炮采工作面俯采措施

2024-04-20

炮采工作面俯采措施（精选7篇）

篇1：炮采工作面俯采措施

炮采工作面俯采技术浅谈论文

【摘要】II643工作面为大倾角俯采工作面,根据该工作面的实际地质情况,制定了针对性的安全回采工艺、技术措施、管理方法等,确保了II643工作面的安全回采。

【关键词】工作面;回采;安全;技术

1 概况

刘桥一矿位于安徽省濉溪县刘桥镇境内,东北距淮北市约12km,东距濉溪县约7km。井田东及南西起自六煤层露头,东北至F3断层,西以土楼断层及谷小桥断层与刘桥二矿相邻。井田南北长约7km,东西宽约2km,面积14.26km2。1971年12月开始建井,1981年5月投产。原设计年产量为60万t,1985年改扩建为90万t,现核定年产量为140万t。

刘桥一矿主系二叠系下石盒子组的四煤层和山西组的六煤层,分两个水平开采。近年来,一水平、南翼二水平相继报废,现采场集中在北翼二水平。Ⅱ643工作面位于北翼二水平Ⅱ64采区右翼第二个回采工作面,在工作面煤层倾斜角度大、俯采角度大的条件下,通过加强工作面回采技术管理和安全质量管理,使该工作面的煤炭得以安全回采,并取得良好的效果。

2 工作面地质情况

II643工作面为北翼二水平Ⅱ64采区六煤层第四个回采工作面,工作面走向长520米,倾向长平均120米,煤层厚度2.2~3.6m,平均厚度3.2m,煤层赋存较稳定。该工作面可采储量23.7万吨,工作面煤层倾斜角度27°~48°,平均倾角为36°;俯采角20°~35°度,平均28°。工作面共揭露6条断层落差为1.0~1.5m。煤层局部有伪顶,泥质粉砂岩,厚约0.2m;直接顶为细砂岩,深灰色,较硬,厚约2.2m,其上为6.3~11m泥岩或粉砂岩;老顶为中细粒砂岩,厚2.5～11m。直接底为深灰色泥岩,厚2.5m。老底为细砂岩与细粉砂岩互层,厚度为15~20m,稳定性较好。

3 工作面巷道布置

该工作面位于二水平Ⅱ641工作面采空区下部,回采上限标高-380m,下限标高-463m,掘进工程量为1800米,风巷沿空送巷。根据地质资料,首先从设计源头做起,减小工作面倾斜角度,工作面按照俯真斜布置切眼。机巷掘进200m调整方向上提52m,贴近陈集断层与工广保护煤柱线,以尽可能提高煤炭回收率。

4 俯采安全技术管理

4.1 严禁反采:

工作面初采严禁反采。工作面反采为仰采,仰采角度35°,切眼支护为锚梁网支护,在撕网和反采过程中,容易造成煤壁片帮伤人,这是工作面初采时一个最不安全的因素。因此工作面初采只能按正常俯采进行。

4.2 甩采下部:

俯采工作面初采不能平行推进,更不能甩采上部,否则整个工作面面临老塘窜矸的威胁。因此工作面初采时要甩采下部,下部老塘冒顶充填对上部老塘冒顶矸石起到相对支撑作用,使工作面施工人员相对摆脱了老塘窜矸的威胁。工作面甩采倾斜角30°左右便可停止甩采。

4.3 老塘管理:

俯采工作面的安全管理主要是老塘管理,控制老塘窜矸是工作面安全管理的关键所在。回柱不仅要用大笆把老塘背严,而且支柱中下部用二根塘柴加强挡矸,并且把回出的支柱打在切顶线下,起到进一步加强挡矸作用。

4.4 浮煤管理:

工作面在移溜前人行道、材料道要留一定量的浮煤(约300mm),有助维持支架的稳定性,再者也利于上下行人不至于踩滑摔伤。材料道的浮煤只有在回柱前清理干净。

5 工作面大倾角安全技术管理

5.1 单体型号选择:

根据工作面煤层厚度,合理选用不同型号的单体支柱,使用单体最大型号DW31-250/100X。遇煤层变簿及地质构造时,更换不同型号的单体,要有相应的安全施工措施,以保证大倾角工作面施工的安全性。

5.2 三板二绳管理:

大倾角工作面管理其精髓主要是“三板二绳”管理。三板为:护身板、闸煤板、背底木;二绳:支柱防倒绳、回出的铰接顶梁防倒绳。工作面所有支柱要拴牢防倒绳。回出的铰接顶梁全部拴上防倒绳并固定在单体的`手把上。

5.3 溜子道管理:

工作面溜子道每隔15米设一道闸煤板,专人闸溜控制煤量,避免放空。放炮前溜子道分段闸溜,严禁空溜放炮。工作面出现错茬(台阶)搪瓷溜槽拐弯处靠人行道侧应加挡煤板,防止煤矸窜入人行道。扒溜时人不能骑在溜子道上,以免上面冲下的煤矸伤人。人要在人行道侧用铲子、手镐等长柄工具扒溜。打眼时,上口设置护身板板,下口设置闸煤板,严禁空溜打眼。

5.4 工作面支护管理:

铰接梁要走平,支柱要垂直于顶底板,初撑力不小于11.4Mpa。从打眼放炮上控制底眼,留有200左右硬底煤,以增大支柱与底板的摩擦力,防止支柱打滑,增强支柱的稳定性。

5.5 工作面下出口管理:

工作面放煤时,要用闸煤板控制煤量,以防窜煤堵塞下出口,以免造成工作面风量小或不通风。

5.6 浅孔注水:

工作面倾角大,通风为上行风,当工作面放炮或溜煤时,六煤较干,煤尘大,采用浅孔注水降尘,而且机风巷离工作面30m、60m处各设二道灭水帘净化煤尘。工作面浅孔注水利用检修空隙时间段进行。

6 两巷管理

机风巷为锚梁网支护。煤层倾角大,巷道上帮较高,高度多在4米以上,巷道超前管理难度大。采取用剪钳剪断巷道上帮离底板1米左右的锚网,剪去与单体底根大小相适的口径,用手镐刨柱窝,然后垂直顶板进行支护。为防支柱卸载倒柱,用8#铁丝把单体与锚网联在一起。

7 工作面收作

工作面收作只能单茬作业,回最后三排支柱时由下往上回,当倾角大于35°或顶板破碎要套棚回收。回柱时专人观察顶板,发现异常及时处理或撤人,以实现安全收作。

8 结束语

大倾角工作面俯采由于采取了可行的“三板二绳”及甩采下部安全技术措施,消灭了人身事故,创造了良好的安全效益与经济效益。该面的成功回采,为同等条件的工作面安全回采提供了可靠依据,该项技术可在兄弟煤矿进行推广应用。

篇2：炮采工作面俯采措施

1、初采前，必须有主管副总、调度室、生产技术部、安监部、机运部、通防部、施工区队主管人员对工作面的支护、运输、安全监控、通风等进行全面检查，确认安全时，方准二采队开工进行初采。

2、替棚时，原工字钢棚先不动，先将连接板去掉一棚，待架好一架2.6米∏型钢梁棚后，再去掉一架原工字钢梁棚，依次类推，直至结束。3、12082工作面初采前，先将切眼内刮板运输机从下向上逐步移到煤墙一侧，然后补齐工作面中排柱。

4、架好上、下顺槽超前抬棚，要在工作面上、下安全出口向外靠工作面一帮10米内打上双抬棚；10-20米内打单抬棚；另一帮20米内全部打单抬棚，抬棚使用1.2米长铰接顶梁配合单体液压支柱，一梁一柱，顶梁要根根铰接。

5、初采前，先开下安全口超前缺口，运输机机头处架好5对10根4米长∏型钢梁一梁四柱。棚间距(中至中)不大于600mm，每对∏型钢梁之间不大于100mm，最下一对棚距下顺槽基本棚梁头不超过200mm。6、12082工作面初采时，自下向上分段回采，逐步把整个工作面顺成一条直线。7、12082工作面初采采够一排时，由下向上放顶一排1.2米，下顺槽尾巷滞后工作面不得超过1.2米。

8、放炮时，工作面人员全部撤离至工作面下安全口以外不少于100米的进风巷中，并有足够的压风自救和直通调度室电话的安全地点，该处为操作放炮地点；上顺槽所有人员撤到外切眼与下顺槽交叉点处，工作面及其回风流内停电撤人。

配合单体液压支柱对棚支护。

2、支护要求：采用2.6米∏型钢梁配合单体液压支柱对棚支护，主梁在下，副梁在上，两梁间距不大于100 mm，棚距中至中600 mm，两端支柱距梁端头100mm，中排柱沿梁中间打齐，两梁五柱。

3、替棚前，要先将开口处上、下5m的巷道采用抬棚形式加强支护，防止发生冒顶事故，抬棚采用小头直径不小于16cm的红松配合单体液压支柱，一梁两柱。

4、替棚时，原工字钢棚先不动，先将工字钢连接板去掉一棚，待架好一架2.6米∏型钢梁棚后，再去掉一架原工字钢梁棚，依次类推，直至结束。

5、替棚时，必须逐棚进行，严禁大拆大卸，防止冒顶发生。

6、替棚时，拆除工字钢连接板时，必须拆一棚连接板，待架好新棚后，再拆第二棚连接板，严禁多棚同时超前拆卸。

（二）初采初放 1、12082工作面初采前，先将切眼内刮板运输机从下向上逐步移到煤墙一侧，然后补齐工作面中排柱。

2、去除中排柱移槽时，一次去柱移槽长度不得超过15米。

3、移槽时要先拉好中线，溜槽要移直，并打好机头和机尾压柱。

5、工作面靠老塘侧一帮打一排抬棚，抬棚为一梁两柱；抬棚梁为小头直径不小于16㎝的红松，梁长不小于2.2米；抬棚柱为单体液压支柱；

9、放炮时，工作面人员全部撤离至工作面下安全口以外不少于100米的进风巷中，并有足够的压风自救和直通调度室电话的安全地点，该处为操作放炮地点；上顺槽所有人员撤到外切眼与下顺槽交叉点处，工作面及其回风流内停电撤人。

10、放炮时断电范围：12082工作面及其回风流内所有非本质安全型电器设备。

11、放炮时站岗位置，12082下顺槽与外切眼交叉口处大岩坡底风门外12082专用回风巷与12采区回风下山交叉口处设栅栏，挂禁止入内牌，严禁人员进入。放炮站岗工作由班长一人亲自布置，实行“去二回一”的回头岗制度。

12、放炮时，严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制，崩翻的支架要及时扶正升牢。

13、放炮后要及时展网移主梁护顶。先护好顶，再做其它工作，严禁空顶作业。

14、打眼、装药及支护时，必须严格执行敲帮问顶制度，由专职顶板工看护好顶板，专职顶板工必须由经验丰富的老工人担任。

五、安全技术措施：

2、替棚前，必须先检查施工地点及其附近的瓦斯、顶板和支架完好、牢固情况，消除一切不安隐患。否则，不得进行施工。

3、施工期间，严格执行敲帮问顶制度；消除施工地点的一切不安全隐患后再进行施工。

严，防止冒顶事故的发生。

18、初采时，工作面所有支柱必须穿柱鞋，柱鞋规格为800mm×200mm×120mm。

19、初采时，必须严格按质量标准化进行施工，支柱要迎山有力，柱窝挖到实底，严禁支柱栽到软煤上，对出现的歪扭支架及时进行修复，否则不准进行回采。

20、初采时，工作面内的全部支柱要挂好防倒链，防止倒柱伤人。

21、放顶时，严格按照由下向上的原则，放顶工作要由有经验的老工人操作，跟班人员现场指导，发现不安全因素立即督促整改。

22、放顶时，必须先清好后路，保证后路畅通，施工人员严禁在放顶时掏挖切眼与老塘放下的煤，防止掏煤后顶板空顶发生冒顶事故。

23、放顶时，放顶人员严禁进入采空区（老塘）空顶作业，必须在支架完整时进行操作，确保初放安全。

24、放顶时，老塘顶板冒落高度不得低于采高的1.5倍。

25、初采初放期间，若老塘顶板不落，悬顶面积超过10m2时，必须采取打眼放炮的方法进行强制放顶，否则不准进行回采。强制放顶的方法及安全注意事项：

(1)采用风钻进行打眼，炮眼间距根据现场实际情况而定，炮眼深度不得小于3.0米，炮眼距离老塘侧单体柱300—400mm，炮眼与顶板之间夹角为80°—85°。

(2)每个炮眼装药量为0.3-0.75千克，炮眼封泥长度不小于1m，并且必须使用水泡泥，炮泥必须封满填实，并采用正向爆破。

篇3：谈炮采工作面作业事故的预防措施

1.1 采煤工作面局部冒顶的防治措施

在直接顶中常存在多组相交裂隙顶板或破碎顶板, 这些相交裂隙容易将直接顶分割成游离岩块, 极易发生脱落。由于采动或爆破震动的影响, 如果支护不及时, 这类游离岩块可能突然冒落, 造成员部冒顶;当用普采时, 因炮眼角度或装药量不适合, 可能在爆破时崩倒支柱造成局部冒顶;当老顶来压时, 煤壁因松软而片帮, 扩大无支护空间, 也可能导致局部冒顶。主要防治措施: (1) 溜前临时支护要及时、有效, 特别是页岩顶板、石灰岩尖灭、二合顶边必须挂梁或架棚支护; (2) 尽量使工作面与煤层的主要节理、型隙方向垂直或斜交, 避免片帮; (3) 炮采时, 炮眼角度及装药量应合理, 尽量避免崩倒支柱; (4) 严禁在无支护的空顶区作业; (5) 移送输送机时要采取有效措施, 对容易冒顶、比较破碎的顶板, 必须采取边移输送机、边回临时支柱和边支基本支柱的快速支柱、回柱方法。

1.2 上、下出口局部冒顶事故的预防

上、下两出口位于采煤工作面与回采巷道交接处控顶范围比较大, 同时在上、下出口处经常进行输送机机头及机尾移置工作, 需要替换原来的支柱, 可能造成局部冒顶。此外, 上、下出口受集中压力的影响也是造成局部冒顶的原因之一。防止上、下出口局部冒项的措施:

(1) 必须有足够的支护强度, 不仅能支承松动易冒的直接顶, 还能支承住老顶来压时的压力; (2) 支护系统必须能始终控制局部目顶, 且具有一定阻力, 以防止老顶来压时推倒支柱; (3) 采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内, 必须加强支护; (4) 工作面机头机尾使用好“四对八架”长钥梁或双楔调角顶梁; (5) 缩小上、下面错距, 超前工作面切顶线到中巷封门柱之间要加强支护, 上、下巷封门柱与工作面切顶线要齐。

1.3 放顶线附近局部冒顶的预防

采煤工作面放顶线上的支柱所受压力是不均匀的。当人工回撤承压大的支柱时, 住往柱子一侧顶板就冒落, 这种情况在分段回柱回撤最后1-2根支柱时尤其容易发生。当顶板存在由断层、裂隙、层理等切割而形成的大块游离岩块时, 柱后游离岩块就随回柱冒落, 推倒支柱, 形成局部冒顶。预防放顶线附近局部冒顶的主要措施: (1) 采用切顶墩柱、密集丛柱等方式加强切顶排的支护强度和稳定性, 采空区悬顶面积较大时也可采用增设木垛等措施; (2) 回柱之前, 要先清理好退路, 并采用单体支柱卸载把手栓绳远距离回撤措施, 集中区回柱时要采取及时支柱替棚、替柱等措施。

1.4 地质破碎带附近的局部冒顶防治措施

在工作面生产过程中, 特别是在临近断层、裕曲或断层破碎带等部位, 其破断岩块容易下滑, 推倒工作面支架, 造成局部冒顶。为了防止地质破坏带附近的局部冒顶, 首先应注意地质构造破坏带的预兆, 如煤层走向、倾斜、厚度发生明显变化;顶、底板发现不平整, 顶、底板和煤岩裂隙多, 岩石、煤层松软破碎, 有的断层带有滴水或瓦斯涌出量增加的现象。根据预兆采取加强支护, 增强支架稳定性的措施。如在断层两侧采取架木板或铰接顶梁, 在断层面附近迎着岩块可能滑下的方向支设棚或战柱, 必要时也可在断层区架设木垛以增强顶板的稳定性。

2 采煤工作面运输事故的预防

2.1 采煤工作面使用刮板输送机的一般注意事项

(1) 刮板输送机的锅合器、机层转轴、链轮等旋转部位应装有保护罩, 以免人体触及受伤; (2) 刮板输送机运行时, 任何人员不得沿机槽内行走, 也不得乘坐刮板输送机。一般不得使用刮板输送机运送物料和工具, 如果要运一些长料 (或工具) , 必须严格按操作规程要求执行。即放料时, 要顺着刮板移动方向先放料的前端, 后放尾端, 取料时, 先取尾端, 后取前端; (3) 采煤工作面的刮板输送机必须沿机长方向安装, 有能发出停止或开动的信号装置, 发出信号点的间距不得超过15m。开车前, 先发信号, 后点动试开车, 确认无问题后, 再正式开车; (4) 必须保证刮板输送机的安装质量, 做到平、直、稳。坚持日常维护检修制度, 做到勤检查、勤注油、勤清理、勤修理, 发现零部件松动、缺少和损坏时, 应及时修理或更换; (5) 开车前必须对刮板输送机各部分进行全面认真的检查, 做到零部件齐全、螺栓紧固、油量合适、操作控制装置灵敏、保护装置符合要求。

2.2 推移刮板输送机时应注意的安全事项

(1) 推移刮扳输送机机身 (溜糟) 时应注意的安全事项。 (1) 工作面推移副板输送机前, 必须把溜前浮煤出净, 不得出现底板台阶, 以免推移困难; (2) 推移装置必须保证完好可靠, 使用单体液压支柱作为推移装置时必须有可靠的安全技术措施; (3) 推移前尽可能将机道上的浮煤清理干净, 工作面与输送机之间不得站人; (4) 推移前所有液压推移装置 (千斤顶) 操作阀必须处于中间位置。推移装置支撑可靠, 与输送机的连接必须牢固, 互相间要保持垂直。做到先试推, 观察无异状后再正式推移。 (2) 推移刮板输送机机头、机尾时应注意的安全事项。 (1) 推移前必须认真检查机头、机房地点的支架、顶板和巷道情况, 同时检查附近有无人员作业和其他障碍物; (2) 推移机头、机尾时必须有两个以上推移装置同时动作, 防止歪斜、拉坏连接零件; (3) 机头、机尾处如有破碎顶板, 则应随时推移随时支护, 严禁大面积空顶。一般机头、机尾必须在托棚掩护下移动; (4) 以顺槽转载机刮板为支点, 用单体支拄推移工作面输送机机头时, 必须确保转载机停电闭锁, 并保持单体支柱与机头接触良好, 有可靠的防滑措施。

2.3 防止刮板输送机机头、机尾翻翘伤人措施

(1) 提高刮板输送机的机头、机尾安装质量。 (1) 安装刮板输送机时, 机头与过渡槽的连接螺栓必须齐全紧固; (2) 机头加设支撑柱 (压柱) , 既可防止机头下窜, 也可以防止机头翻翘; (3) 机头铺设位置应合理, 防止将浮煤带入下槽, 增加下槽阻力, 或使刮板链卡阻。一般情况下, 当两台刮板输送机垂直布置时, 高度不小于700mm, 左右距离不小于250mm (机头压槽长) 。两台刮板输送机呈直线布置时, 高度不小于300mm, 搭接长度不小于500mm。 (2) 注意观察输送机运行状况, 加强检查维护。 (1) 及时更换磨损超限的溜槽, 边双链缺螺栓的别板应及时补齐, 以免被下槽卡阻; (2) 处理机头或机尾故障, 紧链、接链时, 输送机启动前人员必须离开机头或机房; (3) 不得用脚蹬的方法处理出档的副板链。

2.4 防止刮板输送机液力耦合器喷油着火措施

(1) 使用合格的易熔合金保护塞, 不得装错位置, 不得用电气保险丝、螺栓、木塞等不合格材料堵孔; (2) 推广使用以难燃烧液体为传动介质的液力耦合器, 但必须符合原煤炭部颁发的《煤矿井下液压联轴节使用高含水难燃传动液的规定》的要求; (3) 使用以水为介质的液力耦合器。采用双重保护, 有易熔合金保护塞, 还有压力保护片。这些保护元件必须使用标准且合格的产品, 绝不允许自制或用其他材料代替; (4) 使用双速电机, 取消液力耦合器。

参考文献

[1]杨同敏, 宇黎亮, 崇兰锁, 等.炮采工作面冒顶事故原因分析及预防措施[J].煤, 1998 (6) .[1]杨同敏, 宇黎亮, 崇兰锁, 等.炮采工作面冒顶事故原因分析及预防措施[J].煤, 1998 (6) .

篇4：炮采工作面俯采措施

关键词：大坡度俯采和仰采技术

1 矿井概况

红会四矿属于破产矿井，矿井实际可采储量290万吨，井田深部煤层赋存条件差，倾角大，给综放工作面回采造成很大困难。为了延长矿井服务年限，维护矿区稳定，必须采取安全高效的开采方法对难采煤层进行回采。经过几年来的生产实践，我矿在难采区域综放工作面管理中探索出了一套切实可行的开采方法和管理模式。

2 俯采技术

2.1 4710-3工作面地质情况 4710-3工作面设计走向长320.0m，倾斜平均长95m，煤层厚度7.5m，地质储量30.7万吨，可采煤量24.6万吨，煤层硬度系数f=1.5，工作面沿走向坡度-28°-+8°，工作面开采初期就以-28°进行俯采。

2.2 工作面简况工作面采用MG200/500—QWD型采煤机落煤，工作面选用SGZ—730/200型前部刮板运输机和SGZ—730/200型后部刮板运输机；运输巷采用SZZ—730／160桥式刮板运输机，SDJ—160型带式输送机运煤；下端头采用一主两副ZTZ14400/20/30型端头支架配合两付ZFG4800E/20/30型过渡架支护。工作面支护选用ZFQ3800—16/30综放支架，共61付。

2.3 工作面回采的难点 ①工作面下底量大，而采煤机的卧底量仅为210mm，不能满足下底要求；②运输顺槽坡度达到-28°，转载机落煤后下滑力大，煤块在落至皮带机时翻滚，转载机操作人员不安全，人员行走和巷道清理人员安全无保障，安全管理难度大；③俯采坡度大，容易造成架后漏矸严重，影响煤炭质量和支架管理。④俯采时架前压力大，极容易造成架前切顶或架头接顶不实，若得不得不到及时控制，当顶煤破碎时架前抽冒严重，造成支架失稳。

2.4 工作面回采过程中解决的措施 ①从开切眼开帮开始在煤帮侧人工下底，使前溜倾角达到-28°(与工作面俯采坡度一致)，为防止由于俯采过大造成支架前柱被压成死柱，在《工作面回采规程》中规定前柱升缩量必须大于支架后柱升缩量(100mm)；②为防止块煤下滑过大，翻滚伤人，在转载机机头位置安装缓冲链，以减少煤块抛射距离，使煤块形成自由落体落到皮带上运输；③在机道皮带机架两侧安装防护网，减少个别弹起的煤块落地量，并规定在皮带、转载机运转期间严禁运输顺槽内有人员行走，确需人员行走时，经语音信号联系必须停止设备运转；④在工作面放煤时，严格执行作业规程规定，采用多轮顺序放煤，见矸即停，每次放煤量为顶煤厚度的1/3分两次放完，局部顶煤较厚时三次放完。当支架尾梁与工作面底板间隙过大不能较多的控制漏矸时用金属网、板皮等材料辅助堵漏。⑤机组割帮前，采用提前移架，及时控制顶板，以防止架前冒落。

2.5 取得的效果 4710-3工作面于2008年1月开始回采，2008年5月底回采结束，共采出煤量29.3万吨，多采出煤量4.7万吨，回采期间未发生轻伤及以上事故，取得了良好的经济效益。

3 仰采技术

3.1 4704工作面地质情况 4704工作面回风顺槽沿F8断层布置，与断层面之间的距离为3-8m，F8断层落差为5.5-15m，工作面沿走向处于一向一背构造中。原地震勘探中探测为一落差达17m的断层，在实际巷道施工过程中探时为煤层急剧变化，最大倾角达38°，为保证工作面顺利回采，在回采巷道布置中局部地段破底板，局部留底煤，人为调整巷道坡度，使回风顺槽坡度小于280，该段长度90m。

工作面设计走向长530m，倾斜长75m，煤层厚度8-10.96m，设计可采煤量38.6万吨。煤层硬度f=1.8，煤层顶板为冲刷顶板，岩性为含砾粗砂岩，胶结性差，随采随跨落。

3.2 工作面简况工作面采用MG200/500—QWD型采煤机落煤，工作面选用SGZ—730/200型前部刮板运输机和SGZ—730/200型后部刮板运输机；运输巷采用SZZ—730／160桥式刮板运输机，SDJ—160型带式输送机运煤；下端头采用一主两副ZTZ14400/20/30型端头支架配合两付ZFG4800E/20/30型过渡架支护。工作面支护选用ZFQ3800—

16/30，全工作面共配备基本架49付。

3.3 开采的难点 ①工作面仰采坡度大，进刀难度、移架困难，放顶煤后顶煤滑落至采空区，回采率无法保证。②采煤机割煤时容易侧翻、飘刀。③工作面支架下滑，由于工作面倾角变化大，造成工作面长度变化大。④当顶板较破碎时极易造成支架的顶梁不能与顶板呈面接触，在移架时，顶板掉下来的煤矸向掩护梁方向充填，在升架时则后梁接顶后，前梁的上方则比较空，整架升紧后，前立柱超高，后立柱逐渐到达最低高度，造成顶梁与顶板不成同一方向的面接触，容易使支架前立柱造成超高使用，给下次移架造成困难，即后立柱降不下来(后柱被压死)。

3.4 回采中采取的安全技术措施 ①工作面距底弯道10m处开始起坡，使支架具有一定的爬坡趋势，为工作面仰采创造条件。②开始仰采后推前溜时使仰角小于10°，推溜后在前溜靠采空区侧溜子下加楔形垫木，以保证采煤机行走时不会造成侧翻。每次推溜时开始提溜子，使前溜仰角与回风顺槽坡度一致；支架前立柱比后柱伸缩量小100-150mm，使支架顶梁坡度与推采坡度一致，底座坡度比推采坡度大8-10°。③为防止片帮煤翻滚伤人，制定了专门措施：采煤机司机必须在架箱内操作；采煤机运行时严禁任何人员在工作面行走或进行其他工作，确需进行其他工作时不得运转采煤机；采煤机必须停放在机头段坡度平缓处进行检修等工作。④由于沿倾斜方向工作面坡度大(26-32°)，局部达35°(机尾)，为了保证采煤机运行正常，规定采煤机上行装煤，下行割煤，回采率，提高煤质，放煤时从回风顺槽向运输顺槽逐架多轮放煤，三次放完顶煤，每次放出顶煤1/4。⑤上端头随工作面的推进，最后一付支架至回风顺槽间距处于变化中，当这段空顶区的长度小于1m时，采用带帽点柱支护，柱为DZ—2800型液压单体支柱，柱帽为800*200*150mm的板梁，平面贴紧顶板煤，柱帽沿倾斜架设，柱距0.6m。当空顶宽度为1.5m时，用两对花边长钢梁(3.2m)配合2.8m长单体支柱，一梁四柱沿走向成对迈步架设，迈步距离为0.6m。其后宽度每增加1米，机尾增设一对一梁四柱迈步长钢梁支护。最多时架设六对。⑥为防止压死支架，首先，在割煤前对前部运输机的坡度要进行调整，使其坡度与工作面仰角即支架底梁仰角一致，保证采煤机在割煤过程中没有留顶现象，为移架创造条件；其次，移架前要对顶板情况掌握透彻，必须采取带压擦顶移架，移架过程中要严格遵守特殊条件下的操作规定，降架时先降前柱，升架时必须先升后柱，使移过支架的顶梁与顶板成平行状态，确保升架后立柱垂直顶底板。再次，在移架过程中必须利用支架侧护板将支架顶梁向回风侧进行调整，防止支架沿工作面倾向方向倾斜，造成支架不正，受力状态不好。

3.5 验收标准 ①推溜后用坡度尺测量溜子倾角，使坡度不超过10°，前柱低于后柱100-150mm。②端头架与过渡架留有300-400

mm的间隙，防止工作面支架下滑造成端头架挤死，推移困难。③相邻支架间侧护板错茬小于100mm，防止由于工作面坡度大而造成支架咬架。④当前溜下窜300mm时即进行调整开采伪斜度，阻止支架进一步下窜。⑤每班验收放煤情况，发现过放或放煤量过少时要及时调整放煤工序或提前拉后溜。防止架顶放空或回采率降低。

篇5：炮采工作面俯采措施

关键词：零氧平衡,CO超限,有毒气体,煤矿许用乳化炸药

0 引言

某矿为瓦斯矿井, 主采煤层六2赋存于二叠系下统下石盒子组五煤段中部, 上距七4煤层约90 m, 下距二1煤层约350 m, 煤层基本顶、底多为深灰色泥岩、砂质泥岩和灰色砂岩、粉砂岩。六2煤瓦斯绝对涌出量一般为1.226~1.262 m3/min, 瓦斯相对涌出量一般为1.359~2.210 m3/t·d, 煤尘具有爆炸危险性, 煤种为焦煤, 煤质Ad 15.06%, Vdaf 20.85%, St.d 0.87%。2012年委托煤炭科学研究总院沈阳研究院对六2煤样进行检验, 六2煤层的自燃倾向为Ⅲ类, 属不易自燃煤层。

某矿六2902采煤工作面位于矿井东翼, 平均煤厚1.2 m, 工作面走向长度为1 185 m, 倾斜宽为172 m, 采用走向长臂后退式炮采采煤方法, 配风400 m3/min。

矿井的安全监控系统型号为KJ209N, 生产厂家为北京鑫源九鼎科技有限公司河南分公司, 系统安装有型号为GT500A、量程为0~500×10-6的电化学式CO传感器。

通过公司安全监控联网系统数据分析, 该矿六2902采煤工作面回风CO超限报警 (体积分数大于24×10-6) 较为严重。

2012年11月份CO报警达到887次, 最大值99×10-6。

1 CO超限报警数据分析

2012年11月份, 该矿六2902采面回风流中CO传感器其报警次数:上旬314次, 中旬211次, 下旬362次;各旬CO超限报警次数在24 h内的分布情况如图1~3所示;各旬每天CO超限报警平均值如图4~6所示。

从图1~3中可以发现明显规律, 即5~6 h与15~22 h均没有一次报警, 查监控联网系统数据, 在此期间其平均值为0。上旬报警平均值为59.87×10-6, 最大值99×10-6;中旬报警平均值为57.76×10-6, 最大值97×10-6;下旬报警平均值为57.96×10-6, 最大值96×10-6, 没有较大波动。

2 CO超限原因分析

该矿六2煤属不易自燃煤层, 在50多年的实际开采过程中, 矿井从未发生过煤层自燃现象, 井下无发火点、无火区。

电化学CO传感器相对甲烷传感器工作稳定性要高, 对微量的H2、CH4、H2S影响不大, 受自身伴生气体的影响, 传感器对浓度在1 000×10-3以上的H2响应比较大[1]。从该矿安全监控系统运行记录中发现, KJ209N系统的GT500A型CO传感器误报警概率很低, 图1~3所反映5~6 h、15~22 h两个时间段均没有一次报警, 数据为0, 可排除CO传感器误报警的可能。经落实, 六2902采面的爆破作业安排在早班、夜班, 中班没有爆破作业, 上述CO超限报警时间符合实际生产安排, 均为炮后炮烟CO浓度异常所致。

3 炸药爆炸后生成有毒气体情况

炸药爆炸后不仅产生高压、高温, 而且产物的组成也相当复杂———含有CO2、CO、N2、H20、C、H2、NO2、N2O、NO、CH4、NH3、O2等。其中, 有毒的物质为CO、NO2、N2O、NO等[2]。

从元素组成来说, 炸药通常是由碳、氢、氧、氮四种元素组成的。其中碳、氢是可燃元素, 氧是助燃元素, 炸药是一种载氧体。炸药的爆炸过程实质上是可燃元素与助燃元素发生极其迅速、猛烈的氧化还原反应的过程。反应结果是氧和碳化合生成二氧化碳或一氧化碳, 氢和氧化合生成水。每种炸药里都含有一定数量的碳、氢原子, 也含有一定数量的氧原子, 发生反应时就会出现碳、氢、氧的数量不完全匹配的情况。

零氧平衡指炸药中所含的氧刚够将可燃元素完全氧化, 正氧平衡指炸药中所含的氧将可燃元素完全氧化后还有剩余, 负氧平衡指炸药中所含的氧不足以将可燃元素完全氧化[3]。负氧平衡炸药的爆炸产物中一氧化碳、氢气较多, 甚至会生成固体碳;正氧平衡炸药的爆炸产物中氮氧化物较多。炸药一旦制成, 其生成的有毒气体量就是一个定值。

每千克炸药爆炸后生成的有毒气体总量 (按标准状况下折算成CO计) 按下式计算[4]:

式中, V为每千克炸药爆炸后生成的有毒气体总量, L/kg;V1为每千克炸药爆炸后生成的CO体积, L/kg;6.5为将氮氧化物折算成CO时的毒性系数;V2为每千克炸药爆炸后生成的氮氧化物体积, L/kg。

河南省内煤矿使用煤矿许用含水炸药较为普遍, 煤矿许用水胶炸药与煤矿许用乳化炸药 (包括一级、二级、三级) 爆炸后有毒气体含量不大于80 L/kg[5,6]。一般情况下煤矿许用炸药爆炸后生成的有毒气体总体积中氮氧化物体积比小于1%[7]。据测定, 二级煤矿许用水胶炸药爆炸后有毒气体含量平均为22 L/kg, 三级煤矿许用水胶炸药平均17 L/kg, 二级煤矿许用乳化炸药平均25 L/kg, 三级煤矿许用乳化炸药平均为21 L/kg[8]。

六2902采面炮眼布置采用双排三花眼。上部眼距顶板0.2 m, 眼深1.1 m, 眼距1.4 m, 装药量为0.15 kg/孔。下部眼距底板0.4 m, 眼深1.33 m, 眼距0.7 m, 装药量为0.3 kg/孔。分组装药、一次起爆, 一次起爆药量控制在4.05 kg (上部眼5个, 下部眼13个) ;装药结构为正向装药。选用三级煤矿许用浆状乳化炸药;用水炮泥、粘黄土炮泥堵塞炮眼, 炮泥总长度大于0.5 m。经计算, 六2902采面一次爆破产生的CO总量为79.86 L;工作面切眼1 min内CO体积分数为199.6×10-6。

自工作面切眼至回风流中安设CO传感器位置的距离较长, 按风速1.5 m/s计算, 炮烟约10 min后到达传感器安设位置, 在此期间风流稀释CO较为充分, 故CO传感器显示的数据低于10-4。

4 防治措施

(1) 保证爆破作业地点的通风风量充足、稳定。这是吹散和冲淡爆破后空气中的有毒有害气体的重要措施;还要确保工作面进、回风巷畅通, 通风断面满足规程要求, 以减小通风阻力。

(2) 控制作业人员进入爆破地点的时间, 加强CO气体检查。新鲜风流将炮烟中CO等有毒有害气体浓度稀释到安全值以下, 需要一定时间, 要控制作业人员进入爆破地点的时间, 防止发生人身事故。瓦斯检查员、安全员使用CO便携仪, 需加强对爆破地点以及炮烟沿途流经地点的风流中CO气体含量的检查。

(3) 严格控制一次起爆的药量。爆破产生的有毒气体总量与炸药用量成正比, 严格控制一次起爆药量, 可以有效地降低爆破后有毒气体生成量。

(4) 保证炮眼深度, 提高炮眼的装药、封泥质量。装药前, 采用压风管清除炮眼内的可燃性煤粉, 因煤粉的存在会导致炸药爆炸时由零氧平衡转变成负氧平衡, 增加了CO的生成量。使用水炮泥, 在炸药爆炸时形成高温高压环境下, H2O与CO发生反应生成CO2和H2, 可以有效降低炮烟中的CO体积分数。有足够长度且封实的粘土炮泥将炸药爆炸产物在短时间内密闭和阻挡在炮眼内, 使爆生气体不至于从眼口逸出, 炸药的静压膨胀作用得到充分利用, 也有利于炮眼内保持高温、高压状态, 炸药充分反应, 从而减少有毒气体生成量。

(5) 选择合适种类的零氧平衡炸药。炸药种类的不同, 爆炸后有毒气体的生成量有很大区别, 煤矿许用炸药爆炸后生成有毒气体量, 按硝铵炸药、乳化炸药、水胶炸药依次递减, 三级优于二级。要尽量用零氧平衡炸药或接近零氧平衡的炸药。

(6) 妥善保管炸药, 杜绝使用变质炸药。工业炸药中煤矿许用炸药有效期较短, 一般保质期为6个月, 火药库需要加强炸药有效期检查及炸药出、入库登记。受潮变质或严重硬化的炸药, 会产生大量有毒气体, 水胶炸药如出现凝胶、变成糊状或出水, 乳化炸药如有硬块或成分分离 (破乳、变形) , 杜绝使用。

(7) 爆破后及时洒水降尘。及时洒水可把溶解度较高的氮氧化物转变成亚硝酸或硝酸, 减少炮烟中有毒气体含量。

(8) 加强安全监控系统的维护。目前, 电化学式CO传感器在矿井安全监控系统应用非常普遍, 由于其本身原因, 存在气敏元件有效期、气敏电极催化活性降低、电解液散失等问题, 安全监测工需要加强对CO传感器定期校正, 及时更换、升井检修。传感器的每次超限报警, 要分析清楚原因, 查找传感器本身有无问题, 并及时总结经验。

5 结论

煤矿许用乳化炸药及煤矿许用水胶炸药, 爆炸后均会产生一定量的有毒气体, 在炮采工作面, 通过采取以上综合措施, 防止炮后CO超限报警是完全有可能的。上述CO数据分析方法与综合措施, 在防治炮掘工作面CO超限上也具有一定的借鉴意义。

参考文献

[1]张天鹏.电化学一氧化碳传感器研究[J].舰船防化, 2003 (1) :17-20

[2]吕早生.炮烟中有毒气体含量简化计算法[J].武汉钢铁学院学报, 1995, 18 (2) , 121-127

[3]佚名.炸药爆炸后如果不能实现氧平衡有什么危害?[EB/OL].2012-06-14.http://www.mkaq.org/html/20120614134018.htm

[4]国家质量技术监督局.GB18098-2000工业炸药爆炸后有毒气体含量的测定[S].北京:中国标准出版社, 2004

[5]国家安全生产监督管理总局.MT65-2008水胶炸药技术条件[S].北京:煤炭工业出版社, 2009

[6]国家安全生产监督管理总局.MT66-2008乳化炸药技术条件[S].北京:煤炭工业出版社, 2009

[7]徐龙, 洪学民.炸药有毒气体测试中氮氧化物含量的测定时间[J].煤矿爆破, 1998, 43 (4) :12-14

篇6：炮采工作面俯采措施

1 工作面基本概况分析

某煤柱俯采采煤工作面底板有水, 空巷、废巷较多, 基本地势特征为:南北走向, 东高西低。结合工作面现场打钻作业以及三维物探结果发现:煤柱采煤工作面当中存在薄煤带, 预计煤柱最低厚度为1.0m, 且煤层倾斜角角度大。现场测定结果同时显示:该工作区老顶面厚度在5.30~10.05m范围之内, 岩性坚硬 (硬度为10.2) , 老底厚度在14.5~25.5m范围之内, 主要成分为石英, 岩性坚硬程度高 (硬度为9.5) 。同时测得该工作区煤层普氏系数在1.5左右, 硬度为软等~中等。

工作面两巷顺槽沿煤层顶板布置, 南侧为进风顺槽, 北侧为回风顺槽。在俯采作业过程当中, 工作面受到空巷、废巷、底板松软等影响, 顶板表现出大幅度的下扎趋势, 俯采角度最大值为22°, 从而使得俯采过程中潜在大量的安全性问题与隐患, 亟待控制。

2 煤柱采煤工作面俯采过程中的有效对策

结合上述实际情况, 为了最大限度地保障该煤柱采煤工作面大坡度俯采作业的安全性与可靠性, 就需要在俯采回采过程当中对作业方案进行合理的改进与完善。具体而言, 应当重点关注的问题包括以下几个方面:

(1) 俯采过程当中容易出现移架漏顶、煤墙柱升压过程中易出现柱头滑动等安全技术问题。移架时现场人员要随时观察顶板变化情况, 首先确保铺网、联网质量, 控制移架速度和移架步距, 同时保证架平, 否则, 架易走斜;其次可采用“带压移架”, 前移支架时支架顶梁紧贴或脱离假顶网, 防止刮坏网或出现大网兜造成冒顶。而针对煤墙侧柱头易滑动问题必须采取柱头与支架大梁限位固定, 其固定方式可采用用溜子大链配合连接环。

(2) 由于煤柱采煤工作面的顶板在大坡度段进行回采作业的初期阶段往往会呈现出比较大幅度性的下扎现象。因此, 可借助于人工卧溜的方式来引导运输机设备的逐步下落。对于运输机实际下落深度无法满足预期目标的问题, 可由现场工作人员采取单体压推溜子的方式, 确保运输机溜子能够下落至工作面底部。借助于此种方式, 还可确保顶板下扎与运输机下扎要求的充分满足与契合。

(3) 在对煤柱采煤工作面大坡度段回采作业进行至中期阶段的情况下, 可采取风镐或者手镐落地的作业方式, 并对支架底座区域进行深入掏挖。与此同时, 还需要通过人工攉煤矸进入运输机的方式来保障工作面支架高度的可靠与合理。

(4) 针对煤柱采煤工作面俯采回采作业过程当中可能出现的支柱底座钻底问题而言, 应当针对煤柱采煤工作面大坡度段所对应的支架拉移采取单体帮扶位移的作业方式。通过对该项措施的应用, 还可防止施工过程中出现支架前倾的问题。

(5) 在对煤柱采煤工作面大坡度区段进行回采作业的后期, 由于工作面顶板、底板所对应的坡度明显降低, 因此现场工作人员可通过采取5T西葫芦配合钢丝绳套链的方式, 对工作面开采现场的运输机设备进行起吊作业, 同时配合下垫碎煤矸的方式, 确保运输机的实际下扎幅度能够符合设计要求。

(6) 在煤柱采煤工作面进行俯采作业的过程当中, 基于对大倾角开采现场的安全性控制要求, 在实际工作中采取了如下几点的措施与方案:

a对煤柱采煤工作面大坡度段作业区域落实安全确认工作制度。即现场工作人员需要在确保支架满足初支撑力要求, 且液压泵运行正常的情况下, 方可展开工作面的开采作业。

b针对煤柱采煤工作面回采过程中需要通过采用老塘侧后尾钢丝绳 (直径不小于15.5mm) 或打设单体液压支柱的方式, 防止在开采过程当中因老塘窜矸问题而对现场人员产生不良影响。

c过空巷、废巷段可采用超前打托梁抬棚维护顶板。

d在煤机割端头作业的过程当中, 需要于大坡度下方平巷位置悬挂相应的警示装置, 并安排专人进行站岗值守, 禁止无关人员在大坡度下方工作或者是逗留, 以确保施工人员的人身安全。

3 结束语

在本文上述分析过程当中, 结合煤柱采煤工作面的实际情况, 提出了在煤柱采煤工作面进行俯采回采作业过程当中, 所表现出的安全性问题, 以及俯采过程中因实施的技术性措施以及安全性控制措施, 相信通过各方人员的通力合作, 必定能够在安全性前提下, 保障整个煤柱采煤工作面作业的有效性与可靠性。

参考文献

[1]冯志江, 张益东, 程敬义等.大倾角双斜工作面俯采段矿压显现规律研究[J].中国煤炭, 2010, 36 (9) :51-54.

[2]张益东, 程敬义, 王晓溪等.大倾角仰 (俯) 采采场顶板破断的薄板模型分析[J].采矿与安全工程学报, 2010, 27 (4) :487-493.

篇7：炮采普采工作面循环作业

炮采工作面的落煤进度一般为0.8m、10m和1.2m;普采工作面截深一般有0.5m、0.6m、0.8m、1.0m四种。炮采时, 一般落煤一次即放顶一次, 一次落煤进度即为循环进度, 对于普采, 当截深为0.5m、0.6m时, 一般割2刀放一次顶;当截深为0.8m、1.0m时, 一般割一刀放一次顶。即控顶采用“见四回一”的方法, 实现一天2~3个循环;对于顶板好的工作面, 也可采用“三、五”排或“四、六”排控顶, 二采一准备, 则一天完成一个循环。炮采和普采工作面基本是采用两班采煤、一班准备的另采一准的作业形式, 也有不少工作面采用三班采煤、采准平行作业。两采一准在准备班可进行回柱放顶、机械检修、掐接输送机和缩短平巷输送机等工作。由于有专门的准备时间, 不仅矿井设备有充裕的检修时间, 也保证了回柱工作的安全。但出煤时间少, 影响工作面单产一刀或二刀进度, 按放顶步距要求回一次柱, 每日可完成多个循环。三班采煤采准平行作业出煤时间长, 充分利用工时和回采空间, 提高了设备利用率, 采准作业可以做到边采边回, 不仅缩短了循环时间, 也缩短了工作面支柱的承压时间, 有利于加快工作面的推进速度;但三班采煤作业方式准备时间少, 设备的维修时间少。

因此, 在顶板较稳定, 回柱后即能冒落, 支架布置比较简单, 放顶工作量不十分大的工作面, 却能抓紧在生产间隙进行设备检修及定期强制检修, 矿井工作制度允许, 可采用三班采煤、采准平行作业的方式, 目前高产队不少采用这种方式。在放顶工作量较小的情况下, 回柱放顶工作也可安排在半个班内进行, 从而出现了两班半采煤、半班准备的作业方式, 有的矿也曾试用过两采两准、三采一准和四班交叉采准平行作业的方式。应结合循环要求及具体条件合理选择。

2 循环作业的工序安排

首先要弄清各工序进行时对工作面顶板的影响, 各工序彼此间的联系和相互关系。放炮落煤时会引起顶板下沉速度的突然增大, 其波及范围在放炮处的上、下方各为15~17m, 而剧烈影响范围又分别在上、下方5~7m的距离内。在回撤工作面靠采空区一侧的支架时, 由于直接顶的冒落, 导致顶板下沉积聚增加。据一些工作面观测, 其影响范围约在15~20之间, 强烈活动区一般在上、下各5~7m左右。在周期来压时, 由于老顶周期折断垮落的影响, 无论采煤、放顶在工作面的任何部位进行, 都要受到强烈影响, 采煤、放顶两工序如平行作业, 可能导致顶板难以控制, 出现冒顶事故。工序对顶板下沉的影响很大的。为此在安排工序衔接时, 要把对顶板影响较大的工序在时间和空间上错开, 以防顶板下沉叠加发生冒顶事故。

炮采工作面回柱放顶及放炮落煤两道工序对顶板下沉量影响较大。如工作面顶板同时受到两道工序的叠加影响, 往往会造成顶板压力剧增, 支架歪扭、折损, 以致片帮、冒顶, 所以回柱与放炮这两道工序, 在空间上、时间上应予以分开。回完柱再放炮, 可以缩小控顶距离, 还可以使回柱与放炮叠加压力影响区。通常, 采支工序在生产班内进行, 回柱或放炮工序在准备班进行, 这样可以避免互相影响。但有时在生产班中也常需回柱或放炮, 则必须在支柱完成的条件下进行, 一般应在该回柱或该放炮地点上下30m范围内将柱子打齐打好。

采煤机割煤和回柱放顶在空间上的安排, 沿工作面方向, 工序之间一般错开30m, 在时间上回柱超前割煤, 其优点是采煤机总处于最小控顶距情况下进行割煤, 相对减少了采煤机割煤时对顶板的影响。由于回柱在前, 割煤在后, 采煤机割煤后追机挂梁, 使用回出的支柱、顶梁更加方便。

割煤方式和支护方式不同, 在工序安排上也不一样。例如, 采用单滚筒采煤机双向割煤, 往返一次进两刀, 提前放顶眼震动炮—沿低割煤—挂梁—移输送机—打柱—回柱放顶—设备检修。

如采用单向割煤, 采煤机往返一次进一刀, 工作面支护可采用交错梁布置方式。其工序安排:沿顶割煤—隔空挂梁—回头反刀—沿底割煤—隔空打柱后完成一刀。

3 循环作业工序安排的程序

1) 割煤在前, 挂梁在后, 根据顶板条件和防止割煤飞出煤块砸人, 一般距离5~15m;

2) 移输送机, 其滞后采煤机的距离一般在15~20m范围内;

3) 打柱与移输送机之间距离, 根据顶板情况, 一般打柱落后移输送机最远不得超过15m;

4) 回柱放顶滞后支柱的距离不小于15m, 一般为20~30m。以上是指在正常条件下的情况, 如顶板破碎, 遇到地质构造、片帮情况, 应根据具体情况采取措施, 提前掏梁窝、挂梁或打贴煤帮临时支柱等。

摘要：炮采普采工作面的循环作业, 应从生产实际出发、确定科学的循环作业方式, 合理安排循环作业工序和循环程序, 提高生产效率和保证安全生产。

关键词：炮采,普采,工作面,循环作业工序

参考文献

[1]张先尘等.中国才煤学[M].煤炭工业出版社, 2003.