8718采一工作面小绞车运输支护材料安全技术措施

8718采一工作面小绞车运输支护材料安全技术措施（精选6篇）

篇1：8718采一工作面小绞车运输支护材料安全技术措施

9716采二工作面小绞车运输支护材料及装卸吊钩安施工单位：运输工区

编制：李

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技 术 部：

安 监 处：

总工程师：全技术措施第（2008-2-11号）2008 年2 月 11 日伟2008 年2 月 11 日年月日年月日年月日年月日年月日

篇2：8718采一工作面小绞车运输支护材料安全技术措施

1.1确定放顶步距和控顶距

第一, 最小控顶距。在工作面支架布置中, 支柱平行工作面的称为排, 排与排之间的距离称为排距, 排距一般等于开帮进度, 开帮进度较大或顶板压力较大时, 排距有时也等于开帮进度的1/2。垂直于工作面的排列称为行, 行与行之间的距离称为行距, 也称为柱距。采煤工作面在放顶以后和下次采煤以前的宽度称为最小控顶距, 其大小应根据顶板岩石的力学性质和采煤工作的要求而定。当采用悬臂支护时, 可弯曲刮板输送机多为靠煤帮铺设, 此时的控顶距一般包括3 部分, 即刮板输送机道、人行道和材料道。刮板输送机道的宽度一般为1.0~1.2m, 人行道和材料道的宽度各等于支柱的排距。开帮进度多采用浅进度, 一般为1.0~1.2m, 支柱的排距一般等于开帮进度。当采用悬臂支护, 顶板不好时, 也可以把材料道与人行道合并, 即最小控顶距为刮板输送机道和人行道两部分的宽度。

第二, 放顶步距。放顶步距即每次放顶的宽度, 应根据顶板岩石性质而定, 完整坚硬的顶板, 放顶步距应大些, 若过小, 将会在采空区出现悬顶, 增大工作面的压力, 甚至会发生推倒支架的冒顶事故。松软破碎的顶板, 放顶步距应小些, 若过大, 也会增加工作面的压力, 弄不好会发生冒顶事故。合理地确定放顶步距, 对于管好工作面顶板具有重要意义。放顶步距应等于开帮进度的倍数。当采用浅进度时, 通常为1~2 倍的开帮进度。当采用中等进度或深进度时, 通常等于开帮进度。第三, 最大控顶距。最大控顶距是工作面临放顶前的宽度, 它等于最小控顶距与放顶步距之和。在确定最大、最小控顶距时, 应注意其宽度都是从煤壁到最后一排支柱后部梁头的距离。

1.2 支柱规格的选择

单体液压支柱分为内注式和外注式两种。两种支柱的原理、性能基本相同, 但又各有特点。

外注式 (DZ型) 单体液压支柱的特点是:工作介质乳化液由远距离的液压泵站, 通过橡胶管路, 经专用的注液枪注入缸体, 升柱靠乳化液泵站的压力供给, 降柱利用柱体的自重和复位弹簧进行。回柱时, 柱内乳化液需排出体外, 每支回一次柱需排出一次乳化液。

外注式单体液压支柱的优点是:结构比较简单, 零部件少, 易于维修。初撑力靠泵站压力获得, 可靠性高, 升柱快, 比内注式一般要高3~5 倍, 能提高支柱的支设效率。由泵站供液, 初撑力大而且稳定, 重量较轻, 减轻了工人的劳动强度。

外柱式单体液压支柱的缺点是:工作液来自外部, 要配备全套的乳化液泵站, 并且从泵站到工作面一端要装设离压胶管干线, 从管路干线到支柱的注液口要接通连接注液枪的高压胶管支线, 形成了一套管路系统。该支柱回收时, 每个支柱回撤一次必须从柱内排放1~2 kg的乳化液, 并且不能回收复用, 因而增加成本, 排出的乳化液流失在工作面底板上, 还会使底板岩石 (特别是泥质页岩) 膨胀变软, 支柱底座易插入, 不能很好地发挥支护效果。

内注式 (NDZ) 单体液压支柱的特点:工作介质为液压油, 由柱内的手摇泵进行升柱, 初撑力大小由人力操作手柄决定, 降柱时利用支柱上的卸载阀来完成。柱体内腔的液压油是用路循环系统, 不需外部供液。

内注式单体液压支柱的优点是:由于不需外部供液, 节省了泵站和管路系统, 支柱本身可独立使用。由于回柱时不向柱外排出油液, 既节省了油液, 又不会浸湿底板, 劳动条件也有改善。

内注式单体液压支柱的缺点是:支柱结构比较复杂, 内腔中的零部件多, 加工量和加工难度较大, 维修与检修工作量大;靠手摇泵升柱, 初撑力大小差异很大, 升柱速度慢, 自重也较大, 劳动强度较大。

根据上述两种类型支柱各自的特点和优缺点, 使用时应结合具体条件, 经过综合分析选用。从工作面使用来看, 外注式单体液压支柱的优点还是主要的, 因此, 在一般情况下, 应选用外注式单体液压支柱;底板为遇水膨胀的软岩时, 可选用内注式单体液压支柱。

2过断层时应注意的几个技术问题

第一, 接近断层, 支柱应加固, 适当缩小控顶距, 并在断层附近加打木柱。棚顶处要背紧刹严, 以防顶煤或破碎的岩石落下造成冒顶。若已有小范围冒落, 应及时接顶, 防止冒落范围扩大。第二, 断层附近应超前处理, 挑顶或卧底时要步装药, 放小炮, 尤其顶部眼, 更要注意控制药量。严禁放大炮, 避免崩坏、崩倒支柱或爆破, 对顶板震动过大而造成冒顶。第三, 合理确定放顶步距, 一次回清断层外侧支架, 如图所示, 断层处的放顶步距。第四, 过断层时, 要注意煤与瓦斯突出和冲击地压的预兆, 并加强对瓦斯的检测, 避免在瓦斯超限的情况下爆破。第五, 发现炮眼涌水或顶板淋水过大等透水预兆, 应采取防止透水的措施。第六, 进入断层附近工作时, 应先检查顶板安全状况, 注意顶板压力变化, 确定无安全隐患后, 再进行作业, 防止发生顶板垮落事故。第七, 装药时, 注意检查装药的炮眼有无裂缝, 避免出现漏气喷火现象。第八, 断层带处岩石破碎, 膨胀性较大, 应认真清孔, 严防装药时药卷被卡住而送不到炮眼底。

3 炮采工作面安全技术措施

第一, 打眼时的安全注意事项。一是打眼时不能扎毛巾, 不能戴手套, 衣服袖口要扎好, 以免麻花钎子绞住伤人。二是应按作业规程规定的要求打, 既不能破顶, 也不要留伞檐, 也不要弄翻刮板输送机。三是要注意检查顶板和支柱, 发现问题及时处理。四是注意检查煤帮尤其是采高较大时打顶眼, 更应注意片帮伤人。

第二, 爆破时的安全注意事项。爆破崩人是工作面比较容易发生的事故, 因此, 装药时必须按照作业规程的规定装药, 以免装药过多崩坏顶板、崩倒支架、崩翻刮板输送机以及崩伤人等。爆破时严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。

参考文献

[1]杜宝.缓倾斜、倾斜煤层爆破落煤高产高效开采技术[J].科技与企业, 2013, (11) :64.

[2]李俊斌, 熊晓英.淮南某工作面重大冒顶事故的分析[J].中国煤炭, 2004, (3) :7.

篇3：8718采一工作面小绞车运输支护材料安全技术措施

关键词：回采工作面破碎顶板 支护技术 末采安全措施

1 概述

在我国大力推进经济建设的过程中，对于一次性资源“煤炭”的需求量不断增加，使我国的煤炭行业在这个过程中取得了蓬勃发展。煤炭开采是一项风险系数较高的行业，在目前回采工作面大型化、大产量的发展趋势中，原有的支护方式已经不能够满足工作的需要，这就对于施工过程中支护工作提出了更高的要求。而为了能够在煤矿开采工作中经济性以及安全性的共同进步，就需要对工作面破碎顶板的支护技术及末采安全措施引起充分重视。

2 破碎顶板支护

在对破碎顶板进行支护工作中主要分为以下几种：架棚支护、密集切顶支护以及带帽点网支护。在实际工作过程中，应当根据现场顶板的实际情况而选择最为适合的支护方式以及对于顶梁的布置方法，在此过程中，只有对支护方式进行合理的选择才能够最大程度的保障施工的安全顺利进行。而在工作过程中，顶板出现破碎主要是由于下列原因所造成：首先，可能是三软煤层工作面的质量较软、强度较低，且由于板岩层的强度不足而具有软岩特征的表现；其次，可能由于工作面区域地质情况较为复杂；再次，可能由于煤层的埋藏深度较深，且其无论是构造应力还是地应力都高于常值；最后，则可能是由于移架工艺以及工作面长度的问题。在对产生顶板破碎的原因具有一定了解之后，则应当在日常工作中对关键的支护问题引起应有的重视：首先，在以单体支护的方式对工作面进行回采时，如果顶板已经发生破碎，那么就应当在第一时间进行探班或者挂梁，并及时作出打柱步骤，再用木板在顶板位置处插严、插实，并可以同时以追机支护的方式在现场对破碎顶板起到一定的维护作用。同时，在此项步骤开展的同时还可以根据情况而选择综采面插顶拉架、打出护帮板以及拉梁被顶支护等方式对基础支护方式起到一定的加强作用。除此之外，还有一种较为先进的支护方式：超前支护。这种支护方式就是指在采煤机还没有正式开展割煤工作时就应当以判断的形式在容易出现冒顶的位置处做好超前支护处理，并利用煤电钻在顶板处打一个400mm~600mm的煤孔，并将圆钢用大锤打入孔中，在此环节使用的圆钢应当保证直径不低于30mm，且长度为2000mm为宜。而当我们在溜子道一侧使用单体液压支柱对其进行一定的支护之后，则应当在为原有支护方式保持不变的前提下背好木板。通过这种方式，则能够较好的在施工现场起到避免出现冒顶情况，从而对施工的回采效率起到了一定的促进作用。最后，如果回采工作面现场出现较大范围的冒顶或者较为严重的顶板破碎现象，那么工作人员则可以对此采取沿煤壁重新开掘切眼的方式，从而能够以这种方式绕过破碎顶板范围，并在同其距离较近处通过板皮背严的方式避免矸石流入新开切眼内。

3 末采回采工艺及安全措施

3.1 末采回采工艺

3.1.1 在末采回采工作中，应当将施工工作面的采高高度控制在2m左右，并在同停采线还距有4～6m距离的位置为起点，以距离停采线12～14m位置处为重点进行第一道金属网的铺设工作，并在铺设的过程中将第一道金属网的长度适当的进行控制，从而便于工作人员能够更好的对其展开操作。之后，在移架的过程中则应当通过对于两侧护帮板的良好利用来托住金属网，同时将支架立柱进行适当的增大，从而防止之后其移网过程中出现移位的情况。而在第二道金属网的设立过程中，则应当保证其能够同第一道金属网之间顺向压接的宽度保持在0.6m左右，并以横向对接的方式建立。之后，在第三网金属网建立时则应当同第一道网进行搭接、而第四道金属网则同第二道金属网进行搭接，并在后续以此方式继续开展。在金属网铺设的过程中，应当保证其是以一种上下错层的方式进行铺设，并保证错距为500mm，并将金属网顺着工作面的方向保证短边搭接的长度为90mm、长边搭接的长度为180mm，并在这两段网路之间通过绑丝相连接。最后，还应当在中部挂设一条钢丝绳，并在之后以每次循环的方式同钢丝绳进行相连，并且在连接之后用吊环配合锚杆共同进行固定。

3.1.2 当推进至同停采线还有7m左右的距离时，则应当正式开展工作面钢丝绳的铺设工作，并且当支架顶梁的前端同停采线之间还有3m左右的距离再控制支架停止移动。

3.1.3 当回采工作面推进到规定停采位置时，则应当在工作面区域内开展支柱的回撤工作，直接回撤至当停采线的最后几排支护以木材质支柱对原有的液压支柱进行替代，并且当工作完毕之后以从下至上的顺序对液压支柱进行陆续的收回。

3.1.4 同时，在从一台阶开始向前推进时，应当到达停采线位置处再停止推进，并以顺序的方式逐个台阶进行推进，并且在推进的过程中应当保证不同的台阶之间都应当错开2控，从而以这种固定的间隙作为工作施工过程中的安全台，并且在每个台阶蜜柱都应当同时能够保证及时的跟进。

3.2 工作面末采安全措施

3.2.1 在回采工作面顺槽向上，距离末采位置还有约10m的距离时，回踩工作面则应当开始定位为末采，并继续以相关施工的规章制度开展工作。

3.2.2 在末采期间，对于回采工作面的施工应当严格按照相关规定开展作业，并在此过程中对工作面的管理工作应当引起充分的重视。

3.2.3 在施工过程中，不同工种开展时，开始作业之前都应当对需要工作的区域进行适当的勘察，从而能够对该工作区域可能存在的隐患良好排除之后再正式开展工程作业。而在末采期间，也应当对施工的采高进行严格的控制，并应当保证工作面中不留有底煤以及底板台阶，而应当能够保证溜子的平直性。

3.2.4 当工作人员正式进入到煤帮作业之前，应当将其中的支架空顶距进行适当的收缩，并能够在第一时间将前探梁进行伸出。同时，还应当指派专门的工作人员对采煤机进行闭锁工作，并且能够及时关闭刮板输送机以及滚筒离合器，另外还应当在此项环节中严格制定专人闭/解锁、专人停送/电的规章制度，并由施工队伍队长负责施工区域的勘探工作，从而能够以此方式来最大程度的消除施工隐患。

3.2.5 对于工程作业人员来说，在其施工作业地点前后大约5m的范围内，应当避免其他人对支架阀组进行任何操作。同时，在施工的过程中还应当指派专门人员对顶板、底板、煤帮、超前支护段的顶板变化情况进行看护，并在发现问题之后能够第一时间通知相关人员共同对其进行处理。

4 撤架的顶板支护

当工作面进行撤架时，首先应当在撤架前的机道上每隔3m增加一组锚索加固顶板，其次应当以掩护支架的方式对撤架通道末端的顶板进行被动支护，起到支护作用，具体为：在末端同时设置两个架子，其中一个应当布置在出架通道末端处，而另一个则利用工作面末端的支架，且需要在机道前方让出撤架空间，使支架撤退留有一定的掉向空间，这样布置既能够用支架进行顶板的维护，又能够较好的在减少工作人员对于撤架时顶板维护的工作量，提升了工作效率以及工作安全性。而当支架正式撤出来之后，顶板就会在压力下逐渐开始下沉，并且出架通道会由两个支架作为掩护逐渐前移，这也会使出架后顶板会以滞后的方式垮落，对我们撤退支架的掩护拉移创造了良好的条件。

5 结束语

综上所述，随着我国煤炭开采行业的不断发展，更需要我们在实际施工的过程中注重工作的安全性，从而能够帮助企业在保证安全的前提下获得更多的经济收益。在上文中，我们对于回采工作面破碎顶板的支护技术及末采安全措施进行了一定的分析研究，在实际施工过程中，也应当以此为参考，从而以良好的安全措施为施工的顺利运行作出保障。

参考文献：

[1]姜岳刚，郭庆良，钱喜财.深部煤矿开采沿空留巷应用高预应力锚索支护技术可行性分析[J].黑龙江科技信息，2011(15)：48.

[2]周景海，李芳廷.毫秒爆破在高沼气及破碎顶板工作中的应用[J].黑龙江科技信息，2010(32)：64.

[3]谭诚，朱静.孙疃矿南大巷深井复合顶板锚杆支护技术研究[J].科技信息，2010(30)：10311-10312.

[4]孙钦先.长倾斜、大倾角回采工作面的研究与生产实践[J].黑龙江科技信息，2010(15)：15.

[5]王猛，柏建彪，陈勇，赵社会，李长松.高瓦斯顶分层综采工作面沿空留巷支护技术研究[J].中国煤炭，2011(06)：98-99.

[6]刘文涛，王安舍，张正斌，蒋近平.中空注浆锚索在沿空留巷支护中的应用[J].煤炭工程，2011(06)：42-44.

篇4：8718采一工作面小绞车运输支护材料安全技术措施

关键词：矿井,调度绞车,运输事故,安全管理,防范措施

0 引言

调度绞车又叫内齿轮绞车,主要用于煤矿井下上、下山作提升调度绞车、井下车场或装载站作调车。在矿井调度绞车使用过程中,如何加强矿井调度绞车上、下山运输的安全管理工作,避免上、下山调度绞车运输事故的发生,是矿井运输管理中的一项重要工作。发生上、下山调度绞车运输事故后,不管事故的大小,还是事故性质,都需要认真分析,找出事故的直接原因和间接原因,做好防范措施,吸取事故教训,从而杜绝类似事故的发生。

1 调度绞车运输事故原因

1.1 人为因素

造成上、下山调度绞车运输事故发生的人为因素主要有以下几点:

(1)绞车司机、把钩工没有按《煤矿安全规程》规定进行岗前培训、无证上岗、对本岗位的操作规程不熟悉、操作不当造成跑车事故。

(2)没有严格执行上、下山“行车不行人”的运输管理规定,在调度绞车提放车时扒车、蹬车、跳车、坐矿车造成运输事故。

(3)上、下山调度绞车不带电下放或放飞车造成调度绞车失控跑车。

(4)把钩工在车场子底弯道拔插销时,违章将身体探入两矿车之间,被运行中的矿车挤伤,造成人身事故;插销防脱装置严重变形失效、防脱装置未处在工作状态、矿车连接装置磨损、变形超限,易造成窜销、断销、断链现象,造成跑车事故。

(5)超提升能力提放车。在上下山调度绞车提放车时,对提放的煤岩车、材料车(如装载设备、溜槽、金属支柱、沙石等的矿车)没有进行提升能力核定,违反规定擅自提放车,易造成断绳跑车事故。

(6)上、下山调度绞车固定不牢,提放车过程中因调度绞车发生位移,造成跑车或跑设备等事故。

(7)上、下山调度绞车滚筒缠绳不规范,发生钢丝绳跑偏,造成钢丝绳伤人。调度绞车滚筒固定钢丝绳头不规范,致使钢丝绳头固定不牢,提放车时造成钢丝绳抽出,导致跑车事故。

(8)在井巷中违章处理掉道矿车,造成矿车伤人或跑车事故。

(9)调度绞车司机兼把钩工一人操车作业,违章摘挂钩,易造成伤人或跑车事故[1]。

(10)在上部平车场接近变坡点处防跑车装置未关闭,造成未连挂的矿车滑入斜巷而导致跑车事故。

(11)调度绞车不完好,闸、离合器等保护装置不齐全或失效,造成跑车事故。

1.2 环境因素

作业环境违背《煤矿安全规程》和设计规范的规定,造成上、下山调度绞车运输事故发生。

(1)调度绞车安装未按《煤矿安全规程》进行固定,服务年限长的没有打永久性基础,无“四压两戗”或“四压两戗”不全、松动,无上下柱窝,木柱材质过细,无地锚或地锚松动;戗柱的受力方向同调度绞车的受力方向不一致造成调度绞车窜位或移位,易导致跑设备伤人事故。

(2)轨道辅设质量差,日常维护不及时。如轨道轨缝、水平、轨距、接头平整度超限,扣件不全,鱼尾板与轨型不配套,枕木间距超大,枕木悬空吊板,不使用正规道岔或岔尖损伤、不密贴,道岔与轨型不符,弯道曲率半径不符等严重时都能导致运输事故的发生[2]。

(3)调度绞车安设过卷距离短,安全距离不够,提车造成过拉伤人事故。

(4)矿车不完好,维修不及时。如矿车车体严重变形、轮对及轮对轴承损坏、缺轮对定位销、固定插销缺防脱销、插销防脱装置失效、矿车连接装置磨损超限等严重时都能导致运输事故的发生。

(5)绞车钢丝绳未按规定定期检查和填写记录,钩头缺桃形环,钩头插接长度不足(插接长度小于钢丝绳直径的20倍),缺反拉器或反拉器缺防窜销装置,易造成窜销、断绳等跑车事故。

(6)上、下山“一坡三挡”安设不全或失效。

(7)上、下山各车场未按规定安设信号装置,如提放车时敲击管路、矿车帮、晃灯,造成误操作,导致运输事故。

(8)上、下山车场未按《煤矿安全规程》设置信号硐室及躲避硐室,把钩工在下部片盘或象鼻子处接送车造成伤亡事故。

(9)上、下山调度绞车反向拉车未设置二道滑轮,固定滑轮的地锚打在煤帮上或地锚圆钢直径过细,地锚插入岩孔过浅,在提放矿车时因地锚强度不够造成跑车事故。

2 事故防范措施

对上、下山调度绞车运输发生的事故原因进行分析后,为了保证上、下山调度绞车运输安全,采取了如下有针对性的防范措施。

(1)加强入井人员的安全技术培训,提高职工业务素质和自我保护能力,调度绞车司机必须进行岗前培训合格后,方可持证上岗[3]。

(2)严格执行上、下山“行车不行人,行人不行车”的管理规定,严禁员工“扒、蹬、跳”矿车,信号做到灵敏可靠,设齐声光信号和路灯开闭制。

(3)强化轨道铺设质量,保证运输安全,上齐托绳轮和帮轮。

(4)加强绞车、矿车维修质量,保证绞车、矿车台台完好,各项保护措施齐全可靠。

(5)上、下山设齐防跑车装置,并保证经常维护,达到灵敏可靠。

(6)对上、下山调度绞车进行能力核定,避免超能力拉放车,坚决做到不超速、不超载、不偏载、不超宽、不超高。

(7)加强上、下山调度绞车钢丝绳的检查,每班运行前必须对钩头50 m进行检查,发现问题及时处理,并填写记录。

(8)加强专业检查,强化安全监察,及时发现隐患和问题,及时整改。

(9)加强上、下山调度绞车的管理,上齐“四压两戗”和地锚,严禁不带电下放车。

(10)上、下山井巷严禁一人处理掉道车,严禁掉道车硬拉上道损坏道床及伤人事故,强化使用复轨器处理掉道车。

3 结语

矿井上、下山调度绞车运输事故的发生是可以预防的,只要认真了解和掌握调度绞车事故发生的原因,科学合理地制定有针对性的安全措施,将人的文章编号:1671-251X(2011)05-0093-03

矿井综合自动化系统在赵固一矿的应用

乔贝贝,姜军,苗金矿,张文科

(河南煤业化工集团有限责任公司焦煤公司赵固一矿,河南新乡453634)

摘要:介绍了基于工业以太环网的全矿井综合自动化系统的网络结构及其在赵固一矿的应用情况,并对其应用中出现的一些问题进行了分析。实际应用表明,综合自动化系统的建成极大地提高了赵固一矿的矿井生产自动化和管理现代化水平,实现了全矿井系统实时数据和运行状态的远程实时监测、统一管理与数据共享。

关键词:矿井;综合自动化系统;网络平台;工业以太环网

中图分类号:TD76文献标识码:B

QIAO Bei-bei,JIANG Jun,MIAO Jin-kuang,ZHANG Wen-ke

Industry Group Co.,Ltd.,Xinxiang 453634,China)

备,增加人不如培训人”的理念,通过对人才的培养和对新设备、新技术的应用,来达到减员增效的目的,对于新设备和新系统的管理问题,赵固一矿在焦煤公司率先应用了矿井综合自动化系统,通过综合自动化系统平台运行,实现了对各个子系统的管控一体化。

0引言

河南煤业化工集团有限责任公司焦煤公司赵固一矿位于焦作煤田东部,2009年5月投产,是一个新型现代化矿井。对于如何做到“减人提效、节能降耗、人本安全”,赵固一矿提出了“增加人不如增加设

1系统网络结构

收稿日期:2011-02-15

矿井综合自动化系统建设的内容主要是建设统一的网络传输平台,将矿井的各个控制系统及各个

作者简介:乔贝贝(1987-),男,河南博爱人,助理工程师,现主要从事煤矿机电技术工作。E-mail:qb1987914@163.com

不安全因素和环境的不安全状态在最初时进行控制,就能防止矿井上、下山调度绞车运输事故的发生。

参考文献

[1]卢建宝.煤矿机电运输事故多发原因分析及控制对策[EB/OL].[2010-11-02].http://www.i8ok.com/20064/anquan-17204.ht ml.

[2]耿雷,郭宏伟,刘树伟.JD-40型调度绞车行星齿轮架损坏原因分析[D].上海:中国科学院上海冶金研究所,2000.

篇5：8718采一工作面小绞车运输支护材料安全技术措施

关键词：无极绳绞车 运输工艺技术 改造

中图分类号：TD526文献标识码：A 文章编号：1674-098X（2014）09（c）-0021-01

宜兴矿1205综采面设备安装时使用了无极绳绞车来担任综采工作面煤炭运输任务。但是在无极绳绞车运行过程中也存在一些问题，为了解决这些问题煤炭开采去也就从无极绳绞车的运输工艺技术改造入手，根据媒碳运输的实际环境对无极绳绞车钢丝绳的影响来对无极绳绞车运输工艺技术进行改造，从而是无极绳绞车更好的运行，以提高煤炭的运输效率。

1 JWB无极绳绞车

1.1 JWB无极绳绞车的性能

首先，在煤炭资源长距离的巷道运输中使用JWB90BJ无极绳绞车实现了无接力直达运输，同时还是提高了煤炭资源运输的安全性和运输效率；其次，，在煤炭资源运输中还实现了两档换速，同时还满足了在不同巷道的不同条件下的力矩和变速要求。

1.2 JWB无极绳绞车的主要参数

本次研究中采用的是JWB90BJ型绞车，此绞车的滚筒至今是950 mm，其中滚筒形式采用的是抛物线型，运输使用的钢丝绳型号是；钢丝绳的最大牵引力为120 kN，带动无极绳绞车的电动机功率是90 kW；此运输设备中的张紧装置采用重锤和液压；此无极绳绞车运输的最大距离是2000 m；其绳速分快慢两种，分别是1.6 m/s，0.8 m/s。

1.3 JWB无极绳绞车的特点

第一，绞车采用了双摩擦轮，使绞车在两个运输方向都具有恒定的张紧力和驱动力，且防滑。第二，绞车的安全制动装置中使用了弹簧抱闸，液压松闸设备，具有可靠的工作性能同时满足其工作规程要求。第三，在绞车中轮组压绳设备，能够在起伏变化的坡道中很好的运行。第四，JWB无极绳绞车的系统组成简单，并且能够进行连续运输作业，提高了煤炭开采工作的安全性和运输效率，另外此设备的成本较低。

2 无极绳绞车存在的问题

2.1 1025工作面状况介绍

无极绳用来运输支架，最大重量为21T，运输距离为2000 m。无极绳运行坡度最大为18°，且上下坡产变化频繁。无极绳用来运输支架，最大重量为21T。

2.2 无极绳的现状

（1）在矿井中启动无极绳绞车时，其梭车的冲击力太大。

（2）在绞车运行的过程中由于土坡度变化频繁，而出现打齿现象，且无极绳在1600 m处出现绳窜动，发生打齿现象。同时出现容易导致车辆掉道现象。

（3）当绞车运输过程中出现无极绳在张得较松时，又会出现拉不动车现象；在地质条件平缓时，轨道变化大于9°时，钢丝绳容易摩擦到顶板。

（4）运行中，坡度18°时无法正常运行。

3 运行情况统计

3.1 打齿情况

在运行期间共出现打齿三次，累计影响时间46 h。其实际情况为，第一次在18°上下坡时出现窜动，接着打齿现象，星行齿打坏17个。第二次出现在1600～2000 m处，其时出现绳不停地抖动，随接出现窜动。接着阀门损坏，最后打齿。第三次是在坡度变化频繁的地方。钢丝绳出现窜动，接着打齿。

3.2 打滑情况钢：上下坡时，1600 m处

3.3 18°坡的运行情况，根本拉不动

3.4 压绳轮损坏情况：上下坡的地方损坏最多

4 针对以上问题经过分析，我矿采取了以下方法

（1）无极绳在动送液压支架时，在上下坡时梭车受力不同，一般采用硬联接来处理，即制造一个专用的钢性物体，联接于梭车和专用支架车之间。钢性物体一般用矿用工字钢或槽钢制作成方形状，长度略大于支架车突出部的长度。当梭车在上下坡时，钢丝绳时产生拉、压力交替变化，钢丝绳在受力时产生了交变应力。所以容易窜动。后研究用无极绳专用尾车可以解决上问题。即用特制的可拆卸的梭车安装于支架尾部。上坡时前梭车受力，下坡时后梭车受力。无极绳专用尾车已获技术专利，其原理是在平板车上安装梭车机构，其梭车夹绳机构是关键，可快速夹住或放开钢丝绳。其工作传递机构是矩形齿传动，并有锁死机构。

（2）变坡点曲率半径变化过大，压绳轮没有来得及关闭钢丝绳已弹出，弹出的钢丝绳不能回到压绳轮内，造成了钢丝绳摩擦顶板。梭车不能在正常的轨道上运行，因而出现了掉道现象。经试验只要任三组压绳轮在同一曲率半径内，受力基本均匀。且压绳轮损坏变少。同时改为低速。

（3）在1600～2000 m处，由于钢丝绳传递距离过长，同时由于坡度变化频繁，柔性物体在传递力时，有一个时间过程，会出现传递波，且为横波，受压绳轮的作用，波在传递过程中对所有约束钢丝绳运动的设备和部件产生冲击力。并作用于传动机构。对阀门和传动齿冲击力较大，因此对压绳轮和阀门以及齿都有损伤。解决办法：第一，在钢丝绳上加戈培油，用来增加摩擦力，减少冲击力。第二，将拉紧装置调定。第三，速度改为低速。

（4）在18°坡上采用了与40 kW绞车并联运行，解决了18°坡拉不动的问题。具体方法为无极绳在正常运行的状态下，40 kW绞车勾头土挂与梭车前，爬坡前10 m绞车起动运行，由于绞车速度比无极绳快，在爬坡时速度处于自由状态，故能同步运行。

5 无极绳绞车改造时应注意的问题

首先是尾轮的基础的安装一定要严格按照施工要求进行施工，待其浇灌的混凝土凝固约一周的时间才可进行安装。其次，压绳轮和托绳轮的安装，为了避免出现拖绳和跳绳现象，需要在巷道的拐角处多设置机组压绳轮，并在在无极绳绞车试运的过程中安排人全程跟随，对其中有磨绳和钢丝绳较高的地方做出标记，同时将这种情况反馈出来，通过补充轮组来保证无极绳绞车的正常运行。

经过改造后无级绳再没有出现以上的运行问题。

6 结语

目前，随着无极绳绞车在煤炭开采中应用的深入，其应用也更加灵活多样。同时现代的社会经济和科学技术发展迅速，无极绳绞车在设计制造方面也在逐步改善，以更好的为煤炭企业服务。但是在对无极绳绞车进行改造时要结合自身企业煤矿的实际情况来对无极绳绞车进行有效的改造，以实现无极绳绞车的最大效用，同时最大限度的提高煤炭作业的效率。

参考文献

[1]张常应，孟鹏飞，杨毅升.井下运输巷无极绳绞车的改造[J].煤炭工程，2012（4）.

[2]马明祥，胡刚，王少华.无极绳绞车运输的工艺改进[J].煤矿现代化，2007（5）.

篇6：8718采一工作面小绞车运输支护材料安全技术措施

JYB-5×1.40型运输绞车是煤矿井下的主要运输设备, 主要用于倾斜角度小于30°的巷道提放矿车及其它辅助搬运工作, 也可在平巷或工作面装载站调度、编组矿车。由于其具有结构紧凑、体积小、牵引力大等优点, 目前在铁煤集团各生产矿井得到广泛应用。在使用过程中, JYB-5×1.40型运输绞车的安全及工作制动器装置存在如下问题: (1) 由于绞车的安全制动器和工作制动器使用的是同一副闸带, 在安全制动过程中有干涉现象, 当断电引起安全制动器突然下落抱闸时, 由于连杆作用, 有时会带动工作制动器的操作手柄迅速后摆, 容易伤人; (2) 当斜巷提升重物中途停车时, 如果绞车司机误操作, 没能及时闸紧工作制动器手柄, 使其处于松闸状态, 仅仅靠安全制动器抱闸, 给电时由于安全制动器重锤突然升起松闸, 会导致跑车事故。因此, 本文提出对JYB-5×1.40型运输绞车的安全制动器进行改造, 以提高其使用安全性。

1 改造方案的确定

改造前的绞车安全制动器和工作制动器使用同一副闸带, 如图1所示。

为了使工作制动器和安全制动器分开, 让它们各自使用独立的闸带, 需要将绞车滚筒加宽, 将原来共用的制动闸单独作为工作制动器使用, 在工作制动器外侧加宽的部分作为安全制动器使用, 原来的离合制动器不变。这样, 改造后的制动系统就有了3套制动装置, 如图2所示, 卷筒左侧的闸带为安全制动器, 采用重锤式电力液压推动器, 卷筒右侧的2套手柄操作制动器中, 左侧的 (靠近安全制动器) 为工作制动器, 右侧的为离合制动器, 这3个制动器分别使用独立的闸带, 互不干涉, 保证制动安全。绞车司机通过操纵右侧的2个制动器来控制绞车的运转和停止, 从而完成运输任务。

1-底座;2-重锤;3-电动机;4-液力推动器; 5-安全闸 (工作闸) ;6-工作闸手柄;7-离合闸手柄;8-滚筒 9-离合闸;10-轴承支架

1-底座;2-重锤;3-电动机;4-液力推动器;5-安全闸; 6-工作闸;7-工作闸手柄;8-离合闸手柄;9-滚筒; 10-离合闸;11-轴承支架

2 安全制动力矩的验算

为了使改造后的安全制动器有足够的制动力, 保证绞车安全运行, 需要验算安全制动器的制动力矩。根据JB/T9028—1999《运输绞车》规定, 安全制动力矩不得小于额定静力矩的3倍。

2.1 最大静力矩计算

绞车最大静力矩Mj为

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式中:Fmax为最大静张力, 在钢丝绳最内层, 为68 800 N;Dg为卷筒直径, 对于JYB-5×1.40型运输绞车, Dg=602 mm;Ds为钢丝绳直径, 若选用ϕ24钢丝绳, 则Ds=24 mm。

上述数据代入式 (1) , 得:

Mj| (N·mm) =21 534 400

2.2 安全制动力矩计算

由重锤产生的制动力矩即为安全制动力矩, 如图3所示, 其大小由式 (2) 确定:

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式中:P为重锤产生的制动力, 该绞车采用5块半配重铁, 每块重30 kg, 共165 kg, 则P=1 617 N;Dz为制动轮直径, 对于JYB-5×1.40型运输绞车, Dz=1 000 mm;i为重锤重心线上M点到制动面的杠杆比;η=0.9, 为绞点效率;μ=0.35, 为摩擦系数。

取AE、BE、EF三连杆及E点为研究对象, 其位置如图4所示, 则三连杆受力如图5所示。实际中AE、BE的夹角θ很小, 取θ=4.5×10-2 rad, 则有:

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式中:SEF为连杆EF受的力;SAE为连杆AE受的力。

取AI杆为研究对象, 其受力如图6所示, 对I点取矩, 得平衡方程:

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式中:SN为连杆AI上N点受的力;L1为连杆AI上N点到I点距离;SAE为连杆AI上A点受的力;L为连杆AI的长度。

由于θ很小, cos θ≈1, 则有:

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取KM杆为研究对象, 其受力如图7所示, 对K点取矩, 得平衡方程:

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得:

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式中:SEF为制动时连杆KM上F点受的力;P为重锤产生的制动力。

由式 (3) 、式 (5) 、式 (6) 得:

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令undefined, 得:

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根据绞车的实际尺寸, L、L1、a、b的长度分别为L=1 200 mm、L1=550 mm、a=340 mm、b=910 mm, 则i=178, 将其代入式 (2) , 得:

Mz| (N·mm) =90 665 190

2.3 安全制动力矩验算

安全制动力矩与最大静力矩的比值为undefinedundefined, 符合JB/T9028—1999《运输绞车》中安全制动力矩不得小于额定静力矩3倍的要求, 因此, 改造后安全制动合格。

3 结语

JYB-5×1.40型运输绞车自2008年开始改造以来, 经现场实际使用, 制动及运行效果良好, 尤其适合在坡度较大或运距较长的巷道中运行, 现已在铁煤集团各生产矿井广泛应用。该绞车通过改造, 解决了安全制动器和工作制动器合用同一副闸带带来的弊端, 增强了绞车使用的安全性, 为绞车更加安全、可靠、有效的运行奠定了基础。

参考文献

[1]程居山.矿山机械[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

[2]王绍定.矿用小绞车[M].北京:煤炭工业出版社, 1981.

[3]刘德喜.采掘机械[M].北京:煤炭工业出版社, 1994.