辛安煤礦401工作麵掘進作業規程
軟件名稱: | 辛安煤礦401工作麵掘進作業規程 | |
文件類型: | .doc | |
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整理時間: | 2012-04-19 | |
軟件簡介: | 第一章 概 況 第一節 工作麵位置及井上下關係 表1 工作麵位置及井上下關係表 水平名稱 一水平 工作麵名稱 401工作麵 地麵標高/m 1503 井下標高/m 1330.9——1442 地麵的相對位置 位於辛安煤礦井田範圍內的北部,周圍沒有其他采空區,地麵為低山丘陵黃土掩蓋地貌。在本工作麵對應的地麵無其他建築物,沒有積水區,有一條季節性河流在此經過,涇流量隨大氣降水量而增減。 回采對地麵設施的影響 無 井下位置及與相鄰關係 東部為回風巷,西部至礦界,北部未開拓,南部未開拓 走向長度/m 1520 傾斜長度/m 201 麵積/m2 305520 第二節 煤 層 表2 煤 層 情 況 表 煤層 厚度/m 5.2~3.4/4.3 煤層結構 複合 煤層傾角/(o) 3~9/6 開采煤層 4層 煤 種 長焰煤和氣煤 穩定程度 中 等 煤層情況描述 本工作麵的煤層厚度有很大的變化,整體變化趨勢是東部較薄4.30m左右,向西部逐漸增厚、厚度在5.5m左右。 第三節 煤 層 頂 底 板 表3 煤 層 底 板 情 況 表 頂、底板名稱 岩石名稱 f 厚度/m 特征 偽 頂 粉砂岩 <4 0.45 深灰色、較軟、無層理 直接頂 細砂岩 5~6 3.4 灰白色、無層理、堅硬 老頂 細砂岩與粗砂岩組合 14.9 堅硬 直接底 泥岩、中粒砂岩 無層理、致密 附圖一:工作麵地層綜合柱狀圖 第四節 地 質 構 造 一、斷層情況及其對回柱的影響 表4 煤 層 底 板 情 況 表 二、褶曲情況及其對回采的影響 本工作麵煤層為近水平煤層,無褶曲影響。 三、其他因素對回采的影響(陷落柱、火成岩等) 無。 附圖二:工作麵運輸順槽、輔運順槽、開切眼素描圖 第五節 水 文 地 質 一、湧水量 預計工作麵正常湧水量5-10m3/h,若遇見斷層將含水層導引下來,湧水量會加大。 二、含水層(頂部、底部)分析 主要含水層位置在3#煤層底板與4#煤層頂板之 間細砂岩、粗砂岩段,無突透水的危險性,但是由於本區內斷層比較發育,將破壞隔水層的封閉性,會導引含水層的水到工作麵。 三、其他水源的分析 無。 第六節 影響回采的其他因素 一、影響回采的其他地質因素 表5 影響回采的其他地質情況表 瓦斯湧出量 絕對 5.88m3/min 相對 / 煤塵爆炸指數 36.17% 煤的自燃傾向性 II 地溫危害 無 二、衝擊地壓和應力集中區 無。 三、地質部門的建議 1、本工作麵煤層厚度根據401運輸順槽、401輔運順槽頂板錨索孔查得。 2、由於本礦是整合礦井,接收時所提供的地質資料不祥,與我們掌握的資料有一定的差距,這樣給防治水工作帶來一定的困難,在施工過程中,隊組必須堅持逢掘必探的原則,前進方向各個方位的水情沒有搞清楚前,堅決不準許前進。 3、回采本工作麵時,隊組必須時刻注意頂板變化,因為回采過程中將穿過幾條斷層,對於頂板支護必須要加強,縮小支護距離,頂板水情更不能忽視,發現湧水量增大立即撤離人員,加大排放水的能力。 第七節 儲量及服務年限 儲量 工業儲量=麵積×煤厚×煤的密度 Q工=1520×201×4.3×1.40 =183.9萬噸。 二、設計采出煤量計算 開采時,采止線保護煤柱留40m,工作麵推進前10m不放頂,停采線前20m不放頂,工作麵機頭處前4架支架不放煤,工作麵機尾處後4架支架不放煤。 割煤回采率93%,放煤回采率65%計算: 割煤采出量:(1520-40)×201×3×1.40×93%=1161956.9t。 放煤采出量: (1520-40-20-10)×(201-13.5)×(4.3-3)×1.40×65%=321628.1t。 設計出煤量:1161956.9+321628.1=1483585t。 工作麵設計回采率:1483585/1839000=80.7%。 回采時在主斜井膠帶運輸機的靠近機頭地段安設電子稱,衡量工作麵實際采出煤量。 三、工作麵服務年限 回采工作麵服務年限按年產量120萬噸計算大約為14.8個月。 第二章 工作麵巷道布置方式 第一節 巷道布置方式 1、設計采高為3m。 2、工作麵輔運順槽、運輸順槽及開切眼均沿煤層底板布置,輔運順槽、運輸順槽相互平行;輔運順槽與回風巷相聯,再與副斜井相連;運輸順槽與主斜井相連,構成工作麵的運輸係統。 第二節 巷道支護方式 1、輔運順槽:采用錨杆、錨索聯合支護,矩形斷麵;掘進斷麵:寬×高=4600mm×3350mm,Φ18×2200mm螺紋鋼錨杆支護;錨杆間、排距1200×1000mm。每1.2m布置一根Φ15.24×5300mm錨索,錨索邁步式布置,既:一排打在鋼帶第二孔上,二排打在第四個孔上,反複循環。 2、運輸順槽:采用錨杆、錨索聯合支護,矩形斷麵,淨寬4600mm,淨高3350mm,Φ18×2200mm螺紋鋼錨杆支護,錨杆間、排距1200×1000mm。每1.2m布置一根Φ15.24×5300mm錨索,錨索邁步式布置,既:一排打在鋼帶第二孔上,二排打在第四個孔上,反複循環。 3、工作麵開切眼采用錨杆、錨索與鋼帶聯合支護,矩形斷麵,開切眼淨寬8000mm,淨高3200mm,Φ18×2200mm螺紋鋼錨杆支護,錨杆間、排距1000×1000mm;錨索排距1000mm,每排三根。因開切眼斷麵較大,為增強支護強度,在中間打一排單體,間距1m。 附圖三:工作麵及巷道布置平麵圖 第三章 采煤方法及回采工藝 第一節 采煤方法 工作麵采用走向長壁布置,後退式開采,放頂煤的采煤方法。 1、進刀方式 :采煤機進刀采取端部自開缺口、斜切進刀的方式,斜切進刀段長度為30—35m,進刀深度0.75m,采煤機往返一次進兩刀。具體操作如下: 進刀過程: 1)、采煤機運行至工作麵端頭後,調整采煤機前後滾筒上下位置,改變采煤機運行方向,采煤機沿輸送機反向運行,經過輸送機的彎曲段進入輸送機的直線段,滾筒切入煤壁。 2)、推移輸送機彎曲段和機頭(機尾),將輸送機推直,同時調整前後滾筒上下位置,向工作麵端頭運行割三角煤。 3)、調整采煤機滾筒上下位置,改變采煤機運行方向。 4)、采煤機正常割煤,在采煤機後15m以外移溜。 5)、工作麵後端頭進刀方式采取同法。 附圖四:采煤機進刀方式示意圖 2、工藝流程: 采煤機下行割煤---追機移架、升前梁、打護幫板、拉後溜、支前溜、清浮煤---采煤機前頭斜切進刀、移排頭支架、拉後溜、支前溜---采煤機下行割三角煤---移排頭支架、拉後溜、支前溜、拉轉載機、撤密集支護---采煤機上行割煤---追機移架、升前梁、打護幫板、支前溜、清浮煤---放頂煤、拉後溜---采煤機後端部斜切進刀---移排尾支架、拉後溜、支前溜---采煤機上行割三角煤---拉排尾支架、拉後溜、支前溜、撤密集支護—采煤機下行割煤。 斜切進刀時采煤機運行速度不得超過4m/min,正常割煤時采煤機的運行速度不得超過6m/min。 3、工藝要求 1)、割煤:割煤高度不得超過3.0m,最低不得低於2.8m;割平頂底板,不留傘簷。割煤時要及時收回支架護幫板和伸縮梁,割煤前收回護幫板,割煤後打開護幫板並且 (1)、在生產過程中工作麵壓力較大、頂板破碎、煤壁片幫嚴重時收護幫板與采煤機的距離不能小於6m,大於12m,由移架工負責將護幫板伸到位。伸護幫板時要時刻注意周圍安全情況,發現隱患及時處理後方準繼續作業。 (2)、在生產過程中工作麵壓力較小、頂板完整、煤壁無片幫時收護幫板與采煤機的距離可擴大到20——25m,割煤後移架工及時給好前梁和護幫板,嚴防采煤機割煤時損壞支架。 2)、 移架:工作麵移架必須配備專職人員,由技術熟練的工人操作,追機移架依次順序移架作業,在割煤時距離采煤機後滾筒不得小於4部支架,不大於6部支架,特殊情況可采取超前移架;趕不上采煤機時,必須停止割煤。移架極為困難時使用單體液壓支柱輔助移架。液壓支護必須達到足夠的初撐力。移架做到快(移架速度快)、夠(推移步距夠)、正(操作正確無誤)、勻(平衡操作)、直(支架成線)、緊(及時支護、緊跟采煤機)、淨(及時清除架前架內浮煤)。 3)、推移前部刮板輸送機:滯後正在割煤的采煤機的距離(彎曲段)不得小於15m。按照從機頭向機尾或從機尾向機頭的順序推移,嚴禁從中間向兩端推移或任意分段推移,推移後保證輸送機平直,機頭、機尾不滯後。 4)、放煤:放煤由專職放煤工負責,采用采放平行作業、“兩采一放”三輪順序放煤方式;工作麵機頭4架、機尾4架不放煤,初采前10m不放頂煤,末采最後20m不放頂煤,隻進行割煤。放煤工作必須在每循環中采煤機割完第二刀煤、移架後進行;放煤時,先收支架尾梁插板,並操作尾梁千斤頂,使尾梁擺到適當位置,以便能使頂煤直接進入後部刮板輸送機。尾梁與插板升起的高度必須保持一致。放煤遵循由前向後,三輪間隔,等量順序均勻,大塊破碎,“見矸即止”的原則。由於工作麵較長,放煤工必須根據後溜中的煤量控製放煤速度,掌握好放煤情況,每輪放煤間距為20部支架,控製好後部刮板輸送機煤量情況,防止後部刮板輸送機過載、壓住。大塊煤矸堵住放煤口時,升降尾梁、伸縮插板將其破碎。 5)、清理浮煤:工作麵前部溜子推過之後,要將支架底座前方、架間、電纜槽的浮煤清理幹淨。 6)、拉後溜:放煤後按照從機頭向機尾或從機尾向機頭的順序交替拉移。拉移前仔細檢查有無障礙物,發現問題及時處理,以減少拉移後部刮板輸送機阻力,嚴禁拉成急彎。拉移要到位並保持平直,嚴禁由兩頭向中部或由中部向兩頭拉移後溜,後溜停止運轉時不得拉後溜。 7)、拉移轉載機:工作麵每推進一個循環,必須及時拉移轉載機,不得滯後,以避免轉載機尾伸入運輸順槽采空區側過多,而造成轉載機尾處頂班難以維護。 4、放煤步距的確定 放煤步距由割煤步距、采高、煤層厚度、架型來共同確定:該麵割煤步距為0.75m, 每割煤兩刀放煤一次,確定放煤步距1.5m。 5、放煤要求 1)、 初次放煤時,應在工作麵刷幫試采,出開切眼10m後即可放煤,嚴禁提前放煤,防止將老塘冒落的開切眼支護材料放入後溜中,嚴禁亂動尾梁和插板等放煤操作閥,防止發生意外事故。 2)、 放煤工應加強責任心,放煤時注意觀察煤流情況,遇到矸石急劇增加時要及時停止放煤,將插板打出,尾梁擺起。放煤含矸率符合回采要求。 3)、 放煤時,若遇大塊煤不易放出,可反複伸縮插板,並上下擺動尾梁使頂煤破碎、充分冒落。 4)、 放煤時要加強煤質管理,見矸即停止放煤;另外放煤嚴禁漏架不放,頂煤要放幹淨,嚴禁隨意丟失頂煤。加強頂煤的回收,提高回采率。 5)、應嚴格控製割煤和放煤的速度,確保運輸煤量均衡,設備運轉正常。 6)、工作麵機頭留4架支架,機尾留4架支架不放煤,以維護出口頂板的安全。 第二節 回采工藝的確定 回采工藝是人們根據回采工作麵煤層的賦存條件,運用某種技術裝備進行的生產方式,在回采工作麵進行破煤、裝煤、運煤、支護及處理采空區等各種工藝。 1、割煤:MG400/930-WD型雙滾筒采煤機。 2、裝煤:采煤機割下的煤由采煤機滾筒螺旋葉片裝入刮板輸送機 ,螺旋葉片未裝入的煤由輸送機鏟煤板鏟入輸送機內; 放頂煤由後部輸送機運出;浮煤人工清理。 3、運輸:1)、工作麵運輸:SGZ800/800型輸送機兩台;2)、運輸順槽內運輸采用SZZ1000/400型轉載機一台、PCM250型破碎機一台、DSJ120/150/2×250可伸縮帶式輸送機兩台。 4、支護:ZF8000/22/35型液壓支架。 5、工作麵平均煤厚4.3m,采用綜采放頂煤回采工藝,工作麵設計采高3.0m,平均放煤高度1.3m,采放比:1:0.43。 6、放煤方式:采用“三輪連續放煤法”。即:先采後放,由前至後依次逐架進行放煤,分三輪放完。 要求: 1)、放煤步距為1.6m,即“兩采一放”。 2)、必須在最小控頂距時放煤,放煤時升起支架前梁,打開支架護幫板,端麵距縮為零。 3)、第一輪:收回尾梁插板,煤放淨後升高尾梁,伸出尾梁插板。 4)、第二輪:收回尾梁插板,降下尾梁,煤放淨後升高尾梁,伸出尾梁插板。 5)、第三輪:反複升降支架尾梁進行放煤,直至見到頂板矸石(粉砂質泥岩)停止,伸出尾梁插板(插嚴)。 6)、以上“三輪”放煤工序每一輪間隔20部支架以上。 7、放煤口大塊煤處理方法 1)、反複升降支架後柱,並往複擺動尾梁,搗碎大塊煤。 2)、卡在放煤口的大塊煤用支架尾梁上下往複運動擠壓,同時反複伸縮尾梁插板,破碎大塊煤。 3)、嚴禁用爆破的方法處理大塊煤。 8、層位控製 嚴格沿4#煤底板回采,使工作麵層位控製合理。 第四章 頂板管理及采空區處理 第一節 回采工作麵頂板支護及采空區處理 回采工作麵采用放頂煤液壓支架支護頂板,采空區用全部垮落法管理頂板。 1、工作麵頂板隨工作麵起伏要過渡平緩,嚴禁出現“台階”(落差大於100mm)。 2、工作麵頂板不出現台階下沉現象,工作麵液壓支架前梁接頂嚴密,無浮矸、浮煤。 3、機道梁端至煤壁的頂板冒落高度不大於300mm。 第二節 放頂工作 1、周期來壓的處理方法 1)、做好工作麵礦山壓力觀察工作,對工作麵周期來壓作出準確預報,根據周期來壓步距,指導工作麵正常生產。 2)、加強工作麵各設備的檢修工作,確保設備的完好和正常運行。 3)、在外運力許可,工作麵設備運行狀況良好的前提下,適當加快工作麵的推進速度。 4)、液壓支架的支護狀態良好,接頂嚴密,初撐力和工作阻力不低於設計值的80%。 2、回采工作麵推進以後,采空區懸頂距離超過規定,應采取強製放頂措施。具體措施另行製定。 局部放頂:在開采過程中,如工作麵局部采空區內懸頂麵積超過2×10m2或跨落高度不充分時,工作麵必須停產在架前或架間進行打眼爆破放頂,具體放頂措施由施工單位負責編製。 第三節 支架選型 ZF8000/22/35液壓支架的初撐力為6185(P=31.5MPa)kN,工作阻力為8000(P=40.75MPa)kN 。 1、支架支護強度驗算 公式:G=k·h·r · g 式中: G----頂板對支架的壓力; k----采高倍數;取8 h----采高(m); r----上覆岩石密度;取2.4t/m3 G=k×h×r=8×3.0×2.4×9.8=564.48kN/m2 F=4.82×1.5×564.48=4081.2kN 故支架支護強度滿足要求。 2、支架工作阻力驗算如下: 公式:F=P(Lk+LD)·B 式中:F——支架工作阻力(kN); P——支架的支護強度,取1000 kN/m2; Lk——端麵距,取0.340m; LD——頂梁長度,取4.82m; B——支架寬度,取1.5m; 則:F=1000×(0.340+4.82)×1.5=7740kN。 故支架的工作阻力符合要求,最後確定支架的型號。本麵安裝ZF8000/22/35基本支架129台,ZFG8000/22/35端頭過渡支架6台。 第四節 特殊時期的頂板管理 1、來壓及停采前的頂板管理: 加強頂板來壓的預測預報工作,準確判斷來壓的時間和位置。工作麵要提前做好來壓預防支護工作。提高支架檢修質量,杜絕“跑、冒、滴、漏、竄”,嚴格支架工操作,確保泵站壓力及支架初撐力合格,同時必須保證超前支護的數量和質量、提高開機率,保證工作麵正常推進速度。 停采前要編製收尾專項措施,並按本作業規程嚴格管理頂板,以確保工作麵實現安全順利停產。 2、過斷層及頂板破碎時的頂板管理: 1)、過斷層前,應根據工作麵與斷層走向的交角,調整開采工藝,使斷層調至與工作麵斜交或正交,以減少斷層在工作麵的揭露麵積。 2)、頂板破碎時,采用擦頂帶壓移架。移架滯後采煤機後滾筒不得超過1架,仍不好管理時,提前采用架棚打頂杆的措施;操作支架時,支架工要進入支架座箱裏操作,以防後滾筒甩出煤塊傷人。 3)、應力集中區的頂板管理: 對於應力集中區必須保證支架初撐力及泵站壓力達到規程規定要求。提高開機率,加快推進速度,並嚴禁進入機道作業,若必須進入作業時,必須嚴格按措施執行。 第五節 工作麵控頂距 工作麵液壓支架最大控頂距為5915mm,最小控頂距為5115mm,端麵距不大於340mm。 第六節 工作麵支架支護頂板的基本要求 支護方式:及時支護。要求割煤後,及時移架支護新暴露出的頂板,縮小頂板暴露麵積,支架接頂要實要平,以防造成片幫、漏頂、冒頂事故。 所用支架為本架操作,在移架時兩相鄰支架首先支撐有效,再移本架。端麵距大時要及時升起前梁和打開護幫板。降架時,掌握好降架高度,做到少降快移,嚴禁大降慢移。端麵距不得大於340mm,確保支護質量和控頂效果。 第七節 端頭和出口支護 工作麵上下端頭采用ZFG8000/22/35型放頂煤端頭過渡液壓支架支護頂板,機頭安設3架,機尾3架。輔運順槽、運輸順槽從煤壁向外采用單體支柱與1.2m鉸接鋼梁配合架設超前支護,超前支護要一直延續到端頭支架前梁處,支護方向平行於順槽方向,且超前煤壁20m以外。在采煤機割到端頭每進一刀時沿走向方向需拆除一根1.2m鉸接鋼梁,不得提前拆除或一次一排拆除多根鉸接鋼梁,並將過渡支架前探梁的伸縮梁伸出去接近到前方超前支護棚梁的尾端。在放頂線處用1.2m鉸接鋼梁配合單體支護,沿工作麵方向布置,鉸接梁下支設單體做切頂支柱,單體支柱間距不超過0.2m,並在每根切頂支柱旁支設戧柱或加扶戧棚,戧柱間距不超過1m。所架設超前支護鉸接梁與頂板要用背板、半圓木等接實、接平。所有鉸接鋼梁的鉸接銷子要打到位。單體采用DZ-35型,支柱初撐力不低於90kN,單體要墊方道木、拴好防倒繩,底軟時再穿鐵鞋,單體壓力低時及時補壓。戧柱或戧棚支柱的紮角為0.3~0.5m。 第八節 輔運順槽、運輸順槽超前支護 1、運輸順槽、輔運順槽的超前支護。 1)、運輸順槽超前支護:走向長度不少於20m,使用1.2m鉸接鋼梁配合單體支柱,“一梁一柱”支護,柱距為1.2m,單體支柱打在每根鉸接梁的中心。超前支護端頭處架設的1.2m鉸接鋼梁采用“一梁兩柱”支護。柱距為1.0m,棚距為0.8與2.5m。 2)、輔運順槽超前支護:走向支護不少於20m,采用1.2m鉸接鋼梁配合單體,“一梁一柱”支護,柱距為1.2m,單體支柱打在每根鉸接梁的中心。超前支護端頭處架設的1.2m鉸接鋼梁“一梁兩柱”支護。柱距為1.0m,棚距為1.2m。 3)、幫頂維護:頂板破碎時用木板滿頂、滿幫維護;頂板完整時用木板花頂花幫維護。 4)、回采過程中在兩順槽頂板破碎壓力增大等特殊地段,可將輔運順槽、運輸順槽超前支護段棚距縮小、加密。架設超前支護班組在架棚時,架設超前支護走向長度不少於35m,以保證生產中超前支護段頂班完整。 2、工作麵安全出口的管理。 1)、支護形式。 工作麵端頭支護:A.運輸順槽端頭支護:使用2.7m工字鋼梁配合單體“一梁三柱”支護,柱距為0.8m、0.2m,棚距為1.0m;B.輔運順槽端頭支護:采用1.2m鉸接鋼梁配合單體“一梁一柱”支護,柱距1.2m。 2)、質量要求。 (1)、支柱排成一條線,偏差不超過±100mm; (2)、支柱應支到實底,並做到迎山有力;單體液壓支柱初撐力不小於11.5MPa; (3)、所有單體液壓支柱係好安全繩,安全繩需為同一水平,且棚梁必須接實頂板; (4)、所有單體液壓支柱手把、閥體方向相一致;閥體平行於巷道,注液側朝向采空區。 (5)、前後安全出口必須保證寬度不小於0.8m,高度不小於2.5m; 保證無雜物,行人運輸暢通。超前支護內的人行道高度不得低於2.5m,行人道寬度不得小於0.8m,單體液壓支柱活柱行程不得小於200mm。 3)、與其它工序之間的銜接關係。 (1)、在運輸順槽替棚時,必須將前溜、後溜、采煤機停機閉鎖並有專人監護作業地點及周圍安全情況,方準作業。 (2)、架設超前支護的工作結束後由專人視頂班完整情況對已架設完畢的超前支護範圍內對頂班的錨杆墊片及錨索鐵托盤進行回收,以保證放頂工作的順利進行。當頂班破碎時可不對頂班鐵墊片和錨索鐵托盤進行回收。 (3)、當架設超前支護工作推進到運輸順槽已架設的工字鋼梁地段時在架設超前支護完畢後將工字鋼梁進行回撤。 第九節 護材料及存放 為維持工作麵正常生產,輔運順槽必須備有一定數量的常用支護材料: 名稱 規格 數量 名稱 規格 數量 半圓木 Φ200×2000 50(根) 鉸接梁 HDJA-1200 40(根) 半圓木 Φ200×4000 50(根) 木鞋 Φ300 20塊 方木 200×200×1500 50(塊) 單體 DZ-35 40根 材料存放在距設備列車50m外的安全地帶,靠一幫碼放整齊且不超過巷道寬度的三分之一,不得影響通風、行人和運輸。備用材料的數量在特殊需要時可適當增加。 第五章 煤質管理 1、煤炭的含矸率和灰分應控製在集團公司有關部門要求以下。 2、加強頂板管理,提高工程質量,防止漏、冒頂事故。 3、放煤時,頂煤必須放幹淨,要注意觀察放煤的情況,第二輪見矸後就及時關閉插板,做到“見矸即止”嚴禁大量矸石流入煤流係統,減少含矸量。 4、嚴禁隨意割底板矸石,減少含矸率。 5、工作麵遇斷層時編製專項管理措施。 6、、采煤機、運輸機停止運轉後及時關閉電機冷卻水和噴霧防塵水,采煤過程中的其它水流不得進入煤流係統。 7、煤流運行中嚴禁雜物混入煤流,已混入的及時揀出。 8、未盡事宜嚴格遵守公司、礦的有關規定。 第六章 工作麵設備選型和技術特征 一、采煤機 采煤機選用上海創立集團有限公司MG400/930-WD型采煤機,該煤機總體結構為多電機橫向布置,牽引方式為機載式交流變頻無極調速的強力銷軌式無鏈牽引,電源電壓為3300V,以計算機操作、控製,並能中文顯示運行狀態、故障檢測。其技術特征表如下: 序號 技術指標 技術參數 1 采高 2.0— 4.1m 2 生產能力 2000t/h 3 牽引速度 0-8.0-14.1m/min 4 裝機功率 930kw 5 滾筒水平中心距 12.17m 6 采機高度 1530mm 7 過煤高度 762mm 8 有效截深 800mm 9 用水量 320L/min 10 電壓 3300V 二、液壓支架 液壓支架選用鄭州煤礦機械廠生產的ZF8000/22/35型四柱支撐掩護式放頂煤液壓支架。技術特征表如下: 基本架技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 支架型號 ZF8000/22/35 2 支護高度 2200—3500mm 3 支架中心距 1500mm 4 初撐力 6184(P=31.5MPa)kN 5 工作阻力 8000(P=40.8MPa)kN 6 支護強度 1.02~1.04MPa 7 對底板的平均比壓 2.52MPa 8 適應煤層傾角 ≤15º 9 操作方式 本架手動操作 10 自移步距 830mm 三、工作麵前、後部刮板輸送機 刮板輸送機選用山西煤礦機械有限公司生產的SGZ800/800型前部輸送機、SGZ800/800型後部輸送機,該機采用雙中鏈布置,電機可高低速轉換,水冷卻;可正反轉,鏈條強度大壽命長等特點,其技術特征表如下: 前、後刮板輸送機技術特征表 序號 技術特征 技術參數 1 刮板機功率 機頭400KW 機尾400KW 2 鏈條(中雙鏈) ¢34×126 3 鏈速 1.31m/s 4 運輸能力 1500t/h 5 形式 中鏈雙速 6 電壓 3300V 四、轉載機 轉載機選用山西煤礦機械有限公司生產的SZZ1000/400型轉載機,該機采用自移係統與皮帶機尾連接,其技術特征表如下: 轉載機技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 功率 400/200KW 2 運輸能力 2600t/h 3 刮板間距 756mm 4 鏈速 1.49m/s 5 鏈類型 Ф34×126中雙鏈 6 冷卻方式 水冷卻 7 電壓 3300V 8 長度 50m 9 轉載機移動方式 轉載機自移 10 緊鏈方式 伸縮機+液壓緊鏈 五、破碎機 破碎機選用山西煤礦機械有限公司生產的PCM250型破碎機,其技術特征表如下: 破碎機技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 型號 PCM250 2 功率 250KW 3 破碎能力 3000t/h 4 電壓 3300V 5 破碎形式 錘式 6 破碎傳動方式 電機+偶合器+減速器+錘軸總成 7 可破碎物料硬度 f≤4.5 8 最大入料尺寸 900×800mm(長度不限) 9 最大出料粒度 300mm 六、乳化液泵站 選用江蘇省無錫煤礦機械廠有限公司生產的BRW400/31.5型乳化液泵,與RX400/25型乳化液箱組成乳化液泵站,該泵站由三泵兩主箱組成。 技術特征表如下: 序號 技術指標 技術參數 1 公稱流量 400L/min 2 公稱壓力 31.5Mpa 3 進水壓力 常壓 4 電機功率 250KW 5 電機電壓 1140v 七、噴霧滅塵泵 噴霧泵選用江蘇無錫泵站公司生產的BPW400/16W型。技術特征如下: 噴霧泵站技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 公稱壓力 16Mpa 2 公稱流量 400L/min 3 電機轉速 1480r/min 4 電機功率 132KW 5 電機電壓 1140v 八、QJZ9215組合開關 是山西省長治貝克電氣有限公司生產組合開關,控製保護采用PLC控製器,具有自檢功能。中文液晶彩色顯示器,可實時顯示各種參數和故障類別。其技術特征表如下: QJZ9215-3300-9K開關技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 工作電壓 3300V 2 額定電流 1600A 3 隔離開關額定電流 800A 4 主接觸器額定電流 400A QJZ9215-3300-6K開關技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 工作電壓 3300V 2 額定電流 1600A 3 隔離開關額定電流 800A 4 主接觸器額定電流 400A QJZ9215-1140-8K開關技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 工作電壓 1140V 2 額定電流 1350A 3 隔離開關額定電流 450A 4 主接觸器額定電流 400A QJZ9215-3300-9K開關技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 工作電壓 3300V 2 額定電流 1350A 3 隔離開關額定電流 450A 4 主接觸器額定電流 400A 九、 移動變壓器 選用鹽城變壓器廠生產的KBSGZY-4000KVA/10KV/3.3KV一台,將10KV變為3300V高壓電供給采煤機和前、後刮板輸送機、轉載機和破碎機。選用KBSGZY-1600KVA/10KV/1.2KV一台、KBSGZY-630KVA/10KV/1.2KV兩台,將10KV變為1140V供給乳化液泵站、清水機、回柱絞車、潛水泵與運輸順槽內的膠帶輸送機。變壓器兩側配備高、低壓開關。 十、運輸順槽膠帶運輸機 選用河南焦作煤礦機械有限公司生產的型號為DSJ120/150/2×250可伸縮帶式輸送機兩台,其技術特征表如下: 膠帶運輸機技術特征表 序號 技術指標 技術參數 1 總功率 2×250KW 2 運輸能力 1500t/h 3 運輸長度 1200m 4 帶速 3.15m/s 5 帶寬 1.2m 6 電機型號 YB355M-4 7 電壓 660/1140V 8 功率 2×250KW 9 膠帶規格 阻燃膠帶PVG1250S 附圖五:工作麵設備布置平麵圖。 第七章 主要係統 一、運煤係統 工作麵生產的煤炭由工作麵前後部溜子、運輸順槽轉載機、運輸順槽膠帶輸送機、經主斜井膠帶輸送機運出,線路如下: 401工作麵→401運輸順槽→主斜井→原煤倉→洗煤廠。 二、輔運係統 采用防爆膠輪車進行材料設備的運輸,上下人員采用防爆拉人車接送。運輸線路如下: 1、地麵→副斜井→回風巷→401輔運順槽→工作麵。 2、地麵→副斜井→聯絡巷→401運輸順槽→工作麵。 附圖六:工作麵運輸係統圖 三、通風係統 1、工作麵風量計算 1)、按稀釋無軌防爆膠輪車(柴油機車)廢氣需風量計算 (1)、按一台客貨車、一台7噸級自卸車和兩台運人車同時工作計算 Q采=74/0.735×5.44×(1+0.75)+42/0.735×5.44×0.5×2 =958+311=1269m3/min。 式中:74、42—機車功率 KW 0.735—馬力、千瓦換算單位 4—單位功率配風量標準 m3/min/馬力 0.75、0.5—機車同時工作係數 (2)、按兩台支架搬運車同時工作計算 Q采 =112/0.735×5.44×(1+0.75)=1451m3/min。 式中:112—機車功率, KW。 0.735—馬力、千瓦換算單位 5.44—單位功率配風量標準, m3/min/馬力。 0.75—機車同時工作係數。 根據取大的原則,則稀釋柴油機廢氣需風量為1451m3/min。 2)、按CH4湧出量計算: Q=100×Q瓦×1.5=100×5.88×1.5= 882m3/min Q瓦:瓦斯絕對湧出量為5.88m3/min。 3)、按人數計算 按交接班時工作麵同時工作人數最多時70人核算: Q采=4×N=4×70=280m3/min 式中:N—工作麵同時作業最多人數取70人 根據以上計算結果,則401工作麵配風量取:1500m3/min。 4)、按風速驗算 根據規程規定,回采工作麵最低風速為0.25m/s,最高風速為4m/s的要求: Q=(0.25~4)×60×S = 241.5~3864 m3/min 式中:S--工作麵通風斷麵;16.1m2。 經驗算,工作麵配風量滿足要求。故工作麵配風量取 :1500m3/min。 2、通風線路 1)、新鮮風流 地麵→主井(副斜井)→主井聯絡巷→401運輸順槽→工作麵。 2)、乏風流 401工作麵→401輔運順槽→總回風巷→回風井→地麵。 附圖七:通風係統圖。 3、供水和防塵係統 1)、供水係統 (1)、井上消防灑水池→主斜井→401輔運順槽→401工作麵。 (2)、井上消防灑水池→主斜井→401運輸順槽→401工作麵。 2)防塵係統 綜放工作麵生產集中,產塵點多,產塵量大,而且該工作麵的煤塵爆炸指數高,因此需特別加強綜合防塵工作。 4、管線布置 運輸順槽:運輸順槽鋪設4寸防塵水管一路,由轉載機頭至主斜井與主泵房的排水管相接,每隔50m設一個三通閥門,供給、各卸煤轉載點噴霧、水幕、隔爆水袋、及巷道衝洗除塵用水。 輔運順槽:鋪設4寸進水管一路,由列車站至副斜井,每隔100m設一個三通閥門供給隔爆水袋、水幕、巷道衝洗除塵、乳化液泵、噴霧泵;由噴霧泵供給前後刮板機冷卻、采煤機水冷、采煤機噴霧、支架噴霧。 5、防塵降塵措施 1)、煤層注水:采用長鑽孔動壓注水。鑽孔沿運輸順槽及輔運順槽巷幫布置,垂直於巷幫向工作麵的煤層內打鑽,鑽孔深110m,鑽孔間距10m,鑽孔仰角1度,鑽孔直徑57mm,注水水壓為20MPa,注水量以幫出現水珠為止。 2)、采煤機內外噴霧降塵 要求采煤機內外噴霧完好,霧化程度高,特別是噴霧能夠封閉產塵全部位。故必須做到以下幾點: (1)、加強采煤機內外噴霧係統的管理,每天檢修維護,保證噴嘴完好不堵塞。 (2)、采煤機內外噴霧安裝過濾裝置。 (3)、采煤機內外噴霧由兩路Φ25mm的高壓膠管從運輸順槽主幹管路供水,外噴霧壓力不低於1.5Mpa,內噴霧壓力不低於2Mpa。噴霧泵布置在輔運順槽開關車附近靠工作麵的一端,隨開關車一起移動。 3)、架下與放煤口降塵 (1)、供水方式:采用Φ32mm高壓膠管從運輸順槽主幹管路向支架前後噴霧供水。 (2)、動作方式:移架和放煤采用手動控製方式,每架實現放煤手動噴霧;每架架下安手動噴霧裝置。 (3)、噴嘴布置:每架設四通閥門,前梁下布置一組兩個串聯噴嘴,放煤口布置一組四個串聯噴嘴。 (4)、安設要求:架下噴霧順風流方向噴霧,放煤口噴霧呈半包圍形式,罩住產塵部位。 4)、破碎機處降塵 封閉破碎機,在封閉空間與出口處各設一組(兩個噴嘴)噴霧裝置,通過球閥手動噴霧。 5)、淨化水幕和隔爆水棚 第一道淨化水幕安設在運輸順槽距工作麵50m處。 第二道淨化水幕安設在輔運順槽距工作麵30m處,隨工作麵推進向外移動。 第三道淨化水幕安設撥杆自動噴霧,地點在運輸順槽皮帶機頭100m處,隨工作麵推進向外移動。 在輔運順槽、運輸順槽距工作麵60~200m範圍內各設一組隔爆水槽,排距:1.2m-——3.0m,間距:0.1m,高度:距底板≥2.5m,水量: 4.6×3.3×200=3036L,棚區長度≥20m。 隔爆水槽吊掛要求:(1)、水袋吊掛要整齊。吊掛時每排4個;(2)、注水量要充足,達到水槽的設計容量;(3)、水袋應設在巷道的直線段內,與巷道的交叉口、轉彎處距離不小於50m。(4)、袋掛鉤位置要對正,相對布置(鉤尖與鉤尖相對),鉤尖角度60度左右。 6)、轉載點噴霧 各轉載點噴霧均設手動噴霧裝置,要求靈敏可靠,霧化程度高,能覆蓋產塵全部位。 7)、灑水降塵 工作麵運輸順槽每天衝刷一次,輔運順槽每周衝刷一至二次,工作麵及轉載機段生產班每班衝刷一次。 8)、個體防護 工作麵及回風側所有作業人員均應佩戴複式防塵口罩。 9)、粉塵測定 按規定要求布置測點,每周測塵一次,每半月向有關單位和領導彙報測塵結果一次。遊離SiO2濃度每半年測定1次。 附圖八:工作麵供水係統圖 四、排水係統 在輔運順槽、運輸順槽和工作麵幾處低窪積水處,用潛水泵經輔運、運輸順槽的4寸鋼管排出,排水線路如下: (1)、401運輸順槽→副井水倉→副斜井→地麵。 (2)、401輔運順槽→主斜井→地麵。 附圖九:工作麵排水係統圖 五、供電係統 35KV變電站→主斜井→井下中央變電所→工作麵移變→工作麵。(見供電係統圖) 六、安全監測監控係統 安全監控係統型號為KJ78N型,礦井安全監控係統是利用各種傳感器對井下環境及生產過程中相關參數進行是實時監測,再由井下分站將傳感器數據傳送給地麵中心站計算機,中心站對監測數據進行處理,是井下瓦斯檢測和防治、通風安全、防滅火及機電安全的根本保證之一,對礦井安全生產起著重要的作用。 加大工作麵防滅火工作檢測力度,在工作麵配備專職瓦檢員24小時跟班作業。每2小時對工作麵進行一次全麵檢測,特殊地點(上隅角)隨時檢測,檢測數據及時向隊、礦調度彙報。檢修維護好工作麵礦井監控係統,使其靈敏可靠,能及時將工作麵異常情況反饋到隊、礦;使隊、礦領導時刻掌握工作麵的情況,以便隨時采取相應的預防措施。 1、通用分站與傳感器布置 1)、在工作麵上隅角切頂線處安設瓦斯傳感器,安裝位置為距幫不小於200mm,距頂板不大於300mm;報警點≥1.0%,斷電點≥1.5%,複電點<1.0%。斷電範圍為工作麵及回風流所有非本安型電氣設備。 2)、在輔運順槽距工作麵10m內安設瓦斯傳感器1台,報警範圍為≥1.0%,斷電點≥1.5%,複電點<1.0%,斷電範圍為工作麵及回風流所有非本安型電氣設備。 3)、在輔運順槽距工作麵1000m處安設瓦斯傳感器1台,報警點≥1.0%,斷電點≥1.0%,複電點<1.0%,斷電範圍為工作麵及回風流中所有非本安型電氣設備。 4)、在輔運順槽距回風巷10~15m處安設瓦斯傳感器、風速傳感器、溫度傳感器、一氧化碳傳感器各一台,其中瓦斯傳感器報警點≥1.0%,斷電點≥1.0%,複電點<1.0%,斷電範圍為工作麵及回風流中所有非本安型電氣設備。一氧化碳傳感器報警點為0.0024%。 5)、瓦斯傳感器每七天用標準氣樣校驗一次,並對斷電功能進行試驗。 2、監測監控安裝線路 401運輸順槽、401輔運順槽→輔運大巷→副斜井→地麵調度室。 3、安全監控係統管理與維護 1)、安全監控設備由監測班組負責安設和維護,其它各隊組及任何人員不得擅自損壞、拆裝和移動。同時,現場作業人員應對安全監控設施加以保護,確保係統靈敏可靠。 2)、如發現安全監控設備不能正常工作時,必須及時通知礦調度室,派專人立即進行修複。 3)、各班工長、工程質量驗收員、采煤機司機必須隨身攜帶便攜式瓦斯檢測報警儀,以便隨時檢測工作麵瓦斯濃度情況。 4)、信號電纜不能懸掛在水管上,不能遭受水淋。電纜上嚴禁懸掛任何物件,如需同供水管敷設同一側時,必須敷設在水管上方,並保持0.3m以上的距離;同電力電纜懸掛同一側時,應掛在電纜上方0.1m的地方;電纜盤“8”字時不得帶電。電纜懸掛點間距不得超過3m。電纜連接必須符合《煤礦安全規程》規定。 5)、工作麵及回風順槽內全部非本質安全型電氣設備的電源統一受遠程斷電器的控製。 6)、生產過程中由采煤隊負責挪移安全監控設備。 七、通訊係統 在輔運順槽設備列車處、運輸順槽轉載機頭、運輸順槽皮帶機頭、地麵煤倉等處各安設一部直通礦調度室的電話,其中運輸順槽電話由轉載機司機負責看管,輔運順槽電話由設備列車電氣保守負責看管,完成工作麵通訊任務。 附圖十:監測監控係統布置圖。 第八章 勞動組織及循環圖表 工作麵采用“三八”工作製,兩班半采煤,半班準備,循環進度為0.8m。 1、勞動組織(出勤表) 管理人員 隊長 1 8人 副隊長 4 工程師 2 材料、設備 1 工種 早班 中班 晚班 跟班隊長 1 1 1 班長 1 1 1 驗收員 1 1 1 煤機司機 3 2 2 刮板機司機 2 2 2 轉載機司機 3 1 1 皮帶機司機 4 2 2 電 工 7 1 1 液壓修理及支架工 6 5 5 泵 修 1 1 1 放煤工 2 2 出口維護工 10 清煤及雜工 2 2 出勤人數 37 28 28 看大線 1 1 總計 83人(實出勤人數)+8(管理人員) =91人 2、循環圖表 第九章、主要技術經濟指標 主要技術經濟指標表 序號 項目 單位 指標 備注 1 工作麵長度 m 201 2 推進長度 m 1480 3 設計采高 m 3.0 4 放頂高度 m 1.3 6 煤容重 t/m3 1.42 7 放煤回采率 % ≥65 8 割煤回采率 % ≥93 9 煤機截深 m 0.8 10 循環產量 t 1660 11 循環步距 m 1.6 12 日產量 t 6640 13 回采工效 t/工 78.11 14 月推進度 m 192 15 月產量 t 199200 16 可采儲量 t 1483585 17 可采期 天 223 18 在冊人數 人 91 19 出勤率 % 85 附圖十一:工作麵作業循環圖。 第十章、安全技術措施 一、一般規定 1、作業規程是指導區隊安全生產的指導性文件,必須每月組織職工學習一次,做到有活動、有記錄。 2、本規程僅涉及與工作麵安全生產密切相關的部分,未盡事宜按照煤礦安全規程和煤礦工人技術操作規程執行。 3、凡是本規程前麵部分已經明確了的內容,一般不再次重複。 4、工作麵開始回采前,對職工進行一次作業規程貫徹並考試,要貫徹到每個職工,並有記錄。所有職工經考試合格後方可入井作業。 5、礦領導、安全部門、綜采隊及相關部門齊抓共管,對待威脅安全的問題,堅持“四不生產”、“四不放過”的原則,一抓到底。 6、非本工種人員不得隨意操作該設備,尤其是支架放煤操作部分,非專職放煤工,嚴禁扳動放煤操作手把。 7、人員進入工作麵嚴格執行敲幫問頂製度,做到三不傷害,做好自保和互保工作。 8、各崗位、各工種都必須持證上崗,按章操作。 二 、移架、推前溜、放煤、拉後部輸送機等支架工安全措施 1、支架工必須經過培訓,合格者方可上崗操作,嚴格按本工種操作規程及崗位責任製執行。 2、接班時,支架工要對支架的完好情況、管路吊掛等進行檢查,如有零件損壞,高壓膠管被擠、壓等情況要及時處理。 3、移架前清煤工必須將支架內的浮煤、浮矸雜物清理幹淨,同時支架工觀察該支架周圍人員、電纜、水管、油管、頂板、煤壁等情況,確認一切安全後方可操作支架。 4、支架出現漏、竄液等問題支架工要及時處理。 5、移架時支架工要檢查後尾梁及插板的伸縮狀態,防止移架時插板插入運行的尾溜中造成事故。 6、推移前部刮板輸送機:滯後正在割煤的采煤機的距離(彎曲段)不得小於15m。按照從機頭向機尾或從機尾向機頭的順序推移,嚴禁從中間向兩端推移或任意分段推移,推移後保證輸送機平直,機頭、機尾不滯後。拉移前仔細檢查有無障礙物,發現問題及時處理,以減少拉移後部刮板輸送機阻力,嚴禁拉成急彎。 7、機組司機割煤時要割平頂底板,不留傘簷。割煤時要及時收回支架護幫板和伸縮梁,割煤前收回護幫板。 8、移架:工作麵移架時要移夠割煤步距,支架升起後要等3~5秒鍾,使支架達到初撐力要求。在推前溜和拉後溜時要推拉夠步距,溜子要保持平、直、穩,彎曲度不超過3°。 9、移架後,支架接頂要嚴實,保持良好的支護狀態。 10、移架、推前溜、拉後溜和放煤時,操作人員要站在支架四連杆之間,嚴禁站在兩支架間操作,以防止架間掉矸,崩銷和千斤頂傷人。 11、當出現片幫過大或頂板破碎時,應及時移架超前支護頂板,防止漏頂擴大造成冒頂。 12、移架時必須保持支架頂梁在同一平麵上,相鄰支架不得出現明顯的高低差,要利用好側護板,防止擠架和咬架;支架頂梁與頂板平行支設。 13、支架初撐力不低於規定值的80%,即立柱和平衡千斤頂壓力不低於泵站壓力的80%。 14、支架要排成一條直線,其偏差不超過±50mm,中心距偏差不超過±100mm。 15、放頂煤:工作麵初采前10m不放頂煤,末采最後20m不放頂煤,隻進行割煤,放煤工作必須在每循環中采煤機割完第二刀煤、移架後進行;工作麵前後排頭排尾支架隻采不放頂煤;放煤時,先收支架尾梁插板,並操作尾梁千斤頂,使尾梁擺到適當位置,以便能使頂煤直接進入後部刮板輸送機。尾梁與插板升起的高度必須保持一致。放煤遵循由前向後,三輪間隔,等量順序均勻,大塊破碎,“見矸即止”的原則。每輪放煤間距為20部支架,掌握好放煤情況,控製好後部刮板輸送機煤量情況,防止後部刮板輸送機過載、壓住。大塊煤矸堵住放煤口時,升降尾梁、伸縮插板將其破碎。 16、在移架推前溜、拉後溜等作業時,各操作閥動作完畢後手把都要打到停止位置以防止誤動作。 17、推拉機頭機尾時,必須將機頭機尾處的浮煤雜物清理幹淨,沿巷道底板拉移,防止漂起或刹底,每次拉移要移足步距。 18、支架在檢修或更換千斤頂、立柱、各種油缸、操作閥、管路等部件時,必須在有效的支護下進行,並關掉截止閥或停止泵站壓力。 19、支架工在拉移支架時,人員進入支架尾梁下方作業和在溜頭溜尾處進行其他作業。如需人員進入尾溜頭、溜尾處作業時,設專人監護該作業地點附近的操縱閥組,以防拉溜裝置擠傷人員且必須將後部溜子停電閉鎖。 三、機組與運輸機械(采煤機、溜子、皮帶、轉載機、破碎機、泵站)司機操作安全技術措施 1、各類司機必須經過專門培訓考試合格者擔任,並持證上崗。嚴格執行本工種的操作規程及崗位責任製。 2、各類司機必須熟悉自己所操作的機器設備的性能及工作原理、要能正確判斷和處理機器設備的一般故障。各機實行單獨操作,按照各自的開停信號進行開機,嚴禁誤動作。 3、使用采煤機安全技術措施 1)、開機前的檢查工作 (1)、作業人員嚴格執行“敲幫問頂”製度。 (2)、檢查各種按扭、開關動作是否靈敏、可靠,然後將各按扭停放在零位。 (3)、按規定檢查各潤滑點注油量,並及時對缺油部位加油。 (4)、檢查滾筒上截齒是否齊全、牢固、銳利,截齒和齒座的固定是否牢固,滾筒轉向是否正確,安裝是否牢靠並及時更換磨損過度的截齒,並補齊丟失的截齒。 (5)、檢查各部位螺絲是否牢固、齊全,對搖臂的固定螺絲和各聯接螺絲要每天檢查一次。 (6)、檢查采煤機冷卻水、噴霧水是否符合要求,對不符合要求的及時檢修,同時還要檢查電纜捆綁是否完好。 (7)、檢查電氣係統有無故障,電纜及電氣設備有無損傷,各種保護及閉鎖裝置是否靈敏、可靠。 (8)、檢查各部油位是否達到要求。 (9)、檢查各油管、水管有無破損、滲漏。噴霧係統噴嘴口有無堵塞,對不符合要求的及時檢修。 (10)、檢查截割電機機械離合手把的動作是否靈活。 (11)、啟動試車二、三次,每隔兩分鍾左右啟動一次。啟動後注意檢查各運轉部件的聲音是否正常有無異音、發熱各儀表示值是否正常。 (12)、在正式割煤前,要對工作麵進行一次全麵的檢查,看工作麵信號係統是否正常,工作麵輸送機鋪設是否平直,運行是否正常以及液壓支架、頂板和煤層情況等。 (13)、隻有對上述幾項全部認真檢查,並確認無任何問題後,方準開動采煤機,聽其運轉聲音是否正常,然後操縱各種按鈕,看其動作是否靈敏可靠。並檢查采煤機滾筒旋轉方向是否正確,經試運轉確認各部分都正常後,方準正式割煤。 2)、開機順序的準備工作: (1)、接通水源,保證各電機、電控箱有充足冷卻水; (2)、將隔離開關手把QS1,QS2扳到“合”的位置上; (3)、將急停開關手把SA4旋鈕到“通”的位置上; (4)、將開關SA6手把旋轉到“解鎖”的位置上,使工作麵輸送機解鎖 。 3)、啟動磁力啟動器,接通采煤機電源,旋轉采煤機工作開關SA2到"啟動"位置上約2-3秒,待各電機運行平穩後鬆手,旋鈕靠彈簧力自動彈回到“運行”位置上,這時主控係統開始工作。 4)、操縱調高按鈕調整滾筒高度。 5)、開牽引,調整牽引方向。 6)、停機和交接班 (1)、三班將采煤機停止在頂板完整、無淋水、煤壁無片、爆幫地段,所留檢修條件一般為:寬度為煤壁距截盤端蓋0.5--0.8m,長度為14--16m。切斷采煤機電源,將全部手把打到零位,並對采煤機停機處頂板進行臨時支護。 (2)、采煤機司機嚴格執行現場交接班製度,交班司機要向接班司機交待清楚采煤機的運轉情況,接班司機要牢記清楚。 (3)、司機交班停機後,將隔離開關手把QS1,QS2阪到“分”的位置上;將急停開關手把SA4旋鈕到“ 分”的位置上;將開關SA6手把旋鈕到“閉鎖”的位置上,使工作麵輸送機閉鎖,關閉水源。采煤機司機接班後必須檢查各部件是否齊全,各部油位是否符合要求。采煤機啟動後,要空轉3-5分鍾,發現問題及時妥善處理,不可讓采煤機帶病作業。 7)、采煤機使用注意事項 (1)、采煤機司機必須經嚴格培訓,考試合格,持證上崗。 (2)、采煤機上必須裝有能停止刮板輸送機的閉鎖裝置,采煤機維修人員必須定期檢查該閉鎖裝置,使其處於完好狀態。 (3)、采煤機啟動前,司機必須巡視采煤機及附近5m範圍內有無人員作業、停留,通知附近人員躲開,確認無任何問題後,方準按順序啟動采煤機。采煤機割煤時,其上下5m範圍內除操作人員外不準行人或有人作業,如其他人員在架間需通過采煤機割煤地段時,必須同采煤機司機取得聯係,待將采煤機停機閉鎖後,人員方準通過。 (4)、采煤機司機掌握好采煤機牽引速度,盡可能保證采煤機勻速運轉,煤流均勻,並時刻注意采煤機的負荷情況,當遇到硬煤或局部夾矸時,應及時適當降低牽引速度,不得強行牽引采煤機。 (5)、在采煤機割煤時,采煤機司機要注意頂底板層位變化,隨時調整滾筒高度,嚴格控製采高,抓好層位,防止采煤機飄刀、啃底。 (6)、工作中必須及時停機處理溜道上的大塊煤或其它物料,防止采煤機掉道。(7)、未遇特殊情況,司機不準使用緊急停車按扭。 (8)、采煤機電纜隨采煤機運行,必須及時放在電纜槽內且捆綁牢固,設專人檢查。如有擠壓、漏電等情況,及時妥善處理,司機割煤時要照顧好距采煤機10m內的電纜,設專人看護電纜運行情況並清理電纜槽內的浮煤。 (9)、采煤機斜切進刀長度保證在30~35m。 (10)、采煤機割煤時嚴禁任何人在煤壁側及前刮板輸送機上作業或停留。 (11)、采煤機運行時司機要時刻注意輸送機運轉、支架頂梁與煤壁的距離、采煤機上方、滾筒的工作位置等情況,以防止出現采煤機割支架頂梁、刮板輸送機啟動困難等現象。 (12)、采煤機司機在上截齒、檢查采煤機搖臂及截盤時,應將截盤降到適當高度,並切斷溜子、采煤機電源,打開離合器,設專人監護采煤機控製按鈕。 (13)、嚴格控製輸送機彎曲段的角度和長度,遇有彎曲過大、過急的地方,應停機調平、調直溜子。在輸送機彎曲段,采煤機應適當降低牽引速度。 (14).如需改變采煤機牽引方向時,有兩種方式: ①.按與牽引方向相反的牽引按鈕,牽引速度逐漸減小,當速度為零時,按<複位>按鈕,在按此按鈕,采煤機則反方向運行。 ②.按停牽引,采煤機停止牽引。按<複位>按鈕,這時再按所需要牽引方向的牽引按鈕到合適速度即可。 (15)、工作麵輸送機停止時,必須停止割煤並停水。嚴禁用采煤機拖運物件。 (16)、采煤機內噴霧水壓力不得小於2MPa,外噴霧水不得小於1.5MPa。如果內噴霧裝置不能正常噴霧,外噴霧壓力不得小於4MPa. 噴霧和冷卻係統完善、正常。無水或噴霧裝置損壞時,必須停機處理,處理好後方可工作。 (17)、采煤機必須安裝防止飛煤的保護板,以確保采煤機司機在生產中的人身安全。 (18)、采煤機液壓係統操作靈活、保護可靠、無漏液等現象。各潤滑部位及液壓係統應按規定加注油脂,不得以其它油脂代替。 (19)、采煤機啟動正常,操作靈敏,各種安全保護和閉鎖裝置可靠無異常聲響,滾筒升降自如,確保采煤機不過載運轉。嚴禁采煤機司機帶重負荷啟動采煤機。 (20)、工作麵頂板條件差時,必須適當控製采煤機牽引速度,與移架工作密切配合,以便使新暴露的頂板及時得到支護。 (21)、采煤機司機要做到先給水,後開機;先停機,後停水,以防止噴嘴堵塞固化。 (22)、機組後截盤破碎頭上方有大塊煤或破碎頭前及溜道上有堵塊現象時,必須及時停機進行處理。 (23)、如采煤機向仰采或上坡方向割煤時機身及搖臂上浮煤較多,采煤機司機必須及時停機進行清理。清理時必須將前溜、采煤機停機閉鎖。並時刻注意觀察周圍安全情況,發現隱患及時處理後方準進行作業。在清理采煤機機身上浮煤時,其他作業人員必須躲入支架間安全地點。 (24)、采煤機向輔運順槽方向割煤當將割透輔運順槽時,采煤機司機必須控製好采煤機牽引速度,並時刻注意采煤機與輔運順槽電纜間距離,防止截盤割大線,並及時提前將破碎頭升起,防止破碎頭壓鏈子造成斷鏈事故。 (25)、采煤機割透運輸順槽右幫後,應避免割到鐵錨杆或幫帶。在進刀距離達不到規定時,任何人嚴禁進行清煤工作。 (26)、看采煤機大線人員要隨時檢查大線有無刮卡、擠壓,並及時清理電纜槽內的浮煤,遇有刮卡等情況時立即通知采煤機司機,停機處理。 (27)、采煤機在溜尾穿梭進刀時,嚴禁作業人員在截割部上方及前方用鍬或其他工具向溜子及截割部螺旋葉片中裝煤。 (28)、嚴格執行《煤礦工人安全技術操作規程》中滾筒采煤機司機有關規定、措施。 (29)、工作麵采煤機割至前後端頭時,出口人員及溜子司機應撤至安全地點,采煤機要慢速割煤,防止滾筒割鉸接梁、抬棚等,發現錨杆、金屬網等異物,應停機處理,同時打開滾筒離合器。 4、使用溜子、轉載機、皮帶安全技術措施 1)、溜子、轉載機、皮帶司機必須經嚴格培訓,考試合格,持證上崗。 2)、啟動溜子、轉載機、皮帶前必須發出信號,確認無任何問題方準開機。 3)、工作麵每隔15m安裝一組通訊控製擴音裝置,工作麵前部溜子操作按鈕必須靈敏可靠並與采煤機聯鎖。 4)、工作麵前部溜子機頭處必須裝有轉載機的急停按鈕,由工作麵前溜子司機控製。前溜司機應時刻注意破碎機運行情況,發現進料口積貨過多時,應停止工作麵刮板輸送機。人員通過前溜機頭與轉載機交叉處時,必須將急停按紐合上,使轉載機無法啟動運轉。 5)、檢修破碎機、轉載機時,避免在破碎機可動部位停留。不準在破碎機內及入口處作業。在檢修破碎機、轉載機前把轉載機過人保護打到停位且將破碎機、轉載機停電閉鎖設專人監護。 6)、過人保護距轉載機溜板高度不能超過1.0m。如有損壞必須立即停機更換。轉載機過人保護的安全繩有專人維護,保證其靈敏可靠並保持使用。 7)、前溜司機看護好破碎機過人保護及轉載機急停按鈕,接班時必須檢查其完好,進行急停試驗並保證其靈敏可靠,如發現破碎機過人保護及轉載機急停按鈕起不到急停作用,必須找機電維修人員處理好後,方可作業。 8)、工作麵前後溜子與轉載機搭接高度要合理,不得出現拉回頭煤和卸煤受阻現象。若工作麵溜子出現上竄或下滑現象,要及時調整工作麵的偽傾角和超前距離,使溜子保持合適的狀態。前後部工作麵溜子電機和齒輪箱均是水冷卻,開機前必須先開冷卻水方能開機,冷卻水供水壓力不得超過3Mpa。冷卻水管管徑為Φ25mm,支管為Φ16mm,串聯冷卻,單獨用一個球閥控製,齒輪箱出水口必須暢通。 9)、溜子司機、轉載機司機在開機前必須對溜子的刮板鏈、連接環、刮板螺絲以及橫梁的緊固情況等要認真檢查,有缺少鬆動的要及時處理,尤其是後部溜子要認真檢查,防止各部溜子在運行中斷鏈。 10)、溜子在運行時,各司機及工作麵現場人員要隨時注意溜子的運行情況,發現有大塊矸石、雜物、電機減速機聲音異常等現象,應及時發出停機信號停機處理,處理好後再開機,嚴禁帶病開機。 11)、工作麵前後刮板輸送機、運輸順槽內轉載機、皮帶運輸機嚴禁行人和運送任何材料設備,特殊情況確需運料時必須補充專門措施。嚴禁任何人站在或騎跨在前後刮板輸送機、運輸順槽內轉載機、皮帶運輸機上(因工作確需時要停機和閉瑣,並設專人監控)。行人跨越的? |
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