培训教材（放顶煤）

综采放顶煤操作工培训教材

第一章 基本知识

第一节 煤层埋藏特征

一、煤层顶底板 1、煤层的顶板

煤层的顶板是指煤层上部一定距离内的岩层。根据顶板岩层距煤层的相对位置及开采过程中顶板岩层的垮落难易程度，可将煤层顶板分为伪顶、直接顶、老顶3部分。

（1）伪顶：位于煤层之上、厚度0~0.5m之间的软岩层，岩性为炭质页岩、泥岩。由于岩性软且厚度小，所以一般随煤层的采出而垮落。

（2）直接顶：位于伪顶之上或直接位于煤层之上的岩层叫直接顶。直接顶具有一定的稳定性，一般随采煤工作面移架或回柱后而自行垮落。直接顶的岩层一般为页岩、粉砂岩和泥岩等。一般可分为不稳定顶板（Ⅰ级）、中等稳定顶板（Ⅱ级）、稳定顶板（Ⅲ级）、坚硬顶板（Ⅳ级）四类。

（3）老顶：位于直接顶之上或直接位于煤层之上（无直接顶和伪顶时）、厚度较大的岩层。老顶的岩层一般为石灰岩、砾岩和粗砂岩等。根据来压显现强度分为不明显顶板（Ⅰ级）、明显顶板（Ⅱ级）、强烈顶板（Ⅲ级）、非常强烈顶板（Ⅳ级）四类。 2、煤层的底板

煤层的底板可分为直接底和老底。

直接底直接位于煤层之下，厚度较小，一般为几十厘米至几米，通常为泥岩、砂岩和页岩。

位于直接底之下或直接在煤层之下、厚度较大的坚硬岩层称煤层的老底。老底一般由砾岩、石灰岩和厚层砂岩等组成。

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二、煤层参数 1、煤层的结构

根据煤层中有无较稳定的矸石夹层，可将煤层分为两类，即简单结构煤层和复杂结构煤层。

(l)简单结构煤层。这类煤层中没有呈层状出现的稳定的矸石夹层，但仍然可能夹有较少的矿物质或结核。简单煤层在开采过程中极易被开采且煤质好、灰分较低。

(2)复杂结构煤层。复杂结构煤层中常含有较稳定的夹石层，少则一层．多则几层至十几层，如图1所示。

煤层中夹矸的层数多、厚度大，则影响采掘工作面机械破煤，同时也会影响煤质，使煤的灰分增高。

图

1 复杂结构煤层

1、3、5、7、9—煤层； 2、4、6、8 —夹矸层

2、煤层的厚度

煤层厚度指煤层顶、底板之间的垂直距离。对于复杂煤层，在计算煤层厚度时，如考虑夹矸在内则称其为总厚度{除去夹矸的纯煤厚度称为有益厚度。对不同的煤层规定的最小可采厚度是不同的。

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根据矿井开采技术特点．煤层接厚度分为以下3类； 薄煤层 <1.3m 中厚煤层 1.3~3.5m 厚煤层 3.5m以上

在实际工作中，通常将厚度大于6m的煤层称为特厚煤层。不同的煤层厚度直接影响采煤方法及采煤工艺。

3、煤层的产状

煤层在地壳中的存在状态叫煤层的产状。由于煤属于沉积岩层，所以煤层原始形态为水平状态。但是，在煤形成以后的地质历史时期内由于地壳的运动，原始水平状态的煤层变为倾斜、弯曲，甚至断裂状态。煤层的产状用产状要素来表述。煤层的产状要素有走向、倾向和倾角，如图2所示。

图2 煤层产状要素

aa′-走向；AA′-走向线；CO-倾斜线；α-倾角；OB-倾向 ⑴走向

煤层的层面和水平面的交线叫煤层的走向线，走向线的延伸方向代表煤层的走向。

走向线上各点的水平标高均相同。在布置水平巷道时，为了保证巷道水平，一般都要使巷道沿煤层的走向线掘进。这样，有利于巷道运输。

⑵倾向

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在煤层的层面上和走向线垂直且指向下方的线叫煤层的倾斜线。倾斜线在水平面上的投影线指向代表煤层的倾向。

⑶倾角

煤层层面和水平面的夹角叫煤层的倾角，一般用α表示。煤层的倾角在0°～90°之间变化。根据目前的开采技术，接煤层倾角大小将煤层分为4类：

近水平煤层 α<8° 缓倾斜煤层 8°≤α<25° 倾斜煤层 2°≤α<45° 急倾斜媒层 45°≤α≤90°

第二节 采煤方法

一、巷道布置

我集团公司综放工作面一般共布置进风、回风、内错尾巷、走向高抽巷四类巷道。

进、回风顺槽一般沿煤层底板布置，其中进风巷用于进风和运输煤炭，回风巷用于回风和运输物料；内错尾巷沿煤层顶板布置，用于解决本煤层回风上隅角瓦斯；走向高抽巷沿上覆岩层布置，与15#煤层间距不得小于8.5倍采高，靠近回风顺槽，用于抽放邻近层瓦斯；部分工作面增设工艺巷，防止落山煤层自燃或破碎顶煤。

二、采煤工艺

（一）综放工作面回采工艺流程为：

采煤机割煤→移支架及时支护→推移前刮板输送机→拉移后刮板输送机→放顶煤。

1、割煤

工作面使用双滚筒采煤机双向割煤，端头采用斜切进刀方式，滚筒截深一般为0.6~0.8m，采高一般为2.4~2.8m。

2、移架

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割煤后，立即伸出前探梁支护新暴露的顶板，采煤机通过后，及时移架。正常情况下，滞后采煤机后滚筒3-5架开始移架。

3、推移前刮板输送机

滞后拉架10m左右开始移前部刮板输送机，前部刮板输送机弯曲长度不低于30m， 移前部刮板输送机时分三次移至煤壁，杜绝一次移到位，严禁把刮板输送机移成急弯。

4、拉移后刮板输送机

在拉家和推移前输送机后，操作移后溜千斤，将后部输送机移到规定位置。

5、放顶煤

放顶煤为综放开采的关键工序，一般要根据架型、放煤口位置和几何尺寸、顶煤厚度及破碎状况，合理确定放顶煤的步距和作业方式。

第三节 放顶煤液压支架的结构

一、液压传动系统的组成

由动力部分、执行元件、控制元件和辅助装置4部分组成。 1、动力部分：即乳化液泵站，供给液压系统压力。

2、执行元件：包括立柱及各种千斤顶，完成支架的各种动作。 3、控制元件：包括各种压力、流量、方向控制阀等，保证执行元件的运动和安全。

4、辅助装置：包括过滤器、高压软管、管路连接件等。 二、液压支架的结构

液压支架从宏观上分为金属结构件和液压元件两大部分。低位放顶煤支架是目前放顶煤的主流架型，是一种双输送机运煤、在掩护梁后部铰接一个带有插板的尾梁，利用插板伸缩进行放煤的液压支架，四柱支撑掩护式放顶煤支架比较多。

1、金属结构件

包括顶梁、掩护梁、连杆和底座组成。

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⑴顶梁

多数为铰接式顶梁，直接与顶板接触，支撑顶板。 ⑵掩护梁

掩护梁上部直接与顶梁铰接，下部直接或间接（通过连杆机构）与底座铰接。防止采空区冒落的矸石涌入工作面，并承受冒落矸石的压力。

⑶尾梁与插板

低位放顶煤支架采用摆动式尾梁带内伸缩强力插板。尾梁为箱形变断面结构，内隔插板导向槽，插板在尾梁导向槽内移动，控制放煤窗口的煤的流量。尾梁的主要作用是维护好后输送机的一定空间，通过尾梁千斤顶控制摆动，以此实现架间的放煤和破碎大块煤。尾梁见(图3)，插板见(图4)。 图3：尾梁

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图4：插板 ⑷连杆 集团公司使用的综放支架均为四连杆机构放顶煤液压支架，分为正四连杆机构和反四连杆机构。其中： A、正四连杆机构支架，前后立柱之间有较宽敞的人行通道，有较大的通风断面，又有较大的放煤空间，增强了支架的整体稳定性，为顺利放煤提供了良好的环境。如图5所示。 B、反四连杆机构支架，梁端距基本不变；底座比压分布较均匀，支架升降对底板比压变化小,结构紧凑，连杆力小，改善了支架的受力状况，提高了支架的使用寿命。如图6所示。

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图5：反四连杆机构

图6：正四连杆机构 ⑸底座

综放支架底座一般为整体式，直接和底板相接触，传递顶板压力到底板的支架部件。

2、辅助装置

包括推移装置、护帮装置、侧护装置、调架装置、防倒防滑装置等。

3、执行元件

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执行元件分为立柱和千斤顶。其简化符号如下图7所示。

图7：立柱及千斤顶

⑴立柱主要由缸体、活柱、密封件和连接件组成。用于承受顶板载荷，调节支架高度，一般分为单伸缩和双伸缩两种，单伸缩又分为带机械加长和不带机械加长杆两种型式。

⑵千斤顶是支架中除立柱外的液压缸。千斤顶与立柱的结构基本相同，主要由缸体、活柱、导向套、密封件、连接件等组成。 4、控制元件

控制元件主要有操纵阀、液控单向阀和安全阀。 ⑴操纵阀

操纵阀是控制支架各支柱和千斤顶的进出油液，完成支架预定动作的操作元件。

按阀芯结构形式不同，可分为滑阀式，平面转阀式和组合单片阀式。按控制方式不同可分为手控、液控、电液控等。

常用的支架操纵阀为手动控制组合片阀。通常它由首片阀、中片阀、尾片阀用螺栓固定在一起组合而成。首片阀带有进、回液管接头，中片阀体是进回液通道，尾片阀进、回液孔为盲孔。每个阀片都相当于一个三位四通阀组。其简化符号如下图8所示。

图8：操纵阀

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工作原理：若手把下摆动，下面一组阀将动作，压块推动顶杆，则阀垫将空心顶杆的轴向中心孔遮蔽，即关闭回液阀。接着空心顶杆的另一端顶开钢球，使进液阀开启。高压液通过进液阀进入下面这组阀的工作通道，流向相应的液压缸工作腔。手把回零时，弹簧将钢球弹向阀座，将进液阀关闭。被困在工作腔的压力液，可通过空心顶杆的轴向通孔冲开顶杆，即打开回液阀泄压回液。向上搬动手把，则上面的一组阀动作，过程同上。扼要地说：手把在中位时，进液阀处于关闭状态，回液阀处于开启状态，手把向哪边搬动，则哪边的回液阀就关闭，进液阀就开启，而另一边的阀组，保持手把在中位时的状态。 ⑵液控单向阀

液控单向阀主要由单向阀芯和液控顶杆两部分组成，在支架液压系统中，主要用来闭锁液压缸中的液体，使之承载。液控单向阀质量的好坏，直接影响支架工作的可靠性。其简化符号如下图9所示。

图9：液控单向阀

工作原理：高压液→上口→克服小弹簧作用顶开阀芯→下口至工作腔。手把回零时，在小弹簧作用下关闭通道，液口下液不能回流，欲使下口液回流，须使 另一个口通高压液，即：高压液→另一个口→顶杆→克服大弹簧、小弹簧及液口下对阀芯的液压力使阀芯顶开，允许液口下液回至上口，另一个口的液一旦撤除，即关闭。 ⑶单向液压锁

实际上也是用来封闭千斤顶活塞腔的油液的一个液控单向阀。其

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简化符号如下图10所示。

图10：单向液压锁

工作原理： 上口进液→克服弹簧作用打开钢球→ 下口→工作腔，当操纵手把回“零”时，在小弹簧作用下，将阀芯钢球顶回，关闭通道，使 下口液不能回流，实现了闭锁。

当手把打到和原方向相反的方向时，有一股油液从另一个口进入，推动阀体内活塞带顶杆向左移动，顶开阀芯钢球，解除闭锁，下口油液流入上口，实现回“零”。手把回“零”后，在弹簧作用下，阀芯关闭，又实现了闭锁。 ⑷双向液压锁

实际上是由两个液控单向阀组成，它可以同时封闭千斤顶的前后两腔，手把回零后，可使千斤顶保持既定伸出位置不动，既可承受推力负荷，又可承受拉力负荷。简化符号如下图11所示。

图11：双向液压锁

工作原理：上液口进高压液，下液口通回液管时，高压液体将打

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开左面球形单向阀，从另一个口进入工作腔，与此同时，向右推压顶杆，顶开右面球单向阀，允许该液口的液体回到下口，当下口进高压液，上口通回液管时，原理同上。亦即：双向锁的上口和下口，不仅是各自单向阀的进回液通道，还分别是对方单向阀的卸载液控口。

⑸安全阀

液压支架上采用的均为直动式安全阀，过载时能迅速起到卸载溢流的作用，使支柱（或千斤顶）保持恒定工作阻力，防止支架的主要承载结构件过负荷。其简化符号如下图12所示。

图12：安全阀 安全阀的工作原理：

支架正常工作时，高压液→阀座中心孔→阀针作用在橡胶垫上，当压力小于安全阀动作压力时，弹簧通过弹簧座、钢球、阀芯将橡胶垫压紧在阀座上，使阀关闭，当液压力大于安全阀动作压力时，高压液推动阀针、橡胶垫、阀芯、钢球、弹簧座、压缩弹簧向右移动，使橡胶垫与阀座有间隙，高压液通过此间隙，经导向套从阀壳上的泄液孔排出。其中安全阀内导向套的作用是使阀芯准确复位，保证密封良好，采用滚珠的目的是为了减少摩擦，使阀启闭灵活，启闭压强差小，阀针是用来减震的阀前节阻尼元件。

⑹平面截止阀

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为了便于拆装和检修部分支架，而不影响其他完好支架的工作，采用平面截止阀，来切断支架液压系统与主进回液管的联系。其简化符号如下图13所示。

图13：平面截止阀 三、放顶煤液压系统 1、特点

采用组合式操纵阀三片，分别控制支架的尾梁、插板、收后溜的千斤顶。片阀之间的进回液都是串通的，但又具有各自的独立性，可以同时操作若干手柄来完成支架所需的各种动作，大大提高工作效率。

在支架的每个尾梁千斤顶上都设有液控单向阀和安全阀，液控单向阀可以使千斤顶的上下腔分别实现闭锁，安全阀保证尾梁负荷超过额定值时，立即开启，保证尾梁的额定作用力。

在支架的每个插板千斤上都设有液控单向阀，液控单向阀可以使千斤顶的上下腔分别实现闭锁。 2、工作原理

由乳化液泵站供给高压工作液，经主进液管路、截止阀、过滤器进入支架操纵阀组，再通过操纵阀的工作口向对应的千斤顶一腔供液，由另一腔回液至操纵阀，再经回液断路阀返回主回液管路，流回泵站液箱。放顶煤液压系统原理图如图14。

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图14：放顶煤液压系统原理 第三节 放顶煤开采机理及适用条件

一、放煤机理

主要是利用地压破煤，首先在工作面前方的支撑压力作用下，继之在包括煤的自重力的作用下，裂隙离层继续发育，顶煤逐渐瓦解破碎，最后在支架切顶线后方顺利冒落。也就是说顶煤的破碎是超前支承压力、顶板回转和支架反复支撑共同作用的结果，针对不同的煤岩硬度、煤层厚度、煤层顶板、夹矸厚度以及仰俯开采等方面，这三种矿山压力对顶煤的作用有所不同。

二、地质条件

煤层硬度系数：为0.3≤f≤4.5；煤层厚度：软煤层3.5m－20m；中硬煤层3.5m－15m；硬煤层6－12m；适应倾角：α＜2５°；顶底板条件：顶板岩性最理想的是Ⅰ、Ⅱ级顶板，随采随冒，底板对综放影响不大，但松软的底板会对移架造成困难。

集团公司放顶煤开采的煤层有：阳泉本部、晋东地区的15#煤层；寿阳开元公司的9#煤；晋北区元堡矿9＃煤层；晋北区泰安矿9#煤层；晋北孙家沟、五鑫矿的13#煤层；晋北区天安矿5#煤层；晋北区榆树坡矿5#煤层。各煤层产状结构如下：

阳泉本部和晋东区15#煤层位于太原组，煤层厚度为5-9m，平均煤层厚度为6.5m，硬度为2.5-3，含有少量夹矸。煤层顶板一般由直接顶和老顶构成，局部有伪顶存在。直接顶一般由泥岩、页岩、粉沙岩组成，属于中等稳定顶板；老顶一般为厚而坚硬的灰岩、砂岩岩层，属于Ⅲ级，来压强烈。

寿阳区开元矿9#煤位于太原组，煤厚为4-6m，硬度为2.5-3，含有少量夹矸。煤层顶板一般由直接顶和老顶构成，局部有伪顶存在。顶板一般为砂质泥岩，局部为中细粒砂岩，属于稳定顶板。

晋北区元堡矿9＃煤层：位于太原组，煤层平均厚度为14.33m。顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩及中粗砂岩，底板岩性为泥岩、

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炭质泥岩、高岭岩及细砂岩，结构复杂，含夹矸2-4层，夹矸厚度0.2-0.90m，为稳定可采煤层。

晋北区孙家沟、五鑫矿13#煤：煤层平均厚度为13.94m。煤层结构复杂，含夹石2-4层。顶板底板均为砂质泥岩，有时为泥岩。属全区稳定可采的特厚煤层。

晋北区泰安矿9#煤层：煤层平均厚度为9.44m，煤层结构较复杂，一般含有0-6层夹矸。煤层顶板多为泥岩、砂质泥岩，有时为中、粗砂岩，底板为泥岩及粉、细砂岩，可采系数100%，为稳定可采煤层。

晋北区天安矿5#煤层：位于太原组，煤层平均厚度为15.16m，为全区稳定可采煤层。该煤层结构较复杂，含2-6层夹矸，夹矸厚0.26-4.96m左右，夹矸岩性多为泥岩或炭质泥岩。直接顶板为泥灰岩，底板为砂质泥岩。

晋北区榆树坡矿5煤层：位于太原组，煤层平均厚度为14.87m。

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结构复杂，含夹矸1-6层，为全区稳定可采之特厚煤层，其顶板为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩、砂岩、粉砂岩。

三、放煤方式

根据工作面输送机数量可分为单输送机与双输送机两种；根据液压支架的放煤口位置又可分为高位、中位、低位放顶煤三种。目前集团公司主要采用的是双输送机低位放顶煤方式。

四、放煤步距

放煤步距和放煤方式的合理性是决定工作面回收率和含矸率的两个最重要因素。放煤步距太大，顶板方向的矸石将先于采空区后方的煤到达放煤口，迫使放煤口关闭，采空区方向未放出的煤将被关在放煤口处，形成煤损；放煤步距太小，采空区方向的矸石将先于上部顶煤到达放煤口，而使上部顶煤的一部分被关在放煤口外，造成煤损。因此确定放煤步距时，至少应使第二次放煤时放煤口上全部为煤炭。

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即放煤步距应大于放煤口的水平投影长度，此外，放煤步距还应必然是采煤机割煤步距的整数倍。根据我国放顶煤工作面的实际统计，确定放煤步距可用如下公式：

d=（0.15~0.21）h

式中：d-放煤步距；h-放煤高度，放煤口至煤层顶板的垂高 集团公司常用的放煤步距有“一采一放”和“两采一放”。 五、放煤顺序

目前采用的放煤顺序有以下几种：多轮顺序放煤；多轮间隔放煤；单轮顺序放煤；单轮间隔放煤。目前集团公司主要采用的是多轮顺序放煤和单轮顺序放煤。

1、多轮顺序放煤

放煤方法：按1,2,3??号支架顺序放煤，每次放出顶煤量的1/3~1/2。第一轮放完煤后，再从1号开始放第二轮，一般两轮就可将顶煤全部放完，特殊情况下放第三轮。

优缺点：能使冒落后的煤炭分界均匀下降，可得到回采率高、含矸率低的效果；要求操作水平高，放煤速度较慢，适用于顶煤厚度在3m以上和破碎效果差的使用。

2、多轮间隔放煤

放煤方法：按1,3,5??号支架顺序放煤，每次放出顶煤量的1/3~1/2。第一轮放完后再按2,4,6??号支架顺序放煤，每次放出顶煤量的1/3~1/2，反复放煤2~3次。

优缺点：操作复杂，不易掌握，一般不采用。 3、单轮顺序放煤

放煤方法：放完第一号窗口的煤后，再放第二号窗口，依次顺序将每个窗口的煤全部放完。

优缺点：不是丢煤太多，就是混矸太多，一般不采用。 4、单轮间隔放煤

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放煤方法：隔一架支架放煤，单数的放煤口放完后，再放双数，直至放完。最好放完后，再顺序打开重放一次，以提高回采率。

优缺点：操作简单，容易掌握，放煤效果好，被广泛采用。

第四节 放煤工应知应会

必须熟悉液压支架放煤系统性能、结构及原理，懂得放煤方式、方法、能够处理一般故障，经过三大规程相关知识的培训学习，考试合格，持证上岗。

第二章 放顶煤液压支架技术参数

第一节 常用支架技术参数

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综放液压支架技术特征表

支架型号 最小/最大高度（mm） 最小/最大宽度（mm） 适应煤层倾角（°） 支架中心距（mm） 初撑力（KN） 工作阻力（KN） 平均支护强度（MPa） 对底板平均比压（MPa） 泵站压力（MPa） 形式 缸径(㎜) 柱径(㎜) 立柱 行程(㎜) 初撑力（KN） 工作阻力（KN） 形式 缸径(㎜) 杆径(㎜) 尾梁 千斤顶 行程(㎜) 初撑力（KN） 工作阻力（KN） 形式 缸径(㎜) 插板 杆径(㎜) 千斤顶 行程(㎜) 推力/拉力（KN） 形式 缸径(㎜) 拉后溜杆径(㎜) 千斤顶 行程(㎜) 推力/拉力（KN） 支架重量（t/架） 配套后部输送机 ZFSB4000-17/28 ZFSB4200-17/28 ZF4400/17/28W 1700/2800 1430/1600 ＜12 1500 3517 4000 0.66-0.67 1.5 31.5 单伸缩（4根） 1700/2800 1430/1600 ≤20° 1500 3206 4200 0.65 1.25 31.5 单伸缩（4根） 1700/2800 1430/1600 <12° 1500 3960 4400 0.667-0.692 1.8 31.5 单伸缩（4根) 200 185 1093 990 1100 普通（2个） 140 85 388 537.8 484 普通（2个） 80 45 550 158.3/108.2 普通（1个） 200 185 1096 879 1000 普通（2个） 140 180 170 1093 799 1050 普通（2个） 85 409 432 483 普通（2个） 180 115 225 799 1043 普通（2个） 80 45 550 141/96 普通（1个） 80 45 550 158/108 普通（1个） 125 85 700 344/185 14.25 SGZ—764/400 100 70 800 246.5/125.7 14.65 SGZ-764/630 125 70 700 386.6/207.8 16.45 SGZ-764/630 - 19 -

综放液压支架技术特征表

支架型号 最小/最大高度（mm） 最小/最大宽度（mm） 适应煤层倾角（°） 支架中心距（mm） 初撑力（KN） 工作阻力（KN） 平均支护强度（MPa） 对底板平均比压（MPa） 泵站压力（MPa） 形式 ZF5000-17/28 ZF5600-17/30 ZF6200/17/32H ZF8000-20/33 1700/2800 1430/1600 ≤20° 1500 3956 5000 0.7-0.72 0.5-1.7 31.5 1700/3000 1430/1600 ≤20° 1500 4650 5600 0.63～0.67 0.9 31.5 1700/3200 1430/1600 ≤20° 1500 5236 6200 0.7 1.2 31.5 2000/3300 1430～1600 ＜20 1500 6180 8000 1.04-1.11 2.13 31.5 单伸缩（4根） 单伸缩（4根） 单伸缩 单伸缩（4根） 机械加长（4根） 缸径(㎜) 200 柱径(㎜) 185 立柱 行程(㎜) 1080 初撑力（KN） 990 工作阻力（KN） 1250 普通（2个） 形式 缸径(㎜) 160 杆径(㎜) 95 尾梁 千斤顶 行程(㎜) 460 初撑力（KN） 801 工作阻力（KN） 1037 普通（2个） 形式 缸径(㎜) 80 插板 杆径(㎜) 60 千斤顶 行程(㎜) 650 推力/拉力（KN） 158/69 普通（1个） 形式 缸径(㎜) 125 拉后溜杆径(㎜) 85 千斤顶 行程(㎜) 1000 推力/拉力387/208 （KN） 支架重量（t/架） 16.8 配套后部输送机 SGZ-800/800 230 220 1495 1309 1400 普通（2个） 160 95 605 633/409 677 普通（2个） 80 60 750 158/69 普通（1个） 140 85 900 /306 18.8 SGZ-1000/1400 SGZ-880/1050 230 210 1302 1309 1550 普通（2个） 200 115 400 879 1256 普通（2个） 80 45 900 141/96.2 普通（1个） 125 85 1000 250 230 1235 1545 2000 普通（2个） 180 105 615 801 1037 普通（2个） 100 70 650 247/126 普通（1个） 140 85 750 306 23.9 SGZ-800/800

343/184 22.04 SGZ－1000/1400

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第二节 常见故障

支架的常见故障，多数与液压系统的液压元件有关，诸如胶管和管接头漏液、液压控制元件失灵、立柱及千斤顶不动作等等。因此，支架的维护重点，应放在液压系统和液压元件方面。

一、胶管及管接头

造成支架胶管和管接头漏液的原因是：O形圈或挡圈大小不当或被切、挤坏，管接头密封面磨损或尺寸超差；胶管接头扣压不牢；在使用过程中胶管被挤坏、接头被碰坏；胶管质量不好或过期老化，起包渗漏等。

采取的措施是：对密封件大小不当或损坏的要及时更换密封圈；其它原因造成漏液的胶管、接头均应更换上井；胶管接头在保存和运输时，必须保护密封面、挡圈和密封圈不被损坏；换接胶管时不要猛砸硬插，安好后不要拆装过频，平时注意整理好胶管，防止挤碰胶管、接头。

二、液压控制元件

支架的液压元件，诸如操纵阀、液控单向阀、安全阀、截止阀、回油断路阀、过滤器等，若出现故障，则常常是密封件（如密封圈、挡圈、阀垫或阀座）等关键件损坏不能密封，也可能是阀座和阀垫等塑料件扎入金属屑而密封不住；液压系统污染，杂质进入液压系统又未及时清除，致使液压元件不能正常工作；弹簧不符合要求或损坏，使钢球不能复位密封或影响阀的性能（如安全阀的开启、关闭压力出现偏差）；个别接头和焊堵的焊缝可能渗漏，等等。

采取的措施：液压控制元件出现故障，应及时更换上井检修；保持液压系统清洁定期清洗过滤装置（包括乳化液箱）；液压控制元件的关键件（如密封件）要保持好不受损坏，弹簧件要定期抽检性能、阀类要作性能试验，焊缝渗漏要在拆除内部密封件后进行补焊，按要求做压力试验。

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三、立柱及千斤顶

支架的各种动作，要由立柱和各类千斤顶根据用户的要求来完成，如果立柱或千斤顶出现故障（例如动作慢或不动作），则直接影响支架对顶板的支护和推移功能。出现立柱或千斤顶动作慢，可能是乳化液泵压力低、流量不足造成；也可能是进回液通道有阻塞现象；也可能是几个动作同时操作造成短时流量不足；液压系统及液压控制元件有漏液现象，也是一个原因，但立柱或放顶煤不动作，则主要原因可能是：管路阻塞，不能进液；控制阀（单向阀、安全阀）失灵，进回液受阻；立柱、千斤顶活塞密封渗漏窜液；立柱、千斤顶缸体或活柱（活塞杆）受侧向力变形；截止阀未打开等等。

采取的措施有：管路系统有污染时，及时清洗乳化液箱和清洗过滤装置；随时注意观察，不使支架蹩卡；立柱、千斤顶在排除蹩卡和截止阀等原因后仍不动作，则立即更换上井拆检；焊缝渗漏要在拆除密封件后到地面补焊并保护密封面。

第三章 相关规定

一、《煤矿安全规程》

1、第68条 采用放顶煤采煤法开采时，必须遵守下列规定： ⑴、矿井第一次采用放顶煤开采，或在煤层（瓦斯）赋存条件变化较大的区域采用放顶煤开采时，必须根据顶板、煤层、瓦斯、自然发火、水文地质、煤尘爆炸性、冲击地压等地质特征和灾害危险性编制开采设计，开采设计应当经专家论证或委托具有相关资质单位评价后报请集团公司或者县级以上煤炭管理部门审批，并报煤矿安全监察机构备案。

⑵、针对煤层的开采技术条件和放顶煤开采工艺的特点，必须对防瓦斯、防火、防尘、防水、采放煤工艺、顶板支护、初采和工作面收尾等制定安全技术措施。

⑶、采用预裂爆破对坚硬顶板或者坚硬顶煤进行弱化处理时，应

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在工作面未采动区进行，并制定专门的安全技术措施。严禁在工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、顶板及卡在放煤口的大块煤（矸）。

⑷、高瓦斯矿井的易自燃煤层，应当采取以预抽方式为主的综合抽放瓦斯措施和综合防灭火措施，保证本煤层瓦斯含量不大于6m3/t或工作面最高风速不大于4.0m/s。

⑸、工作面严禁采用木支柱、金属摩擦支柱支护方式。 ⑹、有下列情形之一的，严禁采用单体液压支柱放顶煤开采： ①倾角大于30°的煤层（急倾斜特厚煤层水平分层放顶煤除外）。 ②冲击低压煤层。

⑺、有下列情形之一的，严禁采用放顶煤开采： ①煤层平均厚度小于4m的。 ②采放比大于1：3的。

③采区或工作面回采率达不到矿井设计规范规定的。 ④煤层有煤（岩）和瓦斯（二氧化碳）突出危险的。

⑤坚硬顶板、坚硬顶煤不易冒落，且采取措施后冒放性仍然较差，顶板跨落充填采空区的高度不大于采放煤高度的。

⑥矿井水文地质条件复杂，采放后有可能与地表水、老窖积水和强含水层导通的。

2、第154条 对产生煤（岩）尘的地点应采取防尘措施：液压支架和放顶采煤工作面的放煤口，必须安装喷雾装置，降柱、移架或放煤时同步喷雾。

二、《回采操作规程》

第157条 操作液压支架必须达到额定初撑力的80%以上；支架不挤不咬，错差不大于支架顶梁侧护板的2/3；煤壁、煤溜、支架成直线，偏差不大于±50mm；支架间隙不大于200mm；中心距偏差不大于±100mm。

第158条 低位放顶煤支架后尾梁与后溜之间的高度不低于

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500mm，机头前10架支架不低于600mm，以保证后部溜煤炭运输畅通。

第159条 接班时，要详细了解上一班支架的工作状况，办理交接班手续。

第160条 进入工作地点后，首先要做好以下准备工作： 1、检查各操作手把是否都置于“零”位。 2、检查支架高度是否影响采煤机通过。

3、检查支架管路有无埋压、断裂，连接是否符合规定。 4、检查操纵阀组以及各零部件是否齐全、紧固，密封是否完好。检查各种千斤、推移装置、连接机构是否完好。当发现有变形、松动、漏液和窜液等现象时，要及时处理。本班不能及时处理或没有能力处理的，移交下一班或检修班。

5、中位放顶煤支架要检查天窗摆梁的状况，有无自降。低位放顶煤支架要检查后尾梁的高度是否影响煤炭运输。

6、检查工程质量是否符合标准化要求，提前作好整改或调整准备。

7、工作面铺有金属网时，要检查金属网的铺设质量。 8、检查工作面机道内顶帮情况，发现隐患及时处理。 9、检查前（后）溜的运行状况。 10、检查支架前（后）喷雾是否正常。 11、检查闭锁装置是否可靠。

第186条 每一操作程序完毕或因外部因素停止供液后，都必须将操作手把打回“零”位。

第187条 放顶煤工作面拉架时，必须检查放顶煤情况，在放煤步距内顶煤未放尽不得拉架。

第188条 作业前首先检查支架天窗口或后尾梁状况，防止中位放顶煤支架摆梁千斤自降或低位放顶煤支架尾梁高度过低，影响后部溜运行或后部溜煤炭运输不畅。检查喷雾设施、液压系统是否完好、

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后部溜运行是否正常，发现问题要及时处理。

第189条 操作顺序：收回后溜—收回插板—反复升降摆梁放煤—升起摆梁—关闭插板。

第190条 放顶煤见矸达到1/3时即可停止放煤。

第191条 放煤时要观察溜中煤量，尽量保持煤量适中，防止压溜。发现大块矸石进入后溜时，要及时闭锁后溜，将矸石破碎或用单体柱顶入采空区。否则，不准开溜放煤。

第192条 人员处理后溜事故或因工作需要进入后溜时，必须闭锁后溜，并设专人看管闭锁，以防启动溜子，造成事故。

三、集团公司文件规定

1、阳煤生字[2010]835号《关于下发〈采煤工作面生产技术管理规定〉的通知”规定》

第17条 放顶煤开采的工作面，冒顶区域附近可暂不放煤。15#煤采煤工作面采空侧巷道端头三角煤破碎区域，要提前采取注胶等加固顶板措施，预防冒顶事故发生。

第46条 内错尾巷及其前后3m范围内不得放顶煤。

第48条 内错尾巷及其前后5架范围内的支架标注或增设醒目标记，便于采煤机司机和支架工按规定操作。

第四章 放顶煤操作

一、操作前准备

ｌ、 工具：扳手、钳子、改锥、小锤等。

２、备品配件：Ｕ形销、密封圈、液管、常用接头、手把等。 3 、检查工作：

⑴、检查支架顶梁与顶板接触是否严密，前端有无片帮和冒顶的危险，架间距离是否符合规定有无掉矸的危险。

⑵、尾梁工作状态是否正常，插板是否能够正常伸缩，支架后方放煤口有无杂物、大块煤矸堵塞。

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⑶、液压件：高低压胶管有无损伤、挤压、扭曲、拉紧、破皮断裂，阀组有无滴漏液，操作手把是否齐全、灵活可靠，是否置于中间停止位置，管接头有无断裂，Ｕ形销是否合格。

⑷、拉移后刮板输送机千斤顶与支架、后部输送机的连接是否牢固。

⑸、照明灯、信号闭锁、洒水喷雾装置等是否齐全，灵活可靠。

二、操作顺序

收回后溜→打开支架后喷雾→收回插板→上下摆动尾梁→观察放煤口煤量→见矸后调整尾梁高度→关闭插板→手把归零位→关闭本架喷雾。

三、操作方法 1、正常放煤操作：

⑴放煤时，放煤量必须掌握均匀。要缓慢操作插板，根据煤量多少，调节插板收缩量，让顶煤均匀流入后部输送机。

⑵插板收完后，通过尾梁上下摆动、插板来回伸缩放出顶煤，并根据煤量大小，控制尾梁上下摆动速度及角度。摆动尾梁时，必须先收回插板。

⑶放煤完毕，调整尾梁到适当高度（不得低于规定高度），再将插板伸出，操作手把打到“零”位。

2、特殊条件操作：

⑴ 当顶煤局部较硬，不能正常放出时，可以采用以下三种方法： ①采用多轮循环间隔放煤方式，对局部地段进行反复放煤，使得该地段的顶煤逐步松散，有利于放煤。

②采用单轮顺序多口放煤方式，2~3个放煤口同时放煤，通过增加顶煤悬空面积，加快破碎速度，有利于放煤。

③采用正常放煤操作方式的基础上，通过上下升降支架后立柱的方式，增大支架对顶煤的挤压力以及对顶煤频繁的加载和卸载，加快

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顶煤的破碎，有利于放煤。

⑵ 放煤过程中如遇大块煤矸必须用插板破碎。要特别注意防止大块煤、矸石流入输送机内，如发现大块煤或大块矸石流入输送机内时，必须停机处理，将矸石破碎或用尾梁插板（千斤顶）顶入采空区，防止运输过程中碰坏支架尾梁千斤顶及管路。大块煤（矸）卡住放煤口时，严禁爆破处理。

四、工艺要求

1、初次放顶煤：工作面支架后尾梁推出切巷后，开始放顶煤。 2、正常放顶煤：采用“一采一放”或“两采一放”作业方式。 3、末采放煤：工作面末采至铺金属网位置后，适量放顶煤，直至金属网铺到后尾梁时，停止放顶煤。

4、两人以上放顶煤时，必须保持10-15m的间距,每架直至放出1/3的矸石为止。

5、机头、尾过渡架不放顶煤。工作面部分地段顶板破碎，滚帮塌顶严重影响工作面推进时，可视情况少放煤或暂停放煤。内错尾巷及其前后3m范围内不得放顶煤。 五、安全注意事项

1 、操作

⑴ 每次放煤前首先检查操作地点的安全，发现支架侧护板没有伸出，必须及时伸出，防止大块煤矸落下伤人。检查放煤管路，不得有挤压、扭曲、拉紧、破皮断裂。及时清除架间影响放煤的障碍物。

⑵ 放煤操作中必须集中精力，随时观察输送机工作状况，及时反馈或处理管路操纵阀问题，保证放煤系统完好。

⑶ 放煤工必须动态巡视后部输送机煤流状况，控制好煤量，后部刮板输送机停机时，严禁放煤。与有关工种认真配合，听到过载预警时，必须停止放煤、移架操作，防止长时间过载运行，压住输送机。

⑷ 严禁超限放煤或放不净煤。放顶煤工必须注意观察顶煤流动

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情况，当放出的顶煤中见矸达三分之一时，立即关闭放煤口和喷雾，再进行下一架操作。

⑸ 割煤与放煤应做到采、放平行作业，拉架与采煤机后滚筒的距离、放煤与拉架的距离必须符合“作业规程”规定，一般情况拉架滞后机组后滚筒3~5架；放煤滞后拉架3架以上，以不超过30架为宜。放煤与采煤机距离超过“作业规程”规定时，应放缓采煤机截割速度或停止采煤机。

⑹ 严格按“作业规程”规定的顺序、均衡放煤，严禁少放、漏放或打乱放煤顺序乱放。

⑺ 人员需进入落山剪网放煤时，后部输送机必须停电闭锁，井有专人进行安全监护，严禁空顶作业，确保剪网人员安全。

⑻ 两人及以上放煤时，放煤间距符合“作业规程”规定，一般不小于10-15m。

⑼ 操作中发现故障时，应按检修操作有关规定及时查明原因正确处理，不准盲目拆卸，乱敲乱砸。

⑽ 在拉后部输送机时应单向顺序进行，滞后距离和弯曲段执行“作业规程”规定。

⑾ 后部输送机除机头、机尾可停机拉移外，工作面内的后部输送机要在运行中拉移，不准停机拉移。

⑿ 放完煤后必须调整好尾梁高度，工作面机头10架尾梁高度不低于60cm,其余支架尾梁高度不低于50cm。

⒀ 放煤或收溜等操作完毕后，必须将操作手把打到“零”位。 2、故障处理

⑴更换胶管和阀组等液压件时，必须关闭截止阀，将操作手把置于“零”位，将故障部位的压力完全释放，严禁带压操作。

⑵进入后溜处理液压系统故障，必须闭锁后溜并且停电锁开关，方可工作。

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⑶主管路更换，必须通知泵站停泵，并采取闭锁手段，同时应关闭故障部位前级截止阀，并进行压力释放，检查无误后方可进行工作。

⑷备用的各种液压胶管、阀组、千斤顶、管接头等必须用专用堵头堵塞，更换时用乳化液清洗干净。

⑸拆除更换部件前应彻底清擦故障部件周围，更换时应及时采取防尘防污措施。

⑹更换有特殊要求的操纵阀、控制阀等部件，应使用专用工具，不允许用其他工具乱敲乱砸。

⑺严禁使部件敞口对着人体，以防误操作伤人。

⑻处理完毕打开截止阀时．动作要慢，以免损坏设备和造成其他事故。

⑼正常情况下不准关闭回液阀，因检修需关闭时，检修结束后必须及时打开。

⑽严禁随意拆除支架上的安全阀和调整压力值。

第五章 事故案例

一、案例一 事故经过：

2009年7月29日零点班，某矿某综采队某工作面，收后部溜过程中，支架工周某操作第9架后部溜千斤时，后溜千斤下腔管从操纵阀的根部崩脱，将周某左眼上方打伤。

事故原因：

1、支架工未详细检测管路连接及破损情况，是事故发生的直接原因。

2、后溜千斤下腔管管头因长时间老化破损未及时更换，是事故发生的主要原因。

3、自主保安意识差，未缓慢试送液，是事故发生的重要原因。 防范措施：

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1、操作支架特别是后部溜千斤管路前，必须检查管路有无埋压、断裂，阀组以及各零部件是否齐全紧固，连接是否符合规定。

2、针对收后部溜千斤液管存在隐蔽、易损等特点，检修班要重视收后部溜千斤液管的日常检修工作，必须强制定期检查，定期更换。

3、提高自主保安意识，加强正规操作的学习，操作支架要先缓慢试送液，确认无问题后，再将手把打到位。

二、案例二 事故经过：

某矿综采队零点班，放煤工王某在工作面放煤过程中，误操作侧护板手把，将侧护板收回，造成架间漏煤，把清煤工王某的脚砸伤。

事故原因：

1、不熟悉支架操作系统，误操作，是造成事故的直接原因。 2、操作支架时，没有将人员撤离3m以外，是造成事故的主要原因。

3、员工自保互保意识差，是造成事故的重要原因。 防范措施：

1、操作人员必须熟悉液压支架的性能、构造原理和液压控制系统，能够熟练操作支架。

2、操作支架时，前后3m范围内不得有人。 3、提高自主保安意识，加强正规操作的学习。 三、案例三 事故经过：

2008年1月18日中午班，某矿综采三队放煤工李某在80113工作面操作92#架放煤时，由于煤尘较大，视线不好，在摆尾梁时，将插板插入运行的后溜中，造成后溜断链。

事故原因：

1、操作支架前没有开喷雾，是造成事故的直接原因。

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2、支架工操作不熟练，降尾梁幅度过大，是造成事故的主要原因。

防范措施：

1、操作支架前，必须打开喷雾。

2、放煤过程中要随时观察煤量，先收插板后摆尾梁。 四、案例四 事故经过:

2004年4月12日，某矿综放队在81001工作面生产，当日四点班工长安排葛某和王某两人负责放顶煤工，葛、王某分别在前、后半部放顶煤，由于中部52~55支架尾梁底，拉过架后没有及时调整尾梁，造成堵塞，并且涌煤40架，由于机组在前半部割煤，视线不好，王某没有意识到后溜中部涌煤，继续放煤，造成后溜压溜。

事故原因：

1、支架尾梁底，造成后溜堵煤，是造成事故的直接原因。 2、放顶煤工检查不到位，造成事故的主要原因。 防范措施：

1、低位放顶煤支架后尾梁与后溜之间的高度不得低于500mm，机头前10架支架不得低于600mm，以保证后部溜煤炭运输畅通。

2、放煤人员必须动态巡视尾梁高度和后部输送机煤流状况，控制好煤量。

第六章 手指口述

项目 准备 操作 收尾

手指（关键工序） 作业地点 尾梁 手把 口 述 顶板完整、架间间隙不超规定，支架无跑冒滴漏 先收插板，后摆尾梁，见矸1/3关闭放煤口，调整尾梁达规定高度 操作完后手把回零位 - 31 -

2、支架工操作不熟练，降尾梁幅度过大，是造成事故的主要原因。

防范措施：

1、操作支架前，必须打开喷雾。

2、放煤过程中要随时观察煤量，先收插板后摆尾梁。 四、案例四 事故经过:

2004年4月12日，某矿综放队在81001工作面生产，当日四点班工长安排葛某和王某两人负责放顶煤工，葛、王某分别在前、后半部放顶煤，由于中部52~55支架尾梁底，拉过架后没有及时调整尾梁，造成堵塞，并且涌煤40架，由于机组在前半部割煤，视线不好，王某没有意识到后溜中部涌煤，继续放煤，造成后溜压溜。

事故原因：

1、支架尾梁底，造成后溜堵煤，是造成事故的直接原因。 2、放顶煤工检查不到位，造成事故的主要原因。 防范措施：

1、低位放顶煤支架后尾梁与后溜之间的高度不得低于500mm，机头前10架支架不得低于600mm，以保证后部溜煤炭运输畅通。

2、放煤人员必须动态巡视尾梁高度和后部输送机煤流状况，控制好煤量。

第六章 手指口述

项目 准备 操作 收尾

手指（关键工序） 作业地点 尾梁 手把 口 述 顶板完整、架间间隙不超规定，支架无跑冒滴漏 先收插板，后摆尾梁，见矸1/3关闭放煤口，调整尾梁达规定高度 操作完后手把回零位 - 31 -

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