综采工作面设备选型

1、一、综放工作面的设备选型及工艺设计1、支护设备选型（1）工作面支架选型该工作面选用ZFS4800/18/32B型液压支架，该支架具体参数如下：高度（m） 1.83.2 工作阻力（KN） 4800 中心距（m） 1.5 支护强度（MPa） 720 初撑力（KN） 4596.7 工作压力（KN） 31.5伸缩量（m） 1.4 伸缩比 1.8长宽（m） 5.241.42 顶梁长（） 43701)支护强度和工作阻力A、支架支护强度 q=kH =83.027.44 =658.6KN/m2700KN/m2 B、工作阻力 P=kHF =83.01.5（4.37+0.3）27.44 =4613.2KN4800

2、KN式中 q支架支护强度，KN/m2 k作用于支架上的顶板岩石系数，一般取58，8 H采高，m 顶板岩石密度，一般取2.8T/m3=27.44/m3 F支护面积，1.5（4.37+0.3）经校算，符合要求2)支架的初撑力 支架的初撑力一般应等于或大于工作阻力的90即： 4613.2190=4151.89KN4596.7KN符合要求3)支架的调高范围支架最大结构高度 H大 =M大+S1 =3.2+0.3 =3.5m H小 =M小+S2 =1.8+0.35 =2.15m式中 S1伪顶冒落的最大厚度一般取0.2-0.3m,0.3 S2顶板周期来压的最大下沉量，移架时支架的下降量和顶梁上、底座下的浮矸

3、、浮煤厚度之和一般取0.25-0.35m,0.35m M大与M小为最大、最小采高3.2m和1.8m4)支架的伸缩量和伸缩比 支架的伸缩量 S=H大-H小 =3.5-2.15 =1.35m1.4m 支架的伸缩比 m=H大/H小 =3.5/2.15 =1.631.8 符合要求5)工作面最小、最大控顶距工作面最小控顶距为 L小 =d+e =4370+300 =4670工作面最大控顶距为 L大 =d+e+s =4370+300+600 =5330式中 d支架顶梁长度，4370mm e梁端距，一般取200-400mm，300mm s采煤机截深，660mm6)支架数目的计算n= = =126（个）式中 n

4、支架个数 L支护长度，m A中心距，m 根据验算，27号煤层可选用ZFS4800/18/32B型液压支架（2）单体液压支柱选型1)支柱规格的选择 支柱最大高度 Hmax =Mmax-b+c =2.8-0.07+0.10 =2.83m式中 Mmax工作面开缺口处最大采高，取2.8m b顶梁厚度，取0.07 c活柱的富裕行程，取0.1m 支柱的最小高度：Hmin =MMIN-h-b+a =2.6-0.20-0.07+0.10 =2.43m式中 Mmin工作面开缺口处最小采高，为2.6m h顶板在最大控顶距下的平均最大下沉量，取0.2m a 支柱必须的卸载高度，取0.2m根据以上计算，本工作面选用D

5、Z-32型单体液压支柱2)支护设计及压力计算A、顶板压力计算 工作面顶板压力以下式估算 P=(2-4)M 式中 p顶板压力，KN/m2 M工作面采高，取2.8m 顶板岩石密度，取2.8T/m3=27.44KN/m3 P=42.827.44 =307.33KN/m2B、计算单体液压支柱的实阻工作阻力 Rs=Rbhzhb =289.10.80.8 =185KN式中 RS支柱的实阻工作阻力，KN RB支柱的额定工作阻力，取289.1kN hz支柱的増阻系数，取0.8 hb支柱承载不均衡系数，取0.8C、支护数目的计算= = =1.66根/m2 根据采煤机滚筒截深0.66m,因此 A= = =0.99

6、m 式中 A柱距，m S最大顶距下每组支架支护工作面的顶板面积由N/（N为每组支架有效支柱的根数，14根）算出 S=14/1.66=8.43m2 L工作面最大控顶距但为了便于生产管理，把工作面的实际柱距为0.80mD、工作面实际支护密度 s =2.06根/m2E、工作面实际支护强度 PS =2.06185=381.1Kn/m2307.33kN/m2 由此可知PSP 故所选的排、柱距是合理的。二、采煤机的选型1、采煤机选型该工作面选用AM500/3.5系型号RDS500/730/ 型采煤机，其主要参数如下： 采高（m）：2.2-3.5 摇臂长度（mm）：2064 机面高度（mm）：1480 最大

7、卧底量（mm）：200 截深（mm）：660 牵引力（kN）：529 牵引速度（m/min）：0-5.5 电动机：DMB-375S（1）理论生产率 Qt=60HBVg =6030.665.51.4 =914.76式中 Qt理论生产率，t/h H采高，m B截深，m Vg给定工作面条件下可能的最大牵引速度，m/min 煤的实体密度，常取=1.3-1.4,t/m（2）技术生产率 Q=QtK1 =914.760.6 =548.86t/h式中 Q技术生产率，t/h K1与采煤技术的可靠性和完备性有关的系数，一般K1=0.5-0.7,0.6（3）实际生产率 Qm=QK2=548.860.6 =329.3

8、t/h27号煤层的计划日生产能力160.38t/h即 Qm160.38t/h故所选的采煤机适用于该工作面三、刮板输送机的选型1、刮板输送机选型该工作面选用SGB-764/264型刮板输送机，其主要参数如下：设计长度(m) 200 出厂长度(m) 150输送量(t/h) 700 刮板链速(m/s) 1.12刮板链每米质量(kg) 41.5 中部槽高度(mm) 222中部槽宽度(mm) 764 电动机额定功率(kw) 2132链环破断力(kN) 6102、运输能力的计算 F=ab+aatan =1/20.7640.22+1/20.7641/20.7640.577 =0.16m2 式中 Q溜槽装煤最

9、大截面积，m2 a中部槽宽度，m b中部槽高度，m 煤的堆积角，一般取20-30，取30 Q=3600FV =36000.16111.12 =645.12t/h 式中 Q刮板输送机的运输能力，t/h 煤的松散密度，取=0.85t/m3-1t/m3,取1 装满系数，水平及向下运输取0.9-1,取1 V刮板链运行速度，m/s 329.3Q4.2 Smax=S4式中 k刮板链抗拉强度安全系数 N链条数，取2 两条链子分配不均匀系数，取0.85 SP链条破断力，kN Smax刮板链实际承受的最大张力值，kN四、胶带输送机的选型1、胶带输送机选型 该工作面选用SSJ1200/M(A)型胶带输送机，其主要

10、参数如下：输送量：1200t/h 带宽：1200mm带速：3.15m/s 最大输送长度：1500mm储带长度：100mm 主电机功率：3160kw围包角：450-454 2、输送能力与胶带宽度计算（1）输送能力 Q带=KB2VC =458(1.2)23.1511 =2077.49t/h 式中 Q带带式输送机输送能力，t/h K货载断面系数，458 B带宽，m V带式输送机运行速度，m/s 煤的松散密度，0.8-1t/m3 C输送机倾角系数，取1 Q带Q刮 符合要求（2）胶带宽度如给定使用地点设计运输生产率为A，则A= Q刮=645.12t/h,则满足设计运输生产率要求的最小胶带宽度为 B= =

11、 =0.67m对于未过筛的松散货载 B=2amax+200 1200=2500+200 B=3.3ap+200 1200=3.3300+200 式中 amax货载最大块度的横向尺寸，500mm ap货载平均块度的横向尺寸，300mm 经验算，符合要求3、运行阻力的计算（1）、直线段运行阻力 qg=16.67kg/m qg= =6.67kg/m q= =56.89kg/m qd=1.1B(i+1+2) =1.11.2(28+3+1) =26.4kg/m Wzh=g(q+qd+q g)Lcosg(q+qd)Lsim =10(56.89+26.4+16.67)8790.0610 =52718.90

12、Wk=g(qd+qg)LcosgqdLsim =10(26.4+6.67)8790.05610 =16278.38式中 qg折算到每米长度上的上托辊转动部分的质量，kg/mqg 折算到每米长度上的下托辊转动部分的质量，kg/mGg分别为每组上托辊转动部分质量，kgGg分别为每组下托辊转动部分质量，kgLg上托辊间距，取1.5mLg下托辊间距，取3mq每米长胶带上的货载质量,kg/mqd每米长胶自身质量，kg/mWzh胶带在重段的运行阻力，NWk胶带在空段的运行阻力，N输送机的倾角，00L输送机长度，879m槽形托辊阻力系数，0.06平形托辊阻力系数，0.056B胶带宽度，mi胶带帆布间层数，8

13、一层帆布的厚度，2mm 1胶带上保护层厚度，3mm2胶带下保护层厚度，1mm（2）曲线段运行阻力 S2=S1+WK S3=S2+W2-3 S4=S3+Wzh S4=S1+Wzh+WK+W2-3 W2-3=0.07S2 S4 =(1+) =S1+(1+) =8.92S1 S4 =S1+Wzh+Wk+0.07(S1+Wk) =1.07S1+Wzh+1.07Wk 由 解得 S1=8934.62N S4=79696.81N S2=S1+Wk=25213N W从 =0.07Sy =0.07S2 =0.0725213 =1764.91N W主 =0.05(Sy+SL) =0.05(S4+S1) =0.05

14、(79696.81+8934.62) =4431.57N式中 W2-3胶带绕经导向滚筒所遇的阻力，W2-3=0.07S2 Sy胶带与从动滚筒相遇点的张力，S2 Sy胶带与驱动滚筒相遇点的张力，S4 S2胶带与驱动滚筒分离点的张力，S14、胶带悬垂度验算（1）重段胶带允许最小张力 Sminzh =5(q+qd)Lggcos =5(56.89+26.4)1.5101 =6246.75N S4Smax SmaxSminzh （2）空段胶带允许的最小张力 Smink=5qdLggcos =526.43101 =3960N5、胶带强度的验算n1111.5611式中 B胶带宽度，mm i帆布层数，8 p一

15、层帆布每厘米宽的拉断力，960N/（cm 层） Smax胶带运行时实际承受的最大张力，N n胶带的允许安全系数，116、牵引力与功率计算（1）牵引力计算 W0=S4-S1+W4-1 =S4-S1+0.05(S4+S1) =1.05S4-0.95S1 =75193.76N（2）电动机功率计算 P=K =1.2 =315.81kw P3160kw 符合要求经以上验算，型号SSJ1200/M(A)的带式输送机可用于该工作面五、乳化液泵站与转载机的选择1、乳化液泵站的选根据液压支架的工作压力选择型号MRB160/31.5A的乳化液泵站。2、转载机的选择根据刮板输送机的输送能力选择型号SZZ764/13

16、2的转载机。六、安全技术措施1、采煤工艺（1）采煤工艺1)、割煤：型双滚筒采煤机；2)、装煤：采煤机割下的煤由采煤机滚筒螺旋叶片装入刮板输送机，螺旋叶片未装入的煤由输送机铲煤板铲入输送机内；放顶煤由后部输送机运；浮煤人工清理；3)、运输：1）工作面运输：型刮板输送机两台；2）下顺槽运输：型转载机一台、型破碎机一台、型胶带输送机两台。4)、支护：型液压支架；采空区处理：全部垮落发。5)、工作面设计采高3m；放煤高度3.05m。采放比为1:1.026)、由于本煤层为三软煤层，为保证支架拉移顺畅，不陷支架，需留底没300mm以上。7)、放煤：采用“三轮连续放煤法”。即：先采后放，由前至后依次逐架进行

17、放煤，分三轮放完。要求：A、放煤步距为1.2m，即“两采一放”；B、必须在最小控顶距时放煤，放煤时伸出支架前探梁，打开支架护帮板，端面距缩为零；C、第一轮：收回尾梁插板，煤放净后生高尾梁，伸出尾梁插板；D、第二轮：收回尾梁插板，降下尾梁，煤放净后升高尾梁，伸出尾梁插板；E、第三轮：反复升降支架尾梁进行放煤，直至见到顶板矸石（粉砂质泥岩）停止，伸出尾梁插板（插严）；F、以上“三轮”放煤工序每一轮间隔20部支架以上。8)、放煤口大块煤处理方法A、反复升降支架后柱,并往复摆动尾梁,捣碎大块煤。B、卡在放煤口的大块煤用支架尾梁上下往复运动挤压，同时反复伸缩尾梁插板，破碎大块煤。C、严禁用爆破的方法处理

18、大块煤。（2）、采煤方法1)进刀方式：采煤机进刀采取端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为2530米，进刀深度0.6米，采煤机往返一次进两刀。具体操作如下：进刀过程：A、采煤机运行至工作面顿头后，调整采煤机前后滚筒上下位置，改变采煤机运行方向，采煤机沿输送机反向运行，经过输送机的弯曲段进入输送机的直线段，滚筒切入煤壁。B、推移输送机弯曲段和机头（机尾），将输送机推直，同时调整前后滚筒上下位置，向工作面端头运行割三角煤。C、调整前后滚筒上下位置，改变采煤机运行方向。D、采煤机正常割煤，在采煤机后15m以外移溜。E、工作面后端头进刀方式采取同法。（2）工艺流程：采煤机下行割煤伸前探梁、打护

19、帮板、支前溜、清浮煤、移支架、拉后溜采煤机前头斜切进刀、支前溜、移排头支架、拉后溜采煤机下行割三角煤支前溜、移排头支架、拉后溜、拉转载机、撤密集支护、窜特护采煤机上行割煤伸前探梁、打护帮板、支前溜、清浮煤、移支架放顶煤、拉后溜采煤机后端部斜切进刀、支前溜、移排尾支架、拉后溜采煤机上行割三角煤支前溜、拉排尾支架、拉后溜、撤密集支护采煤机下行割煤。（3）工艺要求：1)、割煤：割煤高度不得超过3.0米，最低不得低于2.8米；割平顶底板，不留伞檐；割煤时要及时收回支架护帮板和伸缩梁（收护帮板人员与采煤机距离不能小于6m，大于12m），割煤后及时给好伸缩梁和护帮板，严防采煤机割煤时损坏支架。2)、移架：

20、追机单架依次顺序移架作业，距离采煤机不超过35m，特殊情况可采取超前移架；赶不上采煤机时，必须停止割煤。移架极为困难时使用单体液压支柱辅助移架。液压支护必须达到足够的初撑力。移架做到快（移架速度快）、够（推移步距够）、正（操作正确无误）、匀（平衡操作）、直（支架成线）、紧（及时支护、紧跟采煤机）、净（及时清除架前内浮煤）。3)、推移前部刮板输送机：滞后正在割煤的采煤机的距离（弯曲段）不得小于15米。按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序推移，严禁从中间向两端推移或任意分段推移，推移后保证输送机平直，机头、机尾不滞后。4)、放顶煤：由于工作面受地质条件及安装设备的影响，初采前100米不放顶煤，末采

21、最后20米不放顶煤，只进行割煤，放煤工作必须在每循环中采煤机割完第二刀煤、移架后进行；工作面前后排头排尾支架只采不放顶煤；放煤时，先收支架尾梁插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接进入后部刮板输送机。尾梁与插板升起的高度必须保持一致。放煤遵循由前向后，三轮间隔，等量顺序均匀，大块破碎，“见矸即止”的原则。每轮放煤间距为20部支架，掌握好放煤情况，控制好后部刮板输送机煤量情况，防止后部刮板输送机过载、压住。大块煤矸堵住放煤口时，升降尾梁、伸缩插板将其破碎。 5）、拉移后部刮板输送机：放煤后按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序交替拉移。拉移前仔细检查有无障碍物，发现问题及时处

22、理，以减少拉移后部刮板输送机阻力，严禁拉成急弯。2、工作面顶板管理（1）正常工作时期顶板支护方式 该工作面原切眼选用型放顶煤支撑掩护式液压支架93部，型放顶煤支撑掩护式液压支架1部，待推过走向方向的探巷与倾斜方向的探巷（探巷内安装型放顶煤支撑掩护式液压支架27部）衔接后工作面共计121部支架。 型支架最大控顶距4.480米，最小控顶距3.880米，型支架最大控顶距4.450米，最小控顶距3.850米。端面距300毫米，放顶煤步距1.2米。采取顺序追机单架移架作业，当支架前片帮、掉顶超过规定时可提前移架；工作面采高控制在3.0米。（2）正常工作时期的特殊支护方式1)工作面顶板破碎时，采煤机割煤过

23、后，及时带压擦顶移架，伸出支架伸缩梁给好护帮板。2)工作面煤壁片帮严重时，可采取向煤壁和顶板补打锚杆维护煤壁、保持顶板稳定；当支架前梁端头与煤壁距离达到0.5米时，采煤机割煤前可提前移架，如还不能有效地支撑前梁上挑走向梁维护新暴露的顶板。（3）、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离1)回风巷回撤（给棚）密集时要在机组下行70支架其他工序完成后进行，机组上行70支架前完毕。2)前顺槽（给棚）密集时要在机组上行30#支架其他工序完成后进行，机组下行40#支架前完毕。 （4）、特殊时期的顶板管理工作面初次来压、周期来压期间，需按如下规定作业，合理维护顶板稳定： 1)初次来压、周期来压期间，端头和两巷

24、超前支护内，应加强支护，确保安全出口畅通。2)工作面支架及两巷单体支柱完好，泵站压力必须达到300Mpa，支架初撑力不低于24 Mpa。3)加强工程质量管理，保证支架状态良好，防止出现歪架、咬架、挤架现象，若出现此现象时必须及时调整。4)采煤机割煤过后及时带压煤顶移架，及时伸出伸缩架，给好护帮板；移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。5)前后端头、超前支柱必须达到额定初撑力90KN，对卸载支柱必须及时更换或补打。6)根据前后两巷顶板状态，适当加密支护，加大支护强度。7)初采、初次放顶和周期来压期间加强矿压观测，对顶板来压进行全面真实掌握，为控制顶板提供数据保障。 （5）、预防架前冒

25、落措施1)工作面最小控顶距3.88m，工作面最大控顶距4.48m，端面距0.8m。2)采煤机司机生产时要严格控制工作面采高。3)液压支架工在顶板破碎处带压移架。4)工作面液压支架拉移后接实顶板并达到支架初撑力；5)采煤机割煤时抓好层位，工作面顶板要割平，保证工作面支架顶梁接顶严实；6)上下顺槽采用密集支柱切顶，密集处无空载和失效支柱，档矸有效，戗柱间距1.2m，戗柱角度不小于75度。7)工作面片帮严重或顶板破碎时，将支架前探梁和护帮板全部打开，及时支护煤壁和架前顶板，或及时加打锚杆或挑木梁进行支护。 （6）、过断层措施1)严格执行好“敲帮问顶”制度。2)工作面接近断层前20m，提前标出断层的预

26、计位置，并通知生产班组人员做好过断层的准备工作。3)采煤机司机要抓好工作面层位，在断层及附近适当降低采高及牵引速度，根据具体情况上顺槽备用足够坑木、木板和单体，以防大面积片帮冒顶。4)顶板破碎时带压移架，升柱时给够初撑力保证支架支撑有效。5)工作面片帮较严重地段，要停止割煤，采取措施如及时移架、加打贴帮柱，控制其继续片帮。6)支架维修工加强支架检修力度，确保支架完好。7)在工作面断层附近如发现顶板破碎，应先对此地段的帮顶进行维护，如打锚杆或挑木梁等，并给够支架初撑力。如在上下顺槽断层处发现顶板破碎，必须及时将此段的棚距加密至0.8m或0.5m，满帮满顶。8)架设走向梁前必须架设临时支护，临时支

27、护采用1.2m半圆木配合单体打带帽点柱，间排距为1.0m，并将前溜、采煤机、停机闭锁，有专人监护作业地点煤壁、支架、顶板等安全情况，方准进行作业。9)工长为安全工作第一责任人，由工长亲自指挥、监护，所有作业人员必须听从工长的安排。10)在断层附近如发现顶板由淋水，必须提前将排水管路疏通好，及时将水导入排水管路内。 （7）、处理漏冒顶措施如发生冒顶，封顶前，要严格执行“敲帮问顶”制度，大好临时支护，由工长亲自指挥、监护，具体办法如下：1)挑走向梁：在煤壁靠顶板处挖一处顶窝，将走向梁的一端架在煤壁上，另一端架在支架的顶梁上，如煤壁不能挖梁窝，则在靠煤壁侧打一贴帮柱，托住煤壁侧梁端。2)架走向棚：当

28、工作面顶板随采随冒，掉落面积较大时，在相邻架间架设一梁两柱的走向棚，在走向棚上架设一至二架顺山梁，移架后，撤走向棚，形成支架托顺山梁的支护状态，然后再前移其他相邻支架。3)挑顺山梁：当采煤机割完煤后，如果新暴露出来的顶板，在支架卸载前移时将冒落，可采用挑顺山梁的方法进行维护：首先移顶板号的支架，移架时在其前梁上方沿倾斜方向放置12棵34m的坑木，用来护住支架附近较破碎的顶板，然后再前移附近支架。3、运输（1）工作面三机开机前，应首先检查确认传动装置附近无杂物、管线吊挂整齐，各种螺丝齐全紧固，盖板完整，油量、冷却水情况，信号齐全清楚、闭锁灵敏。（2）三机司机在启动设备前，必须用语言信号先通知工作

29、面工作人员，待听到开机信号后，先点动2次，无异常后方可启动。（3）三机应按逆煤流的方向逐台启动，启动运行时注意观察其运行状态，观察其是否平稳，声音是否正常，运输机的链子、刮板连接环、分链器等要求完好不缺，牢固可靠。（4）三机运行时，司机不得擅自离开岗位，若要离开必须停机闭锁。（5）三机电机和减速箱的通风和冷却水要保持良好。（6）开运三机时，司机注意力必须集中，发现异常情况时应立即相互取得联系，停机处理。停机时应按顺煤流方向逐台停止，严禁三机带病运行。（7）刮板输送机和转载机不得重载停车，严禁特大块煤、矸通过采煤机或破碎机；有特大块煤、矸影响运输或破碎时应停机处理。（8）人员在检查、维修前部刮板

30、输送机前，应首先将前部刮板输送机停机闭锁，将支架护帮板挤紧煤壁并用长把工具敲帮问顶，以防片帮伤人。若顶帮破碎应采取临时支架措施。（9）处理三机事故或更换三机设备时，要严格执行停电制度。（10）工作面输送机掐链、紧链时，必须使用闸盘紧链器刹紧，否则，不得施工。（11）三机运行时，严禁任何人员跨越。人员若从运行的三机通过时必须停机，并闭锁，派专人看管开关。（12）工作面前后刮板输送机司机应站在安全地点操作，严禁正对前后机头操作。转载机司机应站在机头顶板完整段操作。（13）运输设备在运输过程中，如有大块煤刮、卡设备情况时，应停机用尖镐等工具处理，严禁采用响炮方法处理。（14）三机机头、机尾处严禁存放

31、各种杂物。（15）检修期间内，必须由专职电钳工对工作面内的点铃、通话装置进行检查维修，必须保证其完好，灵敏可靠。（16）工作面每隔部支架安设一部赛瓦德通讯装置并设专人负责喊话、打点以保证生产运输各项工作的顺利进行。（17）人员进入后溜范围内作业前，必须停止后部溜子运转并断开后溜子电源，严格执行停送电制度，必须检查作业地点浮煤块及工作地点的支架完好情况确认无问题后方可作业，人员作业过程中应随时注意作业地点上方有无煤块、杂物滚下，防止发生事故。人员工作完毕后，全部撤出后溜作业空间至安全地点后，再派人通知后头机电保守。机电保守得到确切信息后方可送电。（18）工作面电缆、高压胶管需吊挂的地方必须使用旧

32、皮带将电缆、高压胶管捆绑牢固后用铁线吊挂，严禁使用铁线直接捆绑电缆、高压胶管吊挂。4、机电（1） 使用采煤机措施1)开机前的检查工作A、作业人员严格执行“敲帮问顶”制度。B、检查各种按钮、开关动作是否灵敏、可靠，然后将各种按钮停放在零位。C、按规定检查各润滑点注油量，并及时对缺油部位加油。D、检查滚筒上截齿是否齐全、牢固、锐利，截齿和齿座的固定是否牢固，滚筒转向是否正确，安装是否牢靠并及时更换磨损过度的截齿，并补齐丢失的截齿。E、检查各部位螺丝是否牢固、齐全，对摇臂的固定螺丝和各联接螺丝要每天检查一次。F、检查采煤机冷却水、喷雾水是否符合要求，对不符合要求的及时检修，同时还要检查电缆捆绑是否完

33、好。G、检查各部油位是否达到要求。H、检查截割电机机械离合手把的动作是否灵活。I、启动试车二、三次，每隔两分钟左右启动一次。启动后注意检查各运转部件的声音是否正常有无异音、发热各仪表示值是否正常。J、在正式割煤前，要对工作面进行一次全面的检查，看工作面信号系统是否正常，工作面输送机铺设是否平直，运行是否正常以及液压支架、顶板和煤层情况等。K、只有对上述几项全部认真检查，并确认无任何问题后，方准开动采煤机，听其运转声音是否正常，然后操作工作按钮，看其动作是否灵敏可靠。并检查采煤机滚筒旋转方向是否正确，经试运转确认各部分正常后，方准正式割煤。2)开机顺序A、准备工作：a、接通水源，保证各电机、电控

34、箱有充足冷却水；b、将隔离开关手把QS1，QS2扳倒“合”的位置上；c、将急停开关手把SA4旋钮到“通”的位置上；d、将开关SA6手把旋转到“解锁”的位置上，使工作面输送机解锁。B、启动磁力启动器，接通采煤机电源：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。C、操纵调高按钮调整滚筒高度。D、开牵引，调整牵引方向。3)停机和交接班A、三班将采煤机停止在顶板完整、无淋水、煤壁无片、煤帮地段，所留检修条件一般为：宽度为煤壁距截盘端盖0.50.8m，长度为1214m。切断采煤机电源，将全部手把打到零位，并对采煤机停机

35、处顶板进行临时支护。B、采煤机司机严格执行现场交接班制度，交班司机要向接班司机交待清楚采煤机的运转情况，接班司机要牢记清楚。C、司机交班停机后，将隔离开关手把QS1，QS2扳到“分”的位置上；将停机开关手把SA4旋钮到“分”的位置上；将开关手把SA6旋钮到“闭锁”的位置上，使工作面输送机闭锁，关闭水源。采煤机司机接班后必须检查各部件是否齐全，各部油位是否符合要求。采煤机启动后，要空转35分钟，发现问题及时妥善处理，不可以让采煤机带病作业。4)采煤机使用注意事项A、采煤机司机必须经严格培训，考试合格，持证上岗。B、采煤机上必须装有能停止刮板输送机的闭锁装置，采煤机维修人员必须定期检查该闭锁装置，

36、使其处于完好状态。C、采煤机启动前，司机必须巡视采煤机及附近范围内有无人员作业、停留，通知附近人员躲开，确认无任何问题后，方准按顺序启动采煤机。采煤机割煤时，其上下范围内不准行人或有人作业，如其他人员在架间需通过采煤机割煤地段时，必须同采煤机司机取得联系，待将采煤机停机闭锁后，人员方准通过。D、采煤机司机掌握好采煤机牵引速度，尽可能保证采煤机匀速运转，煤流均匀，并时刻注意采煤机的负荷情况，当遇到硬煤或局部夹矸时，应及时适当降低牵引速度，不得强行牵引采煤机。E、在采煤机割煤时，采煤机司机要注意顶底板层位变化，随时调整滚筒高度，严格控制采高，抓好层位，防止采煤机飘刀、啃底。F、工作中必须及时停机处

37、理溜道上的大块煤或其它物料，防止采煤机掉道。G、未遇特殊情况司机不准使用紧急停车按钮。H、采煤机电缆随采煤机运行，必须及时放在电缆槽内且捆绑牢固，设专人检查。如有挤压、漏电等情况，及时妥善处理，司机割煤时要照顾好距采煤机10m内的电缆，设专人看护电缆运行情况并清理电缆槽内的浮煤。I、采煤机斜切进刀长度保证在2025m。J、采煤机割煤时严禁任何人在煤壁侧及前刮板输送机上作业或停留。K、采煤机运行时司机要时刻注意输送机运转、支架顶梁与煤壁的距离、采煤机上方、滚筒的工作位置等情况，以防止出现采煤机割支架顶梁、刮板输送机启动困难等现象。L、采煤机司机在上截齿、检查采煤机摇臂及截盘时，应将截盘降到适当高

38、度，并切断溜子、采煤机电源，打开离合器，设专人监护采煤机控制按钮。M、严格控制输送机弯曲段在规定的角度和长度内，遇有弯曲过大、过急的地方，应停机调平、调直溜子。在输送机弯曲段，采煤机应适当降低牵引速度。N、如需改变采煤机牵引方向时，有两种方式：a、按与牵引方向相反的牵引按钮，牵引速度逐渐减小，当速度为零时，按复位按钮，在按此按钮，采煤机则反方向运行。b、按停牵引，采煤机停止牵引。按复位按钮，这时再按所需要牵引方向的牵引按钮到合适速度即可。O、工作面输送机停止时，必须停止割煤并停水。严禁用采煤机拖运物体。P、采煤机内喷雾水压力不得小于2MP，外喷雾水不得小于1.5MP，如果内喷雾装置不能正常喷雾

39、，外喷雾压力不得小于4MP、喷雾和冷却系统完善、正常、无水、或喷雾装置损坏时，必须停机处理，处理好后方可工作。Q、采煤机必须安装防止飞煤的保护板，以确保采煤机司机在工作中的人身安全。R、采煤机液压系统操作灵活、保护可靠、无漏液等现象。各润滑部位及液压系统应按规定加注油脂，不得以其它油脂代替。S、采煤机启动正常，操作灵敏，各种安全保护和闭锁装置可靠无异常现象，滚筒升降自如，确保采煤机不过载运转。严禁采煤机司机过负荷启动采煤机。T、工作面顶板条件不够，必须适当控制采煤机牵引速度，与移架力相结合，以便使新暴露的顶板及时得到支护。U、采煤机司机要做到先给水，后开机；先停机，后停水，以防止喷嘴堵塞固化。

40、V、机组后截盘破碎头上方有大块煤或破碎头前及溜道上有堵块现象时，必须及时停机进行处理。W、如采煤机上部的机身及摇臂上浮煤较多，采煤机司机必须及时停机进行清理。清理时必须将前溜、采煤机停机闭锁，并时刻注意观察上围安全清理，发现并及时处理后方准进行作业。在清理煤机机身上浮煤时，要求作业人员必须躲入支架间安全地点。X、采煤机上行到工作面后头时，采煤机司机必须控制好采煤机牵引速度，并时刻注意采煤机与后头电缆间距离，防止截盘割大线。并及时提前将破碎头升起，防止破碎头压链子造成断链事故。Y、采煤机割透上下顺槽后，应避免割到锚杆或木帮带且进刀距离达不到15m时，任何人严禁进行清煤工作；在割透上顺槽下帮后，有

41、人员在安全地点看护好电缆线，注意不能割电缆线。Z、严格执行煤矿工人安全技术操作规程指南（采煤）中滚筒采煤机司机有关规定、措施。（2）液压系统措施1)乳化液泵站司机必须经严格培训，考试合格，持证上岗。2)储液箱内的浮化液保持清洁，达到规定的位置，浓度35%，保证供、回液畅通，泵站压力30MPa。泵站司机负责泵站处文明生产。每班至少检测两次泵箱乳化液浓度，如浓度低于35%必须及时添加乳化油，严禁给储液箱加井下水。3)更换工作面液压系统主管路时，必须和泵站司机联系好，停泵并关闭高压管路的截止阀，将管路的余压释放净，再行操作。更换完毕确认安全后亲自通知泵站司机送压，不准他人传信送压。严禁带压修理或更换

42、各种液压件，任何人不得擅自打开卸荷阀、安全阀、蓄能器等部件及调整这些部件的动作压力。4)液压系统压力正常，无漏、窜液现象；液压系统操作灵敏，伸缩自如，安全阀动作可靠；各缸体无严重损伤，密封良好。工作面的所有高压管路必须保护好，严禁用任何物件打击、砸、撞、挤压。5)乳化液泵站停压时，必须断开磁力启动器隔离开关，切断电源。6)乳化液泵站司机在上顺槽淋水的地方将泵站开关、电机等设备遮盖好。7)液压管路吊挂整齐。在下顺槽距工作面20m处、上顺槽距工作面15m处各设一个截止阀和一套枪线。8)严禁将高压注液枪枪口对着人体。9)严禁随意开阀及使用开放的液压管路冲洗设备、零部件，严禁随意拆卸管接头用的U型卡子

43、。10)泵站司机未经批准，不准私自调整乳化液泵站压力。11)泵站司机、维修人员应及时向队反映乳化油的剩余情况，确保井下有足够的备用量。12)单体液压支柱入井前必须井下压力试验合格后方准使用。13)严格执行煤矿工人安全技术操作规程指南（采煤）中乳化液泵站司机有关规定、措施。（3）拉移设备列车及泵站措施1)拉移设备列车的安全技术措施A、设备列车的检查准备工作a、首先派人观测电缆需拉移的长度并到绞车钢丝上做好同样长度的记号、b、在卸道卡子前，拉移绞车应拉紧，并使用所有的卡子不受力，绞车停稳后，指派专人看护好绞车开关，方可拆道卡子、c、拉移前，检查该拉移段轨道是否平直，周围支护等对设备列车和电缆拖架能否发生刮卡，确