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超前支架应用安全技术措施

超前支架应用安全技术措施 根据矿安排33408材巷使用超前支架(ZT2×3200/18/35,共4组,每组两架,拉移千斤顶由里向外编号为1#左、1#右、2#左、2#右、3#左、3#右、4#左、4#右,行程为1200㎜,工作面循环步距600㎜),为保证正常使用的安全,特制定如下安全技术措施:一、工作面概况1、煤层赋存33408工作面所采(3+4)#煤层,该煤层属二叠系山西组下段顶部煤层,该煤层区内较为稳定,结构复杂,含二—四层厚约0.04—0.2米的深灰—黑色碳质泥岩、泥岩夹矸层。区内煤层倾角0—25°,平均5°。2、顶、底板情况顶底板情况顶底板名称岩石厚度(m)岩性特征老顶泥岩9.34灰黑色泥岩,性脆局部含砂节理裂隙发育未充填,半坚硬,含植物根茎叶化石。直接顶砂质泥岩4.60黑灰色砂质泥岩,层面含云母碎片,水平层理发育,半坚硬,含植物化石碎片。直接底泥岩、砂质泥岩11.68黑灰色泥岩为主,局部含砂,上部具菱铁质结核,大小不等,半坚硬及坚硬。老底K3砂岩9.2浅灰色,水平层理,层面含云母碎屑及有机质,坚硬分选中等,具裂隙,未充填。二、支架设计选型1、顶板压力和支护强度(1)、根据顶板岩性,计算顶板平均容重σ=∑HD/∑H其中: σ-平均容重,t/m3?????? H-岩层厚度,m?????? D-岩层容重,t/m3经查阅资料,各岩石容重为:砂岩?? D=2.28 t/m3砂质泥岩?D=2.07 t/m3煤层?D=1.39 t/m3(2)、计算八倍采高顶板所造成的压力P=8mσ其中:P——顶板压力,Mpa;????? M——采高,取3.60m;则P=8×3.6×2.28×9.8=0.64 Mpa根据支架工作阻力计算工作面支护强度P=∑工作阻力/控制面积=8×6400/(7.6×8×1.0)=0.84 Mpa由以上计算可知,支架支护强度大于八倍采高的顶板造成的压力,因此,材巷超前支架ZT2×3200/18/35型液压支架能够支撑顶板的动态压力,故选用ZT2×3200/18/35型液压支架。三、材巷超前支架工艺流程:移材巷超前支架→割煤→移溜→拉架机尾端头支架→清理浮煤1、移材巷超前支架移架时采用本架操作,移架方式为交替迈步前移,移架时将支架卸载移架。顶板破碎时采用支设一梁二柱倾向棚进行支护,移架步距0.6m。(详见超前支架移架工艺)2、割煤采用端部斜切进刀双向割煤方式,按采煤机运行方向前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,一次采全高。3、移溜滞后采煤机扫空刀10~15m依次移溜,移溜步距0.6m,移溜时液压支架工协调作业,把运输机顶到煤帮,同时移溜的液压支架不少于3架。4、拉架机尾端头支架工作面机尾端头割煤后,先拉端头支架,后拉基本支架,然后移运输机机尾,移动步距均为0.6m,端头支架滞后基本支架0.6m,机尾与工作面运输机成一直线。5、清理浮煤每循环对材巷超前支护和机尾的浮煤全部清理干净,保证机尾出口及人行道畅通,超前支架保证支在实底上。四、超前支架移架工艺1、超前支架初始状态为保证超前支架对顶板支护强度,要求拉移千斤顶活塞全部伸出,该状态下支架有效支护长度为24+3.6=27.6米。2、超前支架操作程序工作面上端头第一循环工作完毕后,降下1#左,操作1#左支架推移一个循环步距,然后拉移1#右支架。第二循环工作完毕后,重复上述步骤。然后拉移2#支架将拉移行程收回,推移1#支架两个循环步距;然后拉移3#支架将拉移行程收回,推移1#支架两个循环步距;最后将超前支架恢复至初始状态。

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