煤矿采掘技术改造研究（精选11篇）

煤矿采掘技术改造研究 第1篇

煤炭能源是我国发展经济不可或缺的重要能源之一。煤炭是地球上不可再生的能源, 只有实行集约化的生产方式, 创新和改造现有煤矿采掘技术, 提高煤炭能源的利用率, 才能实现高效利用能源、节约有限能源的目标[1]。在科学技术的飞速发展的时代背景下, 只有不断改造和升级煤矿的采掘技术, 才能保持采矿业正常稳步发展。采掘工作是煤矿开采过程中主要的工作内容, 所以应不断推进采掘工作的机械化和集约化发展, 推动煤矿采掘技术的改造和革新, 促进煤矿采掘业行业的经济高效集约型发展。

二、煤矿采掘技术现状分析

2.1采掘技术机械设备落后陈旧

目前我国大多数的煤矿采掘行业, 使用的大型采掘机械设备都是以国外的进口产品为主, 国内真正研发的采掘技术和生产的采掘设备屈指可数, 而且机械制造的核心设备也大多是依赖于发达国家。自主掌握的采掘技术和机械设备都较为陈旧落后, 我国的采掘设备主要是以进口国外产品为主, 这不仅不利于核心技术的及时更新和长久发展, 而且进口设备花费资金较大, 设备的管理和养护也缺乏足够的专业性。从当前的应用现状看, 我国煤炭产品的结构十分不平衡, 和市场需求挂钩不足, 使得产品质量下降, 造成资源的严重浪费。

2.2缺乏对地质规律的有效研究

煤矿的形成和分布具有特定的规律, 假如能够有效掌握这些规律, 煤矿的采掘工作将事倍功半。但是我国在研究煤矿资质规律的研究较少, 难以确定煤矿确切的分布规律, 这就加大了煤矿采掘工作的盲目性[2]。加上我国的地质较为复杂, 地理条件恶劣, 煤矿技术缺乏统一性和标准化, 这就不利于提高采掘工作的效率, 难以适应社会发展的高需求。此外不合理的使用采掘技术, 使得煤炭资源产生大量浪费, 给社会和国家造成经济损失。

2.3矿井缺乏高效管理

目前开采和利用煤炭资源主要以矿井开采的方式进行, 矿井开采的形式虽然是较快采掘到煤炭的途径, 但是其也存在着较大的安全风险。因此矿井管理水平的高低不仅对煤炭质量产生影响, 也对采掘工作人员的生命安全产生严重威胁, 必须高度重视矿井管理。传统矿井管理模式依然制约着某些地区矿井管理的创新, 有的地方由于经济贫困、位置偏僻, 缺乏先进管理技术的应用, 无法实现信息化的高效管理[3]。此外, 有的采掘企业已使用现代化的管理模式, 但是只是停留在基本技术的应用, 没有推广使用更深层次的技术, 如果长期发展, 对缩小国内外技术水平的差距将产生严重影响。

三、探究改造煤矿采掘技术的思路

3.1积极革新技术, 及时更新现有设备

煤矿采掘的质量主要是受到采掘的机械设备与技术的影响, 针对我国采掘机械设备与技术存在着更新速度较慢、外国技术依赖度高的现象, 必须努力提高采掘工作的技术化水平, 积极在实践的采掘生产中应用新型的采掘技术, 转变传统的煤矿采掘模式, 实现机械化、专业化采掘, 并对现有陈旧的采掘设备及时更新。此外国家和政府应高度重视采掘设备和技术的及时更新, 除了扩大资金投入之外, 还应积极培养研究型的技术人才, 加大对本国采掘技术和设备的研发。并定期组织学习和培训活动, 提高采掘作业人员应用新型设备的专业能力。

3.2增强矿井管理的信息化水平

煤矿矿井的管理工作涉及的内容较为繁杂, 因此作为矿井的管理人员, 应不断更新自身管理思想, 强化管理技能, 提高综合素质, 锻炼自身处理突发事件的等能力。所有的煤矿管理岗位应任用具备专业管理技能的人员, 最好优先有矿区管理实战经验的人员, 要求所有的岗位人员需持证上岗。此外管理人员应积极做好防范各种安全风险的工作, 突遇意外事故发生时, 启动应急方案, 冷静处理好各项事件。此外应积极利用现代科学技术, 实现矿井信息化管理, 提高矿井管理的现代化水平, 实现采掘工作的安全管理。

四、结语

随着煤矿矿井的开采力度加大, 开采规模的扩大, 采掘技术发挥的作用将会更大, 采掘水平的高低影响着煤炭质量好坏。因此, 煤矿企业应科学分析目前应用采掘技术存在的问题, 并针对性地采取改进措施, 推进采掘技术的革新和改造, 以期促进煤矿行业开采煤炭能源事业的稳步发展。

摘要：煤炭是地球上不可再生的能源之一, 对整个人类的发展和社会经济的进步发挥着不可替代的作用。我国不仅是个煤炭能源储量丰富的国家, 也是开发和利用煤炭能源的大国。煤炭在未来的一段时期内, 仍将成为拉动我国社会经济增长的能源之一。科学技术的进步和开采煤炭能源方式的多样化, 加快了煤炭采掘技术的改造和升级, 对提高煤炭采掘效率起到积极的推动作用。本文主要阐述目前煤矿采掘技术现存的问题, 并提出一些关于技术改造的对策和建议, 以期为革新煤矿的采掘技术提供参考。

关键词：煤矿,采掘技术,应用现状,改造

参考文献

[1]王献辉.井工煤矿采掘技术分析[J].科技创新与应用, 2013, 3 (31) :155-159.

[2]唐天义.综放开采机采高度对顶煤放出率的影响[J].煤炭科技, 2012, 3 (04) :104-109.

煤矿采掘机电技术员培训讲义 第2篇

第二章 运输机械

第三章 矿井提升设备

第四章 流体机械

第一章 采掘机械

采掘机械包括：采煤机械、回采工作面支护设备、掘进机械。

第一节 采煤机械

一、采煤机械的种类

煤矿井下广泛使用的采煤机械有两类：滚筒式采煤机和刨煤机。

由于滚筒式采煤机的采高范围大，对各煤层适应性强，能截割硬煤，并能适应较复杂的顶底板条件，因而得到了广泛应用。刨煤机要求的煤层地质条件教严，一般适用于煤质较软不粘顶板、顶底板较稳定的薄煤层或中厚煤层，故应用范围较窄。但是刨煤机机构简单，尤其在薄煤层条件下劳动生产率较高。

采煤机的分类方法：主要有按牵引方式分链牵引和无链牵引；按牵引部位分內牵引和外牵引；按牵引传动方式分机械牵引、液压牵引和电牵引。

采煤机电牵引的实现方式，目前主要有三种:

1、变频器调速；

2、开关磁阻调速；

3、（电磁）滑差调速。

变频器调速：简单说就是改变电动机定子供电频率，而达到调速的目的。优点：变频调速技术成熟可靠；调速范围宽；适合多电机拖动系统；控制精度高、系统保护全；交流异步电动机结构简单、运行可靠；效率高节能。开关磁阻调速：通过控制器的逻辑电路及功率开关器件，改变施加在磁阻电动机定子绕组上的电压和电流，实现调速和稳速的目的。

改变绕组的通电相序，既可改变电动机的转向，控制激磁电流的大小和通断时间，可以改变转距和转速。优点：控制精度高；控制技术新；调速范围宽、较稳定；开关磁阻电动机专用；效率高、节能。

（电磁）滑差调速：滑差离合器调速系统，国外称VS电机或HC电机，它是由异步电动机、电磁转差离合器、控制装置，并且有松动反馈系统。异步电动机为原动机以恒速带动电磁离合器电枢转动，通过对电磁离合器励磁电流的控制，来实现对磁极的速度调节的目的。优点：控制系统简单；调速器件、滑差离合器结构简单；调速范围略窄；效率低。我们目前采用的都是变频器调速方式。

二、对采煤机械的一般要求 对采煤机械的要求，是根据工作面的条件和采煤工艺的需求而提出的。现代采煤机必须满足下列要求：

（1）生产率满足要求。

（2）采煤机工作机构能适应煤层厚度变化；牵引机构能在工作过程中随时根据需要改变牵引速度，应能实现无级调速，以适应煤质硬度的变化，发挥机器的效能。（3）机身所占空间较小，对薄煤层采煤机尤为重要。

（4）采煤机可拆成几个独立的部件，以便下井和运输，也便于拆装和检修。（5）所有电气设备都应具有防爆性能，采煤机能在有煤尘瓦斯爆炸危险的工作面安全工作。

（6）电动机、传动装置和牵引部应具有超负荷安全保护装置。（7）具有防滑装置，以防机器沿斜坡自动下滑。（8）具有内外喷雾灭尘装置。

（9）工作稳定可靠，操作简单方便，操作手把或按钮尽量集中，维护方便。

三、采煤机选型原则

（1）适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等主要参数合理，有较大的适用范围。

（2）满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。（3）采煤机技术性能良好，工作可靠性高，各功能完善。（4）采煤机使用、检修、维护方便。

四、采煤机的参数

1、采煤机的生产率

（1）理论生产率 它是采煤机的最大生产率，是在所给工作面条件下，以最大参数运行时的生产率，其计算公式为

Qt=60B×H× Vq×ρ（t/h）Qt---采煤机理论生产能力 t/h B---滚筒的有效截深 m Vq---给定条件下滚筒采煤机最大牵引速度 m/min H---工作面的平均采高 m ρ---煤的实体密度，一般为1.3～1.4 t/m3

采煤机的理论生产率是选择采煤机配套的工作面输送机、转载机、皮带输送机生产能力的依据。一般，工作面输送机的生产率应略大于采煤机的理论生产率。

（2）技术生产率 它是指除去采煤机必要的辅助工作（如调动机器、检查机器、更换截齿、自开缺口等）和排除故障所占用的时间外的生产率。Q= Qt×k1（t/h）

K1----与采煤机技术上的可靠性和完备性有关的系数，一 般为0.5—0.7.（3）实际生产率 它是采煤机工作面每小时的实际产量，其计算公 式为 Qm= Q×K2（t/h）

Qm---采煤机实际生产能力 t/h K2----工作面其他配套设备影响、处理顶底板、劳动组织等被迫停机所占用的时间系数，一般为0.6～0.65

采煤机的实际生产率应当满足工作面的日产能力的要求。

也可用工作时间利用系数直接计算采煤机的实际生产能力： Qt=60B×H×Vq×ρ×K（t/h）

K---工作时间利用系数（要实测）统计资料 K=0.3～0.45

2、滚筒直径和截深

滚筒直径是指截齿齿尖的直径。滚筒直径大小应按煤层厚度来选择。

薄煤层双滚筒采煤机或一次采全高的单滚筒采煤机，滚筒直径按下式选取：

D=Hmin-(0.1～0.3)(m)Hmin---煤层最小厚度，m；

(0.1～0.3)---考虑到割煤后的顶板下沉量，防止滚筒割支架顶梁。

中厚煤层单滚筒采煤机，如果上行割顶部煤，下行割底煤并清理余煤，即往返进一刀，完成一个循环，其滚筒直径为：

D＝（0.55～0.6）Hmax(m)Hmax----煤层最大厚度。

双滚筒采煤机一般都是一次采全高，滚筒直径应稍大于最大采高的一半。

滚筒直径已系列化：0.6，0.65，0.7，0.8，0.9，1.0，1.1，1.25，1.4，1.6，1.8，2.0，2.3，2.6 m。

滚筒宽度即截深，是指滚筒外缘到端盘外侧截齿齿尖的距离。中厚和厚煤层采煤机常用0.6（或0.63）m；薄煤层采煤机为了提高生产率，截深较大，一般为0.75～1.0 m。采煤机的截深应当与液压支架的推移步距相同，与金属铰接顶梁的长度成整倍数。

3、牵引速度、牵引力

4、滚筒转速和转向

滚筒转速高，则切削厚度小，截割能耗大，粉煤量大，煤尘飞扬严重；转速过低则切削厚度增大，受到截齿伸出长度的限制。一般认为滚筒转速以30～50 r/min为宜。薄煤层采煤机，由于滚筒支架小，装煤效果差，为加快每的排运，滚筒转速较高，一般为60～100 r/min。薄煤层双滚筒采煤机应采用两滚筒正向对滚的旋转方向；中厚和厚煤层双滚筒采煤机两滚筒转向都采用反向对滚的旋转方向。

5、装机功率

采煤机装机功率的大约85％用于截煤和装煤，用在牵引的功率只有一小部分。为了防止电动机经常处于过载状态，一般电动机都有一定的富余量。

6、采煤机的质量

采煤机的质量太小，会影响机器的稳定性；太大又要增大牵引力。常用采煤机的质量M（t）与电动机功率N(kw)之间有如下关系: M=(0.07～0.1)N(t)

MG250/600-WD1型电牵引采煤机 第一章 整 机 1.概述

MG250/600-WD1型电牵引采煤机如图1-

1、图1-2所示，是一种多电机驱动，电机横向布置，交流变频调速无链双驱动电牵引采煤机。总装机功率587.5，机面高度1422.5mm，适用于采高1.30～3.20m，煤层倾角≤40°的中厚煤层综采工作面，要求煤层顶板中等稳定，底板起伏不大，不过于松软，煤质硬或中硬，也能截割一定的矸石夹层。工作面长度以150～200m为宜。

该采煤机的电气设备符合矿用防爆规程的要求，可在有瓦斯或煤尘爆炸危险的矿井中使用，并可在海拔不超过2000m、周围介质温度不超过40℃，空气湿度不大于95%(在+25℃时)的情况下可靠地工作。

该采煤机适用于与相应的液压支架，各种型号工作面运输机配套，实现综合机械化采煤或放顶煤综采。

采煤机机械传动、液压、冷却喷雾、润滑各系统图见图1-3至图1-6。

2.主要技术特征

(1)适用煤层

采高范围 1.30～3.20m 煤层倾角 ≤40°

煤质硬度 硬或中硬

(2)整机主要参数

机面高度 1422.5mm 滚筒直径 Φ1800mm Φ2000mm 最大采高 3200mm 3400mm 卧 底 量 300mm 400mm 过煤高度 688mm 装机功率 2×250＋2×40＋7.5 kW 摇臂摆动中心距 6046mm 截 深 630mm 800mm

(3)电动机: 截割电机 牵引电机 调高电机

型 号 YBC－250D2 YBQYS-40(B)YBC-7.5 功 率 200kW 40kW 7.5kW 电 压 1140V 380V 1140V 转 速 1470r/min 0-2470r/min 1470r/min 冷却水量 25L/min 18L/min 7L/m

冷却水压 1.5Mpa 1.5Mpa 1.5Mpa(4)牵引: 型 式 交流变频调速、电机驱动齿轮销轨式无链牵引

牵引力 500～300kN 牵引速度 0～8.3～13.9m/min 牵引部总减速比 198.94

(5)截割: 摇臂长度 1950mm 摇臂摆角-20.7°～＋31.4°

总减速比 40.92 滚筒直径 Φ1800 Φ2000 滚筒线速度 3.38m/s 3.76m/s 滚筒转速 35.92r/min(6)调高泵箱

调高泵型号： 26005-RZA(美国伊顿公司)工作压力： 20MPa(最高压力23Mpa)控制油压力： 2MPa 理论排量： 13.8ml/r 工作转速： 1470r/min 滚筒全行程升起时间： 56s 滚筒全行程下降时间 34s

(7)操纵方式: 中部手控(开停机、停运输机、调速换向)两端电控(停机、调速换向、调高)无线摇控(停机、调速换向、调高)(8)主电缆: 拖缆方式 自动拖缆

主电缆规格 二根 UCPQ3×95＋1×25＋4×10(9)冷却和喷雾: 冷 却 各电机、变压器箱、变频器箱、摇臂分别冷却。

喷 雾 内外喷雾

供水压力 3.0MPa 供水流量 250l/min 供水管直径 Φ32mm(10)机器重量: 45t

3.主要组成部分及工作原理：

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机主要由以下部件组成：(1)左牵引部(2)右牵引部(3)左摇臂(4)右摇臂(5)调高泵箱(6)联接框架(7)高压开关箱(8)变频器箱(9)变压器箱(10)行走箱(两件)(11)机身联接件(12)冷却喷雾系统(13)电气外部连接件(14)拖缆装置(15)左、右滚筒(16)各部件电动机

工作原理及主要结构：

采煤机由老塘侧的两个导向滑靴和煤壁侧的两个平滑靴分别支承在工作面刮板运输机销轨和铲煤板上。当行走机构的驱动轮转动时，驱动齿轨轮转动，齿轨轮与销轨啮合，采煤机便沿运输机正向或反向牵引移动，滚筒旋转进行落煤和装煤，沿工作面长截割一刀即进尺一个截深，见图1-1,1-2所示。

采煤机由左、右牵引部, 电控箱三段组成主机身，该三段主要采用液压拉杠联结，无底托架，机身两端铰接左右摇臂，左、右摇臂的小支臂与调高油缸铰接。两个行走箱左右对称布置在牵引部的老塘侧，由两台40KW电机分别经左右牵引部减速箱驱动实现双向牵引。采用销轨式牵引系统，导向滑靴和齿轨轮中心重合骑在运输机销轨上，可保证采煤机不掉道，同时保证齿轨轮和销轨柱销有良好的啮合性能。

机身中段为一整体联接框架，高压开关箱、变频器箱两个独立的电气部件分别从老塘侧装入联接框架。

调高泵箱、变压器箱两个独立的部件分别自老塘侧装入左右牵引部的一段 框架内。

摇臂采用弯摇臂结构形式，左右摇臂输出端采用410x410mm的方形出轴与滚筒联结。滚筒直径规格可根据煤层厚度选取，建议选用1800mm直径的滚筒。滚筒叶片和端盘上装有截齿，滚筒旋转时靠截齿落煤，再通过螺旋叶片将煤输送到工作面刮板运输机上。

机器的操作可以在采煤机中部电控箱上或两端左右牵引部上的按钮箱进行，也可以用无线遥控器控制。采煤机中部可进行开停机、停运输机、牵引调速换向和调高操作，采煤机两端和无线遥控均可进行停机、牵引调速换向和滚筒的调高操作。

4.结构特点：

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机采用多电机传动，电机横向布置的总体设计，其结构简单可靠，各大部件之间只有联接关系，没有传动环节，其主要特点如下:(1)所有电机横向装入每个独立的机箱内，为抽屉式型式，各部件均有独立的动力源，省略了复杂的螺旋伞齿轮传动及过轴系统，各大部件之间无力的传递，故障点、漏油点减少，维护、维修方便。

(2)三个独立的电气箱部件和一个独立的调高泵箱部件分别从老塘侧装入中间联接框架内和左右牵引部的一段框架内，均为抽屉式结构型式，该四个独立部件不受力，拆装运、维修方便。

(3)机身由三段组成，采用液压拉杠和高强度螺栓联结为一个刚性整体，无底托架，增加了过煤空间高度。摇臂支承座受到的截割阻力、调高油缸支承座受到的支反力、行走机构的牵引反力均由牵引部箱体承受，省略了传统底托架结构复杂的对接螺栓和地脚螺栓，联结简单可靠、拆装方便。机身短，对工作面适应性好，通过工作面三机配套，可以方便地调整采煤机总宽度，能适应与各种工作面运输机配套和不同综采工作面的需要。

(4)采用弯摇臂，加大了装煤空间，摇臂行星头采用四组行星轮结构，齿轮强度和轴承寿命高，行星头外径尺寸小，可配套的滚筒直径范围大。摇臂设有齿式离合器及扭矩轴机械保护装置，以实现离合滚筒及电机、机械传动系统过载保护。摇臂行星头油池和摇臂身油池隔离，为两个独立的润滑油池，可以保证滚筒位于任何位置时，行星机构部分都能得到良好的润滑。同时，在摇臂身中部设置了强迫润滑装置，保证摇臂身中部的齿轮也都能得到良好的润滑。

(5)调高系统控制液压元部件均集成安装于调高泵箱上平面，液压元件均采用成熟定型的产品，系统简单、管路少、可靠性高。

(6)采用销轨式无链牵引系统，牵引部与行走箱为两个独立的箱体，煤壁侧的平滑靴采用一支撑板与牵引部机壳联结，与工作面运输机配套性能好，适用范围广。

(7)牵引电气拖动采用一拖一，即由二台变频器分别拖动二台牵引电机，技术领先。

(8)电气拖动系统具有四象限运行的能力，采煤机可用于大倾角工作面，并采用电阻能耗制动，简单而可靠。

(9)采用的水冷式变频器，技术领先、可靠性高、占用空间小。

(10)采用PLC控制,全中文液晶显示系统，易于熟悉掌握；具有简易智能监测系统，保护齐全、查找故障方便。

(11)控制系统完备，具有手控、电控、无线遥控多种操作方式，可以在采煤机中部或两端操作，可单人操作或双人同时操作。

第二章 牵引机构 1.概述

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机牵引机构由左、右牵引部和左、右行走箱组成，位于机身的左右两端，是采煤机行走的动力传动机构。左、右两个牵引部内各有一台用于采煤机牵引的40kW交流电机，其动力通过二级直齿轮传动和二级行星齿轮传动减速传至驱动轮，驱动轮驱动齿轨轮，使采煤机沿工作面移动。

左右两个牵引部内部传动元、组件完全相同。两个行走箱内部传动元、组 件完全相同，可互换。

2.牵引机构的机械传动

2.1 牵引机构的传动系统（见图1-3）

牵引电机出轴外花键与电机齿轮轴内花键相联，将电机输出转矩通过齿轮

Z1、Z2、Z3、Z4、Z5两级齿轮减速传给双级行星机构，经双级行星减速后由行星架输出，传给驱动轮至齿轨轮与销轨啮合，使采煤机来回行走。一轴同时与液压制动器联接，以实现采煤机的制动。

(1)牵引机构的总传动比

i=(Z3÷Z1)×(Z5÷Z4)×(1+Z8÷Z6)×(1+Z11÷Z9)=(47÷36)×(80÷18)×(1+66÷14)×(1+70÷14)=198.94 牵引机构的传动齿轮及支撑轴承参数及规格见图1-3

(2)采煤机的最大牵引速度

驱动轮转速：n驱=2470÷198.94=12.41r/min 最大牵引速度：v=Z驱×n驱×t=9×12.41×0.125=13.96m/min(3)采煤机的最大牵引力

驱动轮输出扭矩：M驱=Mo×i×η机=259.86×198.94×0.9=46526.9Nm 最大牵引力：F=2×(M驱÷R驱)= 2×(46526.9÷0.179055)≈519kN 2.2主要结构

牵引部由机壳、牵引电机、液压制动器、电机齿轮轴、惰轮组、牵引轴、中心齿轮组、行星减速器及油位标尺等主要零部件组成(见图形2-1a、2-1b)。左右行走机构由底壳、面板、驱动轮、联结花键轴、齿轨轮组、导向滑靴等组成(见图2-2)。

牵引部有如下特点：

(1)牵引力大，是机器重量的1.2倍。

(2)制动采用液压制动器,制动力大，使采煤机在较大倾角条件下采煤，有可靠的防滑能力。

(3)采用双级行星减速机构，减速比大，结构简单。行星减速器采用四行星轮结构使轴承寿命和齿轮强度裕度大、可靠性高。行星减速机构为双浮动

结构，即第一级太阳轮、行星架浮动，第二级太阳轮、内齿圈浮动，以补偿制 造和安装误差，使各行星轮均匀承担载荷。

(4)平滑靴通过一更换方便的支撑板与牵引部机壳联接，易于与工作面运 输机配套。

(5)导向滑靴回转中心与齿轨轮中心同轴，保证齿轨轮与销轨的正常啮合。

(6)机壳采用铸、焊结构，强度高。左牵引部机壳的右端和右牵引部机壳 的左端为一箱体框架，独立的调高泵箱部件和变压器箱部件分别装入左右牵引部的箱体框架内。

（7）左、右两个牵引部采用对称设计。2.2.1电机齿轮轴(见图2-3)电机齿轮轴为轴齿轮，一端为内花键，与牵引电机出轴外花键联接，将牵引电机的动力传至轴齿轮，另一端通过平键、轴齿轮与液压制动器相联，以实现采煤机制动。轴两端用两个42217E轴承支承，两端分别用油封座、油封将电机和液压制动器与牵引部油池隔离。

2.2.2惰轮组(见图2-4)惰轮组由轴、齿轮(m4、z39)及两个42509E轴承组成，是根据结构需要传递动力而设置 的。

2.2.3牵引轴(见图2-5)牵引轴由轴齿轮(m5、z18)、齿轮(m4、z47)、轴承(42219E、53520)、距离套、端盖等组成。齿轮轴与齿轮通过渐开线花键联接，安装时可成组或分步从机壳后端装入。2.2.4中心齿轮组(见图2-6)中心齿轮组由大齿轮(m5、z80)、太阳轮和两个42128轴承等组成，大齿轮两端由两个42128轴承支撑，太阳轮通过花键与大齿轮相连，将动力传递给行星减速器，在安装时应先成组安装好后再装入机壳。

2.2.5行星减速器(见图2-1a)牵引行星减速器采用双级行星减速机构，两级均为四个行星轮，这样使整个减速机构齿轮和轴承的寿命大为提高，两级行星减速机构各有一段内齿圈，第一级行星架和太阳轮采用浮动结构，行星架两端无轴承支承，第二级太阳轮和内齿圈采用浮动结构，这种双浮动结构具有良好的均载特性，运动受力时可自动补偿偏载，使各齿轮受力均恒，有利于提高零部件寿命。

结构上由行星齿轮组Ⅰ(图2-7)、行星齿轮组Ⅱ(图2-8)、联接套、轴承座、挡环等组成。第一级行星机构速比为1+（66÷14)=5.71。第二级行星机构速比为 1+（70÷14)=6.0

行星齿轮组Ⅰ(图2-7)主要由行星架、行星齿轮、行星轮轴和轴承、内齿圈、联接第二级行星机构的太阳轮等组成。行星齿轮组Ⅱ(图2-8)主要由行星架、行星齿轮、行星轮轴和轴承、支承行星架的两个轴承、内齿圈、行星架出轴端轴承座、油封等组成。行星架出轴端是内花键，通过行走机构的花键轴将动力传递给驱动轮。

安装时，行星齿轮组Ⅰ、Ⅱ成组依次装入机箱内。2.2.6 行走机构(图2-2)：

如图2-2所示，主要由行走箱壳、驱动轮、齿轨轮组、齿轨轮轴、导向滑靴、与牵引部行星机构出轴联接的花键轴、支承驱动轮和齿轨轮的轴承及密封件等组成。驱动轮为轴齿轮，通过轴承支承在箱壳上，驱动轮通过内花键与花键轴一端相联，花键轴另一端与牵引行星减速器行星架内花键相联，将行星架输出动力传给驱动轮。花键轴上设有扭矩槽，当实际载荷大于额定载荷的2.8倍时，花键轴从扭矩槽处断裂，对采煤机机械传动件起到保护作用。齿轨轮内装轴承，并通过轴套装在齿轨轮轴上，可相对齿轨轮轴转动。

齿轨轮轴装在机壳上，且挂有导向滑靴。导向滑靴套在销轨上，它是支承采煤机重量的一个支承点，并对采煤机行走起导向作用，它同时承受采煤机的部分重量及采煤机的侧向力，行走箱内的支承轴承用ZL-3H锂基润滑脂润滑，需要定期加油。

行走机构左、右各一组，行走箱箱体牢固地固定在左、右牵引部箱体上，通过止口与牵引部箱体定位联接，承受剪力，同时用10条高强度螺栓和液压螺母，将行走机构箱体与牵引部箱体紧固成一刚性整体。

3.牵引电机(图2-10)牵引电机为YBQYS-40(B)型矿用隔爆型三相交流异步电动机，电压等级380V，功率40kW，可用于环境温度≤40℃，有瓦斯或煤尘爆炸危险的采煤工作面。

牵引电机的供电拖动由交流变频调速电控装置提供，通过变频器改变供电频率，从而改变牵引电机的转速，即改变采煤机的牵引速度。变频器调控供电频率的范围0～84Hz，对

应电机转速为0～2470r/min，电机转速在0～1470r/min范围内为恒扭矩输出，1470～2470r/min为恒功率输出。电控装置及其工作原理详见第五章（采煤机电气）。

该电机卧式安装在左、右牵引部上，电机外花键出轴与电机齿轮轴（图2-3）内花键联接。电机外壳水套冷却。

使用时注意： 开机前应先检查冷却水的水压、水量，先通水后启动电机，严禁断水使用，断水或有其它异常响声时必须立即停机检查。

4.液压制动器(图2-9)4.1 工作原理：

液压制动器是采煤机的安全防滑装置，是一种弹簧加载液压释放式制动器，主要由缸体、活塞、内齿圈、前盖、后盖、摩擦片组件、片齿轮、加载弹簧及密封件等组成。

由调高液压系统控制油路自进油口13供油松闸，切断控制油时，在加载弹簧9弹簧力作用下进入抱闸状态，此时加载弹簧力通过活塞10压向片齿轮5, 使两组摩擦片组件1与片齿轮4、5紧密压靠，产生磨擦力矩，采煤机被制动。松闸时，两组小弹簧8的弹簧力使两组摩擦片组与片齿轮脱离接触。

缸体

6、后盖7和前盖2分别与内齿圈3用两组螺栓联接为一体。液压制动器通过前盖2的止口与牵引部机壳联接，通过前盖2的法兰盘用4个螺栓与牵引部机壳紧固在一起。电机齿轮轴的轴齿轮一端与制动器两组摩擦片组1的内齿轮联接。

液压控制油受一个制动电磁阀控制，当采煤机牵引速度为零或电气控制发出制动信号时，制动电磁阀断电复位，制动器内的压力油经电磁阀回油池，制动器处于制动状态，采煤机刹车。

技术特征：

最小松闸压力 1.2~1.6MPa 动制动力矩 450Nm 静制动力矩 850Nm 4.2 机械释放(松闸)若液压系统发生故障或检修拆卸时，液压制动器可用机械方式释放：即把两个螺钉15卸下，把两个对称的螺塞16拆下，用螺钉15旋进活塞16的螺孔中，完全旋紧后，活塞10被提起，制动器即被释放。

使用时注意：当工作面倾角＜15°时，厂家建议在使用时最好用螺钉将制动器用机械方式释放(松闸)，使制动器处于松闸状态，以消除采煤机换向时经常制动发热及磨擦片磨损消耗。4.3 拆卸：

拆卸时应均匀松开联接后盖9的16个螺栓，缓慢均匀地释放弹簧的预压力，注意防止弹力伤人事故。更换摩擦片或密封圈11、12时才需拆卸，摩擦片组件1一般成组更换，也可以只更换摩擦片与钢质园盘的铆焊件。4.4 维护：

经过常期或频繁操作后活塞及缸体的密封12、11处可能发生少量漏油现象，使用过程中每周检查一次漏油情况，拆下螺塞14检查，若漏损严重，需更换O形密封圈11、12。

每月检查一次磨擦片的磨损情况，新制动器活塞释放行程为2mm，对应图中h尺寸为15mm，测量无油压状态下h尺寸即可知磨擦片磨损程度。检查方法：拆去后盖7上与活塞10上M8螺孔不对应的一个M10×1螺塞，用深浅尺测量h尺寸值，若磨损程度达到4mm以上(即h≥19mm)，即应换磨擦片。

4.6 磨损检测

摩擦片的磨损检测为四周一次。新液压制动器的间隙为2.65mm，使用一段时间后，其极限间隙达到6mm时，应及时更换摩擦片。

检测磨损时，必须卸下螺钉11,把一个M8×16的螺纹销1拧进活塞中，以便进行测量。用深度尺分别测量液压制动器表面至螺纹销端部的释放和制动状态下的距离，两者之差，即为磨损片的间隙。测完后取出螺纹销，装上螺钉11。5.润滑(图1-6)牵引部齿轮减速箱传动齿轮、轴承采用飞溅式润滑，齿轮箱内注入N320齿轮油，机身处于水平状态时，油面高度距机壳上平面340~370mm，在左右牵引部靠摇臂端的侧面设有油位窗口，可观察和测量油位高度。在机壳上平面设置一个透气塞，在机壳煤壁侧的底部有一个放油孔和螺塞，机壳上平面设有加油孔。

第三章 截割机构 1.概述

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机截割机构由左右摇臂、左右滚筒组成，其主要功能是完成采煤工作面的落煤，向工作面运输机装煤和喷雾降尘。左、右摇臂内各装有一台250kW截割电机，其动力通过三级直齿轮减速和一级行星齿轮减速传给出轴方法兰驱动滚筒旋转。

摇臂减速箱设有离合装置、冷却润滑装置、喷雾降尘装置等(图3-1a、图3-1b)。

摇臂减速箱为整体弯摇臂型式，除壳体外，其余零件左、右通用。左右摇臂减速箱壳体与左右牵引部机壳铰接，左右摇臂的小支臂与左右调高油缸铰接，通过调高油缸实现摇臂的升降。摇臂和滚筒之间采用方榫联接。

由于截割电机横向布置，省略了伞齿轮传动，结构简单，制造工艺性好，有利于提高制造质量，安装维护方便，使可靠性和生产能力相应大大提高。

2.截割机构的机械传动 2.1 传动系统(图1-3)截割电机空心轴通过扭矩轴花键(m=3，Z=21)与一轴轴齿轮联接，将动力传入摇臂减速箱，再通过Z14、Z15、Z16、Z17、Z18、Z19~Z21传递到行星减速器，行星减速器行星架出轴渐开线花键(m=5，Z=48)与方法兰(410×410)联接驱动滚筒。截割机构的总传动比: i=(Z16÷Z14)×(Z18÷Z17)×(Z21÷Z19)×(1+Z24÷Z22)=(36÷18)×(40÷23)×(40÷17)×(1+64÷16)=40.92 当电机转速为1470r/min时，滚筒转速为: n=1470/i=1470/40.92=35.92(r/min)

2.2 主要结构

截割机构主要由截割电机、摇臂减速箱、滚筒等组成，机构内设有冷却系统，内喷雾等装置。

截割电机直接安装在摇臂箱体内，机械减速部分全部集中在摇臂箱体及行星机构内，与传统的采煤机相比，没有固定减速箱及伞齿轮传动系统，因而机械传动系统简单、可靠。摇

臂通过销轴与牵引部机壳铰接，其小支臂与安装在牵引部上的调高油缸之活塞杆铰接，通过油缸的伸缩，实现截割滚筒的升降

截割机构具有以下特点:(1)摇臂的回转采用铰轴结构，没有机械传动，回转部分的磨损与机械传动的齿轮啮合无关。

(2)摇臂减速箱机械传动都是简单的直齿轮传动，结构、制造简单，传动效率高。

(3)截割电机和摇臂主动轴齿轮之间，采用细长扭矩轴联接，可补偿电机和摇臂主动轴齿轮安装位置的小量误差，不影响动力传递，便于安装，在扭矩轴上设有V型剪切槽，受到较大的冲击载荷时，剪切槽切断，对截割传动系统的齿轮和轴承及电机起到保护作用，提高可靠性。

(4)摇臂机壳内外设有冷却元件和水道，在外喷雾降尘的同时，对摇臂减速箱起到冷却作用。

(5)摇臂行星传动 与臂身直齿轮传动分油池润滑，保证了行星头部分 的润滑，整个传动系统润滑效果好。

(6)摇臂减速箱内的传动件及结构件的机械强度设计有较大的安全系数。

2.2.1 截割电机(图3-2)：

截割电机为YBC－250D2型矿用隔爆型三相交流异步电动机。可用于环境温度≤40℃，有甲烷或煤尘爆炸危险的采煤工作面，卧式安装在摇臂减速箱内，中间空心轴，由内花键与细长扭矩轴相联，外壳水套冷却。

安装时，注意电机冷却水口与摇臂壳体相对，接线盒为左右对称结构，使左、右截割电机通用，接线喇叭口可以改变方向，方便电缆引入。拆卸时，可以利用电机联接法兰上的顶丝螺孔顶出，从老塘侧抽出，拆装方便。

使用时注意: 开机前应先检查冷却水的水压水量，先通水后启动电机，严禁断水使用，当电机长时间运行后停机时，不要马上关闭冷却水。发现电机运行中有异常声响时，应立即停机检查。

2.2.2 摇臂减速箱(图3-1a、图3-1b)摇臂减速箱主要由壳体、一轴、第一级减速惰轮组、二轴、三轴、第二级减速惰轮组、中心齿轮组、行星减速器、中心水路、离合器等组成。截割电机出轴（扭矩轴）外花键与摇臂减速箱一轴轴齿轮内花键联接，按电机转速n=1470r/min，摇臂减速箱输出轴转速（滚筒转速）为n=35.92r/min。在截割电机尾部设有齿轮离合器，可使摇臂的传动接通或断开。离合器为推拉式，由人工操作。由于摇臂工作时一般都不呈水平状态，而为了使摇臂减速箱 中的齿轮组得到充分的润滑，在摇臂减速箱 中部设置了强迫润滑装置，同时为了使行星头中有足够的润滑油，所以将摇臂分为两个润滑油池。分界处是在中心齿轮组轴承座上装置两对骨架油封，当滚筒升高时，行星头油池中的油不会流入摇臂体油池，保证行星头行星减速器齿轮、轴承有良好的润滑。

当滚筒落下时，摇臂体油池中的油也不能进入行星头油池，保证行星头行星减速器齿轮有良好的润滑，避免行星头中的油过满而发热。

由于本采煤机摇臂是独立的机构，截割电机又是横向布置，没有了伞齿轮，全部采用圆柱齿轮传动，其传动轴为一平行轴系，所以给制造、安装以及检修、拆卸带来很大方便。现分述如下：

(1)壳体：

壳体为弯摇臂形式，用ZG25Mn材料铸成整体，有利于提高整体强度，在机壳内腔壳体表面设置有冷却水管，壳体外表面设置有冷却水槽，以实现水的流动冷却，同时又提供内、外喷雾的通道。左右壳体结构对称，摇臂内的所有零部件左右通用。

(2)一轴(图3-3)一轴主要由轴齿轮、轴承、端盖(轴承座)、密封座、铜套、密封件等组成，与截割电机空心轴以花键联接的扭矩轴通过INT/EXT21Z×3m×30p×6H/6h花键与一轴轴齿轮相联。所有零件成组或分步自煤壁 侧装入壳体。(3)第一级减速隋轮组(图3-4)由齿轮、轴承、距离垫、挡圈组成，先成组装好，再与惰轮轴一起装入壳体。(4)二轴(图3-5)主要由轴齿轮、齿轮、轴承、端盖、距离套、密封圈等组成，成组或分步自煤壁侧装入壳体。

(5)三轴(图3-6)三轴主要由轴齿轮（三轴）、齿轮、轴承、端盖、密封件等组成。安装时先将老塘侧轴承、端盖装入机壳，再将大齿轮送入摇臂体内，最后将轴齿轮等件分别自煤壁侧装入壳体。(6)第二级减速惰轮组(图3-7)由齿轮、轴承、挡圈、垫组成，先成组装好，再与惰轮轴一起装入机壳。

(7)中心齿轮组(图3-8)主要由轴齿轮(M=

10、Z=40)、太阳轮(m=

8、z=16)、两个轴承座、两个42134轴承和四个骨架油封等组成。轴齿轮两端由两个42134轴承支承，太阳轮通过花键与轴齿轮相联并将动力传递给行星减速器。

安装时应按内轴承座(含油封、轴承)、轴齿轮组(含太阳轮)、外轴承座(含轴承、油封)的顺序依次自老塘侧装入机壳内。在轴齿轮两端设有两组共四个骨架油封，其作用是隔离行星头油池和臂身油池，保证摇臂在任一位置，行星头都有润滑油，臂身油液不会流入行星头，避免搅油损失大，行星头发热。(8)行星减速器(图3-9)该行星减速器为截割传动的最后一级减速，主要由行星架、内齿圈、行星轮、行星轮轴及轴承、支承行星架的两个轴承、轴承杯、联接法兰、滑动密封圈、及一些辅助件和密封件等构成，该行星减速器为四组行星轮结构，太阳轮浮动，行星架一端通过轴承30244A支承于摇臂壳上(参见图3-1a), 另一端通过轴承32056X支承于轴承杯上，轴承杯、内齿圈通过螺栓、销子与摇臂壳紧固为一体。

行星架输出端部通过花键与联结方法兰联结，该联结方法兰的外端有与滚筒联接的方块凸缘(410×410mm),在联结方法兰和密封盖之间装有滑动密封圈，以防止行星头油液外漏。安装时，除内齿圈外，可以成组装配好后自煤壁侧装入，也可以行星架与行星轮安装成套后分步装入。

由于行星减速器为四行星轮结构，在制造、安装方面比三行星轮结构要求要高，否则会引起均载性能差。

在组装行星轮和行星架时，需注意以下几点： a.选用四组行星轮的内孔偏差接近一致的； b.齿轮的节圆与内孔具有较好的同心度；

c.行星轮内的弹性挡圈不能过硬，以防使用时，挡圈断裂，碎片卡坏轴承，在安装时，要用钳子送到位，不要在还未到位时，用锤子敲入，以防挡圈预先有裂纹等缺陷；

d.行星架与行星轮装好后，在与内齿圈装配前要测量四组行星轮的径向跳动，并在齿轮的径向跳动量最大处作一标记，然后使其都朝外装入内齿圈，以提高四组行星轮的均载效果。(9)中心水路(内喷雾供水机构)(图3-10)行星减速器装完后，开始装内喷雾中心水管，不锈钢送水管右端在插入通水座时，管上的突缘要对准通水座的槽口，使送水管和行星架、滚筒一起转动。送水管左端通过轴承1305支承在轴承座内，为了防止水进入摇臂壳内，在水封后面又加了泄漏环和油封，泄漏的水经泄漏环、水封座流出槽外。内喷雾水从水封座进入送水管。送水管出口端通过软管与滚筒内喷雾进水口联结。

(10)离合器(图3-11)截割机构的离合器安装在截割电机的尾部，主要由离合手把、压盖、转盘、推杆轴、扭矩轴等组成。其中细长扭矩轴为一主要零件，其一端通过渐开线花键同电机空心轴相联，另一端通过渐开线花键与一轴相联，并通过轴承、螺母等与推杆轴相联。

离合器操作时，拉动离合手把使扭矩轴在拉力作用下，行程65mm，使扭矩轴与一轴花键联接脱离，此时转动手把，通过转盘两个凸爪和压盖上的园形槽定位。相反复位时转动手把，脱离定位，推动手把，使扭矩轴在推力作用下行程65mm与一轴内花键完全相联。当需要更换扭矩轴时，只须拆掉压盖和小端盖，就可从老塘侧抽出扭矩轴。

2.2.3 滚筒：

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机适宜滚筒直径为Φ1800mm，Φ2000mm , 截深630mm、800mm，可以根据需要配置不同技术参数的滚筒。(1)滚筒结构组成

滚筒主要由滚筒体、截齿、截齿固定装置和喷嘴等组成。滚筒体为焊接结构主要由端盘板、螺旋叶片、筒毂、联接方法兰、齿座和喷嘴座等零部件组焊而成。根据不同工作面煤层煤质条件，可以配置4头或3头螺旋叶片，也可以配置镐形截齿或刀型截齿等不同技术特征的滚筒。

叶片出煤口处焊接有耐磨板或堆焊有耐磨材料，以提高滚筒的使用寿命。连接方榫为410X410mm。

(2)内喷雾装置

滚筒的内喷雾装置包括内喷雾供水水路、喷嘴座、喷嘴等。内喷雾供水水路由连接方法兰盘中的通水孔槽、端盘板和叶片内缘的环形水槽、U形管和端盘板、叶片中的径向孔等组成。由于滚筒以及截齿、喷嘴均属易损件，正确维护和使用滚筒，对延长其工作寿命，提高截割效率是十分重要的，所以开机前必须做到如下几点: a.检查滚筒上截齿和喷嘴是否处于良好状态，若发现截齿刀头严重磨钝，应及时更换，若喷嘴被堵，亦应及时更换。换下的喷嘴经清洗后可复用;b.检查滚筒上的截齿和喷嘴是否齐全，若发现丢失，则应及时补上;c.截齿和喷嘴的固定必须牢靠;

d.检查喷嘴及系统管路是否漏水，水量、水压是否合乎要求;e.固定滚筒用的螺栓是否松动，以防滚筒脱落;

f.采煤机司机操作时，做到先开水，后开机;停机时先停机，后停水;并注意不让滚筒割支架顶梁和输送机铲煤板等金属件。3.截割机构的润滑(图1-6)摇臂机身和行星减速器这两部份为互相分隔，各自独立的油池，摇臂机身采用强迫润滑而行星减速器采用飞溅润滑。均加注N320齿轮油。强迫润滑系统是一个可调整润滑油喷射方向的机构，由一个齿轮泵和油管组成。可根据工作面坡度的方向来调整以适应不同的工况，在大坡度情况下，机壳内的润滑油将汇集在摇臂身的低位。强迫润滑就是齿轮泵从低位吸油向高位进行喷射。从而可以保证左右摇臂的一轴和中心齿轮组及中间的传动齿轮得到充足的润滑

第四章 调高液压系统 1.概述

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机调高液压系统及其元部件是为实现采煤机滚筒的调高需要而设置的。调高液压系统原理见图1-4所示。液压系统元、部件由电动机、齿轮泵、调高油缸及其液压控制阀、吸油滤油器、高压溢流阀(安全阀)、节流阀、定值减压阀、调高换向阀组、制动电磁阀、压力表、以及油箱、管路系统等组成。

除了调高油缸及其液压 控制阀(液压锁等)，其余所有液压元、部件均安装于调高泵箱内(图4-1)。调高泵箱为一独立的部件，主体为焊接结构的油箱和电机箱，在箱体上平面设置一抽屉板，所有液压元、组件和管路均在该抽屉板上固定和联结。独立的调高泵箱部件自老塘侧装入左牵引部右端的框架内。

油位要求：在摇臂水平时，摇臂身油池油位应在摇臂身上油窗位置，油窗设在摇臂身老塘侧，可方便地观察。行星减速器油池油位应在行星头透气塞以下，行星头油位塞以上位置。透气塞和油位塞设在摇臂行星头老塘侧中部。

在摇臂身老塘侧上方设有透气塞，下方设有放油塞。在摇臂行星头上方设有加油塞，下方设有放油塞。

第四章 调高液压系统 1.概述

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机调高液压系统及其元部件是为实现采煤机滚筒的调高需要而设置的。调高液压系统原理见图1-4所示。液压系统元、部件由电动机、齿轮泵、调高油缸及其液压控制阀、吸油滤油器、高压溢流阀(安全阀)、节流阀、定值减压阀、调高换向阀组、制动电磁阀、压力表、以及油箱、管路系统等组成。

除了调高油缸及其液压 控制阀(液压锁等)，其余所有液压元、部件均安装于调高泵箱内(图4-1)。调高泵箱为一独立的部件，主体为焊接结构的油箱和电机箱，在箱体上平面设置一抽屉板，所有液压元、组件和管路均在该抽屉板上固定和联结。独立的调高泵箱部件自老塘侧装入左牵引部右端的框架内。

调高泵箱液压油箱内注入N100抗磨液压油，注油量为85升，在泵箱的老塘侧设有两个油窗，下方的一个油窗是油箱的最低油位，采煤机正常工作时，油面应到该油窗位置，如不到应予补充。左箱体的正面上方设有加油阀，下方有放油孔，在箱体的上平面设置有空气滤清器(透气孔)，也可以将该滤清器拆下，从该处加油。

两个调高油缸(含液压锁、安全阀)的活塞杆端与左右牵引部下的支座铰接，缸体端与左右摇臂的小支臂铰接。

2.调高液压系统工作原理(图1-4)由7.5KW电动机驱动调高齿轮泵运转，齿轮泵通过吸油滤油器自油箱吸油，在调高换向阀未操作状态下，齿轮泵排油经两个调高换向阀和低压溢流阀回油池，此时高、低压表显示压力均为2Mpa。当一个调高换向阀操作时，即操作左或右滚筒升降时，齿轮泵排油经调高

换向阀进入调高油缸，调高油缸排油腔的油液经另一个调高换向阀和低压溢流阀回油池，直到调高换向阀停止操作即滚筒调整到位为止。在齿轮泵排油油路上设置有防止齿轮泵和系统压力过载的安全阀、压力表。在低压溢流阀的前端设置有低压表。在调高油缸上设置有液压锁以保证滚筒锁定在所需要的高度位置，另外在油缸上还设有安全阀，以防止截割机构、油缸受外力过大造成机械损伤事故。

注意：两个调高换向阀应单独操作，即两个滚筒不能同时升降。

控制油路：

在系统的主油路上串接一个低压溢流阀，该阀的调定压力为2Mpa，这样，不论是否进行滚筒的调高操作，只要调高齿轮泵运转，在该阀的前端始终保持2Mpa的恒定压力，该压力油源用于调高换向阀组电液控制阀的控制油源和左右牵引部液压制动器的控制油源。

3.调高液压系统元件：

3.1 调高换向阀组(图4-2)调高换向阀组是摇臂滚筒调高的控制元件，它是由H型三位四通手、液控换向阀和34GDEY-H6B-T型三位四通隔爆电磁换向阀组成，可以电控操作，也可手动操作。

其工作原理: 当电磁阀左电磁铁带电，控制油液通过电磁阀推动手、液控换向阀动作，调高压力油由P口通向A口进入调高油缸压力腔，油缸的回油则由B口经过手、液控换向阀到O口回油池，当右电磁铁带电，控制油液通过电磁阀推动手、液控换向阀动作，调高压力油则由P口通向B口进入调高油缸另一腔，油缸回油则由A口经过手、液控换向阀回油池。

在手动情况下,由于电磁阀的Y型机能,手、液控换向阀两液控腔与油池相通。手液控换向阀的主要技术参数为: 最小 控制压力 ≥1.0MPa 手动操作力 ≤150N 最高工作压力 31.5MPa 漏损量 ≤40ml/min 3.2 调高油缸（图4-3）

两只调高油缸设置在左右牵引部的煤壁侧，油缸缸体端与摇臂、油缸的活塞杆与牵引部箱体分别用销轴铰接，以实现左、右滚筒的调高。调高油缸由缸体、活塞杆、活塞和液压锁、安全阀等组成。

其主要技术参数为: 行 程 575mm 缸 径 Φ200mm 活塞杆直径 Φ130mm 工 作 压 力 20MPa 油缸最大推力 628kN 油缸最大拉力 363kN

其工作原理（见图1-4）: 当由换向阀B2口进油时，压力油经液压锁进入活塞腔，推动缸体移动，摇臂升高，活塞杆腔的回油经换向阀A2口回油池；当由换向阀A2口进油时，压力油经液压锁进入活塞杆腔，活塞腔的回油经换向阀B2口回油池，缸体缩回，摇臂下降。该油缸采用活塞杆固定，缸体移动的运动方式。活塞左、右两腔的密封采用密封性能好的蕾形密封圈。

液压锁是由二个单向阀和一个活塞组成。为了便于维护，它安装在油缸后座上，用以密封油缸两腔的油液。其工作原理与液控单向阀相似，只是把两个液控单向阀组合在一起，液控口和进油口合二为一。

3.3 调高泵电机（图4-4）

该电机为矿用隔爆型三相异步电动机。可适用于环境温度低于40℃，且有甲烷或煤尘爆炸危险的采煤工作面。

主要规格及技术参数：

型 号 YBC-7.5 冷却方式 水套冷却 额定电压(V)1140 冷却水量(l/min)7 频率(Hz)50 冷却水压(MPa)≤2 转速(r/min)14703.4 调高齿轮泵

该泵为美国伊顿(Eaton)威格士液压公司的高压齿轮泵。体积小，重量轻，结构简单，寿命长。

主要技术参数：

允许最大压力(bar)241实际工作压力(MPa)23允许最大转速(r/min)3600实际工作转速(r/min)1470每转排量(ml/r)13.8 3.5 DBD型溢流阀(图4-5)

3.5 DBD型溢流阀(图4-5)在液压系统中，调高泵出口高压安全阀采用DBD型直动型溢流阀。高压安全阀选用DBDS10K10/31型，调定压力为23MPa。3.6 ZL自封式吸油滤油器（图4-6）

ZL自封式吸油滤油器适用于液压传动系统中液压泵吸油过滤，用以避免油箱内污物进入液压泵，以保持油液清洁，提高液压泵等元件的工作寿命和可靠性。本滤油器采用新型的自封装置，适宜于液压系统的油箱液面高于滤油器出口的状况，其具有以下特点：

（1）本滤油器结构简单，安装方便，通过四只螺钉固定在油箱老塘侧，结构简单紧凑。

（2）当清洗或更换滤芯时，只须松开滤芯端头上六只螺钉，就可连同螺钉一起取出滤芯，此时密封垫就会在压缩弹簧的作用下贴紧底座，以防止油箱内油液从滤油器壳体流出。当重新安装好滤芯时，密封垫自动开启，液压油又可以从油箱内进入滤油器。

3.7 低压溢流阀（参见图4-5）

该低压溢流阀是为系统回油路上分流出一路低压恒值控制油源而设置的。该溢流阀采用DBD型直动式溢流阀。低压溢流阀选用DBDS10K10/2.5型，调定压力为2MPa 3.8 机外油路

机外油路是指自调高换向阀组到左右调高油缸的高压软管组件（共四组）和从制动电磁阀组的三通接头到左右牵引部的液压制动器的高压软管（共两组）。

在安装机外油路时，需注意：不允许损坏O型密封圈，同时须有足够的弯曲半径使高压

软管不蹩卡，做到排列合理、整齐、美观。

第五章 采煤机电气 1 概述

1.1 产品特点

MG250/600-WD1型交流变频调速电牵引采煤机电气部分, 是该采煤机的一个主要组成部分。该部分结构上由三个独立的电控箱共同组成, 系统上采用了可编程控制器(PLC),中文液晶显示，直接转矩(DTC)变频调速技术和信号传输技术,来共同控制两台250kW的截割电机、两台40kW的牵引电机、以及一台7.5KW的泵电机的运行状态,使采煤机控制和保护性能完善, 操作方便、可靠。电气系统采用了“一拖一”，即两个变频器分别拖动两个牵引电机，提高了系统的控制精度。系统具有再生制动功能，可以四象限运行，拓宽了采煤机的适应性。

1.2 主要用途

该部件由三个独立的电控箱:N23、N24C、N26共同组成。其中N23为高压开关箱,此箱主要为整个采煤机提供～1140V电源,N24C为变频器箱,此箱主要用于采煤机的控制,可以控制采煤机的左、右行走速度,左、右滚筒的升降，左、右截割电机的分别启动和停止;N26为变压器箱,其中的变压器将～1140V电压变为～400V电压,为变频器提供了电源。1.3 型号的组成及意义（示例）

Ｍ Ｇ 250 ／ 600 Ｗ Ｄ 1

改进序号 电牵引

无链

总装机功率(KW)截割电机功率(KW)采煤机

1.4 使用和工作条件

(1)海拔高度小于2000m;(2)周围介质温度在-5℃～+40℃之间；

(3)+25℃时周围空气的相对湿度不大于95%；

(4)在 周围空气中的甲烷、煤尘、硫化氢、二氧化碳等不超过《煤炭安全规程》中所规定的安全含量, 海拔不超过2000m、周围介质温度不超过40℃，空气湿度不大于95%(在+25℃时)的矿井中使用；

(5)电网交流电压1140(+10%，-20%)，50Hz；

(6)周围介质无破坏性金属和绝缘材料的气体、蒸气和尘埃 1.5 安全

①概述

本节给出了在安装，操作，运行及维修MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机时，必须遵守安全注意事项。

如果不加以注意，将造成意外的人身伤害和死亡，或者损坏MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机电控系统、电机及其它传动设备。在操作和使用MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机之前务必阅读该部分的内容。

②警告和注意事项

警告部分用于说明在进行非正常操作时，何种情况会造成严重的故障、人身伤害及死亡。注意事项出现在说明书中读者需要特别注意的地方，及某些特殊问题需要补充说明时，注意部分虽然不如警告部分重要，但是也不应忽视。

危险电压警告∶警告有危险电压存在，会造成人身伤害或设备损坏的情况给予警告，标志旁边的内容说明了避免危险的方法。

一般警告∶对除了电气原因之外，造成人身伤害或设备损坏的情况给予警告，标志旁边的内容说明了避免危险的方法。

注意∶当说明书中有需要特别注意的地方，或有需要补充说明的问题时，用以下标志提示读者。

注意！“注意”意思是应对特殊问题予以特别注意；

补充说明 “补充说明”给予补充信息，或者指出对于该主题可供参考的 更多信息。

危险电压警告∶所有的MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机的电气安装和维护工作都必须由专业技术人员完成。

所有的MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机和相关设备都必须正确接地。2 技术特性 2.1 主要功能

该部件主要能实现采煤机的启动、停止;启动预报警;左、右牵引;左、右滚筒的升降;左、右截割电机的分别启动和停止;左、右截割电机的恒功率保护;左、右截割电机的温度保护;左、右牵引电机的过载保护;采煤机的故障监测;变频器故障复位;单牵;牵引变压器的温度保护;闭运输机;采煤机零位抱闸保护;瓦斯断电保护;变频器的所有保护等诸多功能。

主要参数

MG200/500-WD MG250/600WD MG300/700-WD 装机功率200×2+40×2+7.5kW 250×2+40×2+7.5kW 300×2+40×2+7.5kW 调速和牵引方式：交流变频调速，交流电机驱动，齿轮销轨式无链牵引变频器型号ACS800-01-0070-3适配电机容量45kW(重载应用）55kW（一般应用）输出额定电流89A(重载应用）112A（一般应用）输入电压交流380V～415V输入频率50Hz短时过载电流1.5Ie运行频率0～50Hz～83Hz

2.3 结构特征与工作原理

该部件由三个独立的电控箱N23(开关箱)、N24C(变频器箱)、N26(变压器箱)共同组成（见图5-1）,其中N23、N24C共同安装在一个整体的联接框架内,N26安装在右牵引部的一段框架内。三个独立的电控箱均可从老塘侧装入、抽出,而且三个电控箱本身不承受力量。每个电控箱均由两个独立的腔体: 隔爆腔和接线腔组成,隔爆腔供安装电气元部件用,接线腔供电缆引入接线用。以下就每个箱体作以详细说明: 2.3.1 开关箱KXJ-700/1140C(参见附图5-6a、5-6b、5-6c)（1）型式：开关箱为隔爆兼本安型“Exd[ib]I”

（2）产品型号及含义（示例）KX Ｊ － 700 / 1140 Ｃ

采煤机

电压（V）功率（kW）

隔爆兼本安型

控制箱（3）简介：

开关箱位于联接框架的左端,可以在老塘侧方便地推入和抽出。高压开关箱由2个接线腔和一个隔爆腔组成，接线腔供电缆引入接线用，隔爆腔供安装电气元部件用。高压开关箱的作用是将～1140V电源引入采煤机并将电源进行分配。其正面盖板上装有2个隔离开关手把，隔离开关具有超前断电功能。盖板上有高压箱铭牌和开盖警告牌。

隔爆腔内安装有2台GM2-400隔离开关(带超前断电)，用于左、右截割电机主回路, 紧急时也可以通过它来切断主回路。在开关转轴边上有一机械连锁装置,带动一个行程开关来控制磁力启动器的控制回路,以保证隔离开关不带电操作(先合闸,后送电;先断电,后分闸)。

隔爆腔内有一台控制变压器(～1140V/220V.42V)。控制变压器初级边有2个高压保险2A/1140V;每组次级边有1个空气断路器。～220V为PLC、开关电源供电。

隔爆腔内安装有1个本安(12V)电源模块。输入为～42V,输出为12V(+12V时,电流为1.1A;电流互感器TA1、TA2等的供电

还有2个JCA300-P/4～20mA霍尔电流传感器安装在该腔。用于检测左、右截割电机电流,为PLC控制提供信号,完成采煤机截割电机的恒功率保护。

接线腔分为2个，1个为位于老塘侧的主进线接线腔，接线腔与隔爆腔通过6个1140V/200A高压接线柱和一个21芯过线组来联系。

另外还有2个接地线压板。其作用是引入1140V电源。煤壁侧还有一个接线腔，用于向左、右截割电机、泵电机和牵引变压器提供电源。

2.3.2 变频器箱KXJT-110/380C(参见附图5-7a、5-7b、5-7c)（1）型式：变频器箱为隔爆兼本安型“Exd[ib]I”（2）产品型号及含义：

KX Ｊ Ｔ 110 / 380 Ｃ 采煤机

电压（V）功率（KW）

调速

隔爆兼本安型 控制箱

（3）简介：变频器箱位于联接框架的右端,由一个隔爆腔和一个接线腔组成,隔爆腔在前,接线腔在后,隔爆腔底面有冷却水槽。接线腔通过2个9x25mm2的过线组(GXB1、GXB2)和3个21芯过线组(GXB3、GXB4、GXB5)与隔爆腔相连,主要作用是引入变频器的进线和引出变频器的出线。其中GXB1的6根线为主变频器1V1的输入、输出;另外2根作为制动单元的输出。GXB2中有6根为从变频器1V2的输入和输出。GXB3和GXB4是非本安控制 的过线组;GXB5是本安控制的过线组，接线腔内还有接线端子若干,以及用于进出线的喇叭口,共21个。

隔爆腔内安装有2台拆装后水冷式ABB变频器(1V1和1V2,包括电容、电抗及变频器等)，可编程序控制器(PLC)1台，开关电源1台，6个快熔(1F6～1F11)及分线盘等。

该箱体正面有2个盖板，左面盖板上安装有12个操作按钮，用于控制采煤机的动作，遥控接收天线也安装在此盖板上;右面盖板上安装有中文显示窗，可实时显示工作参数，工作状态及信息;2台变频器的参数显示窗也安装在该盖板上，显示变频器的工作状态及故障。

此腔完成采煤机电气系统的主要功能,电气控制系统为“一拖一”方式。即用一个变压器给2台交流变频器供电,由两台变频器分别驱动2台交流牵引电机,从变压器次边出来的～400V/50Hz供电电源经六个快速熔断器分两路进入变频器,通过变频器整流、逆变输出频率、电压可变的交流电压作为牵引电机的供电电源。

补充说明：由交流异步电机的转速公式: n=(1-S)60f1/P

其中: f1: 定子供电电源频率

P: 极对数(常数)S: 转差率(常数)n: 电机转速

所以在其它参数不变的情况下,电机的转速与电源的频率成正比,所以通过改变电机供电电源的频率而改变电机的转速,从而改变采煤机的行走速度。

另外，由于供电电源频率的变化，不仅会影响电机的转速而且还会影响电机内部气隙磁通的大小。从而影响电机的运行特性。当电源频率在基频以下时，由于频率降低时，若要保持定子电压不变，则电机的励磁电流将增加，而电机在额定频率下工作时，磁通已接近饱和状态。因此，在基频以下调速时，电机必然工作在过励磁状态，这样，一方面降低了电机的功率因数，同时，又

影响到电机的负载能力。因此，为了保证电动机在基频以下运行时的良好特性，必须在改变频率的同时改变供电电源的电压。此时，为恒转矩调速；当定子供电频率超过基频（50Hz）时，气隙磁通将下降，使得磁通小于额定值。这样电机在额定电流下工作时，电机随着频率的升高转速也升高，电机输出扭矩减小，但功率不变，此时为恒功率调速。

①变频器

变频器选用ABB公司的直接转矩控制(DTC)变频器ACS800系列,变频器可在零速时产生150％Me转矩,且无速度传感器,其转矩环是内环,速度环是外环,系统通过自动识别建立电机模型,可以得到准确的转子速度信号作为速度环的反信号,所以不需要速度编码器仍可以对电机进行精确的速度控制。变频器改装为水冷装置,其整流模块与逆变模块均安装在专用的散热铝板做成的底板上,底板与腔体底面水冷壁紧密接触(中间由导热脂传递热量)。正常使用时,变频器产生的热量由水冷壁带走。

②可编程序控制器(PLC)PLC是采煤机电气系统的控制中心。选用Omron CQM1系列具有高可靠性、抗干扰能力强的特点, 且采用导轨式安装, 非常方便。其平均无故障时间大大超过了EC规定的10万小时,甚至有些PLC的可靠性已达到300000～500000MTBF。并且采用模块式硬件结构,组合和

扩展都很方便。在实际使用过程中,增加或减少功能比传统继电器电气控制方案更简单易行。在PLC正常时,变频器的速度给定,牵引方向,加减速、水流量保护,2台截割电机的温度监测、电流采样、截割电机的恒功率保护,采煤机零位抱闸、启动预报警、2台截割电机的分别启动和停止、瓦斯断电、绝缘监测、牵引变压器温度监测及采煤机的动作执行等均通过PLC来达到完美的控制性能。

PLC由CPU及电源模块，开关量输出模块，模拟量输出模块，RTD模块模拟量专用电源等组成。

③控制盒

控制盒采样信号的隔离,本安与隔爆线路的转换,有线指令与无线遥控信号 的转换,及对输出信号的功率放大等作用。

④ 显示

显示器有两处：一处中文显示器，另一处为两个变频器的显示窗。

中文显示器通过与PLC通信，实时显示系统的各种工作参数、工作状态和各种信息。

二个变频器显示窗实时显示变频器的工作参数、状态及信息。

⑤ 操作

可以在左右端头站，遥控器及电控箱上对采煤机进行操作。也可以手动操作左右摇臂的升降。遥控器有左右之分，左右端头站和遥控器上各自有8个按钮，分别为总停、牵停、左行、右行、上升、下降及两个备用钮。左端头站及其遥控器可以操作采煤机左行、右行、总停、牵停及左摇臂的上升、下降。右端头站及其遥控器可以操作采煤机左行、右行、总停、牵停及右摇臂的上升、下降。变频器箱前面左盖板上共有12个操作按钮, 它们的功能如下: 1S1— 总启(采煤机启动按钮)1S2— 总停(采煤机停电按钮)1S3— 左牵(机器在零位时，按左牵选定左牵方向且不松手时机器向左行走，按的时间越长速度越高。机器左行时需要减速按右牵，需要加速按左牵。)

1S4— 右牵(机器在零位时，按右牵选定右牵方向且不松手时机器向右行走，按的时间越长速度越高。机器右行时需要减速按左牵，需要加速按右牵。)1S5— 显示翻页

1S6—左摇臂升

1S7—左摇臂降

1S8—右摇臂升

1S9—右摇臂降

1S10—牵停(复位)1S11—闭运(停运输机)1S12—单牵

补充说明：停牵引时用“牵停”按钮，变频器箱务必在断电5分钟后开盖。2.3.3 变压器箱KXBY-150/1100C（1）型式：变压器箱为隔爆型“ExdI”（2）产品型号及含义： KX Ｂ Ｙ-150 / 1100 Ｃ 采煤机

电压（V）容量（KVA）

电压

隔爆型 控制箱

（3）简介：变压器箱由前面的一个隔爆腔和后面的一个接线腔组成。隔爆腔正面有一个大盖板,底面有冷却水槽,变压器安装在隔爆腔内。隔爆腔和接线腔隔墙上有2个穿墙过线组。接线腔内有接线端子若干和两个接地压板和三个进出喇叭口。变压器将～1140V电源引入,并变成～400V为两个变频器提供电源。(参见附图5-10a、5-10b)3 采煤机控制和保护

3.1 采煤机的控制（线路图如图5-8）3.1.1 采煤机的启动和停机

采煤机启动和停机,借用动力电缆一根控制芯线,使采煤机的控制回路与

磁力启动器先导回路相接, 组成远地控制回路,采煤机主电缆是一根UCPQ 3x95+1x25+4x10的矿用电缆。

采煤机启动只有一处1S2（变频器箱盖板上），采煤机送电后只有泵电机运行。停机有五处：分别为左右端头站的总停、左右遥控器的总停、1S1（变频器箱盖板上）。在启动回路里串进了两截割电机和泵电机的温度接点。瓦斯接点接进PLC中与其它故障一起通过自保接点接进启动回路里。无论哪台电机的温度超限或瓦斯浓度超限,均可通过这些接点断开启动回路。从而切断采煤机的电源。3.1.2 运输机控制

按下1S12(安装在变频器箱盖板上),即可在采煤机上控制运输机的停机(只控制停机,不控制启动)。采煤机检修时运输机应闭锁。

3.1.3 电磁阀控制

采煤机上所用的电磁阀全部为隔爆电磁阀。有两个三位四通电磁阀控制采煤机左、右摇臂的升降,还有一个二位四通的电磁阀控制牵引电机制动闸的松闸和抱闸。通过左右端头站和左右遥控器上的上行、下行或手动可实现左右摇臂的升降。通过PLC中的程序控制制动闸松闸或抱闸。3.1.4 电源

采煤机控制电源由一台控制变压器1T1提供。1T1将～1140V电源变为～220V、42V分别提供给相应的控制回路。12V本安电源由本安电源模块1G1提供;开关电源1G2将～220V变为24V提供给电磁阀。

3.1.5 采煤机的操作方式

可以在左右端头站，遥控器及电控箱上对采煤机进行操作。也可以手动操作左右摇臂的升降。遥控器有左右之分，左右端头站和遥控器上各自有8个按钮，分别为总停、牵停、左行、右行、上升、下降及两个备用钮。左端头站及其遥控器可以操作采煤机左行、右行、总停、牵停及左摇臂的上升、下降。右端头站及其遥控器可以操作采煤机左行、右行、总停、牵停及右摇臂的上下降。

补充说明：左右端头站，遥控器上的操作通过控制盒转换隔离之后，进入PLC。遥控器有左右之分。

3.1.6 牵引控制

2台变频器分为主、从变频器。主变频器设置为速度给定,从变频器设置为转矩给定。主变频器由PLC给出速度给定,从变频器以主变频器的转矩输出作为其转矩给定。即主变频器由速度和转矩环控制,从变频器仅由转矩环控制。从变频器跟随主变频器动作。

变频器箱内装水冷装置的专用变频器2台,快速熔断器6个,PLC一套，中文显示一台以及其它一些辅助元件,当按下“左牵（或右牵）”按钮后,变频器得电整流部分工作，整个变频器将开始运行,采煤机则按所选择的方向以一定的速度牵引。按按钮的时间越长,则采煤机的牵引速度越大。如果采煤机已在左牵引，如果需要减速,则按下右牵引按钮,采煤机牵引速度将会逐渐降低直至到零(反之亦然)。此时抱闸亦会动作。当需要停止牵引时,则按下电控箱上或左、右端头站或遥控器上的牵停按钮,则采煤机停止牵引。

3.1.7 单牵引

每个牵引部设有齿式离合器,当变频器或所驱动的牵引部出现故障时,左右变频器均可方便进行单牵引。3.2 采煤机的保护

MG250/600-WD1采煤机具有下列保护: 3.2.1 截割电机恒功率自动控制

用2个电流互感器分别检测左、右截割电机的单相电流,将截割电流信号转变为4～20mA的信号送入PLC进行比较,得到欠载、超载信号。当两台电机都欠载(P≤90％Pe)时，发出加速信号，牵引速度增加(最大至给定速度);当任一台电机超载(P>110％Pe)时，发出减速信号，牵引速度自动减小，直到退出超载区域。

3.2.2 采煤机过零保护

当采煤机已在左牵引时，按下“右牵”按钮，此时采煤机将会减速;如果一直按下“右牵”按钮，则采煤机速度将会减小到零速。但是采煤机到零速后不会继续向右牵引，只有松开“牵”按钮重新选择“左牵”或“右牵”，则采煤机将沿着所选的方向行走，反之亦然。3.2.3 截割电机温度保护

在左、右截割电机绕组内埋有温度接点,将其串在启动回路中,当任意一台电机的温度超过155℃时,接点断开,从而断开启动回路,使采煤机整机断电。同时左、右截割电机绕组内埋有Pt100热电阻,热电阻值直接接入PLC的PT100模块,当任意一台电机温度达135℃时,电机降低容量30％运行,达155℃时,PLC输出信号将采煤机控制回路切断,使整机停电。

3.2.4 瓦斯保护

当采煤机工作环境中瓦斯浓度超限时,瓦斯断电仪将报警并动作,将瓦斯断电仪接点接于PLC中,控制启动回路自保接点, 浓度超限时整机断电。3.2.5 牵引电机电流保护

当左、右牵引电机电流小于90Ie％时，牵引可以加速，当90％Ie≤I≤100％Ie时，牵引恒速运行，当I≥100％Ie时，牵引减速运行;当I≥120％Ie时，变频器停止输出，采煤机停止牵引。

3.2.6 牵引变压器温度保护

牵引变压器三相绕组内各埋一个160℃的温度接点,三相串联,中间一相内埋有一个Pt100电阻,当变压器温度超过160℃时,不允许牵引或者停止牵引。

3.2.7 变频故障保护

变频器的保护有：接地保护、过压保护、欠载保护、供电电源缺相保护、变频器输出短路保护、及变频器对牵引电机的缺相保护、堵转保护、过流保护。当启动采煤机后,变频器带电,此时若两个变频器中任意一个有故障,则不允许牵引,同样在牵引的过程中,两个变频器中无论哪个有故障,则停止牵引。3.3 采煤机的显示

采煤机显示有两处: 一处为全中文显示界面;另一处为2个变频器参数设置的显示。全中文显示器通过与PLC通讯，可实时显示系统的各种工作参数，工作状态和各种故障信息

3.3.1 中文显示主运行画面的内容有: ① 加减速状态

② 左、右截割电机温度: ℃ ③ 左、右截割电机电流: A ④ 牵引变压器温度: ℃ ⑤ 左、右牵引电机电流: A ⑥牵引速度: 米／分 ⑦牵引方向: 左牵或右牵 ⑧液压制动闸的状态: 抱闸或松闸

3.3.2 中文显示主监测画面的内容有: ①瓦斯接点

②左、右截割电机温度预警 ③左、右截割电机电流预警 ④牵引变压器温度预警 ⑤左、右牵引电机电流预警 ⑥牵引速度 米／分 ⑦机器送电

⑧左、右截割电机绝缘 ⑨牵引送电

⑩左、右变频器的故障

故障状态时,可显示故障信息和相应的解决方法等。

3.3.3 变频器自身显示的内容

变频器的输出频率或转速: Hz（r/min）变频器的输出电流: A 变频器的输出转矩: % 变频器的温度 ℃

变频器状态显示: 准备好开机 显示报警和故障信息： 运转 故障 4 使用与维护

使用采煤机前，首先要熟悉该电气系统性能和工作原理，仔细阅读操作说明书。由于长途运输，机器内的紧固件和插件可能松动，试车前要紧固各连接件以保障良好的运行。

4.1 主电缆和磁力启动器连接好后，可按以下步骤试验电气系统

(1)使隔离开关手把置于“ON”位。(2)启动采煤机，使它位于运行状态；

(3)观察中文显示窗内工作参数、工作状态及各种信息的显示是否正确；(4)操作左右摇臂升、降按钮，观察摇臂动作是否正常；

(5)按下电控箱上的“左牵”或“右牵”按钮，观察中文液晶显示和变频器显示窗中的状态显示及采煤机的实际工作状态；

(6)按下电控箱上的“左牵”或“右牵”按钮

(7)分别脱开变频器所驱动牵引部的齿式离合器，让两变频器进行单牵引(9)按下“总停”按钮，采煤机整机断电。

4.2 操作步骤

(1)将隔离开关手把置于“ON”位置；

(2)按下1S1启动按钮，采煤机得到～1140V电源，左右截割电机和泵电机运行；

(3)按一下“左牵”或“右牵”按钮，变频器工作，机器按所选定的方向牵引，且按住按钮的时间越长，则牵引速度越大，时间越短则速度越小。(4)采煤机的减速操作

当采煤机正在左牵引时，如果需要减速时则按下“右牵”按钮，则采煤机减速，减速的多少由按住按钮的时间长短来决定。如果一直按住“右牵”按钮，则采煤机速度会降至零速。反之亦然。

(5)按下 “左升”，左摇臂升;

(6)按下 “左降”，左摇臂降;(7)按下 “右升”，右摇臂升;(8)按下 “右降”，右摇臂降;(9)脱开左、右牵引部的齿式离合器，变频器可分别进入单牵引状态;(10)按一下“牵停”，采煤机停止牵引;(11)按下总停按钮“1S1”,则采煤机整机断电，停止工作;补充说明：

a.当采煤机需要改变牵引方向时，先按下“牵停”，使采煤 机停牵引，然后再按与原方向相反方向即可。

b.采煤机停机时，应先停牵引，再按总停断整机电源。5 电控系统常见故障分析与处理(一)先导回路：不能启动。1.原因：

A、控制芯线断裂 B、顺槽磁力起动器故障 C、隔离开关未合闸 D、终端二极管损坏

2.处理方法：

A、更换电缆或修复控制芯线 B、更换或修复磁力起动器 C、将隔离开关合闸 D、更换终端二极管(二)启动回路不自保

1.原因：A、控制变压器的1140V熔断器烧断 B、控制线断开

C、自保继电器K2故障 2.处理方法： A、更换熔断器

B、检查控制线自保回路 C、修复或更换自保继电器

(三)指令发送器控制不灵 1.原因：

A、按钮不灵 B、控制讯号发不出去 2.处理方法：

A、检查并修复按钮 B、检查指令器上插座接触是否良好 C、检查本安电源是否正(四)摇臂升降不灵活 1.原因：

A、按钮不灵 B、电磁阀不能换向 C、油路不畅 2.处理方法 ：

A、检查指令器上按钮 B、更换电磁阀 C、检查油路

(五)变频器送不上电

A、检查牵引变压器输出电压是否正常 B、快速熔断器熔断 C、变频器未复位 D、变频器故障

（六）牵引方向无法改变 A、系统内部控制电路损坏 B、PLC故障 C、变频器故障

1、变频器在运行和维护时必须遵守安全规范，否则将造成意外人身伤害，或损坏变频器。

（1）、变频器断电后，必须等待5分钟以上，以防止中间直流回路放电造成电击。

（2）、用万用表测量每个输入端子和地之间的电压，以保证变频器装置放电完毕。

2、变频器在运行过程中，不允许在1分钟内连续三次切断电源，以避免变频器内的充电电阻因过流而烧毁，造成变频器不能工作。

3、测量牵引电机的绝缘时，必须把牵引电机和变频器的连接电缆从电机端子上拆下，否则，有可能造成变频器内的IGBT模块永久性损坏。

4、变频器的输出是由高压高频窄脉冲组成，其峰值约为电源电压的1.35-1.4倍，这个电压有可能因电缆性能不好而加倍。因此牵引电机的电缆选择非常重要，在更换牵引电机电缆时必须咨询制造厂家。

5、变频器在出厂时已经作了耐压实验，用户不必再做绝缘实验。

附录：变频器操作面板CDP312故障显示信息

变频器有完善的故障自诊断和显示功能，系统运行时连续监视电机和变

频器自身的状态，保证变频器不受损坏。

1、变频器过温警告

显示信息：TEMP 故障原因：变频器装置内部过温，过温温度整定在115°C 解决方法：检查变频器箱内环境温度条件。

检查冷却水压力和流量是否正常。

检查变频器底板水套是否被堵。

检查变频器冷却底板与变频器箱底板是否紧密结合。

2、变频器输出过流

显示信息：OVER CURRENT 故障原因：变频器输出电流过流或电机、电缆发生短路，触发极限是3.5Ie。

解决方法：检查电机负载，电机、电机电缆是否短路。

检查电机和机械部件的连接处。

3、变频器输出短路

显示信息：SHORT CURRENT 故障原因：变频器输出过流。

解决方法：检查电机和电机电缆。

检查采煤机的机械行走部件和滑靴。

4、变频器直流母线过压

显示信息：DC OVERVOLT 故障原因：变频器内部直流母线电压太大。

解决方法：检查过压控制器设置是否正确。

检查牵引变压器输出有无波动或静态过压。

检查减速时间。

5、变频器输入电源缺相

显示信息：SUPPLY PHASE 故障原因：变频器内部中间直流电压振动，可能是主电路缺相，快速熔断器烧断，或是整流桥内部故障引起。

解决方法：检查供电电源是否缺相。检查变频器输入回路上的快速熔断器是否烧坏。

6、变频器中间直流回路欠压

显示信息：DC UNDER VOLT 故障原因：变频器供电电源缺相，快速熔断器烧坏，或整流桥内部故障损坏。欠压触发极限为0.65Umin。

解决方法：检查牵引变压器是否正常工作。检查变频器输入端快速熔断器是否烧坏。

7、变频器输出接地故障

显示信息：EARTH FAULT 故障原因：电网不平衡。相应牵引电机、电机电缆或变频器内部故障造成。

解决方法：检查电机和电机电缆。检查在变频器输出侧有无功率因数矫正电容或浪涌吸收装置。

8、控制板故障

显示信息：I/O COMM 故障原因：变频器内部中的NAMC板通道CH1发生通讯故障。电磁干扰，变频器中的I/O控制板（NIOC）内部故障。

解决方法：检查NIOC和NAMC板之间的光纤连接是否松动。

检查NIOC和NAMC板之间的光纤是否完好。

更换NIOC板。

9、变频器环境温度

显示信息：AMBIENT TEMP 故障原因：变频器内部的I/O控制板温度低于-5„0°C或高于+73„82°C。

解决方法：检查冷却风机和冷却水流量。

检查变频器冷却通道是否畅通。

10、牵引电机堵转保护

显示信息：MOTOR STALL 故障原因：牵引电机堵转。

可能是机械故障、过载等引起。

解决方法：检查牵引电机负载

检查采煤机牵引部和滑靴。

11、牵引电机缺相

显示信息：MOTOR PHASE 故障原因：牵引电机缺相。

牵引电机、电机电缆的损坏造成，也可能是变频器内部损坏造成。

解决方法：检查牵引电机和电机电缆。

检查变频器输出是否缺相。

12、控制盘故障

显示信息：PANEL LOSS 故障原因：与变频器连接的CDP312控制盘通讯故障，解决方法：检查控制盘连接器。

重新连接控制盘。

检查PANEL LOSSS相关参数。

13、电机过温保护

显示信息：MOTOR TEMP 故障原因：牵引电机过温或有过温趋势。

可能由于电机过载，电机冷却条件不符合或错误的启动数据引起。

解决方法：检查牵引电机的额定参数、负载情况和冷却条件。

检查启动参数。

14、电机辩识

显示信息：ID MAGN REQ 故障原因：需要电机辩识，这个警告属于正常的启动步骤。传动希望用 户选择如何进行电机辩识运行：通过辩识励磁还是辩识运行。

解决方法：启动辩识励磁。在变频器进行电机辩识前，必须把牵引电机 和负载脱离，否则可能造成机械或电机损坏。

第六章 辅助装置

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机的辅助装置包括:机身联接、拖缆装置、冷却喷雾装置等。

1.机身联接(图6-1)采煤机机身联接主要由平滑靴及其支撑架、液压拉杠、高强度螺栓、高强度螺母、调高油缸、铰接摇臂的连接件以及各部位连接零件、采煤机护板等组成，其结构具有以下特点：

(1)该型交流电牵引采煤机采用无底托架总体结构方式，其机身由三段组成，三段机身联接以液压拉杠联接为主，在四条液压拉杠和十六个高强度螺柱、螺母的预紧力作用下，将采煤机三段机身联为一个刚性整体。四条液压拉杠的各项参数见图6-1，液压拉杠联接工作原理如下（图6-2）：

在液压拉杠两端分别安装高强度螺母，其中一端再安装液压拉紧装置，液压拉紧装置在高压手动泵超高压油的作用下，使液压拉杠拉长一定尺寸，接近其材料的弹性极限，这时在高强度螺母和机壳紧固

端面之间产生一个间隙，拧紧高强度螺母，消除间隙，再卸去液压力，去掉拉紧装置，此时液压拉杠不能回缩，达到预期的紧固和防松目的。

注意事项： 液压拉杠在紧固之前，高强度螺母在液压拉杠的端头螺纹上必须转动灵活。紧固分两步进行，先用50％的压力使 四条液压拉杠将三段箱体联成整体，然后再用接近所要求的压力紧固，并防止压力超限。拆卸液压拉杠时，瞬时压力可达到所要求的压力值，防止压力严重超限。

(2)左右摇臂减速箱壳体分别与左右牵引部铰接；左右摇臂的小支臂耳与调高油缸活塞杆用销轴铰接，结构简单。

(3)根据采煤机工作面三机配套的需要，可以方便地改变平滑靴 组件和平滑靴支承架的结构和尺寸，以适应与各种型号工作面运输机的配套要求。

调高油缸见本说明书第四章。

2.拖缆装置(图6-3)拖缆装置用一组螺栓固定在采煤机电控箱机壳右端老塘侧。

采煤机的主电缆和水管从顺槽进入工作面。从工作面端头到工作面中点的这一段电缆和水管固定铺设在输送机电缆槽内，从工作面中点到采煤机之间的电缆和水管则需要随采煤机往返移动。为避免电缆和水管在拖缆过程中受拉受挤，将它装在一条U型式或H型电缆夹板链中。该机主电缆为两根70平方隔爆橡胶电缆，进水管通径为32K2标准。3.冷却喷雾装置(图6-4)3.1 冷却喷雾系统(见图1-

5、图6-4)来自泵站250l/min的高压水由软管经拖缆装置进入安装在电控箱左端老塘侧的水开关阀，由水开关阀经过滤后出来进入安装在电控箱煤壁侧的水分配阀，由水分配阀分出五路水，其中二路分别进入左、右摇臂进行滚筒内喷雾和摇臂外喷雾，第三路水进入右牵引电机和变压器组件(并联)冷却，从右牵引电机和变压器组件出来接入流量传感器，然后进入右截割电机冷却后泄出。第四路水进入左牵引电机冷却，从左牵引电机出来接入流量传感器，然后进入左截割电机冷却后泄出。第五路水进入两个变频器组件冷却（串联），从变频器组件出来接入流量传感器，然后泄出。

注意：两路冷却电机的进水口和冷却变频器组件的进水口均设有安全溢流阀，调定压力为1.5MPa，以保护电机冷却水套及变频器冷却水道的安全。进入电机和变频器组件的三路水管路中均设有流量传感器，以控制、检测各冷却水量是否符合要求。

3.1.1水阀

水阀为球形截止阀，与过滤器和压力表等件联接。球形截止阀有开关两个位置。当手把扳到开的位置时，水经截止阀进入过滤器，再通过水管到设置在电控箱煤壁侧的水分配阀。在额定流量时，压力表显示出的水压应不低于3MPa。3.1.2内喷雾水路

由水分配阀出来的左、右内喷雾水通过左、右摇臂和内喷雾供水装置，进入滚筒中的流道，最后经叶片及端盘上的喷嘴喷出灭尘。3.2 配套设备

为了使采煤机喷雾冷却系统正常工作，工作面必须具备有效的供水系统。在供水量、水压和水质方面都要满足采煤机喷雾冷却系统的要求。当供水压力不能满足喷雾要求时，可以在采区顺槽设置喷雾泵站。选用PB-250/6.3型喷雾泵站，其额定流量为250L/min，最大压力6.3MPa。泵站至采煤机的输水管道为通径32mm高压水管。

3.3 使用中注意事项

⑪对喷雾系统的日常维护，每天至少检查一次各喷嘴情况，如有堵塞或丢失，应及时处理。

⑫注意内喷雾供水装置密封端盖泄漏孔，如发生线状漏水现象，应及时查明原因，必要时更换水封。

⑬电机进水口安全阀整定压力为1.5MPa，在运行过程中，如发现安全阀开启，应及时查清原因并处理。

⑭定期检查和清洗水过滤器。

⑮从喷雾泵站至采煤机输水胶管各连接处应密封良好，不得有渗漏现象。当采煤机有连续半小时以上时间停机时，应关停喷雾泵站。

第七章 使用维护与检修 1.井上检查与试运转

采煤机出厂时已做过部件和整机出厂试验。机器到矿后，无特殊原因不要重新拆装。由于经过途中运输，在下井前还必须进行检查和试运转。在试运转前，首先需检查机器各部位是否正常，有否缺损，外接管线有否挤压碰撞损坏，再检查各部件连接部位有无松动，油位是否正确，手把是否灵活、可靠。然后骑上输送机，接通水电进行整机空负荷运行。在试运转过程中观察各部分声响、发热情况、密封情况、操作状况及与输送机配套情况等等，并作必要的改装或修配，务必做到把隐患消除在下井之前。

1.1 检查的主要内容

(1)各零部件是否完整无损。

(2)所有紧固件是否松动。尤其要检查4条液压拉杠和液压螺母联结部位是否打压锁紧。

(3)外接油管、水管、接头是否拧紧，有无渗漏。

(4)各箱体是否漏油、漏水，油位是否正确。

(5)各手把、按钮是否灵活、可靠。离合器手把位置是否正常。

(6)遥控器电源是否充满电。

1.2 试运转

(1)采煤机骑在辅设好的工作面输送机上，接上水、电进行整机空负荷运行。先点动、待正常后开车并观察各部分的声响、发热、密封等状况。

(2)进行司机操作培训。

(3)检查采煤机、工作面输送机和液压支架的配套关系，必要时作一些改装或修配，务必把隐患消除在下井之前。2.解体下井运输

在条件许可时，应尽量减少分解后的件数，并应根据组装程序确定下井的先后顺序。

(1)整机解体。建议本机解体为五段，即左牵引部、右牵引部、电控箱、左右摇臂。

(2)对解体后外露的孔、腔必须严密封闭。

(3)对裸露的结合面、齿轮、轴头、管接头、电器插头、操作手把、按钮必须采取保护措施。

(4)对某些活动部分必须加以固定措施。

(5)油管、水管两端必须堵后包扎方能下井。

(6)对紧固件及小体零件必须分类装箱下运，以免丢失。

3.采煤机的操作(图7-1)3.1 开机前检查如下事项

(1)机器开动前所有人员必须离开机器一段距离;(2)机械检查: a.滚筒有无卡死现象;b.各操作手把、按钮及离合器手把位置是否正常;c.油位是否符合规定要求，有无渗漏现象;d.截齿是否齐全，是否需要更换。

(3)电器检查:(详见电气说明书)3.2 操作注意事项

(1)先供水后开机，先停机后关水。

(2)未遇意外情况，在停机时不允许使用“紧急停车措施”。

(3)随时注意滚筒位置，防止割顶梁或铲煤板。

(4)随时注意电缆运动状态,防止电缆和水管挤压，蹩劲和跳槽等事故的发生。

(5)注意观察油压、油温及机器的运转情况，如有异常，应立即停机检查。如液压系统控制油路压力(低压表表压)低于1.3MPa，应立即停机和检查。

(6)经常观察油位、油温及声响，如有异常情况，应立即停车检查并即时排除故障。

(7)较长时间停机或下班时必须断开隔离开关，把离合器手把脱开，并关闭水阀开关

3.3 操作顺序

各种手把、按扭和显示在机器的位置如图7-1所示。

操作顺序如下：

(1)接通电气隔离开关。

(2)开通水阀。

(3)点动截割电机，停稳后，闭合截割部离合器。

(4)启动牵引电机、打开调高系统乳化液来油节流截止阀。

(5)启动截割电机。(6)正、反牵引。

(7)正常停车: 停牵引，停牵引电机，关闭调高系统乳化液来油节流截止阀，停截割电机，再停水。

(8)紧急停车: 揿紧急停止按钮或打开隔离开关。

4.维护和检修

4.1 采煤机的注油 4.1.1 一般要求

(1)必须按注油图标明油脂牌号加油，不允许混用。

(2)油液存放、运输必须防水、防尘。

(3)盛、贮油容器必须洗净。

(4)井下检修开大盖时必须支蓬、洒水灭尘, 并严防煤块、岩渣、工具、手套等杂物落入油池。

(5)严禁用纱布、普通布、棉纱等擦洗液压油池及液压元件，而应用泡沫塑料或绸缎擦抹。

(6)各部分油位应在适当位置。

4.1.2 按润滑系统图(图1-6)的部位和本说明书所述各大部件润滑要求： 分别注N320极压工业齿轮油、N220极压工业齿轮油和2L-3锂基润滑脂。4.2 日常维护 4.2.1 日检内容

(1)各大部件连接松紧程度。

(2)电缆、水管、油管有无破损。

(3)各部分的渗漏情况。

(4)各部分的油位。

(5)操作机构的准确性、灵活性及可靠性。

(6)齿座有无损坏，更换刀齿。

(7)喷嘴是否堵塞、水阀工作是否正常。

(8)销轨固定是否牢固，齿轨轮和销轨的啮合情况，导向滑靴的磨损情况。

(9)铲煤板是否脱落。

(10)运转时的压力、温升及声响。4.2.2 周检

(1)清洗滤油器、过滤器。

(2)检查各压力表。

(3)对司机日检工作进行督促并做好必要记录。4.2.3 季检

从放油口取样，化验液压油和齿轮油的油质。

除周检内容外，对遗留的较大问题进行处理，并作好有关记录。

4.2.4 大修

采煤机在采完一个工作面后应升井大修。大修要求采煤机进行解体清洗检查，更换损坏零件，测量齿轮啮合间隙，对液压元件应按要求进行检查和试验，电气元件检修更换时，应

做电气试验，机器大修后，主要部件应做性能试验，整机空运转试验，检测有关参数，符合大修要求后，方可下井。4.2.5 储存

（1）采煤机及其零部件应储存于通风、干燥的仓库内。

（2）采煤机及其零部件外露的加工面应涂以防锈油，并用油纸覆盖。

（3）橡胶密封件、各种高压胶管、各种电缆应在库房内储存。库房内空气中不应含有酸、碱性或其它腐蚀性物质，应避免太阳光照晒，以免引起过早老化。胶管的接口需用塑料帽或塑料塞堵好，防止灰尘杂质进入。

第二节 煤矿安全规程对采掘机械使用管理的有有关规定

一、采用综合机械化采煤时，必须遵守下列规定：

（一）、必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、自然发火倾向和矿山压力等因素，编制设计（包括设备选型、选点）。

（二）、运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和控制顶板的措施。

（三）、工作面煤壁、刮板输送机和支架都必须保持直线。支架间的煤、矸必须清理干净。倾角大于15°时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。倾角大于25°时，必须有防止煤（矸）窜出刮板输送机伤人的措施。

（四）、液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上防冒顶时，必须制定安全措施。

（五）采煤机采煤时必须及时移架。采煤与移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况在作业规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片邦时，必须停止采煤。

（六）、严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度。当煤层变薄时，采高不得小于支架的最小支护高度。

（七）、当采高超过3m或片帮严重时，液压支架必须有护帮板，防止片帮伤人。

（八）、工作面两端必须使用端头支架或增设其他形式的支护。

（九）、工作面装载机安有破碎机时，必须有安全防护装置。

（十）、处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时，必须有安全措施。

（十一）、工作面爆破时，必须有保护液压支架和其他设备的安全措施。

（十二）、乳化液的配置、水质、配比等，必须符合有关要求。泵箱应设自动给液装置，防止吸空。

二、采用放顶煤采煤法开采时，必须遵守下列规定：

（一）、必须根据煤层地质特征编制放顶煤开采设计。

（二）、工作面必须符合下列条件：

1、无煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性；

2、顶煤和煤层顶板能随放煤即行垮落或在采取预裂爆破等措施后能及时垮落，且顶板垮落充填采空区的高度大于采放煤高度。

（三）、必须针对煤层的开采技术条件和放顶煤开采工艺的特点，对防火、防尘、防瓦斯、放煤步距、放煤顺序、采放平行关系、顶板控制、支架选型、端头支护、切眼扩面、支架安装、初次放顶（煤）、工作面收尾及支架回撤等制定安全措施。

（四）、大块煤（矸）卡住放煤口时，严禁爆破处理；有瓦斯或煤尘爆破危险时，严禁挑顶煤爆破作业。

三、使用滚筒式采煤机采煤时，应遵守下列规定：

（一）、采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。采煤机因故障暂停时，必须打开隔离开关和离合器。采煤机停止工作或检修时，必须切断电源，并打开其磁力起动器的隔离开关。启动采煤机前，必须先巡视采煤机四周，确认对人员无危险时，方可接通电源。

（二）、工作面遇有坚硬夹矸或黄铁矿结核时，应采取松动爆破措施处理，严禁用采煤机强行截割。

（三）、工作面倾角在15°以上时，必须有可靠的防滑装置。

（四）、采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。

（五）、采用动力载波控制的采煤机，当两台采煤机由1台变压器供电时，应分别使用不同的载波频率，并保证所有的动力载波互不干扰。

（六）、采煤机上的控制按钮，必须设在靠采空区一侧，并加保护罩。

（七）、更换截齿和滚筒上下3m以内有人工作时，必须护帮护顶，切断电源，打开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁。

（八）、采煤机用刮板输送机作轨道时，必须经常经常刮板输送机的溜槽联结、挡煤板导向管的联接，防止采煤机牵引链因过载而断链；采煤机为无链牵引时，齿（销、链）轨的安设必须紧固、完整，并经常检查。必须按作业规程规定和设备技术性能要求操作、推进刮板机送机。

四、使用掘进机掘进应遵守下列规定：

（一）、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。

（二）、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。

（三）、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。

（四）、开动掘进机前，必须发出警报。只有在铲板前方和截割壁附近无人时，方可开动掘进机。

（五）、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。

（六）、掘进机停止工作和检修以及交接班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。

（七）、检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业

五、采煤工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，发出信号点的间距不得超过15m。

刮板输送机的液力偶合器，必须按所传递的功率大小，注入规定量的难燃液，并经常检查有无漏失。易熔合金塞必须符合标准的物品代替。

刮板输送机严禁乘人。用刮板输送机运送物料时，必须有防止顶人和顶倒支架的安全措施。

移动刮板输送机的液压装置，必须完整可靠，移动刮板输送机时，必须有防止冒顶、顶伤人员和损坏设备的安全措施。必须打牢刮板输送机的机头、机尾锚固支柱。

第三节 回采工作面支护设备

液压支架

一、液压支架的工作原理：

液压支架以高压乳化液作为动力，使支架的支撑、切顶、移架和输送机推移等工序全部实现了机械化。大大改善了回采工作面的作业环境，有效提高了劳动安全性，为工作面实现自动化创造了条件，但液压支架的初期投资较大。液压支架的主要动作有升架、降架推移输送机和移架，是通过液压控制系统控制不同功能的液压缸来实现的。每架支架的进、回液管路都与连接泵站的工作面主供液管路和主回液管路并联，全工作面的支架公用一个集中的泵站作为液压动力源。工作面的每架支架形成独立的液压系统，其中液控单向阀和安全阀均设置在本机内；

操纵阀可设在本架内，也可装在邻架上，前者称为“本架操作”，后者称为“邻架操作”。

二、支架的承载过程

支架的承载过程分为三个阶段：

1、初承阶段

在升架过程中，从顶梁接触顶板，至立柱下腔液体压力逐渐上升到泵站工作压力止，为初承阶段。初撑阶段终了时，支架对顶板产生的支撑力称为初撑力。支撑式支架的初撑力为

Pc=(π/4)D²×Pb×N×10(kN)式中 D----支架立柱的缸经，m

Pb----泵站工作压力，MPa N-----支架立柱的数量。

初撑力的大小取决于泵站的工作压力、立柱缸经、立柱数量。较大的初撑力能防止直接顶过早地因下沉而离层。减缓顶板的下沉速度，增加其稳定性。通常用提高泵站工作压力的办法提高初撑力，以免立柱缸经过大。

2、增阻阶段

初撑结束后，液控单向阀关闭，立柱下腔的液体被封闭。随着顶板的下沉，立柱下腔内的液体压力逐渐升高，逐渐的支撑力增大，呈现承载增阻状态，这就是逐渐的增阻阶段。

3、恒阻阶段

当立柱下腔内的液体压力随顶板压力的增大而升高到安全阀的开启压力时，安全阀开始溢流，立柱下缩，立柱下腔内的液体溢流也随之降低，当溢流降低到安全阀的调定溢流时，安全阀又关闭。

支架承载时，随着顶板的继续下沉，安全阀重复着这一过程。由于安全阀调定压力的限制，支架的支撑力维持在某一恒定数值上，即呈恒阻特性，这就是支架的恒阻阶段。此时，支架对顶板的支撑力称为工作阻力，它是由安全阀的调定压力决定的。支撑式支架的工作阻力为 P=（π/4）D²×Pa×N×10³(kN)式中 Pa-----支架安全阀的调定压力，MPa。

工作阻力标志着支架的最大承载能力。

支架的恒阻特性不但对支架自身有安全保护作用，还防止因支撑力过大而压碎顶板。由上可知，立柱、液控单向阀、安全阀和操纵阀是液压支架的关键液压元件。液压支架的工作特性

与这些元件的性能、密封好坏关系极大。液控单向阀与安全阀组合一起，称控制阀。

支撑式支架工作阻力与支护面积之比定义为支护强度，即

Q＝P/F ×10ˉ

(Mpa)式中，F（m2）为支护面积。支护强度是衡量支架对顶板支撑能力大小的重要指标。

三、液压支架的分类及其特点

液压支架按其对顶板的支护方式和机构特点不同，分为支撑式、掩护式和支撑掩护式三种基本架型。

1、支撑式支架

支撑式支架是最早出现的液压支架。它是在一个底座上竖置几根立柱支撑顶梁、并通过顶梁支撑顶板的结构基础上发展起来的。

支撑式支架主要由顶梁、底座、立柱及挡矸装置组成。

支撑式支架的结构特点：呈框型结构，顶梁较长，4米左右，立柱多，一般为4—6根；支架后部有简单的挡矸装置。

其性能特点：支撑力大，切顶能力强；易将顶板顶碎；抗水平载荷能力差；支架间不接触不密封，矸石易窜入工作空间；当然，这种支架的作业空间和通风断面大。

该支架适用于直接顶稳定以上、老顶有明显或强烈周期来压、且水平力小的顶板条件。

2、掩护式支架

掩护式支架都有一个宽大的掩护梁将作业空间与采空区冒落的矸石隔绝；掩护式支架的立柱只有一排；架间通过活动侧护板互相靠拢，实现架间密封；顶梁较短3米左右。

性能特点：支撑力小，切顶能力弱，但支撑力集中作用于机道上方的顶板上，故支撑强度较大且均匀；对顶板的重复支撑次数少；密封掩护性好；能承受较大的水平力，允许带压移架。工作空间和通风断面小。

3、支撑掩护式支架

支撑掩护式支架是在垛式支架和掩护式支架的基础上发展起来的一种架型。它保留了垛式支架支撑力大、切顶性能好、工作空间宽敞的优点，采用双排立柱支撑；同时又吸取了掩护式支架挡矸掩护性能好、抗水平力强、结构稳定的长处。而且采用坚固的掩护梁及侧护板，将工作空间与采空区完全隔开；用前后连杆连接掩护梁和底座。

该支架适用适用范围广，可用于各种顶板条件，尤其适用于中等稳定以上的顶板条件和大采高的条件。其缺点：结构复杂、重量大、价格贵。

4、特种支架

特种支架是为满足某些特殊要求二发展起来的液压支架，在机构形式上仍属于上述某种架型。如端头支架、放顶煤支架、过渡支架等架型。

三、有关液压支架的几点要求(一)液压支架使用注意事项

1、操作者必须经过培训，熟悉支架性能、结构及各元件的性能和作用，熟练准确地按操作规程进行各种操作。

2、移架前，要认真清理架前、架内的浮煤和碎矸，以免影响移架。

3、认真检查管路有无被砸、被挤情况，防止胶管和接头损坏。

4、认真检查顶梁与掩护梁、掩护梁与连杆、连杆与底座、立柱、千斤顶与架体间的连接销子有无脱落、窜出、弯曲现象，并及时处理。

5、爱护设备，不允许用金属件、工具等硬物碰撞液压元件，尤其要避免碰伤立柱、千斤顶活塞杆的镀层。

6、液压支架工作面，一般不允许放炮，如遇特殊情况必须放炮时，应对放炮区域内的支架立柱、千斤顶、软管等采取可靠的保护措施，并经支架工严格、认真检查同意后方可放炮。放炮后，要加大通风风量，尽快排除有害气体和煤尘。

7、操作动作完成了，将手柄放回原位，以免发生误动作。

8、支架的各种阀类以及各种液压缸，均不允许在井下调整和解体修理。若有故障时，只能用同类组件更换。

9、井下更换零部件时，要关闭截止阀，使受检支架与主供、回液管路断开，严禁带压作业。

10、如果工作面各种软管、阀类、液压缸等必须用堵头封好油口，只允许在使用地点打开。使用前，接头部分必须用乳化液清洗干净。

11、如果工作面支架较长时间不需供液时，应关闭泵站。

12、当底板出现台阶时，支架工必须采取措施，把台阶的坡度减缓。若底板松软，支架下陷到输送机的水平以下时，要用木楔垫好底座，或用抬架机构调整底座。

13、若顶板出现冒落空洞，应及时用坑木或板皮塞顶，使支架顶梁能较好地支撑顶板。

14、应根据不同水质，选用适当牌号的乳化油，按5％：95％的油水比例配制乳化液。在使用过程中，应经常检查其性能。

15、当需要用支架起吊输送机中部槽时，必须将该架和左右相邻的几架支架的推移千斤顶与输送机的连接销脱开，以免在起吊过程中将千斤顶的活塞杆蹩弯。

16、应经常保持底板上没有浮煤、浮矸，以保持支架实际的支撑能力，有利于管理顶板。

17、要注意及时清除掉支架顶梁上冒落的坚硬石块，使支架保持良好接顶状况，防止支架顶梁遭到破坏。

18、调架时，要注意保持支架顶梁和底座相对位置正确，特别是支撑高度较大的支架，严防顶梁和底座产生相对横向移位，以免支架受力状态恶化。

19、使用液压支架时，要随时注意采高的变化，防止支架“压死”事故，支架被“压死”，要活柱完全被压缩，而没有行程，支架无法降柱，也不可能前移。使用中要及早采取措施，进行强制放顶或加强无立柱空间的维护。在顶板冒落处，必须用木垛填实，浮煤、浮矸要清理干净，使支架处于正常工作状态。

（二）液压支架的完好标准

1、支架的零部件齐全、完好、连接可靠合理；

2、立柱和各种千斤顶的活塞杆和缸体动作可靠、无损坏、无严重变形、密封良好；

3、金属结构件无影响正常使用的严重变形，焊缝无影响支架安全使用的裂纹；

4、各种阀密封良好，不窜液、漏液，动作灵活可靠。安全阀压力符合规定数值，过滤器完好，操作时无异常声音；

5、软管与接头完好无缺、无漏液、排列整齐、连接正确、不受挤压、U形销完好无缺；

6、泵站供液压力符合要求，所有液体符合标准。

（三）液压支架五检内容和要求

液压支架五检：班随检、日小检、周中检、月大检、总检。

1、班随检 生产班维修工跟班随检，着重维修保养支架和处理一般故障。

2、日小检 检修班维护和检修支架上可能已发生的故障部位和零部件，基本上能保住三个班

正常生产。

日小检的内容和要求：

1）液压支架系统有无漏液、窜液现象，发现立柱和前梁有自动下降现象时，应寻找原因及时处理。

2）检查所有千斤顶和立柱用的连接销，看其有无松脱，并要及时紧固。3）检查所有软管，如有堵塞、卡扭、压埋和损坏，要及时整理更换。4）、检查立柱和千斤顶，如有弯曲变形和伤痕要及时处理，影响伸缩时要修理或更换。5）、推溜千斤顶要垂直于工作面输送机，其连接部分要完好无缺，如有损坏要及时处理。6）、当支架动作缓慢时，应检查其原因，及时更换堵塞的过滤器。

3、周中检 对设备进行全面维护和检修，对损坏变形较大的零部件漏、堵的液压支件进行“强制”更换。

4、月大检 在周检的基础上每月对设备进行一次全面检修，统计出其完好率，找出故障规律，采取预防措施。

5、总检 一般在设备换岗时进行，主要是统计设备完好率，验证故障规律，找出经验教训，特别要处理好在井下不便处理的故障，使设备处于完好状态。

四、液压传动系统

1、一个完整的液压系统包含以下几个组成部分：

（1）动力源元件 机械能转换成液体压力能的元件，常称液压泵

（2）执行元件 转液体压力能换成机械能的元件，工作缸

（3）控制元件 各种阀类

（4）辅助元件 油箱、虑油器、储能、冷却、管路

（5）工作液体 传递能量 润滑 冷却

2、液压传动最基本的技术参数是工作液体的压力和流量，压力常用单位是MPa（兆帕），我国过去在工程上常用kgf/cm，其换算关系为：0.1 MPa=10.2 kgf/cm ≈1 kgf/cm²，流量常用Q表示，单位是m3/s，工程上常用l/min作为流量单位，其换算关系为：1m3/s=10l/s=6×10（l/min）。

3、液压控制阀 在液压系统中按所起的作用不同分为三类：

（1）压力控制阀 用于控制工作液体的压力，以实现执行机构提出的力或力矩的要求，主要有溢流阀、安全阀、减压阀、卸载阀、顺序阀、平衡阀等。

（2）流量控制阀 控制调节流量，改变机构的速度，主要有节流阀、调速阀和分流阀。（3）方向控制阀 控制改变系统中工作液体的流向，实现执行机构方向的改变，二通、三通、四通、多通，手动电动液动等，单向阀、截止阀也属于方向控制阀。

各种液压阀的阀口数量因阀而异，有各种功能，一般可分为5种，分别用7个拼音字母表示： 压力油口（P）进入压力油的油口（减压阀、顺序阀除外）

回油口（O或T）低压油口，阀内低压油从此流出，流向下一元件或油箱 泄油口（L）也是低压油口 阀体中漏到空腔中的低压油 油箱 工作油口 一般指方向阀的A、B油口，由它连接执行元件

控制油口（K）使控制阀动作的外接控制压力油由此进入。第四节 工作面设备配套要求

一、刮板机与采煤机的配套要求

1、刮板输送机的输送能力必须与采煤机或刨煤机的生产能力相匹配。应使输送机的输送能力等于或大于采煤机或刨煤机的生产能力。但刮板机的输送能力和采煤机的生产能力也要与采区巷道、运输大巷以及整个矿井的运输提升能力相配套。要防止工作面产量过大，但采区巷道及大巷的运输能力不够而出现“卡脖子”现象。

2、刮板输送机的结构型式及附件必须能密切与采煤机结构相配套，如采煤机的牵引机构，行走及导向机构，底托架及滑靴的结构，电缆及水管的拖移方法，是否要求自开切口，是否往复采煤以及是否连锁控制等。

二、刮板输送机与液压支架的配套要求

1、刮板机的型号及中部槽结构要与液压支架的架型相匹配。

2、刮板输送机的中部槽长度要与液压支架的宽度相匹配。

3、刮板输送机的中部槽与液压支架的推移千斤顶连接装置的间距和配合结构要匹配。

三、采煤机与液压支架的配套要求

1、采煤机的采高范围（机面高）与支架最大和最小结构尺寸相适应。

2、采煤机截深与支架推移步距相适应。

四、刮板输送机与桥式转载机的配套要求

1、刮板输送机的输送能力要与桥式转载机的输送能力相匹配。一般转载机的输送能力要大于刮板输送机，为此，多采用增大中部槽断面（中部槽两侧加挡板）、增大链速（改变减速器内第二级齿轮传动比）或缩短刮板间距等措施，这可根据具体条件采取适当措施。

2、桥式转载机的传动装置均布置在机头部，应根据运量大小和运距的长短来确定电动机功率和台数，应优先选用单电动机传动；当运量较大和运距较长时，可选用双电动机传动。其传动装置应尽量与刮板输送机的传动装置相同，以便通用。

3、桥式转载机的机尾与刮板输送机的连接处要配套，有搭接式和非搭接式两种型式。无论哪种结构，都应保证刮板输送机机头有一定的卸载高度，以避免刮板输送机底链回煤。

4、桥式转载机是刮板输送机与可伸缩带式输送机的中间转载设备，因此宜采用桥式结构。

5、桥式转载机的零部件与刮板输送机的零部件应尽可能通用，以利备件供应和维修。

6、可伸缩带式输送机的输送能力要与转载机相匹配。可伸缩带式输送机的机尾受载部的长度和结构型式要与转载机的桥身部重叠长度及行走部结构型式相匹配。

7、破碎机安装在转载机中部地段，以便破碎大块煤，并可防止直接砸到带式输送机的输送带上。

随着我国高产高效矿井建设的蓬勃发展，“一矿一面”或“一矿两面”的发展趋势，综采工作面年产量的不断刷新，至今一个综采工作面年产量已超过1000万吨，它不但要求综采主要运煤设备生产能力加大，而且要求辅助运输装备也要相应的改善和提高，以减少工作面设备搬家倒面时间，运送物料设备及时，保证充足的生产时间，不断提高工作面产量和效率。为此，我国单轨吊车、卡轨车、齿轨车、胶套轮机车、蓄电池机车、无极绳连续牵引车等均有研制和使用，有些设备取得良好效果。

第二章 运输机械

第一节刮板输送机

刮板输送机是用刮板链牵引，在槽内运送散料的输送机械。可弯曲刮板输送机即其相邻中部槽在水平、垂直面内可有限度折曲的刮板输送机。

刮板输送机是综合机械化采煤工作面的主要运输设备，除运送煤炭外，还可作为采煤机械的运行轨道、液压支架移动的支点、固定采煤机有链牵引的拉紧装置或无链牵引的齿轨（销轨或链轨），并兼有清理工作面浮煤，放置电缆、水管、乳化液胶管等功能。刮板输送机的分类：

刮板输送机的类型很多，分类方法各不相同：按刮板链型式可分为中单链、边双链、中双链、准边双链4种刮板输送机；按卸载方式可分为端卸式和侧卸式刮板输送机；按最大工作载荷可分为轻型、中型、重型和超重型刮板输送机。

刮板输送机型号编制方法

S G □---□/□ □ □ C-侧卸式

输送机 F-封底式中部槽

刮板 G--90° 拐弯

D—单中

Q（X）--倾斜煤层

B—边双链型 R—软煤层

Z—中双链型 S—双速电机传动

N—准边双链型 W—配无链牵引系统

中部槽宽度 改进序号

电动机功率KW

刮板输送机的安装与试运转

一、安装前的准备工作（1）、根据工作面设计和采区运输条件，确定机头、机尾分别进入工作面运输巷和回风巷的路线。（2）、参加安装的人员应熟悉所安装刮板输送机的结构、工作原理、安装顺序、注意事项和安全操作规程。（3）、按照制造厂的发货明细，对各零部件、附件、备件及专用工具等进行核对检查，应完整无缺。（4）、准备好安装工具及润滑油脂。（5）、对安装工作面要进行检查验收，确保安装位置平、直，无浮煤。

二、安装方法

刮板输送机的安装方法应根据矿井运输条件和工作面特点，以实际出发来确定。

1、安装顺序

无论采用哪一种安装方法，输送机都应由机头向机尾依次进行安装。将机头部布置在卸煤地点的合适位置，摆好放正，然后装中部槽及刮板链的下链；最后装接机尾部；再装接好上刮板链。以上工序经检查无误后，即可紧链试车。最后可装上挡煤板、电缆槽和铲煤板等附件，投入整机试运行。

上述安装工序决定了刮板输送机各部件应放置的地点。当安装地点在回采工作面时，应首先把机尾部和挡煤板、铲煤板等附件先运到工作面回风巷；把机头部、机头过渡槽，以及全部溜槽和刮板链等组件都运到工作面运输巷，然后按安装次序将所有溜槽及刮板链依次运进工作面，并在安装位置打开（亦可全部由工作面回风巷运入，依次打开）。铲煤板为安全起见，当从输送机上卸这些附件并向机体安装时必须停机。

在将全部零部件运往安装位置时，要注意零件的彼此安装次序和它本身的方向正确（例如中部槽的连接头方向应一律超前）。

2、安装工艺（1）、机头部

机头部的安装质量与刮板输送机能否平稳运行关系甚大，必须要求其稳固、牢靠。在机头架上的主轴链轮未挂链之前，应保证其转动灵活。当装链轮组件时，要保证双边链的2个链轮的轮齿在相同的相位角上，否则将会影响刮板链的传动，并可能造成事故。起吊传动装置的起吊钩，要挂在电动机和减速器的起重吊环上，切不可挂在连接罩上。传动装置被吊起后，用撬棍等工具将其摆正，再用木垛、木楔等物垫平，将减速器座与机头架连接处垫上安装垫座。

该座的作用一般是使传动装置与机身保持一定距离，便于采煤机能骑上机头，实现自开切口。再将减速器外壳侧帮耳板上的4个螺孔处穿人地脚螺栓，把它固定在机头架的侧帮上。电动机通过连接罩与减速器固定并悬吊起来。尔后，按安装中线再一次用撬棍将机头摆正。按安装中线校正机头的方法是：1个人站在机头架的中间处，同另一个人站在机尾的人用矿灯对照，借光线使机头架的中线与轨道的安装中线重合即可。（2）、中间部与机尾部

过渡槽安装好之后，将刮板链穿过机头架并绕过主动轮，然后装接第一节中部槽。其方法是：先将链子引入第一节溜槽下边的导向槽内，再将链子拉直，使溜槽沿链子滑下去，并与前节溜槽相接。尔后，用同样方法继续接长底链，使之穿过溜槽的底槽，并逐节地把溜槽放到安装位置上，直到铺设到机尾部。

将机尾部与过渡槽对接妥当后，可将刮板链穿过过渡槽，从机尾滚筒（或带有传动装置的机尾传动链轮）的下面绕上来放到中板上，继续将刮板链接长。先将接长部分的刮板倾斜放置，使链条能较顺利地进入溜槽的轨道，然后再将其拉直。依此方法将上刮板链一直接到机头部。在这之后进行紧链，并根据需要调整刮板链的长度。最后将上链接好。为减少紧链时间，在铺设刮板链时要尽量将链子拉紧。

在安装过程中，应注意如下事项：

1）、安装刮板链时，要注意按做好的标志进行“配对”安装，否则会影响双边链链条的受力均匀和链条与链轮之间的啮合情况。

2）、在上溜槽装配时，连接环的凸起部位应朝上，竖链环的焊接对口应朝上，水平链环的焊接对口应朝向溜槽的中心线，且不许有扭花的现象。

3）、在安装中，应避免用锯断环的办法取得合适的链段长度，而应用备用的调节链进行调整。

三、试运转

刮板输送机在试运转之前，应重点进行如下诸项检查： 为安全起见，检查前应切断电源，并进行闭锁。

1）、在初次安装时，机体要直，沿机身均匀取10点进行检查，其水平偏差不应超过150mm；垂直方向接头平整严密不超差；接头不平度错口规定不超过3～4mm，角度不超过3°～4°。

2）、各部螺栓、垫圈、压板、顶丝、油堵和护罩等须完整齐全、紧固。

3）、液力偶合器、减速器、传动链、机头机尾和溜槽等主要机件要齐全完整。

4）、电气系统开关接触情况良好，工作状态可靠，电气设备有良好接地。

5）、减速器、液力偶合器、轴承等润滑良好，符合要求。

若以上检查没有发现问题，即可进行试运转。试运转分负载和空载两部分进行。先进行空载运转，开始时断续启动电动机，开、停试运。当刮板链传过一个循环后再正式运转，时间不少于1h，各部检查正常后做一次紧链工作，然后带负荷运转一个生产班。

试运转时重点应注意如下诸事项：

1）、机器各部件运行的平稳性，如振动情况，链条运行是否平稳、有无刮卡及跳牙现象，刮板链的松紧程度及各部声音是否正常等。

2）、负荷是否正常，乳减速器、机头、机尾轴的轴承、电动机及其轴承等，一般温度不应超过65～70°C；液力偶合器的温度不应超过60°C；大功率减速器的温度不应超过85°C。

3）、负荷是否正常，重点是电动机启动电流是否超限。

4）、观察减速器、液力偶合器及各轴承等部位是否有漏油情况。

5）、令采煤机在刮板输送机上试运行，观察其是否能顺利通过。

刮板输送机常见故障分析与处理

第二节 带式输送机

一、整机的安装与调试

对整机安装总的要求是做到“横、平、竖、直”。安装质量的好坏将会直接影响整机的正常运行和使用寿命。

1、安装 1）、安装前的准备（1）、设备下井前，安装人员必须熟悉设备和有关图纸资料。根据矿井的搬运条件，确定设备部件的最大尺寸和质量。（2）、在安装设备的巷道中，首先确定输送机安装中心线和机头的安装位置，将这些基准点在顶、底板相应的位置标志出来。（3）、清理巷道底板。根据设备总体装配图所标注的固定安装部分长度，将巷道底板平整出来，对安装非固定部分（主要指落地架式的机身）的巷道也要求做一般性平整。

机身一侧如能铺设一条轻便轨道，将给零部件的搬运带来极大方便。（4）、为便于运输，一般将大部分解体。在拆卸设备的较大部件时，应在设备上做好标记，以便对号安装。为避免搬运过程中可能产生零部件磕碰损伤或进入尘土，对于外露的齿轮、轴承以及加工配合面，必须采取措施予以保护。2）、井下铺设

（1）、为避免巷道堵塞，应按照先里后外的原则，即按机尾、移动机为装置、机身（中间架）、上托辊、下托辊、卷带装置、储带仓（包括张紧小车、游动小车、托辊小车、储带仓架、储带转向架等）、机头传动装置顺序将它们搬运到各自安装点的巷道旁。

（2）、根据以确定的基准点，首先安装固定部件如机头部、储带仓、机尾等部件。安装后，机头、机尾及各滚筒中心线应在同一直线上，滚筒轴线的水平度允差在1/50以下。

（3）、输送带的铺设方法很多，各矿可根据自身条件和经验确定。为避免下股输送带铺设过

程中引起不必要的麻烦，一般铺带时采取先下后上的原则。下股带铺设应与H架结构结合起来考虑。一般上股输送带在整机上托辊（槽型托辊）安装后铺设。铺上股带时可借助主传动滚筒和另设置1台牵引绞车进行。（4）、检查各部分安装情况，清除影响运转的障碍物，做好通讯联络，检查电控保护装置动作，准备点动开车。

2、调试

整机安装铺设完成后，尚需进行调试，方可逐步加载，然后正式投入生产。1）、未装输送带的试运转

当机头、储带仓和电气设备都装好后，先不装输送带，进行空运转，检查减速器运转是否平稳，轴承温度是否正常，张紧小车、卷带装置是否性能良好。

2）、装山输送带后的空运转

（1）、输送带拉紧：在运转之前，开动张紧小车给输送带以足够的张力。初张力靠输送带悬垂度调整，先不要靠负荷传感器。

（2）、空运转：空运转时全线各要点都必须派人观察情况，发现输送带跑偏、打滑及其他不正常情况，立即停车进行调整。3）、输送带跑偏的调整

输送带跑偏是输送机运转过程中的不正常现象。长期地跑偏运转，将会导致输送带带边拉毛甚至被撕裂，降低输送带使用寿命。

造成输送带跑偏的影响因素很多，有设备安装质量问题（如机身歪斜不直）；有输送带内在及外观质量问题；有装载不在输送带中间（偏载），等等。这些问题均可造成输送带跑偏，因此应空载运转时对其进行调整。首先从机头卸载滚筒处开始，沿着输送带运行方向先调下股回空段，后调上股乘载段。

常见跑偏现象的判别与调整方法如下：（1）、机器在运转过程中，若输送带经常在某一段出现跑偏，首先观察该处安装是否倾斜或不直；若安装质量没问题，可调整托辊或，使输送带复位。（2）、若输送带上某一段一运行到某处，就出现跑偏现象，则主要是由于输送带呈“S”形或接头不正常造成的。（3）、若装载机卸下的煤落不到输送带的中间位置，则会引起长距离跑偏。这时，应首先经常是由于输送带跑偏造成的落点不准，还是因落煤不正而造成的输送带跑偏。这时，先将机尾部（尤其是机尾滚筒）找直找正，若落料点仍偏，再调整落料导向板位置。（4）、如国上述几种原因同时存在，则先按（1）、（3）、情况分析调整，并反复观察调试。若无明显好转，则按（2）分析处理。

4、输送带张力的调整

带式输送机正常（不打滑）所必需的初张力随运输量和运输长度而变化。过大的初张力将会导致输送带提前老化；输送带运行一段时间后，可能产生松弛而引起初张力下降。为此，必须及时对输送带初张力予以调整。调整程度以输送带在传动滚筒上不打滑为宜。

5、输送带纵向坡度调整

在整机铺设过程中，由于巷道底板不平，有可能出现凹凸不平的地方。对底板凸起的部位，其变化范围的长度不小于3架中间架（约9M左右），并调整成缓和凸曲线，以防止负荷集中在个别托辊上，可增加托辊组数。对底板凹下的部位，一定要调整到输送带和任意一组托辊都能接触为止。

带式输送机常见故障及其处理方法 带式输送机型号说明

二、《煤矿安全规程》规定：采用滚筒驱动胶带输送机时，必须遵守下列规定：

1、必须使用阻燃输送带。

2、巷道内要有充分照明。

3、必须装设驱动轮防滑保护、烟雾保护、温度保护和堆煤保护装置。

4、必须装设自动洒水装置和防跑偏装置。

5、在主运输巷道内安设的带式输送机，还必须装设：（1）、输送带张紧力下降保护装置和防撕裂保护装置。（2）、在机头和机尾防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。

6、在倾斜井巷中使用的带式输送机，必须装设防逆转装置或制动装置。

7、液力偶合器不准使用可燃性传动介质。

8、严禁乘人。

第三节 桥式转载机

一、概述

桥式装载机是机械化缓倾斜长壁采煤工作面运输系统中采用的一种中间转载运输设备，安置在采煤工作面运输巷道中，它可将刮板输送机运来的煤转运到带式输送机上。它主要由机头部（包括传动装置、机头架、链轮组件、支撑小车）、机身部（标准槽、凹形溜槽、凸形溜槽）、机尾部（机尾架、机尾轴、压链板）、刮板链、挡煤板等部件组成。

为了便于卸载，装载机有20°倾角爬坡高度，使装载机分成落地段、过渡段和悬空段三部分。它的长度较短，便于随着采煤工作面的推进和带式输送机的伸缩而整机移动。在机械化采煤工作面运输巷中使用装载机，可以减少运输巷中可伸缩式输送机的伸缩、拆装次数，并将货载提高，便于向带式输送机装载，从而加快采煤工作面的推进速度，提高采煤生产效率，增加煤炭产量。

二、桥式转载机型号含义

S Z □---□/□ □

输送机 设计序号

转载

电动机功率

中部槽宽度

D---单中链型

B—边双链型

Z---中双链型

三、装载机的安装、使用与维护

（一）、安装与拆卸

1、安装前的准备

在安装装载机之前，应先安装好可伸缩带式输送机机尾（包括转载机机头小车行走轨

道），然后将转载机各部件搬运到相应的安装位置，并需准备好起吊设备和支撑材料（如方木或轨枕等），以便吊起转载机部件和安装机头及桥拱部结构时架设临时木垛。

2、安装程序

（1）、从机头小车上卸下定位板，将机头小车的车架和横梁连接好，然后把小车安装在带式输送机机尾部的轨道上，并安上定位板。在后退式采煤系统中，采煤工作面循环开始时，转载机机头小车处于带式输送机机尾末端的上方。

（2）、吊起机头部，将其安放在机头行走小车上，将机头架下部固定梁上的销轴孔对准小车横梁上的孔，然后插上销轴，拧上螺母，以开口销锁牢。（3）、搭起临时木垛。将中部槽的封底板摆好，铺上刮板链，再将中部槽装上去，将圆环链拉入链道，再将两侧挡板安上，并用螺栓与中部槽及封底固定。依次逐节安装，相邻侧板间均以高强度紧固螺栓连接好。正确拧紧各紧固件，以保证桥拱部结构的刚度。（4）、安装弯折处凸、凹槽及倾斜段中部槽时，应调整好位置和角度，然后再拧紧螺栓。安装倾斜段中部槽时，亦应先搭临时木垛来支撑。（5）、水平装载段的安装方法与桥拱部分相同，只是在巷道底板上安装时不再需要临时木垛。

（6）、两侧挡板由于允许有制造公差，因而连接挡板的端面可能有间隙。安装时根据情况可将垫片插入挡板端面间隙中，进行调整（有条件时最好在井上进行预安装、试运转，各侧板、底板全部编号标注，以便于井下对号安装。这样配合较好。桥身刚度较大）。（7）、水平装载段中部槽逐节装好后，即接上机尾，将中部槽、封底板、两侧挡板全部用螺栓紧固好。（8）、各部结构安装好后，即可拆除临时木垛。（9）、试运转传动机构。（10）、将导料槽装到带式输送机机尾部轨道上，置于转载机机头下面，上好导料槽于机头小车的连接销轴。安装时，应注意将传动装置装在人行道一侧，以便于检查、维护；刮板链的安装应符合要求；刮板链的连接螺栓应向刮板链的运行方向；

链条不许有拧麻花现象；刮板链在上槽中时，连接环的突起部分向上，立链环的焊口向上，平链环的焊接口向溜槽中心线，以减少链环磨损，延长使用寿命。

3、拆卸顺序

转载机拆卸顺序应根据具体情况而定，一般可按安装顺序进行。（1）、拆除破碎机及溜槽挡煤板。（2）、抽出刮板链，拆除机头部传动装置。（3）、拆除机尾架，逐节向前拆除中部槽。在拆除桥拱部分时，需逐步交替铺设木垛支撑。（4）、拆除机头架以及行走部，并把拆除下的设备装车运走。（5）、回收运输巷道内吊起设备、电缆、水管和运输设备等。拆除传动部时，所有外露的轴端、轴套、连接罩、法兰盘止口等部位应防止生锈、弄脏、损坏；拆卸胶管时，胶管两端必须用堵塞堵住；拆卸的零部件（如螺栓、螺母等连接件）应放在适当的箱内，以防止生锈和损坏。

（二）、操作及运转

转载机在下井之前，为了检查其机械性能，使安装、维修和操作人员熟练地掌握操作技术，应在地面进行安装和试运转。

1、试运转

试运转时应检查下列各部（1）、检查电气控制系统运转是否正确。（2）、检查减速器和液力偶合器有无渗漏现象，刮板链过链轮时是否正常，刮板链松紧程度是否适当。

2、正常运转

正常运转应注意下列事项：（1）、在减速器、链轮、液力偶合器和电动机等传动装置处必须保持清洁，以防止过热。否则会引起轴承、齿轮和电动机等零部件损坏。

（2）、圆环链链条必须有适当的预紧力。一般机头链下链条的松弛量为圆环链节距的2倍为宜。（3）、拉移转载机时，须保证行走部在带式输送机的导轨上顺利移动。如果歪斜，应及时进行调整。（4）、拉移装置的锚固柱必须锚固可靠。（5）、要经常检查刮板链螺栓、挡板之间的螺栓、底板螺栓以及齿轮联轴器螺栓有无松动现象，发现松动应及时拧紧。（6）、转载机严禁运送材料，应避免空负荷运转，无正常理由不得反转。

（三）维护

1、日检（1）、检查转载机刮板链的张紧程度，发现松弛时应及时拉紧。（2）、检查刮板有无弯曲，刮板链连接螺栓有无松动或脱落。发现损坏的刮板要及时更换，脱落的螺栓要及时补齐，松动的要拧紧。

（3）、检查电动机、减速器的声音是否正常，以及振动、发热情况。(4)、检查液力耦合器、减速器的油量是否符号规定要求。（5）、检查桥身部分及爬坡段有无异常现象，溜槽两侧挡板和封底板的连接螺栓有无松动现象。（6）、检查机头行走小车和导料槽移动是否灵活可靠。（7）、向各润滑脂注油点注入规定的润滑油。

2、月检

除包括日检内容外，还应检查：（1）、电动机绝缘及接线情况。（2）、减速器的油脂是否良好，轴承、齿轮的润滑状况和各对齿轮的啮合情况。（3）、液力偶合器的油质是否良好，必要时可清洗换油。

（4）、机头架与各部的连接情况，如有松动要及时紧固。（5）、链轮与机尾滚筒的运转情况，注意有无磨损和松动现象。

3、大修

当一个工作面采完之后，应将设备升井进行全面检查。（1）、对转载机进行全部解体、除锈、清洗检查。（2）、对开裂变形的机头、铲煤板、挡煤板、机尾、底托架等结构进行整形、补焊、加固。（3）、更换磨损的中部槽的中板或中部槽、过渡槽。

（4）、更换各部磨损超限的轴承，损坏的弹簧、螺栓等易损件。（5）、更换全部密封件和其他橡塑件。（6）、检修减速器，更换损坏的齿轮等零部件。（7）、检修电动机。（8）、对各零部件进行防锈处理。

转载机的故障及其处理方法：

第四节 破碎机

一、概述

在综合机械化采煤工作面运输巷中，破碎机与桥式转载机联为一体，配套使用。与转载机配套使用的破碎机有颚式破碎机和锤式破碎机两大类。

颚式破碎机的生产能力较低，只适宜破碎中等硬度的煤块。在综合机械化采煤工作面运输巷道中，与重型转载机配套使用的一般为锤式破碎机。锤式破碎机生产能力大，可破碎普氏硬度f≤4.5的硬煤。锤式破碎机的工作机构是破碎机主轴（破碎轴）及轴上对称安装的轮锤。在轮锤的锤端固装硬质合金齿形冲击锤头。由电动机经液力偶合器、齿轮、减速器（或传动皮带轮）驱动主轴旋转。轮锤冲击和截割大块每使其破碎。调节主轴的安装高度即可控制破碎后煤的最大块度。

二、破碎机型号表示方法

P C M 132 Ⅱ

破碎机 改进序号

锤式 功率（KW）

煤矿中采掘防尘技术的应用解析 第3篇

关键词：煤矿；防尘技术；应用解析

中图分类号：TD714.4 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2015）14-0018-01

随着新科技和先进管理模式在煤矿开采中的应用，煤矿的开采效率和治理都取得了不同程度的效果，在一定程度上为工作人员营造了一个良好的工作环境，但是现阶段，随着我国煤矿生产产量的增多，仍然有大量的煤尘、岩尘等粉尘的产生，并有增长趋势，严重的影响了工作人员的身心健康。因此，煤矿采掘中粉尘的治理刻不容缓。这就要求企业根据采矿现场的不同情况，通过引进新技术，加强管理，制定不同的治理方案，进行综合治理，并不断的创新煤矿采掘中的防尘技术，切实保证工作人员的工作环境。

1 煤矿采掘中产生粉尘的概述

在煤矿采掘中产生的粉尘主要分为煤尘和岩尘两类。煤尘主要是由采煤、顶板、装运等过程产生的，也是矿井现场粉尘的主要来源；岩尘主要是由于在开采煤矿过程中，需要地质岩石爆破、钻眼、掘进等工作产生的。两者共同构成了煤矿采掘中的粉尘。通常由于不同矿井的煤质、地质条件和物理条件的不同，以及采掘技术、通风状况等的不同，产生粉尘的情况也会有所差异，一般来说，采掘面的机械化程度越高，开采量越大，所引起的粉尘量就也越高。例如，在无防尘措施的情况下，机采粉尘含量高达1 000～3 000 mg/m3，而综采则达到4 000 mg/m3以上。

粉尘危害极大，其主要表现在两方面，①对人体健康的危害，由于粉尘颗粒弥漫在空气中，人们在呼吸时，若长期吸入肺部大量的矿尘，就会影响人们的身体健康，如在矿区工作的采掘人员患尘肺病的概率远远大于其他工作种类的人群；②煤尘爆炸的危害，一方面，煤尘爆炸严重影响着矿工的生命安全，另一方面，爆炸后产生的煤尘严重污染了空气，造成空气污染，危害更多人群。因此，在煤矿采掘中有必要采取有效防尘技术，来保障空气环境的质量，保证工作人员的健康。

2 煤矿采掘中防尘技术分析及其应用

由于不同的采掘方法和不同的地质构造所产生的粉尘量不同，这就要求煤矿企业根据自身的实际情况来设计科学合理的防止技术，通常可以通过以下几个阶段运用不同的防止技术来降低粉尘的产生量：

2.1 采煤工作面采用的煤尘治理技术

这个阶段煤层的开采是产生煤尘的主要原因也是源头，一般可以通过以下两种技术来防止煤尘的产生量。

①通过对煤壁浅孔动压注水，来减少煤尘的产生量，它通常需要在开采区的各个工作面由打眼工用电煤钻进行打眼钻孔，之后安装好封孔器，然后用注液枪进行注水，在这个过程中要注意注水的时机，并对这个施工过程做详细记录，包括钻孔的深度、注水量等。

②风水喷雾技术。鉴于传统的喷雾设施喷雾效果不好，不但浪费了水资源，还不能有效祛除空气的粉尘，而采用风水喷雾技术可以有效地降低粉尘的产生，它主要是通过在上风口安装环喷雾器，配合防尘网，从而达到净化的目的。其工作原理是利用高压风将将水管中的水吹成水雾的形式喷洒在煤层上，通常喷雾器可安置在采掘工作面20 m以外的地方，具有覆盖面广，除尘效果好的优点。

此外，还需要安装手动的喷雾装置，根据煤流量的大小，和干湿度充分调节水雾的喷雾量。

2.2 综采面的防尘技术

①综采面的防尘技术可以通过应用转载机同步自动喷雾技术，但该技术相对麻烦，需要人工控制，通常是安装一组回风净化幕来达到净化空气的目的，其缺点明显，若控制不当使得风尘得不到有效的控制，或者传送带已停止工作，水幕却正常工作，导致产煤过湿而影响煤的质量，造成水资源浪费。

②安装二次降尘装置，对于高浓度的粉尘往往采取一次降尘不能达到所要求的标准，往往只能将大颗粒半径的粉尘沉降，当时小颗粒半径的粉尘仍需要进一步祛除，因此，在这个过程中就需要安装二次降尘装置。通常可以采用采煤机的负压技术，它主要是利用喷吸装置对产生煤尘根源的区域进行喷雾进行二次降尘。

例如采用已经获得国家技术专利的瓦斯抽放钻孔降尘技术，除尘率超过95%，并且还能避免在清理煤粉时产生二次粉尘。该技术可以推广应用至各个工作面，有效的提高整体的降尘效果。

2.3 掘进工作面的防尘技术

在该工作面中，由于放炮而产生大量的粉尘包括岩尘和煤尘，所以根据其施工的特点，可采用高压远程放炮自动喷雾技术，在技术主要是在利用爆炸的冲击波通过传感器转化为电信号，进而控制枪口喷雾装置进行喷水，从而实现远程喷雾降尘，该技术的除尘效率相对也较高，达到90%以上，是一种应用相对广泛的技术。此外，还有一种常见的技术是圆柱体形多喷头喷雾装置，该装置由于覆盖面相对较窄，不能远距离进行覆盖，降尘效果不如前几种技术，但是该技术在全断面采掘面总能够有效地防止煤尘的扩散，在采掘面中也是常见的除尘技术。而湿式打眼技术是一种基本的防尘方法，降尘率能够达到85%左右，降尘效果较好。

2.4 煤运过程中的防尘技术

煤运过程包括两个阶段：

①井下开采的煤运往地面的过程，这个过程可采用煤眼前后安装喷雾装置来降低煤尘的产生；

②对开采出的煤进行装运的过程，在这个过程中，受到自然环境条件的影响较大，例如气候干燥，季风来临，煤堆机车经过等，都会引起煤尘的大量产生，而雨季又会影响煤的品质。

因此在这个过程中需要采用更先进的技术来达到降尘的效果，通常可以在个别点加设单组弧形喷雾装置，并且可以在某个地段增设喷雾自动化设备，当有机动车经过时会自动喷雾，从而有效的降低煤尘，保护道床。

2.5 其他技术的应用

①净化通风技术，通常风速、粉尘大小形状、空气的湿度都可能会影响到通风除尘的效果，因此，该技术的可控性较差，常用的设备有湿式除尘器等。

②自动化监控技术。通过利用高科技检测煤尘、岩尘的浓度，超过一定浓度后转化为报警信号，触发喷雾装置，进而有效地降低粉尘的含量，目前该技术还处于研究阶段，是未来除尘技术的发展方向。

3 结 语

综上所述，煤矿采掘中的防尘技术可以有效的降低粉尘含量，煤矿企业需要根据不同的情况采用不同的方案，采用科学合理的防尘技术，以达到除尘的效果，保证良好的工作环境，进而促进煤矿企业的健康可持续性的发展。

参考文献：

[1] 孙明波，董曰喜.现代化矿井采掘防尘技术的研究与应用[J].煤矿安全，2004，（1）.

[2] 赵海军.矿井采掘防尘技术的应用研究[J].价值工程，2011，（33）.

[3] 句海洋，凌标灿，叶峥，等.矿井采掘面高效防尘技术及其发展趋势[J].华北科技学院报.2014，（2）.

煤矿采掘工作面粉尘防治技术研究 第4篇

1 通风除尘技术

通风是有效降低粉尘在井下采煤过程中的浓度措施, 而影响通风除尘的主要因素有风速、风向, 以及采掘空间粉尘的粒度、浓度、周边环境的湿润程度等。在风速过低的条件下, 较大颗粒的粉尘难以排出, 风速较高时, 虽然能够将粉尘带走, 而又使落地粉尘重新吹起, 反而增加了粉尘浓度。因此在掘进工作面实施通风除尘时, 风速控制在0.4~0.7m/s, 而在机械化采煤作业面施工时风速控制在1.5~2.5m/s, 而在回采工作面, 以及掘进煤巷作业时最高风速不能高于4m/s, 从而有效抑制通风除尘中的二次飞扬问题。

2 减少和抑制尘源的产生

煤矿采掘中对粉尘的产生可以分为全尘和呼吸性粉尘, 减少尘源的过程中有效抑制呼吸性粉尘浓度是减少对人体伤害的有效措施。其方法主要有煤层注水、水封爆破、湿式打眼, 改进采煤机和掘进机的切剥机构等, 而对于注水时, 能够使得煤体预先润湿, 从而在降尘上具有较好的效果, 通常可以使粉尘浓度降低60%, 而我国煤层由于裂隙发育较差, 对煤层注水实施困难, 而通过煤层脉冲式注水, 则能够较好抑制尘源。

3 喷雾除尘技术

喷雾是较简便、经济、实用的除尘技术, 对于井下采掘工作面实施喷雾降尘时, 主要有三种降尘方式, 一是依赖采煤机和掘进机实施喷雾降尘, 随着机械化采掘技术的发展, 在采煤机和掘进机割煤过程中, 加大对采掘工作面的喷雾降尘, 如在滚筒摇臂径向设置锥形喷嘴, 形成雾流屏障来降低滚筒割煤时的粉尘, 在实践中针对外喷雾喷嘴堵塞问题, 一种改进方法是高压外喷雾技术, 另一种是通过二级过滤技术来改善水质, 从而获得较高的降尘效果。对于转载点及液压支架喷雾降尘技术, 其主要特点是在转载部位作为除尘的重点, 与工作面除尘相比, 转载点除尘条件较为简单, 如利用预荷电喷雾技术、自调式风水喷雾技术, 以及声波雾化技术等, 可以更好的改善转载点降尘效果。在综放工作面实施自移式液压支架采掘过程中, 自移式液压支架往往是主要的产尘源, 特别是在前移、放煤时对粉尘的浓度高达1500~2000mg/m3, 因此, 加大对支架式喷雾方式的改进, 调整喷雾喷嘴的喷射角度, 及喷雾压力, 如下图1所示, 可以提高采掘现场96%的降尘效率, 平均降尘率达到86%。

自动喷雾降尘是对过去传统手动喷雾的改进, 通过引入综合喷雾降尘控制系统, 将采煤机与掘进机喷雾供水系统进行全面融合, 从而实现对多环节、多阶段、多转载点的自动降尘。

4 化学除尘技术

对于井下采掘工作面实施综合防尘的主要措施是在湿式作业条件下完成的, 而对于当前的液质主要依靠清水, 由于清水表面张力较大, 对微小粉尘的吸附能力不够, 尤其是对于呼吸性粉尘的捕捉效率较低。为此, 通过在清水中加入适当表面活性剂, 如对煤层注水中添加浓度为0.01%~0.15%的CTC固体润湿剂, 从而能够提高20%~30%的降尘效果。近些年来, 我国科研工作者对于化学抑制剂的研究成果不断突破, 如聚丙烯酸钠溶胶吸尘剂, 高分子泡沫降尘剂、淀粉接枝丙烯酸盐高倍吸水树脂作抑尘剂等, 都具有较高的降尘效果。

5 空气幕隔尘技术

空气幕技术最早在英国应用, 因其具有较高的应用价值而在产煤国普遍使用。空气幕技术主要是利用条形风口吹出条缝形空气射流, 以实现对污染物与周围空气之间的隔绝效果。如在采煤工作面, 加装在采煤机机身上的条形喷射空气流, 能够较好的阻截来自割煤空间的粉尘, 从而在司机与煤壁侧中间形成透明的空气幕屏障。对于空气幕技术, 主要有风喷嘴和附壁风筒两种方式, 而附壁风筒则是依赖附壁效应, 将风筒内吹出的轴向风流, 以一定旋转速度沿着巷道周壁进行旋转, 以实现在巷道断面形成空气屏幕, 以实现阻止割煤过程中产生的粉尘。

如下图2所示。

6 结语

对于煤矿采掘工作面粉尘防治技术的研究是一项综合技术性难题, 也是提高煤矿安全生产综合效益的关键。随着新技术、新工艺、新材料的不断推出, 对于煤矿粉尘防治技术的发展与应用带来了新的机遇, 如对高效环保喷雾降尘技术、装备、工艺的开发, 超声波除尘技术、生物试剂除尘技术的研制, 为矿井采掘工作面降尘效果提供了有效措施。

摘要：矿井采掘过程中对粉尘防治技术研究一直是提高煤矿生产水平和作业人员身心健康的重要课题。本文将结合矿井采煤工艺集约化、高效化发展方向, 就除尘技术和应用现状进行分析, 并提出相应的对策和建议。

关键词：煤矿,采掘工作面,粉尘防治,对策研究

参考文献

[1]程卫民, 刘向升, 阮国强等.煤巷锚掘快速施工的封闭控尘理论与技术工艺[J].煤炭学报, 2009.

[2]刘伟, 程卫民, 于岩斌, 周刚, 刘党辉, 董彬.综放工作面表面活性剂抑尘实验与应用研究[J].矿业安全与环保, 2012.

[3]董宪伟, 张寅.煤层注水降尘新工艺及效果分析[J].煤炭技术, 2012.

煤矿采掘技术改造研究 第5篇

关键词：超长走向 采掘工作面 远距离通风 技术应用

1 简介

梅花井煤矿是宁东能源重化工基地规划开发的特大型矿井之一，设计生产能力12.00Mt/a。井田南北走向长10.1～11.1km，东西倾向宽6.1～7.3km，面积为71.3km2。矿井一期采用斜井开拓，达产时将形成斜、立井联合开拓布局，矿井目前采用“三进一回”的中央并列抽出式通风，但因矿井超长走向综采工作面布置过程中的远距离局部通风及回采过程中长达15000m的通风流程将是制约矿建工程进度及通风安全的瓶颈。如何解决综采工作面顺槽掘进的远距离通风问题，将直接影响我矿能否顺利实现达产目标的关键。

梅花井煤矿通风管理部门为确保长距离掘进工作面迎头风量、巷道风速符合《煤矿安全规程》规定，集思广益、群策群力，通过加强日常局部通风管理（按质量标准要求提高风筒延接、吊挂质量；加强局扇及风筒日常运行监管）；积极应用通风新技术装备（大功率对旋轴流高效局扇、大直径风筒）；实施矿井机械全负压通风；及时调整矿井通风系统等通风技术，在112201风巷、112201运输巷、116101机巷、116101辅运巷等多个掘进工作面实现了最长局部通风距离分别为3300m、3500m、3800m、3700m，取得了良好的效果，现将具体技术的应用分述如下：

2 超长走向掘进工作面远距离通风技术的实际应用

2.1 加强局部通风日常监管

2.1.1 按质量标准要求提高风筒延接、吊挂质量

依据《煤矿安全规程》和《矿井通风质量标准化标准》有关规定，要求各掘进工作面每班必须配备专职或兼职通风工，通风工主要负责风筒的延接工作和维护工作面整列风筒的吊挂质量，发现问题及时处理，风筒延接使风筒的吊挂必须做到平、直、稳、缓，逢环必吊，风筒接头严密，按照规定将反压边实现双反边，提高掘进工作面的有效风量率。例如116101机巷掘进工作面在通风距离达到3000m时，通过采取上述措施，局扇吸风量为381m3/min，工作面迎头风量达到332m3/min（数据来源于2010年6月7日测风结果），有效风量率达到87.14%，风筒漏风仅1.63m3/（min.100m）。

2.1.2 加强现场管理，落实质量标准，最大限度实现局部通风降阻防漏

对局部通风系统的有效管理是保证掘进工作面通风效果的必要手段。我矿为新建矿井，矿井生产和基建同时并存，矿建工程掘进工作面较为集中，通风管理人员及熟练工相对较少，各掘进工作面出现的局扇管理不善、风筒吊挂质量不高的现象较多，比如112201运输巷掘进工作面通风距离只有600m时工作面就出现了迎头风量不足（局扇吸风量为351m3/min，工作面迎头风量只有193m3/min，有效风量率只有55%，风筒百米风耗达26.3m3/（min.100m）），局部通风管理极为被动。后来随着通风管理人员的不断补充，矿逐步成立了通风队、通风科，设置了通风副总，建立了旬度通风专项检查制度，主要对矿井“一通三防”存在的问题进行检查和考核。针对局部通风方面，主要检查和维护通风设施设备，发现不符合《煤矿安全规程》和《通风质量标准化标准》的现象时及时安排处理，消除不符合项，减少搬运风筒过程中的风筒损耗，严禁拖拉，严防尖锐突出物挂破风筒；将线缆和风筒分侧悬挂，合理匹配通风要素，最大限度的实现降阻防漏。主要措施如下：

①加强轴流对旋式局扇各连接部位及接线盒、大小头等高压部位的连接工艺管理，采取在局扇高压部位加设胶垫、捆扎铁丝等措施，杜绝局扇高压部位漏风；

②提前用紧线钳将8#铅丝沿巷道拉紧、平直，确保风筒逢环必挂，吊挂“平、直、稳、缓”，无死弯、打折，并统一风筒直径，拐弯处平滑过渡，使用钢性骨架风筒，尽可能降低局部通风阻力；

③严格风筒延接质量管理。实行风筒接头压双反边、铅丝紧边防脱节等工艺，使接头严密，减小风筒接头漏风；

④指定专人加强风筒的日常维护，紧随掘进延伸及时延接风筒，减少风筒搬运过程中的风筒损耗，严禁拖拉，严防尖锐突出物挂破风筒，出现破口及时粘补，并对风筒吊环部位、扎线针眼部位专门进行统一粘补，尽最大可能消除风量损失，控制风筒百米漏风率，提高迎头有效风量；

⑤合理设计巷道断面内各类管线、风筒位置，确保布局合理，防止巷道行车、行人刮伤风筒，影响迎头局部通风；

⑥坚持对旋轴流局扇双级运行，定期测定局扇前供风量、迎头风筒出口风量及风筒百米漏风率，发现问题及时分析整改，确保风机送风压力与通风距离相匹配，局部通风系统安全可靠。

通过通风管理人员定期或不定期的入井检查和每旬组织的通风专项检查，对发现的问题及时处理，有效杜绝了工作面通风距离不长，迎头风量不足的现象。最后112201运输巷掘进工作面的最常通风距离达到3500m，工作面迎头供风量达到253m3/min（该工作面设计需风量为230m3/min）。

2.2 积极应用通风新技术装备

2.2.1 应用大功率对旋轴流高效局扇

随着科学技术的发展，新技术、新设备、新工艺在各个领域得到了有效利用，矿井局部通风设备也在不断推陈出新。原有的JBT系列和JBY系列轴流式单级通风机现已被FBD系列轴流对旋式局部通风机完全替代。轴流对旋式局部通风机主要适用于采掘工作面及各种峒室的局部通风场合，具有结构合理、节能效果明显，送风距离远等特点，可根据不同的通风阻力要求，既可整机使用又可分机使用，巷道长度在2000m以内时可不移动局扇正常送风，是煤矿井下远距离局部通风的理想设备。

掘进工作面供风设备主要采用局部通风机和风筒，合理对局部通风机选型，将是决定工作面迎头供风量能否满足的关键因素。例如在112201辅助运输巷掘进初期，选用功率为2×11kw对旋局扇作为掘进工作面的供风设备，起初迎头风量能够达到《作业规程》的要求，但等工作面掘进至500m时，通风距离已达到1100m，工作面迎头风量只有148m3/min，已远远不能满足生产需要，为此我们将2×11kw对旋局扇更换为2×30kw对旋局扇，使得工作面迎头风量达到263m3/min，满足了工作面的需风量。

通过使用FBD系列轴流对旋式局部通风机，我矿现已实现单台局部通风机送风距离长达3800m（116101机巷掘进），为我矿掘进工作面实现远距离通风积累了成功经验。

2.2.2 使用大直径风筒和长距离风筒

随着掘进工作面的不断延伸，通风距离不断增加，局部通风阻力也在不断增大，送入掘进工作面的迎头风量也在不断降低，选择与局扇相配套的大直径风筒为掘进工作面送风，是解决这一问题较好的办法。

我矿目前采用的风筒规格大多为Φ800mm×10m，以下是有关各种规格风筒的参数：

■

另外，在风筒长度的选择上，尤其是长距离供风工作面要大力提倡使用长距离风筒，比如每节风筒长度20m、30m或50m等，减少由于风筒连接不正确或不到位而造成的漏风现象。

2.3 实施矿井机械全负压通风，不断优化矿井通风系统

2.3.1 在矿井主扇没有运行前，采用井下安装辅扇，实现机械通风

2008年，随掘进工作面的不断延伸，112201首采工作面三条顺槽的长距离供风越来越困难，为此经矿领导研究，计划在井下三区段辅运石门内施工两道密闭，安设两台2×30kw局部通风机作为辅扇，在密闭墙上穿过Φ800mm的风筒，实现临时机械通风，将安设在地面的局部通风机移到井下，可缩短供风距离500m左右。但后来由于三区段回风联络巷内积水、淤泥多，无法在短时间内清除，所以该方案一直没有进行实施。但是在主要通风机及其附属设施未形成之前，在井下设置临时辅扇的方案是可行、实用的，其通风效果将非常明显，能有效地解决建井期间的通风实际问题。

2.3.2 精密组织、精细安排，提前实现机械通风，满足工作面需风要求

随着供风距离不断增加，局部通风的风阻也不断增大，工作面迎头风量将逐渐减小，不能满足生产需要。为此，我们积极会同矿建、土建等施工单位提前施工风井风峒、安装主通风机及其附属设备，构筑井下主扇运转所需要的通风设施，完善回风斜井口安全通道。由于风井筒内铺设大倾角皮带，风井口防爆门无法安装，经过反复斟酌、仔细酝酿，最后决定在大倾角巷道内安设木制临时风门，作为临时防爆门使用，经过一个多月的精心准备，2008年5月12日，梅花井煤矿实现了机械通风，由于目标明确，安排精细，主扇运转后经测定井下各用风地点参数，全部符合设计要求。实现了将局部通风机全部移入井下，缩短通风距离，保证了工作面迎头风量的供给。

2.3.3 施工通风措施巷，不断优化矿井通风系统

我矿通风部门会同矿建部门、华宇设计院，不断优化矿井通风系统，针对112201、112202和116101综采工作面风巷、机巷、辅运巷三条顺槽供风距离不断增大的现状，在掘进工作面每掘进1500～2000m左右时，设计一条贯穿风巷和机巷之间通风措施巷，通过调整局部通风系统，将局部通风机搬迁至通风措施巷向外20m处，可以直接缩短通风距离2000m左右，为掘进工作面的顺利施工提供了有利保障。

通过积极应用通风新技术装备（大功率对旋轴流高效局扇、大直径高强度风筒）；加强超长距离局部通风的管理（按质量标准要求提高风筒延接、吊挂质量；加强局扇及风筒日常运行监管），实施矿井机械全负压通风；及时调整矿井通风系统等通风技术，在112201风巷、112201运输巷、116101机巷、116101辅运巷等多个掘进工作面分别使用FBD系列、DBKJ系列型号为2*30KW、2*15KW的对旋轴流式局扇，和∮800mm高强度加长风筒，通过加强局部通风管理，实现了最长局部通风距离分别为3300m、3500m、3800m、3700m，满足了掘进工作面的供风需求，创造了良好的劳动气候条件。取得了良好的效果。

目前112201、112202综采工作面已回采完毕，112203、116101综采工作面正在回采，114202回风巷现完成掘进进尺4200m，运输巷完成掘进进尺5101m，辅助运输巷完成掘进进尺4925m，并且在2008年6月份112201辅助运输巷掘进工作面创下了最高月度进尺531m的记录，实现了通风安全无事故。

3 超长走向综采工作面远距离通风技术的应用

3.1 积极创造条件，构建矿井机械通风系统。因梅花井煤矿综采工作面的水平走向长达5km，在基本建设过程中，随着掘进工作面不断延伸长距离局部通风不可能无限制的延长，必须提前考虑构建矿井全负压机械通风系统，合理布局局扇位置，尽可能缩短局部通风距离，具体的做法有二：

一是在地面风井设施不具备条件的情况下，尽快贯通各水平车场，形成自然通风系统，并在最低水平施工临时密闭，装设2*30KW以上大功率局部通风机作为辅扇，保证双电源、双回路自动切换，实现矿井临时机械通风后，将地面局扇移入井下，缩短局部通风距离。

二是提前会同矿建、土建施工单位，提前施工风井风硐，安装主通风机及附属装备，构筑矿井主扇运转所需通风设施后，构建全负压机械通风系统，在井下合理布局局部通风机位置，缩短局部通风距离，保证掘进工作面迎头风量的供给。

3.2 充分考虑掘进工作面供电、运输能力，沿综采工作面走向及时施工通风措施巷，形成风巷、机巷的联络通道，不断优化矿井通风系统。一方面能减少局部通风距离，另一方面沿走向每隔1600～2000m施工1～2条通风措施巷与工作面切眼形成并联的“U”型通风系统，大幅度降低了采煤工作面通风阻力，依托已形成的全负压机械通风系统，使工作面配风可靠、稳定，有效保障超长走向综采工作面的通风安全。

3.3 选择高效、节能的主要通风机，保障矿井通风系统稳定可靠。与国内风机制造商——湘潭平安电气集团合作，回风斜井井口安装两台采用其核心技术——弯琼组合正交三维扭曲叶片技术的BD-II-10-№30型高效隔爆对旋轴流式主扇风机，一台运转，一台备用，配套电机为2×355KW，额定风量74-210m3/s，额定风压3200-350Pa，现阶段主扇双级运转，总回风量11600m3/min，负压1500Pa，设施设置合理可靠，无不合理的串联通风。

目前，我矿设计长度达到5000m左右的112201、112202、112203和116101三个综采工作面通风系统安全形成，其中112201和112202工作面已回采完毕，112203和116101工作面正在回采。长距离采煤工作面风量调节容易，配风充足，系统稳定，风量可在883m3/min～2500m3/min范围内任意调节，通风系统稳定可靠。

4 项目的发现、发明及创新点

4.1 通过对长距离、大断面局部通风技术的实际应用，在梅花井煤矿的112201、112202、112203和116101等多个掘进工作面分别使用和∮800mm高强度风筒，通过加强局部通风管理，实现了最长局部通风距离分别为3500m、2800m、3100m、3800m，取得了良好的效果，创造了国内最长的局部通风长度，保障了掘进通风安全。

4.2 通过合理设计综采工作面通风系统，成功构建了设计能力为1200万吨/年的特大型矿井通风系统和亚洲最长走向长度为4941m的综采工作面通风系统，且该通风系统简单、可靠，通风阻力小，调节幅度大，利于矿井通风安全管理。

该项目的创新点在于推广、集成目前国内采用先进技术（弯琼组合正交三维扭曲叶片技术）的大功率多级隔爆对旋轴流式局部通风机、高强度大直径风筒，不断优化局部通风布局，实现了常规局部通风管理达不到的高风压、长距离、大风量的通风能力，并依托超前构建的机械全风压通风系统，统筹规划矿建工程现场施工，不断优化矿井通风系统，实现了系统简单、阻力低、风量可控、调节幅度大的超长走向综采工作面通风系统，而且装备功率选择合适、经济实用、节能、可操作性强等优点，有力保障了特大型现代化矿井快速建设和超长走向工作面通风系统可靠稳定运行。

而且，因长距离矿井通风技术的成功运用，对影响掘进施工安全的瓶颈降低到最小，保障了矿建工程施工速度， 2008年、2009年、2010年三年分别完成矿建工程22399m、25120m、28456m，分别为集团公司下达的年掘进工程计划的194%、156%、162%，并且112201辅助运输巷掘进工作面在2008年6月份创下了最高月进尺531m 的记录，实现了通风安全无事故。

5 经济效益情况

5.1 直接投资及效益

在长距离通风技术应用中，随长距离掘进工作面通风距离的不断延伸，先后将各长距离通风掘进工作面局部通风机由2×11kw向2×15kw、2×18.5kw、2×22kw、2×30kw的大功率局扇进行更换，并直接使用∮800mm的大直径加长高强度风筒，降低局部通风阻力，延长送风距离。

①项目应用中共购置FBD系列的2×11kw局扇2台，2×15kw局扇4台，2×18.5kw局扇2台，2×22kw局扇2台，2×30kw局扇5台；购置∮800mm的大直径加长高强度风筒，且还可复用于其他掘进巷道。

②由于长距离通风技术的应用，将原设计的112201、112202和116101综采工作面上巷采用双巷掘进通风掘进的方式改为单巷长距离掘进，可少掘巷道断面为14.3m2的巷道约15000m，按每米巷道掘进造价6000元进行计算，即至少可减少基本建设投资为15000×6000=

9000万元。

5.2 社会效益

长距离通风技术的成功应用，最大的效益是安全效益，首先是为宁东矿区及其他大型基本建设矿井的掘进、回采长距离通风提供了应用实例，特别是梅花井煤矿成功解决超长走向5km的单巷掘进通风安全难题和实现约5km超长走向综采工作面通风系统的构建。其次是在国内基本建设矿井通风技术应用中成功突破3800m的长距离通风尚属首次，具有非常广阔的推广空间和使用价值，非常适合于高产高效大型矿井的快速建设。

参考文献：

[1]刘富，仵作连，张贵金编写.矿井通风与安全[M].煤炭工业出版社，2001年12月.

[2]邱江，刘爱菊，吕一中编写.矿井通风技术[M].煤炭工业出版社，2008年6月.

略论煤矿采掘技术的改造思路 第6篇

关键词：煤矿,采掘技术,改造思路

煤炭作为我国发展的重要动力能源之一, 对其的开采与使用决定了我国经济发展的前景。但同时, 煤炭资源作为无法再生的能源之一, 在对其进行开采与使用的过程中, 需要注重对于集约化的贯彻, 即:通过对开采方式的创新发展来实现对媒体资源利用情况的发展, 进而完成对资源高效利用这一目的。就目前我国对煤炭的开采与发展情况来看, 随着科学技术的不断发展, 唯有不断地提高对其的开采技术才能实现对煤炭行业的进一步发展。

1 我国煤炭行业的发展现状分析

1.1 对矿井的管理水平不足

随着我国市场经济的不断发展, 我国企业的发展模式与发展前景更加注重于提高自身的科学性与合理性, 因此, 大多数企业注重于通过对信息化技术的使用来实现自身的对管理水平的提高, 就煤炭开采业来说, 在其发展过程中, 所需注重的管理水平发展, 需要就信息技术的使用水平来进行提高。比如, 提高对三维地震数据的收集与处理, 进而实现对资源的最大化利用。这样的情况, 在我国的煤炭开采行业的发展过程中, 比比皆是, 这是由于我国煤炭行业自身的管理水平不足而导致的其发展竞争力的落后。

1.2 对地质规律的分析情况不足

在进行煤炭能源的开采作业的时候, 需要对开展的环境进行分析, 实现对开采工作开展环境的深入了解, 在此基础上, 实现对开采方式的选择与明确, 减少不必要的开采事故, 提高行业发展的稳定性与安全性。

1.3 地质勘探的技术较为落后

就我国地质勘探活动开展的实际情况来说, 发展模式较为单一, 导致勘探活动的开展缺乏系统性与科学性, 其开展过程中出现的问题接连不断。

1.4 煤炭矿井的结构较为局限

在我国, 煤炭企业在开展的煤炭能源开展活动的过程中, 往往其开展的矿井结构较为局限。即:往往采取小结构的矿井作为开采活动开展的主要场所, 这也就使得诸多先进的技术难以有效地使用。比如, 用于提高开采活动安全性的三维地震勘测技术就无法实现在这样的较小空间内的勘测, 其精准度使得整个机械的活动开展无法做到有效地定位。

1.5 煤炭行业开采设备的落后

首先, 在我国煤炭行业, 特别是其中的大型企业其开采任务的开展离不开对进口设备的依赖, 这样做不仅仅提高了开采的成本, 也使得设备在使用的过程中, 其受制情况较为明显;其次, 煤炭行业的产品结构分布存在不均衡的现象, 使得我国的煤炭行业发展无法满足时代发展的需求, 这也就导致了煤炭行业的产品档次与质量存在着诸多的不足。同时, 在这个过程中, 对于煤炭能源的浪费情况比比皆是, 这样的发展不平衡现象, 导致了我国的煤炭行业想要实现可持续发展变得难度遥遥无期;再者, 高效的集约化发展模式, 使得生产活动的开展能力无法达到实际的发展需求, 这样的模式发展前景也就显得缺乏发展的动力。

2 煤炭开采行业的创新发展模式分析

2.1 提高对自身的管理水平才能促使其不断发展

矿井的管理的开展需要针对其复杂性的存在, 一方面, 结合不同矿井的实际发展情况, 建立并完善相关的矿井管理制度;另一方面, 也要注重于培养具备相关管理能力的优秀管理人才, 提高矿井管理的水平。通过这样的方式, 进而减少矿井事故产生的可能性, 同时, 也能进一步提高矿井的信息化管理程度, 提高矿井自身的发展水平。

2.2 加强对开采设备的更新与开采技术的发展

提高开采设备与开采技术的质量实现煤矿行业发展质量的关键所在。但在我国, 这样的发展需求面临着以下两点不足:一是, 自身独立性不强, 对外国技术的依赖程度较高;二是更新不及时。针对此现象, 必须提高采掘技术水平, 将高新技术产业用于实际生产操作中来。改变传统的开采模式, 实现机械化开采, 并及时更新采掘设备。如采煤机和单体液压支柱相结合进行采掘, 这必将会使得开采效果有所好转。就国家来说, 需要加强对技术设备的科技含量, 为了更好达到这一目标。相关政府部门需要加强对科研开发活动的重视与资金投入, 实现对技术性人才的有效培养以及对开采科技的有效创新发展。在这个过程中, 可以积极地开展与外国先进企业的技术交流合作, 进而实现对自身的科技的发展。

2.3 对矿井机构的改进

随着煤炭能源开采技术的发展, 通过小结构的矿井来进行开采活动的模式已经难以满足社会发展的实际需求, 因此, 对矿井结构的发展与改革是十分重要的。主要改进内容包括对工作空间的扩张与对开采环境的建设, 使得大型开采机械得以投入使用。同时, 使得开采的方式得以提高效率性, 实现对开采次数的减少, 既减少了开采的成本, 也能提高开采的安全性。

2.4 增强矿井管理的信息化水平

煤矿矿井的管理工作涉及的内容较为繁杂, 因此作为矿井的管理人员, 应不断更新自身管理思想, 强化管理技能, 提高综合素质, 锻炼自身处理突发事件的等能力。所有的煤矿管理岗位应任用具备专业管理技能的人员, 最好优先有矿区管理实战经验的人员, 要求所有的岗位人员需持证上岗。此外管理人员应积极做好防范各种安全风险的工作, 突遇意外事故发生时, 启动应急方案, 冷静处理好各项事件。此外应积极利用现代科学技术, 实现矿井信息化管理, 提高矿井管理的现代化水平, 实现采掘工作的安全管理。

2.5 实现煤矿采区的高效集约化生产

为实现高效集约化的生产, 首先应对矿井合并进行改造, 以扩大煤矿矿井之间的联合程度, 提高经济效益。其次是扩大矿井井田的范围。在矿井井田附加如果还存在丰富的煤矿资源, 并且在开采条件允许的情况下, 可以考虑适当扩大井田范围, 使之保持较大的生产量和较好的经济效益。

3 结语

随着煤矿矿井的开采力度加大, 开采规模的扩大, 采掘技术发挥的作用将会更大, 采掘水平的高低影响着煤炭质量好坏。因此, 煤矿企业应科学分析目前应用采掘技术存在的问题, 并针对性地采取改进措施, 推进采掘技术的革新和改造, 以期促进煤矿行业开采煤炭能源事业的稳步发展。

参考文献

[1]王和平.煤矿采掘技术的改造思路[J].城市建设理论研究, 2014, 36:75-76.

井工煤矿采掘技术分析 第7篇

1 采煤技术应遵循的基本准则

在对井工煤矿进行开采的时候, 对采煤的技术要进行选择, 在选择的时候, 一定要遵循两个技术准则。第一个技术准则就是在进行开采的时候一定要考虑到采动所产生的影响以及影响的程度。在进行煤矿开采的时候, 经常会出现地表移动的情况, 而且在地表发生移动的时候经常会出现地表变形的情况, 这些都是采动表现出来的特征。在对地下煤矿进行开采方法的选择时, 一定要对地表的移动和变形情况进行充分的考虑, 对于一些埋藏比较浅的煤层, 更加要进行考虑。第二个原则是一定要对资源的回收率进行计算。在进行煤矿开采以前一定要对影响开采顺利进行的影响因素进行降低, 同时为了更好的获得经济效益, 一定要对煤矿的回收率进行计算, 在进行煤矿开采的时候, 不但要保证开采的安全性, 对开采中要投入的人力、物力和财力要进行很好的计算, 同时对开采之后的矿产可能给企业带来的经济效益也要进行计算, 如果支出大于收入, 那么企业就没有必要进行这个煤矿的开采了。因此, 在进行井工煤矿开采方法的选择时, 一定要遵循这两个原则。只有这样, 企业在生产过程中, 才能既保证安全施工, 又保证可以获得经济效益。

2 合理优化煤矿开采技术的分析

2.1 离层注浆

在进行煤矿开采过程中, 经常会出现地面沦陷的情况, 为了更好的进行煤矿的开采, 在很多的矿务局都在使用一种新的方法进行煤矿的开采, 就是离层注浆的方法。这种方法在使用的时候, 可以对地面沉陷的情况进行控制或者是进行减缓。在使用这种方法进行煤矿开采的时候, 一定要将覆岩的结构进行分析, 同时对离层带的位置进行选择的时候也要做到非常的准确, 然后对离层的发展规律进行掌握, 使用离层注浆的方法就能达到很好的效果。在采用离层注浆技术进行操作以后, 不管地表的沉降速度多快, 都能起到很好的效果, 而且对地面建筑设施也可以进行很好的保护。在使用离层技术进行充填的时候, 主要是要将覆岩下降的速度进行有效的控制, 进而对地表的沉降速度进行控制, 在进行操作的时候, 先要从地面对离层带进行打孔, 然后从这个孔将填充的材料进行高压注入。对离层带进行填充主要是为了将覆岩下沉的情况进行有效的控制, 并且用填充物对覆岩岩体进行支撑。对离层带进行注浆施工, 是有很多的优点的, 在进行离层带注浆施工的时候, 是在地面进行施工的, 这样对于煤矿的地下开采就是没有影响的, 而且, 在进行注浆的时候, 投资非常的少, 施工中也是非常容易操作的。

2.2 条带开采

条带开采技术是一种非常特殊的技术, 在进行开采的时候要将煤层进行划分, 将煤层进行条带状的划分, 然后在这个基础上进行一定宽度的煤层开采, 然后相应的要留下一个宽度的煤层不进行开采。在进行煤层开采的时候, 预留的煤层宽度在开采的时候起到的作用就是对整个煤层进行支撑, 避免地表出现移动的情况, 同时也是为了避免出现变形的情况, 这种施工方法对地表的影响是非常小的。在进行开采方法的选择时, 一定要确保煤层具有足够的稳定性和强度, 煤层在开采的时候不仅仅要保证对覆岩层进行长时间的支撑, 同时要保证支撑的效果是非常好, 只有满足了这样的条件, 在开采的时候, 预留的煤层才有意义。在对煤层的开采宽度和预留宽度进行确定的时候, 一定要进行事先的试验, 在进行试验的时候, 要借鉴相关的经验, 对于开采的宽度一定要计算准确, 不但要保证生产的效益, 同时还要保证生产的安全性。

2.3 优化巷道布置

减少矸石排放的开采技术对于井工煤矿的开采而言, 优化矿井开拓和巷道布置的方式, 要从“多做煤巷, 少做岩巷”的原则入手, 从总体上消除或者减少矿井矸石的排放量。全煤巷开拓开采方式是指除了个别井底车场峒室开挖在稳定的岩层中外, 所有的开拓巷道全部布置在煤层中。这种开拓方式, 不仅有利于煤炭的清洁生产, 而且建设投资少, 矿井投产快, 但是对煤巷的支护技术要求高。在多煤层、多煤种的条件下, 开拓部署要考虑煤层能源研究的开采程序和开采煤层的搭配关系, 控制高灰高硫煤层的开采比例, 以减少全矿井生产原煤的总灰分和总排矸量。

2.4 煤炭地下气化技术

煤炭地下气化技术属于一种特殊的开采方法, 是将处于地下的煤炭进行有控制的燃烧, 通过对煤的热化学作用而产生可燃气体的过程。煤炭地下气化技术具有投资少、工期短、见效快、效益好等优点, 尤其适合中国煤矿地质条件复杂、劣质煤比例高的情况, 具有广阔的应用前景。煤炭地下气化技术的研究和完善要与长通道、大断面的矿井相结合, 进行较大规模的地下气化试验, 转化成连续、稳定的生产力。

2.5 清洁开采技术

粉尘污染处理技术煤矿在开采中, 产生瓦斯是不可避免的。煤矿生产过程中预先抽放煤层中的瓦斯, 可以有效地减少生产中的瓦斯涌出量, 不仅确保了安全生产, 同时也减轻了矿井排放废气对环境造成的污染。在粉尘处理方面, 主要采用高压喷雾或者高压水辅助切割降尘技术, 有效控制采煤机切割时产生的粉尘, 同时也减少煤尘爆炸的危险;在掘进工作面, 采用内外喷雾相结合的方法降低悬浮粉尘。此外, 还通过通风除尘、泡沫除尘、声波雾化除尘等措施, 进行综合处理。利用松散地层的过滤作用处理煤矿生产过程中的较高污染物水, 使之达到井下工业生产用水标准, 采用浮选尾煤处理工艺流程, 实现煤泥回收, 洗水闭路循环, 显著地提高经济效益。

3 结束语

为了提高煤矿企业的发展水平, 同时保证煤矿的供应, 对采煤技术进行优化是非常必要的。提高煤矿的生产装备和生产安全条件, 是保证煤矿企业可以更好发展的前提。

摘要：在进行煤炭开采的时候, 要进行地下作业是煤炭井工开采的一个重要的特点。在进行煤炭井工开采的时候, 要进行井筒的开凿工作, 而且井筒在开凿的时候一定要和地下进行连通。科学技术的不断进步, 使得煤矿采掘技术也得到了很大的发展, 不仅仅是在煤炭的技术方面得到了发展, 在煤炭的采掘方法上也得到了提高。为了保证煤炭的供应, 在进行煤炭开采的时候, 对开采的效率和安全都要有所提高, 保证矿井的生产能力, 同时对煤矿的开采技术进行提高。

关键词：井工煤矿,采掘技术,分析

参考文献

[1]罗行志, 等.浅析石嘴山一、二矿改扩建设计重点问题的解决方案[J].煤矿工程, 200 5, 1.

[2]吴秀萍, 等.影响综合机械化采煤的因素分析[J].山西焦炭科技, 2005, 3.

煤矿采掘中的高强支护技术 第8篇

关键词：煤矿采掘,高强支护技术,应用

0 引言

随着在日常生产、生活对煤炭的需求量逐渐增大,且煤炭资源具有可燃性好、可以长时间或大量储存等优点,中国煤炭资源在各方面的用途都较为广泛,在开采发展上也越加迅速,在实际开采中,逐渐向地面更深处延伸与发展。在实施采煤与掘进的过程中,施工方面的安全尤为重要,工作者需要构建开采巷道,但是因为煤矿巷道开采越来越深,坚固性与稳定性越来越差,所以在实际开采过程中极易突发矿难事故,影响整个施工的安全进行,因此,针对巷道实施高强支护技术能够有效加固巷道。

1 高强支护技术概述

中国在很长一段时间所开采的煤炭资源都是地表的浅层煤炭资源,很少应用到高强支护这方面技术,通过探测数据显示,中国煤炭资源70%都在地表1 000m以下部位,随着现在浅层煤炭资源逐渐减少,深层煤炭开采被人们逐渐关注,因此在煤矿采掘中高强支护技术的重点应用具有十分重要的现实意义。如今科技技术发展,高强支护技术理论逐渐完善。现在高强支护技术所采用的支护材料通常是树脂锚杆,其成本较低,同时能够达到支撑要求[1]。这种材料最突出的优点就是材料较轻便,在实施高强支护时,材料重就难以运输,也不好安装,而这种材料能够减轻安装施工工作,十分便于运输与安装作业。中国高强支护技术应用在以下方面:

a)通常随着煤矿巷道深度不断加大,在其稳定性方面出现一定减弱,而高强支护能够增强岩壁与巷壁承载力,能够有效坚固巷道,保证其施工安全,也可以提升企业效益;

b)高强支护技术适用于各种地质环境,安装成本也较低,实际应用效果明显,通常企业都能承受,所以能够广泛实施推广;

c)支护技术所采用的树脂锚杆强度较高,可以满足实际支撑相应要求,并且质量轻,可以很容易送到地下,运输与安装上都较为方便,也减轻安装的强度,降低实际安装成本;

d)通过在高强支护方面技术的应用,巷道在后期通常不用经常维护,只需要对其进行定期检查与维护,以延长巷道实际使用寿命,同时也能够使巷道长期处于稳定状态,使企业获取更大的效益。

2 高强支护技术原理分析及技术优势

2.1 高强支护技术原理

在煤矿的采掘过程中使用支护技术必须遵循其原理,在实际开采工作中,中国支护技术在应用方面必须按照实际情况进行设计,有效提升巷道岩石预应力,开展好高强支护设计,有效增加支护技术的实际作用。通常,按照悬吊的基本理论来实施主动支护,直径通过其承载力与固定力来确定。在锚杆使用中,通常选择普通锚杆,间排距的设置在必须在标准范围之内。实际开采挖掘中,依照巷道情况应用来确定实际高强支护。最开始这个技术适用在巷道顶部,一旦预应力在相应程度上时,支护结构就会完成预应力支护,对外部结构目标实施挤压成功在变形方式下实现,即便在其变形过程中,也能够使其维持较好的稳定性。这项技术,能够开展传递式应力工作,集中或减缓应力,以达到消除的目的,进而有效把控巷道岩石的实际变形量,保证控制住开采中的变形量,达到内外并举、标本兼治的功效,具有实际经济效益。

2.2 高强支护技术的优势

a)采用高强的支护技术,利用墙壁岩石及巷道本身的优势,有效应用支护的承载力,有效控制岩石的变形;

b)高强支护技术实际成本较低,工作稳定好,受其它因素的影响少,有十分良好的支护功效;

c)在开采过程中煤矿所采用的高强度支护技术,大大降低施工安装方面的难度,极大地改善了相关工作人员的施工环境;

d)支护技术减少了实际巷道的建设耗时,材料实际占地面积小,能够减少或降低建设资金投入,以保证企业在资金方面的正常运作;

e)支护技术的应用能够提升其实际生产效率,并保证安全生产。

3 高强支护技术使用中存在的问题

在高强支护技术使用初期,变形的主要问题是其在结构方面的不连续,通常可以采用应力支护,实施间断性变形,产生的破坏也会随之得到控制,在巷道四周的岩石会处于很高压力的环境下,这样就会使岩石因为压力而得到有效控制,以保证锚杆四周岩石的完整,这样在锚固区内的支护就可以承受很大的相对应力,巷道岩石在压力与相应的破坏方面也会降低。此外,其延伸杆也可以较好地控制岩石的实际变形,在对变形控制的初期,锚杆阻力变大,支护延伸效率将增大。在开始正式工作前,需要收集相关地质文献数据资料,同时对其做综合性的实际分析,进一步了解开采工作面的实际情况,更好地做好支护技术方面的相关工作[2]。

分析顶板岩和松动圈,按照其分析结果选择适合的锚杆,并精确计算,保证能满足施工要求,增加其实验效果。巷道安全工作的合理开展首先要尽可能减少开采方面的成本,要提高实际工作效率,结合顶板岩层情况,应用高强度支护技术构建出整个开采系统,将其技术功能充分发挥。深层次挖掘中,支护技术更为重要,要合理选择支护,可以使其巷道岩石更加稳定,分析好实际情况,做好相应的材料准备工作,就可以实施巷道的支护作业。

4 高强支护技术的应用

高强支护虽然仍有问题存在,但是在巷道的实际应用当中已经取得了十分显著的效果。支护初期通常会存在不连续的相应变形,支护可以使周围的岩体时刻处于被压的状态,更好地控制其破坏与变形问题,保证巷道围岩完整,合理控制其承载力,促使巷道锚固区能够形成较大的应力承载,减少外围岩层的破坏。同时,高强支护可以利用本身的延伸杆体对其后续变形问题实施控制。在对初期的变形实施控制时,施工人员能够有效强化巷道锚杆的相应阻碍,使支护系统的延伸能够实现。这样,即使施工有阻力,工作人员也可以控制住变形问题。

在实施采煤与巷道掘进过程中,想要避免采掘中存在安全问题、保证掘进施工质量,就必须与实际方案有机结合来指导实际掘进。锚梁的应用可以更好地承接与固定高强支护,同时,要是对墙体的需求较高时,其锚梁也可以为支护分担一定的压力,以便采掘施工更加快速实施。由于高强支护这方面的技术有着较强的隐蔽性,因此在掌握相应数据后,就必须思考如何才能保证工程施工的安全及质量问题。目前,在地质与自然环境条件较为特殊的区域,高强支护的技术还并没有得到十分广泛地应用,在高应力状态下,这种类型的巷道顶部通常会出现较大变形,其巷道内部会产生收缩变形的问题,这些问题都会严重影响巷道的使用。最特殊的是沿空实施掘巷,在采掘过程中,将出现较为严重的煤矿巷道变形问题,在回采过程中,巷道出现的变形问题将会变得越加严重,同时断面上的收缩率会高达一半以上。这样不仅对巷道的实际使用会有严重影响,甚至还有可能会造成巷道安全隐患事故。

与此同时,还要在实践当中构建相对完善的支护监测体系机制,利用其高强的支护监测体系系统,收集围岩信息,对支护的实际成果及围岩实际运动规律实时动态掌握,然后利用采集的数据,合理优化支护系统,还应该及时、准确和全面掌控采集到的监测资料信息[3]。在实际掘进工作中,应对巷道实际支护情况实施更深层次的调查追踪,使用较科学的方法预测及分析其围岩的实际状况,并找出可能存在的安全隐患,采取合理的措施进行改进,以保证巷道的安全性。

5 结语

中国大多数工业原材料都是煤炭,煤炭充足供应为大多数企业的发展提供了资源保障,同时提供了电能,对社会稳定及经济发展起到十分重要作用。煤炭在中国燃料的应用上在未来一段时间仍然是不可替代的,并且实际需求量也越来越大。随着中国浅层煤资源逐渐减少,深层煤炭资源的开采逐渐引起关注,同时也需要更加先进的采掘技术,高强支护就是深层煤炭资源采掘的重要组成部分。高强支护技术使用能够进一步提升其巷道的稳定性,保证生产效率及安全,尽可能杜绝事故发生,同时提升企业经济效益,为企业的长远发展奠定坚实的基础。

参考文献

[1]郭海生.浅析煤矿采掘中的高强支护技术[J].山东煤炭科技,2016(1):51-52.

[2]侯朝祥.采煤掘进中高强支护技术的应用[J].技术与市场,2015(5):135.

煤矿采掘技术改造研究 第9篇

1.1 地质勘探准确度低

地质构造是影响矿井生产安全最重要的客观因素。在矿井生产过程中, 现场地质情况是获取的第一手资料, 根据地质报告分析推断煤岩层及井下地质状况, 用于指导生产, 但在煤炭勘测技术方面, 我国依然处于技术单一的境地, 许多矿井由于地质勘探准确度低, 原来勘探的主要可采煤层变成局部可采或不可采煤层, 打乱原本已制定好的采掘部署, 同时给施工时间和空间安排带来混乱, 给矿井生产造成较大被动。而且我国煤矿企业中小型煤矿居多, 这种小型矿井浪费了大量的煤炭资源, 同时制约了先进采掘技术在挖掘中的应用。如, 在地质保障系统中, 存在一种叫高分辨率三维地震勘探的技术, 这种先进技术不利于在落差小于5米的地层中应用, 根本不能在落差小于3米的地层中运用, 给系统定位造成了很大的困难。在实际煤炭勘测中, 针对不同的地质构造, 应该运用不同的勘测技术, 但目前我国还不能做到, 因此缺乏综合勘测技术, 从而在勘测过程中出现很多困难。

1.2 煤炭开采技术设备有待更新

我国煤炭资源储量丰富, 并且开采量也居世界前列, 但在煤炭的开采当中, 我国挖掘技术依然比较落后, 主要有下面这些缺点:第一, 目前我国煤炭挖掘的机器设备仍然依靠进口, 从美国和德国等发达国家进口大型挖掘设备。这不但需要投入大量的资金, 在设备后期的维护和维修方面也存在很多困难, 不利于煤炭业的发展。第二, 煤炭生产中缺乏高效集约化生产方式。与发达国家相比, 我国目前的开采能力相差甚远, 不能有效应用高效集约化的生产方式, 虽然很少数的煤矿企业应用这种方式, 但也必须依赖国外先进生产设备, 不利于实现我国煤炭开采的高效集约化。第三, 煤矿企业安全设备投入不充分。我国部分煤矿企业产权制度不明确, 在产权界定不清、利益朝不保夕的情况下, 企业常常靠收买官员等短期行为来保护自己的产权, 而不会为煤矿的生产和安全没备进行长期投资, 直接影响到瓦斯抽放系统的建设、使用及更新改造。

1.3 管理不到位、制度不健全

煤矿是劳动密集型企业, 所涉专业复杂, 未知因素多, 精细化管理要求高。正因为煤矿作业场所点多面广, 造成管理流程长、难度大, 稍有不慎, 将会发生不可预知的事件。因此, 必须加强管理, 不断的消缺和纠偏, 不断的完善和提高, 不断的加强对人、财、物、机、料的合理分配和效能发挥, 建立健全技术体系和管理制度, 确保矿井采掘健康可持续发展。在我国的煤炭矿井管理中, 很多企业依然沿用原有管理模式。随着信息技术越来越广泛应用于各个领域, 运用计算机处理采矿当中出现的各种数据和图片, 可以使企业的管理更趋科学合理化。但在煤矿的管理中, 依然不能充分应用计算机进行管理, 如三维地震数据信息资源没有能够应用二次元解释, 属于信息资源应用中一个最大的失误。这使得我国的煤矿矿井管理水平与时代的发展严重脱节, 无法正常进行煤矿的采掘工作, 对我国煤矿业的发展很不利。

2 煤炭采掘生产技术改造对策

2.1 矿井生产要实现机械化和集中化

第一, 更新工艺装备, 提高采掘机械化水平。提高采掘工作面生产机械化水平, 提高采煤工作面单产和掘进工作面单进是矿井生产发展的基础, 是反映矿井生产技术水平的重要标志。由此可见, 采掘技术是矿井生产技术改造的关键因素和重要环节。矿井技术方面的改造最关键的部分就是如何不断的提高采掘工作面生产的机械化水平。提高采煤工作面的机械化水平必须从几个方面出发, 即从炮采到采煤机与单体摩擦支柱组成的机采 (普采) , 采煤机与单体液压支柱组成的机采 (高档普采) , 综合机械化采煤 (综采) 。综采或者机采的机械设备在性能上必须相应的有所提高和改进。矿井技术在改造的时候还要重视档次和水平上的提高, 让采煤的工作面在单产水平上也有着显著的提高。另外, 要想高效的提高掘进工作面的机械化水平也必须注意几个方面, 即从钻孔爆破到采用机械设备钻孔、机械化装岩, 到使用掘进机综合机械化掘进。矿井生产技术改造时应力求提高掘进工作面机械化水平, 同时改革巷道支护方式, 积极发展锚杆支护新工艺, 提高掘进工作面单进水平。第二, 提高矿井生产集中化程度, 建设高产高效矿井。在提高采掘工作面机械化水平, 提高单产、单进的基础上, 力求减少矿井同时生产的采煤工作面数目, 提高矿井生产的集中化程度, 简化矿井生产系统。通过矿井生产技术改造, 逐步向着建设高产高效矿井的目标迈进, 即力求实现基本上由1~2个采煤工作面生产保证矿井产量的格局。

2.2 优化巷道布置

随着采煤机械化水平的提高, 特别是综合机械化采煤的发展, 为了适应采煤工作面生产的要求, 为工作面生产创造有利条件, 在矿井生产技术改造中应特别重视采区巷道布置的改革。对于井工煤矿开采而言, 矸石排放的减少是优化巷道布置和矿井开拓的方式, 要从少做岩巷、多做煤巷的开采原则入手, 从整体上减少或者消除矿井矸石排放量。全煤巷采用在岩层中开挖井底硐室之外, 要将全部的开拓巷道布置在煤层中的开采方式。这种方式不仅对煤炭的清洁生产有利, 而且在具体的建设中, 投资较少, 而且投产快, 但是要求煤巷支护技术水平要高。由于采煤综合机械化发展, 促使采区巷道布置改革向着如下一些方面发展:加大工作面和采区尺寸;跨越式回采与往复式回采;降低采区准备巷道中岩巷所占比重;沿空留巷与沿空掘巷;设置较大容量的采区煤仓等。在多煤种、多煤层的条件下, 要对煤层能源研究的开采煤层及开采程序搭配关系进行研究, 控制好一定的开采比例, 减少生产原煤的总排矸和总灰分量。

2.3 增强对煤矿矿井的管理

2.3.1加强设备的管理:在煤炭的实际开采中, 不断引进技术高新的技术设备, 运用先进的采掘技术和设备。在矿井的管理当中, 为了使矿井的管理工作更加科学合理, 普遍应用计算机网络技术, 对矿井工作中的各种资源做到科学配置, 提高工作效率。

2.3.2从事挖掘工作的人员也要具备有关知识:所以在进行人员招聘时, 不但要重视人员的知识水平和综合素质, 在引进这些人员后, 还需定期开展专业技术培训, 在应用新型技术设备当中, 煤炭企业可以聘请国外技术人员对我国技术人员进行培训, 提高我国技术人员的操作水平。

2.3.3要大力培养矿井管理人员, 注重提高这些人员的知识能力和专业技术, 也可以聘请能够胜任管理工作的人员担任矿井的管理工作。

3 结束语

采掘技术环节作为矿井生产过程中最重要的一个环节因素, 直接影响和决定着矿井生产全过程。煤矿只有不断的提高矿井采掘工作的机械化水平, 采用先进的技术和设备, 同时增强管理, 才能提高煤炭开采效率, 实现高效节约的目标。

摘要：随着煤炭需求量逐步增大的同时, 煤炭资源的储量却逐步减少。关于煤炭的消耗问题越来越引起人们的关注。煤炭属于不可再生能源, 随着挖掘量的不断增大, 煤储量会越来越少。采掘工作是矿井生产的主要环节, 在经济快速发展形势下, 如何改进煤炭挖掘技术, 提高采掘工作的机械化水平, 实现煤炭高效节约化, 成为人们密切关切的问题。文章基于我国目前煤炭开采技术的发展状况, 改进煤炭采掘技术, 在高效节约煤炭资源的同时, 对于提高煤炭采掘作业的效率也意义重大。

关键词：矿井,技术改造,措施,途径

参考文献

[1]翟振宇, 赵卫强.放顶煤在中硬自燃特厚浅埋煤层中的应用[J].北京工业职业技术学院学报, 2015 (1) .

[2]范志忠.自动化大采高综放工作面关键技术探讨[J].工矿自动化, 2014 (11) .

煤矿采掘技术改造研究 第10篇

关键词：煤矿采掘作业?粉尘污染?治理对策

中图分类号：TD714 文献标识码：A 文章编号：1674-098X（2012）10（a）-0164-01

煤矿粉尘是煤矿采掘过程中产生的、悬浮于空气中的矿石和煤炭颗粒。随着国民经济的发展和人民生活水平的提高，我国的采煤量进一步加大，煤矿粉尘污染问题日趋严重。煤矿粉尘是煤矿五大灾害之一，不仅严重威胁人体健康，导致矿肺、煤矽肺等尘肺病，而且粉尘的存在会降低井下作业能见度，加大工伤事故发生频率，更严重的是煤矿粉尘中含有大量可燃可爆矿物质或煤尘，达到一定浓度时，自身爆炸或引发瓦斯爆炸，发生人员伤亡等重大恶性事故，粉尘治理刻不容缓。因此，如何通过科学的降尘策略和途径，有效降低煤矿采掘粉尘污染，最大限度地改善工作环境，促进煤矿采掘安全生产，保障职工身心健康就显得尤为重要和迫在眉睫。

1 煤矿粉尘的产生及其危害

煤矿采掘中巷道掘进，煤矿运输及存贮等过程，都会向井下环境排放大量的粉尘。采煤工作面是煤矿产尘量最大、污染最为严重的作业场所，统计资料表明，在通风环境较好和风速较大的区域，风力促使采掘粉尘的排放量和排放浓度猛增，据统计，采煤机割煤、破碎机工作、支架移架以及放煤口等机采工作面，所产生的煤粉尘通常可占据煤炭产量的1.6%以上。

煤尘煤尘不仅是安全隐患，也是职工健康的隐形杀手，不仅会对人体造成伤害，污染作业环境，还会引发爆炸。具体危害如下：①尘肺的产生。尘肺是煤矿行业从业人员职业病。它因长期吸入煤尘，肺组织病变出现纤维增生而产生，严重时可形成慢性阻塞性肺、引起上呼吸道炎症或引发肺心病，煤尘的吸入也是肺癌发病率升高的主要原因。②可见度降低。煤尘的浓度过大会严重降低工作场所能见度，干扰工作人员的视线，人的视力会因长期接触高浓度粉尘而导致视力衰退。煤尘的浓度过大，不仅会减低现场的工作效率，也是造成重大恶性事故的主要原因。③加速机械磨损。煤尘对机械设备、液压阀门、液压支架等精密仪器的使用寿命有严重的影响，随着煤矿采掘机械化、自动化程度越来越高，其影响也会越来越突出，必须引起高度的重视。④煤尘爆炸。煤是深藏在地下的结构复杂、化学物资含量丰富的固体化合物，被破碎研磨形成煤尘后，其与氧气的接触面积大大增强，在外界高温和气流作用下被氧化的能力成倍提高，悬浮的煤尘吸收足够的热量，形成游离于煤尘颗粒周围的可燃气体。当外壳内气体浓度达到爆炸极限，任何一个摩擦或热源都可使煤尘发生连锁反应，热量聚集产生爆炸。

2 煤矿采掘作业中粉尘污染治理对策

湿式除尘。理论上，当空气湿度达到65%以上时，水能够有效湿润空气中的粉尘和聚集细微尘粒，加速含水粉尘自重作用下的沉降。湿式除尘即运用了这一粉尘沉降原理，通过喷雾器的高压作用和旋转喷嘴，将水流雾化成雾化水滴弥漫在空气中，当尘粒与水滴相遇，二者的相对速度越大，发生碰撞时所产生的动能就越大，粉尘冲破水的表面张力而被捕获，则粉尘的飞扬速度和浓度大大降低。疏水性煤粉或含油煤粉则不同，与喷雾器形成的水雾相遇时，因碰撞而产生反弹彼此不相溶，难以捕获，所以应根据不同煤粉性质选用合适的水力喷雾器或风水联动喷雾器等。

煤层注水。通过凿岩机或煤电钻向煤体注入高压水，渗透原生煤层，是一种避免煤体在挖掘、切割和运输过程中煤尘飞扬的、目前国内外使用较为广泛的有效措施。炮眼中的粉尘被高压水湿润，变成尘浆后流出炮眼，减少了空气中的煤尘。目前国内研制成功的湿式煤电钻已成功运用于煤矿开采，有效地控制了回采工作面的煤尘。常用的注水方式，见表1。

物理化学降尘。物理化学降尘的研究和推广使用源于我国20世纪80年代，主要分为添加降尘剂降尘、泡沫除尘、磁化水降尘等。添加降尘剂降尘是通过添加无毒、无臭的除尘剂等方式，降低水的表面张力增强其对粉尘的浸润性；泡沫除尘是利用泡沫发生器，将泡沫状液滴喷洒在煤尘场所，泡沫几乎可以完全拦截和捕捉与其相遇的粉尘粒子，使其湿润、失去飞扬能力而快速沉降，泡沫剂的选择必须无毒无害和具备较强的附着能力；磁化水除尘首先将水进行磁化，增强其表面张力，提高其吸附力和渗透力，其优点是设备简单，成本低廉，无毒无害除尘效果好。

通风除尘。通风除尘是借助通风机将采区内的回采工作面和掘进工作面残余的细微粉尘排出井外的方式。各工作面残留粉尘若不及时排除，不断积累同样会造成工作环境的污染。为避免串联通风所造成的煤尘反复污染，应严格实施井下各工作区域的分区通风措施，即每一采区均设置单独的通风线路和回风道，且矿井主要的进风道、回风道之间应筑挡风墙。

建立健全劳保制度。应严格执行《煤矿安全规程》、《工业卫生标准》、GB 5748《作业场所空气中粉尘测定方法》和GB 5817《生产性粉尘作业危害程度分级》等国家法律法规要求和相关标准规范的规定，建立健全环境与健康法律法规标准体系，加强安全生产防护，形成煤矿采掘环境与健康监测网络，强化煤矿采掘环境与健康风险预警工作，建立通风与除尘系统的定期检查与维修工作，加强操作人员的技术培训，使其掌握基本防尘知识和相关防尘技术措施，切实提高从业人员素质和粉尘防范意识。

3 结语

综上所述，煤矿采掘作业粉尘污染与治理是一项复杂的系统工程。只有在科学的理论指导下，建立健全基于国家法律法规的各项规章制度，合理地运用湿式除尘、煤层注水和物理化学降尘等新技术新方法，才能实现煤矿采掘作业粉尘的综合治理，创造良好的工作条件和获得更好的经济效益。

参考文献

[1]　陈宇等.浅谈煤矿粉尘综合治理技术[J].煤矿现代化，2011，94（1）：29-30.

[2]　何俊峰.煤矿采掘引起粉尘污染与防治策略分析[J].科技向导，2011（33）：304.

煤矿采掘中的高强支护技术探究 第11篇

如今,采煤技术发展迅速,煤矿开采深度也在增加,各类地质条件又比较复杂,煤矿巷道安全问题引起了人们的广泛关注,开始采用各类技术提高支护强度。工作人员在进行煤矿开采中,会出现顶板岩石硬度比较大,然而强度较大的顶板会造成巷道顶板压力过大,使巷道顶板产生裂缝,导致支护结构抗压能力下降,增加了危险系数。在煤矿采掘的过程中,安全问题已经引起了高度重视,高强度的支护技术能够提高煤矿井抗压能力,提高煤矿采掘的安全性和可靠性。

1 高强度支护技术定义和相关原理

1.1 高强度支护技术含义

高强度支护技术是指运用锚杆、锚索和钢丝网等装置制造的支护,将两种或两种以上的支护结构结合使用,在一些地质比较复杂的矿井中使用,尤其是在一些顶软、底软的煤层使用,在这些地质构造比较复杂的地区,掘进的控制顶板会受到压力而产生变形,高强度的支护技术借助了传统支护原理,能够提高矿井周围岩石的稳定性,而且提高了巷道的稳定性,使巷道结构更加合理,能够提高巷道的承载能力,防止巷道在受到巨大的压力后产生变形。高强度支护技术的安全性非常高,而且具有经济性特征,在支护中被广泛应用,提高煤矿采掘的安全性。高强锚杆杆体的强度和杆体制作的材料、直径和杆尾的加工工艺是密切相关的,在强度比较低的锚杆中,一般采用圆钢制成,其屈服强度比较大,杆体的直径一般为14 mm~20mm,锚杆破断力是比较大的。中国在近几年的发展中,通过对锚杆进行研究和实验,认识到高强度的锚杆支护结构是非常重要的,其性价比高,而且优越性比较明显,能够提高巷道支护的稳定性,现在使用比较多的是五纵筋左旋螺纹锚杆,借助优质的钢材提高强度。也可以运用高分子材料制造锚杆,一般采用树脂来制造锚杆,这种材料的粘结力比较大,在煤巷锚杆支护中广泛应用,能够提高全长锚固的效果,中国在进行树脂锚杆制造中已经改进了相关方案,形成了系列化的产品[1]。

1.2 高强度支护技术的相关原理

高强度支护技术在煤矿采掘中借助了传统的原理,在实际应用中,高强度支护技术的应用应该按照实际情况的分析,提高煤矿巷道周围岩石预应力,通过对矿井实际情况的分析,开展煤矿支护工作,使高强支护技术的实用性更加完善。在一般情况下,按照悬吊理论来设计高强支护,根据压力来确定锚杆长度,在设计锚杆长度时应该通过分析锚杆的直径来确定,锚杆直径通过对锚杆的承载力和固定能力分析的基础上确定。在高强支护技术应用中,锚杆的选择应该通过分析不同材料,一般情况下选择一般材料的锚杆就可以,其间距要具有一定标准,在实际煤炭采掘工作中,应该按照巷道的具体应用来分析,这种技术的应用范围还是比较广泛的,一般是应用于巷道顶部,提高巷道顶部抗压能力。如果预应力比较大,高强支护技术能够形成预应力的结构,在外部结构受到挤压后,就会产生变形,即使是在变形的条件下,高强支护技术也能够提高自身稳定性。在高强支护技术应用过程中,能够实现应力传递,在强度比较大的支护中,能够将应力集中起来,防止应力分散对一些强度较小的支护产生不利影响,如果支护强度比较小,也能够通过分散应力的方法减小压力,而且如果应力不是太大,还能够将应力抵消,防止巷道周围岩石变形。高强支护技术的优势比较突出,能够有效控制变形量,当巷道顶部的变形过于严重时,能够提高巷道顶部的抗压能力,起到根本的支护作用,而且经济性特征突出,节省大量成本。

1.3 高强支护技术的优势

在煤矿采掘中使用高强支护技术,借助周围岩石的强度优势和巷道的稳定性特征,提高高强支护的稳定性,有效防止岩石变形。高强支护技术应用中不会消耗过多成本,而且在工作中能够保持巷道稳定,当外界环境比较恶劣时,也不会对支护结构产生太大影响,其工作性能稳定性高,支护效果好。在煤矿采掘过程中,支护材料的选择是非常严格的,这些优质的材料能够提高施工的稳定性,使施工的难度降低,改善工作人员的工作环境。采用高强支护技术能够减少巷道施工时间,减少施工周期,其使用的材料不会占据太大面积,而且能够节省大量资金,确保企业资金正常运转。高强支护技术的运用,能够提高煤矿采掘效率,提高煤矿采掘安全性[2]。

2 高强支护技术在使用中存在的问题

在高强支护结构使用过程中,如果结构不完整,或结构连续性不强,会导致结构变形,这时可以运用应力支护方法,运用间断性变形原理,能够防止一些破坏的产生,在巷道周围岩石的压力是比较大的,这种方法能够有效控制岩石周围的压力,提高岩石完整性,运用锚固技术能够提高支护的稳定性,巷道周围的应力比较小的地方也能够承受较大应力。在此类技术下,提高杆体的长度能够防止周围岩石变形,通过提高锚杆的阻力,提高支护结构的延伸效果。在煤矿采掘工作过程中,工作人员应该将煤矿周围的地质情况收集起来,然后进行数据分析,在了解煤矿采掘工作的基础上,合理进行煤矿支护工作[3]。

在煤矿采掘的过程中,应该分析松动圈和顶板的岩石强度,然后按照相应的强度选择合适长度的锚杆,进行精确计算,结合数学的相关理论,确保锚杆在使用过程中能够提高开采强度,防止在施工现场造成安全问题。煤矿巷道的安全问题通过采用高强支护技术能够得到有效解决,而且能降低煤矿采掘成本过高的问题,提高煤矿采掘效率。通过对煤矿顶板岩层强度的分析,建立一个系统的回路。在对比较深的矿井采掘时,高强度支护的应用更加广泛,要通过对现场情况的分析,做好相关工作。

3 高强支护技术的使用

运用高强支护技术能够防止岩石处于压迫状态,即使是非连续性的岩石,也不会产生变形和破坏,能够确保锚固区的完整性,防止产生大量破坏。高强度支护技术能够防止杆体延伸后产生周围岩石变形,提高煤矿采掘支护系统的效率,在较大的阻力中也能够防止岩石变形。高强支护能够提高煤矿企业的工作效率,在进行现场采掘过程中,提高现场采掘的安全性,在进行高强支护设计过程中,应该根据实际情况,在对掘进过程了解的前提下进行。高强支护技术在使用过程中,可以借助巷道锚梁完善承接的强度支护,提高采掘效率。高强支护技术能够实现隐蔽性特征,在确定相关数据信息后,在对工程流程分析的基础上,提高工程效果。中国煤矿开采工作主要是在深井中进行的,井的深度越大,其压力就越大,在煤矿采掘过程中,应该通过分析煤矿井周围的环境,有效避免冒顶问题的产生。中国自然条件复杂多变,而且地质条件比较特殊,很多煤矿采掘工程中还没有使用高强支护技术,在一些山区和高强度巷道中,这些巷道在较大的应力条件下不会产生较大变形,但是在巷道内部会产生较为严重的收缩问题,导致降低巷道安全性。还有一种施工是沿着巷道施工,这种方法不会产生严重变形,在回采过程中不会导致巷道内部的收缩率过大而导致的巷道不能使用的问题。在高强支护技术的应用中,建立完善的高强支护预警机制很必要,并且配合监测系统的应用能够对周围岩石的情况进行动态数据分析,在进行动态监测过程中,掌握周围岩石运动规律,合理运用收集好的数据和资料,整理收集的资料,做好相关调查工作,找出安全隐患发生的原因,有效改进工作。

4 结语

在煤矿采掘过程中,安全事故发生比较频繁,安全问题已经引起了人们的高度关注,运用高强度的支护结构,能够提高巷道顶板的抗压能力,实现应力转移,如果巷道顶板抗压能力比较差,而且压力比较大,可以通过分散压力的方法;如果巷道顶板的抗压能力比较好,可以通过集中应力的方式,防止其它顶板受到破坏。高强支护技术在煤矿掘进中应用日益广泛,在一些新材料的研发背景下,其抗压能力也会得到进一步完善。

参考文献

[1]武杰.探究高强支护技术在煤矿采煤掘进工作中的应用[J].煤矿现代化,2015(6):6-7.

[2]郭海生.浅析煤矿采掘中的高强支护技术[J].山东煤炭科技,2016(1):51-52.