某煤矿回采工作面作业规程.docx
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某煤矿回采工作面作业规程
某煤矿回采工作面作业规程
目录
第一章概况1
第二章采煤方法3
第三章顶板控制8
第四章通风与安全监控10
第五章生产系统13
第六章劳动组织及主要技术经济指标13
第七章安全技术措施15
第八章工作面安全管理制度32
第九章避灾路线37
第十章其它38
第一章概况
第一节工作面位置及井上、下关系
一、工作面的位置:
2103工作面处于矿578水平一采区,东南为2102工作面采空区,西北为实体煤,西南为一采区运输巷,东北至F27断层防水煤柱线,走向长度1565m,倾向长度170m,面积为266050m2,底版标高为610—684m。
二、地面相对位置:
2103工作面对应地面标高875—937m,地表为丘陵区,黄土层较厚,植被覆盖较少,多为荒坡、梯田。
三、回采对地面的影响:
回采可能引起地表塌陷、裂缝,造成建筑物倒塌。
第二节煤层
一、煤层厚度:
2103工作面煤层较稳定,平均厚度3.1m。
二、煤层产状:
2103工作面布置在一不对称向斜之上,西南段倾角2—5°,东北段倾角2—10°,总体坡度较缓。
三、根据两顺槽揭露资料,煤层中有一层粉砂岩夹矸基本连续分布,一般厚度0.15—0.35m,西南部有0.5—1m厚泥质伪顶,往东北逐渐消失。
第三节煤层顶底板
一、煤层顶板(伪顶、直接顶、基本顶):
顶板名称岩石名称厚度(m)岩性特征
老顶中细砂岩1.7深灰色,块状,含炭质,节理发育
直接顶粉砂岩、泥岩,局部为中细砂岩2—4深灰、灰黑色,水平层理
伪顶碳质泥质0—1.0黑色,松软,随采动冒落
二、煤层底板(直接底、伪底):
底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征
直接底中细砂岩、粉砂岩,
局部泥岩2—3灰色,水平层理,层面含云母片
伪底泥岩约0.1黑色,松软
第四节地质构造
地质构造情况2103工作面布置在一不对称向斜之上,西南段倾角2—5°,东北段倾角2—10°,总体坡度较缓。
根据两顺槽掘进揭露情况,该面有断裂构造。
构造名称走向倾向倾角性质落差对回采的影响程度
工作面F12度 65度正H=1.4有一定影响
工作面F222度 60度正H=1.0有一定影响
进风顺槽F3117度 50度正H=0.4有一定影响
进风顺槽FY133度 55度正H=1.0有一定影响
回风顺槽dg130度 正H=0-1.0煤层变薄有一定影响
回风顺槽dg24度 正H=0-1.4煤层变薄有一定影响
回风顺槽dg36度 正H=0-1.0煤层变薄有一定影响
进风顺槽dg110度 正H=0-1.0煤层变薄有一定影响
进风顺槽dg23度 正H=0-1.4煤层变薄有一定影响
进风顺槽dg361度 正H=0-1.2煤层变薄有一定影响
第五节水文地质
2103工作面有少量底板渗水和少量采空区顶板淋水,易汇聚在该巷道中部低洼处,正常涌水量0.2m3/h,最大涌水量0.3m3/h。
第六节影响回采的其他因素
影响回采的其它因素瓦斯低瓦斯
煤尘煤尘具有爆炸性
煤[换行]的自燃有自燃发火倾向
地温地温保持在正常值内,一般为16—17℃
地压无冲击地压
第七节储量及服务年限
一、按95%采出率计算可采储量为1096924T。
二、工作面服务年限(以月为单位)计算
工作面的服务年限=可采推进长度/设计月推进长度
=1565÷(5.6×26)=10.8个月
第二章采煤方法
根据该工作面的自然条件与工作面设计,采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法,一次采全高。
第一节巷道布置
一、工作面进、回风顺槽垂直一采区进、回风巷布置,开切眼与进回风顺槽巷垂直布置。
进、回顺槽长度约1565m,工作面开切眼长度170m。
二、工作面两顺槽采用工字钢梯形棚子支护,切眼采用锚网支护。
回风顺槽用于运料、行人、回风,进风顺槽用于进风、运煤、行人,开切眼用于安装采煤设备进行回采。
第二节采煤工艺
一、简述采煤工艺:
采煤机破煤、装煤,工作面刮板输送机运煤,液压支架支护顶板,辅以液压单体支柱配合π型梁支护工作面两端头和两巷超前段,采用全部垮落法处理采空区顶板。
正常情况:
采用及时支护方式,割煤—移架—推溜。
煤层松软及片帮时:
采用前护板支护方式,移架—割煤—推溜。
二、采高、循环进尺:
1、根据支架的支护高度1800—3800mm、煤层实际厚度的变化、工作面煤壁片帮程度和采煤机适应煤厚2000~3500mm以及采面尺寸配套关系,确定工作面的最大采高为3500mm,最小采高为2000mm。
当工作面局部煤厚超过3500mm时,留底沿顶回采,严禁液压支架超高使用;当煤层厚度低于2000mm时,要根据实际情况进行破底,必要时采用放炮方法推进。
正常情况下要沿顶沿底回采,不准留浮煤。
2、一个正规循环进尺为800mm。
3、选用MGTY300/700-1.1D双滚筒采煤机双向割煤。
采煤机割煤时,后滚筒自动将割下的煤装入运输机,经顺槽转载机、皮带机运至煤仓,在经皮带运至地面。
使用ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架进行顶板支护,上、下端头和两巷超前支护采用液压单体支柱配合π型梁架棚支护。
4、进刀方式为斜切进刀,进刀深度为800mm。
牵引方式为机载交流变频调速,销轨式无链牵引,牵引速度:
0—7.7—12.8m/min,牵引力:
350—580KN。
三、工作面正规循环生产能力的计算。
W=LShγc
=170×0.8×3.1×1.4×95%
=560.73T
式中:
W—工作面正规循环生产能力,t
L—工作面平均长度,m
S—工作面循环进尺,m
h—工作面设计采高,m
γ—煤的容重,t/m3
c—工作面采出率,%
第三节设备配置
一、工作面采煤、支护、运输设备型号、主要技术参数和数量。
1、采煤机型号及性能:
型号:
MGTY300/700-1.1D
采高:
2.8—3.5m
电机总功率:
700KW
滚筒直径:
1800mm
截深:
800mm
滚筒转速:
32.7r/min
机面高度:
1548mm
牵引方式:
机载交流变频调速,销轨式无链牵引
牵引速度:
0—7.7—12.8m/min
牵引力:
350——580KN
减尘方式:
内外喷雾
单体最大重量:
47T
2、工作面SGZ764/630刮板输送机主要技术特征:
设计长度:
170m
输送量:
1000t/h
中部槽形式:
整体铸焊封底结构
刮板链规格:
30×108—C
刮板链破折负荷:
1130KN
装机功率:
2×315KW
供电电压:
1140V
减速器型号:
M3RH70E
牵引方式:
齿形—销排
垂向弯曲:
±3°
水平向弯曲:
±1°
电机布置方式:
平行布置
3、SZZ800/200型箱式刮板转载机主要技术特征:
设计长度:
35m
运量:
1000t/h
功率:
200KW[换行]电压:
1140V
链速:
1.33m/s
圆环链规格:
Φ26×92—C
内槽宽:
780mm
溜槽形式:
整体焊接车厢结构
紧链方式:
闸盘及伸缩机头辅助紧链
4、支护设备:
使用ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架,工作面共安装114架,主要技术特征如下:
支架高度:
1800mm—3800mm
支架中心距:
1500mm
支架宽度:
1410mm—1580mm
工作阻力:
4800KN
初撑力:
3944KN
支护强度:
0.66—0.75MPa
额定供液压力:
31.4MPa
移架步距:
800mm
支架重量:
16t
操作方式:
手动快速,本架操作
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、支护形式
工作面顶板支护选用ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列,中心距为1.5米,伸出掩护梁的侧护板,保持支架间隙。
上、下端头和两巷超前支护采用液压单体支柱配合π型梁架棚支护,超前支护距离均不得小于20m。
二、工作面的支护设计,采用经验公式进行设计。
按最大采高计算:
Pt=9.8hγk=9.8×3.5×2.4×8=658.56Pa
式中:
Pt—工作面合理的支护强度Pa;
h—采高,m;
γ—顶板岩石容重,t/m3;
k—工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4—8,应根据具体情况合理选取。
开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时,应选用低倍数;反之则采用高倍数。
ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架的支护强度为:
P0=0.75MPa,故P0>Pt,所以支架能满足要求。
第二节工作面顶板控制
一、支护形式
液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列,中心距为1.5m,伸出掩护梁的侧护板,保持支架间隙。
二、机道顶板管理
1、泵站压力不底于30MPa,支撑初撑力不低于泵站压力的80%,乳化液浓度为3—5%。
2、加强支架的检修和保养,对各类阀组要定期检查,对安全阀要定期校验,消灭系统的跑、冒、滴、漏、串等现象,确保支架完好率达95%以上。
3、工作面由于各种原因需停产6小时以上时,工作面要缩小到最小控顶距,如果由于片帮造成端面距大于最小控顶距415mm时,且机道顶板破碎时,应在机道支设单体支柱,带1.2m长π型钢梁,每架支架下一根,如有自降现象的支架时,应在主顶梁与前探梁下支设木柱,确保支架接顶可靠。
4、在顶板破碎情况下,采用降低采煤机速度,距采煤机后滚筒4—6架进行带压擦顶移架,采煤机司机必须同支架工协调一致,防止采煤机滚筒切割前探梁。
第三节运输顺槽、回风顺槽及两端头顶板控制
一、运输顺槽、回风顺槽超前支护
两顺槽超前工作面煤壁不少于20m加强支护,高度不小于1.8m,其中靠近工作面不少于10m采用直径为160mm以上优质圆木梁、π型梁、单体液压支柱替换原工字钢棚。
架设方法:
圆木梁垂直巷道轴线布置,两端各打一根单体柱,中间在圆木梁下顺巷道轴向架两行π型梁,在与圆木梁交叉处打上单体柱;后不少于10m(靠近工作面10m外)采用每根工字钢梁下打两根单体液压支柱加强支护,单体柱要与前10m的单体柱成直线。
单体柱型号:
DZ—3.0、DZ—3.5,π型梁长2.6m。
二、端头支护
工作面两断头支护采用中部支架,支架外侧余出顶板采用圆木梁、π型梁、单体液压支架联合支护。
π型梁要成对顺巷道方向布置,两根梁迈步交替前移。
在回风巷侧,如果液压支架外宽度大于2m时,可增加一架液压支架。
三、备用材料的存放地点及管理方法
1、工作面必须有备用坑木(直径160mm以上)。
3.5m坑木30根,3.5m工字钢20根,在距工作面100—150[换行]m的地方码放整齐,但不得影响行车、行人。
2、距工作面50—100m左右的地方须备有单体液压支柱20根。
3、随工作面的推移,备用材料应及时前移,保证在上述范围内,备用材料仅作为工作面异常情况时使用,不得另做它用。
第四章通风与安全监控
一、通风安全监控系统
本矿为低瓦斯矿井,本采区和本工作面亦为低瓦斯区域,工作面采用的是独立U形通风系统,故按照规定在工作面回风侧上偶角、工作面回风巷距工作面小于等于10m处、工作面回风巷距回风口10—15m之间分别安装甲烷传感器,各传感器与矿井安全监控系统相连,实现对本工作面的瓦斯实时监控,确保安全生产。
甲烷传感器悬挂要求:
距巷道顶板不大于200mm,距煤帮不得小于300mm。
二、工作面风量计算
1、按工作面同时工作最多人数计算:
Q采=4Nm3/min
=4×45
=180m3/min
式中N—采煤工作面同时工作最多人数
4—每人每分钟的供风量不得少于4m3/min
2、按工作面绝对瓦斯涌出量计算(按比瓦斯涌出量大的CO2涌出量计算):
Q采=100×q采×K采
=100×5.04×1.6
=806m3/min
式中Q采—采煤工作面实际需要风量,m3/min
q采—采煤工作面瓦斯(CO2)绝对涌出量,m3/min
K采—工作面瓦斯涌出不均匀系数,通常机采1.2—1.6,取1.6。
3、按工作面温度计算:
长壁采煤工作面实际需要风量按下式计算:
Q=60V采S采
=60×1.3×11.4
=889m3/min
Q采--采煤工作面实际需要风量,m3/min
V采—采煤工作面风速,m/s
S采--采煤工作面有效断面积,m2
风速与空气温度关系
空气温度/(℃)适宜风速(m/s)
<150.3—0.5
15--200.5—1.0
20--221.0—1.2
22--241.2—1.5
24--261.5—2.0
4.按风速验算:
a.按最低风速验算:
采煤工作面最低风量Q采=15S采
=15×11.4
=171m3/min
式中Q采—采煤工作面最低风量,m3/min
S采—采煤工作面有效断面积,m2
15—采煤工作面最低风速0.25×60=15m3/min
b.按最高风速验算:
采煤工作面最大风量Q采=240S采
=240×11.4
=2736m3/min
式中Q采—采煤工作面最大风量,m3/mi[换行]n
S采—采煤工作面有效断面积,11.4m2
240—采煤工作面最高风速4×60=240m3/min
通过以上计算,按温度计算的风量为最大,故取按温度计算的风量889m3/min做为本工作面的配风量。
第五章生产系统
一、运输系统
1、运煤:
2103工作面→2103运输顺槽→一采区运输巷→北翼运输大巷→北翼转载斜巷→北翼四部皮带运输巷→上仓皮带斜巷→主斜井→皮带栈桥→地面煤场。
2、运料:
地面料场→副斜井→井底车场→578大巷→北翼轨道联络斜巷→北翼回风大巷→一采区回风巷→2103回风顺槽→2103工作面
二、通风系统
1、进风流:
副斜井、主斜井、行人斜井→578大巷→北翼皮带巷、辅助进风巷→一采区运输巷→2103运输顺槽→2103工作面
2、回风流:
2103工作面→2103回风顺槽→一采区回风巷→北翼总回风巷→回风井→地面
三、供电系统(见供电系统图)
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
劳动组织形式:
综合工种与专业工种相结合,分段追机作业。
劳动组织表
序号工种班次合计
一班二班三班
1跟班队长1113
2班长2226
3验收员1113
4支架工10101030
5采煤机司机2226
6出口工88824
7运输司机2226
8转载司机1113
9皮带司机1113
10机修工62210
11电工5117
12经管员11
13材料工11
14队领导44
15合计453131107
第二节作业循环
一、循环方式:
每进行一次割煤、移架、推溜即割一刀煤为一个循环,循环进度为800mm,生产班每班完成3个循环;检修班完成一循环,每日7个循环,日进度5.6m。
二、作业形式:
两班生产,一班检修(要求检修班割一刀煤试车)。
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号项目单位指标备注
1工作面走向m1565
2工作面长度m170
3采高m3.1
4回采率%95
5循环进度m0.8
6产量t560.73
7日循环个7
8正规循环率%80
9日进度m5.6
10日产量t3925.1
11月产量万t10.21
第七章安全技术措施
一、生产安全技术措施
1、生产前,工作面的各个生产系统必须完全形成,并能正常使用。
2、生产前必须严格按照“设备完好标准”对工作面及两顺槽机运设备逐个进行检查,发现问题及时处理。
3、“一通三防”、“综合防尘”设施齐全,并符合[换行]安全规程及上级有关规定要求。
4、回收工字钢、木料等材料,采用人工、机械相结合。
单体支柱采用远距离卸载,机械回料人员应撤至没有断绳、甩钩头、掉顶伤人等危险的安全地点。
5、必须进行职工安全培训,考试合格方可上岗。
二、初采、初放及初次来压期间安全措施
1、及时调整工作面,使支架跟顶,并将工作面顺平、顺直。
2、工作面采用最小控顶距控制顶板,将采高控制在3m。
3、采空区顶板冒落不及时,推溜时,支架将“向后坐”,此时,应增加推移千斤顶数量,或打单体柱帮助前移,同时,将推溜支架升紧,增加支架摩擦阻力。
4、随工作面推进,将两巷中的超前支护及原支护及时撤至与支架切顶线平齐。
5、将工作面支架排成一条直线,并调整支架顶梁,使其平整接顶,空顶处用半圆木接实。
6、工作面应加强上、下端头支护。
7、三班必须有队长或副队长跟班,矿安检科必须安排有经验的安全员现场把关,直至初采、初放结束。
8、对两顺槽出口及超前支护区域,要加强支护,确保安全出口畅通。
9、煤机割煤后要及时移架,出现片帮时要及时超前移架,并采用“带压擦顶”移架。
10、移完超前架,片帮处仍有空顶时,要及时架棚处理。
11、采高控制在3—3.5m之间,保证支架形成一条直线,间距均匀。
否则要及时调整。
12、保证乳化泵站供液压力在30Mpa以上,支架及供液系统完好。
三、矿压观测
1、矿压观测目的:
了解顶板活动规律,指导安全生产。
2、矿压观测内容:
工作面顶板压力、巷道变形观测。
3、矿压观测方法及仪器
(1)巷道变形观测:
在两巷距工作面100m处各设一观测站,在观测站断面内顶、底板对应打孔埋设钢筋基点,孔深1.5m,钢筋直径16mm,用水泥或树枝锚固剂锚固。
基点埋设完毕后,记录初始数据,以后每天观测一次并做好记录。
当工作面推到基点观测结束。
(2)工作面顶板压力观测:
根据情况及仪表数量,可在工作面布置3—5条测线。
设3条测线时,分别在距两巷帮15m处及中间的支架上安装电子矿压观测仪。
3条以上观测线时,分别在距两巷帮15m处及其间等距均布安装电子矿压观测仪。
观测人员每日采集数据,并进行加工处理,根据观察数据进行来压预报。
(3)使用YHY60矿用本安型数字压力计。
4、矿压观测期限:
从工作面初采开始,到经过两次以上周期来压并取得有效代表性数据,摸清本工作面矿压规律为止。
四、落煤措施
1、采煤机司机要严格执行操作规程,遵守岗位责任制,坚持持证上岗。
2、割煤前要认真检查煤机的各部件,确保齐全、完好,符合要求,并空载运行3-5分钟,确认无问题后,方可操作运行。
3、开机前,必须先发信号,确认煤机上、下5m范围内,除煤机司机外,无其他人方可开机。
否则不得开机运行。
4、割煤时,司机应该站在[换行]安全地点,防止片帮和滚筒甩出的煤矸伤人。
5、必须做到割直煤壁,割平顶、底板,采高符合作业规程要求,严禁割顶板、顶梁和铲煤板。
6、煤机司机应该有工人协同作业,严禁单人操作,司机要随时注意顶板、煤壁及运输机运转情况,发现意外情况时,应及时停机进行处理,停机时要将采煤机、刮板运输机闭锁,防止误操作。
7、开机前首先打开喷雾冷却系统,禁止无水割煤,采煤机运转时,无论何种情况,需要返刀时,都要及时发出信号,严禁突然返刀。
8、割煤时采煤机上、下5m范围内不准行人和作业,斜切进刀要有足够长度,以前滚筒为准,不得小于25m。
9、采煤机行至上、下出口2m时,需要降低牵引速度至1.0m/min,采煤机正常的行走速度要与推溜、移架速度保持一致,防止空顶时间过长发生冒顶事故。
10、煤机割完煤后或检修时,要停在顶板完整、支架完好、无淋水地点,并将各种手把打至零位或断电位置,加以闭锁,否则不得检修或离开岗位。
五、移架措施
1、移架前必须对支架各部位(特别是容易出故障的部位)进行认真检查,发现问题及时处理。
2、坚持按线移架,确保支架一条直线,升柱后持续供液3-5秒,使初撑力达到额定支护强度的80%。
3、移架时,立柱不能降的太多,一般不得超过200mm。
当顶板压力过大破碎时,必须使用单体辅助支撑“带压擦顶”移架。
4、采煤机割煤后,要立即采用分段追机移架,距采煤机后滚筒距离控制在3m以上。
5、支架扎底时,可用∮180mm以上木料或单体柱吊架,严禁用伸缩梁、护帮板卡帮吊架,使用单体要采用远控,并将其用绳或8#铁丝与支架相连。
6、移端头支架时,先移第三架,再移第一架,最后移第二架。
7、移架时,移架工应站在架箱内,面向煤壁操作,禁止脚踩在底板座前,架前方、上、下方不得有任何人作业或停留。
8、冒顶处封顶时候,要先处理不安全隐患,打上临时支护或扶架棚,然后再进行封顶作业,封顶过程中,班长及跟班队长要现场指挥。
六、推移溜子及运输机措施
1、严格执行推溜顺序,不随意分段或两段向中间挤推。
2、推移溜子要滞后煤机滚筒10-15m,以防溜子脱节,严禁出现急转弯,要保持溜子“平直”一条线。
3、推溜时,若遇台阶、矿石推不动时,应进行返刀或人工清理。
人工清理时必须有专人监护,必要时进行临时支护。
4、移上、下机头时,必须将机头过度槽处清理干净,以防机头飘起,损坏过度槽。
5、推溜人员应站在支架底座上操作,防止误操作伤人。
6、工作人员不准在溜槽中行走,不准跨越运转中的运输机。
7、溜子运料时必须与集控司机联系,交待清楚并有专门的安全措施。
8、移运输机不准停车推移,但推机头、机尾时必须停溜作业。
七、移转载机、伸缩皮带安全措施
1、移转载机前,应检查机头与皮带机尾的搭接情况,机头必须爬在机尾承载段上。
同时注意观察转载机机尾,防止拉过。
2、移转载机时,因支架歪斜或其它原因阻碍机头移动时必须进行处理,禁止硬过。
3、推移转载机时应使两侧的千斤顶推力平衡,[换行]避免偏移。
移动时,转载机两侧禁止行人、停留和做与移机无关的工作,防止挤伤人员。
4、转载机刮板及螺丝应齐全、紧固,架设要牢固。
5、推移装置连接用∮26mm圆环链,支杆角度不得超过75°,支杆里侧不得有人,监护人员在支杆外侧5m以外的安全地点。
6、当储带仓皮带达到100m时,要及时将多余的皮带抽出。
八、工作面初次来压及周期来压措施
1、割煤时严格按操作规程将顶、底板割平,不留伞檐、台阶。
2、出现片帮时及时超前移架,并采用“带压擦顶”移架,用伸缩梁、护帮板及时支护暴露出的帮、顶。
3、移架速度要快,升架时顶梁接触顶板后要持续供液3-5秒,保证支架初撑力达到额定工作阻力80%。
4、移完超前架,片帮处伸缩梁打开仍有空顶时,要及时架棚处理。
5、保证支架顶梁平整接顶,严禁出现“线接触”、“点接触”,以防支架受力不均造成损坏及采空区顶板压力向煤壁传递。
6、加快工作面推进度。
7、保证乳化液站压力在28--31.5MPa,支架及供液系统完好。
九、移供电专列措施
1、移专列前,先停电专人检查列车前方及两端有无影响推移的障碍物,将电缆、液压管及水管理顺,拔出接地极,解开锁固锚链,吊挂好电缆,并检查好牵拉绞车及钢丝绳的完好情况。
2、拉移时,设专人观察前移情况,发现问题停止前移,及时处理。
3、正常情况下列车要停在顶板完整、无淋水、支护状况较好的地点,否则要提前加强支护及搭雨篷。
4、列车到位后,要将其后部电缆挂好,前边电缆“8”字形盘好,并打好接地极,锁固好移变及开关车。
5、列车到位后,对各电气设备重新检查,确认无误后,方可逐台试机,然后联合试运转。
十、工作面设备防倒、防滑及死架处理措施
(一)采煤机防滑
1、根据该面生产技术条件,选取采机双向割煤方式,以实现对煤层顶板及时支护。
2、采煤机上行割煤时,应按回采工艺流程规定及时移架、推溜,使运输机的弯曲段尽量靠近采煤机。
3、上行割煤停机时,上、下滚筒全部落地,下行割煤时,滚筒应切入煤壁后再停机,并尽量停靠在坡度相对较小地段。
4、采煤机下行割煤时,工作面各组人员应使电缆夹余长从工作面中部馈头处向下折叠,以达到采煤机下行割煤时向上反向牵引电缆夹控制其下滑的目的。
5、加强采煤机牵引部、行走部及液压制动装置和运输机销排固定情况的检查维护,确保运行平稳,制动可靠。
6、采煤机上行割煤或停机时,如果有防滑装置必须将其放下。
(二)运输机防滑
1、根据工作面煤层倾角变
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