2466(底)综放作业规程

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1、宁夏煤业集团公司综采工作面作业规程 附 表第一章： 概 况一、 工作面概况 表1-1工作面名称：2466（底）综放水平名称：二水平采区名称：24区煤层编号：六层煤走向长：534.5m面 积：80175m2倾斜长：150m地面相对位置：2466（底）综放切眼位于矿务局大渠南200m；停采线位于东风井北围墙向北85m；回顺位于河沿路西275350m；运顺位于矿区铁路专用线东156170m井下位置及邻近采区情况：24区+790水平6#运输机石门向北44m为综放切眼位置；0#运输机石门向北44m到预计停采线位置，回顺位于+845水平，运顺位于+790水平，上覆2466（一）采空区及阶段煤柱。回采对地面

2、设施的影响：地面受采动影响将继续塌陷。二、煤岩层情况 表1-2煤层总厚:8.04m煤层硬度：1.6煤层倾角：20O可采指数：1变异系数：4.64%稳定程度；稳定煤(岩)层结构：(m)（K1）2.91（K3 0.13）0.57（K4 0.41）1.31（K7 0.32）0.44（K8 0.04）0.64（K9 0.20）1.07 说明： 六层煤为厚煤层，厚度较稳定，共含稳定夹矸9层。其中K1夹矸较厚（1.400.65m），岩性为细砂岩，是本工作面的直接顶。 六层煤底板为细砂岩（平均2.94m）是本工作面直接底板。三、煤质情况 表1-3水分Mad：1.4%灰分Ad：35.53%挥发分Vdaf：38

3、.10%发热量Qgr.d：20.74Mj/kg固定碳Fc：硫分St；3.35%胶质层厚度Ymm：工业牌号：1/3焦煤四、煤层顶底板情况 表1-4顶底板名称岩石名称厚度岩性描述老 顶直 接 顶细纱岩（k1）1.02m灰黑色，薄中厚层状，节理发育，f=4.0伪 顶直 接 底细纱岩2.94灰白色，薄中厚层状，节理发育，f=4.0老 底五、地质构造情况 表1-5构造名称：走向：倾向：倾角：性质：落差：影 响 程 度F240840O80O北西74O86O正断层04.55严重影响F240965O南东30O51O正断层1.90影响较大F4170O东正断层1.0有影响说明：该工作面范围内煤岩总体为单斜构造，走

4、向36O48O，平均39O；倾向北西,倾角21O3019O, 平均20O；工作面北部与F2406断层相邻；煤岩层沿走向及倾向起伏较大。现已揭露的影响本工作面正常回采的断层有F2408、 F2409及 F4。1、F2408：开切眼上部揭露，在工作面形成一弧形断层 面，延伸到+790水平4#运输机石门出本工作面，落差H=04.55m。2、F2409：工作面运顺6#运输机石门向南35m揭露，预计向工作面内斜交延伸70m。3、F4：为2466（一）工作面回采中揭露，预计将延伸至工作面内。六、水文地质情况及防治水措施 表1-6最大涌水量： 1.5 m3/h正常涌水量：0.6 m3/h水文地质情况及防治水

5、措施：该工作面上邻2464（底）采空区，上覆2466（一）采空区及阶段煤柱。本工作面水的主要来源是采空区的残存积水，在开采过程中受F2408断层影响及冒落、裂隙造成工作面与上覆采空区沟通。预计采空区积水将通过裂隙、断层破碎带及与之沟通的老巷进入工作面七、瓦斯、煤尘及其它有害气体情 表1-7相对瓦斯涌出量：绝对瓦斯涌出量：0.91.5 m3/min煤尘爆炸指数：33.79%-41.29%煤层自燃发火期：3-6个月其它有害气体浓度：煤层中有H2S气体八、储量计算 表1-8块段号走向长m倾斜长m煤厚m斜面积m2容重t/m3工业储量t可采储量t回采率%534.51506.98801751.377666

6、8161334580扣除140552.581941.3728064合计73861759089480九、存在问题及建议 1、由于F2408断层的破坏作用，2466（一）回采时，工作面上部（断层下盘）的回采层位是二分层层位（既K1夹矸以下）。范围从2466（底）切眼开始以南20160米；2466（一）回顺至F2408断层面。回采到该范围时，由于2466（底 ）工作面距一分层采空区较近（煤厚仅为4.80m），应加强顶板管理，以防本工作面跟上覆采空区采透，工作面冒顶。注意采空区残存积水和有害气体的涌出。2、工作面在回采过程中，过断层时，由于断层附近煤层较破碎，应加强过断层的管理。3、工作面在过断层时，

7、严格按过断层措施回采。4、由于回顺不提标高，工作面在回采时，回风石门标高低于回顺标高。石门斜穿工作面，在过石门时应先探清石门内积水及有害气体等情况，并加强管理。（石门与工作面关系剖面图见月报）第二章：采煤方法第一节：采煤方法的确定一、采煤方法 采用走向长壁全部跨落法。二、采高的确定工作面六层煤厚度为8.04米，而ZF4800/17/28H放顶煤支架适合机采高度为22.7米，即确定本工作面机采高度2.6米，放煤厚度5.44米。三、开采层位的确定本工作面的直接顶为六层煤中较厚的夹矸，底板是六层煤底板。夹矸厚1.400.65米，岩性为细砂岩；六层煤底板为细砂岩，平均厚度为2.94米。第二节：支护设计

8、一、 基本支护 工作面设置95架ZF4800/17/28H反四连杆放顶煤液压支架支护顶板，上端头设置三架、下端头设置两架ZFG5200/19/30H型放顶煤过渡支架支护顶板，运顺设置一架ZTQ5200/19/30中置式前置端头支架和一架ZTH10400/19/30中置式后置端头支架支护顶板。基本液压支架主要技术特征如下：名称支架（ZF4800/17/28H） 控 顶 距放顶步距m泵站压力Mpa支 护 参 数初撑力KN工作阻力KN支护强度MPa高度m宽度m中心距m最大m最小m规格1.72.81.431.601.55.5864.7860.83037564020459548770.6420.686二

9、、支护强度 参照2465（底）综放工作面的矿压资料，顶板最大强度为264.4KN/m2，每架有效支护面积为4.4461.5=6.669 m2，其承受顶板最大压力为Pmax=264.66.669=1764.6KN架。三、支护强度校核 支架的工作阻力P=45954877KN架 支架承受顶板最大压力Pmax=1764.6KN架。 按其最低限度进行支护强度校核: C=P/Pmax=4595/1764.6=2.601式中: C支护强度安全系数P支架的工作阻力，KN架Pmax顶板的最大压力，KN架由以上验算可知，支架的支护强度安全系数C1，能满足支护需要。第三节 回采工艺一、回采工艺及设备布置图：（见附图

10、2-1）二、回采工艺流程图（见附图2-2）三、回采工艺内容：综合机械化放顶煤回采。1、落煤、落煤方法：工作面前部使用MG300/700QWD1型滚筒式电牵引采煤机落煤并装煤，采用单向割煤即下行割煤，上行清煤；后部利用支架尾梁及插板反复活动放煤。、进刀方式：工作面采用上端部斜切进刀，自开缺口。自开缺口顺序为距回顺下帮2530米范围内先将溜子推至煤壁，采煤机上行割煤。斜切进刀时，左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，左滚筒与回顺割透后，调换滚筒使右滚筒割顶煤，左滚筒割底煤，然后向下正常割煤（斜切进刀方式见附图2-3）。、割煤要求：采煤机司机要严格掌握层位，沿六层煤底板走，将工作面割平、割直，保证2.6米的采

11、高，不出现台阶。、移架（在第三章第二节叙述）、移刮板输送机、移刮板输送机方法：设专人自下而上将刮板输送机前移到位，前部刮板输送机在采煤机上行清煤时，滞后采煤机18 m前移。斜切进刀段在煤机下行割煤时，滞后煤机2530 m自下而上将刮板输送机推至煤帮。在完成第一次移架工序后，后部溜子处于装运煤状态，等顶煤放完后，再操作后拉千斤顶将后部溜子由下向上前移到位。B、移刮板输送机要求：刮板输送机移过后要平直，不得出现死弯，弯曲段长度不小于18 m，前移步距为800 mm。若刮板输送机前移不动时要先查明原因，处理好后方可继续前移，不得强行前移，不得隔架前移。、放顶煤采用采放平行作业，即边割边放，割一刀放一

12、刀，完成一个循环。、放煤步距：800 mm。、采放比：K=H1/H2=2.6/（8.04-2.6）=1：2.1式中： K采放比 H1割煤高度，m H2放煤高度，mC、放煤方式：采用多轮顺序双头放煤。D、放煤方法：工作面分两段放煤，由两名专职放煤工分别从中部和下部自下而上按顺序进行放煤，第一轮放不干净时必须进行第二轮放煤。放煤时先放上半段，即50支架以上割完煤且支架移到位之后，便可开始放煤；下半段在煤机上行清煤时开始放煤。放煤的具体操作：先收回放煤插板，并逐渐操作手把活动尾梁，放煤口出矸时及时将放煤口关闭，若遇大块煤时，应操作尾梁及插板将其挤碎。为了利于上下端头安全三角口的管理，工作面上端头三架

13、、下端头两架不准放煤。第三章 顶板管理第一节工作面顶板管理一、基本支护工作面采用95架ZF4800/17/28H反四连杆放顶煤液压支架支护顶板，上端头采用三架、下端头采用两架ZFG5200/19/30H型放顶煤过渡支架支护顶板，运顺采用一架ZTQ5200/19/30中置式前置端头支架和一架ZTH10400/19/30中置式后置端头支架支护顶板。ZF4800/17/28H放顶煤液压支架最大控顶距为5.586米，最小控顶距为4.786米。泵站工作压力要达到30Mpa以上，支架初撑力不低于规定值的80%，支架顶梁平整接顶，放顶步距800 mm。二、移架要求、移工作面支架的要求：支架移架过程中，严格按

14、支架操作程序使用好各部位千斤顶，使支架顶梁接顶平整，且垂直煤壁，支架最大仰俯角不超过70，支架垂直顶底板，歪斜0，端面距340mm。移架时要拉线移架，支架移成一条直线，其偏差不得超过50mm，中心距偏差不超过100 mm，相邻支架间不能有明显错差，不超过顶梁侧护板的2/3，支架不挤、不咬，架间空隙不超过200mm。操作完毕后将各操作手把打回“零”位。、移端头支架要求：严格控制中置式前、后置端头支架和支架的位置，使中置式前、后置端头支架在巷道中间前移，并使支架与中置式后置端头支架之间的空隙400mm，移架步距为800 mm。第二节 移架与回柱方法一、 移架方法、 移工作面支架方法：在正常情况下煤

15、机下行割煤后，采取追机分段自下而上顺序前移支架，移架时边收前伸缩梁边前移支架，分段距离为10架，移架步距为800mm。如遇片帮或顶板破碎，压力明显增大时，煤机司机要配合支架工及时跟机“带压”擦顶移架。移排头支架时，先移2#过渡支架，然后移3#普通支架，最后移1#过渡支架。、移端头支架方法：移设前置端头支架时先将顶梁前端最近的一根2.4 m长9#型钢梁回收,然后按由前向后的顺序降支架立柱（下降幅度以移动支架为准；转载机同前置端头支架同时前移），最后前移支架。移过前置端头支架后伸缩梁及时伸出护顶，并按由前向后顺序升立柱；移设后置端头支架时，按由前向后的顺序降柱（下降幅度以移动支架为准），在移后置端

16、头支架时必须同时收回前置端头支架的后伸缩梁，移过后置端头支架后按由前向后顺序升柱。二、上、下端头支护（附图3-1：上端头支护示意图）、 上端头支护采用DZG28型单体液压支柱支护顶板，支柱初撑力不低于90KN，支柱的迎山角3，支柱与钢梁支设迎山处必须加木楔。在工作面机尾三角口处用3.5m长9#型钢梁架设一对走向迈步抬棚，棚梁间距250mm，每根棚梁保持一梁三柱，该抬棚随工作面向前推进而交替迈步前移；98#、99#、100#支架必须刀刀铺网，网长边对接，短边与回顺网搭接，隔空连一扣；顶板不好的情况下，100#支架要刀刀上一块3m板梁，若顶板状况好，两刀上一块3m板梁。A、严格控制100#支架所处

17、的位置，回采时应尽量保持支架布满整个工作面。若100#支架上侧与回顺上帮间距离小于1.5m时，上端头回顺内用1.5m长的型钢棚维护顶板，每个型钢棚梁必须保持一梁二柱（图3-1 A所示）。 B、若100#支架上侧与回顺下帮距离不大于400mm时，上端头用单体支柱直接在回顺内型钢梁上支设支柱，柱距750mm，每根型钢梁保持一梁二柱。型钢梁和单体支柱在老空切顶线处回收，回收时要在老空切顶线处隔空打一戗柱，戗向老空75（图3-1 B所示）C、若100#支架随工作面推进而下滑（因巷道变化或地质变化），其上侧与回顺下帮距离大于400mm时，上端头回顺内仍采用原支护方式，同时在100#支架上侧与回顺下帮间溜

18、子道采用3.5m长9#工字钢梁架设一梁二柱走向正悬臂迈步抬棚，棚梁间距250mm，棚距600mm，抬棚与切顶线之间采用带帽点柱支护顶板，柱帽采用600mm长的7#型钢梁，点柱柱距750mm，排距600mm，迎山角35（图3-1 C所示）。、下端头支护：采用ZFTH10400/19/30型中置式后置端头放顶煤液压支架支护下端头。严格控制中置式后置端头支架和支架的位置，使中置式后置端头支架在巷道中间前移，并使支架与中置式后置端头支架之间的空隙400mm。1#、2#支架必须刀刀铺网，网长边对接，短边与运顺网搭接，隔空连一扣；顶板不好的情况下，1#支架要刀刀上一块3m板梁，若顶板状况好，两刀上一块3m

19、板梁。若支架与中置式后置端头支架之间的空隙超过400mm时，在支架下侧300mm前部溜子机头处采用3米9#型钢梁架设一梁二柱走向正悬臂迈步抬棚，棚梁间距250mm，棚距700mm，柱距800mm；后部溜子机尾处采用3米#型钢梁架设一梁二柱走向倒悬臂迈步抬棚，棚梁间距250mm，棚距700 mm，柱距800mm。（附图3-2）在运顺是工字钢棚支护顶板时，为了有效控制下端头顶板，1.5米长的9#型钢梁在移设前置端头支架时不回收，待其推进至后置端头支架的切顶线处再回收，回收时要打一戗柱，戗向老空750。、回收方法、上端头老空回收采用人工回收，支柱钻底深时必须掏底拔出支柱，不得用绞车回收支柱。、下端头

20、老空回收采用回柱绞车或人工回收，若无回柱绞车，且支柱钻底深时，必须掏底，用倒链拉出支柱，严禁用转载机代替回柱绞车回收支柱。三、两巷超前维护采用DZG-28型单体液压支柱维护顶板，支柱初撑力不低于50KN。1、 回顺超前维护原巷道支护方式：、部分回顺是梯形断面巷道，采用工字钢棚支护顶板，并铺有金属网且背帮背顶。、部分回顺是拱形断面巷道，采用“U”型钢棚支护顶板，并铺有金属网。超前维护：类巷道在回顺内距工作面煤壁向南20m范围内，距回顺上帮500mm处用单体液压支柱直接在原工字钢棚梁上支设一排支柱；距工作面煤壁向南10m范围内，用单体液压支柱在原工字钢棚梁上距回顺下帮500mm处再支设一排支柱，形

21、成双排支护。回顺内的工字钢棚腿、棚梁超前煤壁5m回撤， 回撤前先用两根1.5m长9#型钢梁和单体液压支柱在原工字钢棚档间进行套棚维护。套棚的方法是：用两根型钢梁错接形成一架棚子，错接长度800mm，梁间距为200mm，每根型钢梁保持一梁二柱，柱距为750mm，相邻两架型钢梁套好后，方可将型钢棚梁间的工字钢棚腿、棚梁回收，否则不准提前回收。支柱与钢梁支设迎山处必须加木楔。类巷道在回顺内距工作面煤壁向南20m范围内，采用单体液压支柱打点柱。点柱支设在“U” 型钢棚的拱梁中间。支设单体液压支柱时，在柱头与“U” 型钢棚接触处必须加木楔。“U” 型钢棚在回顺超前工作面煤壁向南10m处，由北向南逐架用3

22、.2m铰接顶梁替换回撤。替换后在距巷道上帮800mm处支设一棵支柱，形成一梁三柱支护。由于工作面上部位于2466（一）运顺与2466（底）回顺的阶段煤柱下，回顺顶板压力较大，对巷道顶板离层的地方必须提前套棚，用单体支柱进行加强支护，对联网不紧和脱扣处必须重新补联网。2、 运顺超前维护原巷道支护方式：、少部分回顺是梯形断面巷道，采用工字钢棚支护顶板，并铺有金属网且背帮背顶。、大部分回顺是拱形断面巷道，采用树脂锚杆和金属网支护顶板。超前维护：采用ZFTH10400/19/30型中置式后置端头放顶煤液压支架和ZTQ5200/19/30型中置式前置端头支架进行超前维护，前后置端头支架总长度 （1014

23、6+4300+800=15246mm）。类巷道在自前置端头支架前端向南15m范围内的原工字钢棚梁上距运顺下帮1m处支设一排单体液压支柱，保证能在自煤壁向南20m范围内形成单排支护。运顺内的原工字钢棚腿、棚梁，在前置端头支架向南5m范围内回撤：回撤前先用2.4m和1.5m的#型钢棚梁对接在原工字钢棚间套棚。套棚方法是：2.4m的#型钢棚梁上用单体液压支柱分别在距运顺上帮200mm、距运顺下帮1m处各支设一棵单体液压支柱；1.5m型钢棚梁在距运顺下帮200mm和1m处各支设一棵单体液压支柱，使每架型钢棚梁形成一梁二柱。每对对接棚间距为200mm，错接长度为700mm。替棚期间严格执行先支后回制度。

24、为了防止运顺上帮在工字钢棚腿回撤后推至端头支架段时片帮，要在替棚前及时打上木锚杆护帮。（锚固参数为：木锚杆长度：1.2m，木托盘：30020050mm）眼距及眼孔布置方式如图：B类巷道在运顺内距前置端头支架向南15m范围内，采用单体液压支柱和铁柱帽距转载机下帮450mm处支设一排戴帽点柱；再在前置端头支架向南5m范围内距转载机上帮200mm处支设一排戴帽点柱，形成双排支护。四、工作面备用支护材料工作面备用支护材料主要放在上部回顺距工作面煤壁向南80 m处，主要有：单体液压支柱：3.15 m长的20棵，2.8 m长的20棵，2.5 m长的10棵。二开木：3 m长的40块，2 m长的20块。其 他

25、：1.5 m长的#型钢梁10根；金属网5m0.8m的20卷。所备用单体液压支柱及型钢梁必须达到完好标准，备用板梁小头直径不小于200 mm，且无折损，所有备用支护材料必须码放整齐，并挂牌管理。第四章：生产组织一、 循环方式（附表4-1：正规循环作业图表）采用采放平行作业，既一采一放为一个循环，循环进度为0.8米，每个生产小班完成2个循环，日循环数4个循环产量计算：1、循环产量Q=LHSrcQ1=55（8.04-2.6）0.81.3780%+958.040.81.3780%=932tQ2=1508.040.81.3780%=1057t式中：L工作面斜长，mH工作面煤层厚度，mS循环进度，mr煤的

26、容重，t/m3 c工作面回采率2、日产量 Q日1=4932=3728 tQ日2=41057=4228 t3、月产量 Q月1=3080%3728=89472 tQ月2=3080%4228=1014721 t4、月推进度 L1=894729320.8=76.8 mL1=10147210570.8=76.8 m5、可采期 n=534.576.8=6.95（月）二、作业形式采用“二采一准”作业方式，既两个班采煤，一个班检修，实行“三八”作业制。三、劳动组织 （附表4-2：循环劳动组织表）组织专业组追机作业。四、循环作业组织措施 1、加强工作面设备管理，做好设备维护与检修工作，严格按设备操作程序进行操作

27、，确保设备正常运行。2、严格按本规程正规循环作业图表作业，工序衔接有序，各工种必须保证在规定的时间内按质按量完成任务。3、工长、班组长要根据职工操作水平及地质条件，合理调配人员，保证各工序连续平行进行。4、加强各工序工程质量，班组之间相互创造条件提高正规循环率。5、严格劳动纪律，保证正常出勤。五、工作面主要技术经济指标序号项 目单 位内容（指标）1工 作 面 走 向 长 度米534.52工 作 面 倾 斜 长 度米1503可 采 储 量吨5908944采 高米2.65容 重吨/m31.376煤 层 倾 角度207工 作 面 回 采 率808正 规 循 环 率809循 环 进 度米0.810月

28、循 环 个 数个10211日 循 环 个 数个412日 循 环 进 度米3.213循 环 产 量吨932（1057）14日 产 量吨3728（4228）15月 产 量吨89952（101472）16月 进 度米76.817可 采 期月6.9518煤 层 灰 份35.5319油 脂 消 耗Kg万t25020截 齿 消 耗个万20021坑 木 消 耗m万1.522支 柱 丢 失 率023回 采 工 效吨/工20.44吨/工24在 册 人 数人11225出 勤 人 数人9726出 勤 率%8619 第五章 生 产 系 统第一节 运 输 系 统一、运输安全技术措施（附图5-1：材料及设备运输系统示意图

29、）1、提升或下放物料、设备前必须检查以下各项，其中有一项达不到完好标准，不得提放物料及设备：、绞车各部位螺栓、紧固件是否齐全可靠；、轨道、阻车器、绞车钢丝绳、闸皮及压戗杠或地锚是否完好；、信号装置齐全,声音清晰且灵敏可靠。2、对提升或下放物料及设备时的要求：、严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。严禁扒车、跟车或蹬钩上、下车。、信号把钩工要认真检查车辆的捆绑、连结是否合格，必须待车停稳后按规定每次只准挂一个车。严禁超载、超挂车。3、回顺内使用回柱绞车拉移物料时，必须先检查绞车压戗杠及钢丝绳的完好情况，在绞车和被拉物料之间不得有人员停留或作业；回柱绞车选用21.5mm(619)的钢丝绳，绳头必

30、须使用桃形环绳皮，且不少于4道绳卡，绳卡间距为200mm。4、有下列情况之一时，必须及时停车：(1)、绞车起动或运行中，发现绞车移动或压(戗)杠松动；(2)、车辆在平巷或斜坡上运行时，发现有行人；(3)、发现由于掉道或其它原因造成的绞车超负荷；(4)、绞车齿轮箱内有异常声音，钢丝绳跳动，负荷增大或突然松弛，有严重咬绳现象；(5)、突然断电或其它险情时；(6)、发现其它不安全情况或听见有人喊停车；二、设备运行安全技术措施（附图5-2：煤炭运输系统示意图）第一部分采煤机运行安全技术措施一、采煤机的操作及安全技术措施 （一）、准备工作操作位置在采煤机机身中部电控箱前盖上的开关。1、接通水源，保证各电

31、机及电控箱有充足的冷却水；2、将隔离开关手把QS1扳到“合”的位置上；3、将急停开关手把SA4旋钮旋到“通”的位置上；4、将开关SA5手把旋到“解锁”的位置上，使工作面输送机解锁。 （二）、启动巷道内的磁力启动器，接通采煤机的电源：旋转采煤机工作开关SA2到“启动”位置上约23秒，待各电机运行平稳后松手，旋钮靠弹簧力自动弹回到“运行”位置上，这时主控系统开始工作，操作显示站上显示屏显示如下信息：PLC-ZK100主控器中科院沈阳计算所沈阳创新数控设备有限公司主控器先对采煤机各检测点进行检测，若无故障，向操作显示站发出显示指令。当操作显示器接收到主控器发来的显示信号时，显示如下信息：系统正常，复

32、位开机中科院沈阳计算所沈阳创新数控设备有限公司这表明采煤机主控制系统工作正常，按操作显示站上的“复位”按钮，显示屏开始显示采煤机工况。至此，开机的工作完成。（三）、开牵引：操作位置在机身两端的操作显示站上。（液压系统油路中可以加检测油压的压力继电器，只有油压达到可使刹车器松开的数值时，压力继电器触点闭合，这时才允许采煤机进行速度控制）1、升速：选择与采煤机牵引方向相同的牵引按钮按下，采煤机开始升速，显示屏显示牵引速度值，达到合适的速度时松开按钮，采煤机将按给定的速度值运行。2、降速：按下与牵引方向相反的牵引按钮，采煤机开始降速，到合适的速度时松手，采煤机将按此时速度运行。3、停牵引：若只停采煤

33、机牵引，有如下两种操作方式： a、按与牵引方向相反的牵引按钮，采煤机牵引速度逐渐减小，直至完全停止时松手。 b、按“牵引停”按钮，采煤机立即停止牵引。4、改变牵引方向：采煤机正在运行中需要改变牵引方向时，有如下两种操作方式： a、按与牵引方向相反的牵引按钮，采煤机牵引速度逐渐减小，当速度为零时，按“复位”按钮，再按此按钮，采煤机则反方向运行。b、按“牵引停”按钮，采煤机停止牵引，这时显示屏显示：牵引电机停止请检查机器是否可以运行请按复位键继续按“复位”按钮，显示屏重新显示采煤机工况，这时再按所需要牵引方向的牵引按钮到合适速度即可。（四）、摇臂的调高 1、升本侧摇臂：操作位置在与所要操作摇臂同侧

34、的操作显示站上。按住与摇臂同侧操作显示站上的“滚筒向上”按钮，直到摇臂升到合适的位置松手。2、降本侧摇臂：操作位置在与所要操作摇臂同侧的操作显示站上。按住与摇臂同侧操作显示站上的“滚筒向下”按钮，直到摇臂降到合适的位置松手。3、升另侧摇臂：先按“另侧”按钮（这时画面的左上角显示“另侧”字样，此时松手），再按“滚筒向上”按钮，直到另侧滚筒升到合适的位置松手。4、降另侧摇臂：先按“另侧”按钮（这时画面的左上角显示“另侧”字样，此时松手），再按“滚筒向下”按钮，直到另侧滚筒降到合适的位置松手。二、采煤机的注油维护、维修及运行安全技术措施（一）、采煤机的注油维护为保证采煤机可靠地工作，采煤机各油池的油

35、质、油量必须严格要求；各润滑注油点要经常注油，以保证润滑。在注油过程中必须注意以下几点：1、打开注油孔、箱盖或拆卸过滤器前，要将周围清理干净，严禁进入煤粉、脏水、杂物等；2、注油工具要专油专用，并保持干净，不同牌号油液不得混用；3、旧油排出后，各油池应清理干净；4、严禁用纱布、破布、棉纱等擦抹液压油池及液压件。（二）、采煤机的检修 1、日检（1）、检查所有联接紧固件是否完整、紧固、齐全，发现松动要及时紧固；（2）、检查电缆水管油管有无挤压和破损；（3）、检查各操作手把、按钮的动作是否灵活、可靠、准确；（4）、检查各部油位、各润滑点是否符合要求；（5）、检查喷嘴有无堵塞和损坏，水过滤是否堵塞，水

36、量和压力是否符合要求；（6）、检查截齿、齿座有无损坏和丢失，若有应及时更换和补齐；（7）、检查各仪表是否完好，工作是否正常；（8）、检查各部运转有无异常音响、温升和振动；2、周检（1）、检查并清洗粗过滤器；（2）、检查各工作油液油质是否符合要求；（3）、检查和处理日检不能处理的问题，对整机的大致运行情况作好记录；（4）、检查司机对采煤机的日常维护情况；3、月检月检除周检内容外，对周检处理不了的问题进行维护和检修，并对采煤机司机的日检、周检的工作进行检查。（三）、采煤机运行安全技术措施1、煤机司机在检修或更换截齿时，必须先断开煤机电源，摘开滚筒离合器，对前部溜子进行闭锁，若在煤机全部断电，闭锁刮

37、板输送机装置无效时，则必须断开刮板输送机开关电源。认真观察顶板煤壁情况，确认无误后方可进行。2、采煤机在试运转时，煤壁及刮板输送机道内严禁有人作业、滞留，司机在开机前必须先发出开机信号，确认无误且刮板输送机运行后方可开机。3、采煤机开始割煤时，牵引速度从零逐渐增大，不能迅速升到高速；在运转中，随时注意采煤机、输送机负荷情况，相应调整牵引速度，禁止采煤机和刮板输送机超负荷运行，并尽量使落煤、装煤量均匀。4、严格掌握好采高，顶底板要割平，避免出现台阶；随时注意支架伸缩梁,严禁滚筒割伸缩梁。5、采煤机在正常工作中，司机要随时观察采煤机各部运转情况，各部件(位)声音等是否正常，截齿是否完好，电缆拖移装

38、置、冷却水量、水质是否正常等，严禁无水开机。6、采煤机司机在煤机运行过程中时刻注意前方刮板输送机与齿条的连结情况，确保煤机沿齿轨顺利运行，不掉道。7、采煤机运行中，司机要随时注意采煤机本身和刮板输送机及周围环境的条件有无异常变化，若发现问题必须及时停止采煤机、刮板输送机进行检查处理，否则不准继续工作。8、采煤机在运行中，严禁扳动滚筒离合器和隔离开关，以免齿轮或零件受到冲击破坏。9、采煤机在运行时注意链带状态，防止断带、跳槽等事故发生。10、采煤机严禁带病运转。在采煤机超负荷时，应立即停机，打开滚筒离合器，离开刀口，进行检查，查明原因并进行处理。11、禁止利用采煤机牵拉、推顶其它设备。12、采煤

39、机牵引时，各司机必须相互联系，步调一致。13、采煤机在运行时，任何人不得进入煤壁侧。1、采煤机割煤至上下安全三角口时，要发出信号，周围附近不得有人员作业，以防有煤块飞出击伤人员。15、采煤机较长时间停机或换班时，必须将左右滚筒放到底板，摘开左右滚筒离合器，打开隔离开关，并切断煤机电源。第二部分刮板输送机、转载机运行安全技术措施一、刮板输送机、转载机运转前的准备和检查1、检修或检查刮板输送机、转载机时，必须切断开关电源。2、检查传动装置、电机、减速器、半联轴器、螺栓是否完好、齐全、紧固，油量是否适中，有无漏油，拔链器是否正常完好。3、开动电机后，仔细监听各部声音是否正常，认真检查链条、螺栓、刮板

40、有无损坏现象(弯曲、扭转、跳牙等)，联结环是否缺涨销或螺栓。4、认真检查机头、机尾处的油管、电缆吊挂是否整齐到位，刮板输送机机头是否与转载机搭接合理，挡煤板连接螺栓是否松动，如果发现问题应及时处理。5、检查集控装置及扩音电话是否畅通、清晰可靠，各转载点的喷雾降尘设施是否齐全完好。二、刮板输送机、转载机运转时的安全措施、刮板输送机、转载机司机要坚守岗位，按照规定的信号开、停刮板输送机、转载机，不得擅自盲目操作或带负荷交接班，所有人员不得正对运行中的刮板输送机机头。、开机前先通过扩音电话喊话（必须喊两次），得到回话后，点动试运转，然后正常开机运行，以保证不发生意外事故,确保安全。待破碎机和转载机运

41、行正常后，再启动刮板输送机，否则不准开动刮板输送机，以防底链拉回头煤。、工作面每隔15m必须安设能闭锁和喊话通知启动刮板输送机的扩音电话。、刮板输送机、转载机不准频繁启动、强行启动或带病运转，信号不通不得启动。运输设备正常运行期间不准任何人进入或跨过机道。检修或处理运输设备事故时，必须与机组司机联系好，并将其开关打到零位后闭锁，以防误操作。、设备运转过程中，司机要随时注意设备各部件的运转情况，有无异常声音,温度不超过规定要求，刮板链的松紧情况等，发现问题及时处理。、工作面刮板输送机应保持平直,水平弯曲度及垂直弯曲度满足设计要求。7、工作面人员在跨越刮板输送机、转载机时，必须与司机联系好，待刮板

42、输送机、转载机停止后方可通过。各工种需进入刮板输送机、转载机作业时，必须与司机联系好待刮板输送机、转载机停止并用扩音电话上的闭锁将刮板输送机、转载机闭锁后方可作业。8、在转载机后部靠近工作面510m处安装一个能停止转载机运行的扩音电话，当端头作业人员(或刮板输送机司机)发现异常时立即按下闭锁按钮，使转载机停止运行，并发出停机信号，待处理妥当后方可发出开机信号,开启转载机。9、严禁使用转载机拉运工字钢、支柱、板梁等体积较大而长的物料，如果发现有类似的杂物在转载机机道上时要及时停机，将其移出。10、运顺移设端头支架时，应将转载机的电源开关打到零位闭锁，以防误动作造成意外事故。11、各岗位工每天对转

43、载机的安全闭锁保护、信号铃、操作按钮等安全设施进行检查维护，确保完好。12、刮板输送机、转载机及破碎机是水冷电机，必须做到开机开水，停机停水，无冷却水不得启动电机。13、刮板输送机、转载机在掐链子、换槽子时，必须使用阻链器和机头刹车盘。14、严禁用转载机拉移工作面刮板输送机机头，严禁用转载机代替回柱绞车回柱。15、刮板输送机、转载机每班工作结束后和司机离开机器时,必须切断开关电源并闭锁。第三部分KTC2矿用微机通信控制保护装置安全维护措施1、设备应确保接地，保证KTC2.1控制台127V电源供电,设备控制开关处于”工作”位置。断电后系统控制部分将不能工作，虽仍可进行通讯，但扩音电话内密封放大器

44、的蓄电池只能短时间维持，其能量也需要127V电源来保证。2、检修班日常检查：保持带插头音频拉力电缆与KTC2.1控制台、KTC2.3闭锁式扩音电话、KTC2.3闭锁式尾端监视器的连接是否紧密，拉力电缆是否有被砸隐患或拉力过大过紧的情况，并及时解决。、当设备用于控制时，KTC2.1控制台应有专人看管，以在出现闭锁或故障时，及时处理。、日常生产中KTC2.3闭锁式扩音电话的“闭锁”键及KTC2.1控制台的“急停”开关在无紧急情况时应处于正常状态，并且不要关机，否则将造成停车或设备不能启动。、检修中，KTC2.2电源箱开盖情况下不能加电，再封盖时应在电源箱盖上加密封油。KTC2.1控制台门平时应封闭

45、好。、在井下维护本装置时，必须首先切断交流电源，只允许更换插件和印插件板，一般不能进行其它方式的修理，对所有端子、接插件不允许用兆欧计测量绝缘。、在集控发生故障经更换器件仍无法正常工作或出现影响防爆性能的损伤时，请立即停止使用并通知厂家修理。第四部分破碎机运行安全技术措施1、严禁操作人员和其它人员靠近正在工作的破碎机，防止飞溅的煤矸打伤人员。2、当破碎机被大块矸石或其它杂物卡住时，必须先将转载机和破碎机停止并切断转载机和破碎机的电源后再进行处理。3、在检修破碎机和更换破碎齿时，必须将转载机和破碎机开关打到断电位置闭锁，待检修完后人员撤离到安全地方后方可送电进行试运转。第五部分皮带运输机运行安全

46、技术措施1、皮带机司机应和维修电钳工协同配合，随时注意观察皮带机运行情况，发现问题及时处理。2、及时清理随煤运下的材料、大块煤、矸石等杂物，防止堵塞漏煤仓口和扯裂皮带，并保持皮带机周围整洁。3、皮带运行中，严禁更换上下托滚和清理机尾滚筒浮煤，严禁跨越皮带。4、停机处理故障时，应闭锁开关，并悬挂“有人工作，严禁送电”牌。5、皮带机巷内严禁存放润滑油，棉纱必须存放在盖严的铁桶内。6、皮带机头供水闸门及喷雾洒水装置均由司机负责管理，电机为水冷电机，必须做到开机开水并喷雾、停机停水，无冷却水不得开机。第二节 供 电 系 统一、供电设计 工作面电源来自24区790中央变电所运输机石门运输顺槽工作面各高低

47、压配电点。 （一）、负荷计算1、煤机： 710KW（2300+245+20）2、前部运输机： 2315KW3、后部运输机： 2315KW4、转载机： 315KW5、破碎机： 200KW6、乳化泵： 2200KW7、运顺皮带： 315KW 合计：3200KW（二）、已知条件：1、运输机用3.3KV矿用隔爆型三相异步双速电动机的技术数据。型号：YBSD3154G额定电压；3.3KV额定功率：315KW 额定电流：66A起动转矩倍数：2.3 最大转矩倍数：2.2起动电流倍数：6.5 绝缘等级：H功率因数：0.89 效率：0.93额定转速：1480r/min 冷却水温度：30o2、矿用隔爆型移动变电站

48、KBSGZY1250/6型技术数据电压：高压6000V 低压3450V电流：高压120.2A 低压209A联结组号：Yyno 变压器重量：7040KG外形尺寸（长宽高） 404012401505空载损耗：2750W 负荷损耗：6500W空载电流：1% 阻抗电压：4%（三）、负荷计算1、确定移动变电站台数及每台容量计算（用需用系数法计算） Sb=PeKX/COSaj（KVA）式中：Pe面供电系统中所有用电设备额定功率之和（KW）COSaj参加计算的各用电设备加权平均功率因素，一般取0.7。KX需用系数，对综采工作面各用电设备按一定顺序起动时，按下式计算： KX=0.4+0.6Pm/Pe式中：Pm

49、容量最大的用电设备额定功率（千瓦） 供电设计如图所示，分别选用三台KSGBZY型隔爆移动变电站，每台变电站容量计算如下：（1）、采煤机、破碎机供电，其计算容量Sb1=PeKX/COSaj=（900+200）0.87/0.7=1114.3（KVA）式中：需用系数，KX=0.4+0.6Pm/Pe=0.4+0.6700/900=0.87 故选用一台KBSGZY1250/6/3.45型移动变电站。（2）、向前部运输机、转载机供电，其计算容量：Sb2=PeKX/COSaj=33150.8/0.7=1114.3（KVA）式中：需用系数，KX=0.4+0.6Pm/Pe=0.4+0.6630/945=0.8

50、故选用一台KBSGZY1250/6/3.45型移动变电站。（3）、向后部运输机供电，其计算容量：Sb2=PeKX/COSaj=23151/0.7=900（KVA）式中：需用系数，KX=0.4+0.6Pm/Pe=0.4+0.6630/630=1考虑今后留有余量，现选用一台KBSGZY1250/6/3.45型移动变电站。1、 电缆的选型与计算（1）、按允许持续通过载流量选择电缆截面当电缆向单台或两台设备供电时： In=Pe103/Ye31/2UeCOSe （A）当电缆向多台设备供电时： In=PeKX103/Ye31/2UeCOSdz （A）式中: Pe电动机额定功率 千瓦 Ye电动机额定效率 U

51、e电动机额定电压 伏COSe电动机额定功率因数COSdz用电设备加权平均功率因素，一般取0.7 KX需用系数（计算同前变电站容量选择）干线电缆选择：供煤机、破碎机干线电缆截面选择：In=PeKX103/Ye31/2UeCOSdz =（700+200）0.87103/31/233000.7=195.7（A）选MYP3702型电缆，其允许载流量为215A195.7A，合格。供前部运输机、转载机干线电缆截面选择：In=PeKX103/Ye31/2UeCOSdz =（3315）0.8103/31/233000.7=189（A）选MYP3702型电缆，其允许载流量为215A189A，合格。供前部运输机、

52、转载机干线电缆截面选择：In=PeKX103/Ye31/2UeCOSdz =（2315）1103/31/233000.7=157（A）选MYP3702型电缆，其允许载流量为215A157A，合格。支线电缆供煤机电缆选择：In=Pe103/Ye31/2UeCOSe=700103/0.9331/233000.9=151（A）选MCPT3502型电缆，其允许载流量为173A151A，合格。供运输机电缆选择：In=Pe103/Ye31/2UeCOSe=315103/0.9331/233000.89=67（A）选MCPT3352型电缆，其允许载流量为138A67A，合格。因前后部运输机、转载机的电机容量

53、相同，故全部选用MYP3352型电缆，考虑电缆机械强度，供破碎机的电缆截面也选用3352型电缆。（2）、按正常运行时允许电压损失来校验电缆截面按正常运行时末端电压不低于额定值的9093%计算，最大允许电压损失Um用下式计算。Um=E20-0.9Ue 伏式中：E20为电源变压器二次侧额定电压Ue为低压电网额定电压所以不同电网电压时的最大允许电压损失为：380伏电压时： Um=400-0.9380=58伏660伏电压时： Um=690-0.9660=96伏1140伏电压时：Um=1190-0.91140=164伏3300伏电压时：Um=3450-0.93300=480伏实际供电系统的电压损失通常是

54、由如下三部分组成，即：U=Ub+Ug+UZ式中： Ub变压器的电压损失Ug供电干线电缆的电压损失UZ支线电缆的电压损失a、支线电缆的电压损失 UZ=PiLzi103/rAziUe式中：Pi支线所带负荷额定功率 千瓦Lzi支线电缆长度 米r铜芯橡套电缆芯线导电系数 r=42.5Ue电网额定电压 伏Azi支线电缆截面 毫米2用电设备的额定效率UZ=PiLzi103/rAziUe=315240103/42.53533000.93=16.6b、干线电缆的电压损失Ug=PeLgKX103/rUeAg式中：Pe 由干线供电的所有负载之总功率 千瓦Lg干线电缆长度 米（按1000米计算）Ag干线电缆截面 毫

55、米2KX需用系数 Ug=PeLgKX103/rUeAg=331510000.8103/42.5330070=77 伏c、变压器的电压损失Ub=Kb（URCOS+UXSIN）E20/100式中：Kb变压器的负荷系数，Kb=In/I2e=Sn/SeIn正常运行时变压器二次侧长时负荷电流值， 安I2e变压器二次侧额定电流， 安Sn变压器计算容量 KVA Se变压器额定容量 KVAUR变压器电阻压降百分数UR=（PK/10Se）% PK为短路损耗（瓦）UX变压器电抗压降百分数，可由式UX=（UK2-UR2）1/2求出UK变压器阻抗电压百分数COS、SIN变压器的功率因数及所对应的正弦值E20变压器二次

56、侧额定电压UR=（PK/10Se）%=（2750/101250）%=0.22%UX=（UK2-UR2）1/2= （42-0.222）1/2=4Kb=In/I2e=Sn/Se=114.3/1250=0.89Ub=Kb（URCOS+UXSIN）E20/100=0.89（0.220.9+40.44）3450/100=60 V故 U=Ub+Ug+UZ=60+77+16.6=153.6 伏 480 伏，合格（3）按起动时的电压损失检验电缆截面 因规定最低起动电压不低于额定电压的75%，所以起动时最大允许电压损失值UmQ= E20-0.75Ue不同电网电压时：380伏电压时： UmQ=400-0.75380=115伏660伏电压时： UmQ=690-0.75660=195伏1140伏电压时：UmQ=1190-0.751140=335伏3300伏电压时：UmQ=3450-0.753300=975伏校验起动电压时，仅按电机容量最大，供电距离最远的一条支路继续校验即可（按供前部运输机、转载机的路线校验）a、支线电缆的起动电压损失UZQ=31/2IQLZCOS/rAz 伏式中：IQ距离最远，容量最大一台电动机的起动电流，安COS电动机起动时的功率因数，一般取0.7UZQ=31/2IQLZCOS/rAz=31