须制定安全措施。

(二)实行顶板管理奖惩制度,建立采面生产重大顶板安全隐患汇报奖励制度,经确认情况属实的给予汇报人奖励100元/次。对顶板管理标准化未达到要求的作业点,矿按情况给予一定的经济处罚。由于管理不到位,造成顶板安全事故时。矿将及时对相关责任人按矿有关管理规定进行处罚。

(三)建立顶板管理技能培训制度,通过安全活动日宣传党的“安

全第一”方针,牢固树立“安全第一”的思想,强化顶板管理意识。

(四)矿每月召开一次顶板管理会议,由安全副矿长主持。会议主要内容:检查责任制、规程、规定的执行情况,对顶板管理出现的问题进行通报,总结经验、吸取教训,并提出下一步改进意见及计划。各队每月由队长主持召开一次顶板管理分析会,总结本队在顶板管理上取得的成绩及存在的问题,解决生产过程中存在的问题及地质情况变化时采取的预防措施。

(五)对矿各采煤作业点发生的一般顶板安全事故,生产副矿长必须及时组织安全、生产、通风及施工单位的有关人员召开事故分析会。针对事故进行深刻分析、总结,必须对相关责任人进行处罚和教育工作,并提出有效措施防止施工再次发生。结束语:煤矿采煤工作面顶板管理工作技术含量大,只有掌握各类工作面顶板应力规律采取相应的管理措施,切实提高顶板管理的技术水平,增强各级人员的责任心,才能严防顶板事故的发生。

第四篇:采煤工作面顶板控制与管理

授课计划

授课日期: 授课地点: 授 课 人:

课程:采煤工作面顶板管理

教学目的与要求:掌握有关工作面顶板的基本概念,进一步增强人员顶板支护和管理水平,加强安全生产作业。重点难点:

1、初次来压和周期来压;

2、采煤工作面顶板事故类型、易发生的地点及措施; 课内外作业:

1、初次来压的定义和特点。

2、什么是周期来压?

3、采煤工作面矿山压力的基本特征。

4、冒顶预兆有哪些?

授课内容:

一、顶班的基本概念

1、顶板及划分

顶板:位于煤层上面的岩层,称为顶板。

煤层按自然层位分为:

(1)伪顶:直接位于煤层之上,一般为薄层炭质页岩等软弱层组成,厚度在0.3~0.5m以下,极易冒落。

(2)直接顶:直接位于煤层或伪顶之上的一层或数层岩层,常有泥质页岩、页岩、砂质泥岩组成,厚度不等,并随回柱垮落。

(3)老顶:通常位于直接顶之上的厚而坚硬的岩层,常由砂岩、石灰岩、砂砾岩等组成,回柱后可悬露大面积而不冒落。

按直接顶岩层的稳定性及老顶来压强度的顶板分类:

(1)不稳定顶板(又称破碎顶板):指直接顶是松软易垮落的漏顶的岩层。用数字序号ⅰ表示。(2)中等稳定顶板:直接顶中有裂隙但比较完整,工作面推进一定距离后,悬露顶板板才会冒落。用数字序号ⅱ表示。(3)稳定顶板:直接顶为强度较大的岩层,分层厚,无明显节理裂隙,工作面向前推进后顶板并不冒落,回柱放顶时,需要做人工强制放顶。用数字序号ⅲ表示。(4)坚硬顶板:顶板完整,很少有裂隙,回柱放顶后,顶板能大面积悬露不垮落。这种工作面的顶板必须采取深孔爆破,高压注水等特殊的放顶方法。用数字序号ⅳ表示。

按老顶来压强度的强弱可将顶板分为四级:

(1)不明显,用数字序号ⅰ表示;

(2)明显,用数字序号ⅱ表示;

(3)强烈,用数字序号ⅲ表示;

(4)极强烈,用数字序号ⅳ表示。

二、、矿山压力与显现

矿山压力:在未采动的岩体内,岩石处于原始应力状态,当在岩体内进行采掘工程后,必然会引起围岩中应力的重新分布,达到新的平衡,这种压力重新分布及其对围岩的作用过程称作矿山压力。

矿山压力显现:在矿山压力作用下造成的围岩变形破坏,煤壁片帮、支架受

载变形、煤的压出、冲击地压、以及煤与沼气突出等现象,称为矿山压力显现。矿山压力的衡量指标:

(1)顶板下沉量:一般是指煤壁处裸露的顶板到采空区边缘的顶板移近量,以mm计,在缓倾斜工作面由于顶板下沉量一般情况下远比底膨量大,因而称做顶板下沉量。

(2)顶板下沉速度:是指单位时间内的顶底板移近量,一般以mm/h计,它表示顶板活动的剧烈程度。

(3)支柱载荷:随着顶板下沉,采煤工作面支柱受载也逐渐增加,一般可以用肉眼观察到柱帽的变形和破坏,剧烈时可以观察到支柱的变形和折损。具体数值可用测力计或压力表测得,支柱所受载荷用kn/m表示。

影响回采工作面矿山压力的主要因素

(1)采高与控顶距:它的变化直接影响着顶板压力及顶板下沉量,采高、控顶距越小,顶板下沉量越小,顶板也就比较稳定。

(2)工作面推进度:加快工作面推进度,在一定情况下,能减少顶板下沉量,但推进速度增长到一定后,顶板下沉量将不会有显著改变。

(3)开采深度:开采深度在600m至800m时,深度对矿山压力没有明显影响,但随着开采学度的增加,煤壁内的支撑压力将加大,可能迫使支架的工作载荷增加。

采煤工作面矿山压力的基本特征

采煤工作面初次来压后,随着工作面的向前推进,顶底板岩层受到破坏,一般顶板岩层受到破坏严重,根据岩层破坏特征可以将岩层分为三部分:

冒落带:岩块成不规则垮落,岩体破碎系数为1.3~1.5左右。

裂隙带:在冒落带之上,此处岩层虽已断裂,但仍能整齐排列。

弯曲下沉带:裂隙带之上直到地表的岩层,这部分岩层裂隙更少。

冒落带矸石对裂隙带岩层起支撑作用,从而可减缓裂隙带岩层的挠曲程度。

3、初次来压、周期来压

初次来压与初次来压步距:采煤工作面从切眼开始推进,一般情况下,伪顶随采随放顶随冒落,直接顶也会随回采放顶回柱而垮落,而老顶只是在悬露面积大时,才发生剧烈下沉和垮落。称作初次来压步距。

初次来压的特点:

由于老顶的剧烈活动,迫使工作面顶板下沉量和下沉速度急剧增加。

(2)老顶的活动和顶板下沉的急剧增加,使支架受力猛增,顶板破碎并出现平行煤壁裂缝,甚至出现工作面顶板台阶下沉。

(3)因老顶悬露垮度增大,煤壁内的压力过于集中,会使煤壁片帮破坏范围扩大,加上老顶断裂时顶板急剧下沉,会进一步将煤壁压碎,而大面积片帮,严重时片帮深度可达0.6m至0.8m。

采煤工作面周期来压与周期来压步距

周期来压:老顶初次来压以后,顶板压力减少,但随着采煤工作面的推进,悬顶面积逐渐增大,到一定跨度时,又发生弯曲下沉、折断和垮落,顶板压力也显著增加,这种垮落是有规律和周期性发生,故而叫周期来压。两次来压的距离叫周期来压步距。周期来压步距一般为初次来压步距的1/4至1/2。

三、采煤工艺方面的基本概念

1、初撑力:支柱或支架在泵站额定压力作用下,对顶板的支撑力叫初撑力。

2、工作阻力:支柱或支架在顶板压力作用下,使支柱下腔的压力增高到安全阀开启压力时,支柱或支架对顶板的支撑力叫工作阻力。

3、支柱的迎山角与迎山距:支柱的轴线和煤层顶底板法线的夹角称支柱迎山角,支柱顶部由煤层顶底板法线向上偏移的距离叫迎山距。

4、放顶:采用全部垮落法时,使顶板自行垮落(或强制垮落)的过程叫放顶。

5、回柱:撤除放顶区内的支柱或支架叫回柱。

6、放顶步距:工作面沿走向一次放顶的宽度叫放顶步距。最大控顶距:放顶前工作面沿走向的最大宽度叫最大控顶距。

7、最小控顶距:放顶后工作面沿走向的最小宽度叫最小控顶距。

8、最大控顶距等于最小控顶距与放顶步距之和。

9、采煤工作面中工作空间支护和采空去处理工作的总称叫工作面顶板控制。顶板控制的方法有垮落法、充填法、缓慢下沉法和煤柱支撑法。

四、支护技术

1、采区巷道矿压控制基本方法和途径

(1)巷道保护,是指为了使围岩应力与岩体强度保持较适应的关系,以便预防巷道失稳或有效地减轻矿压危害而采取的各种技术措施,如选用有利于巷道稳定的断面形状,在巷道设计和掘进时就为预期的巷道缩小量预留备用断面,将巷道布置在坚硬岩层中或应力降低区等。

(2)巷道支护,一般指借助于安设各种矿山支架去预防巷道围岩产生过度变形和防止巷道冒顶、片帮,以保证巷道正常使用。

(3)巷道维护,是指对已进行过支护的巷道,为了改善已恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施,如巷道扩帮、起底、补柱、更换损坏的支架构件甚至重新支护等。

2、巷道支护原理

(1)巷道支架与围岩相互作用和共同承载原理

合理利用巷道的围岩的自承力;合理选择支架工作点;提高围岩自承能力;选择合理的支护方式与参数。

(2)减轻巷道压力的的途径

巷道布置在应力降低区;巷道布置在比较稳定的岩层中;巷道围岩卸压。(3)综采工作面支护方式

综采工作面支护包括工作面支护,工作面端头支护和超前支护。

综采工作面工作面支护:采用液压支架进行支护,液压支架只要是支护工作面顶板、切顶、挡矸、护壁和推移刮板输送机。一般破碎顶板选择掩护式支架,稳定顶板选择支撑掩护式支架,坚硬顶版选择支撑式支架或支撑掩护式支架,支架的形式根据顶板情况决定。随着技术的不断发展,两柱掩护式支架被广泛使用。

支架支护分为及时支护、滞后支护、超前支护和“带压移架”。及时支护是在采煤机割煤后先移支架,再移刮板输送机,多在顶板破碎时采用;滞后支护是在采煤机割煤后先移刮板输送机,再移支架,因此顶板暴露时间较长,一般用于顶板岩石不易冒落的工作面;超前支护是指当煤壁发生片帮,不等采煤机采煤支架就向前移动,使煤壁片帮后的顶板得到提前支护,一般煤壁片帮严重时采用;“带压移架”是同时打开降柱及移架手把,及时调整降柱手把,使破碎矸石滑向采空区,移架到规定步距后立即升柱,一般在过断层、空巷、顶板破碎带及压力大时使用。

工作面上下端头支护:工作面上下端头支护必须按要求支护,一般由单体支柱进行支护,且单体柱的支护方式、排距和步距必须根据顶板情况在作业规程中注明。

超前支护:回采工作面超前支护长度,石炭系综采放顶煤工作面不小于50米,其他回采面不小于20米;超前支护一般采用单体柱和花边型钢梁进行支护。

五、采煤工作面顶板事故类型、易发生的地点及措施

(一)采煤工作面顶板事故分类及特点

采煤工作面顶板事故从力源上看有压垮、漏冒、推垮三种基本类型。

回采工作面采煤后,不同物理性质的顶板岩层都要对回采工作面支架有垂直于层面方向的或大或小的顶板力,如果支架支不起这个顶板力,就会发生压垮型冒顶。

依据岩层的强度、分层厚度和岩层内裂隙情况宏观上可以把直接在煤层上面的顶板分为松软的、中等稳定的和坚硬的三类。对中等稳定以下,尤其是松软的直接顶板,采煤后如果支架护不住碎顶,就会发生漏冒型冒顶。此外,直接顶板岩层还可能施加给支架以沿层面方向的推力,支架的稳定性不好,受推力时稳不住,就会发生推垮型冒顶。

从一次冒落的顶板范围及伤亡人员多少分,采煤工作面顶板事故按照冒顶范围和严重程度可分为局部冒顶和大型冒顶两大类。

1、局部冒顶事故局部冒顶是指范围不大、伤亡人数不多(每次死亡1-2人)的冒顶。常发生在靠煤壁附近、采煤工作面两端以及放顶线附近。大型冒顶是指冒顶范围较大、伤亡人数较多(每次死亡3人及3人以上)的冒顶。它包括两端来压时的压垮型冒顶、厚层难冒落的大面积冒顶、直接顶导致的压垮型冒顶、复合顶板推垮型冒顶、金属网下推垮型冒顶、大块游离顶板旋转推垮型冒顶和采空区冒矸冲入采煤工作面的推垮型冒顶等。

局部冒顶事故的特点,一是范围较小,每次伤亡人数不多(1-2人)。冒顶事故发生地点大多是在有人工作的部位。这类事故的原因是已破坏的顶板失去依托而造成的,其触发原因一部分是采煤工作(包括破煤、装煤等)过程中,未能及时支护已露出的破碎顶板;另一部分是回柱操作过程中发生的局部冒落事故。

2、大面积切顶垮面事故

这类事故的特点是面积大,来势凶猛,后果严重,不仅严重影响生产,往往会导致重大人身伤亡。事故原因是直接顶和老顶大面积运动造成。

由直接顶运动所造成的垮面事故,就其作用力的始动方向又可分为两大类:

(1)推垮型事故。包括走向推进工作面常发生的倾向推垮型事故和倾斜推进工作面容易发生的向采空区方向推垮型事故。层的层面方向产生较大的推力,推倒失稳的支架造成垮面事故。

(2)压垮型事故。包括向煤壁方向压垮和向采区方向压垮型事故。这类事故主要是由于垂直于顶底方向的作用力压断、压弯阻拉力不足的支架或将支架压入抗压强度低板而造成的。由老顶运动所造成的垮面事故,就其作用力的性质和始动方向不同也可分为两类:(1)冲击推垮型事故。事故的特点是开始运动的老顶首先将其作用力施加于靠近煤壁处已离层的直接顶上,造成煤壁片塌和顶板下切,紧接着高速运动的老顶把直接顶推垮,(2)压垮型事故。这类事故发生在支柱的工作面。可缩性很少的木支柱由于不能抵抗老顶的压力,在老顶的下沉过程中依次被折断,结果导致剩余支柱的支护强度不足以平稳直接顶的作用力而被全部压断,造成垮面事故。

(二)采煤工作面易发生大面积顶板事故的地点

1、开切眼附近;

2、地质破坏带(断层、褶曲等)附近;

3、老巷附近。由于老巷顶板被破坏,使直接顶容易破断;

4、倾角大的地段。这些地段由于重力作用,大岩块沿倾斜下滑力大;

5、顶板岩层淋水段。顶板岩层含水使顶板裂隙容易张开或沿裂隙面滑动;

6、局部冒顶区附近。由于局部冒顶破坏了顶板的完整性,引起了顶板压力的变化,因而可导致大冒顶。

(三)采煤工作面冒顶事故的一般规律

1、局部冒顶比大面积冒顶发生次数频繁;

2、初次来压阶段比正常回采冒顶次数多;

3、上、下端头、放顶线处、煤壁机道区、地质破碎带是采煤工作面冒顶事故的多发地点;

4、落煤时(放炮落煤);放顶时、接班开工、快下班时,是采煤工作面冒顶事故的多发时间;

5、隐蔽工程或工程质量低劣是重大冒顶事故的祸根;

6、图省事、怕麻烦、撞大运、不在乎、麻痹大意、违章指挥、违章作业、安全第一思想不牢是发生事故的根源。

冒顶预兆:响声、掉渣、片帮、裂缝、漏顶、脱层。

(四)敲帮问顶

敲帮问顶:利用手稿或钢钎等之类的工具,去敲击巷道周围已经暴露而未知管理的岩石或煤体,利用其发出的声音来判明周围岩体内是否松动、断层和离层的一种方法。

第五篇:工作面顶板管理教案

工作面顶板管理教案

一、掘进工作面的顶板管理

1、顶板管理针对措施

新掘巷道应制定开口安全技术措施,开掘地点要选在顶板稳定,支护完好,并且避开地地质构造区、压力集中区、顶板冒落区。新掘巷道与原有巷道的方位要保持较大的夹角(最好大于45度)。必须加固好开掘处及其附近的巷道支架,若近处有空帮空顶情况,小范围的可加密支架、背好帮顶,大范围的应采用木垛接顶。新巷开掘,要浅打眼、少装药、放小炮,或采用手镐挖掘的方法。

2、沿空掘巷顶板破碎时顶板管理措施

避开动压影响,巷道施工必须在上区段回采结束,待岩层活动完全稳定后再进行。尽量减小掘进时的空顶面积。放炮前支护紧跟到迎头,放炮后及时架设支护。

3、有淋水工作面顶板管理措施

掘进工作面有淋水时,要通过水文地质工作,弄清水的来源,掌握水量的变化,再根据实际条件分别采用预注浆封水、快硬沙浆堵水、截水槽或截水棚截水等方法将水引离工作面。有淋水的地段,要加大支架密度,背严帮顶、提高支架的稳定性、防止冒顶事故的发生。

4、过断层、裂隙地质构造带的顶板管理措施

(1)采用架棚支护时,棚距要缩小,提高支护应变能力。

(2)棚梁方向尽量正交节理面架设,增大支架密度,减少空顶距离,永久支护要紧跟工作面,背帮背顶要严实。(3)采用砌碹支护时,每次掘砌长度不得大于1米。(4)顶板特别破碎时需采用超前支护的办法管理顶板。

二、巷道顶板事故的预防与处理

1、巷道顶板事故的发生原因及预防措施

从顶板事故发生的力源处罚,可以把巷道顶板事故分为压垮型冒顶、漏垮型冒顶和推垮型冒顶三个类型。巷道顶板事故垛发生在掘进工作面及巷道交岔点,巷道顶板死亡事故80%以上时发生在这些地点。

2、预防掘进工作面冒顶事故的措施:

(1)掘进工作面严禁空顶作业,严格控制空顶距。

(2)严格执行敲帮问顶制度,危石必须挑下,无法挑下时应采取临时支撑措施,严禁空顶作业。

(3)采用前探梁金属支架等临时支护设施,使工人在有顶板防护的条件下作业,防止冒顶伤人。

(4)根据顶板条件变化,采取相应的支护形式,并应保证支护质量。

3、预防巷道交岔口冒顶的措施:(1)开口应避开原来巷道冒顶的范围。

(2)交岔点抬棚的架设应有足够的强度,并与邻近支架连接成一个整体。(3)交岔点锚喷支护时,使用加长或全锚式锚杆。

(4)全锚支护的采区巷道交岔点应缩小锚杆间距,并使用小空径锚索补强。

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