5105综放工作面作业规程.docx
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5105综放工作面作业规程
5--105综放工作面作业规程
注:
5-1051巷支护及管线、设备断面布置示意图见附图3
5-1052巷支护及管线、设备断面布置示意图见附图4
第二章:
采煤方法及回采工艺
第一节:
采煤方法
一、名称:
5-105综放工作面采用一次采全高综采放顶煤走向长壁采煤法。
二、采高及层位控制:
根据煤层赋存情况、巷道掘进高度及采煤机与支架的配套关系,确定工作面采高为2.8m。
回采时,一方面在保证采高的前提下留设一定厚度的底煤(200-400mm),防止割破沙质泥岩,另一方面保证有足够的顶煤厚度,使采放比合理,减少丢煤。
放顶煤厚度3.3m,循环进度0.8m,单向割煤,一采一放,使用单轮顺序放煤方式,采放比1:
1.18,割煤步距0.8m,放煤步距0.8m。
三、工作面正规循环生产能力
Q=L×S×H×R×C
式中:
Q--割煤产量;
L--工作面长度;
S—采煤机截深;
H--煤层厚度;
R--煤的密度;
C--工作面煤炭回收率;
1、循环产量
1)工作面机采产量
170×0.8×2.8×1.51×0.95=546t
2)放顶煤产量
170×0.8×3.3×1.51×0.91=616t
循环产量=机采产量+放顶煤产量=530+635=1162t。
3)日循环产量(日循环个数为4.5个)
(546+616)×4.5=1165×4=5232t
4)月产量(按25天计算)
5232×25=130803t≈130000t
第二节:
回采工艺
一、工艺流程:
MG400/930采煤机下端头斜切进刀—→推前部输送机—→上行割煤—→移架—→放顶煤—→拉后部输送机—→采煤机返向下行清浮煤—→推前部输送机机头斜切进刀段—→下端头斜切进刀。
二、工艺说明:
(一)采煤机进刀方式
采用端部斜切进刀单向割煤方式,如图所示。
其工序如下:
采煤机完成端部斜切进刀后,将前部输送机推向煤壁,采煤机向另一端正常割煤(图a);采煤机到达工作面另一端割透煤壁后,立即反向跑空刀清理浮煤(图b);在采煤机到达斜切进刀段以前,输送机机头已推向煤壁,此时采煤机即可顺势进行斜切进刀(图c);采煤机斜切进刀完成后,反向向另一端割煤,开始下一个割煤循环(图d)。
(d)采煤机反向割下一刀煤,输送机全长推向煤壁
采煤机端部斜切进刀单向割煤
(二)移架
1、移架顺序
由于工作面前后部输送机机头、机尾均采用平行布置方式,因此割煤时过渡支架无法及时移架支护,即采煤机割煤后,过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架,因此造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移,使得移架工序变得复杂,现将移架顺序描述如下:
①采用自下而上顺序移架(3#~111#架);
②前部输送机机头、机尾推向煤壁后,将机头1#~2#架、机尾112#~114#架前移。
2、移架方式
手工进行、本架操作,每个支架完成降、移、升动作后,应将支架的升柱手把打在升的位置上保持一定的时间(3~5s),以保证支架的初撑力。
1)工作面支架移架工艺
①正常情况下:
a、在操作前,人员应站在支架前后立柱间,同时注意观察动作部位情况。
移架顺序应按照:
收回护帮板→降后柱(100mm~200mm)→降前柱和前梁,操作推移手把通过推移千斤顶将支架向前推移0.8m步距,再升前柱,随后升后柱,支架达到初撑力要求后,打出护帮板护帮。
所有操作手把停止动作后,将操作手把打到“零”位。
b、移架时,滞后采煤机前滚筒两架将支架的护帮板挑起,临时支护顶板,滞后采煤机后滚筒两架进行移架,尽可能要少降快拉,支架不得歪斜、咬架。
移架后,支架成一直线,其前后偏差和支架中心矩要符合质量标准要求。
c、支架顶梁与顶板接触后,操作手把继续供液3~5s,使支架初撑力达标,操作结束后及时将操作手把归“零”位。
②顶板破碎带及煤壁片帮带的移架工艺:
[换行]a、工作面机组割煤后拉架实行追机作业,采煤机滚筒扫底刀通过,滞后采煤机前滚筒两架移架,拉架工采用带压移架法,及时少降前梁带负荷移架,及时支护,移至作业规程规定的最小控顶距。
b、顶板破碎带采用超前带压擦顶移架的方式控制顶板,移架后将前梁插板伸出,打出护帮板护帮。
c、前梁插板与护帮板操作工艺:
顶板破碎带,在前梁插板伸出情况下拉架过程中,应边拉架边收回前梁插板,支架前移后,将前梁插板完全伸出,打出护帮板护帮。
d、特殊情况下由于溜子下滑,导致机尾过渡支架无法与前部输送机连接,采用单体支柱戗配合使支架前移时,在操作过程中,将单体支柱戗在后溜底座与支架四连杆卡槽内,并使用8#铅丝成双股将单体支柱的柱头、柱尾与支架连接,送液时,必须缓慢进行,确保在拉移支架过程中人员的安全。
备注:
工作面支架前梁插板只能当做临时支护使用,严禁在支架前梁插板未收回情况下拉移支架。
2)超前支架的组成及移架工艺
①副巷安设超前支架型号为:
ZT2×3500/22/45,支架总长为60m,支护宽度为3.84m,中心距为2.2m,初撑力15Mpa。
该支架为左右两架成一组使用,两架之间由防倒千斤顶连接,每一架由前后两节组成,前节的顶梁后部与后节的中间梁相连,前节的底座后部与后节的底座前部通过连接头、移架千斤顶相连,前后节互为依托,达到移架的目的。
②该支架主要由顶梁、底座、前后连杆、掩护梁、中间梁组成。
③超前支架的移架工艺及注意事项:
a、超前支架操作为本架操作,在操作支架过程中,严禁无关人员站在所移支架内及两侧。
b、支架前移时,先将两侧护板收回,降架时将同组中一侧支架前、后立柱微降(即:
顶板距超前支架顶梁50mm之内)。
c、利用支架操作手把通过前移千斤顶将超前支架前移。
d、支架移动到位后,操作手把将支架升起,使其初撑力达到规定值。
e、然后移设其它支架。
同组中超前支架拉移工艺相同,在移架过程中严禁将伸缩梁伸出。
f、移架时,移架速度要快、稳,并应随时调架,使移后的支架与顶底板垂直。
g、移架时发现阻力过大,严禁硬拉,应迅速查明原因,并采取相应措施。
h、升柱时,同时操作本架前后立柱操作手把使前后立柱迅速升起支撑顶板,手把继续供液3-5s,使支架完全接触顶板,确保支架初撑力达标。
3)正巷端头支架的移架工艺
正巷端头采用一组ZFT25000/23/45端头支架支护,顶梁长度12.5m,宽度3.5m。
移架工艺及注意事项如下:
①先操作端头支架的1#架,降1#架前、中、后立柱,使1#架离顶,通过与转载机连接的推移千斤顶使1#支架前移一个步距(0.8m),行走过程中为了防止支架倒架及歪斜,在支架前、中、后顶梁上设有防倒千斤顶以便及时调整,支架前移一个步距后,同时升前、中、后立柱及时支护顶板。
②操纵2#端头架手把,降2#架前、中、后立柱使2#架离顶,通过2#架推移千斤顶使2#架前移一个步距(0.8m),2#架在前移过程中,及时调整顶梁防倒千斤顶,使顶梁不歪斜,2#架到位后及时升前、中、后立柱及时支护顶板,完成端头架前移,端头架到位后打出端头架侧护板。
(三)放煤工艺
放煤工序滞后工作面移架工序进行,滞后距离为4架。
1、放煤工艺规程:
放煤工序为:
采煤机割煤时,滞后移架工序4架的距离,开始放顶煤工序。
以上行割煤为例:
第一人先从机头4#支架开始放煤,第二人滞后第一人30s进行5#架放煤,第一人在4#架放煤口放煤量明显减小的情况下,关闭4#支架放煤口,进行6#支架的放煤工作;当5#架放煤口放煤量明显减小并关闭后,放煤工进行7#支架放煤工作。
如此往复,直至放到机尾剩余3架为止。
单轮放煤:
5-105综放面的顶煤厚3.3m,采用单轮放煤。
顺序放煤:
在工作面全长上应从工作面一端开始,顺序打开支架放煤口进行放煤,并和移架的顺序相一致,一次最多同时开两个相邻支架放煤口。
均匀放煤:
在每个轮次放煤时,每个放煤口的放煤量,应近似相等,一般情况下,以放煤时间来控制,严禁降架放煤。
大块破碎:
放煤过程中如遇见大块煤,应及时用支架放煤机构的破煤装置将大块破碎。
对低位放顶煤支架而言,应用尾梁将大块挤碎或用插板将大块煤捣碎。
见矸关门:
放煤口出现冒落的直接顶矸石时,应及时关闭放煤窗口。
通常情况下,不一定见矸关门,这样会丢失煤炭。
根据煤质要求,在有洗煤厂的情况下,可允许放出一部分矸石,以便放出更多的煤。
通常情况下,可在放煤口出现明显矸石时,关闭放煤口。
采放比确定:
设计割煤高度2.8m,放煤高度3.3m,故该面的采放比为:
采放比=2.8/3.3=1:
1.18
2、放煤口数量确定:
按后部输送机能力确定放煤口数目。
单口放煤量:
qf=1.5×0.8×3.3×1.51×91%=5.44t
其中:
1.5——单组支架宽度;
0.8——放煤步距;
3.3——顶煤厚度;
91%——顶煤回采率。
单口纯放煤时间:
单口纯放煤周期[换行]设计为50s,连续放煤周期88s/架,为便于顶煤充分放出,提高回采率,取tf=100s。
每分钟放煤量:
Q=5.44×60/50=6.53t
同时放煤口数目的确定:
考虑2.0不均衡系数,同时应满足后部输送机2000t/h的能力要求。
同时放煤口数目最大值为:
Nf=2000/(6.53×60×2.0)=2.55(个)
由于移架后漏煤,因此取Nf=2(个)
放煤循环时间:
Tf=100/60×103/2
=86min
3、采煤机割煤速度的确定:
根据采放平行作业的要求,割煤循环时间和放煤循环时间应相等,放煤工序循环时间为43min。
单向割煤时,采煤机割煤速度按Vg1=3.0~4.0m/min计,清煤速度按Vg2=5.0~6.0m/min计,由下式:
Tg1=200/Vg1=57.14取Vg1=3.5m/min
Tg2=200/Vg2=36.37取Vg2=5.5m/min
割煤周期Tg=Tg1+Tg2=57.14+36.37=93.51min
同时考虑推溜和辅助时间大约30min,整个循环周期应为123min,和放煤周期大致相符,因此,本工作面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。
①初次放顶煤
工作面回采初期,顶煤比较完整,放煤困难,为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准,采取以下措施:
A、放煤时,先收回支架放煤插板,并操作尾梁千斤顶,使尾梁摆到适当位置,以便能使顶煤直接流入后部输送机。
放煤时,可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎,便于放尽;放煤时如遇大块煤,应用尾梁、插板进行破碎。
见矸时,升起尾梁、伸出插板停止放煤,完成放煤工作。
B、反复升降支架,迫使顶煤与直接顶离层,使顶煤破碎,从而通过后尾梁流入后溜中。
C、在反复升降支架时,必须密切注意支架前梁上部顶板状况,升起架后,必须保证支架前梁接顶严密,初撑力达到要求,防止出现冒顶事故。
②正常放煤:
放煤操作:
操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位置,保证放出的煤流入后溜中,若大碳块堵住,则可多次反复伸收尾梁使大碳破碎,放煤结束后,升起尾梁、伸出插板。
③放煤要求及注意事项:
A、工作面移架后,后部输送机正常运转时,方可进行放煤工作。
B、放煤范围:
除机头、机尾及其相邻的一组中间架外,其余中间架全部放煤。
C、工作面采用割放平行作业的工艺,放煤时,同时放煤的架数不得超过2架。
D、放煤时,必须密切注意放煤口涌出煤流及矸石的状况,严防大块矸石进入后溜。
E、放煤结束后,必须及时升起尾梁,将插板伸出进行挡矸,以免大块矸石进入后溜,损坏后溜设备。
F、放煤工在伸出插板时,必须注意插板伸出状况与后溜相对位置关系,严禁出现插板拌链的事故发生。
G、放煤工操作时必须站在支架踏板上操作。
H、严禁多段同时放煤,严禁留顶煤不放。
I、后溜司机必须观察后溜煤量和电机负荷状况,防止压溜的事故发生。
J、工作面语音报警系统发出后溜过载预警时,放煤工要立即停止放煤。
K、放煤工责任心要强,严格控制每组支架的放煤时间及放煤量,严禁过量放煤或局部矸石提前窜入而影响回收率及煤质。
L、放煤期间,派专人对放煤点以上5~10组支架及顶板状况进行观察,若支架松动下滑时要及时补液升紧。
若顶煤垮落边缘超过支架顶梁切顶线时,要立即停止放煤,关闭放煤口。
每架支架放煤后及时重新补压升紧,然后再对其它支架进行放煤。
M、放煤要在支架处于最小控顶距状态下进行,煤质松软段,必须先加强支护后,方可开始放顶煤。
放煤前要检查支架防尘装置并及时洒水降尘。
N、放煤时,严禁在放煤支架附近进行其它作业。
O、放煤结束后,将支架尾梁升起,然后伸出插板,且保证有足够的过煤高度。
(四)推移前后输送机
1、推移前部输送机
工作面前部输送机的推移,根据采煤机割煤方式的要求,分两个阶段进行:
①采煤机进刀后,向机尾割煤前,将前部输送机推向煤壁;
②反向向工作面另一端正常割煤以前,将前部输送机机头推向煤壁,溜子弯曲长度不少于15架。
2、清煤
前部运输机移过后,开始清理工作面前溜与支架底座之间以及工作面架与架之间的浮煤,后部溜子与支架底座间的浮煤在生产过程中不清理。
3、拉后部输送机
工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置。
滞后放煤支架10个支架拉后部输送机,拉移步距为0.8m。
同时要求相邻5组支架顺序逐步动作,输送机弯曲段不小于15架,严禁出现急弯。
(五)转载机的移设
转载机的移设在后部输送机前移后,由转载机自移机构自动前移。
机身两侧安装10个支撑千斤顶(千斤顶下安[换行]有滑轮装置),在转载机过渡段凹槽处安设有两个伸缩千斤顶。
在转载机机身两侧安装有跑道装置。
当推转载机时,端头工必须站在转载机上操纵手把,把支撑千斤顶全部伸出,保证转载机机尾段及破碎机架空。
然后将伸缩千斤顶缓慢打出,带动转载机前移。
转载机推到位后,缓慢收回支撑千斤顶,待转载机落在底板上、跑道离开底板后,将伸缩千斤顶收回,将跑道前移。
跑道移出后,打出支撑千斤顶,将跑道落地。
从而完成推移转载机的全部过程。
推移转载机时,必须有专人对液压系统及周边情况进行监护。
在推移转载机过程中,转载机司机必须看护好小跑车运行状态,一旦发现问题,立即停止推移转载机,待处理好后再继续作业。
(六)设备列车的移设
1、组成部分:
设备列车分为11节,从里向外依次为:
①工具车②电缆车③电缆车④列车移动操作室⑤组合开关⑥移变⑦油脂车⑧组合开关⑨移变⑩电缆车⑾电缆车。
每节车箱均由车箱底座和跑道组成,底座和跑道之间安装有支撑千斤顶和伸缩千斤顶。
工具车与前溜机尾之间安装有80m电缆吊梁,吊梁在吊梁滑靴上固定,第一节吊梁滑靴与工具车底座以及各个吊梁滑靴之间均通过硬连接固定。
设备列车移动时,带动所有吊梁滑靴一并前移。
2、安装地点:
副巷正中,工具车距工作面煤壁80m。
3、移设工艺:
⑴移动设备列车时,列车司机必须在站列车移动操作室内操纵手把,分别将1#、4#、7#、11#车箱的底座和跑道之间的支撑千斤顶全部升起,保证1#、4#、7#、11#车箱的底座架空。
⑵然后缓慢打出1#、4#、7#、11#车箱的伸缩油缸,带动所有设备列车(除1#、4#、7#、11#车箱的跑道)及电缆吊梁底座前移。
每次移设的距离一般以长余的二次缆线长度80m为宜。
⑶设备列车到位后,缓慢收回1#、4#、7#、11#车箱的支撑千斤顶,待车箱底座落到底板上、跑道离开底板后,收回伸缩千斤顶,将跑道前移。
⑷待跑道移出后,将支撑千斤顶打出,将跑道落地。
从而完成移动设备列车的的全部过程。
(七)采空区处理
1、5-105综放工作面采用全部跨落法管理顶板,随着工作面推进,每循环老山顶板垮落一次。
2、提前在超前支架尾梁(切顶线)前拆卸一排垫片,待超前支架拉过后,使顶板自然跨落。
3、如在上、下隅角段顶板难以跨落时,必须制定专项措施,采取浅孔预裂爆破的方式强制放顶或使用无声破碎剂使其破碎后跨落。
第三节:
提高回采率措施
综放工作面的顶煤损失由初采损失、末采损失、端头损失、工艺损失和底煤损失组成,提高顶煤回收率的措施均是围绕减少这几方面的损失进行的。
初采损失为顶煤初次垮落以前顶煤无法回收以及直接顶垮落前顶煤只能回收一部分所造成的损失,无法回收。
因此,提高回采率的措施是减少综放工作面的底煤损失、工艺损失和末采损失。
1、减少底煤损失
根据工作煤层赋条件,合理调整层位,尽可能不留底煤。
2、减少工艺损失的措施
放顶煤工艺损失发生在放顶煤过程中,合理的放顶煤程序,即按照冒落顶煤的移动规律进行放煤,就可以把工艺损失减少到最低限度。
当顶煤不能一次垮落时,采用多轮放煤可以给上位顶煤提供足够的垮落空间和时间,从而可以保证顶煤充分垮落,不至于造成部分顶煤丢失在采空区。
顺序放煤则要求放顶煤工作应从工作面一端或中部按顺序依次放煤,当单孔放煤量不能满足放煤速度要求时,可以采用多孔同时放煤,如相邻的2~3架同时打开放煤口进行放煤。
合理的放煤工艺是减少工艺损失的基础,但要真正达到减小工艺损失的目的,还必须对放煤工进行专门培训,加强放煤管理。
3、减少末采损失
末采期间,为保证采场空间围岩稳定性及安全撤架,一般有两种收尾方式。
一种是爬顶板回收方法,另一种是留顶煤收尾方法。
爬顶板回收方法要求工作面在离停采线约50m时由煤层底板向顶板爬高,不放煤,工作面顶板为真顶板时再回收设备。
留顶煤收尾法,根据顶煤稳定性,距停采线70~100m开始不放顶煤,以顶煤为顶板进行设备回撤。
当前国内综放工作面为提高顶煤回收率,一般均采用后一种工作面收尾方式。
第四节:
提高煤质措施
加强放煤工的责任心,见矸后必须马上关闭放煤口,以防止大量矸石涌入后部输送机。
(一)水分控制
1、开机前,必须将工作面积水排净,否则严禁开机。
2、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水,开机开喷雾,以减少外在水分。
3、前、后部输送机、转载机、破碎机等设备的冷却水,采用4寸软管集中汇集至副巷水仓,再转载排出,严禁进入煤流。
4、检修时间,必须将各设备冷却水关闭(检查冷却水系统除外)。
(二)灰分控制
1、采煤机司机要掌握好采高,禁止割破底板岩石,当工作面遇断层时,严格按照过断层专项措施控制好割岩量。
2、放煤工要严格执行岗位责任制,严格按操作规程操作,见矸关闭插板,避免矸石流入煤流。
3、支架检修工要检修好支架,杜绝支架尾梁自降,使矸石滑落入后部输送机。
4、放煤工放完煤后,及时升起尾梁,关闭插板。
5、各转载点应严格把关,出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。
(三)煤流杂物控制
1、切眼煤帮锚杆、金属网,在回采前应全部回收后方可割煤。
2、两端头[换行]提前两排剪网回收锚杆。
3、采煤机在两端头割通后,端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的锚杆、垫片等清理干净,放到指定地点派专人将回收材料出井,不得进入煤流。
4、每班交接班时必须检查刮板紧固情况,螺丝松动时及时紧固,变型损坏的E型螺栓及刮板及时更换。
5、检修班加强设备检修,防止设备零部件松动掉入煤流。
6、两巷废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋等杂物垃圾必须清理干净,严禁进入煤流。
7、检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中,以防进入煤流。
8、工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐,固定作业场所必须设置垃圾箱,并正常使用,定期处理。
第三章:
顶板管理及支护
第一节:
支架设计选型计算
5-105综放工作面采用ZF6400/18/35型低位放顶煤液压支架和ZFG6400/18/35型过渡支架进行顶板支护,其选型计算如下:
1、支架支护强度验算:
Pc=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1
=72.3×6.3+4.5×20+78.9×4.766-10.24×0.43-62.1
=855.0242KN/㎡
Pc——额定支护强度下限,KN/㎡;
Hm——煤层采高,m;
Lp——基本顶周期来压步距,m;
Bc——控顶宽度(端面距加顶梁长度);
N——直接顶充填系数(直接顶与煤层采高的比值);
2、工作面支架设计支护强度=设计工作阻力÷控顶面积
=6400KN÷[(4.4+0.366)×1.5]㎡
=6400KN÷7.149㎡
=895.23KN/㎡
Pc(F下滑力+F滚动摩擦阻力)=8.88t;F滑动摩擦阻力=8.91t>(F下滑力+F滚动摩擦阻力)=[换行]8.88t
所以两台胶轮车在10°斜坡上可以牵引一架支架正常上坡。
②按10°斜坡牵引支架下坡时:
要使胶轮车牵引支架正常下坡,必须满足两个条件:
①胶轮车的制动力大于支架与胶轮车总重量的下滑力。
②胶轮车滑动摩擦阻力大于支架与胶轮车总重量的下滑力。
下滑力:
F下滑力=(27+15)×sin10°=7.2t
胶轮车滑动摩擦阻力:
F滑动摩擦阻力=cos10°×(7.5×2)×0.6=8.86t
胶轮车制动力F制动力=13吨>F下滑力=7.2t,胶轮车滑动摩擦阻力F滑动摩擦阻力=8.86吨>F下滑力=7.2t
所以两台胶轮车在10°斜坡上可以牵引一架支架正常下坡。
综上计算结果,两台WC22RE胶轮车完全可以满足牵引27t重物顺利通过5°上坡和10°下坡。
而且计算过程是比较保守的:
滚动摩擦系数正常情况0.02-0.04,现按0.04计算;滑动摩擦系数0.6按平整水泥路面,5-1052巷底板为粗糙硬化面,其滑动摩擦系数应大于0.6,牵引力6t是最小保证值,实际测量结果在7t。
三、运输管理方法
1、在进出料运输期间严格执行“行车不行人、行人不行车”制度,在使用胶轮车或者单轨吊运输过程中必须严格执行胶轮车、单轨吊运行制度。
2、胶轮车在运行过程中,严禁相向行驶,在同向行驶过程中,车与车间距保持在50m。
3、必须正确使用挡车器等各种保护措施,只能在挂好钩头销子、正确使用保险绳后方可发出启动信号。
摘钩时必须打好挡车器。
4、在斜巷中间停车卸料时,车后要安设临时挡车器,同时要有可靠的联络方式与绞车司机联络。
5、装卸料时,号令必须一致,防止挤手、砸脚;单人抬重物必须看好脚下周围环境。
6、行人不准跨越运行中的钢丝绳,如工作需要跨越,一定等车停稳,经把钩工同意后方可跨越。
7、所有绞车必须执行“停车停电”制度,司机在离开岗位时,必须切断电源。
8、装运备件、单体液压支柱或其他物体时,必须用钢丝绳封车,封车一般不少于两道,封车牢固可靠,否则不准运输。
9、严禁超挂、超载,严禁蹬钩、扒车。
注:
运输系统图见附图12
第二节:
机电管理
一、供电设备配置及布置说明:
1、5-105综放工作面主要电器设备有采煤机1部、前部刮板机1部、后部刮板机1部、转载机1部、破碎机1部、乳化液泵2台、1.2m皮带1部以及潜水泵4台。
2、各主要设备负荷分配:
采煤机、前部刮板机由1台2000KVA移动变电站供给,电压等级3300V;后部刮板机、转载机、破碎机
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- 特殊限制:
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- 关 键 词:
- 5105 工作面 作业 规程