【文章內(nèi)容簡介】 指揮，確認人員安全離開支架后部，方下達后部運輸機送點指令。開啟后部運 輸機。 (16)開啟后部運輸機，再次拉空后部運輸機上落煤。 (17)后部運輸機拉空落煤后，停止運轉(zhuǎn)，后部運輸機開關打到反轉(zhuǎn)狀態(tài)。 (18)有專人指揮，開啟后部運輸機，并依次由下向上拉移改連后部拉移千斤頂。 —10— (19)拉移千斤頂時，要防止拉移千斤頂液壓管路無破皮損失或擠壓，若有損失或擠壓應及時更換或排除。 (20)拉移時千斤頂換向手柄始終應在供液工作位置。 (21)調(diào)整以后，在拉移后部輸送機時，應由下向上一次拉移到位。禁止分段拉移。 (22)一次拉移上升量大約為 400～ 600mm，拉移上升完成后，應以上述工序嚴 格操作，把改連千斤頂連接到對應位置。 調(diào)整向上支架及前部運輸機下滑量措施 (1)材料準備，安裝前部輸送機防滑千斤頂，需要安裝材料 20～ 24 根“ MA”標準的高壓進液管Φ 10— 1800mm， 5T U 型吊環(huán) 40～ 48 個，支架前部輸送機防滑連接耳套 10～ 12 副，10～ 12 掛 15 環(huán)或 17 環(huán)Φ 30 108 連接鏈， 10～ 12 個連接鏈環(huán)， 40～ 48 個 U 型卡Φ 10， 20～24 個Φ 10 高壓軟管彎頭。 (2)防滑千斤頂安裝時，應間隔 8～ 10 架支架間距。 (3)前部防滑千斤頂換向閥，安裝在支架備用片閥上。 (4)安裝時 應先安裝防滑連接部分，后連接管路。 (5)連接管路時，應停止相應支架供液截止閥，泄壓后方可拆下片閥閥堵，再安裝管路。 (6)安裝完成后，用檢測在防滑千斤頂微受力狀態(tài)，千斤頂活塞行程，以 200～ 400mm 為標準，若無行程，應用連接環(huán)連接，以縮短拉緊連環(huán)長度，直至符合上述要求。 (7)推移機頭時，要清理 1～ 3 號架前的浮煤，否則機頭段飄起，過煤空間減少，影響后部輸送機的運輸。 (8)在使用前部防滑千斤頂時應三人配合，由下向上，先使防滑千斤頂受力，換向手把始終在供液狀態(tài)。后一人按規(guī)定推移前部輸送機，第三人在前部輸送 機推移到相應位置時，支架推移手把回零位。帶有前部防滑千斤頂?shù)闹Ъ芡埔撇换亓阄?，始終保持供液狀態(tài)。 (9)當推移連桿連與前部輸送機連接角度有明顯上擺角度后，先回防滑千斤頂，后回推移千斤頂，保留 3～ 5 架防滑千斤頂，并相應保留 3～ 5 架支架推移千斤頂受力。 —11— (10)采煤機應靠近上部進刀，由上向下割煤，防止采煤機在上行割煤時的上行阻力，引起前部輸送機下滑。 (11)支架在移架時，初煤壁片幫嚴重，需超前拉架外，支架應隨采煤機配合移架，在煤壁松軟時禁止滯后移架，始終帶壓移架。 (12)在移架操作之前要做好細致的準備工作。 (13)移架前必須將底板上的浮煤、浮矸清理干凈，以保證刮板輸送機和支架的順利前移及支架底座平整接底。 (14)在移架時，需兩支架工相互配合，邊移架邊向上調(diào)整支架底座及頂梁。 (15)要使支架頂梁、底座與頂、底板接觸平整，力求受力分布均勻，保證支架穩(wěn)定可靠。 (16)要使支架頂梁緊貼頂板，移架后保證有足夠的初撐力。 (17)架間空隙要靠嚴，側(cè)護板要保持正常工作狀態(tài)，防止頂板漏矸或采空區(qū)矸石竄入支架空間。 (18)每次移架步距，應盡達到采煤機一刀截深量，支架移過后應排成一條直線。防止支架多次拉架造成頂板冒落 。 (19)支架要定向前移，不上下歪斜，不前傾后仰。 (20)支架工在操作中應做到準備工作要做到細、勻、凈，移架操作要做到快、夠、正，支架的工作狀況要平、緊、嚴。 (21)當移架后護幫板打開，在不影響采煤機后滾筒通過的情況下，應及時打開護板板，支護煤壁。 (22)處理支架錯茬、咬架時，人員要站在上個支架的頂梁下方，把下部支架稍降離頂板，使用長把工具或長锨等工具進行找頂、清理 。 (23)采煤機司機在割煤時，應注意觀測頂?shù)装迩闆r，控制合理采高，軟弱煤層采高應控制在 ～ ，嚴禁超高，欠高。 —12— (24)地 板要隨工作面傾斜角度，保證地板平整，不留底煤，如煤層底煤厚度變化較大時，割煤應以地板平直為主。如地板煤厚變化交大距離較長時，可破巖，下臥，隨直地板，減少底煤損失。 (25)煤壁要割直，采煤機牽引速度要均勻；落煤要盡量裝凈。 (26)執(zhí)行規(guī)定、規(guī)程、制度要嚴格，操作動作要準確，檢查要仔細，時間要抓緊，要勤于檢查維護，保養(yǎng)要精心。 (27)當工作面頂板條件差時，采煤機要隨移架速度割煤。 (28)當頂板較軟弱時，采煤機割頂應留有 200～ 300mm 厚度爆裂頂煤，支架切頂移架，防止采煤機割頂時，較大震動與擠壓破壞頂板 。 (29)采煤機割煤時，片幫嚴重，應及時打開護幫板，支護片落頂板。 (30)片幫距離較大時，超護幫板支護距離時，應做頂板維護措施，方可開機割煤。 (31)隨時注意采煤機的工作狀況，發(fā)現(xiàn)有飄刀或啃底趨勢，應及時調(diào)整搖臂高度或底托架調(diào)斜油缸，經(jīng)常檢查滾筒截齒狀況，及時更換磨損的截齒，丟失的截齒也要及時補上。 (32)勻速牽引，均衡出煤，不過載運轉(zhuǎn)，不強行牽引。 (33)采煤機司機和支架工要緊密配合操作及時支護，提高支護質(zhì)量。前滾筒刻煤后，跟機及時伸出前伸縮梁護住項煤，及時跟機移架，頂煤破碎時拉完超前支架再割煤 。拉架后升緊支架．保證支架具有較高的初撐力和工作阻力．降低煤幫支撐壓力，提高煤壁穩(wěn)定性。 (34)在片幫漏頂處人工接頂維護支架壓力應控制在 10～ 12MPa。 (35)工作面傾角超過 15176。時，對采煤機必須采取可靠的防滑措施利用液壓制動器進行防滑。利用擋銷或擋棍在采煤機有下滑趨勢的一側(cè)設好擋卡。將采煤機的上下滾筒落至底板。正常情況下盡量將采煤機停在平緩地點 。 (36)把工作面調(diào)成下部超前，上部落后的偽傾斜，工作面實行偽傾斜推進，當工作面推進一刀后，就相應產(chǎn)生一定上移量，從而克服輸送機和支架的下滑。偽傾斜較為合理 的角度，一般取 2176?！?6176。及工作面下部端頭超前上部 10～ 15m，以偽傾斜自然上移量，克服工作面 —13— 設備下滑量。當工作面傾角過大時通過計算，下端頭超前上部 20m。當前后輸送機與轉(zhuǎn)載機能較好的搭接時，可適度調(diào)整。 (37)根據(jù)工作面現(xiàn)在的偽斜角度，可調(diào)整下部進刀步距為 800mm，上部進刀步距為400mm。 (38)如工作面下部支架有擠架，咬架，頂梁搓茬較大時，可適當加大上部進刀步距，為400～ 600mm。 (39)當工作面支架支護工程質(zhì)量較好時，可調(diào)采 3～ 4 刀，進一通刀。如工作面支架工程質(zhì)量較差時，可減少到 1～ 3 刀，進一通刀。 (40)當工作面傾角過大時，還應在兩端頭支架安裝放倒，防滑，底調(diào)千斤頂。 (41)輸送機在使用過程中，由于本身自重就有下滑的趨勢，再加上煤炭向下坡運輸和采煤機切割阻力及采煤機牽引運行的綜合作用，將會使輸送機在推移過程中產(chǎn)生很小的向下滑移。在前后輸送機機機頭處，安裝錨固措施。分別打設兩棵單體液壓支柱，頂住機頭部，打設時要時柱底要頂住煤幫，柱頂要頂住機頭機架前沿，用木剎板墊柱頂和柱底，增加 對煤幫和機架的比壓和防滑，并用連鎖繩吊掛在可靠頂板上。 (41)打設支柱時應遠距離供液，防止支柱頂開傷人。 上述措施應根據(jù)現(xiàn)場工作人員的技能和經(jīng)驗嚴格組織施工操作，施工人員合理分配組織，責任到人，統(tǒng)一指揮，嚴格考核見表 3— 1 所示。工作面調(diào)整應先由后至前，順序調(diào)整，首先上調(diào)后部輸送機 → 安裝并上調(diào)前部輸送機 → 偽傾斜推進。 表 3— 1 工序質(zhì)量控制標準 工序名稱 質(zhì)量控制標準 割煤 割煤方式：雙向割煤，端部自開缺口斜切進刀 40 米，截深 米； 采高： 177。 100mm； 煤壁：煤壁直，無傘檐； 頂?shù)装澹喉數(shù)装?平直，不丟煤，掉頂高度 300mm。 移架 支架：支架直，成一條直線，偏差 177。 50mm，支架正，與底板垂直，歪斜度 177。 5186。； 頂梁：頂梁平，最大仰俯角 7186。，相鄰支架錯差不超過主頂梁側(cè)護板的 2/3； 支架間距：支架勻，中心距為 177。 100mm； 支撐力：初撐力 24MPa，梁端距 340mm； 移架步距： 。 —14— 移前、后輸送機 輸送機：輸送機直，偏差 177。 50mm，彎曲段 30m，彎曲角度 10186。；輸送機平，上下彎曲角度 3186。； 與裝載機搭接：低鏈不拉回頭煤，銷輪中心線與裝載機中板高為 600750mm； 推（拉）順序：單向順序推（拉）移。 放煤 放煤步距： ，調(diào)面時采取一刀一放，拉移后部輸送機按調(diào)面進尺拉移后部輸送機； 放煤方式：雙向順序放煤，第一輪放出大約頂煤的一半即可，第二輪放到見矸急劇增加時關放煤口（成見網(wǎng)關放煤口）； 放煤與移架間距不少于 20 個支架，兩輪間距不小于 5 個支架，由底板放向頂板。 4. 煤壁片幫及防治措施研究 1501 綜采工作面的煤層普氏系數(shù)為 f = ，粘聚力 C = ，內(nèi)摩擦角 ψ = 176。，為軟弱煤層。在仰采的條件下， 1501 綜采工作面 煤壁片幫較嚴重。 煤壁片幫機理分析 仰采引起煤壁片幫深度加大。與水平工作面相比，仰斜工作面前方支承壓力峰值點位置向煤體內(nèi)部移動，使煤壁穩(wěn)定性變差。數(shù)值模擬表明，煤壁向煤體內(nèi)的屈服區(qū)深度為：仰斜開采 走向開采 俯斜開采。仰斜開采時，由于煤層重心向采空區(qū)方向偏移，上部煤層受重力影響而不易穩(wěn)定，易于引起片幫。 通過對大采高仰采工作面煤壁片幫統(tǒng)計觀測，發(fā)現(xiàn)多為小范圍片幫，整個斷面片幫很少，這種小范圍的片幫主要原因是：煤壁在自重和頂板壓力作用下，主要表現(xiàn)出拉裂破壞與剪切破壞兩種破壞形式。 煤壁拉裂破壞： 煤壁上部 煤壁中部 圖 4— 1 煤壁拉裂破壞形式 如圖 4— 1 所示，煤層傾角為 θ 的仰采工作面的煤壁拉裂破壞常發(fā)生在脆性硬煤中，該類 —15— 煤壁的容許變形量小，其片幫破壞主要原因是在頂板壓力作用下，煤壁內(nèi)產(chǎn)生了橫向拉應力，而橫向拉應力不能通過煤體的變形釋放或者緩解，因此當其大于煤體的抗拉強度 tR 時，煤壁被拉裂破壞，并常伴有破裂聲。破壞準則為： HKPRt ?/2? 式中： K —— 應力修正系數(shù)； tR —— 煤壁所受頂板壓力； H —— 煤壁高度。 煤壁剪切破壞： 對于軟煤層而言，在煤體自重及頂板壓力作用下，煤壁內(nèi)也會產(chǎn)生橫向拉應力，但是軟煤層的橫向及蠕動變形會釋放或緩解由于壓縮而產(chǎn)生的橫向拉應力，最終由于煤壁內(nèi)的剪應力大于煤體抗剪強度而發(fā)生剪切滑動破壞。實際的剪切滑動面大部分為曲面，由于煤壁高度和片幫高度不大，將單位長度內(nèi)仰采煤壁簡化為平面力學模型，如下圖 4— 2 所示。 圖 4— 2 煤壁剪切破壞力學分析 按照摩爾 — 庫侖強度理論，破壞準則可表述為沿著剪切面的抗剪力 D 減去該面上的滑動力 S，若 該值小于 0，則煤壁發(fā)生剪切破壞，破壞準則判定安全余量 G 表示為： 0tans e c ?????? SNhCSDG ?? 式中： C —— 煤體黏聚力； S —— 剪切面破壞高度； —16— ? —— 剪切面與煤壁的