采煤工作面作业规程普采修3.docx

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采煤工作面作业规程普采修3

统一编号:

采第201402号

 

达竹公司白腊坪煤矿采煤工作面作业规程

采煤工作面名称:

244(7)采煤工作面(普采)

 

编制人:

施工队长:

生产科长:

总工程师:

生产矿长:

批准日期:

年月日

 

会审意见

一、存在的主要问题:

1、如何保证作业人员在机道挂梁支柱的安全?

2、当采空区悬顶面积超过2×5m2时,如何加强切顶线的支护强度?

 

二、处理意见:

1、进入机道作业点作业前,必须确保作业点支护齐全,铰梁按正悬臂进行支设;挂梁支柱时,必须挂一根梁及时支一根柱,作业过程中按柱距顺序作业,并严格执行“敲帮问顶和“危岩刁放”制度,顶板破碎时及时打临时支柱对顶板进行支护。

跟机挂梁支柱规定:

跟机挂梁支柱滞后割煤机机身的最小距离不小于5m,最大距离不大于15m;割煤机停止运行时,可以挂梁支柱跟拢至割煤机。

割煤机割煤撞倒机道内的夹溜支柱后,在距机身有一个柱距的位置时,割煤司机必须立即停止割煤机运行并对被撞倒的支柱和铰梁及时进行恢复,恢复后方可启动割煤机割煤。

2、工作面回采过程中,切顶支柱连续回撤两排采空区顶板未充分垮落,充填高度小于采高1.5倍时,必须在工作面切顶支柱侧,倾斜长度每8~10m设置一组丛柱,每组丛柱支设3根单体支柱,按“丁”字型进行布置,加强对顶板的支撑作用。

 

会审单位及人员签字:

会审时间:

年月日

参加人员

实施意见

签 字

生产矿长

安监处处长

采掘副总

安监处副处长

安监处

生产科

劳资科

机运科

通风科

调度室

供销科

生产科地测

机电队

通风队

运输队

施工队

编制人

总工程师批准意见:

 

第一章概况

第一节编制依据

一、《煤矿安全规程》局编《煤矿岗位技术操作规程》

二、白腊坪煤矿24采区设计

三、244(7)采煤工作面地质说明书

四、批准的白腊坪煤矿生产接替计划

五、川煤集团《煤矿安全质量标准化标准及考核评比办法》

第二节工作面位置及井上下关系

244(7)工作面位于24采区运煤上山以东的第二个工作面,上与242(7)工作面相接,下止244(7)工作面机巷,西起24采区运煤上山,东至本工作面1号开切眼与22采区相邻。

244(7)工作面开采K7煤层,作为242(7)采面的接替工作面,详细内容见表1-2-1:

回采工作面位置、范围及井上下关系表1-2-1

工作面名称

244(7)工作面

采区名称

24采区

水平标高

+130水平

地表标高

+375m~+450m

井下标高

+168m~+200m

 

位置

24采区244(7)工作面相对应的地表位于曾家坡至猴子沟一带,工作面走向呈东西方向布置。

地表最高处在菜垭火一带,高程为450m,最低处在曾家坡一带,高程为375m,猴子沟位于本工作面中部,属季节性河沟,地貌为中低山地,植被较好,多以耕地为主,地面建筑物为民房,民房多集中在24采区上山附近,地表无池塘,水库等大型水体。

工作面

与四邻

关系

244(7)工作面位于24采区运煤上山以东的第二个工作面,上与242(7)工作面相接,下止244(7)工作面机巷,西起24采区运煤上山,东至本工作面1号开切眼与22采区相邻。

覆盖层

岩性

细泥沙岩、砂质泥岩、泥岩

覆盖层

厚度

193~267m

回采工作

对地面设

施影响

由于地表与井下高差在193~267m之间,岩层覆盖厚度远大于采矿厚度的200倍,远远大于采后导水裂隙带发育高度,因此,工作面的回采对地表民房、堰塘无影响。

走向

长度

750m

倾斜

长度

平均116m

煤层

倾向

125~131º

煤层

倾角

9~13º

11º

第三节煤层及顶底板

244(7)工作面开采的K7煤层位于须家河组第五段的第三亚段(T3XJ5-3)中上部地层中,上距K8煤层4.18~9.28m,平均6.05m左右,下距K6煤层4.35~7.30m,平均5.70m左右,K7煤层为复合煤层,含夹矸0~3层,一般二层,为炭质泥岩,位于顶部的一层有0.12~0.22m厚,灰份一般为40%左右,但K7煤层总体灰份一般为38%左右,所以位于顶部的炭质泥岩计算了储量,其余为亮煤夹暗煤条带的半暗型煤,煤厚在0.68~0.86m之间,平均为0.79m,可采性指数为1.0,厚度变异系数为4.6%,属稳定煤层。

K7煤层有伪顶和直接顶,伪顶为深灰色泥岩,易冒落,厚0.29~0.56m,直接顶板为砂质泥岩、厚0.29~2.46m,属于Va~V类岩石,普氏系数为4~5,老顶为细粒砂岩,属于Va~V类岩石,普氏系数为5~6,在大田坝背斜以东,老顶直接覆盖在K7煤层之上,伪底为深灰色泥岩,厚0.12~0.32m,下部有0.05~0.10m的稳定煤线,老底是深灰色砂质泥岩,属于Va~V类岩石,普氏系数为4~5,距顶界约1.30m左右处有一层0.02~0.04m的粘土岩(俗称粑耳朵),遇水变软。

详见煤层综合柱状图

煤层顶底板情况表表1-3-1

顶底板

岩石名称

厚度(m)

岩性及物理特征

老顶

细沙岩

深灰色粉细至中粒砂岩。

直接顶

砂质泥岩

0.29~2.46

深灰色砂质泥岩。

伪顶

泥岩

0.29~0.56

深灰色泥岩,下部夹不连续煤线

直接底

泥岩

0.12~0.32

深灰色泥岩,下部为煤线,厚0.08m左右

老底

砂质泥岩

深灰色泥岩,中夹粉砂岩和不连续煤线。

 

第四节地质构造

一、褶曲:

大田坝背斜位于本工作面东部,距f24-11断层约40m,此背斜轴宽缓,倾伏角7°。

二、断层:

244(7)工作面构造比较简单,从四周巷道所揭露的资料来看,工作面共揭露4条断层,最大落差为1.70m、最小落差0.30m,位于工作面的东西两端,均与工作面斜交,其中位于工作面东部的f24-21与f24-11两条正断层为一条断层,此断层横穿工作面,从而把工作面分成东西两段,再加上22采区探巷也贯穿本采面,把工作面分割成三个块段,这就给回采带来了一定的困难。

工作面无陷落柱、无火成岩等其他地质因素对回采的影响,断层对工作面的影响情况见下表:

244(7)工作面断层表

断层名称

位置

断层性质

落差(m)

断层(产状)

对开采的影响

F24-09

244(7)机巷导8点后28.0m处。

0.3

325º∠45º

F24-10

244(7)机巷导13点前28.0m处。

0.95

140º∠50º

较大

F24-11

244(7)机巷导15点前7.60m处。

1.7

45º∠20º

F24-21

242(7)机巷导9点后20.0m处。

1.42

52º∠53º

三、工作面区内无陷落柱和岩浆侵入。

第五节水文地质

一、水文地质条件:

1.含水层:

由于覆盖在K7煤层之上的岩层的不同和含水性的差异对煤层的充水性各有不同,现分述于后:

从242(7)工作面的回采情况分析,本工作面在22采区探巷以东,煤层顶板大部分为深灰色细至中粒砂岩(CK37号孔描述为10.38m),受22采区采空水的长期浸泡,使其含水量处于超饱和状态,当工作面回采此段时,顶板会出现大量淋水,如机巷使用切顶卸压护巷,顶板淋水有增大的趋势,估计最大为350m/d,22采区探巷以西,由于煤层有伪顶和直接顶,距Ⅱ号含水层(含水性中等偏弱)相对较远,其间有数层隔水层相隔,对工作面回采无水害影响,如遇断层或节理面有可能出现小量顶板淋水或滴水,底板的Ⅲ号含水层(T3XJ5-2),虽然为富含水层,但有数层泥岩相隔,影响较小,工作面对应的地表无大的水体,区内无第四纪含水层和陷落柱含水体。

根据以上情况分析,244(7)工作面回采过程中的水文地质情况应与242(7)工作面相似,在回采过程中加强顶板淋水的治理,如特殊水害请按防治水预案执行。

2.断层导水:

区内无大中型断层,小断层多属正断层,虽导水但一般不切割含水层,对回采影响不大。

3.老塘积水:

上方为已开采的242(7)采面,无老塘积水。

4.钻孔水:

工作面内无钻孔

5.根据1、2、3、4项所述,本工作面水文地质条件简单。

二、涌水量预算

根据机风巷掘进时及回采上方242(7)工作面涌水情况分析,预计本工作面正常涌水量55m3∕d

第六节其他开采技术条件

除上述开采技术条件外,影响采掘工作的还有以下地质因素:

影响采掘工作的其他地质因素

因素项目

测定指标及对生产的影响

CH4(m3∕min)

回风巷绝对涌出量0.3

CO2(m3∕min)

回风巷绝对涌出量0.18

煤尘爆炸指数(%)

31.46

煤层自燃发火倾向

不易自燃

地温(ºC)

24

冲击地压

第七节储量计算

一、工业指标储量计算

储量计算的工业指标根据川煤基[1980]509号文规定执行,其标准如下:

储量类别

能利用储量

暂不能利用储量

最低可采厚度(m)

0.46

0.30

最高可采灰分(%)

40

50

二、参数确定

1、平面积:

根据平面图量取计算而得。

2、倾角:

根据平面图解算结合实际搜集资料合理选取。

3、煤厚:

根据机、风巷编录分别平均后再上下平均。

4、容重:

根据地质队提供的K7煤层容重为1.4t/m3

三、储量计算结果:

第八节存在问题及建议

一、回采22采区探巷以东时,由于顶板淋最大可达350m3/d之多,建议在机巷导10点附近布置一个小水仓,导11点至开切眼段,每隔30~50m作一横水沟与下帮水沟相连,把顶板淋水排至小水仓,然后用潜水泵排至24轨道上山石门水沟,沿24轨道上山流入24采区水仓。

二、因f24-11号断层落差较大,回采时无法过此断层,建议另作开切眼进行回采,同时还要加强过大田坝背斜和22采区探巷的安全管理,制定相关安全技术措施。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置情况:

本工作面属于24采区K7煤层东翼工作面,24采区共有三条上山,即轨道上山、运煤上山和专用回风上山,24运煤上山布置在K7煤层中,轨道上山及专用回风上山布置在K7底板岩层中,244(7)工作面机风巷(半煤巷)均布置在k7煤层中,通过石门或联络巷与24运煤上山、轨道上山、回风上山联接,工作面倾斜长度平均116m。

煤层倾斜示意图(2-1-1)

二、工作面运输巷:

工作面运输巷为244(7)机巷(半煤巷),沿煤层走向布置在k7煤层中,巷道净断面8.0m2。

巷道支护形式为锚杆+钢筋梯+锚网支护。

三、工作面回风巷:

工作面回风巷为244(7)风巷(半煤巷),沿煤层走向布置在k7煤层中,巷道净断面8.0m2。

巷道支护形式为锚杆+钢筋梯+锚网+锚索支护。

四、开切眼:

3号开切眼尺寸:

宽×高=2.5米×0.8米,距244(7)机巷开口点750m,切眼斜长116m,倾角11º,切眼支护形式为,单体支柱配木垫板。

第二节采煤方法及采煤工艺

一、采煤方法:

采用走向长壁后退式采煤法。

二、回采顺序:

自一号开切眼从东向西开采。

三、采高确定:

(一)、根据工作面煤层赋存情况(煤厚在0.68~0.86m之间,平均0.79m)和MG110/130-TPD型交流电牵引单滚筒割煤机滚筒尺寸(直径×截深:

880mm×830mm)等各项条件确定工作面采高为0.88m。

四、采煤工艺:

(一)、工艺顺序:

安全检查—割煤—跟机挂梁、支柱—移溜—打夹溜支柱—回柱(切顶支柱)作新密集。

1、落煤:

工作面采用MG110/130-TPD型交流电牵引单滚筒采煤机落煤。

2、装煤:

工作面装煤采用采煤机自装为主,人工收浮煤为辅的方法进行装运。

3、运煤:

煤炭通过工作面一台SGB-630/40T可弯曲刮板运输机、机巷一台SGB-630/40T可弯曲刮板运输机和一台SGD-650/30型皮带运输机将煤转至24采区二甩区段煤仓,经24、23采区运煤上山皮带运至23采区煤仓,在23采区底板车场装车运出。

4、割煤及进刀方式:

工作面上出口采用缺口进刀方式,下出口不施工缺口,直接从下出口进刀。

上下行割煤,往返进二刀,单刀截深为0.8m。

工作面上缺口采用爆破落煤。

5、跟机挂梁、支柱:

割煤机运行过程中,要求跟机挂梁、支柱滞后割煤机机身的最小距离不小于5m,最大距离不大于15m。

跟机挂梁、支柱必须由下向上(上行割煤)或由上向下(下行割煤)依次进行;且挂一根梁必须及时支设跟机支柱,严禁分段多处跟机挂梁、支柱作业。

由下向上(上行割煤)或由上向下(下行割煤)挂梁后支设的第一根跟机支柱必须采用后方的备用支柱支设,第一根跟机支柱支设好后,依次回撤第一根跟机支柱后排夹溜支柱去支设第二根跟机支柱;每根跟机支柱支设好后,方可回撤对应位置的夹溜支柱,严禁提前跟机支柱回撤夹溜支柱。

挂梁支柱期间,严禁提前摘取控顶范围内的基本支柱和铰梁。

6、移溜:

采用单体支柱推移工作面刮板运输机,刮板运输机推移弯曲段长度不小于15m,推移方向为由下向上(上行割煤)或由上向下(下行割煤),严禁由两端向中间推移。

采煤机每循结束进刀后,将工作面刮板运输机机头(机尾)推向煤壁,移成直线。

7、支设夹溜支柱:

每一段溜子移到位后,方可支设夹溜支柱,夹溜支柱采用后方回撤的备用支柱,严禁提前摘取控顶范围内的基本支柱和铰梁。

8、回柱作新密集:

回柱放顶作业必须分段由下向上回,分段距离不小于15m,且回柱前必须在分段处的切顶密集与切顶密集前排基本支柱中间参打一根单体支柱。

五、工作面上超前缺口爆破:

1、爆破:

工作面上超前缺口用煤电钻打眼爆破,炮眼布置为三花眼,眼深1.8m,用三级煤矿许用炸药爆破,1~5段毫秒延期电雷管起爆,串联连线,正向爆破。

爆破时严格按《煤矿安全规程》中有关爆破的相关规定及公司相关文件执行,爆破过程中必须使用好水炮泥。

2、爆破说明表:

爆破条件:

炮眼角度、循环进度、炸药的种类、雷管的型号及段数、炮眼利用率、炸药、雷管消耗量等见爆破说明表。

爆破说明表表2-2-1

序号

项目

单位

数量

说明

1

煤层硬度

f

2~4

2

炮眼布置方式

三花眼

3

炮眼间距

m

0.50

4

炮眼深度

m/个

1.8

5

每眼黄泥充填长度

m

≮0.5

6

每眼水炮泥个数

1

7

超前缺口炮眼数

13

8

一次爆破个数

2-3

9

联线方式

串联

10

下排每眼装药量

Kg

0.45

11

上排每眼装药量

Kg

0.30

12

循环炸药消耗量

Kg

4.8

13

循环雷管消耗量

13

炮眼布置图图2-2-1

3、防瓦斯或煤尘爆炸危险的安全措施:

(1)瓦检工必须按要求检查区域内的瓦斯,并严格执行:

一炮三检、三人连锁换牌爆破制,严禁空、漏、假检现象发生,必须做到牌板、记录、班报“三对口”,加强工作面机巷、尾巷、上、下隅角、冒高处等地点的瓦斯检查,发现问题及时向调度室和通风队值班室汇报。

(2)当工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时,都必须停止工作,撤出人员,切断电源,并报矿总工程师采取措施进行处理;当工作面内瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止打眼,当爆破地点20m范围内瓦斯浓度达到0.8%,严禁装药爆破;工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理;当电动机及其开关安设地点附近20m以内瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理;工作面及巷道高冒处瓦斯积聚,附近20m以内必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。

(3)工作面爆破必须严格按规定使用好炮泥和水炮泥,每眼水炮泥不少于1个。

(4)机风巷必须安设防尘水幕、隔爆水袋和洒水装置,并保证处于完好、正常的工作状态。

(5)机风巷必须随时进行粉尘冲洗,每周不少于2次;严格按“一通三防”区域责任制要求,搞好粉尘治理工作,防止粉尘堆积。

(6)工作面所有人员必须坚持带好防尘口罩,搞好个体防护。

4、爆破站岗警戒:

A、当工作面上超前缺口爆破时,其放炮站岗警戒:

(1)在工作面内距放炮点以下30m外的安全处;

(2)在244(7)风巷距工作面上出口以西30m外的安全处;B、在244(7)工作面初采风尾巷还未垮落且未设置人员禁止通行的栅栏和在244(7)机巷与21采区边界下山交汇点以上5m位置还未做密闭墙时,缺口爆破作业前还必须将21采区边界下山内的所有人员全部撤至警戒点以外的安全处。

每次放炮前须先对支柱进行补注液,并由班长布置好站岗警戒,并撤出工作面警戒区域内有人员后,方可放炮。

放炮结束后,由班长通知撤岗,待炮烟散尽后,方可作业。

六、工作面正规循环生产能力和服务年限:

1、工作面每循环生产能力:

W=LShrc=116×0.8×0.88×1.4×97%=110.89t

式中:

W-工作面正规循环生产能力,t;

L-工作面平均长度,116m;

S-工作面循环进度,0.8m;

h—工作面平均煤厚,0.88m;

r—煤的容重,;1.4t/m3;

c—工作面回采率,97%;

2、工作面月生产能力:

P=Wfdb=110.89×2×26.5  =5877.17t

式中:

P-工作面月生产能力,t

F-工作面正规循环生产能力,每天单班作业,每天进2刀;

d-工作面生产天数,月大27天,月小26天,平均取26.5天;

3、工作面服务年限:

根据矿地测部门提供的本工作面地质资料和矿实际的开采部署,本作业规程编制的普采段开采煤炭资源为3号开切眼段的煤炭资源,该段工作面总可采储量为41587.92t可采期为7.2个月。

第三节设备配置

一、设备配置:

(一)、采煤机:

型号:

MG110/130-TPD型交流电牵引单滚筒采煤机;总装机功率:

130KW;滚筒最大直径:

0.88m,截深:

0.83m。

(二)、单体支柱及铰梁:

型号DZ08-30/100、DZ10-30/100单体液压支柱配合HDJA-800mm铰接顶梁成组支护顶板。

(三)、运输设备:

1、工作面运输

选用型号:

SGB620/40T刮板运输机;电机功率:

40KW;运输能力:

150t/h;链速:

0.86m/S;中部槽尺寸为长×宽×高:

1500×620×180mm。

2、机巷运输

(1)、煤炭运输:

选用一台型号为SGB620/40T刮板运输机和一台型号为SPD650胶带运输机。

(2)、材料运输:

选用两台型号为JD-40调度绞车。

3、风巷材料运输:

选用两台型号为JD-25调度绞车。

(四)、工作面收线设备:

选用一台型号为JH-8回柱绞车。

(五)、乳化液泵及其供液管路:

1、乳化泵型号XRB20-200/80,一泵一箱,乳化泵压力不低于18MPa。

管路选用耐压40Mpa,直径为ø16mm和ø10mm高压钢鞭管。

乳化泵安设在机巷距工作面溜子机头至少15m以上的位置,并随采面向前推进而向前移动,避免泵机工作时发出的噪音干扰工作面及机巷信号的发送和接收。

2、泵站使用规定:

(1)、启动前检查和准备:

各部件是否完好无损、表针是否回零、各接头是否松动、手动部分是否灵活,过滤网是否堵塞、吸排液管是否曲折和被挤压;乳化液浓度不低于2%-3%的乳化液,液位应在液标管2/3以上;点动电机,看电机转向是否与箭头方向一致,否则更正。

(2)、启动:

经上述工作后即可正式启动,并慢慢关闭手动卸载阀,使泵压力逐渐上升到规定压力后,使泵投入正常运转。

(3)、停泵:

先打开手动卸载阀,使泵空载运转;切断电源,停止运转;对泵站全面检查,发现问题及时处理或汇报。

(4)、使用时应注意:

泵站运行中声音是否正常、有无漏液现象、压力是否符合要求、卸载阀是否灵活准确;观察泵体温度变化,不得超过65℃,观察润滑油耗量,如需补充应补入适量的油脂;各泵站司机必须配备有比度计,随时检查乳化液的配比浓度是否达到在2%-3%的要求,严禁乳化液泵打清水。

不定期检查清洗箱体;开泵压力不低于规定标准,发现压力下降必须及时查明原因及处理。

第三章顶板控制

第一节顶板支护设计

一、采煤工作面支护设计:

(一)、工作面单体支柱的支护设计:

1、合理支护强度的计算

Pt=9.81×h×r×k

=9.81×0.88×2.68×8

=185.08(kN/m2)

式中:

Pt--工作面合理支护强度,kN/m2;

h--工作面采高(m),0.8m;

r--顶板岩石容重,2.68t/m3;

k--工作面应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般取4-8,本工作面取8;

2、支柱实际支撑能力计算:

Rt=kgkzkbkhkaR=0.99×0.95×0.9×1×0.95×300=241.2KN

式中:

R--支柱额定工作阻力。

取300KN(直径100mm的单体液压支柱);

K--支柱阻力影响系数,可以从表3-1-1中查得;

表3-1-1

项目

液压支柱

微增阻支柱

急增阻支

工作系数kб

0.99

0.91

0.5

增阻系数kz

0.95

0.85

0.7

不均衡系数kb

0.9

0.8

0.7

采高系数kh

<1.4m

1.5-2.2m

1.5-2.2m

1

0.95

0.95

倾角系数ka

<10°

10°-25°

26°-45°

1

0.95

0.9

3、工作面合理的支护密度计算:

N=Pt÷Rt

=185.08÷241.2

≈0.76(根/m2)

式中:

N--支柱密度,根/m2;

Pt--工作面合理的支护强度,取85.08KN/m2;

Rt--支柱实际支撑能力,取241.2KN/根;

4、支护形式的选择:

根据单体液压支柱的支护性能和工作阻力情况,为方便操作,提高支柱利用和功效,并结合相似采面开采的实际情况和该面的回采工艺,决定该工作面采用“四.五”排控顶,循环进度0.8m,放顶步距0.8m,最大控顶距为4.6m(5排支柱),最小控顶距为3.8m(4排支柱)。

5、工作面支护柱、排距的确定:

(1)、排距的确定:

结合241(7)采面开采的实际情况和本采面的回采工艺,确定该面机道宽度1.25m、端面距0.65m、溜子道宽度0.8m、人行道宽度0.8m、材料道宽度为0.8m、密集切顶支柱柱距0.4m。

(2)、柱距的确定:

a大=(L×b大)/(L×N×S大)

=(116×5)÷(110×0.76×4.6)

=1.5m

式中:

a大—最大控顶距时根据已确定的排距计算的支护柱距,m;

L—工作面长度,取平均值116m;

b大—最大控顶距时工作面支柱支护排数,取5排;

N—支柱密度,取0.76根/m2;

S大—最大控顶距,取4.6m;

a小=(L×b小)/(L×N×S小)

=(116×4)÷(110×0.76×3.8

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