回采工作忙特殊地段顶板管理方法探讨.pdf

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文童编号 t 1 9 0 3 5 9 2 3 8 0 0 1 0 4 0 0 5 6 一O Z 回采工作面特殊地段顶板管理方法探讨 柬文珍 福建省永安堞业0司, 福建 永安 3 6 6 0 0 0 摘要 通过分析近年来一些采面过特殊地段发生冒顶事故原因, 总结多年现场安奎管理实践经验, 提供 一 些回采工作面 的特 殊地段项扳管理方法及预 防冒顽的相应措施 。 关键 词 工作面 顶板 管理 ; 冒顶 中国分类号; T D3 2 7 . 2 文献标识码 B 1 特殊地段】 页 扳变形情况 理顶板或煤帮。 受矿山压力影响, 煤层顶板在回采活动中会发 生程度不同的变形 即沿顶板节理错动出现裂隙并 产生离层现象, 出现断层、 垮落、 片帮及局部冒顶, 采面发生冒顶的主要原因具体归纳以下几个方面 1 作业人员在回采作业时忽视安全 , 存在侥 幸心理, 支护不及时、 不到位。 工作面支护质量不符 合要求。如 坑木径级太小、 支护不牢固, 存在混合 支护方式, 柱窝浅或没有、 支撑力不够及折柱未及 时更换等。 2 采面过断层 、 褶曲等地质构造带 时, 未采 取相应的补充技术措施或虽制定 了有关措施但施 工队不兑现。 3 工作面上下顺槽与工作面交 接处悬露顶 板面积大, 没有特殊支护, 或数量不足, 或质量不 好 。 4 回柱放顶 工作的安全措施不妥当或根本 无安全措施或执行不好, 如放顶撤柱的程序不对, 也可能引起顶板受压加大。 采空区支柱 回撤不净又未砍 口。 在顶板破 碎的情况下, 一次放炮距离过长, 顶板未及 时支护 而大面积裸露 , 且短时间内支护不上 6 对顶板初次来压、 周期来压时间、 垮落距 离和压力大小等规律没有掌握或采取措施不当。 7 工作面推进速度过慢, 顶板来压脱层, 压 力明显集中在作业 间的支架上 , 使大量支架受到严 重破坏; 顶板受采动影响有了明显变化时不及时处 2 采面顶板变形原因分析 分析几年来采面发生的冒顶事故, 一个明显的 事实是冒顶地点大多数发生在地质变化混合支护 带和工作面上下出口。 地质变化混合支护带 冒顶事故是指支撑力不 均衡顶板来压时发生的事故 , 其原因有三条 一是 支护材料支护形式不一样, 造成顶板来压时混合支 护受压不均, 发生推倒支柱、 顶板冒落; 二是地质变 化带顶板较破碎, 没有采取相应的特殊支护形式; 三是放顶顺序不当, 如本应分段 自下而上进行, 但 有时为图方便自上而下进行, 或在分段放时, 造成 分段接茬处支柱压力集中, 因而也容易发生冒顶事 故。 上下出 口容易发生 冒顶事故原 因有二 一是在 采用长壁后退式采煤法时, 工作面的运输和回风巷 道都是回采前先掘出的, 巷道顶板暴露时间较长, 在 回采过程中又受到采动和采场支承压力的影响; 二是上下 出口处于采空区和巷道交叉处空间较大 , 随着工作面的推移, 这 里的支架需要 反复支拆 , 一 部份已经受压的支架拆除后, 新架设的支架一般不 能很快承受相应的压力。 由此可见, 冒顶事故大多不是偶然的, 它也有 一 定规律性, 事实上 , 冒顶前一般会 出现 比较明显 的预兆, 如采面支架的劈裂、 顶板掉碴、 脱层、 煤片 帮、 伪顶和直接顶 出现漏顶 、 采空 区顶板下沉引起 的裂隙加大, 有淋水的顶板淋水加大等。 收稿 日期 2 0 0 1 0 7 2 1 作者简介 1 9 s 6 一 . 男, 工程师、 1 9 7 9 年毕业干捂建堞炭学校. 一直从事堞矿安全、 通风、 生产等工作 5 6 2 0 0 1 . N 9 4 矿 山压力与顶扳管理 维普资讯 3 顶板管理方法 顶板管理是煤矿生产中一项重要的工作 , 应该 在实践中不断探索矿山压力和顶板变化规律, 总结 顶板管理经验。 为此, 除了要熟悉采面地质条件、 了 解顶板岩性、 掌握 冒顶预兆外, 还要合理选择支护 形式, 尽可能采取预防措施, 并随时补充和修改作 业规程。在采用全部垮落法管理顶板的前提下, 为 预防采面 冒顶发生, 一般还应采取如下措施 1 要根据工作面顶底板岩性、 煤层厚度、 倾 角、 层位等 自然条件正确选择合理 的支护形式、 支 护密度、 循环进度、 放顶步距 、 最大控顶距和最小控 顶距。 如采用术支护形式, 必须掌握 的原则是, 在顶 板坚硬完整的情况下可采用带帽点柱; 在顶板破碎 且有垂直于工作面的裂隙时, 则应架设走向棚, 压 力特别大的地方, 如工作面上、 下头, 一般应用术垛 或丛柱 ; 在放顶线侧为了切顶和挡矸 , 防串矸冲倒 支架, 应打密柱 。 2 必须严格把关采面支护质量。为此, 应做 到放后崩倒的支柱要及时补上, 拆梁断腿要及时更 换, 柱 窝深 度视底 板岩 性而 定, 一般 不少 于 1 5 0 f D . m, 要加强支柱或棚子的支护强度 , 确保足够的 支护密度, 支护要架设牢固, 严禁在浮煤或浮矸上 架设, 也不许使用不合格的支护材料。 采 面如遇断层、 褶 曲、 顶板错动等地质构造或 过旧巷时, 都应根据具体情况, 采取相应措施。 采面 接近旧巷前应逐步调整工作面的推进方向, 使之与 旧巷斜交; 落煤时尽可能放小炮或震动炮以减少对 顶板的破坏程度。在工作 面与旧巷斜交处的上、 下 地点, 要增加支护密度 ; 将工作面推过断层 , 但在断 层侧要打好术垛可带帽丛柱 。另外, 工作面还应补 充制定相应的技术安全措施。 在工作面顶板破碎的情况下 , 必须缩短一次放 炮距离, 必要时采用手镐作业 为防止爆破崩倒支 架而引起 冒顶 , 应该合理布置炮眼、 装药量要适 当 减少, 同时严禁放炮和回柱在 同一区段同时进行 。 3 要坚持敲帮问顶。煤矿生产实践证明, 井 下检查顶板和两帮最简单而最 可靠的方法就是敲 帮问顶。 此外, 工作面煤壁不要留伞檐. 防止顶板来 压时煤帮突然片落伤人。 4 要注意观寨顶板压力变化和来压预兆。 一 般采用信号点柱 的方法来观测, 即沿工作面每隔 l 5 ~2 0 m 设一根直径不超过 l 4 mm 的木点柱 , 并 在柱中部用斧头砍去柱径的三分之一, 这样在顶板 来压时它将先行折 断报警 , 提醒作业人员, 加强支 护. 防止冒顶。 5 要加强工作面上、 下出口的支护 。实践证 明采面上、 下出口发生冒顶事故约占采面冒顶事故 的三分之一左右, 所以, 必须引起高度重视。 在术支 护工作面上、 下安全 出口均应采用一梁三柱式的加 强支护, 上、 下巷道应用超前抬棚维护 , 范围不少于 2 0 1 113 . , 如果顶板压力大 , 则还 应在靠老塘懊 I 打上术 垛 4 结论 总之, 加强采面支护管理 . 特别注意易发生冒 顶事故的采面地点, 及时修 改和补充安全技术措 施, 狠抓落实, 采面 冒顶 事故是可以控制和预防的。 上接第 5 5页 5 4口同时放煤能否满足工作面产量要求。 鉴于工作面条件的多变, 为保证放煤效果实现 高回收率 , 低含矸率的 目标 , 除人工监视、 在宏观上 更改放煤程序外 , 放煤程序应具备人工干预功能 , 即朴放和停放功能 一是当放煤工发现某架 的顶 煤尚未放净时, 可人工启动该架放煤口进行朴放和 补放完后关闭; 二是 当发现某架放煤口在关闭之前 即出现窜矸时, 可人工干预提前关闭该架放煤 口, 并能依次启动下一个未打开放煤 口, 保证同时打开 的放煤 口数为4个 。 当发现 4个放煤口同时放不能 满足产量要求时, 可以改为 6 个放煤口同时放, 即 第一轮 3个, 第二轮 2个。 4 综放面预计技术经济指标 技术经济指标见表 2 。 表 2 4 3 2 6综放面技术经济指标表 序号 指 标 数量 字号 指 标 数量 1 工作面走向长/ m 1 6 1 4 . 5 1 2设计 日 推进度/ m 9. 2 工作面斜 长/ m 3 0 2 1 3正规循 醑辜/ 8 8 3煤层倾角/ 。 7 0 r 1 4循环割煤量/ t 1 1 9 9 4 煤体窖重/ k N m 一 3 1 3 . 5 1 5循环放煤量/ t 1 6 1 4 5 煤层厚度/ m 8 . 0 1 6日割煤量/ t 1 0 7 8 7 6剖煤高度, m 3 . 0 1 7日 放煤量/ t 1 4 2 0 6 7 放煤高度, m 5 . 0 1 8日 产量/ m 2 】 9 9 4 8 果放 比 1 1 . 6 7 1 9年产量/ 万 【 6 5 9 . 9 果煤机羲潭/ m 1 . o 2 o出勤人数/ 人 B 2 1 0放煤步距/ m 1 0 2 1直接工效/ t 工~3 5 4 . 7 4 1 1设计日循环数/ 个 9 2 2工作面回采阜/ 8 6 矿山压力与顶板管理2 0 0 ]№4 5 7 维普资讯
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