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第1篇 炮采、普采工作面采煤工艺及安全操作
炮采是一种落后的采煤工艺方式，但对复杂的地质条件适应性强，设备简单，所以，广泛使用于条件比较复杂的中小型煤矿。
一、炮采工艺方式
炮采工作面的工艺过程有：破煤、装煤、运煤、支护和回柱放顶等。
（一）破煤
爆破落煤的生产过程包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。
1、爆破应达到的要求
爆破落煤应满足“两高”、“两少”、“五不”的要求
“两高”：炮眼利用率高，保证工作面的循环进度；爆破自装率高，保证爆破后煤体松散适度，尽量减少人工攉煤量，同时要防止煤抛到采空区一侧，提高煤炭采出率。
“两少”：尽量增加每一次爆破的炮眼个数，以减少放炮次数，缩短爆破消耗的时间；合理布置炮眼和装药量，降低炸药和雷管消耗，提高经济效益。
“五不”：不崩坏顶板；不崩倒、崩坏支架；不崩翻刮板输送机；不爆底煤，减少工人起底煤的工作量；不出大块煤，减少工人二次破碎煤的工作量。
另外，对有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面进行爆破作业时的特殊安全要求如下：
（1）有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面，必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。
（2）放炮工必须由经过专门培训、取得爆破合格证的专职爆破工担任。爆破作业只准爆破工1人操作。
（3）在爆破作业时，必须执行“一炮三检”和“3人联锁放炮制”。
（4）炮眼封泥必须使用水泡泥，水泡泥外剩余部分炮眼，应用粘土泡泥充填封实，严禁放半炮和出现放炮“打筒”现象。
（5）采煤工作面可以采用分组装药，但一组装药必须一次起爆，严禁在一个采煤工作面使用两台放炮器同时进行放炮。
为达到上述要求，就要根据顶板的稳定程度、煤层厚度和硬度及节理等情况，采用合理的炮眼排列、角度、深度及每眼装药量等。
2、合理的炮眼布置及爆破参数
采煤工作面的炮眼布置包括有炮眼布置方式、炮眼深度、角度和炮眼间的距离等内容。合理炮眼布置一般根据煤层的厚度、煤质的软硬、煤层的层理与节理以及煤层顶底板的情况来确定。
（1）采煤工作面的炮眼布置方式。在正常情况下，当煤层厚度在1.0m以下或煤质松软的中厚煤层中，可沿工作面中间打一排向下倾斜的炮眼，称为单排眼。炮眼与工作面煤壁的夹角为65°-75°。
当煤层厚度在1.0m-1.5m时，煤质中硬的中厚煤层中，可靠近顶、底板沿工作面打两排眼称为双排眼。如上、下两眼互相错开，又称三花眼。当煤层厚度大于1.5m时，且煤质较硬的中厚煤层，沿工作面打三排眼，且上、中、下三排眼互相错开，称为五花眼。
综上所述，采煤工作面的炮眼，可归纳为底眼、中间眼、顶眼三种。
底眼位于采煤工作面下部，靠近底板。它的作用是将下部的煤沿底板首先抛出，起掏槽眼的作用，为中间眼和顶眼的爆破创造条件。底眼在垂直面上有俯角，俯角为10°-15°，眼底距底板约0.2m，以下留底煤且不破碎底板为原则。
中间眼（又称腰眼）位于煤层顶板与底眼之间。其作用是进一步扩大底眼掏槽，保证顶眼与顶板震动极小时将煤崩落。
顶眼位于采煤工作面上部，靠近顶板。它的作用是将煤层沿顶板崩落而不留下顶煤。顶眼在垂直面上有仰角，一般为5°-10°。眼底距顶板0.1m-0.5m，视煤质软硬及煤的粘顶情况而顶。以下不破碎顶板的完整性为原则，如顶板不稳定时，则顶眼平行于顶板。
（2）炮眼角度与间距。垂直面上，顶眼一般有仰角，底眼有俯角，仰角或俯角的大小视顶板稳定性及煤质软硬情况而定。
炮眼与煤壁在水平面上的角度（水平角）一般为65-75°。煤质较软时取大值，煤质较硬时取小值。由于绝大多数炮眼都是在一个自由卖弄的条件下爆破，所以炮眼的水平角都不能过大，否则将降低炮眼利用率，使煤体得不到充分的爆破；但炮眼的水平角也不能太小，否则爆破时将大量的煤块抛向采空区，易崩倒工作面支架，造成煤炭资源损失，不利于安全生产。机械化采煤时，因煤质坚硬而需要放震动炮松动煤体时，炮眼水平角可更大些。
炮眼的间距，可根据煤的硬度和块度要求而定。在正常情况下，炮眼的间距与深度之比，应限制在3：5左右。因此，采煤工作面炮眼间距一般为1.0m-1.2m。顶眼与顶板距离，在一次采全高一般为0.3-0.5m；在分层开采采顶层煤时一般为0.3m-0.5m，采中、底层煤时以0.4-0.6m为宜。底眼一般应高出刮板输送机槽0.2m。
（3）炮眼深度。采煤工作面炮眼深度取决于一次推进（循环）进度和炮眼角度。
炮采工作面一般多采用小进度，一次推进（循环）进度为1.0-1.2m，炮眼深度要大于循环进度0.2。小进度可使每个眼装药量少，可实行一次多放炮，能较好地实现爆破装煤，顶板受震动小，悬顶面积小，有利于顶板管理。
为了保证爆破落煤的安全，对装药的外部环境应严格要求。
3、采煤工作面装药时的安全要求（十不装药）
（1）采煤工作面及上、下出口的支护达不到工程质量要求，不得装药；
（2）采煤工作面风量不足，不得装药；
（3）炮眼参数不符合作业规程要求，不得装药；
（4）炮眼异常，如炮眼缩小、塌孔、变形或有裂隙，不得装药；
（5）炮眼若打到断层处，有出水现象和温度高低明显变化时，不得装药；
（6）采煤工作面的煤壁伞檐突出0.5m时，不得砖窑；
（7）炮眼没有清楚粉尘，没有使用水泡泥或水泡泥的质量、数量不够，不得装药；
（8）采煤工作面煤、岩尘超过规定时，不得装药；
（9）装药前，必须检查瓦斯，如果附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，不得装药；
（10）煤帮破碎或在放炮地点20m以内有未清除的煤堆时，不得装药。
4、装药操作时的安全要求
（1）应先清除炮眼内的煤、岩粉，并用炮棍探明炮眼深度、角度。按作业规程规定要求，确定炮眼装药量。
（2）按炮眼装药量，先将药卷一个接一个地送进眼口，然后一手拉住雷管脚线，另一手操作炮棍，把药卷轻轻推进眼底。推进药卷时，不得猛力冲击，以防雷管脚线损坏，确保炮眼内的药卷间彼此密接。
（3）对仰角大的炮眼装药时，将药卷一个接一个地送进眼口，最后装1段-2段泡泥随药卷仪器推进眼底，并用炮棍轻轻压一下，以防去掉炮棍后药卷掉出来。
（4）对有水的俯角炮眼装药时，必须把一定数量带有防水套的药卷一次送入炮眼内，其外口必须立即封炮泥，并要求随装随放。
（5）炮眼内药卷安置顺序符合作业规程规定的爆破方向，药卷和雷管的骤能穴朝向爆破方向，即：正向起爆的药卷要一致朝向炮眼底，反向起爆的药卷要一致朝向炮眼口。
（6）不准出现盖药和垫药。在有瓦斯煤尘爆炸危险的工作面，都必须采用正向起爆，不能采用反向起爆。
（7）装药和填装泡泥工作最好是单人操作，也可以2人操作。装填工作须按先底眼后中间眼再顶眼的顺序进行。每装好一个眼后，随即将脚线端部扭结，盘放在眼口。
（8）填装泡泥时须用一只手拉住雷管脚线，另一只手持炮棍送泡泥。开始进入一二节泡泥要轻轻捣，再送进水泡泥，而后送进泡泥，依次轻轻捣实，不得使劲冲击。
（9）填装泡泥长度必须符合安全规定要求。
（10）炮眼装药时，必须先检查后装药，详见“十不装药”的要求。
5、放炮时的安全要求
为确保放炮工作的安全，有下列情况之一者，不准放炮。
（1）采煤工作面工具未收拾好，机电设备、电缆未加保护，不准放炮。
（2）工作面未检查瓦斯浓度或放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达1%时，不准放炮。
（3）在有煤尘爆炸危险的采煤工作面，放炮地点附近20m以内未经清扫煤尘和洒水降尘，不准放炮。
（4）工作面风量不足，而又未改善通风状况以前，不准放炮。
（5）工作面上、下安全出口不安全畅通，工作面顶板、支架不完整，煤壁片帮、有伞檐等不安全隐患而又未处理时，不准放炮。
（6）放炮母线长度不够又未挂好，不准放炮。
（7）不执行一次装药、一次起爆（在采煤工作面可以采用分组装药，但一组装药必须一次起爆），不准放炮。
（8）放炮器不防爆或有故障，一个采煤工作面同时使用2台以上（含2台）放炮器，不准放炮。
（9）工作面人员没有撤离到警戒线以外的顶板、支架完好的安全地点，不清点人数，未设好警戒岗哨，不准放炮。
（10）不发出三声放炮信号，不准放炮。
（二）装煤
放炮崩落的煤一部分因爆破崩入刮板输送机外，其余的煤由人工装载。在装载前应首先检查端面空顶范围及煤壁，若发现问题，处理后在攉煤。人工装载劳动强度大、效率低，应设法增加爆破装煤比列。
（三）运煤
采煤工作面的运输方式主要根据落煤方式及煤层倾角来确定。倾斜工作面可采用铁溜槽或搪瓷溜槽，缓倾斜工作面主要采用刮板输送机。推移刮板输送机时，可根据工作面具体情况，采用逐节推、间隔推或几节同时推，但在弯曲段不能出现急弯。在推移刮板输送机时应注意随时调整推移步距，保持刮板输送机的平直状态，减小其运行阻力，预防卡（掉）链事故的发生。推移刮板输送机时输送机正常运行，此时若发现运行阻力增大或卡链时，要及时停机检查，找出原因并处理好后方可再推移。
（四）支架
炮采工作面常用金属支柱或木支柱。顶板完整时用点柱。一般常用三、四排或四、五排控顶、人工架设。其操作及安全措施见本章第二节、第三节、第四节。
（五）回柱放顶
回柱放顶是采煤工作面生产中一项重要工序。为保证采煤工作面的安全及足够的工作空间，应减小放顶步距。回单排柱比回双排柱虽然增加了回柱次数及准备工作量，但支柱承压时间短，放顶后顶板活动量小，操作安全。其具体要求、操作安全措施见本章第五节。
二、采煤工作面循环作业图表和劳动组织
为使采煤工作面按计划、有节奏地持续稳产稳高，需要充分发挥人的能动作用，使采面空间、工作时间和设备得以充分利用，因此要合理组织劳动生产，采用正规循环作业。
采煤工作面循环作业，就是完成一个采煤工艺并周而复始的采煤过程。通常随工作面推进，按规定步距回一次支柱，则标志着完成一个“循环”。
正规循环作业，系指按工作面生产过程配套的工种及定员，一昼夜内，遵循一定采煤工艺顺序，保证质量，按时完成既定任务，并周而复始地进行采煤作业。
为了便于管理生产，正规循环作业常用循环图表来表示，它包括循环作业图、技术经济指标图、劳动组织表和工作面布置图。其作业方式有：三班采准平行作业；两班半出煤，半班准备；两班出煤，一班准备。
第二节 炮采、普采工作面的支护材料及使用
在地下采煤时，为了维护采煤工作面的有效使用空间，防止顶板冒落，保证安全生产，必须合理选择支护材料。普采、炮采工作面支护材料和支护设备有：木材、金属顶梁、摩擦式金属支柱、单体液压支柱、液压切顶支柱等。
一、木支护
目前，我国仍有一些中小型煤矿使用木材作为采煤工作面的支护材料。木支护的优点是支柱制作简单，并具有一定的支撑能力和可缩性，顶板来压时还有响动，起到警示信号作用；木支护的缺点是支设劳动强度大，支柱复用率低。
（一）木支护的种类
1、点柱
支护成排支设，垂直于顶底板。平行于工作面支护的支柱叫排，排距依循环进度而定，一般为0.8m-1.2m；垂直工作面支设的支柱叫行，行距也叫柱距，柱距一般为0.6m-1.1m，均匀地分布在工作面内支撑顶板。顶板比较松软或破碎时，应在顶板与支柱间“戴帽”，支柱与底板间垫柱鞋。
2、木棚子
木棚子是用较长的圆木或半圆木作顶梁，梁下有2根-3根木支柱形成一梁两柱或一梁三柱。采煤工作面采用木棚子支护时，其形式有：顺山棚子和横板棚子。木棚子支护时，棚腿必须砍口，棚腿与棚梁间要接触严密，不要加楔子。
3、木垛
木垛由矩形或圆形的坑木组成，用圆木时最好将相对两个面削平以使木垛平稳。木垛形式有正方形、长方形、三角形三种。
4、密集支柱
密集支柱是由直径大致相等、沿工作面靠采空区侧加密布置支柱，其作用是加强切顶。密集支柱的排数根据顶板压力、采空区选定及基本柱距决定，可用一排或两排。分组支设的密集支柱叫分组密集，每组密集之间相隔0.8-1.2m作安全出口。
5、丛柱
丛柱是由一组紧挨着成丛状的支柱组成。每组丛柱数量为3-6棵，丛柱间距为4-10m。丛柱有很大的刚性，支撑能力大，但易造成集中压力，圆木需用量大，又难回收，只在特殊情况下使用。
（二）木棚子的架设操作
（1）先把柱窝为位置找好，其位置必须符合作业规程规定的质量标准。
（2）挖好柱窝，柱子不能打在浮煤、浮矸上。
（3）量柱子。木柱高度等于顶板至柱窝底处高度减去棚梁和梁板厚度，选择符合要求的柱子。
（4）立柱。要大头朝上，其位置要与相邻的柱子横竖成直线，柱根用煤堆好，防止倒柱砸人。
（5）上棚梁。棚梁的宽度一定要不柱子的直径大，梁的拱面向上。上梁时，双手托梁放在棚柱上，随即在棚梁上边放好楔子，然后人站在棚子上方，找正位置，用锤由斜上方向下打紧打牢。之子打紧后，在敲打时会发出清脆的声音。
（6）背顶。背顶长度要大于两架棚子的距离，一般要大出200mm背板（或串杆）应成双数且均匀排列。
（7）木柱和木梁应为鸭嘴式接触。
（8）楔子要打在梁和背板之间，柱肩上要背实打紧。严禁把楔子打在梁柱接口内。
（9）顺山棚子要平行于工作面架设：
①顺山棚子排与排之间棚梁接头处要对接严密，两架棚梁之间不得留有空隙，以免发生抽顶。
②顺山棚子必须一梁两柱或一梁三柱。在一般条件下，不准彼此搭接借以少打一根柱子。特殊情况下，可按作业规程规定执行。
③顺山棚子之间不准加点柱，特殊情况如柱距不够宽时，可增加支护密度。
④楔子必须加在柱顶处梁上，不准在一颗柱顶梁上加两块或两块以上木楔。
⑤棚梁上除楔子外，还应插好小板，以防顶板掉碴。小板应背紧，其数量应为双数，并受力均匀。
（10）横板棚子（与工作面垂直）及连锁棚子：
①棚板棚子的棚梁必须垂直工作面，不准歪斜，以免来压时被扫倒。
②横板棚梁上与柱顶之间不准垫楔子，柱顶梁上必须背实。
③连锁式棚子，柱顶背岩石后，尽量将棚梁头的临时楔子回掉，以房子受压时顶梁折断。
④使用圆坑木做梁时，必须把梁与柱接触部分削平，柱腿必须使用鸭嘴式，鸭嘴柱与横梁间不得有空隙，不得打楔子。
一般木材的强度如表1-1
表1-1 木材强度表
木材名称 抗压强度/mpa 抗拉强度/ mpa 抗弯强度/ mpa
黑松 43.12 49.98 68.89
落叶松 62.34 68.21 80.95
马尾松 29.78 98 7.06
垂柳 28.87 8.57
樟木 31.26 65.07 8.82
黄松 56.84 98 29.60
白松 36.26 51.45 10.00
栗木 34.60 58.60 57.04
桧木 50.67 56.15 78.70
二、摩擦式金属支柱的类型及使用
（一）摩擦式支柱的类型
目前，煤矿使用比较多的摩擦式金属支柱有两种类型。
一种是微增阻支柱。它的活柱斜度小于1：500。微增阻支柱在工作过程中支柱工作阻力增加缓慢，如图1-3所示。曲线1是微增阻摩擦支柱特性曲线，它的工作阻力开始增长较快，当达到初工作阻力后，随支柱下缩而压力增加缓慢，它的可缩量比急增阻支柱大。
另一种是急增阻支柱。它的活柱斜度为1：300。急增阻支柱工作时，随着活柱的压缩，工作阻力急剧增加，支柱可缩量小，其特性如图1-3中曲线2。
（二）摩擦式金属支柱的选择
金属支柱型号选择主要依据工作面煤层厚度、采高、顶板岩性等因素来确定。
hzja型支柱是急增阻金属支柱，它适用于顶板下沉量小于100mm，采高在1.3m以下的缓斜采煤工作面。
hzwa型支柱是微增阻金属支柱，它的适用条件是：
（1）煤层倾角小于25°，倾角在25-30°时采取安全措施后也可使用；
（2）采高在1.3-2.4m，当采高不大于2.7m、顶板压力不特别大时也可使用；
（3）顶板不宜过软，顶板最终下沉量小于400mm。
金属支柱高度可由式（1-1）、式（1-2）确定。
支柱最大高度
h1=m1-b （1-1）
支柱最小高度
h2=m2-h-b-a （1-2）
式中 m1--煤层最大采高，mm；
m2--煤层最小采高，mm；
h--顶板最小下沉量平均值，mm；
a--支柱的卸载安全高度，一般取50mm。
（三）采煤工作面金属支架的架设
（1）工作面使用金属支柱时，必须与金属铰接顶梁配套。特殊情况下按作业规程执行。
（2）摩擦式金属支柱若有顶盖丢失、柱体弯曲、楔组错位、锁箍变形和弹簧失效，不得使用。
（3）金属顶梁如果变形，焊缝开裂，不得使用。
（4）挂金属铰接顶梁的操作要求：
①工作地点顶板暴露出来后，要立即挂金属铰接顶梁护顶，即一人把梁竖起，接头朝上，其接端插到原支架顶梁的梁耳内，另一个人把圆销子插进去；
②用手把顶梁托向顶板，迅速在顶梁铰接口处插上水平销。顶梁要垂直煤壁，并把梁调直、调平后，用锤子轻轻打紧，使顶梁受力而悬起，悬起的顶梁与顶板之间要留有一定空隙，便于插顶；
③按作业规程规定，在顶梁上均匀布置串杆，梁头和柱肩要垫实；
④顶板破碎和再生顶板，串杆顶上必须用竹巴背严，空顶要刹实；
⑤持锤打紧水平销，使顶梁和顶板间接紧。如果顶板压力较大时，顶梁下需打上临时柱，防止把梁压下来造成事故。
（5）架设摩擦金属支柱的操作要求：
①架设支柱时，必须两人操作；
②先找柱窝，同时找好排距、柱距和迎山角位置，将支柱竖起来，柱锁水平楔小头转向煤壁，以便回柱；
③由一人抽出活柱至所需顶梁位置，并卡在梁牙上，另一人立即打紧柱锁水平楔；
④使升柱器挂在柱锁上，其u型夹套在活柱上，并打紧升柱器夹紧活柱后，松开柱锁水平楔；
⑤操作升柱器手把，使活柱上升达到支柱撑紧为止，支柱顶盖必须与顶梁相吻合，以防偏心承载；
⑥持锤打紧锁上的水平楔，并先轻后重逐渐打紧，把柱子打成一个整体响声为止；
⑦打紧水平锁、升柱楔和水平楔时，周围不准站人，以免用劲过猛，打偏锤伤人。打紧或打松及升柱时，要一手扶柱锁，另一手持锤或升柱器，不要手持活柱芯子，以免活柱突然下降把手挤伤。
三、单体液压支柱的类型与安全操作
（一）单体液压支柱的类型
单体液压支柱按升柱时工作循环方式分为外注式和内注式两个类型。
1、外注式单体液压支柱
额定工作阻力245-294kn。其主要特点：工作介质（乳化液）由远距离的液压泵站通过液压管路，经专用的注液枪注入缸内。回柱时，柱内乳化液需排出柱体，每支设一根支柱需注入一次乳化液。
外注式单体液压支柱的主要优点是：三用阀一体组装，零部件少，结构简单；初撑力靠泵站压力获得，可靠性高；升柱速度是内注式液压支柱的3-4倍，能提高支柱的支设效率；使用同一规格的支柱，外注式支柱自重减轻了5kg，减轻了工人劳动轻度。
其主要缺点是：液压管路系统较复杂；乳化液不能回收复用，增加了成本，且乳化液流失在工作面底板上，使底板岩面膨胀变软，影响支护效果。
2、内注式单体液压支柱
额定工作阻力为245kn。工作介质为乳化油。由内注式支柱本身的手摇泵升柱，初撑力大小由人力操作手柄来决定，降柱靠支柱的活柱自重进行。
目前，在我国普遍推广使用是是外注式单体液压支柱。
（二）单体液压支柱的使用范围
（1）煤层倾角小于25°的采煤工作面。若煤层倾角在25-35°之间，采取安全措施后也可使用。
（2）煤层底板不宜过软，支柱压入底板的深度按《采煤工作面质量标准》规定小于100mm，否则应采取加大底座或穿铁柱鞋的措施。
（3）综采工作面端头支护和临时点柱。
（4）一般薄及中厚煤层可使用单体液压支柱。
（三）单体液压支柱的安全使用
（1）采煤工作面必须经常配备10%左右的备用支柱，立着存放于工作面附近的安全、干燥、清洁的地点，支柱的卸载手把处于“关闭”位置。
（2）采煤工作面严禁使用失效的单体液压支柱。
（3）单体液压支柱工作面中，不得混合使用不同类型或不同性能的支柱。确因地质条件的变化必须使用时，必须制定安全措施。及时是使用同一类型的单体液压支柱，为保证单体液压支柱工作特性的一致，操作应注意以下几点：
①柱帽规格一致，柱鞋规格一致，不得带“病”使用，防止造成支柱对顶板实际支撑能力的差异；
②顶梁上必须加护顶插板时，木板规格应保持一致，架设规格也必须保持一致；
③支柱架设前必须清理底板的浮煤浮矸。
（4）单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验，并编号登记造册。
（5）采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月或在井下贮存3个月以上的单体液压支柱必须升井检修。检修好的支柱必须进行压力试验，合格后方可使用。
（6）为保证支柱有足够的初撑力，并且不小于50kn，升柱注液一定时间后方可停止操作。支柱必须有防倒、防滑措施，严禁将支柱架设在浮煤浮矸上。
（7）采煤工作面放炮时，必须采取防止损坏单体液压支柱的有效措施。对崩倒、碰倒、损坏的支柱必须立即恢复或更换。严禁在控顶区域内提前摘柱。底板松软时必须穿柱鞋。
（8）严格按照支护设计的规格控制柱距、排距、控顶距，保证横成排、竖成线。
（四）使用单体液压支柱应注意的问题
（1）支柱在操作前均应按最大行程进行升柱、降柱至少两个循环，以排出缸体内的空气。
（2）支柱架设前检查零部件是否齐全，柱体有无弯曲、缺件、漏液等现象，不合格的支柱不得使用。
（3）支柱支设前还必须检查乳化液泵站及液压管路系统。
（4）支柱支设时应根据煤层倾角大小，设一定量迎山角，其范围为0-9°。
（5）单体液压支柱支设的最大高度应小于支柱设计最大高度0.1；支设的最小高度大于支柱设计最小高度0.2m。
（6）支柱与输送机应有适当距离，以防采煤机撞倒支柱。
（7）支柱顶盖四爪应卡在顶梁槽内，不允许顶在顶梁上或顶梁接头处。
（8）禁止用锤、镐等物体猛击支柱的任何部分，搬运支柱时不许碰撞，以免损坏支柱
（9）放顶时回出的支柱应支撑在作业规程规定的位置，并全部承载；对“压死”的支柱，要打好临时支柱，通过挑顶、卧底的方法取出。
（10）严禁用单体液压支柱做推溜器。
（11）在操作过程中，若发现损坏、失效的支柱应及时更换。
四、单体支柱的初撑力、始动阻力和额定阻力
（一）单体支柱的初撑力、始动阻力和额定工作阻力
在对顶板进行有效支护过程中，单体支柱从支设直至回柱，其作用经历了初撑力、始动阻力和额定工作阻力的变化。
支架的初撑力是指支架刚架设时对顶底板的主动撑力。对木支柱和摩擦支柱，初撑力是借人工打紧或升柱器所形成的对顶板的支撑力。人工打紧的初撑力一般为2kn，丝杆升柱器的初撑力为8kn，液压升柱器的初撑力为30-50kn。对液压支柱，初撑力是液压泵给定的。
支架的始动阻力是指顶板下沉、摩擦支柱或液压支柱开始动作时的阻力。液压支柱的始动阻力就是初撑力。
额定工作阻力是指支柱允许的最大工作载荷。支柱达到额定工作阻力时，摩擦金属支柱的零件的变形尚未超出允许范围。液压支柱达到额定工作阻力时，安全阀开始动作。
提高支架的初撑力对减少顶板的下沉量、下沉速度和支架稳定性有直接影响。初撑力过低，容易造成直接顶离层，使岩层变形破碎而造成局部冒顶。
（二）影响支柱支撑能力的因素
支柱在井下的实际支撑能力由于在工作过程中受多方面因素的影响，不能简单地用支柱出厂技术标准所规定的工作阻力来表示。进行支护密度的计算时，应从中扣除有关因素影响的部分。
1、自然地质条件的影响
（1）倾角。煤层倾角过大的工作面，支柱搬移困难，支设的支柱稳定性也较差，受力状况恶化，支柱容易偏心受压，产生纵向弯曲以至变形破坏。支柱支设不好，在偏心载荷的作用下，也易滑倒。所以，一般规定在煤层倾角小于25°的工作面才可使用单体液压支柱，超过25°必须采取相应措施。主要有两个方面：一是挖柱窝，防止倒滑窜滑；二是迎山角要找准，不能没有也不宜过大，使支柱大体上垂直于顶、底板，保证轴向受力。
（2）局部地质破坏。工作面遇到断层带或地质破坏严重地段、顶底板破碎，甚至还有淋水的情况下，支柱容易穿顶、插底，严重影响支柱效果。必须采取在支柱顶上密封顶板、加顶梁、加密顶梁上的插板、支柱下面铺设柱鞋、扩大支柱底座支撑面积等措施，减少局部地质破坏产生的影响。
（3）顶底板的岩性。原则上说，支柱对顶板支撑力的大小，一方面取决于支柱的初撑力，另一方面取决于初撑后压缩活性，支柱得到增阻。但支柱的支撑力是支柱和围岩（包括顶板和底板）相互作用的结果。支柱承受的顶板载荷，也是支柱施加于顶板的力。有时则通过柱帽、顶梁或柱鞋等辅助垫层将此力传至顶底板，这样一来，支架一围岩系统的实际支撑力，有时将不取决于支柱本身有多大支撑能力，而仅取决于顶底板以及它的辅助垫层有多大的抗力（即反力）。
对于抗压入强度低的顶底板，提高支撑力，防止支柱插入顶底板的惟一途径是加大支架和顶底板的接触面积。加大顶板接触面积的方法有戴柱帽、加顶梁或在顶梁上再加插板等。加大底板接触面积的方法主要是“穿鞋”。由于木材横向抗压强度低，而液压支柱初撑力高、刚度大，所以使用单体液压支柱时，“鞋”、“帽”、顶梁等均不宜使用木材。同时也要尽量避免单柱带帽的支护形式，而要采用铰接顶梁的形式，在过于松软地段采用特制的加宽顶梁上板的结构。底板特松软时，则可使用增阻床和加宽的（尼龙）防止支柱钻底的柱鞋。
2、混用支柱的影响
不同特性与不同材质的支柱以及不同的支护结构都会对控制顶板产生不同的影响。因而在同一采煤工作面中，不得使用不同类型或不同性能的支柱。如遇采高变化，使用一种规格支柱不适用时，可换用相同类型、相同工作阻力的其他规格的支柱。也就是说，一个工作面只能使用同一种技术特性的支柱。
以摩擦式金属支柱与单体液压支柱混用为例。摩擦式金属支柱是增阻式的，只有顶板下沉量达到几百毫米时，支柱才能达到额定工作阻力；而单体液压支柱是恒阻式的，增阻快，在达到额定工作阻力以前下缩很少，达到额定阻力后 能保持恒定的高阻力。当这两种不同技术特性的支柱在同一工作面混合使用时，各支柱的支撑力不能均匀的作用于顶板上，顶板压力大多数集中在单体液压支柱上，顶板的受力不均匀将使顶板状况恶化。尤其顶板来压时，单体液压支柱急速超载，易于损坏。
另外，在一个工作面中也不能分段使用不同类型的支柱。试验表明，分段使用的工作面单体液压支柱支护的区段，顶板下沉量平均为30mm左右，顶板比较完整。使用摩擦式金属支柱的区段，顶板下沉量明显增大，平均达290mm左右。在两种支柱交界附近则明显地看出顶板变化很大，单体液压支柱普遍变形，甚至明显弯曲。此外，由于现场缺乏足够的储备，当单体液压支柱数量不足时，往往以木支柱补充。由于木材纵向可缩性很小，基本上是刚性，混用的结果是木支柱超载被压折，大量毁损。木支柱折损后，单体液压支柱支撑力不够，下缩量大，顶板急剧恶化。因此，同一工作面不能混用不同类型的支柱。
3、单体液压支柱维护使用状况的影响
液压支柱清洁度的影响。液压支柱清洁度是指液压支柱内腔或三用阀中所含杂质的多少，其指标为：支柱内腔平均含杂质小于40毫克/根；最长支柱内腔平均含杂质小于50毫克/根；支柱三用阀含杂质小于10毫克/根。
使用过程中保持支柱内腔良好的清洁状态，对保证支柱性能、防止支柱失效、减少支柱维修量至关重要。外注液式单体液压支柱的单向阀和内注液式单体液压支柱的通气阀是易被污染的主要配件，使用时要采取有效措施防止被污染。
（2）工作液的影响。例如dz型外注式支柱，采用1-2%乳化油配制的乳化液，浓度大了造成浪费，浓度低了使支柱和阀锈蚀。工作介质的更换或浓度的改变等，都会使支柱和阀件锈蚀，影响其密封性能。
五、液压切顶支架的特点及安全操作
（一）液压切顶支架的特点
（1）工作阻力大，切顶效果好；
（2）支柱的支设、回撤和刮板输送机的推移能全部实现机械化，保证采煤工作面切顶线的安全，降低工人劳动强度；
（3）对底板比压较小，不易插入底板。
（二）操作液压切顶支柱应注意的事项
（1）新下井或新检修的液压切顶支柱，初次使用时，应反复升降3-4次，排出缸体内的空气；
（2）支柱应排列整齐，符合作业规程要求；需要调整柱距时，应用绳子或长铁钩勾住底座把手防止打滑，并由2人进行操作；
（3）液压切顶支架的推移千斤顶尽量和溜子垂直，若因倾角增大，下滑超过0.2m时，要及时调整；
（4）推溜时，应清除机道内的大块煤矸，并保持平整，防止推溜时损坏立柱和千斤顶的连接杆件；
（5）降柱时工作人员应撤到人行道，防止降柱时矸石喷出伤人；顶板压力较大时，可将降柱和拉柱同时进行，以缩短空顶时间；
（6）升柱时使柱顶中心受力，若顶板不平，顶盖偏斜超过15°时，应加垫木楔，防止活柱偏载受力；
（7）在采高和倾角较大的采煤工作面操作支柱时，应使支柱擦顶前移，以利于顶板完整和防止下滑；
（8）采高必须大于液压切顶支柱最低高度0.2m，如煤层厚度满足不了这一要求，必须拉底保持高度；
（9）严禁用锤和其他金属物敲砸千斤顶和各种阀件。
第三节 炮采、普采工作面的支护方式
支护方式是指工作面各类支架的布置形式。合理的支护方式必须满足下列要求：
（1）有足够的作业空间，满足采煤、通风和行人的要求；
（2）能有效地控制顶板，保证安全生产；
（3）最低的材料消耗；
（4）合理的支护密度。
一、单体支架布置形式
地质条件不同，采煤方法不同，支架类型不同，就有不同的支架布置方式。我国普采、炮采工作面普遍采用单体支架（包括摩擦金属支柱和单体液压支柱）和金属铰接顶梁支柱顶板。其顶梁的架设方向与工作面煤壁垂直。因回采过程中矿山压力的作用，产生的平行于工作面煤壁的裂缝较多，这种方式可有效防止顶板事故。行人和机械运行最频繁的地方，即靠煤壁的空间，均有顶梁支护，比较安全。
工作面支架的基本任务是能够主要、有效地支撑采煤工作面空间的直接顶板，尽可能不使上覆岩层离层。为此，要求支柱必须具备既能支撑又能回缩的性能。支撑是基本的，因为有了足够的支撑力才能保持直接顶的完整性，使上覆岩层不发生离层而成为一个整体；可缩有时必要的，因为支架的支撑力不可能阻止岩层一点不下沉，顶板下沉是必然的，因此支柱就必须可缩，否则就会被压坏。所以支柱要有一定的可缩性才能保证支柱本省不被损坏。
普采、炮采工作面的支架布置应适应煤层赋存条件及顶底板岩性，保证回采工作面作业安全，还要能和采煤机的截深相配合，满足支柱、回柱工作的要求。
（一）悬梁与支柱的关系
普采、炮采工作面最常用的是悬臂梁支架，按悬梁与支柱的关系可分为正悬臂和倒悬臂两种，如图1-4。
采用正悬臂时，机道有悬臂支护，必要时还可掏梁窝提前挂梁，打贴帮柱，因此机道安全条件好；悬臂靠煤壁侧深处较长，易回收；悬梁靠采空区一侧伸出较短，故不易折损；有较好的支撑特性。倒悬臂则相反。
（二）支架布置形式
普采工作面单体支架的布置形式有以下几种：
1、齐梁直线柱
这种布置形式的特点是沿工作面倾斜方向，顶梁和支柱都为直线排列，顶梁为正悬臂架设。根据截深和顶梁长度的关系，有分为两种布置形式。
（1）截深和顶梁长度相等时的布置形式。当截深为0.8m或1.0m时，则相应地选用0.8m或1.0m的顶梁，即采煤机每割一刀，可沿工作面全长挂了两打柱。该方式的优点是：支护方式较简单，规格质量容易掌握；放顶线整齐，顶梁不易被压坏；工序简单，便于组织管理。其缺点是：每割一刀，全工作面均需挂梁打柱，工作量较集中；在煤质坚硬、采高较大时，采煤机负荷增加，牵引速度低。所以这种形式适用于顶板较稳定，煤质较软，采高不太大的工作面。
（2）截深为顶梁长度一半时的布置形式。其截深一般为0.5m或0.6m，分别配用1.0m、1.2m的顶梁。即采煤机每割两刀时，进行一次挂梁打柱。其缺点是：由于割第一刀后不能挂梁，故空顶面积大且时间长；挂梁打柱集中在割第二刀时进行，工作量不均衡。所以这种形式只宜在顶板较好的条件下使用。
2、错梁直线柱
这汇总布置形式的特点是：每排支柱成一直线，顶梁交错排列，其相邻两行支架，一行为正悬臂，一行为倒悬臂。
图1-7为截深等于梁长一半、双向穿梭割煤时的错梁直线柱布置形式。采煤机上行割一刀后，a行进行挂梁，并移输送机，在a行梁下大上临时柱；采煤机下行割第二刀后，b行进行挂梁，并移输送机，在a、b梁下打固定柱，回临时柱 。
这种形式的优点是：悬露的顶板能及时支护；放顶线处支柱排列整齐，便于切顶和挡矸；挂梁工作面均衡。缺点是：割第一刀后，一般要打临时支柱，割第二刀后又回临时支柱，增加了工作量；倒悬臂伸入采空区，顶梁易损坏。这种布置形式一般适用于顶板比较破碎，或在假顶下进行采煤的工作面。
3、错梁错柱式
这种布置形式的特点是：沿工作面倾向方向，柱子顶梁都是交错排列，顶梁均为正悬臂架设，在放顶线处的支柱数量较错梁直线式布置要少一半。
图1-8为截深等于顶梁长度的一半、双向穿梭割煤时的错梁错柱式布置方式。采煤机上行割第一刀后，a行挂梁并移输送机，在a行梁下打柱；采煤机下行割第二刀煤后，b行挂梁并移输送机，在b行梁下打柱。
这种形式的优点是：采煤机每割一刀后均能间隔挂梁，及时支护顶板；每刀的支架工作量均衡，支架密度均匀，便于打柱、回柱综合作业；每次放顶步距小，放顶较安全。其缺点是：支柱交错排列，规格质量不好掌握；放顶线处支柱少，受力大，不利于挡矸；支架间档小，行人、运料不便。
这种布置形式宜在顶板稳定条件下采用，目前应用较少。
炮采工作面支架布置形式同样有上述三种。但第一种最常用，顶梁长度和循环进度相等，每推进一排，全工作面挂一次顶梁。
我国绝大部分普采、炮采工作面支护方式采用齐梁直线柱布置。
二、单体支架采煤工作面的支护设计及安全出口支护
（一）采煤工作面基本柱的支护设计
为保证采煤工作面支护必须满足的要求得到落实，必须对工作面的控顶距、放顶步距、迎山角、支护强度、支护密度、底板比压等进行设计，并进行风量验算。
1、控顶距离
最小、最大控顶距以及放顶距应根据顶板岩性、回采工作空间的需要、采煤工艺和保证人员的安全因素确定。
（1）最小控顶距：为了回采工作正常进行，工作面留设的最小宽度，即回柱放顶之后从放顶线到工作面煤壁的距离。最小空顶距要满足通风、行人、运料和工作的需要。
（2）放顶距：工作面每推进一定距离，需要进行回柱放顶，这个距离就叫做顶距。放顶距的大小应根据顶板岩石性质和循环进度确定。放顶距过小，将增加放顶距次数，顶板也不易充分垮落，对减轻顶压不利。放顶距过大，顶板下沉量及顶压增加，冒落块度大，可能造成顶板事故。放顶距应与工作面推进度相适用。
（3）最大控顶距：放顶距与最小控距之和为最大控顶距。为了减少顶板对支架的作用施加和柱梁占用量，降低顶板下沉和变形破坏程度，尽量减小最大控顶距。
2、支护强度与支护密度
（1）支护强度。支护强度即支柱或支架达到工作阻力时，对所支护顶板单位面积上的支撑力。通俗地说就是支柱或支架抵抗顶板压力和顶板下沉的能力。很显然，当顶板压力和支柱额定工作阻力一定，支护密度越大，则单个支柱支护的顶板面积越小，顶板单位面积的支撑力就越大，即支护强度越大。反之，支护密度越小，则支护强度越小。当支护强度小时，采煤工作面表现为顶板下沉量大，下沉速度快。为了有效地支撑顶板，当控制其下沉速度，必须给顶板一个最低的有效支护强度，当顶板压力和支柱额定工作阻力一定时，支护强度的大小由支护密度决定。
（2）支护密度。单位顶板面积内支撑顶板的支柱数量叫支护密度，单位为：棵/平方米。支护密度是根据顶板压力大小和支柱额定工作阻力来确定的。
顶板压力的大小根据经验公式来估算，即顶板压力p为4倍-8倍采高的岩重，用公式（1-3）表示为
p=（4-8）gmr （1-3）
式中 p--单位面积的顶板压力，pa；
m--工作面采高，m；
r--顶板平均密度，kg/m3；
g--常数，g=9.9n/kg。
应用这个公式时要考虑直接顶厚度。直接顶厚度较大时取小的系数，直接顶厚度较小时取大的系数。
支柱额定工作阻力取支柱的平均工作阻力，考虑地质条件等因素的影响时，有
p′=rt·80% （1-4）
式中 p′--支柱平均工作阻力，kn；
rt--支柱原有的额定工作阻力，kn。
根据p值大小和支柱的平均工作阻力，确定每棵支柱支撑的平均面积s为
s=l柱·l排=p′/p
根据采煤工作面的循环进度，选用顶梁。最后确定柱距。考虑机道空顶宽度大于排距，应引入修正系数，即
l柱= p′/（l排·pk）
式中 l柱--采煤工作面的柱距，m；
p′--支柱平均工作阻力，kn；
l排--采煤工作面的排距，m；
p--顶板压力，mpa；
k--修正系数。
根据顶梁长度的不同，k值分别为：
l排=0.8m时，k=1.2；
l排=1m时，k=1.1;
l排=1.2m时，k=1.0。
3、采煤工作面风量验算
在保证采煤工作面进行正常工作的前提下，应尽可能缩小控顶距离，减轻工作面压力，缩短支柱承压时间。单体支柱工作面的控顶距离一般三、四排（最大四排、最小三排，即见四回一），三、五排（最大五排，最小三排，即见五回二），四、五排（最大五排，最小四排，即见五回一）比较适宜。
采煤工作面控顶距的大小，必须满足通风的需要。确定控顶距时，必须按风速进行验算。《煤矿安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s。检验工作面风量的公式为
0.25s×60≤q≤4s×60 （1-7）
式中 s--采煤工作面的平均断面，m2；
q--供风量，m3/min；
60--把每秒风速换算成每分钟的系数。
4、底板比压
支柱或支架在满足对顶板支护的同时，支柱不得发生钻底或尽量减小钻底量。通常要求钻底量小于100mm。否则，则会影响对顶板的支护效果。为此，在进行工作面支护设计时，必须进行支柱对底板的比压计算。
煤层底板的抗压入强度叫底板比压，单位为：帕（pa）、兆帕（mpa）。底板比压是底板固有的性质。
顶板压力通过支柱（架）底座对底板产生的压强，即支柱（架）工作阻力与底座面积的比值，称为支柱（架）对底板的比压。支护设计时，应使支柱（架）对底板的比压小于底板比压。否则，支柱（架）就会钻入底板或陷入底板，影响支护性能，恶化顶板状况。
5、支柱迎山角的确定
一般煤层都有一定没量的倾角，为保证支柱沿其轴线受力，必须支设迎山角。否则，支柱易发生弯曲，影响支撑顶板的效果。
支柱轴线和煤层顶板法线的夹角称为支柱的迎山角。支柱顶部由煤层顶底板法线向上偏移的距离叫迎山距。
煤层倾角是确定支柱迎山角的决定因素。煤层倾角越大，支柱迎山角也相应越大。其原因是煤层倾角越大。直接顶破碎断裂后形成的可动六面体的下滑力越大。
支柱迎山角的大小还和直接顶岩性、稳定程度有关。煤层倾角一定时，直接顶强度越大，支柱迎山角应越小；反之，则越大。对ⅰ、ⅱ、ⅲ类直接顶板，根据经验，一般按下式计算支柱迎山角：
b=a/k （1-8）
式中 b--支柱迎山角，（°）；
a--煤层倾角，（°）；
k--直接顶稳定系数，k=6-8°，直接顶层理、节理发育时，k取小值；反之，k取大值。
上式也可理解为当煤层倾角为6-8°时，支柱迎山角为1°。
（二）安全出口支护
采煤工作面安全出口是人员活动集中、机电设备较多的地点，且是人员进出必经之地。维护好上、下安全出口，对保证安全生产具有重要意义。为此，《煤矿安全规程》做了明文规定。
（1）每一个采煤工作面，必须经常 保持至少两个畅通无阻的安全出口，一个通到回风巷道，另一个通到进风巷道。开采三角煤、断层带、残留煤柱或地质构造极为复杂的煤层，不能采用正规采煤方法的采煤工作面，确实不能保持两个安全出口时，必须制定安全措施，并按管理权限报县级以上煤炭管理部门审批。开采有瓦斯喷出、煤与瓦斯（二氧化碳）突出危险或突水危险的煤层时，严禁采煤工作面只有一个安全出口。
（2）采煤工作面所有安全出口与巷道衔接处的20m范围内，必须加强支护，巷道高度不得低于1.6m，综合机械化采煤工作面所有安全出口与巷道衔接处的20m范围内，巷道高度都不得低于1.8m。安全出口必须设专人维护，支架有断梁折柱时，必须及时更换。
安全出口包括两部分：一部分是两巷超前支护，即采煤工作面上、下巷道距煤壁20m的范围内；另一部分是工作面上、下端头，即沿工作面方向，下巷上帮、上巷下帮向工作面方向10m的范围内。由于这两部分的矿压和作业特点不同，其支护方式不同。
上、下安全出口处，除利用原平巷和工作面基本支架支撑顶板外，加强支护必须架设特殊支架，其原因是工作面上、下端头与风巷、机巷相交处控顶范围大，两巷超前20m内受回采移动支承压力和巷道固定支承压力的双重作用而压力增大，断梁折柱增多，支架损坏严重。根据顶板岩性和矿压显现的一般特征，采煤工作面两巷超前支护为：煤壁外10m内，在原棚梁下架双排铰接顶梁和单体支柱支护；10-20m范围内可采用单排单体支柱配铰接顶梁支护。工作面上、下端头支护为：机头部位使用四对八根11﹟工字钢长梁支护，一梁三柱，交替迈步前移，工字钢梁制成花边，以便于和支柱顶盖配合；无传动装置的机尾部位使用两队四根11﹟工字钢长梁支护，一梁三柱，交替迈步前移。上、下端头的运输机头、机尾部位在靠采空区侧架设木垛。高档普采、炮采亦可采用工作面双无销顶梁配单体支柱支护。
金属网下分层工作面安全出口支护，一般是在机巷靠工作面煤壁一侧架设一梁三柱托棚，原巷道中棚梁的一端搭在托棚梁上，工作面尾部除按工作面正常支护外，仍架设一梁三柱托棚托住风巷原木梁。无论上部或下部，均应不使网边脱离两巷支架。
对于自然锈结的下分层工作面，其上、下端头除使用两队两根和四对八根工字钢长梁支护外，还应采取提前探梁，在梁上插上小棍，用竹笆封顶。两巷超前支护同上所述。
第四节 炮采、普采工作面的支护与安全操作
随着采煤工作面的推进，煤层的条件、顶板的条件、顶板的压力都是在动态的变化过程中，顶板式中都在缓慢或剧烈地下沉，其完整性也遭到不同程度的破坏，使采煤工作面始终处在较明显或潜在的危险状况下。为此，必须对工作面进行敲帮问顶。
敲帮问顶就是利用于镐或钢钎等工具敲击暴露而未加管理的岩（煤）体，使其发出回音来探明岩（煤）体内部是否松动、断裂或离层的一种方法。
班（组）长必须严格执行敲帮问顶制度。开工前，班（组）长和安全检查员必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险时，方准工人进入工作面。每个工作人员必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况。在急倾斜煤层中，还必须同时注意底板情况。当发现险情时，必须立即采取措施，隐患未排出之前，班（组）长和安全检查员不得离开现场。
【案例1-1】1991年8月7日，某矿丁5-614060炮采工作面，因爆破效果差，留下了不安全隐患。职工杨某在没有认真敲帮问顶、没有支护的情况下空顶作业，被护顶岩块砸倒，伤势过重死亡。
采煤工作面在通常情况下，可根据煤层赋存条件不同或隐患不同，采取相应的支护措施。
一、破碎顶板的支护
破碎顶板的节理、层理较发育，胶结性能差，往往采后就自行垮落或因支架空档内局部漏顶，使邻近支架“顶空”而倒柱，若处理不及时，则会使垮落面积增大。防止破碎顶板冒落的原则是要求支护密度大、悬露哦顶板少、控顶距要小、推进速度快。
普采、炮采工作面必须采用铰接顶梁。顶梁之上要用板皮（或小棍）、竹笆封顶，形成纵横交叉，使顶板悬露面积缩小。在溜子道上方可提前探梁，靠煤壁打贴帮柱。破碎顶板的支护密度不但要满足支柱强度的要求，也要有利于护顶，因此要适当加大支护密度，采取提前背笆护顶或挂梁措施。采煤机上行割顶煤时，跟机铺临时柱、后支贴帮柱，移溜过后支设固定柱，以缩短溜子道空顶时间和空顶面积，防止冒顶。
当顶板特别松软或有厚0.3m以上的伪顶且割煤（或放炮）后会立即冒落时，可采取用圆钢打超前托棚的办法。具体方法是：距顶板20mm-30mm处利用煤电钻打眼，眼深2m左右，角度垂直于煤壁，打眼在割煤（或炮）前进行。圆钢规格为直径38mm，长2.4m，布置在两架顶梁中间外探0.1-0.3m，推进一个循环后在圆钢一端下打柱子，另一端由煤壁支撑。在割煤（或放炮）前，继续采用同样方法。在炮采工作面，发现顶板沿煤壁有显著裂缝或下沉等现象时，工作面应停止放炮，立即打探梁、挂顶梁或套棚加强支护。
二、煤壁片帮的支护
由于采煤工作面煤壁在支承压力作用下容易压酥，因此在采高大、煤质松软的工作面往往容易因为片帮引起冒顶。防止煤壁片帮的主要安全措施如下所述：
（1）工作面煤壁要采直采齐，要及时打好正规支柱和贴帮柱，并给足初撑力，减少控顶区内顶板的下沉量。
（2）采高大于2.0m，煤质松软时，除打贴帮柱外还应在煤壁与贴帮柱间加横撑。
（3）在煤壁上部片帮严重的地点，应在贴帮柱上加托梁或超前挂金属铰接顶梁。在片帮深度大的地点，还应在梁端加打临时顶柱。
（4）在爆破落煤工作面要合理布置炮眼，并掌握好炮眼角度。顶眼距顶板不要太近，装药量要适当。落煤后要及时挑顶刷帮，使煤壁不留伞檐。
【案例1-2】1996年12月19日，某矿采煤二队打眼工李某，在戊9-10-20080工作面机头以上5m处，在放完炮、基本出完煤后没有及时打贴帮柱，而挂花梁、倒悬臂梁多，采面工程质量差，有没有敲帮问顶，一个人违章单独打眼，被掉下的矸石砸伤头部，当场死亡。
三、急斜及倾斜煤层单体支柱工作面顶板支护及安全操作
（1）严格支柱规格质量，煤层倾角在25-35°时，迎山角一般取3-5°。煤层倾角小于35°或小倾角的急斜煤层时，应先根据煤层倾角，将采煤工作面调整为伪斜开采。为防止梁头向倾斜下方甩动，挂梁前先掏超前梁窝，梁间用撑木撑好。单体柱间应上齐防倒绳或斜拉撑钩。底板坚硬时，应凿成麻面，增加支柱与底板摩擦力。必要时可沿煤层走向，在柱脚倾斜下方设置底梁。
（2）支架迎山有力，初撑力达到规定值，工作面不得有空载柱。
（3）采用倾斜托棚，防止支架歪倒。应有防倒柱的措施，防止倒柱砸人或撞倒其他支柱造成冒顶。
（4）为防止放顶冒落矸石撞倒支柱引起冒顶，放顶线应保持成一直线，并设联锁拉杆的倾斜托棚，挂好挡矸帘。
（5）分段回柱时，上下分段之间要设挡矸帘，并在下分段的上部采用戗柱和木垛等特殊支护。
（6）当煤层倾角大于35°，采空区上部存矸少、出现顶板抽空情况时，应采取以下措施：
①放顶前要充填抽空区，充填物可用矸石等。充填方法可用风力或手动充填；
②降低采高，降低的下限一般不低于1.5m，以减少抽空高度，提高支架的稳定性；
③如充填抽空有困难，初次放顶期间的控顶距离要适当加大，使老顶断裂产生的冲击大部分转移到靠放顶线一侧加宽的空间内。在支护上，除原有的一排木垛外，在加宽空间范围内再加打一排木垛，以增加支柱的稳定性。
（7）当煤层为立槽煤时，采用水平分层法，采煤工作面支护采用四、六排控顶，顶板为天然假顶。
四、托伪顶或松软破碎顶板的支护及安全操作
这类顶板常因支架空档内局部漏顶，使邻近支架“顶空”而倒柱，并且由于顶板允许暴露的时间短、面积小，常因割煤和放炮后机（炮）道得不到及时支护而发生冒顶。此外，在初次来压和周期来压时，伪顶和破碎顶板容易和上覆直接顶或坚硬顶板离层而垮落。使用金属顶梁时，由于顶梁和顶板摩擦力很小，伪顶大面积垮落，支架往往成串被推倒造成大冒顶事故。因此应采取适当顶板管理措施。
（1）凡托伪顶或破碎顶板的工作面，除采时不得推采开切眼的另一帮煤柱。
（2）工作面要布置成俯斜开采，尽可能避免仰斜开采，上、下平巷与工作面尽可能布置成直角或大于60°的交角，避免出现锐角。另外，要沿伪顶或破碎顶板掘进，避免挑顶掘进。
（3）支护密度不但要满足采场支护强度的要求，也要有利于护顶，因此，应适当加大支护密度，采取提前背笆护顶和挂梁措施。机组上行割底煤时，跟机前撤临时柱，支贴帮柱，以缩短机道空顶时间和缩小空顶面积，控制机道冒顶。
（4）当顶板特别松软或有厚0.3m以上的伪顶，且割煤（或放炮）后立即冒落时，可采用圆钢打超前托梁的办法。具体施工方法是：在距顶板2-3cm处用煤电钻打眼，眼深2.0m角度垂直于煤壁。打眼在割煤（或放炮）前进行。打完眼后，穿入圆钢。圆钢直径38mm，长2.4m，布置在两侧顶梁的中间，外露0.4m。两个循环后，托梁留在煤壁内的深度为0.8m，外露1.6m,端部由支柱支撑，再割煤（或放炮）前，继续使用上述方法。
（5）初次来压和周期来压时，必须加强支护。在金属顶梁和顶板间背上板皮或笆片，以增加它们之间的摩擦阻力；用单排或双排交叉木垛，增设抬棚戗柱，以增加支柱的稳定性。在倾角大于20°的工作面，初次来压前最好不使用金属铰接顶梁，用木板梁和金属支柱配合支护；初次来压后，顶板稳定时再使用金属铰接顶梁。
（6）在炮采工作面，发现顶板沿煤壁有显著裂缝或下沉等现象时，工作面应停止放炮，在片帮严重的地方先打探板或挂上顶梁加强支护。
（7）条件允许时，从煤壁向斜上方顶板内钻眼，利用高压泵注入树脂凝固剂来粘结破碎顶板，以增加顶板的坚固性或固结易片帮的煤壁。
五、托伪顶或留底煤的支护及安全操作
当采煤工作面顶煤或底煤是劣质煤不需要采出，或由于一次采全高丢底煤，或分层开采时留顶煤作为下分层开采顶板，或遇到断层破碎带留煤皮护顶开采时，叫托顶煤或留底煤开采。由于顶煤垮落，或遇到顶煤上的断层破碎带突然垮落，或由于支柱陷入底煤，往往容易发生冒顶事故，应采取适当安全技术措施。
（1）经常掌握留顶煤或底煤的实际厚度，控制采高，采高不应大于所用支柱允许的最大高度，使支柱有力地支撑顶煤不让它脱落。所留的顶、底煤，必须按规定留足必须的最小厚度，留底煤时支柱要穿上木鞋或铁鞋，如果底煤过薄，应采取换柱以提高采出率。
（2）合理布置炮眼和控制装药量，顶底眼距顶（煤）、底（煤）板要在200mm以上，炮眼角度和装药量要适当，每次放炮数目不要太多，防止顶煤受震脱落。
（3）放炮后及时挂梁托顶煤，或打临时支柱，同时用板皮或笆片背严，防止顶煤离层脱落。
（4）在保证通风、行人、运料的前提下，缩小控顶距，减小工作面顶煤的压力。
（5）放顶时，放顶线采用一梁三柱戗棚，向采空区方向斜撑，以保证顶板来压是有足够的支撑力。顶压大时，要加木垛，增加支架的稳定性。
（6）留底煤的工作面，洒水要适当，防止底煤遇水潮解松动。
第五节 采空区处理
采空区的处理方法主要全部垮落法、煤柱支撑法、充填法、缓慢下沉法。
一、全部垮落法
全部垮落法的作业范围主要是放顶区，即从原切顶线到新切顶线的区域。主要适用于ⅰ、ⅱ、ⅲ类直接顶。其实质是随工作面向前推进，有计划地回撤放顶线以外的支架，使直接顶岩层自行垮落。坚硬顶板则需要爆破方法强迫其垮落，以缩短直接顶的悬梁长度和重力，减少采空区直接顶对工作面的压力。垮落的岩石因具有一定的碎胀性，当填满采空区时，可对老顶起到一定的支撑作用，从而减缓和限制老顶对工作面的影响。全部垮落法是沿工作面全长，在预定顶板垮落线内架设特种支架，使采空区与工作面空间隔开。特种支架包括木垛、戗棚、戗柱等。当回撤支架后，使悬露在采空区的顶眼沿特种支架的采空区侧垮落下来。若直接顶板坚硬，回柱后不自行垮落，则要进行强制放顶。
全部垮落法处理采空区的主要工作是架设特种支架和回柱放顶，在综采工作面主要是移架。
（一）特种支架的架设
为了使直接顶沿顶板垮落线（即放顶线）垮落，需要沿放顶线的煤墙侧架设特种支架。常用的特种支架有戗棚、木垛、戗柱等。
戗棚是沿工作面倾斜方向在靠采空区一排支架的煤墙壁架设。根据戗棚梁长，采用一梁两柱或一梁三柱。对接棚、棚腿戗向采空区，棚梁与顶梁、支柱接实，升紧打牢。
木垛在靠工作面采空区一侧用方木架设，方木截面一般为0.15m×0.15m或0.20m×0.20m，方木长为1.2m-1.6m。
戗柱是在靠采空区一侧每棵支柱的煤壁侧，不用棚梁只打上支柱，支柱戗向采空区，升紧打牢。
（二）回柱放顶
全部垮落法处理采空区的采煤工作面要随着工作面推进不断地支设支柱和回撤支柱，使工作始终保持在最大控顶距与最小控顶距之间，从而使采空区顶板在自重作用下垮落。
在回柱放顶过程中，顶板活动比较强烈，工作面支架将受到较大的作用，对支架和人员都要严格要求。回柱放顶必须遵守下列规定。
（1）用全部垮落法管理顶板的采煤工作面必须及时回柱放顶，控顶距超过作业规程规定时，禁止回采。如果回采后顶板仍不冒落，超过规定的悬顶距离时，必须停止采煤，采取人工强制放顶或其他措施进行处理。
（2）回柱放顶必须按作业规程规定的回柱放顶方法和安全措施进行。回柱放顶同放炮、机采落煤等工序平行作业的安全距离都必须符合作业规程的规定。
（3）回柱放顶前，必须对放顶所用设备完好情况及作业区域内安全情况进行全面检查，对不符合质量要求的支架重新支设，缺柱的补齐，压力大时要加强支护，对工作面上、下出口和机头、机尾的支护要重新加固。同时清理好退路。
（4）回柱必须按有里向外，自下而上的顺序进行。分段回柱时，必须在分段处打两棵揽头（临时）支柱。回柱后要及时挂挡矸帘。撤下的顶梁要按号立放整齐，立柱打在新放顶线内侧梁下。采用密集支柱切顶时，两段密集支柱之间必须留有宽0.5m以上的出口，出口间的距离和新密集支柱的超前距离都必须符合作业规程的规定。
（5）回柱时必须2人一组作业，1人回柱、1人观山，不准单独作业。回柱人员必须站在所撤支柱的倾斜上方，且支架完整，无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险情况的安全地点工作。木支柱必须用机械回撤，放顶区域内的支架、木垛都必须回收干净。
【案例1-3】1996年4月15日，某矿巳15-1205采煤工作面输送机机尾处发生冒顶事故，该队职工杨某违章进入放顶区单独作业，并违反见四回一的规定，在顶板冒落时被埋住，经抢救无效死亡。
摩擦金属支柱回柱操作时，一般使用柄长0.6-0.8m，重3kg的铁锤将支柱水平楔打松，使活柱落下。金属支柱卸载活柱下缩后，回柱人员用拔柱器或常把铁钩将支柱拉出，支设在新放顶线内侧梁下。单体液压支柱回柱时则是搬动卸载手柄，活柱下缩，回出的支柱支设在新放顶线内侧梁下。
二、煤柱支撑法
当顶板非常坚硬（如砾岩顶板），采用全部垮落法管理顶板时，回柱后切不断顶板，采空区悬顶面积较大，一旦垮落可能造成重大顶板事故。在此种情况下往往采用煤柱支撑法来管理采空区顶板。
煤柱支撑法的主要优点是大大减化了采空区处理工作，工艺简单，避免了周期压力对工作面的影响，为生产创造了条件。它的缺点是煤炭资源损失严重，采出率低，在开采煤层群时，下层造成集中压力，给工作面管理造成困难，掘进率高，搬家次数多。煤柱支撑法主要用于刀柱采煤法。
三、充填法
充填法处理采空区分全部充填法和部分充填法两种。
1、全部充填法
开采有自然发火的特厚煤层，或地面有铁路干线、重要建筑物、河流、湖泊或煤层上部较近处有含水丰富的岩层时，为了保护地面建筑物不受破坏，防止地表水和含水层水突然涌入井下，可用砂子、碎石等将采空区全部充填。我国某些矿区用水砂充填，个别矿使用风力充填。
全部充填法能有效地减少采空区顶板的下沉，防止煤的自然发火，提高了采出率。但充填系统复杂，设备多，组织管理复杂，成本比全部垮落法增加30-50%，应用逐渐减少。
2、部分充填法
开采薄煤层时，利用矸石在采空区内垒起若干条垂直于工作面煤壁的矸石带支撑顶板，减少顶板移动和周期压力，改善工作面顶板维护状况。充填带的宽度视充填材料而定，即支撑能力能支撑住充填带上方岩层和各条带之间悬顶岩层的重力，通常充填带宽度为采高的2倍-2.5倍。充填带间距为8-15m。
部分充填方法，砌筑矸石带劳动强度大、不易机械化，劳动效率低，成本高，一般很少采用。
四、缓慢下沉法
当顶板岩性有较大的韧性，无剧烈的破坏，回柱后挠曲下沉能缓慢地和底板接触时，采用缓慢下沉法。工作面支护常用木垛和点柱管理，每放顶一次在靠近采空区一侧每隔一段距离架设一个木垛，工作面采用（单体）点柱支护。
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第2篇 采煤机割煤 安全操作标准
1.采煤机割煤时,下滚筒割顶煤,上滚筒割底煤。层位开采及采高要求依据作业规程规定执行。严禁工作面过高或者过低开采。
2.每刀截深根据作业规程规定执行,一般为900mm。
3.工作面煤壁割成直线,顶底板割平。
4.不得留顶煤,伞檐厚度不得超过采煤质量标准化规定(中厚煤层,伞檐长度超过1米时,其最大突出部分不超过200mm;伞檐长度在1米以下时,伞檐最突出部分不超过250mm)。
5.严格控制采煤机行走速度,严格执行作业规程规定。
6.割煤过程中,主、副采煤机司机作业时必须在架间行走,与前后滚筒保持平行,以便随时观察煤壁及刮板机情况。
7.作业时前后采煤机司机随时保持联络,协调作业。作业时时刻注意采煤机运行时的声音,有异常声响时立即停机处理。
8.采用刮板机机尾斜切进刀方式,工作面的上口由采煤机自开,斜切进刀段长35m,其中直线段长20m,弯曲段为15m。
9.采煤机距离端头10个支架时,降低采煤机牵引速度,割机头、机尾段煤壁,半个滚筒伸入巷道时为止。
第3篇 采煤机割煤安全操作标准
1.采煤机割煤时,下滚筒割顶煤,上滚筒割底煤。层位开采及采高要求依据作业规程规定执行。严禁工作面过高或者过低开采。
2.每刀截深根据作业规程规定执行，一般为900mm。
3.工作面煤壁割成直线，顶底板割平。
4.不得留顶煤，伞檐厚度不得超过采煤质量标准化规定（中厚煤层，伞檐长度超过1米时，其最大突出部分不超过200mm;伞檐长度在1米以下时，伞檐最突出部分不超过250mm）。
5.严格控制采煤机行走速度，严格执行作业规程规定。
6.割煤过程中，主、副采煤机司机作业时必须在架间行走，与前后滚筒保持平行，以便随时观察煤壁及刮板机情况。
7.作业时前后采煤机司机随时保持联络，协调作业。作业时时刻注意采煤机运行时的声音，有异常声响时立即停机处理。
8.采用刮板机机尾斜切进刀方式，工作面的上口由采煤机自开，斜切进刀段长35m，其中直线段长20m，弯曲段为15m。
9.采煤机距离端头10个支架时，降低采煤机牵引速度，割机头、机尾段煤壁，半个滚筒伸入巷道时为止。
第4篇 炮采普采工作面采煤工艺安全操作措施
炮采是一种落后的采煤工艺方式,但对复杂的地质条件适应性强,设备简单,所以,广泛使用于条件比较复杂的中小型煤矿。
一、炮采工艺方式
炮采工作面的工艺过程有:破煤、装煤、运煤、支护和回柱放顶等。
(一)破煤
爆破落煤的生产过程包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。
1、爆破应达到的要求
爆破落煤应满足“两高”、“两少”、“五不”的要求
“两高”:炮眼利用率高,保证工作面的循环进度;爆破自装率高,保证爆破后煤体松散适度,尽量减少人工攉煤量,同时要防止煤抛到采空区一侧,提高煤炭采出率。
“两少”:尽量增加每一次爆破的炮眼个数,以减少放炮次数,缩短爆破消耗的时间;合理布置炮眼和装药量,降低炸药和雷管消耗,提高经济效益。
“五不”:不崩坏顶板;不崩倒、崩坏支架;不崩翻刮板输送机;不爆底煤,减少工人起底煤的工作量;不出大块煤,减少工人二次破碎煤的工作量。
另外,对有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面进行爆破作业时的特殊安全要求如下:
(1)有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面,必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。
(2)放炮工必须由经过专门培训、取得爆破合格证的专职爆破工担任。爆破作业只准爆破工1人操作。
(3)在爆破作业时,必须执行“一炮三检”和“3人联锁放炮制”。
(4)炮眼封泥必须使用水泡泥,水泡泥外剩余部分炮眼,应用粘土泡泥充填封实,严禁放半炮和出现放炮“打筒”现象。
(5)采煤工作面可以采用分组装药,但一组装药必须一次起爆,严禁在一个采煤工作面使用两台放炮器同时进行放炮。
为达到上述要求,就要根据顶板的稳定程度、煤层厚度和硬度及节理等情况,采用合理的炮眼排列、角度、深度及每眼装药量等。
2、合理的炮眼布置及爆破参数
采煤工作面的炮眼布置包括有炮眼布置方式、炮眼深度、角度和炮眼间的距离等内容。合理炮眼布置一般根据煤层的厚度、煤质的软硬、煤层的层理与节理以及煤层顶底板的情况来确定。
(1)采煤工作面的炮眼布置方式。在正常情况下,当煤层厚度在1.0m以下或煤质松软的中厚煤层中,可沿工作面中间打一排向下倾斜的炮眼,称为单排眼。炮眼与工作面煤壁的夹角为65°-75°。
当煤层厚度在1.0m-1.5m时,煤质中硬的中厚煤层中,可靠近顶、底板沿工作面打两排眼称为双排眼。如上、下两眼互相错开,又称三花眼。当煤层厚度大于1.5m时,且煤质较硬的中厚煤层,沿工作面打三排眼,且上、中、下三排眼互相错开,称为五花眼。
综上所述,采煤工作面的炮眼,可归纳为底眼、中间眼、顶眼三种。
底眼位于采煤工作面下部,靠近底板。它的作用是将下部的煤沿底板首先抛出,起掏槽眼的作用,为中间眼和顶眼的爆破创造条件。底眼在垂直面上有俯角,俯角为10°-15°,眼底距底板约0.2m,以下留底煤且不破碎底板为原则。
中间眼(又称腰眼)位于煤层顶板与底眼之间。其作用是进一步扩大底眼掏槽,保证顶眼与顶板震动极小时将煤崩落。
顶眼位于采煤工作面上部,靠近顶板。它的作用是将煤层沿顶板崩落而不留下顶煤。顶眼在垂直面上有仰角,一般为5°-10°。眼底距顶板0.1m-0.5m,视煤质软硬及煤的粘顶情况而顶。以下不破碎顶板的完整性为原则,如顶板不稳定时,则顶眼平行于顶板。
(2)炮眼角度与间距。垂直面上,顶眼一般有仰角,底眼有俯角,仰角或俯角的大小视顶板稳定性及煤质软硬情况而定。
炮眼与煤壁在水平面上的角度(水平角)一般为65-75°。煤质较软时取大值,煤质较硬时取小值。由于绝大多数炮眼都是在一个自由卖弄的条件下爆破,所以炮眼的水平角都不能过大,否则将降低炮眼利用率,使煤体得不到充分的爆破;但炮眼的水平角也不能太小,否则爆破时将大量的煤块抛向采空区,易崩倒工作面支架,造成煤炭资源损失,不利于安全生产。机械化采煤时,因煤质坚硬而需要放震动炮松动煤体时,炮眼水平角可更大些。
炮眼的间距,可根据煤的硬度和块度要求而定。在正常情况下,炮眼的间距与深度之比,应限制在3:5左右。因此,采煤工作面炮眼间距一般为1.0m-1.2m。顶眼与顶板距离,在一次采全高一般为0.3-0.5m;在分层开采采顶层煤时一般为0.3m-0.5m,采中、底层煤时以0.4-0.6m为宜。底眼一般应高出刮板输送机槽0.2m。
(3)炮眼深度。采煤工作面炮眼深度取决于一次推进(循环)进度和炮眼角度。
炮采工作面一般多采用小进度,一次推进(循环)进度为1.0-1.2m,炮眼深度要大于循环进度0.2。小进度可使每个眼装药量少,可实行一次多放炮,能较好地实现爆破装煤,顶板受震动小,悬顶面积小,有利于顶板管理。
为了保证爆破落煤的安全,对装药的外部环境应严格要求。
3、采煤工作面装药时的安全要求(十不装药)
(1)采煤工作面及上、下出口的支护达不到工程质量要求,不得装药;
(2)采煤工作面风量不足,不得装药;
(3)炮眼参数不符合作业规程要求,不得装药;
(4)炮眼异常,如炮眼缩小、塌孔、变形或有裂隙,不得装药;
(5)炮眼若打到断层处,有出水现象和温度高低明显变化时,不得装药;
(6)采煤工作面的煤壁伞檐突出0.5m时,不得砖窑;
(7)炮眼没有清楚粉尘,没有使用水泡泥或水泡泥的质量、数量不够,不得装药;
(8)采煤工作面煤、岩尘超过规定时,不得装药;
(9)装药前,必须检查瓦斯,如果附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时,不得装药;
(10)煤帮破碎或在放炮地点20m以内有未清除的煤堆时,不得装药。
4、装药操作时的安全要求
(1)应先清除炮眼内的煤、岩粉,并用炮棍探明炮眼深度、角度。按作业规程规定要求,确定炮眼装药量。
(2)按炮眼装药量,先将药卷一个接一个地送进眼口,然后一手拉住雷管脚线,另一手操作炮棍,把药卷轻轻推进眼底。推进药卷时,不得猛力冲击,以防雷管脚线损坏,确保炮眼内的药卷间彼此密接。
(3)对仰角大的炮眼装药时,将药卷一个接一个地送进眼口,最后装1段-2段泡泥随药卷仪器推进眼底,并用炮棍轻轻压一下,以防去掉炮棍后药卷掉出来。
(4)对有水的俯角炮眼装药时,必须把一定数量带有防水套的药卷一次送入炮眼内,其外口必须立即封炮泥,并要求随装随放。
(5)炮眼内药卷安置顺序符合作业规程规定的爆破方向,药卷和雷管的骤能穴朝向爆破方向,即:正向起爆的药卷要一致朝向炮眼底,反向起爆的药卷要一致朝向炮眼口。
(6)不准出现盖药和垫药。在有瓦斯煤尘爆炸危险的工作面,都必须采用正向起爆,不能采用反向起爆。
(7)装药和填装泡泥工作最好是单人操作,也可以2人操作。装填工作须按先底眼后中间眼再顶眼的顺序进行。每装好一个眼后,随即将脚线端部扭结,盘放在眼口。
(8)填装泡泥时须用一只手拉住雷管脚线,另一只手持炮棍送泡泥。开始进入一二节泡泥要轻轻捣,再送进水泡泥,而后送进泡泥,依次轻轻捣实,不得使劲冲击。
(9)填装泡泥长度必须符合安全规定要求。
(10)炮眼装药时,必须先检查后装药,详见“十不装药”的要求。
5、放炮时的安全要求
为确保放炮工作的安全,有下列情况之一者,不准放炮。
(1)采煤工作面工具未收拾好,机电设备、电缆未加保护,不准放炮。
(2)工作面未检查瓦斯浓度或放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达1%时,不准放炮。
(3)在有煤尘爆炸危险的采煤工作面,放炮地点附近20m以内未经清扫煤尘和洒水降尘,不准放炮。
(4)工作面风量不足,而又未改善通风状况以前,不准放炮。
(5)工作面上、下安全出口不安全畅通,工作面顶板、支架不完整,煤壁片帮、有伞檐等不安全隐患而又未处理时,不准放炮。
(6)放炮母线长度不够又未挂好,不准放炮。
(7)不执行一次装药、一次起爆(在采煤工作面可以采用分组装药,但一组装药必须一次起爆),不准放炮。
(8)放炮器不防爆或有故障,一个采煤工作面同时使用2台以上(含2台)放炮器,不准放炮。
(9)工作面人员没有撤离到警戒线以外的顶板、支架完好的安全地点,不清点人数,未设好警戒岗哨,不准放炮。
(10)不发出三声放炮信号,不准放炮。
(二)装煤
放炮崩落的煤一部分因爆破崩入刮板输送机外,其余的煤由人工装载。在装载前应首先检查端面空顶范围及煤壁,若发现问题,处理后在攉煤。人工装载劳动强度大、效率低,应设法增加爆破装煤比列。
(三)运煤
采煤工作面的运输方式主要根据落煤方式及煤层倾角来确定。倾斜工作面可采用铁溜槽或搪瓷溜槽,缓倾斜工作面主要采用刮板输送机。推移刮板输送机时,可根据工作面具体情况,采用逐节推、间隔推或几节同时推,但在弯曲段不能出现急弯。在推移刮板输送机时应注意随时调整推移步距,保持刮板输送机的平直状态,减小其运行阻力,预防卡(掉)链事故的发生。推移刮板输送机时输送机正常运行,此时若发现运行阻力增大或卡链时,要及时停机检查,找出原因并处理好后方可再推移。
(四)支架
炮采工作面常用金属支柱或木支柱。顶板完整时用点柱。一般常用三、四排或四、五排控顶、人工架设。其操作及安全措施见本章第二节、第三节、第四节。
(五)回柱放顶
回柱放顶是采煤工作面生产中一项重要工序。为保证采煤工作面的安全及足够的工作空间,应减小放顶步距。回单排柱比回双排柱虽然增加了回柱次数及准备工作量,但支柱承压时间短,放顶后顶板活动量小,操作安全。其具体要求、操作安全措施见本章第五节。
二、采煤工作面循环作业图表和劳动组织
为使采煤工作面按计划、有节奏地持续稳产稳高,需要充分发挥人的能动作用,使采面空间、工作时间和设备得以充分利用,因此要合理组织劳动生产,采用正规循环作业。
采煤工作面循环作业,就是完成一个采煤工艺并周而复始的采煤过程。通常随工作面推进,按规定步距回一次支柱,则标志着完成一个“循环”。
正规循环作业,系指按工作面生产过程配套的工种及定员,一昼夜内,遵循一定采煤工艺顺序,保证质量,按时完成既定任务,并周而复始地进行采煤作业。
为了便于管理生产,正规循环作业常用循环图表来表示,它包括循环作业图、技术经济指标图、劳动组织表和工作面布置图。其作业方式有:三班采准平行作业;两班半出煤,半班准备;两班出煤,一班准备。
第二节 炮采、普采工作面的支护材料及使用
在地下采煤时,为了维护采煤工作面的有效使用空间,防止顶板冒落,保证安全生产,必须合理选择支护材料。普采、炮采工作面支护材料和支护设备有:木材、金属顶梁、摩擦式金属支柱、单体液压支柱、液压切顶支柱等。
一、木支护
目前,我国仍有一些中小型煤矿使用木材作为采煤工作面的支护材料。木支护的优点是支柱制作简单,并具有一定的支撑能力和可缩性,顶板来压时还有响动,起到警示信号作用;木支护的缺点是支设劳动强度大,支柱复用率低。
(一)木支护的种类
1、点柱
支护成排支设,垂直于顶底板。平行于工作面支护的支柱叫排,排距依循环进度而定,一般为0.8m-1.2m;垂直工作面支设的支柱叫行,行距也叫柱距,柱距一般为0.6m-1.1m,均匀地分布在工作面内支撑顶板。顶板比较松软或破碎时,应在顶板与支柱间“戴帽”,支柱与底板间垫柱鞋。
2、木棚子
木棚子是用较长的圆木或半圆木作顶梁,梁下有2根-3根木支柱形成一梁两柱或一梁三柱。采煤工作面采用木棚子支护时,其形式有:顺山棚子和横板棚子。木棚子支护时,棚腿必须砍口,棚腿与棚梁间要接触严密,不要加楔子。
3、木垛
木垛由矩形或圆形的坑木组成,用圆木时最好将相对两个面削平以使木垛平稳。木垛形式有正方形、长方形、三角形三种。
4、密集支柱
密集支柱是由直径大致相等、沿工作面靠采空区侧加密布置支柱,其作用是加强切顶。密集支柱的排数根据顶板压力、采空区选定及基本柱距决定,可用一排或两排。分组支设的密集支柱叫分组密集,每组密集之间相隔0.8-1.2m作安全出口。
5、丛柱
丛柱是由一组紧挨着成丛状的支柱组成。每组丛柱数量为3-6棵,丛柱间距为4-10m。丛柱有很大的刚性,支撑能力大,但易造成集中压力,圆木需用量大,又难回收,只在特殊情况下使用。
(二)木棚子的架设操作
(1)先把柱窝为位置找好,其位置必须符合作业规程规定的质量标准。
(2)挖好柱窝,柱子不能打在浮煤、浮矸上。
(3)量柱子。木柱高度等于顶板至柱窝底处高度减去棚梁和梁板厚度,选择符合要求的柱子。
(4)立柱。要大头朝上,其位置要与相邻的柱子横竖成直线,柱根用煤堆好,防止倒柱砸人。
(5)上棚梁。棚梁的宽度一定要不柱子的直径大,梁的拱面向上。上梁时,双手托梁放在棚柱上,随即在棚梁上边放好楔子,然后人站在棚子上方,找正位置,用锤由斜上方向下打紧打牢。之子打紧后,在敲打时会发出清脆的声音。
(6)背顶。背顶长度要大于两架棚子的距离,一般要大出200mm背板(或串杆)应成双数且均匀排列。
(7)木柱和木梁应为鸭嘴式接触。
(8)楔子要打在梁和背板之间,柱肩上要背实打紧。严禁把楔子打在梁柱接口内。
(9)顺山棚子要平行于工作面架设:
①顺山棚子排与排之间棚梁接头处要对接严密,两架棚梁之间不得留有空隙,以免发生抽顶。
②顺山棚子必须一梁两柱或一梁三柱。在一般条件下,不准彼此搭接借以少打一根柱子。特殊情况下,可按作业规程规定执行。
③顺山棚子之间不准加点柱,特殊情况如柱距不够宽时,可增加支护密度。
④楔子必须加在柱顶处梁上,不准在一颗柱顶梁上加两块或两块以上木楔。
⑤棚梁上除楔子外,还应插好小板,以防顶板掉碴。小板应背紧,其数量应为双数,并受力均匀。
(10)横板棚子(与工作面垂直)及连锁棚子:
①棚板棚子的棚梁必须垂直工作面,不准歪斜,以免来压时被扫倒。
②横板棚梁上与柱顶之间不准垫楔子,柱顶梁上必须背实。
③连锁式棚子,柱顶背岩石后,尽量将棚梁头的临时楔子回掉,以房子受压时顶梁折断。
④使用圆坑木做梁时,必须把梁与柱接触部分削平,柱腿必须使用鸭嘴式,鸭嘴柱与横梁间不得有空隙,不得打楔子。
一般木材的强度如表1-1
表1-1 木材强度表
木材名称抗压强度/mpa抗拉强度/ mpa抗弯强度/ mpa
黑松43.1249.9868.89
落叶松62.3468.2180.95
马尾松29.78987.06
垂柳28.878.57
樟木31.2665.078.82
黄松56.849829.60
白松36.2651.4510.00
栗木34.6058.6057.04
桧木50.6756.1578.70
二、摩擦式金属支柱的类型及使用
(一)摩擦式支柱的类型
目前,煤矿使用比较多的摩擦式金属支柱有两种类型。
一种是微增阻支柱。它的活柱斜度小于1:500。微增阻支柱在工作过程中支柱工作阻力增加缓慢,如图1-3所示。曲线1是微增阻摩擦支柱特性曲线,它的工作阻力开始增长较快,当达到初工作阻力后,随支柱下缩而压力增加缓慢,它的可缩量比急增阻支柱大。
另一种是急增阻支柱。它的活柱斜度为1:300。急增阻支柱工作时,随着活柱的压缩,工作阻力急剧增加,支柱可缩量小,其特性如图1-3中曲线2。
(二)摩擦式金属支柱的选择
金属支柱型号选择主要依据工作面煤层厚度、采高、顶板岩性等因素来确定。
hzja型支柱是急增阻金属支柱,它适用于顶板下沉量小于100mm,采高在1.3m以下的缓斜采煤工作面。
hzwa型支柱是微增阻金属支柱,它的适用条件是:
(1)煤层倾角小于25°,倾角在25-30°时采取安全措施后也可使用;
(2)采高在1.3-2.4m,当采高不大于2.7m、顶板压力不特别大时也可使用;
(3)顶板不宜过软,顶板最终下沉量小于400mm。
金属支柱高度可由式(1-1)、式(1-2)确定。
支柱最大高度
h1=m1-b (1-1)
支柱最小高度
h2=m2-h-b-a (1-2)
式中 m1--煤层最大采高,mm;
m2--煤层最小采高,mm;
h--顶板最小下沉量平均值,mm;
a--支柱的卸载安全高度,一般取50mm。
(三)采煤工作面金属支架的架设
(1)工作面使用金属支柱时,必须与金属铰接顶梁配套。特殊情况下按作业规程执行。
(2)摩擦式金属支柱若有顶盖丢失、柱体弯曲、楔组错位、锁箍变形和弹簧失效,不得使用。
(3)金属顶梁如果变形,焊缝开裂,不得使用。
(4)挂金属铰接顶梁的操作要求:
①工作地点顶板暴露出来后,要立即挂金属铰接顶梁护顶,即一人把梁竖起,接头朝上,其接端插到原支架顶梁的梁耳内,另一个人把圆销子插进去;
②用手把顶梁托向顶板,迅速在顶梁铰接口处插上水平销。顶梁要垂直煤壁,并把梁调直、调平后,用锤子轻轻打紧,使顶梁受力而悬起,悬起的顶梁与顶板之间要留有一定空隙,便于插顶;
③按作业规程规定,在顶梁上均匀布置串杆,梁头和柱肩要垫实;
④顶板破碎和再生顶板,串杆顶上必须用竹巴背严,空顶要刹实;
⑤持锤打紧水平销,使顶梁和顶板间接紧。如果顶板压力较大时,顶梁下需打上临时柱,防止把梁压下来造成事故。
(5)架设摩擦金属支柱的操作要求:
①架设支柱时,必须两人操作;
②先找柱窝,同时找好排距、柱距和迎山角位置,将支柱竖起来,柱锁水平楔小头转向煤壁,以便回柱;
③由一人抽出活柱至所需顶梁位置,并卡在梁牙上,另一人立即打紧柱锁水平楔;
④使升柱器挂在柱锁上,其u型夹套在活柱上,并打紧升柱器夹紧活柱后,松开柱锁水平楔;
⑤操作升柱器手把,使活柱上升达到支柱撑紧为止,支柱顶盖必须与顶梁相吻合,以防偏心承载;
⑥持锤打紧锁上的水平楔,并先轻后重逐渐打紧,把柱子打成一个整体响声为止;
⑦打紧水平锁、升柱楔和水平楔时,周围不准站人,以免用劲过猛,打偏锤伤人。打紧或打松及升柱时,要一手扶柱锁,另一手持锤或升柱器,不要手持活柱芯子,以免活柱突然下降把手挤伤。
三、单体液压支柱的类型与安全操作
(一)单体液压支柱的类型
单体液压支柱按升柱时工作循环方式分为外注式和内注式两个类型。
1、外注式单体液压支柱
额定工作阻力245-294kn。其主要特点:工作介质(乳化液)由远距离的液压泵站通过液压管路,经专用的注液枪注入缸内。回柱时,柱内乳化液需排出柱体,每支设一根支柱需注入一次乳化液。
外注式单体液压支柱的主要优点是:三用阀一体组装,零部件少,结构简单;初撑力靠泵站压力获得,可靠性高;升柱速度是内注式液压支柱的3-4倍,能提高支柱的支设效率;使用同一规格的支柱,外注式支柱自重减轻了5kg,减轻了工人劳动轻度。
其主要缺点是:液压管路系统较复杂;乳化液不能回收复用,增加了成本,且乳化液流失在工作面底板上,使底板岩面膨胀变软,影响支护效果。
2、内注式单体液压支柱
额定工作阻力为245kn。工作介质为乳化油。由内注式支柱本身的手摇泵升柱,初撑力大小由人力操作手柄来决定,降柱靠支柱的活柱自重进行。
目前,在我国普遍推广使用是是外注式单体液压支柱。
(二)单体液压支柱的使用范围
(1)煤层倾角小于25°的采煤工作面。若煤层倾角在25-35°之间,采取安全措施后也可使用。
(2)煤层底板不宜过软,支柱压入底板的深度按《采煤工作面质量标准》规定小于100mm,否则应采取加大底座或穿铁柱鞋的措施。
(3)综采工作面端头支护和临时点柱。
(4)一般薄及中厚煤层可使用单体液压支柱。
(三)单体液压支柱的安全使用
(1)采煤工作面必须经常配备10%左右的备用支柱,立着存放于工作面附近的安全、干燥、清洁的地点,支柱的卸载手把处于“关闭”位置。
(2)采煤工作面严禁使用失效的单体液压支柱。
(3)单体液压支柱工作面中,不得混合使用不同类型或不同性能的支柱。确因地质条件的变化必须使用时,必须制定安全措施。及时是使用同一类型的单体液压支柱,为保证单体液压支柱工作特性的一致,操作应注意以下几点:
①柱帽规格一致,柱鞋规格一致,不得带“病”使用,防止造成支柱对顶板实际支撑能力的差异;
②顶梁上必须加护顶插板时,木板规格应保持一致,架设规格也必须保持一致;
③支柱架设前必须清理底板的浮煤浮矸。
(4)单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验,并编号登记造册。
(5)采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月或在井下贮存3个月以上的单体液压支柱必须升井检修。检修好的支柱必须进行压力试验,合格后方可使用。
(6)为保证支柱有足够的初撑力,并且不小于50kn,升柱注液一定时间后方可停止操作。支柱必须有防倒、防滑措施,严禁将支柱架设在浮煤浮矸上。
(7)采煤工作面放炮时,必须采取防止损坏单体液压支柱的有效措施。对崩倒、碰倒、损坏的支柱必须立即恢复或更换。严禁在控顶区域内提前摘柱。底板松软时必须穿柱鞋。
(8)严格按照支护设计的规格控制柱距、排距、控顶距,保证横成排、竖成线。
(四)使用单体液压支柱应注意的问题
(1)支柱在操作前均应按最大行程进行升柱、降柱至少两个循环,以排出缸体内的空气。
(2)支柱架设前检查零部件是否齐全,柱体有无弯曲、缺件、漏液等现象,不合格的支柱不得使用。
(3)支柱支设前还必须检查乳化液泵站及液压管路系统。
(4)支柱支设时应根据煤层倾角大小,设一定量迎山角,其范围为0-9°。
(5)单体液压支柱支设的最大高度应小于支柱设计最大高度0.1;支设的最小高度大于支柱设计最小高度0.2m。
(6)支柱与输送机应有适当距离,以防采煤机撞倒支柱。
(7)支柱顶盖四爪应卡在顶梁槽内,不允许顶在顶梁上或顶梁接头处。
(8)禁止用锤、镐等物体猛击支柱的任何部分,搬运支柱时不许碰撞,以免损坏支柱
(9)放顶时回出的支柱应支撑在作业规程规定的位置,并全部承载;对“压死”的支柱,要打好临时支柱,通过挑顶、卧底的方法取出。
(10)严禁用单体液压支柱做推溜器。
(11)在操作过程中,若发现损坏、失效的支柱应及时更换。
四、单体支柱的初撑力、始动阻力和额定阻力
(一)单体支柱的初撑力、始动阻力和额定工作阻力
在对顶板进行有效支护过程中,单体支柱从支设直至回柱,其作用经历了初撑力、始动阻力和额定工作阻力的变化。
支架的初撑力是指支架刚架设时对顶底板的主动撑力。对木支柱和摩擦支柱,初撑力是借人工打紧或升柱器所形成的对顶板的支撑力。人工打紧的初撑力一般为2kn,丝杆升柱器的初撑力为8kn,液压升柱器的初撑力为30-50kn。对液压支柱,初撑力是液压泵给定的。
支架的始动阻力是指顶板下沉、摩擦支柱或液压支柱开始动作时的阻力。液压支柱的始动阻力就是初撑力。
额定工作阻力是指支柱允许的最大工作载荷。支柱达到额定工作阻力时,摩擦金属支柱的零件的变形尚未超出允许范围。液压支柱达到额定工作阻力时,安全阀开始动作。
提高支架的初撑力对减少顶板的下沉量、下沉速度和支架稳定性有直接影响。初撑力过低,容易造成直接顶离层,使岩层变形破碎而造成局部冒顶。
(二)影响支柱支撑能力的因素
支柱在井下的实际支撑能力由于在工作过程中受多方面因素的影响,不能简单地用支柱出厂技术标准所规定的工作阻力来表示。进行支护密度的计算时,应从中扣除有关因素影响的部分。
1、自然地质条件的影响
(1)倾角。煤层倾角过大的工作面,支柱搬移困难,支设的支柱稳定性也较差,受力状况恶化,支柱容易偏心受压,产生纵向弯曲以至变形破坏。支柱支设不好,在偏心载荷的作用下,也易滑倒。所以,一般规定在煤层倾角小于25°的工作面才可使用单体液压支柱,超过25°必须采取相应措施。主要有两个方面:一是挖柱窝,防止倒滑窜滑;二是迎山角要找准,不能没有也不宜过大,使支柱大体上垂直于顶、底板,保证轴向受力。
(2)局部地质破坏。工作面遇到断层带或地质破坏严重地段、顶底板破碎,甚至还有淋水的情况下,支柱容易穿顶、插底,严重影响支柱效果。必须采取在支柱顶上密封顶板、加顶梁、加密顶梁上的插板、支柱下面铺设柱鞋、扩大支柱底座支撑面积等措施,减少局部地质破坏产生的影响。
(3)顶底板的岩性。原则上说,支柱对顶板支撑力的大小,一方面取决于支柱的初撑力,另一方面取决于初撑后压缩活性,支柱得到增阻。但支柱的支撑力是支柱和围岩(包括顶板和底板)相互作用的结果。支柱承受的顶板载荷,也是支柱施加于顶板的力。有时则通过柱帽、顶梁或柱鞋等辅助垫层将此力传至顶底板,这样一来,支架一围岩系统的实际支撑力,有时将不取决于支柱本身有多大支撑能力,而仅取决于顶底板以及它的辅助垫层有多大的抗力(即反力)。
对于抗压入强度低的顶底板,提高支撑力,防止支柱插入顶底板的惟一途径是加大支架和顶底板的接触面积。加大顶板接触面积的方法有戴柱帽、加顶梁或在顶梁上再加插板等。加大底板接触面积的方法主要是“穿鞋”。由于木材横向抗压强度低,而液压支柱初撑力高、刚度大,所以使用单体液压支柱时,“鞋”、“帽”、顶梁等均不宜使用木材。同时也要尽量避免单柱带帽的支护形式,而要采用铰接顶梁的形式,在过于松软地段采用特制的加宽顶梁上板的结构。底板特松软时,则可使用增阻床和加宽的(尼龙)防止支柱钻底的柱鞋。
2、混用支柱的影响
不同特性与不同材质的支柱以及不同的支护结构都会对控制顶板产生不同的影响。因而在同一采煤工作面中,不得使用不同类型或不同性能的支柱。如遇采高变化,使用一种规格支柱不适用时,可换用相同类型、相同工作阻力的其他规格的支柱。也就是说,一个工作面只能使用同一种技术特性的支柱。
以摩擦式金属支柱与单体液压支柱混用为例。摩擦式金属支柱是增阻式的,只有顶板下沉量达到几百毫米时,支柱才能达到额定工作阻力;而单体液压支柱是恒阻式的,增阻快,在达到额定工作阻力以前下缩很少,达到额定阻力后 能保持恒定的高阻力。当这两种不同技术特性的支柱在同一工作面混合使用时,各支柱的支撑力不能均匀的作用于顶板上,顶板压力大多数集中在单体液压支柱上,顶板的受力不均匀将使顶板状况恶化。尤其顶板来压时,单体液压支柱急速超载,易于损坏。
另外,在一个工作面中也不能分段使用不同类型的支柱。试验表明,分段使用的工作面单体液压支柱支护的区段,顶板下沉量平均为30mm左右,顶板比较完整。使用摩擦式金属支柱的区段,顶板下沉量明显增大,平均达290mm左右。在两种支柱交界附近则明显地看出顶板变化很大,单体液压支柱普遍变形,甚至明显弯曲。此外,由于现场缺乏足够的储备,当单体液压支柱数量不足时,往往以木支柱补充。由于木材纵向可缩性很小,基本上是刚性,混用的结果是木支柱超载被压折,大量毁损。木支柱折损后,单体液压支柱支撑力不够,下缩量大,顶板急剧恶化。因此,同一工作面不能混用不同类型的支柱。
3、单体液压支柱维护使用状况的影响
液压支柱清洁度的影响。液压支柱清洁度是指液压支柱内腔或三用阀中所含杂质的多少,其指标为:支柱内腔平均含杂质小于40毫克/根;最长支柱内腔平均含杂质小于50毫克/根;支柱三用阀含杂质小于10毫克/根。
使用过程中保持支柱内腔良好的清洁状态,对保证支柱性能、防止支柱失效、减少支柱维修量至关重要。外注液式单体液压支柱的单向阀和内注液式单体液压支柱的通气阀是易被污染的主要配件,使用时要采取有效措施防止被污染。
(2)工作液的影响。例如dz型外注式支柱,采用1-2%乳化油配制的乳化液,浓度大了造成浪费,浓度低了使支柱和阀锈蚀。工作介质的更换或浓度的改变等,都会使支柱和阀件锈蚀,影响其密封性能。
五、液压切顶支架的特点及安全操作
(一)液压切顶支架的特点
(1)工作阻力大,切顶效果好;
(2)支柱的支设、回撤和刮板输送机的推移能全部实现机械化,保证采煤工作面切顶线的安全,降低工人劳动强度;
(3)对底板比压较小,不易插入底板。
(二)操作液压切顶支柱应注意的事项
(1)新下井或新检修的液压切顶支柱,初次使用时,应反复升降3-4次,排出缸体内的空气;
(2)支柱应排列整齐,符合作业规程要求;需要调整柱距时,应用绳子或长铁钩勾住底座把手防止打滑,并由2人进行操作;
(3)液压切顶支架的推移千斤顶尽量和溜子垂直,若因倾角增大,下滑超过0.2m时,要及时调整;
(4)推溜时,应清除机道内的大块煤矸,并保持平整,防止推溜时损坏立柱和千斤顶的连接杆件;
(5)降柱时工作人员应撤到人行道,防止降柱时矸石喷出伤人;顶板压力较大时,可将降柱和拉柱同时进行,以缩短空顶时间;
(6)升柱时使柱顶中心受力,若顶板不平,顶盖偏斜超过15°时,应加垫木楔,防止活柱偏载受力;
(7)在采高和倾角较大的采煤工作面操作支柱时,应使支柱擦顶前移,以利于顶板完整和防止下滑;
(8)采高必须大于液压切顶支柱最低高度0.2m,如煤层厚度满足不了这一要求,必须拉底保持高度;
(9)严禁用锤和其他金属物敲砸千斤顶和各种阀件。
第三节 炮采、普采工作面的支护方式
支护方式是指工作面各类支架的布置形式。合理的支护方式必须满足下列要求:
(1)有足够的作业空间,满足采煤、通风和行人的要求;
(2)能有效地控制顶板,保证安全生产;
(3)最低的材料消耗;
(4)合理的支护密度。
一、单体支架布置形式
地质条件不同,采煤方法不同,支架类型不同,就有不同的支架布置方式。我国普采、炮采工作面普遍采用单体支架(包括摩擦金属支柱和单体液压支柱)和金属铰接顶梁支柱顶板。其顶梁的架设方向与工作面煤壁垂直。因回采过程中矿山压力的作用,产生的平行于工作面煤壁的裂缝较多,这种方式可有效防止顶板事故。行人和机械运行最频繁的地方,即靠煤壁的空间,均有顶梁支护,比较安全。
工作面支架的基本任务是能够主要、有效地支撑采煤工作面空间的直接顶板,尽可能不使上覆岩层离层。为此,要求支柱必须具备既能支撑又能回缩的性能。支撑是基本的,因为有了足够的支撑力才能保持直接顶的完整性,使上覆岩层不发生离层而成为一个整体;可缩有时必要的,因为支架的支撑力不可能阻止岩层一点不下沉,顶板下沉是必然的,因此支柱就必须可缩,否则就会被压坏。所以支柱要有一定的可缩性才能保证支柱本省不被损坏。
普采、炮采工作面的支架布置应适应煤层赋存条件及顶底板岩性,保证回采工作面作业安全,还要能和采煤机的截深相配合,满足支柱、回柱工作的要求。
(一)悬梁与支柱的关系
普采、炮采工作面最常用的是悬臂梁支架,按悬梁与支柱的关系可分为正悬臂和倒悬臂两种,如图1-4。
采用正悬臂时,机道有悬臂支护,必要时还可掏梁窝提前挂梁,打贴帮柱,因此机道安全条件好;悬臂靠煤壁侧深处较长,易回收;悬梁靠采空区一侧伸出较短,故不易折损;有较好的支撑特性。倒悬臂则相反。
(二)支架布置形式
普采工作面单体支架的布置形式有以下几种:
1、齐梁直线柱
这种布置形式的特点是沿工作面倾斜方向,顶梁和支柱都为直线排列,顶梁为正悬臂架设。根据截深和顶梁长度的关系,有分为两种布置形式。
(1)截深和顶梁长度相等时的布置形式。当截深为0.8m或1.0m时,则相应地选用0.8m或1.0m的顶梁,即采煤机每割一刀,可沿工作面全长挂了两打柱。该方式的优点是:支护方式较简单,规格质量容易掌握;放顶线整齐,顶梁不易被压坏;工序简单,便于组织管理。其缺点是:每割一刀,全工作面均需挂梁打柱,工作量较集中;在煤质坚硬、采高较大时,采煤机负荷增加,牵引速度低。所以这种形式适用于顶板较稳定,煤质较软,采高不太大的工作面。
(2)截深为顶梁长度一半时的布置形式。其截深一般为0.5m或0.6m,分别配用1.0m、1.2m的顶梁。即采煤机每割两刀时,进行一次挂梁打柱。其缺点是:由于割第一刀后不能挂梁,故空顶面积大且时间长;挂梁打柱集中在割第二刀时进行,工作量不均衡。所以这种形式只宜在顶板较好的条件下使用。
2、错梁直线柱
这汇总布置形式的特点是:每排支柱成一直线,顶梁交错排列,其相邻两行支架,一行为正悬臂,一行为倒悬臂。
图1-7为截深等于梁长一半、双向穿梭割煤时的错梁直线柱布置形式。采煤机上行割一刀后,a行进行挂梁,并移输送机,在a行梁下大上临时柱;采煤机下行割第二刀后,b行进行挂梁,并移输送机,在a、b梁下打固定柱,回临时柱 。
这种形式的优点是:悬露的顶板能及时支护;放顶线处支柱排列整齐,便于切顶和挡矸;挂梁工作面均衡。缺点是:割第一刀后,一般要打临时支柱,割第二刀后又回临时支柱,增加了工作量;倒悬臂伸入采空区,顶梁易损坏。这种布置形式一般适用于顶板比较破碎,或在假顶下进行采煤的工作面。
3、错梁错柱式
这种布置形式的特点是:沿工作面倾向方向,柱子顶梁都是交错排列,顶梁均为正悬臂架设,在放顶线处的支柱数量较错梁直线式布置要少一半。
图1-8为截深等于顶梁长度的一半、双向穿梭割煤时的错梁错柱式布置方式。采煤机上行割第一刀后,a行挂梁并移输送机,在a行梁下打柱;采煤机下行割第二刀煤后,b行挂梁并移输送机,在b行梁下打柱。
这种形式的优点是:采煤机每割一刀后均能间隔挂梁,及时支护顶板;每刀的支架工作量均衡,支架密度均匀,便于打柱、回柱综合作业;每次放顶步距小,放顶较安全。其缺点是:支柱交错排列,规格质量不好掌握;放顶线处支柱少,受力大,不利于挡矸;支架间档小,行人、运料不便。
这种布置形式宜在顶板稳定条件下采用,目前应用较少。
炮采工作面支架布置形式同样有上述三种。但第一种最常用,顶梁长度和循环进度相等,每推进一排,全工作面挂一次顶梁。
我国绝大部分普采、炮采工作面支护方式采用齐梁直线柱布置。
二、单体支架采煤工作面的支护设计及安全出口支护
(一)采煤工作面基本柱的支护设计
为保证采煤工作面支护必须满足的要求得到落实,必须对工作面的控顶距、放顶步距、迎山角、支护强度、支护密度、底板比压等进行设计,并进行风量验算。
1、控顶距离
最小、最大控顶距以及放顶距应根据顶板岩性、回采工作空间的需要、采煤工艺和保证人员的安全因素确定。
(1)最小控顶距:为了回采工作正常进行,工作面留设的最小宽度,即回柱放顶之后从放顶线到工作面煤壁的距离。最小空顶距要满足通风、行人、运料和工作的需要。
(2)放顶距:工作面每推进一定距离,需要进行回柱放顶,这个距离就叫做顶距。放顶距的大小应根据顶板岩石性质和循环进度确定。放顶距过小,将增加放顶距次数,顶板也不易充分垮落,对减轻顶压不利。放顶距过大,顶板下沉量及顶压增加,冒落块度大,可能造成顶板事故。放顶距应与工作面推进度相适用。
(3)最大控顶距:放顶距与最小控距之和为最大控顶距。为了减少顶板对支架的作用施加和柱梁占用量,降低顶板下沉和变形破坏程度,尽量减小最大控顶距。
2、支护强度与支护密度
(1)支护强度。支护强度即支柱或支架达到工作阻力时,对所支护顶板单位面积上的支撑力。通俗地说就是支柱或支架抵抗顶板压力和顶板下沉的能力。很显然,当顶板压力和支柱额定工作阻力一定,支护密度越大,则单个支柱支护的顶板面积越小,顶板单位面积的支撑力就越大,即支护强度越大。反之,支护密度越小,则支护强度越小。当支护强度小时,采煤工作面表现为顶板下沉量大,下沉速度快。为了有效地支撑顶板,当控制其下沉速度,必须给顶板一个最低的有效支护强度,当顶板压力和支柱额定工作阻力一定时,支护强度的大小由支护密度决定。
(2)支护密度。单位顶板面积内支撑顶板的支柱数量叫支护密度,单位为:棵/平方米。支护密度是根据顶板压力大小和支柱额定工作阻力来确定的。
顶板压力的大小根据经验公式来估算,即顶板压力p为4倍-8倍采高的岩重,用公式(1-3)表示为
p=(4-8)gmr (1-3)
式中 p--单位面积的顶板压力,pa;
m--工作面采高,m;
r--顶板平均密度,kg/m3;
g--常数,g=9.9n/kg。
应用这个公式时要考虑直接顶厚度。直接顶厚度较大时取小的系数,直接顶厚度较小时取大的系数。
支柱额定工作阻力取支柱的平均工作阻力,考虑地质条件等因素的影响时,有
p′=rt·80% (1-4)
式中 p′--支柱平均工作阻力,kn;
rt--支柱原有的额定工作阻力,kn。
根据p值大小和支柱的平均工作阻力,确定每棵支柱支撑的平均面积s为
s=l柱·l排=p′/p
根据采煤工作面的循环进度,选用顶梁。最后确定柱距。考虑机道空顶宽度大于排距,应引入修正系数,即
l柱= p′/(l排·pk)
式中 l柱--采煤工作面的柱距,m;
p′--支柱平均工作阻力,kn;
l排--采煤工作面的排距,m;
p--顶板压力,mpa;
k--修正系数。
根据顶梁长度的不同,k值分别为:
l排=0.8m时,k=1.2;
l排=1m时,k=1.1;
l排=1.2m时,k=1.0。
3、采煤工作面风量验算
在保证采煤工作面进行正常工作的前提下,应尽可能缩小控顶距离,减轻工作面压力,缩短支柱承压时间。单体支柱工作面的控顶距离一般三、四排(最大四排、最小三排,即见四回一),三、五排(最大五排,最小三排,即见五回二),四、五排(最大五排,最小四排,即见五回一)比较适宜。
采煤工作面控顶距的大小,必须满足通风的需要。确定控顶距时,必须按风速进行验算。《煤矿安全规程》规定,采煤工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s。检验工作面风量的公式为
0.25s×60≤q≤4s×60 (1-7)
式中 s--采煤工作面的平均断面,m2;
q--供风量,m3/min;
60--把每秒风速换算成每分钟的系数。
4、底板比压
支柱或支架在满足对顶板支护的同时,支柱不得发生钻底或尽量减小钻底量。通常要求钻底量小于100mm。否则,则会影响对顶板的支护效果。为此,在进行工作面支护设计时,必须进行支柱对底板的比压计算。
煤层底板的抗压入强度叫底板比压,单位为:帕(pa)、兆帕(mpa)。底板比压是底板固有的性质。
顶板压力通过支柱(架)底座对底板产生的压强,即支柱(架)工作阻力与底座面积的比值,称为支柱(架)对底板的比压。支护设计时,应使支柱(架)对底板的比压小于底板比压。否则,支柱(架)就会钻入底板或陷入底板,影响支护性能,恶化顶板状况。
5、支柱迎山角的确定
一般煤层都有一定没量的倾角,为保证支柱沿其轴线受力,必须支设迎山角。否则,支柱易发生弯曲,影响支撑顶板的效果。
支柱轴线和煤层顶板法线的夹角称为支柱的迎山角。支柱顶部由煤层顶底板法线向上偏移的距离叫迎山距。
煤层倾角是确定支柱迎山角的决定因素。煤层倾角越大,支柱迎山角也相应越大。其原因是煤层倾角越大。直接顶破碎断裂后形成的可动六面体的下滑力越大。
支柱迎山角的大小还和直接顶岩性、稳定程度有关。煤层倾角一定时,直接顶强度越大,支柱迎山角应越小;反之,则越大。对ⅰ、ⅱ、ⅲ类直接顶板,根据经验,一般按下式计算支柱迎山角:
b=a/k (1-8)
式中 b--支柱迎山角,(°);
a--煤层倾角,(°);
k--直接顶稳定系数,k=6-8°,直接顶层理、节理发育时,k取小值;反之,k取大值。
上式也可理解为当煤层倾角为6-8°时,支柱迎山角为1°。
(二)安全出口支护
采煤工作面安全出口是人员活动集中、机电设备较多的地点,且是人员进出必经之地。维护好上、下安全出口,对保证安全生产具有重要意义。为此,《煤矿安全规程》做了明文规定。
(1)每一个采煤工作面,必须经常 保持至少两个畅通无阻的安全出口,一个通到回风巷道,另一个通到进风巷道。开采三角煤、断层带、残留煤柱或地质构造极为复杂的煤层,不能采用正规采煤方法的采煤工作面,确实不能保持两个安全出口时,必须制定安全措施,并按管理权限报县级以上煤炭管理部门审批。开采有瓦斯喷出、煤与瓦斯(二氧化碳)突出危险或突水危险的煤层时,严禁采煤工作面只有一个安全出口。
(2)采煤工作面所有安全出口与巷道衔接处的20m范围内,必须加强支护,巷道高度不得低于1.6m,综合机械化采煤工作面所有安全出口与巷道衔接处的20m范围内,巷道高度都不得低于1.8m。安全出口必须设专人维护,支架有断梁折柱时,必须及时更换。
安全出口包括两部分:一部分是两巷超前支护,即采煤工作面上、下巷道距煤壁20m的范围内;另一部分是工作面上、下端头,即沿工作面方向,下巷上帮、上巷下帮向工作面方向10m的范围内。由于这两部分的矿压和作业特点不同,其支护方式不同。
上、下安全出口处,除利用原平巷和工作面基本支架支撑顶板外,加强支护必须架设特殊支架,其原因是工作面上、下端头与风巷、机巷相交处控顶范围大,两巷超前20m内受回采移动支承压力和巷道固定支承压力的双重作用而压力增大,断梁折柱增多,支架损坏严重。根据顶板岩性和矿压显现的一般特征,采煤工作面两巷超前支护为:煤壁外10m内,在原棚梁下架双排铰接顶梁和单体支柱支护;10-20m范围内可采用单排单体支柱配铰接顶梁支护。工作面上、下端头支护为:机头部位使用四对八根11﹟工字钢长梁支护,一梁三柱,交替迈步前移,工字钢梁制成花边,以便于和支柱顶盖配合;无传动装置的机尾部位使用两队四根11﹟工字钢长梁支护,一梁三柱,交替迈步前移。上、下端头的运输机头、机尾部位在靠采空区侧架设木垛。高档普采、炮采亦可采用工作面双无销顶梁配单体支柱支护。
金属网下分层工作面安全出口支护,一般是在机巷靠工作面煤壁一侧架设一梁三柱托棚,原巷道中棚梁的一端搭在托棚梁上,工作面尾部除按工作面正常支护外,仍架设一梁三柱托棚托住风巷原木梁。无论上部或下部,均应不使网边脱离两巷支架。
对于自然锈结的下分层工作面,其上、下端头除使用两队两根和四对八根工字钢长梁支护外,还应采取提前探梁,在梁上插上小棍,用竹笆封顶。两巷超前支护同上所述。
第四节 炮采、普采工作面的支护与安全操作
随着采煤工作面的推进,煤层的条件、顶板的条件、顶板的压力都是在动态的变化过程中,顶板式中都在缓慢或剧烈地下沉,其完整性也遭到不同程度的破坏,使采煤工作面始终处在较明显或潜在的危险状况下。为此,必须对工作面进行敲帮问顶。
敲帮问顶就是利用于镐或钢钎等工具敲击暴露而未加管理的岩(煤)体,使其发出回音来探明岩(煤)体内部是否松动、断裂或离层的一种方法。
班(组)长必须严格执行敲帮问顶制度。开工前,班(组)长和安全检查员必须对工作面安全情况进行全面检查,确认无危险时,方准工人进入工作面。每个工作人员必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况。在急倾斜煤层中,还必须同时注意底板情况。当发现险情时,必须立即采取措施,隐患未排出之前,班(组)长和安全检查员不得离开现场。
【案例1-1】1991年8月7日,某矿丁5-614060炮采工作面,因爆破效果差,留下了不安全隐患。职工杨某在没有认真敲帮问顶、没有支护的情况下空顶作业,被护顶岩块砸倒,伤势过重死亡。
采煤工作面在通常情况下,可根据煤层赋存条件不同或隐患不同,采取相应的支护措施。
一、破碎顶板的支护
破碎顶板的节理、层理较发育,胶结性能差,往往采后就自行垮落或因支架空档内局部漏顶,使邻近支架“顶空”而倒柱,若处理不及时,则会使垮落面积增大。防止破碎顶板冒落的原则是要求支护密度大、悬露哦顶板少、控顶距要小、推进速度快。
普采、炮采工作面必须采用铰接顶梁。顶梁之上要用板皮(或小棍)、竹笆封顶,形成纵横交叉,使顶板悬露面积缩小。在溜子道上方可提前探梁,靠煤壁打贴帮柱。破碎顶板的支护密度不但要满足支柱强度的要求,也要有利于护顶,因此要适当加大支护密度,采取提前背笆护顶或挂梁措施。采煤机上行割顶煤时,跟机铺临时柱、后支贴帮柱,移溜过后支设固定柱,以缩短溜子道空顶时间和空顶面积,防止冒顶。
当顶板特别松软或有厚0.3m以上的伪顶且割煤(或放炮)后会立即冒落时,可采取用圆钢打超前托棚的办法。具体方法是:距顶板20mm-30mm处利用煤电钻打眼,眼深2m左右,角度垂直于煤壁,打眼在割煤(或炮)前进行。圆钢规格为直径38mm,长2.4m,布置在两架顶梁中间外探0.1-0.3m,推进一个循环后在圆钢一端下打柱子,另一端由煤壁支撑。在割煤(或放炮)前,继续采用同样方法。在炮采工作面,发现顶板沿煤壁有显著裂缝或下沉等现象时,工作面应停止放炮,立即打探梁、挂顶梁或套棚加强支护。
二、煤壁片帮的支护
由于采煤工作面煤壁在支承压力作用下容易压酥,因此在采高大、煤质松软的工作面往往容易因为片帮引起冒顶。防止煤壁片帮的主要安全措施如下所述:
(1)工作面煤壁要采直采齐,要及时打好正规支柱和贴帮柱,并给足初撑力,减少控顶区内顶板的下沉量。
(2)采高大于2.0m,煤质松软时,除打贴帮柱外还应在煤壁与贴帮柱间加横撑。
(3)在煤壁上部片帮严重的地点,应在贴帮柱上加托梁或超前挂金属铰接顶梁。在片帮深度大的地点,还应在梁端加打临时顶柱。
(4)在爆破落煤工作面要合理布置炮眼,并掌握好炮眼角度。顶眼距顶板不要太近,装药量要适当。落煤后要及时挑顶刷帮,使煤壁不留伞檐。
【案例1-2】1996年12月19日,某矿采煤二队打眼工李某,在戊9-10-20080工作面机头以上5m处,在放完炮、基本出完煤后没有及时打贴帮柱,而挂花梁、倒悬臂梁多,采面工程质量差,有没有敲帮问顶,一个人违章单独打眼,被掉下的矸石砸伤头部,当场死亡。
三、急斜及倾斜煤层单体支柱工作面顶板支护及安全操作
(1)严格支柱规格质量,煤层倾角在25-35°时,迎山角一般取3-5°。煤层倾角小于35°或小倾角的急斜煤层时,应先根据煤层倾角,将采煤工作面调整为伪斜开采。为防止梁头向倾斜下方甩动,挂梁前先掏超前梁窝,梁间用撑木撑好。单体柱间应上齐防倒绳或斜拉撑钩。底板坚硬时,应凿成麻面,增加支柱与底板摩擦力。必要时可沿煤层走向,在柱脚倾斜下方设置底梁。
(2)支架迎山有力,初撑力达到规定值,工作面不得有空载柱。
(3)采用倾斜托棚,防止支架歪倒。应有防倒柱的措施,防止倒柱砸人或撞倒其他支柱造成冒顶。
(4)为防止放顶冒落矸石撞倒支柱引起冒顶,放顶线应保持成一直线,并设联锁拉杆的倾斜托棚,挂好挡矸帘。
(5)分段回柱时,上下分段之间要设挡矸帘,并在下分段的上部采用戗柱和木垛等特殊支护。
(6)当煤层倾角大于35°,采空区上部存矸少、出现顶板抽空情况时,应采取以下措施:
①放顶前要充填抽空区,充填物可用矸石等。充填方法可用风力或手动充填;
②降低采高,降低的下限一般不低于1.5m,以减少抽空高度,提高支架的稳定性;
③如充填抽空有困难,初次放顶期间的控顶距离要适当加大,使老顶断裂产生的冲击大部分转移到靠放顶线一侧加宽的空间内。在支护上,除原有的一排木垛外,在加宽空间范围内再加打一排木垛,以增加支柱的稳定性。
(7)当煤层为立槽煤时,采用水平分层法,采煤工作面支护采用四、六排控顶,顶板为天然假顶。
四、托伪顶或松软破碎顶板的支护及安全操作
这类顶板常因支架空档内局部漏顶,使邻近支架“顶空”而倒柱,并且由于顶板允许暴露的时间短、面积小,常因割煤和放炮后机(炮)道得不到及时支护而发生冒顶。此外,在初次来压和周期来压时,伪顶和破碎顶板容易和上覆直接顶或坚硬顶板离层而垮落。使用金属顶梁时,由于顶梁和顶板摩擦力很小,伪顶大面积垮落,支架往往成串被推倒造成大冒顶事故。因此应采取适当顶板管理措施。
(1)凡托伪顶或破碎顶板的工作面,除采时不得推采开切眼的另一帮煤柱。
(2)工作面要布置成俯斜开采,尽可能避免仰斜开采,上、下平巷与工作面尽可能布置成直角或大于60°的交角,避免出现锐角。另外,要沿伪顶或破碎顶板掘进,避免挑顶掘进。
(3)支护密度不但要满足采场支护强度的要求,也要有利于护顶,因此,应适当加大支护密度,采取提前背笆护顶和挂梁措施。机组上行割底煤时,跟机前撤临时柱,支贴帮柱,以缩短机道空顶时间和缩小空顶面积,控制机道冒顶。
(4)当顶板特别松软或有厚0.3m以上的伪顶,且割煤(或放炮)后立即冒落时,可采用圆钢打超前托梁的办法。具体施工方法是:在距顶板2-3cm处用煤电钻打眼,眼深2.0m角度垂直于煤壁。打眼在割煤(或放炮)前进行。打完眼后,穿入圆钢。圆钢直径38mm,长2.4m,布置在两侧顶梁的中间,外露0.4m。两个循环后,托梁留在煤壁内的深度为0.8m,外露1.6m,端部由支柱支撑,再割煤(或放炮)前,继续使用上述方法。
(5)初次来压和周期来压时,必须加强支护。在金属顶梁和顶板间背上板皮或笆片,以增加它们之间的摩擦阻力;用单排或双排交叉木垛,增设抬棚戗柱,以增加支柱的稳定性。在倾角大于20°的工作面,初次来压前最好不使用金属铰接顶梁,用木板梁和金属支柱配合支护;初次来压后,顶板稳定时再使用金属铰接顶梁。
(6)在炮采工作面,发现顶板沿煤壁有显著裂缝或下沉等现象时,工作面应停止放炮,在片帮严重的地方先打探板或挂上顶梁加强支护。
(7)条件允许时,从煤壁向斜上方顶板内钻眼,利用高压泵注入树脂凝固剂来粘结破碎顶板,以增加顶板的坚固性或固结易片帮的煤壁。
五、托伪顶或留底煤的支护及安全操作
当采煤工作面顶煤或底煤是劣质煤不需要采出,或由于一次采全高丢底煤,或分层开采时留顶煤作为下分层开采顶板,或遇到断层破碎带留煤皮护顶开采时,叫托顶煤或留底煤开采。由于顶煤垮落,或遇到顶煤上的断层破碎带突然垮落,或由于支柱陷入底煤,往往容易发生冒顶事故,应采取适当安全技术措施。
(1)经常掌握留顶煤或底煤的实际厚度,控制采高,采高不应大于所用支柱允许的最大高度,使支柱有力地支撑顶煤不让它脱落。所留的顶、底煤,必须按规定留足必须的最小厚度,留底煤时支柱要穿上木鞋或铁鞋,如果底煤过薄,应采取换柱以提高采出率。
(2)合理布置炮眼和控制装药量,顶底眼距顶(煤)、底(煤)板要在200mm以上,炮眼角度和装药量要适当,每次放炮数目不要太多,防止顶煤受震脱落。
(3)放炮后及时挂梁托顶煤,或打临时支柱,同时用板皮或笆片背严,防止顶煤离层脱落。
(4)在保证通风、行人、运料的前提下,缩小控顶距,减小工作面顶煤的压力。
(5)放顶时,放顶线采用一梁三柱戗棚,向采空区方向斜撑,以保证顶板来压是有足够的支撑力。顶压大时,要加木垛,增加支架的稳定性。
(6)留底煤的工作面,洒水要适当,防止底煤遇水潮解松动。
第五节 采空区处理
采空区的处理方法主要全部垮落法、煤柱支撑法、充填法、缓慢下沉法。
一、全部垮落法
全部垮落法的作业范围主要是放顶区,即从原切顶线到新切顶线的区域。主要适用于ⅰ、ⅱ、ⅲ类直接顶。其实质是随工作面向前推进,有计划地回撤放顶线以外的支架,使直接顶岩层自行垮落。坚硬顶板则需要爆破方法强迫其垮落,以缩短直接顶的悬梁长度和重力,减少采空区直接顶对工作面的压力。垮落的岩石因具有一定的碎胀性,当填满采空区时,可对老顶起到一定的支撑作用,从而减缓和限制老顶对工作面的影响。全部垮落法是沿工作面全长,在预定顶板垮落线内架设特种支架,使采空区与工作面空间隔开。特种支架包括木垛、戗棚、戗柱等。当回撤支架后,使悬露在采空区的顶眼沿特种支架的采空区侧垮落下来。若直接顶板坚硬,回柱后不自行垮落,则要进行强制放顶。
全部垮落法处理采空区的主要工作是架设特种支架和回柱放顶,在综采工作面主要是移架。
(一)特种支架的架设
为了使直接顶沿顶板垮落线(即放顶线)垮落,需要沿放顶线的煤墙侧架设特种支架。常用的特种支架有戗棚、木垛、戗柱等。
戗棚是沿工作面倾斜方向在靠采空区一排支架的煤墙壁架设。根据戗棚梁长,采用一梁两柱或一梁三柱。对接棚、棚腿戗向采空区,棚梁与顶梁、支柱接实,升紧打牢。
木垛在靠工作面采空区一侧用方木架设,方木截面一般为0.15m×0.15m或0.20m×0.20m,方木长为1.2m-1.6m。
戗柱是在靠采空区一侧每棵支柱的煤壁侧,不用棚梁只打上支柱,支柱戗向采空区,升紧打牢。
(二)回柱放顶
全部垮落法处理采空区的采煤工作面要随着工作面推进不断地支设支柱和回撤支柱,使工作始终保持在最大控顶距与最小控顶距之间,从而使采空区顶板在自重作用下垮落。
在回柱放顶过程中,顶板活动比较强烈,工作面支架将受到较大的作用,对支架和人员都要严格要求。回柱放顶必须遵守下列规定。
(1)用全部垮落法管理顶板的采煤工作面必须及时回柱放顶,控顶距超过作业规程规定时,禁止回采。如果回采后顶板仍不冒落,超过规定的悬顶距离时,必须停止采煤,采取人工强制放顶或其他措施进行处理。
(2)回柱放顶必须按作业规程规定的回柱放顶方法和安全措施进行。回柱放顶同放炮、机采落煤等工序平行作业的安全距离都必须符合作业规程的规定。
(3)回柱放顶前,必须对放顶所用设备完好情况及作业区域内安全情况进行全面检查,对不符合质量要求的支架重新支设,缺柱的补齐,压力大时要加强支护,对工作面上、下出口和机头、机尾的支护要重新加固。同时清理好退路。
(4)回柱必须按有里向外,自下而上的顺序进行。分段回柱时,必须在分段处打两棵揽头(临时)支柱。回柱后要及时挂挡矸帘。撤下的顶梁要按号立放整齐,立柱打在新放顶线内侧梁下。采用密集支柱切顶时,两段密集支柱之间必须留有宽0.5m以上的出口,出口间的距离和新密集支柱的超前距离都必须符合作业规程的规定。
(5)回柱时必须2人一组作业,1人回柱、1人观山,不准单独作业。回柱人员必须站在所撤支柱的倾斜上方,且支架完整,无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险情况的安全地点工作。木支柱必须用机械回撤,放顶区域内的支架、木垛都必须回收干净。
【案例1-3】1996年4月15日,某矿巳15-1205采煤工作面输送机机尾处发生冒顶事故,该队职工杨某违章进入放顶区单独作业,并违反见四回一的规定,在顶板冒落时被埋住,经抢救无效死亡。
摩擦金属支柱回柱操作时,一般使用柄长0.6-0.8m,重3kg的铁锤将支柱水平楔打松,使活柱落下。金属支柱卸载活柱下缩后,回柱人员用拔柱器或常把铁钩将支柱拉出,支设在新放顶线内侧梁下。单体液压支柱回柱时则是搬动卸载手柄,活柱下缩,回出的支柱支设在新放顶线内侧梁下。
二、煤柱支撑法
当顶板非常坚硬(如砾岩顶板),采用全部垮落法管理顶板时,回柱后切不断顶板,采空区悬顶面积较大,一旦垮落可能造成重大顶板事故。在此种情况下往往采用煤柱支撑法来管理采空区顶板。
煤柱支撑法的主要优点是大大减化了采空区处理工作,工艺简单,避免了周期压力对工作面的影响,为生产创造了条件。它的缺点是煤炭资源损失严重,采出率低,在开采煤层群时,下层造成集中压力,给工作面管理造成困难,掘进率高,搬家次数多。煤柱支撑法主要用于刀柱采煤法。
三、充填法
充填法处理采空区分全部充填法和部分充填法两种。
1、全部充填法
开采有自然发火的特厚煤层,或地面有铁路干线、重要建筑物、河流、湖泊或煤层上部较近处有含水丰富的岩层时,为了保护地面建筑物不受破坏,防止地表水和含水层水突然涌入井下,可用砂子、碎石等将采空区全部充填。我国某些矿区用水砂充填,个别矿使用风力充填。
全部充填法能有效地减少采空区顶板的下沉,防止煤的自然发火,提高了采出率。但充填系统复杂,设备多,组织管理复杂,成本比全部垮落法增加30-50%,应用逐渐减少。
2、部分充填法
开采薄煤层时,利用矸石在采空区内垒起若干条垂直于工作面煤壁的矸石带支撑顶板,减少顶板移动和周期压力,改善工作面顶板维护状况。充填带的宽度视充填材料而定,即支撑能力能支撑住充填带上方岩层和各条带之间悬顶岩层的重力,通常充填带宽度为采高的2倍-2.5倍。充填带间距为8-15m。
部分充填方法,砌筑矸石带劳动强度大、不易机械化,劳动效率低,成本高,一般很少采用。
四、缓慢下沉法
当顶板岩性有较大的韧性,无剧烈的破坏,回柱后挠曲下沉能缓慢地和底板接触时,采用缓慢下沉法。工作面支护常用木垛和点柱管理,每放顶一次在靠近采空区一侧每隔一段距离架设一个木垛,工作面采用(单体)点柱支护。
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