兰州湾煤矿采煤作业规程DOC.docx
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兰州湾煤矿采煤作业规程DOC
规程编制依据
1、《煤矿安全规程》2006年版.
2、《生产矿井质量标准化标准》.
3、《煤矿工人安全技术操作规程指南》.
4、兰州湾煤矿地质勘探报告.
5、《兰州湾煤矿矿井初步设计》和采煤工作面设计图.
1采面概况
1.1采区概况及煤层地质特征
本采煤工作面位于兰州湾煤矿三片盘采区南翼3-4煤层，+1250水平回风石门以南至第一断层之间，该采煤工作面原设计走向长度630m，但由于井田南翼地表为国家保护湿地，再加上采面两巷掘进过程中先后两次遇到断层，且断距较大，因此采面走向长度被迫缩短，目前采面回风巷走向长度260m，运输巷走向长度250m。
采面开切眼长度30m，采面开切眼沿第一断层处煤层边沿布置，断层以南所掘两巷被迫放弃，并砌筑密闭隔离。
该采煤工作面上部一、二片盘采区因距地表太近，煤质风化和保护地面建筑等因素，《初步设计》中没有设计开采，本工作面是矿井投产后的首采工作面，因此采面上部及四周无老窖、老空、地面塌陷等情况，虽在采面北侧100m处地面有一废弃小窑，但对本采面安全不构成威胁。
采面走向长度260m
煤层厚度8.31m（平均真厚）
煤层倾角42°
采面斜长30m（伪斜布置）
1.2煤层顶板，底板情况
3—4煤层多发育直接顶板和直接底板，伪顶、老顶和老底只限于局部地段，分界不明显，直接顶板为泥岩和中砂岩，比重2.55—2.64，局部地段直接顶里还有一层约0.8m厚的沙砾岩，属软弱型顶板，岩性特征为灰色、灰白色、结构面为层理面，岩体节理发育。
易产生块体塌落。
直接底板为泥岩及粉、细、中砂岩，比重2.58—2.60，岩石质量等级为半坚硬—易软化的软岩—极软岩，围岩稳固性差，节理裂隙较发育，在局部地段由于地下水和气体的作用，还容易发生底鼓、侧帮等工程地质问题。
由于该煤层倾角较大，受采煤方法和采煤设备确定的因素制约，该工作面是伪斜布置，实际上工作面的直接底板就是煤体，由于煤体的抗压强度、硬度都小的多，再加上矿井水和释放的乳化液冲刷，底板的稳定性更差，更容易受到破坏。
1.3煤层地质构造条件
3—4煤层为倾斜煤层，倾角42°，该煤层除在3S3-4采面南翼出现逆断层外，本采煤工作面范围内无其它构造破坏，在开采范围内地质条件简单。
3—4煤层距上伏的1号煤层层间距87m，与下压的5号煤层层间距为30m。
1.4水文地质及采空区积水情况
3—4号煤层本身为弱含水煤层，该工作面范围内，水文地质条件相对简单、上部及四周基本未受采动影响，不存在采空区积水情况，采面北部100m处地面有一废弃小窑，可能有少量积水，但不会对本采面构成威胁，但有两点仍需要注意：
Ⅰ、回风水平从密闭内有一股水流出，（绝大部分为钻孔内流出的地下水）开采初期对采面安全生产影响，应采取措施加以疏导，当工作面推进10-20m后，该水流大部分便经老塘流到1225运输大巷，不再对工作面安全生产构成大的影响。
Ⅱ、由于地面农业灌溉水的渗透，该工作面局部地域顶板可能会有淋水，给安全生产造成不便，但不会造成大的影响。
1.5煤质
3—4号煤层以亮型煤为主、条带状结构，为低变质烟煤、属长焰煤（41CY），煤体呈弱玻璃—沥青光泽，硬度一般在3左右，比重1.32，发热量平均为27.2MJ/kg，属高热值煤灰分平均值为10-11%，属底灰煤，挥发分为43-49%，属高挥发分煤，低磷、低硫，是理想的动力、酿造、食品工业燃料。
煤层平均真厚度8.31m，内含夹矸1-3层，其中最厚的一层厚度在0.2-0.5m左右，灰色泥岩成份较韧，不易碎，又恰位于煤层中部，因此对放顶煤有较大影响，必要时，需采取处理措施。
1.6瓦斯、煤尘爆炸性，自燃发火情况
由于目前矿井还没有作矿井瓦斯和二氧化碳等级鉴定，根据已有的资料比对，《初步设计》将该矿井暂定为低瓦斯矿井，待投产后符合鉴定条件时再进行矿井瓦斯和二氧化碳等级鉴定，但在该煤层巷道掘进过程中，个别地点曾出现过瓦斯涌出异常情况，虽然经过两巷较长时间的释放，目前工作面煤层中瓦斯含量不高，但也应引起足够重视，煤炭挥发分较高、煤尘具有爆炸性危险。
该煤层具有自燃倾向性，属易燃煤层，自燃发火期为3—6各月。
2采煤方法及通风系统
我矿3-4煤层属倾斜煤层，实际倾角42°，（地质报告中煤层倾角30°），由于倾角大，不适合采用悬移顶梁液压支架，但《初步设计》确定采用走向长壁悬移顶梁液压支架，爆破放顶煤一次采全高采煤法，在2008年10月15日哈密设计院的批复中再次明确“维持原设计采用的回采工艺”，加之井型小，支护设备已购等因素，经研究最终决定仍采用走向长壁悬移顶梁液压支架放顶煤采煤法。
开采3S3-4采煤工作面，为减小工作面坡度，工作面采用伪斜布置，具体措施有两点：
1、采面回风巷沿煤层底板布置，运输顺槽沿顶板布置。
2、回风巷滞后10m，加大工作面长度，减小工作面坡度。
这样布置采面，有两个缺点：
、回采率降低。
、走架较别扭。
但为了安全，决定还是采用伪斜布置，待工人操作熟练、积累经验后再行调整。
伪斜布置后工作面坡度为34°。
2.1工作面巷道布置
Ⅰ、采面回风巷沿煤层底板布置，铺设18kg/m轻轨，巷道断面6m2，锚网支护，局部地段为锚网喷支护。
从1250回风石门起全长288m，中部有两处小错车场。
Ⅱ、运输顺槽在+1225水平沿煤层底板布置，铺设22kg/m轻轨，巷道断面6m2和8.6m2（机掘部分）锚网喷支护.
Ⅲ、超前运输顺槽，沿+1234水平沿煤层顶板布置，铺设40T刮板输送机，巷道断面4m2，锚网支护。
Ⅳ、从运输顺槽每隔80m掘一对上山巷道与超前运输顺槽沟通，一个为溜煤眼，一个为行人通风眼。
Ⅴ、采面开切眼，伪斜布置，高2.2m，宽2.5m，顶部锚网支护，巷道长30m，倾角34°.
Ⅵ、本采面煤炭储量约6.5万吨。
Ⅶ、本工作面共布置悬移顶梁液压支架23架，上下端头采用对梁支护。
Ⅷ、工作面巷道布置图一（附后）。
2.2工作面通风
2.2.1概况
该工作面相对瓦斯涌出量为0.54m3/吨，自燃发火期为3—6个月，预计生产起止日期为2009年3月—2009年9月。
2.2.2通风系统
2.2.2.1通风系统概述
Ⅰ、该工作面采用全负压通风系统。
Ⅱ、超前运输顺槽掘进采用局扇压入式通风。
Ⅲ、风流流经路线。
主斜井→+1225运输巷→行人上山眼→超前运输顺槽→工作面→+1250回风巷→回风石门→风井。
（见避灾路线图）
2.2.2.2风量计算
Ⅰ、按工作面同时工作的最多人数计算
Q采=4×N×K=4×30×1.3=156m3/min=2.6m3/s（2-1）
式中Q—工作面总供风量；
N—工作面同时工作最多人数；
K—风量备用系数，取1.3。
Ⅱ、按瓦斯涌出量计算
Q采=（100×q瓦采×T×K采通）/（24×60）（2-2）
=（100×0.54×425.1×1.8）/（24×60）
=28.7m3/min=0.48m3/s
式中Q采—采煤工作面总供风量m3/s；
q瓦采—采煤工作面的相对瓦斯涌出量0.54m3/t；
K瓦通—采煤工作面瓦斯涌出量不均匀备用系数取1.8；
T—采煤工作面及超前掘进面最大日产量396.8+28.3=425.1t。
Ⅲ、按炸药量计算
Q采=AC×b/（t×c）=14×0.1/（20×0.02%）（2-3）
=350m3/min=5.8m3/s
前期因为有超前运输顺槽掘进，约需150m3/min风量故采面前期风量为350m3+150m3/min=500m3/min
式中AC—采煤工作面一次使用最大炸药量14kg；
b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量、根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取0.1m3/kg；
t—通风时间，取20min；
c—爆破通风后，允许工人进入工作面工作的CO2浓度取0.02%。
Ⅳ、所以该工作面的风量取上述最大值即350m3/min按最低风速验算。
Q采≥0.25×60×S采≥15×5.4=81m3/min（2-4）
按最高风速验算
Q采≤4×60×S采≤240×5.4=1296m3/min
式中S采—采煤工作面平均断面积5.4m2
经过以上计算采煤工作面风量取最大值500m3/min
此时工作面风速为1.54m/s，符合《煤矿安全规程》的规定。
2.3工作面设备的确定
2.3.1支架的选择
2.3.1.1、悬移顶梁液压支架：
ZH1800/16/24悬移顶梁液压支架的参数
规格长×宽：
2.26×0.68m
重量0.98t
工作阻力1800KN/6
初撑力942KN
移架步距0.8m
中心距1m
支撑强度0.44Mpa
最大控顶距3.06m
支撑高度1.6—2.4m
泵站压力19.6Mpa
2.3.1.2支架选型验算
支护强度验算：
采用以采高倍数验算法，即作用在支架上8倍采高的岩石重量来确定支架抗来压强度。
Pc=8×2×2.5×9.8=0.39Mpa＜0.44Mpa（2-5）
上式中Pc为顶板最大来压强度采高为2m，岩石容量取2.5t/m3
该支架支撑强度为0.44Mpa，大于顶板来压强度，所以该支架支撑强度满足要求。
支架工作阻力验算
仍采用以采高倍数估算法，即作用在支架上8倍的岩石重量来确定支架工作阻力的国家标准
Ⅰ、因工作面存在34°的倾角，先计算出支架在此工作面允许承受的最大工作阻力
F=Cos34°×1800KN（2-6）
=0.829×1800KN
=1492KN
式中F-支架可承载的工作阻力；
34°为工作面倾角
Ⅱ、再计算作用于支架上最大工作阻力。
P=S×M×8×C×g（2-7）
其中P—作用在支架上的阻力（工作阻力）
S—最大支护面积3.06m2
M—采高2m
C—岩石容量平均取2.5t/m3
g—换算系数
根据公式2-7求得：
P=3.06×2×8×2.5×9.8=1200KN＜1492KN
故该支架工作阻力满足工作面压力的要求。
2.3.1.3运输设备选型
工作面因倾角为34°，加之炮采，故工作面运输采用搪瓷溜槽。
超前顺槽铺设SGB—620/40型刮板输送机、设备运输能力为80t/h，故完全满足运输能力。
超前顺槽掘进同样铺设SGB—620/40型刮板输送机。
2.4回采工艺
2.4.1采煤顺序
由采面开切眼起在工作面煤壁处人工打五花眼开帮、放炮、铺金属网、攉煤、移支架、放顶煤、移溜槽和打眼，重复循环作业，其中放顶煤两个循环放一次。
每个循环进度0.8m，顶煤通过矿山压力作用自行落下，若不能自动落下时，要配套放顶煤钻机，爆破放顶。
装煤时开帮放炮崩落的煤炭部分自行落入搪瓷溜槽，其余部分由人工攉入搪瓷溜槽，顶煤通过剪网，由网口放入搪瓷溜槽。
运煤通过工作面搪瓷溜槽溜到超前顺槽刮板输送机上，由刮板输送机运至溜煤眼。
2.4.2打眼、放炮方式：
Ⅰ、开帮炮眼布置采用五花眼布置方式见表2-1，图二（附后）
表2-1五花眼布置方式表
名称
孔距
孔深（m）
与顶底板角度
与煤壁角度（向下）
装药长度（m）
封泥长度（含水炮泥）
底眼
距工作面底板0.3m
0.9
下扎10°
80°
0.45
封至眼口
腰眼
距工作面底板1m
0.9
与顶、底
板平行
80°
0.3
0.45m
顶眼
距工作面顶板0.2m
0.9
上仰5°
80°
0.45
封至眼口
Ⅱ、装药、连线、放炮方式，五排炮眼一组，采用一次性装药，一次性放炮，雷管脚线联结采用串联方式。
Ⅲ、放完炮后煤壁和顶底板形状要求：
煤壁：
开完帮后煤壁形成必须平直
顶底板：
开完帮后必须平，以便移架顺利
2.4.3移架方式及注意事项
由于工作面短、泵站流量小，本工作面的移架方式采用自下往上逐架依次顺序式，但因工作面倾角过大，先移第二架，再依次移一、三、四、五架……，此方式有利于顶板的维护和支架稳定性。
本工作面斜长30m，共布置了23架支架，上下端头采用四对八梁超前支护，但由于位置限制,可减少对数但不得少于二对四梁,支柱采用Ф100×2.5m单体液压支柱，梁采用2.3m长箱形梁，一梁三柱。
所有支架移完后必须成一条直线，移架步距保证800mm，误差不超过±50mm，每处5部支架进行检查，相邻支架高差不超过顶梁高度的2/3，各相邻支架的中心距保证1000±100mm，支架与支架顶部320mm空隙除有顶网护顶外，顶网下要铺设木背板，间距250—400mm，增加支护强度，顶梁与顶板要接触严密，不许空顶，如有空顶必须木料背好刹紧，因工作面底板是煤体，抗压强度低，所以要求支柱要穿鞋。
支架架设必须有迎山角，支架的迎山角为4—5度。
为保证整个工作面支架的稳定性，防止支架出现倒架、咬架现象，要采取以下措施：
支架的顶梁间要用Ф10的软钢丝绳连接；每三部支架打一根戗柱必要时再加密，工作面上、中、下部各打一个木垛，木垛接顶背实。
放炮后要及时铺顶网，顶网采用50×50mm菱形网或方格网，网与网之间搭接100mm，并用14号细铁丝绞连，顶网铺好后，支架前探梁伸出及时支护顶板，防止沿煤壁处顶煤冒落，并确保攉煤工人的安全，必要时可在煤壁处打贴帮柱。
2.4.4放顶煤工艺
本工作面开帮高度2m，放顶煤高度6m
根据△S=Ks×H-H=H（Ks-1）（2-8）
=6×（1.2-1）=6×0.2
=1.2m＜2m
式中△S—顶煤松散时所需空间高度
H—放顶高度6m
Ks—顶煤松散系数1.2
因开帮煤高度大于顶煤破碎膨胀的增加高度，如果顶板冒落好，顶煤煤体经支架多次支撑—卸压作用下被压碎，故不再需要松动爆破顶煤，若局部地段不能自行下落，可采用煤电钻打眼松动爆破顶煤，炮眼间距、深度和装药量根据现场实际确定。
放顶煤步距，初步确定二采一放即1.6m
放顶煤顺序，由下至上，逐架等量放煤，经两到三轮后，可将放煤口往上剪，再放中、上部的煤。
2.5顶板管理方法
Ⅰ、采用全部跨落法管理采空区，工作面采用ZH1800/16/24悬移顶梁液压支架控制。
工作面最大控顶距3.06m，最小控顶距2.26m
Ⅱ、工作面端头支护，本工作面上下端头均采用2.3m长箱型梁配合2.5m长单体柱“四对八梁”，迈步抬棚进行支护，梁与梁间距0.2m，对与对间距0.8m，一梁三柱。
工作面推进过程中，梁的对数可进行调整，但不得少于两对。
Ⅲ、超前支护：
为减轻两巷受工作面采动造成的超前压力影响，在工作面前方20m范围内加强支护，采用绞接顶梁配单体液压支柱的支护方式，回风巷和超前运输顺槽采用2.5m长的单体柱，工作面前方20m内双排超前支护。
Ⅳ、初次来压，周期来压控制和初次放顶
ⅰ、因工作面斜长较短，预计工作面初次来压步距在距开切眼20—30m的范围，为防止初次来压对工作面造成危害，根据矿压显现情况，在工作面推进到适当位置时（一般不超过20m）用岩石电钻挑顶打眼，强制放顶，并在放顶前做出专项设计。
如有条件，可提前在两巷用潜孔钻机向工作面上方顶板打爆破孔，孔径Ф67mm，使用高威力炸药和导爆索进行超前预爆破。
破坏顶板结构，减轻初次来压显现。
ⅱ、周期来压步距预计在10—15m，如煤层顶板冒顶较好，来压显现不明显，则无需采取特殊措施，如周期来压明显，必须安排人工强制放顶。
2.6矿压观测
该工作面建立矿压观测系统，通过观测工作面支护质量，进行矿压预报，以有效防止周期来压造成的危害。
Ⅰ、矿压观测三量内容及方法；
工作面支架，液压单体柱三量观测（初撑力，工作阻力，活立柱）；移架前后观测。
Ⅱ、巷道顶板位移观测，在两巷内设测点，安装测杆，每班观测测杆读数计算出巷道顶板位移量。
Ⅲ、顶板，顶煤冒落破碎度统计，通过观测顶煤顶板的冒落块度大小，煤壁片帮深度，炮道局部顶煤冒落宽度及高度，进行统计，分析比较后加强采煤面支架前方的顶板管理和顶煤冒落块度的掌控。
2.7循环方式及劳动组织
Ⅰ、本工作面循环作业方式采用“三八”制，早班、中班生产，夜班检修准备。
早班：
接班—打眼—放炮—铺金属网—攉煤—移支架—移溜槽—打眼—放炮—铺金属网—攉煤—移支架
中班：
接班—放顶煤—移溜槽
夜班：
接班—检修—如顶板冒落不好超前打放顶眼。
Ⅱ、劳动组织，本工作面可分成上下两段由下而上平行作业，装药，爆破由放炮员统一操作见表2-2和表2-3。
表2-2劳动组织表
工种
早
中
夜
合计
队长
1
1
2
班长（兼职）
1
1
1
3
支架放煤工
4
3
7
攉煤工
2
2
4
铺网，支护
2
2
4
打眼，放炮
4
4
运料
2
2
泵站
1
1
1
3
溜子，大煤破碎
1
1
2
维修，电钳
1
1
1
3
底大巷装车
2
2
4
合计
18
13
5
35
劳动定员35人
表2-3采面机械设备配置表
地点
设备名称
型号
单位
数量
工
作
面
悬移液压支架
ZH1800/16/24
架
25
搪瓷溜槽
L=1m
节
29
单体液压支柱
DZ-22
根
48
箱形顶梁
L=3m
根
16
两
巷
刮板输送机
40T
台
1
乳化液泵
XRB-55KW
台
2
乳化液泵箱
台
1
绞车
JH-7.5
台
1
煤电钻
1.2KW
台
2
岩石电钻
2KW
台
1
绞接顶梁
L=1M
根
60
单体液压支柱
DZ-22DZ-25
根
60
大巷运输
电瓶车
2.5t
台
2
矿车
1t
辆
18
2.8生产系统
2.8.1通风系统
地面→主斜井→1225水平运输巷→超前运输顺槽（包括前期的超前顺槽掘进头）→工作面→1250回风巷→回风石门→回风井→地面。
2.8.2运煤系统
工作面→超前运输顺槽→溜煤眼→运输顺槽→主斜井→地面
2.8.3运料系统
地面→主斜井→1250回风巷→用料地点
2.8.4排水系统
工作面→运输顺槽→主斜井→中央水仓→用水泵排至地面
2.8.5供电系统
Ⅰ、地面变电所10kv母线→井下中央变电所（10kv）→+1250水平回风巷配电点（660v）→工作面用电（127v）
Ⅱ、+1234采煤工作面的设备供电变压器为KBSG-250/10型矿用隔爆型干式变压器，供电距离为380m，选用70mm2软橡套电缆作为主供电线路，干式变压器将10KV变为660V电压为工作面各设备供电，电煤钻为127V电压，各电机由磁力起动器控制。
2.8.6采面
主要经济技术指标见表2-4。
表2-4主要经济技术指标表
序号
名称
单位
数量
备注
1
工作面走向长
m
260
2
工作面斜长
m
30
3
煤层平均厚度
m
8.31
4
地质储量
t
65000
5
可采储量
t
45000
6
回采率
%
70
7
开帮高度
m
2
8
放顶煤高度
m
6
按最高处计
9
放煤步距
m
1.6
10
日循环进尺
m
1.6
11
工作面日产
t
400
按最大计
12
服务年限
月
6
13
直接工效
吨/人
10
14
全员工效
吨/人
2
15
采煤队
人
40
不含掘进
16
炸药
Kg/kt
180
17
雷管
发/kt
700
18
坑木
m3/kt
3
19
金属网
m2/kt
80
20
乳化液
Kg/kt
10
2.9避灾路线
2.9.1水灾
就近撤到两巷安全地点（如工作面中部出水，下部工作人员沿运输顺槽撤出即可），工作面→+1250水平回风巷→+1250水平回风石门→副斜井→地面
2.9.2火灾
迎进风方向撤出，工作面→+1234水平超前运输巷→+1225水平运输巷→+1225水平运输石门→主斜井→地面
2.9.3顶板冒落预兆
Ⅰ、局部冒落、撤离危险区，进行处理。
Ⅱ、较大范围冒顶，撤到两巷后，报告调度室。
2.9.4瓦斯、煤尘爆炸
迎进风方向撤出，工作面→+1234水平超前运输巷→+1225水平运输巷→+1225水平运输石门→主斜井→地面
3安全技术措施
3.1防片帮、冒顶及顶板管理安全技术措施
Ⅰ、在煤壁发生片帮的地段，立即采取打贴帮柱的措施，用50mm×50mm金属网，并用14号软铁丝连接，防止因片帮增加空顶面积而发生冒顶。
Ⅱ、发生冒顶地段必须采取可靠的刹顶措施，在完全控顶后再开始移架，严禁不刹顶而强行移架，刹顶时，工作地点一定要打好安全柱，保证工作人员安全，必要时可临时增加木垛。
备料：
木料80根、木楔子50个、单体柱40根。
Ⅲ、控制好开帮高度，合理布置炮眼，严禁超高，顶眼眼底距轮廓线要保持在0.2m的距离。
Ⅳ、顶煤冒落不好或者块度太大，要采取预先爆破顶煤的技术措施，孔径40mm，排距1.6m，眼距2m，眼深8m，炮孔均向老塘方向倾斜65°。
Ⅴ、如果顶板冒落不好，每推进10m时，在工作面炮道用岩石电钻向顶板打眼，孔径Ф80mm（狼牙棒钻头），眼深15m，眼距4m炮孔向老塘方向倾斜65°，强制放顶。
Ⅵ、采用强制放顶方法处理采空区时，工作面必须加强支护，沿放顶线在工作面上、中、下部各加设一个木垛。
Ⅶ、工作面开帮放炮顺序由下往上，炮孔封泥长度不低于炮孔全长二分之一。
每开5架距离，必须结网伸前梁及时支护。
Ⅷ、在爆破顶板、顶煤过程中，如发现炮孔与老塘打通，必须用炮泥把孔顶部封死，封死部分长度不小于1m，隔绝老塘，再装药放炮。
Ⅸ、工作面放炮前，工作面前方20m两巷必须加强支护。
Ⅹ、工作面放炮前，全体人员必须撤到距工作面端头100m以外的安全地点，并在两巷设好警戒，放炮前发出信号。
Ⅺ、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度，否则禁止放炮，放炮后洒水降尘。
Ⅻ、放炮后，进入工作面首先敲帮问顶，确认无危险后，迅速挂顶网，并伸出支架前伸梁。
ⅩⅢ、时刻注意顶底板情况，凡发现来压，跨落频繁时立即撤离作业现场，等顶板稳定后再进入作业地点确认无危险后方可操作，移架或移梁时操作人员要站在支架、支柱上方靠煤壁侧。
支架、单体柱下方不得站人。
3.2移架、打单体、放顶煤的安全措施
Ⅰ、移架前清理好架前、架间和架底的浮煤、电缆、胶管悬挂整齐，观察好周围人员并打好招呼，设专人监护，同时移该支架时临近支架不得进行其它操作。
Ⅱ、支架、单体柱均要编号管理。
Ⅲ、支架、单体柱出现跑、冒、滴、漏现象应及时处理，严禁带病作业。
Ⅳ、移架或操作单体柱前，首先检查顶板情况，确认无危险后方可操作，操作人员要站在支架、支柱上方靠煤壁侧，支架、单体柱下方不得站人。
Ⅴ、移架和撒、打超前支护必须两人一组操作，一人操作，一人监护，严禁单人操作，移“四对八梁”端头支护要三人一组，两人操作，一人监护。
Ⅵ、液压支架间要用钢丝绳连结，坡度较大的地点、支架前下方要打好戗柱，防止支架下滑、倒架、咬架。
Ⅶ、一般情况下，不得随意降、移支架，降、移支架要经过带班班长同意。
Ⅷ、移架操作顺序
ⅰ、先移左梁，左梁支柱卸载，先降后柱再降中、前柱。
ⅱ、推移千斤顶活塞杆伸出、左梁前移。
ⅲ、左梁支柱升柱，次序，前、中、后柱，支撑顶板。
ⅳ、前探梁卸载，收回。
ⅴ、右梁支柱卸载，先降后柱，再降中、前柱。
ⅵ、推移千斤顶活塞杆收回，右梁前移。
ⅶ、右
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