机械化倾斜长壁采煤法开采1123采面工作面施工组织设计--1123工作面运输机巷皮带机安装、转载机安装及工作面支架安装、工作面刮板机安装和采煤机的安装

第一章工程简介一、1123工作面基本情况1123采面工作面采用高档普通机械化倾斜长壁采煤法开采，工作面使用双滚筒采煤机落煤。1123采煤工作面位于838M水平一带区（850M748M水平之间）。采煤工作面运输巷和回风巷分别在850M上下连运输巷开口掘进石门揭煤后，顺煤层下山550米布置开切眼，1123工作面平均采高为145M，平均煤厚07M。单面走向长度147米，倾斜长550米。工作面标高761856M,相应地表标高12801220M，埋深519364米，平均441M。该工作面所属煤层为上下连煤层，煤种为无烟煤，属于不易自燃煤层，无煤尘爆炸危险性，煤层顶板以细砂岩、泥岩为主，稳定性较差，底板以泥岩及细砂岩为主，稳定性一般，属较稳定薄中厚可采煤层。二、工作面位置及井上下关系（见表1）工作面位置及井上下关系表表1水平名称838M水平采区名称一带区工作面名称1123采煤工作面地面标高M12201280井下标高M856761地面相对位置工作面对应地面位置为杨湾村瓦厂坪社，地面标高为12201280米，工作面标高为856761米，地表平均高差441米。井下位置及与四邻关系1123采煤工作面是河坪煤厂838M水平一带区上下连煤层第3个采煤工作面。该工作面南1121、1122采煤工作面均已回采完毕，现已封闭；北面正在布置1124工作面；东为748M底板岩石运输巷；西为850M上下连运输巷和850M上下连煤层回风巷,以煤柱为限。工作面地呈南低北高。回采对地面设施的影响该工作面地表为山林，无民房及建筑物，根据矿井多年回采，未出现地表塌陷,预计该工作面回采对地表影响不大。工作面长度147M2倾斜长度（M）550面积（）161700三、相邻工作面1123工作面北为1124采煤工作面（正在布置）；东为748M水平748M底板岩石运输巷；南为1122采煤工作面已回采完毕，现已封闭；西为850M上下连煤层回风巷，850M水平以上为采空区。四、采煤规模名称走向长倾斜长回采面积煤层平均厚度原煤比重回采率工业储量可采储量可采期限单位MMMMT/M3KTKT月参数2945501440600714089115841411276四、工程范围1123工作面运输机巷皮带机安装、转载机安装及工作面支架安装、工作面刮板机安装和采煤机的安装。按照支护设计进行支护，包括支护材料的采购、加工、安装及拆除；1123采煤工作面机电设备，包括采煤机、刮板机、转载机、液压支架、泵站、移动变电站、供回液管路、电气开关、电缆及供排水管路等。（1123工作面长度294M）1123工作面机电设备安装及调试。八、工作面储量及服务年限（一）、工作面工业储量单面A147M550M07M140T/M3792KT双面工作面A工79221584KT（二）工作面回采量及回采率850M上下连回风巷护巷煤柱30M，因此回采倾斜长度55060490M。回采量A回1474900714021411KT回采率1441/1584100891（三）生产能力及服务年限根据矿井的核定生产能力150KT、2017年采掘计划及实际生产能力，设计工作面两班生产，一班准备检修，班循环2次，日推进两刀12M（实际只有11M），工作面回收率95，正规循环率70（考虑到工人操作不熟练及设备运行因素），按年工作276个工作日计算。工作面年产量A采LLRCM103147227611070145140951031205KT/A式中A采普采工作面年产量，KT/A；M回采工作面煤层厚度07M（平均采高145M）；L回采工作面长度，平均147M2；L回采工作面年推进度，2125M；R开采煤层的平均容重，140T/M3；C工作面采出率，95。工作面平均日生产能力1205/2760437T/D工作面服务年限55060/212523（年）预计工作面于2016年4月份始采，2018年6月终采。第2章采煤方法及回采工艺流程根据我矿整合工程初步设计（修改版），1123采煤工作面为采用普通机械化采煤工艺，倾斜长壁后退式采煤法进行回采，采空区采用自然垮落充填法管理顶板。第一节巷道布置一、采煤工作面巷道布置1123采煤工作面为三巷布置，采煤工作面运输巷（1123工作面运输机巷）在850M水平底板岩石运输巷掘一段岩石巷（1123工作面通风行人巷）与工作面溜煤眼贯通，按方位角52，倾角17掘进65M见煤，顺煤层倾向布置530M；采面回风巷（1123A回风巷、1123B回风巷）从850M水平底板岩石运输巷掘一段岩石巷（石门）与850M上下连煤层回风巷贯通，然后顺煤层倾向掘进630M，对接工作面运输巷、回风巷到位后两巷贯通后形成开切眼，安装机电设备、供电系统、控风设施、安全监控等后形成采面生产工作面。1123工作面运输机巷道净高2M，净宽36M，矩形断面，锚杆加钢筋梯支护；1123A回风巷、1123B回风巷净高20M，净宽35M，矩形断面，巷道采用锚杆加锚索钢带支护。工作面巷道布置见图。二、溜煤眼在850M水平底板岩石运输巷1123工作面通风行人口距大巷76M处布置有1123工作面溜煤眼，方位角60，倾角45,倾斜长16M。高20M,宽上口30M、下口08M，深23M，容积874M3，锚杆支护。第二节采煤方法该工作面采用倾斜长壁后退式开采，全部跨落法管理顶板。1123A采面与1123B采面煤壁至煤壁之间的错距离保持在13米之间。1、进刀方式机组自开切口斜切进刀A、采煤机向机（头）尾割煤斜切进刀2530M，其前后滚筒全部切入；B、移溜工序距进风巷（回风巷）15M处停止移溜；C、采煤机割透机头（机尾），调换上、下滚筒位置返回，通过工作溜弯曲段滚筒切入煤体；D、将剩余工作溜推移到煤帮，并完成拉机头（机尾）工作；E、采煤机再次调换上、下滚筒位置，向机头（尾）割三角煤完成斜切进刀；F、割透机头（机尾）煤壁后，调换上、下滚筒位置向机尾（头）正常割煤，推移工作溜机头（机尾），进刀结束；采煤方法图示意图第三节回采工艺一、回采工艺工艺流程采煤机从机尾（头）自开切口斜切进刀调上、下滚筒位置返向割三角煤调上、下滚筒位置向机头（尾）全长割煤移支架支护推移工作溜移后溜移整体梁。（一）落煤1、采用MG170/410WD型双滚筒骑溜式交流电牵引采煤机落煤；2、进刀方式机尾（机头）割三角煤斜切式进刀，其进刀斜长大于25M。3、割煤方法双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。4、采煤机型号及主要技术参数型号MG170/410WD生产能力T/H650采高M13292截深MM600适应倾角35滚筒直径MM1250滚筒转速R/MIN46摇臂长度MM1798摇臂摆动中心距MM5813牵引力KN408牵引速度M/MIN07,割煤时控制在02。牵引形式交流变频调速无链牵引机面高度MM1100最小卧底量MM167最大不可拆卸尺寸（中间箱尺寸）MM24001200800最大不可拆卸重量T53灭尘方式内外喷雾装机功率KW170230211电压V1140机重T25配套输运机SGZ630/220工作面采煤机割一刀原煤循环进度为06M。附图3正规循环作业图表（2）装煤方式利用采煤机滚筒与工作面SGZ630/220型刮板输送机配合运，实现自装煤。剩余浮煤在推移溜过程中，溜子推移至煤壁溜子铲煤板将煤装入溜中。（三）运煤工作面刮板机运到1123运输巷刮板机转载到1123运输巷皮带机运至煤仓，转入850上下连底板岩石运输巷装入矿车，电瓶机车牵引运输到838M甩道车场，绞车提升到地面，人力推车到地面煤仓。1、工作面内采用SGZ630/220型中双链可弯曲刮板输送机技术参数电动机功率2110KW，电压1140V运输能力450T/H，链速093M/S安装长度150M中部槽规格1500630252MM整机弯曲性能水平弯曲1；垂直弯曲3。2、运输机巷转载使用SGB620/40T型刮板输送机技术参数电机功率55KW，电压等级660V运输能力150T/H，链速086M/S安装长度80M中部槽规格1500620180MM3、运输机巷DTL80/275型固定伸缩胶带运输机技术参数电机功率275KW，电压等级660V运输能力400T/H，带速20M/S安装长度560M胶带宽度800MM（4）工作面支护及顶板管理工作面采用山东凯瑞矿山设备制造有限公司为我矿设计的整体顶梁悬移液压支架ZH2000/14/195Z、ZH2400/14/195Z支撑顶板，三巷超前支护使用JDB1200型铰接顶梁配DW25250/100单体液压支柱进行支护。整体顶梁悬移液压中间支架ZH2000/14/195Z技术特征（见下表21）ZH2000/14/195Z中间支架技术参数表21序号名称参数备注1支架高度14001950MM最低/最高2支架宽度960MM3工作阻力2000KNP41MPA4初撑力1545KNP315MPA5支架中心距1000MM6支护强度060MPA7对底板比压8支柱缸径125MM9行程550MM10支柱数量4条带350MM铁鞋11移架千斤顶缸径100MM12移架步距700MM13推溜千斤顶缸径100MM14推溜力235KN15行程700MM16档矸板长度580MM17泵站压力315MPA18工作介质M10乳化液浓度3519操作方式集中控制ZH2400/14/195Z过渡支架端头支架）技术参数表22序号名称参数备注1过渡支架高度14001950MM最低/最高2支架宽度960MM3工作阻力2400KNP39MPA4初撑力1940KNP315MPA5支架中心距1000MM6支护强度056MPA7对底板比压8支柱缸径140MM9行程550MM10支柱数量4条带350MM铁鞋11伸缩梁数量112伸缩梁行程700MM13移架千斤顶缸径100MM14移架步距700MM15推溜千斤顶缸径100MM16推溜力235KN17行程700MM18档矸板长度580MM19泵站压力315MPA20工作介质M10乳化液3521操作方式集中控制1、支架操作方法本架操作2、移架方法追机逐架前移3、工艺关系正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后35架开始移架，（顶板破碎段可超前移架即前滚筒割顶煤，滚筒割底煤后立即移架）；推移溜滞后移架1015M，推溜时，采取多次推到位的方法推溜，必须保证输送机弯曲段长度大于15M。输送机弯曲段的弯曲角水平方向不得大于1度，垂直方向不得大于3度。杜绝一次顶到位，严禁把溜子顶成急弯。4、采空区处理采用自然垮落法充填采空区顶板。根据矿井多年实际情况若采面初期推进510米时，采空区顶板不自动垮落，要进行一次强制放顶，以后不需人工强制放顶，顶板直接顶大约2025M厚随移架而自然垮落充填采空区。二、工作面正规循环生产能力该工作面选用双滚筒采煤机采煤，ZH2000/14/195Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，刮板输送机运煤，采煤机运行时采用双向割煤方式，斜切进刀，自开缺口，日往返一次割两刀（因受矿井运输限制和职工对机采的技术熟练程度），每刀截割深度06实际055M），日推进度11M。WLSHRC147205514514953118（T/1个循环）式中W工作面正规循环生产能力，T/1个循环；L工作面平均长度，147M2；S工作面正规循环推进度，06M，实际055M；H工作面采高，145M；R煤的视密度，14T/M；C工作面采出率，95。第四节设备配置1123工作面主要设备配置设备名称型号功率（KW）运量（T/H）台数采煤机MG170/410WD4106502刮板运输机SGZ630/22021104502刮板运输机SGW620/40T551501伸缩带式输送机DTL80/40/275/2552754001悬移液压支架ZH2000/14/195Z284端头过度支架ZH2400/14/195Z20乳化泵BRW200/3151102乳化液箱XR200/161500L1移动变电站KBSGZY315/101移动变电站KBSGZY1000/102开关QJZ4006双控双速开关QJZ315/1140660SA2防爆电话KTH1015组合灯光电铃18金属铰接顶梁JDB1200200单体液压支柱DW25250/100300第三章顶板控制第一节支护设计一、工作面顶板管理方式及支护设备选型1、液压支架选型计算1）工作面中间支架选型计算根据本工作面煤层的赋存条件、地质构造特征，为保证选用适用的支架，使得机采各项工艺参数充分发挥，确保工作面实现高产高效，进行工作面支架选型。A、根据工作面自然条件，上下连煤层厚度为15519M，煤层倾角为1115等赋存条件，初步选用支架为整体顶梁组合式支架。支架的支护强度1000KPA，取支架支护强度为1000KPA。B、支架支护强度的计算Q1000NH98106/U式中Q支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），MPA；N支架荷载相当于采高岩重的倍数（68倍），取N8；H煤层平均采高，14519M，取最大19M；顶板岩层平均容重，取25T/M3；U支护效率，取085；Q8192598/08543812KN/M2044MPA因此该工作面合理支护强度为044MPAZH2000/14/195Z型整体顶梁组合液压支架的支护强度056MPA。故选用支架支护强度较合理。支架有效载荷面积S（36021038M2支架工作阻力Q工QB（LC）4381210（3602）1664KN式中Q工作面支护强度，取43812KN/M2；B支架中心距，取10M；C顶梁前端至煤壁距离，取02M；L顶梁长度，取36M。C、支架初撑力的确定由于1123工作面顶板以软岩顶板为主，顶板较不稳定，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80，即为1664081332KN。D、液压支架的高度计算（1）支架的最大支撑高度考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200300MM，即HMAXHMAX（200300）MMHMAX煤层开采的最大高度，1700MMM（2）支架的最小支撑高度支架的最小支撑高度为最小开采高度减去（150250）HMINHMIN（150250）MMHMIN煤层开采的最小高度，1550MMM根据以上参数,工作面中间选用ZH2000/14/195Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板较合理（见表21）。2）工作面过渡支架（端头支架）选型计算为了确保工作面端头支护强度达到实际要需求，进行工作面端头支架选型。A、根据工作面自然条件，上下连煤层采高为15519M，煤层倾角为1115等赋存条件，初步选用支架为整体顶梁组合式支架。支架的支护强度1000KPA，取支架支护强度为1000KPA。B、支架支护强度的计算Q1000NH98106/U式中Q支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），MPA；N支架荷载相当于采高岩重的倍数（68倍），取N8；H煤层平均采高，14519M，取最大19M；顶板岩层平均容重，取25T/M3；U支护效率，取085；Q8192598/08543812KN/M2044MPA因此该工作面合理支护强度为044MPAZH2400/14/195Z型整体顶梁组合液压支架的支护强度060MPA。故选用支架支护强度较合理。支架工作阻力Q工QB（LC）4381210（4202）1947KN式中Q工作面支护强度，取43812KN/M2；B支架中心距，取10M；C顶梁前端至煤壁距离，取02M；L顶梁长度，取42M。C、支架初撑力的确定由于1123工作面顶板以软岩顶板为主，顶板较不稳定，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80，即为1947081558KN。D、液压支架的高度计算（1）支架的最大支撑高度考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200300MM，即HMAXHMAX（200300）MMHMAX煤层开采的最大高度，1700MMM（2）支架的最小支撑高度支架的最小支撑高度为最小开采高度减去（150250）HMINHMIN（150250）MMHMIN煤层开采的最小高度，1550MMM根据以上参数,工作面过度支架（端头支架）选用ZH2400/14/195Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板较合理（见表22）。采煤工作面选用BRW200/315型乳化液泵两台与XR200/16型乳化液箱一台共同组成乳化液泵站为整体顶梁组合悬移支架提供动力源符合要求。2、顶板控制1123A工作面及1123B工作面均采用ZH2000/14/195Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，最大控顶距42M（端头），最小控顶距36M；放顶步距为06M，自然垮落充填采空区顶板。ZH2000/14/195Z型整体顶梁组合液压支架工作阻力2000KN/架，支架承载不均匀系数取08，支架实际承载能力Q按下式计算Q单2000081600KN/架工作面支护密度（8192598）/1600单QW3724KN/M2/16000233架/M2式中支柱密度，架/M2；W支护强度，KN/M2；Q单支架实际承载能力，KN/架；单支架支护面积S360963456M20233架/M23456M208051故支护密度符合要求。确定架距根据工作面推进度06M；据此确定间距。R1/（L）1/（060805）207M式中R间距，M；L推进度，06M；根据计算，确定工作面采用支架间距为10M，推进度06M。工作面支架数确定工作面总长294M，运输机巷宽度36M，回风巷宽度32M,支架宽度096M,间隙004M。工作面有效支护距离294363232304M支架数（304）/096004304架选取支架台数302架时端头支架距负帮距离30430210020M机头、机尾端头架距负帮距离平均为20210M考虑安装间隙，取302架符合要求。工作面内排头支架与巷道支护间距不应大于05M。3、液压管路压力损耗计算采煤工作面选用BRW200/315型乳化液泵，放置于1123工作面通风行人巷，位于工作面上段，距工作面斜长560M，垂高108M。液压供、回液主管采用单管供液方式，供液主管直径38MM，采面分支主管25MM，将液压连接到每架支架上。为了确保工作液压支架撑力达到1545KN，对沿程管路压力降进行计算泵站至工作面入口端的管路铺设直径38MM，长度600M每10米铺设1根管子，供60根管子），接头芯子内径30MM总数为260120个，直径38MM的接头芯子单个长为105MM，芯子总长LXZ1200097126M13M,纯胶管总长LCG56013547M。工作面内管路铺设直径25MM，长度195M（架间距1M,150M工作面有150根管，每根管长13M，管子总长195M），接头芯子内径19MM总数为2150300个。直径25MM的接头芯子单个长为87MM，芯子总长LXZ3000087261M26M,纯胶管总长LCG19526179M。主管内径38MM胶管内液体流速VG2122Q/D22122200/382294M/S式中Q泵站流量，200L/MIN；D管路内径，38MM。主管接头芯子内液体流速VX2122Q/D22122200/302472M/S式中Q泵站流量，200L/MIN；D管路内径，30MM。工作面支主管内径25MM胶管内液体流速VG2122Q/D22122200/252679M/S式中Q泵站流量，200L/MIN；D管路内径，19MM。主管接头芯子内液体流速VX2122Q/D22122200/1921176M/S式中Q泵站流量，200L/MIN；D管路内径，19MM。泵站至工作面入口端主管沿程压力降PYZ110LCGVG2/DG10LXZVX2/DX105472942381013472230134MPA式中LCG泵站至工作面主液压管胶管长度，547M；VG泵站至工作面主液压管胶管内液体流速，294M/S；DG泵站至工作面主液压管胶管内径，38MM；LXZ泵站至工作面主液压管接头长度，13M；VX泵站至工作面主液压管接头芯子内液体流速，472M/S；DX泵站至工作面主液压管接头芯子内径，30MM；工作面内主液压管沿程压力降PYZ210LCGVG2/DG10LXZVX2/DX1016967922510261176219501MPA式中LCG工作面内主液压管胶管长度，169M；VG工作面内主液压管胶管内液体流速，679M/S；DG工作面内主液压管胶管内径，25MM；LXZ工作面内主液压管接头长度，26M；VX工作面内主液压管接头芯子内液体流速，1176M/S；DX泵站至工作面主液压管接头芯子内径，19MM；泵站至工作面内液压管沿程总压力降PYZPYZ1PYZ1134501635MPA4、泵站压力确定根据ZH2000/14/195Z型整体顶梁组合液压支架初撑力不小于1545KN（1575MPA）,支架工作阻力2000KN/架204MPA,因此泵站供液压力应不低于22MPA1575635221，不大于27MPA2046352675。二、三巷超前支护1123工作面端头1123B回风巷、1123工作面运输巷、1123A回风巷超前支护选用DW25250/100单体液压支柱配JDB1200铰接顶梁支护。1123B回风巷、1123A回风巷采用二排支柱，二根铰接顶梁支护，支柱排距12M、柱距06M，支柱打设必须成直线，保持不少于20米（实测超前来压距14M）的超前支护。1123工作面运输巷采用三排支柱，顺工作面回采方向靠1123A采面侧帮打二排支柱，二根铰接顶梁铰接支护，支柱排距12M、柱距06M，靠1123B采面侧帮顺煤层倾斜方向打一排支柱，支柱间距06M,铰接顶梁必须铰接，必须一梁二柱，支柱初支撑力不小于90KN。所有支柱打设必须成直线，保持不少于20米（实测超前来压距14M）的超前支护。三、顶板管理工作面采用ZH2000/14/195Z（两端头5M内采用ZH2400/14/195Z）整体顶梁组合液压支架控顶方式，共计302架。最大控顶距42M,最小控顶距36M，梁端距02M。采空区采用自然垮落充填管理顶板。支架每30M（30架）一组，组与组之间断架间隔不大14M，中间用单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板。若间隔距离大于14M必须补架。1123工作面顶板管理说明表序号项目单位方法及参数备注1顶板管理方法全部垮落法2选择依据顶板岩性直接顶3移梁方式前探梁平行煤壁、中线垂直煤壁4移梁步距M0605最大控顶距M42端头6最小控顶距M36中间7移架方式追机移架本架操作8移架步距M06011初次放顶步距M35经验数据12初次来压步距M2025经验数据13周期来压步距M1520经验数据四、采面支护管理1、采面支护参数序号项目单位规格备注1铰接顶梁排距06端头2支柱柱距M06一梁二柱端头3采面中间支架架ZH2000/14/195Z282架4采面端头支架架ZH2400/14/195Z22架5支架间距M0046支架中心距M107机头出口高M不低于1608机尾出口高M不低于1609超前支护距M20柱距06；排距16M10超前支柱根DW25/250/100300（备用45根）11金属铰接顶梁根JDB1200270备用3812柱鞋块35035020MM23213超前支护巷道高度不低于180M2、采面支护说明（1）工作面支护工作面内采用中间支架（ZH2000/14/195）支护，支架中心距1M，间隔距004M，采煤机割煤一刀，移架一次06M。支护平面图中间断架支护平面图说明1机道（刮板运输机）；2支架；3单体支柱；4铰接顶梁。中间断架支护剖面图（2）端头支护工作面两端头工作面内采用5架过度支架（ZH2400/14/195）支护，运输巷采用2架过度支架（ZH2400/14/195）支护，支架中心距1M，间隔距004M随工作面推移而跟随移动，移动步距与工作面支架一样，一次移动06M。两回风巷内采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，见（采煤方法平面图）。（3）沿空护巷支护1123A工作面回风巷（1123A回风巷）也是下一个1124B工作面回风巷，因此回风后需沿空护巷支护，保证巷道畅通。在回采前在该巷内打锚索钢带沙袋墙支护。锚索按照间距800MM、排距800MM进行支护，钢带将锚索链接成整体。锚索规格长9600MM、直径187MM；钻孔直径28MM，每眼锚固剂4条。当采煤工作面推进一个循环后，在支架尾端用矸石装成沙袋，砌墙支护，沙袋墙宽不小于10M，高度接顶（见1123A回风巷锚索支护平面图）。3、支架使用前的检查A、新到矿的支架立柱在使用前均应逐根进行保压、密封性能实验，应反复升降活柱二至三次，完全排除掉缸内的空气。B液压件及液压管路在搬运前应用塑料盖封好注液口、包扎好注液接头及过液口，以免进入脏物、杂物。搬运液压缸及液压立柱时，应把活塞杆收回拴牢。C液压件在搬运中严禁摔碰、尤其是活柱体、活塞杆、注液接头等关键件及各类阀体结合面，以防损坏密封件和镀层。D、将顶梁与立柱分步运到井下安装部位。E、准备好安装所需的设备和工具4、支架安装A用起梁器或其他吊装设备将顶梁部分升起，接近安装高度后，安装单伸缩立柱，调整支架使其处于正确位置，保证立柱与顶梁的上、下平面垂直，然后升柱支撑顶板。B由于该支架结构独特，所以必须保持整个工作面的平直。以便连接架与架之间的移动梁连接套和悬挂机构挂链，使整个工作面的支架连成一个整体。C安装液压系统时，必须用乳化液将待安装的管路、液压件冲洗干净，以防杂质进入液压系统。D保持管路排列整齐顺畅，并检查连接件，U型卡必须双腿插入，不得单腿插入，防止高压胶管飞出伤人。E安装完毕后检查整个工作面支架的连接件和连接部件。5、支架正常使用与维护A液压支架操作人员必须经专门培训，考试合格后方可在工作面操作。除了掌握各部件的性能和操作外，还应学会简单的维护和保养。B支架使用时，液压立柱必须与梁的上、下平面垂直使用，就是成90支撑。以免损坏立柱销及顶盖。C前移支架时必须使立柱底盘脱离浮煤。不允许拖拉着立柱向前移，以免损坏立柱销及顶盖。D支架应严格按照规定的载荷及正确的方法使用。当顶板压力过大如初次来压）情况下，允许使用临时立柱及戗柱等辅助支撑，防止压坏支架。E允许在托梁上支撑临时立柱，但必需是在移动梁与顶梁无间隙的状态下。F支架正常使用时，梁前端至煤壁应留不大于200的距离，若顶板破碎可将支架移至煤壁完全支护顶板。但割煤司机割煤时，应观察注意防止割煤机截齿撞支架。G支架有问题应及时维修，丢失零件应及时补充。不得在缺少零件的状况下使用支架。H工作面需要放炮时，放炮前应在立柱前方吊挂胶带，把立柱的活柱体部分及胶管、阀体掩护起来，以免损伤支架密封。I注液枪注液时，应将注液口的脏物冲净，不可将赃物注到阀内。液压缸、立柱和阀内进入脏物是造成泄露的主要原因之一。J注液枪、卸载手把等工具不用时应吊挂起来，不可随地乱丢，管路应吊挂在最高位置并排列整齐。K乳化液为一次性消耗品，当泵站的乳化液减少时应及时补充。如发现乳化液配比不准或不干净时，应停止使用。L经常检查高压管、接头及U型卡，防止脱落，避免高压管弹出伤人。M在工作中突然发生高压管脱扣，应迅速关闭操纵阀或截至阀。N操纵阀使用频率较高，注意不要用力过猛，防止液压元件过早损坏，严格按操作规程进行。O经常检查液压立柱的工作状态，发现失效及时处理。6、支架的操作注意事项A、工作面在割煤时，后面的支架及时跟进，割煤与移溜、移架同步进行，保证煤壁不能空顶或空顶时间过长。B、移架前必须对相临的左右支架进行检查，确认支护完好，每次只能移一架，不能两架或两架以上同时移动，防止顶板出现大面积冒顶。C、放架时回液要缓慢，注意顶板变化和响动，移架作业必须是两人以上，不能单人作业，操作过程中要有人观察支架的移动情况。支柱受力后必须迎山有力，成排成行，支架间距不超规定。D、在工作面安全出口处放边架时，必须先架设2根单体液压支柱作为临时支撑，防止支架在移架时歪斜伤人或损坏支架。E、在工作面调试过程中，部分支架有串液现象，可能导致在起柱、移溜、移托架时回液压力偏大。F、由于工作面空顶时间太长，压力较大，局部顶板破碎，割煤后支架要及时跟进，防止煤壁片帮。作业人员严禁在无支护的地点行走作业。G、支架在试运行期间，作业人员必须按作业规程作业，操作支架前要先观察后作业，特别是在操作液压手柄时，要确认每一个手柄的作用，推柄时要缓慢，每一架支架操作把柄与高压液管必须对号一致，避免误操作而发生事故。H、对工作面的高压管路要爱护，发现漏液要及时处理，更换高压管时必须先御压、后更换，防止高压乳化液伤人。I、每班在作业前应对采面支架、附件、螺栓、锁销、管路和其它相关设备设施等，进行全面检查，发现问题及时处理。7、特殊使用要求A为立柱注液时要观察拉杆，拉杆伸出60时停止注液。如继续注液安全销将被切断。B不允许支架在不接顶的状况下使用，特殊情况下根据现场的具体情况可以个别支架不接顶，但不允许长时不接顶。C如不能满足前项所提出的要求，允许使用在顶梁与顶板之间充填木料的方法解决空顶问题。8、维护A液压件的维修保养必须是经过专门培训的人员。B阀、液压缸、立柱发生动作不灵、无动作或泄露等现象时，应及时修理或更换。不得带病使用。C在检修时，必须用乳化液将管道冲洗干净，以防杂质进入系统内，造成液压元件损坏。D支架立柱连续使用8个月必须更换升井检修，升井检修的液压缸、立柱、阀等液压件，检修完毕后，均应倒净乳化液，长期存放的应用乳化油冲洗一次，使各零件的工作表面附着一层乳化油，防止锈蚀。检修后应按有关标准试验合格后方能下井使用。E长期存放的液压件应用乳化油冲洗一次，防止锈蚀，并需放于空气干燥处。F冬季存放应注意防冻；夏季存放应注意不能爆晒。G井下更换立柱，千斤顶，各种阀件和高压胶管时，必需使用同规格、同型号，且在有效期内安标证的产品。（四）采面质量管理（1）质量保证措施工作面作业的各班组、各工种和现场跟班人员，必须严格执行四川省煤矿安全质量标准化和“三大规程”和采煤队规定的各项制度。严格工程质量检查验收制度，坚持质量班检、旬检、月验收制度，发现问题及时整改，保证优良品率在80以上，消灭不合格品。（2）采煤工程质量标准见下表。总体要求为“三直一平两畅通，安全完好浮煤净”。1123采煤工作面采煤工程质量标准表项目名称设计要求质量标准项目名称设计要求质量标准支架直线50电气符合标准架间距50MM不背架、空架采煤机配件全灵活可靠中心距1000MM100刮板运输机直、不拉回头煤梁端距200MM200回柱机配件齐完好灵活可靠与运输机联接垂直5乳化泵完好可靠315MPA采面支护邻架高低平齐100MM机电设备乳化液浓度35支架垂度初撑力中间1545KN过渡1940KN支架水平度零配件齐全最大控顶距4200MM50MM活柱缸体不自动卸载最小控顶距3600MM50MM联接密封无漏串液顶板控制冒高300MM液压支架架内清洁无浮煤矸煤壁平直无伞檐管理编号排距一梁二柱、直回收率95端头支护柱距一梁二柱、直顶板煤不留不留高度1600MM1600底板煤不留不留宽度2000MM2000浮煤收净收净机头超前支护20M20M设备整齐有标志牌高度1600MM1600MM材料整齐有标志牌宽度2000MM2000MM积水无安全出口机尾超前支护20M20M其它煤渣杂物无支架完整无断梁折柱高度1800MM1800MM管线吊挂整齐两巷行人道宽度700MM700MM（3）采面支架A、采面所有支架必须“成排成行”，不能急弯，所有支架插销齐全，操作阀、液压管齐全完好，每根支柱要受力。移动支架时，要注意观测缓慢操作，B、三巷维护，单体支柱在支护时，必须确保初撑力不小于90KN。工作面支架初撑力不小于1545KN,考虑管路长度较长、注液时压力下降、管路渗漏等因素，因此泵站压力不得低于22MPA，最高不得超过27MPA。C、采面支架不能出现稀、缺、变形、失效柱，一旦出现，立即更换。E、三巷超前单体支柱备用支柱不少于总支柱的10，工作面支架备用支柱也不少于总支柱的10。F、单体支柱入井前必须进行压力试验，在开采结束后或使用时间超过8个月的，必须进行检修，检修后必须进行压力试验，合格后方可投入使用。G、工作面的机尾使用ZHG2400/14/195Z型支架，中间使用ZH2000/14/195Z型支架。H、安全出口20M范围内巷道高度不得低于18M。三巷的超前支护必须使用单体支支柱配钢梁支护，柱距06M、排距16M。I、安全煤柱的留设该采煤工作面开切眼距离748M运输巷30米煤柱，上部止采线距离850M上下连煤层回风巷留设30米护巷煤柱，严禁超过停采线采煤。、第四章工作面安装工程劳动组织第一节工程施工计划根据安装工程工序的先后顺序和相互制约关系，编制安装工序明细表，并用肯定型时间估算法确定各工序作业时间，同时编制和优化网络计划图。第二节劳动组织辅助系统将在采煤设备安装前安装结束,采煤设备安装工程均由采煤一队组织实施。1辅助工序为“单班或三班”作业。2主要安装工序为“三班”作业。第三章工前准备第一节安装前准备工作1技术、培训和组织准备1根据现场实际情况编制综采设备安装施工组织设计和安全技术措施2安装前必须对所有施工作业人员进行专项培训，以实现安全、快速、优质安装。3采煤队成立安装现场跟班领导小组，制定切实可行的跟班制度，做到分工明确，责任到人，指挥到现场。2设备准备（1）1123采煤工作面需要安装的设备在安装前必须检查完好且试运转正常，并在地面按照安装顺序排列好备用。（2）对所有电气设备按煤矿电气试验规程进行测试整定。（3）根据设备安装的先后顺序,对设备进行编号,并标明大件的入井方向，支架从1架开始编号。3专用设备和工器具准备（1）将所有工具在安装前准备齐全。（2）专用设备必须在安装前配置齐全。（3）运送工作面安装设备的专用工具、绳扣必须符合设计要求，进行严格的质量检查验收合格后，方可使用。工作面所安装的需从地面入井的设备都必须在地面进行检修、检查和调试，确保各设备性能稳定、可靠后，方可下井安装使用。加工、领取安装工作面设备所需要的各种工器具和材料。领取、检查工作面安装所需要的绞车、开关、电缆，编号装车入井并运输到位。准备足够数量的平板车、矿车等，并准备相应数量固定支架用的卡具、钢丝绳及配套螺丝和车辆连接所使用的插销、三链环等。车辆连接所使用的插销、三链环必须采用标准件。组装调试准备工作结束后，及时进行设备的解体、装车，并根据运输路线、安装顺序进行编号，且标明方向，入井时按顺序和方向吊装上道。对随机配备的小配件分类、分部件进行清点，专门包装好，专车入井，交由井下仓库专人看管，避免丢失。入井前，所有的电缆、高低压胶管、水管及油管的接头要加以封堵和用纱布缠裹保护，以免进灰尘或损坏。入井前，各类电气开关和机械部件都要捆绑牢固，避免在运输过程中发生碰撞，造成损坏。对运输过程中可能发生碰撞导致损坏的设备都要采取防护措施，加以保护。入井前，对所有车辆上固定设备用的卡具和其它固定设施进行全面检查，合格后方可入井。所有参加安装人员必须学习、熟悉各设备的结构、性能等。2井下准备设备入井前，组织有关人员对运输设备所经过的巷道、轨道进行认真检查，确保车辆两侧和上部空间符合规程规定，所有妨碍采煤设备车辆正常通行的管路、电缆和设备等及时整改，确保车辆能安全通行。设备入井前，组织有关人员对1123工作面三巷及切眼的支护状况进行认真检查，不合格的及时整改，满足安装要求。提前将外切眼内的影响运输的支护进行整改，整改期间坚持“先支后撤”的原则。第二节地面工程1、检查矿区轨道，清除轨道两边的障碍物，铺设不合格的轨道必须重新铺设。2、绞车必须完好，否则不得使用第三节井下工程11123工作面安装之前，在风、机两巷完善绞车运输系统。2将风巷按设计标准要求铺好轨道。3轨道铺设完后对井下支架运行路线做支架模拟实验。41123工作面切眼内安装一台调向绞车JH14采用DZ28型单体支柱四压两戗固定且信号设置灵敏可靠。第五章1123工作面设施、设备的运输1、材料运输顺序先运输工作面支架工作面刮板机、转载机采煤机二、运输路线1123采煤工作面由三巷上端头往下端头进行。三、绞车安装的注意事项1、绞车的钢丝绳、绳卡、钩环等要事先做好详细检查，符合规定方可安装使用。钢丝绳在滚筒上固定要牢固，从滚筒上面出绳，摩擦圈数不少于3圈，绳无打结现象。钩头、绳卡要根据钢丝绳直径配套使用，绳卡数量不少于4副，交叉上紧卡牢，卡间距150200MM。2、绞车整体平稳，运转正常，操作按钮及闸把灵敏可靠，齿轮箱不漏油，电气设备保护齐全且灵敏可靠。绞车信号清晰、可靠，应装置声光信号，专人负责维护，保证信号畅通。一停，二防，三提升，四行人。四、其他注意事项1、设专人负责乳化液泵的正常使用和维护。2、备齐各类施工工具注液枪，卸载手把，铁锹，撬棍，导链及其他工具。3、完善好各部绞车有独立信号系统。工作面每隔30M按设一个语音信号，便于指挥联系。4、装车平台根据工作面现场实际情况，支架采用“平台式装车法”进行装车，装车平台安装在工作面上出口以外5M左右的位置。5、巷道要求为保证沿途支架运输等方面的要求，必须确保出口至装车点巷道净高不得低于22M，净宽不低于24M，装车位置净宽不得低于30M，巷道内多余的设备等杂物必须清理干净，其它支护用品不得影响支架等设备的正常拖运，巷道支护状态良好可靠。6、将沿途轨道按照质量标准要求整改维修，道木垫实符合要求。7、提前将工作面多余设备及物件撤出工作面，运往指定地点。8、一切准备就绪，经主管矿长、队长组织验收合格后，开始运输，否则不准运输。五、设备运输方法根据现场实际情况，工作面运输机采取“由上而下”的顺序，当工作面煤壁开帮支护完毕，采煤刮板机安装好后，再安装采煤机。1、运输采煤机等大件措施1卸采煤机时，在煤机上方支架顶梁下分别固定5T手拉葫芦，依次将电动机、上截割部、牵引部、下截割部等部件逐一卸下。（2）各绞车钩头与采煤机大件之间的连接，通过优质链条等器具拴好，必须确保各器具连接牢固，且不得有老伤，损坏现象，螺丝必须上满丝。（3）运行中绳道内及大件周围、绞车前方不得有人，绞车司机设专人，持证上岗，精力集中，大件拖运时严禁人员进入绳道，绞车司机严格把关。（4）工作面及各个提运地点必须安设信号装置，确保灵敏、可靠，施工过程中及时传输信号，每次开车前，必须对绞车的固定及钢丝绳进行检查，发现问题及时处理。2、运输支架措施1）、安全措施工作面运输支架时，必须严格执行“敲帮问顶”制度和“先支后改、先支后回”的原则，严禁空顶作业。回撤原来的支柱时，严格按照“三角回柱法”，自下而上，由里向外，人员应站在所回支柱斜上方并在两棵完好支柱的保护下进行回柱。不得用手镐或其他工具代替卸荷手把卸荷，严禁用锤砸油缸。栓柱或拴梁前要详细检查顶板周围情况，判断安全后，方可近前迅速将绳套拴在柱梁上，严禁将绳套拴在活柱体上。运的安装地点的柱梁及时在指定地点码放好，确保安全出口及人行道畅通无阻。六、安全措施1、一般安全规定（1）、所有参加施工人员必须学习本措施，并经过签字考试合格后方可参与施工；（2）、各岗位工必须持证上岗，严禁无证上岗操作；（3）、所有施工人员进入工作现场，首先敲帮问顶检查工作范围内的顶板支护情况及隐患情况，并看好安全退路，严禁空顶作业，做到隐患不排除不施工；（4）、各班班长、安全网员要全面负责运输系统的安全施工检查，负责施工地点的支护情况检查，发现问题必须立即整改，否则严禁施工；（5）、抽架、拖掩护架以及维护工作必须由班长指派专人进行安全监护，发现问题立即停止作业进行处理；当支架需要收回加长杆时要利用支柱本身作支撑，交替缩回加长杆。操作时，必须首先检查支架立柱是否保压完好，如不完好必须检修完好后再进行操作，通过改接两立柱进回液管路的办法将立柱加长段逐根缩回，严禁同时收回同一支架的两个立柱加长段，严禁采用其它方法缩回加长段。（6）、做好自主保安和互助保安，设备撤除多人协同作业时，要明确专人负责统一指挥，相互协调好；拖、拉、抬、扛、撬要相互叫应好，防止意外事故发生；（7）、装车必须找好重心，不得偏斜；（8）、支架装车车要求支架重心与车盘重心相距不得大于100MM，并严格按要求装好车（支架底座箱前、后侧各用两条M2475螺栓固定在平车盘上，以防支架在车盘上左右窜动），上紧螺丝，不得单独使用钢丝绳封车。所有辅助小件必须与封车主体固定牢固可靠；（9）、用绞车拖拉设备时，严禁死拉硬拖。拖拉时，人员必须闪开绳道，撤到安全地点。在工作面拖拉时，要在工作面可移动安全硐室内，躲避时要将信号一起挪至防护网内，联系时必须使用信号进行联系，严禁使用口传和晃灯的方式代传信号，现场无移动信号时，可以使用哨子代替信号（1声停，2声提，3声松，4声慢提，5声慢松），严禁同一工作面同时存在两处及以上使用哨子代传信号，以免误传，使用哨子代传信号的有效距离不能超过30米。（10）、临时供液管路、电缆及信号线必须在架前吊装好，防止挤断伤人，撤除支架间的供回液管时，必须先关闭截止阀并将余液余压卸载，再进行拆除，以防发生意外事故；（11）、切眼撤除期间必须保证通风系统完整，切眼风流中瓦斯检查由专职瓦斯检验员检查每班不少于三次，现场跟班管理人员、班长及井下电钳工必须随身携带便携式瓦斯检查仪，发现瓦斯超限必须及时汇报调度室，待采取措施后处理合格后再继续施工；（12）、绞车安装注意事项A、安装绞车的地方必须落到实底，并且实底必须坚硬；B、支设的压戗柱要选择合适的顶部柱窝，且用木料垫好，并用麻绳连锁好；C、要设置独立的移动信号；D、绞车固定必须水平，严禁使用软料垫绞车底部；E、钢丝绳要严格按标准固定。（13）、设备使用镖子绳封车固定时，镖子绳必须使用直径不小于155MM的钢丝绳，且镖子绳不得少于2道，用镖棍打紧打牢后将镖棍用直径不低于6铁丝直径的铁丝固定牢固，经安全员和信号把钩工验收合格后方可进行提升运输。（14）、严禁边开绞车边排绳。（15）、绞车提升过程中绳道内及设备两侧严禁有人。（16）、注液抢不用时应随手悬挂，严禁将注液抢随地乱扔，严禁手持注液抢或高压管口对着其他人员，严禁带压开启管路。（17）、操作支架前操作人员或其他人员严禁将身体的任何部位放到支架的转动部位。（18）、施工过程中，施工人员必须做好自保联保互保、“敲帮问顶制度”、“先支后改制度”、“行车不行人，行人不行车制度”。（19）、所有工作面支设的单体支柱和木支柱必须拴牢防倒绳。（20）、施工期间必须按要求正确使用好挡车设施。2、抽架拖架安全技术措施（1）、抽架人员进入现场后，首先敲帮问顶检查周围安全情况，（如顶板、煤帮、支护等），若发现问题必须处理后，再进入下道工序工作；（2）、抽架前首先对调架绞车的固定情况、运转情况、钩头完好情况、钢丝绳断丝情况进行全面检查，同时对抽架用的滑子及其他工具进行严格检查，不符合安全要求的工具不得使用；严禁使用绞车死拉硬拽。（3）、支架抽出后，要根据顶板情况及时加强支护；（4）、支设工字钢抬棚时，单体支柱与工字钢之间必须加垫木料。高度不够时要使用凳子，多人协作时，必须统一口令，专人观察安全，并看好安全退路；操作时要先慢送液，待柱子啃牢后，人员必须闪开5M以外的安全地点进行远距离绑枪供液；（5）、严格执行敲帮问顶制度，在安装支架工作中，严格执行先支后回制度，严禁空顶作业；（6）、