煤矿实习报告.docx
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煤矿实习报告
摘要
2011年7月1日我毕业于大学,所学专业机电一体化。
7月17日来到参加工作。
同年8月13日,被配到进行为期5个月的实习培训。
培训主要内容是:
入矿教育,综机实习,综采实习,机电实习,通风实习和机修厂实习。
培训目的和意义:
是理论与实践相结合的重要环节。
经过培训,不仅使大学生专业理论知识得到巩固和实践技能的到锻炼。
加深我们对有关煤矿的基础课程及专业基础的理解,更重要的是锻炼了学生的分析问题,解决问题及实际的动手能力。
培养我们团结合作和互帮互助的意识,严谨的生活和工作,细心和耐心的态度。
让我们增强了对煤炭生产的感性认识和自身专业的有关领域的设备性能的更深理解;熟悉和了解了煤矿生产管理的各项制度(岗位职责,用人标准,规程规范);熟悉和了解矿井开拓开采系统和生产系统。
学习到许多生产,安全,管理常识;学到煤矿各部门职能和职能的如何体现;积累一定的实际工作经验,扩大专业知识面。
第一章实习概况
五个月的实习我们主要进行了,入矿教育,综机实习,综采实习,机电实习,通风实习,机修厂实习。
入矿教育阶段:
入矿教育日期是2011年8月15日到9月2日,在此阶段由姚桥煤矿工作人员对我们进行入矿教育,和考取下井资格证书并带领我们进行了一系列的参观了解、培训以及一些活动。
轮岗实习阶段,从2011年9月5日到2012年1月18日,轮岗单位分别是综采队、通风科、综机办和机电科、和机修厂实习。
通过将近半年的实习生活和工作,使我们从不同角度了解了姚桥煤矿的实际情况,特别是对采煤工艺过程有了较熟练的掌握。
从理论到实际有了质的飞跃,对煤矿也有了更深的理解。
五个月的时间匆匆而过,时光飞逝如流水一般。
但回想这近半年来所取得的学习成果还是非常丰富,值得欣慰的。
下面我就将这段时间的实习情况做如下报告,谨供领导审阅指导,鞭策我不断进步。
第二章实习过程
第一节入矿教育
入矿教育日期是2011年8月15日到9月4日,入矿教育分为3个阶段。
第一阶段,地面参观。
姚桥煤矿的领导带领我们参观了整个姚桥矿的地面设施,让我们了解我们的生活环境,了解姚桥矿的发展历史,和姚桥煤矿目前的状况,了解姚桥煤矿的地面的布置和地面的设备。
主要去的单位有1#主井和副井、2#主井和副井的绞车房和提升机、设备库、压风机房、35KV变电站、东二风井、装车站、洗煤厂和调度室。
第二阶段,安全培训。
通过矿上各个部门的领导对我们进行技术培训,主要包括矿井辅助方面、安全方面,生产方面,以及我们在以后的工作中应注意什么。
通过几天的培训让我们了解到姚桥煤矿目前的现状,我们来到姚桥煤矿应该做些什么,应该怎样做以及我们以后进入岗位后怎样才能更好的服务于矿,更好的展现自己,让我深深启会到作为一位煤矿工作者责任的重要性以及自己以后工作的艰巨性;
第三阶段,井下参观。
由姚桥煤矿组织我们考取下井资格证书,在证书下来后,姚桥煤矿的领导和我们培训队的带队领导带领我们到姚桥煤矿井下的一些重要单位部门参观了解,有两个主井和井下的水泵房,和中央变电所等。
通过入矿教育使我初步了解了姚桥矿,了解了煤矿生产企业。
把我以前对煤矿企业存在的好多误解,得到了合理的解释,满意的解释。
使我从以前对煤矿的不了解而产生的害怕的阴影中走了出来,加强了我服务于煤炭事业的信心和服务于煤矿的决心,并且我相信自己能在这一行业会干的好,一定能干的好,还会干的很出色。
第二节综机实习
综机实习主要进行煤矿低压电气设备的检修与维护。
主要包括:
QBZ-80120200/660(380)及QBZ系列矿用隔爆型真空电磁起动器,ZBZ-2.5(4.0)/660(380)矿用隔爆型照明信号综合保护装置,KBZ-630矿用隔爆型低压真空馈电开关以及电动机。
检修步骤:
(1)初步检查,开盖检查有无断线,失爆,设备的表面损伤。
(2)二次检查,带电试运行,检查有无异常声响,接线是否正确,设备的零部件是否烧毁,反应是否灵敏,功能是否欠缺,如发现问题的部件立即更换。
(3)再次检查,待解决问题后再次带电试运行,执行设备的全部操作过程没有问题和隐患后,方可完成设备的检修。
下面将详细阐述每类设备的原理,用途,操作和注意事项。
1起动器
QBZ系列矿用隔爆型(可逆)真空电磁起动器(以下简称起动器)适用于控制交流50HZ、电压为660V或380V的供电线路中,对三相鼠笼感应电动机实行直接启动或者远控启动,停止及通过换相开关进行反转控制。
(如:
水泵、局部扇风机等)。
可用于煤矿井下或其它周围空气中含有爆炸性气体(如:
甲烷)的工矿企业中,但其周围空气中不得含有腐蚀金属和破坏绝缘的活动性化学物质。
起动器远距离起动和停止负载,具有过载、断相、短路、漏电闭锁检测等保护功能,均由JDB电动机综合保护器实现。
(1)结构原理
起动器外壳采用圆形快开门结构。
内部装一块控制底板,底板的正面装有一个真空接触器、一个中间继电器、电机综合保护器和熔断器,底板的背面装有隔离开关、阻容过电压吸收器、控制变压器和停止按钮。
起动器的盖子和隔离开关的手柄有机械闭锁,保证断电源后开盖,未盖上盖子不能送电。
(2)工作原理
按电机运转方向的要求,合上隔离换向开关QS,电源接入控制变压器初级得电,次级9、4两端输出36V交流电,使JDB得电,漏电检测
开始。
当主回路对地绝缘电阻符合要求时,JDB内继电器工作,常开点3、4接通,真空接触器可投入使用,否则接触器不能投入使用。
当就地自控或集中控制时,按下启动按钮SB1,ZJ吸合,36V电源经ZJ1接点,使真空接触器线圈KM(CKJ)吸合,常闭ZJ2打开,这样当磁力起动器工作时,负荷端电压不会通过33号线进入JDB内,当真空接触器主触头接通,接触器线圈KM呈吸合状态,这时KM2常开闭
合自保。
运行中如发生短路、过载或断相等故障,则JDB动作切断ZJ的供电线路,使真空接触器KM立即分断。
停止时,按下停止按钮SB2,ZJ断电,ZJ1打开,真空接触器KM断开,停止对电机供电。
(3)使用及维护
a使用前要检查起动器在运输过程中有无损坏,隔爆性能应满足要求,发现问题及时清除。
b起动器出厂时按660V电压等级接线,如在用380V电压等级时需将FU与接线端子间的连接线接在相应位置,并将JDB的33号线也接在相应的位置。
c根据所控制的电动机的额定电流调整JDB的整定电流。
d在使用时当过在保护动作时,应待JDB自动复位后在起动,不应强行断电复位,紧凑起动将加速电动机过热。
e在使用时当短路保护动作时,要隔离开关停电进行手动复位,并查清,排除短路故障后,才能从新合闸起动。
f在超级瓦斯矿井使用时开关的9号线不允许接地,此时应将电机综保JDB上的33号线接地,从JDB上拆下的33号线接在9号线上。
g起动器在装卸和搬运时,严禁翻滚,避免剧烈震动。
(4)注意事项
a严禁带电开盖。
b严禁损伤防爆面。
c在使用过程中,不可随意更改控制电路和电器元件的规格,型号和参数操作机构和零部件,否则不能保证开关可靠工作。
d对开关隔爆面进行维护时,完工后前门与壳体间隙不得大于0.25mm.
2馈电开关
主要用途
KJZ—630/1140(660)矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关(以下简称馈电开关)适用于具有爆炸性危险气体(甲烷)和煤尘的矿井中,在交流50Hz,电压1140V和660V中性点不接地供电系统中,额定电流为630A(500A),作为移动变电站配电开关用,或单独作为配电系统的总开关或分开关使用,本馈电开关保护器采用DSP微处理器和大容量新型芯片进行双芯片工作,配以高精度的数据处理及先进的保护算法,保护精度高,反应速度快,能完成漏电闭锁、漏电保护、选择性漏电保护、欠压、过压、三相不平衡、过载、短路(分相敏保护、电流幅值保护两类)、断相、温度保护、瓦斯保护、风电闭锁、分合闸回路电压监测等多种保护功能。
正常工作条件
(a)、周围环境温度为-5~+40℃;
(b)、海拔高度不超过2000m;
(c)、周围空气相对湿度不大于95%(+25℃时);
(d)、在有瓦斯,煤尘爆炸性气体混合物的环境中;
(e)、与水平的安装倾斜度不超过15°;
(f)、在无破坏绝缘的气体或蒸汽的环境中;
(g)、能防止滴水的地方;
(h)、污染等级:
3级;
(i)、安装类别:
Ⅲ类。
结构特征
馈电开关的隔爆外壳呈方形,并安装在撬形底座上。
隔爆外壳分为上、下两个空腔即接线腔与主腔。
接线腔在主腔的上方,它集中了全部主回路与控制回路(远方分励、瓦斯闭锁、风电闭锁)的进出线喇叭口,前面具有二只控制回路进出线喇叭口。
主腔由主腔壳体与前门组装而成。
开关前门关闭时,前门与壳体由上下扣块与左右齿条扣住。
开关前门打开时,前门支承在壳体左侧的铰链上。
交流真空断路器(ZK1-630/1.14-12.5型)安装在主腔壳体的中央偏右侧,三根进线直接接在断路器的进线端子上。
主腔左侧安装有电源开关,高压熔断器F1,电源变压器T1,三相电抗器T4,阻容吸收RC和1140/660转换端子调整板的芯架。
电源开关具有“通电”和“断电”两个位置,逆时针转动为“通电”位置,此时接通变压器,处于待命状态;顺时针转动为“断电”位置,此时内部电源除电源进线外全部切断,可以开腔进行检修作业。
前门安装有保护装置,显示器、本安控制器、电源模块、控制变压器和按钮等。
安装的五个按钮分别是合闸、分闸、确认、下行、试验(确认+下行=复位)。
前门还安装一个液晶显示观察窗,用于观察开关的运行状态,实时数据、故障种类及参数设置等。
馈电开关具有可靠的机械联锁:
转换开关与门的联锁,手柄与断路器手动分闸的联锁。
工作原理:
指示灯说明:
电源Ⅰ、电源Ⅱ(绿色)——电源指示灯。
合闸(红色)——运行指示灯。
故障/预警(红色)——故障指示灯/预警指示灯。
通讯(W)、通讯(N)(黄色)——通讯状态指示灯。
a.接通电源后,电源指示灯电源Ⅰ、电源Ⅱ亮;
b.系统分闸运行时合闸运行指示灯亮;
c.与上位机通讯时通讯指示灯闪亮;
d.当系统过载、过压、欠压时,故障指示灯闪亮;
e.当系统出现故障;处于延时中时故障指示灯闪亮,延时结束或短路故障时故障指示灯常亮;
整机工作原理
电源变压器具有220V、240V、50V和36V四组绕组,220V绕组提供控制变压器及本安控制器电源用,240V绕组提供断路器合闸电源及继电器K3用、50V绕组提供断路器失压及分励线包及闭锁继电器K1用,36V提供合闸继电器K2及延时继电器KT工作用。
控制变压器具有180V、10V和2V三组绕组,180V绕组提供电源模块电源用,10V绕组提供保护器系统电压用,2V绕组提供保护器摸拟短路试验用。
中间继电器K2为断路器DK的控制输出,K2吸合DK接通,K2释放DK机械保持。
K3-1为保护器程序控制漏电试验用。
KT-1真空延时触头的作用为避免合闸线圈长时间得电烧毁现象。
外壳前面板上设有5个按钮:
合闸、分闸、确认、下行、试验。
其中“确认、下行”为参数设定用,停止、运行状态下都可进行参数设定,“确认+下行”做“复位”功能使用。
“下行”键用来选择菜单项和调节参数;“确认”键用来进入、退出菜单、开始调节参数。
“复位”是在开关故障情况下,欲使保护器恢复正常保护状态的功能键。
电流互感器LH1、LH2、LH3检测到的电流信号送到保护器进行判断比较,分析是否发生短路及过载。
若故障发生,除按预定程序进行处理外,同时显示故障发生时刻的电压、电流值,此时系统故障闭锁,需人工复位后恢复待命状态。
断路器信号输入/输出:
MODBUS输出:
A、B接口。
风电闭锁输入:
BS1、BS2。
远端分励输入:
YF1、YF2,正常运行时两接线应断开。
远端合闸输入:
YH1、YH2。
辅助接地:
DF。
注:
当外部闭锁为瓦斯开关量时,需把保护器上的16#接在15脚,否则显示不正常。
工作方式
馈电开关设“主馈电/分馈电”之用,根据开关所在线路的位置决定选择相应合适的设置;主馈电(总开关):
在系统中提供附加直流信号,漏电动作带延时250ms(瞬动或50~1000ms范围内可调);分馈电漏电动作带延时30ms(瞬动、30ms、50ms三档可调),检测时可选瞬动,正常运行时选30ms。
技术特性
保护、控制、通讯功能:
过载保护
过载倍数
动作时间
开始状态
说明
1.05
2小时内不动作
冷态
标准:
2小时内不动作
1.20
1200s
热态
0.2-1小时
1.50
120s
热态
90-180s
2.00
70s
热态
45-90s
4.00
40s
热态
14-45s
6.00
12s
冷态
8-14s
短路3-10Ie,动作时间<100ms,过压U>120%Ue,延时时间:
5s,欠压U<75%Ue,延时时间:
5s。
使用操作:
1、开关出厂设置为总开关,若做分开关使用时,需打开前门,把面板上的转换开关打到“0”档位。
(“1”档位为总开关,“0”档位为分开关)。
2、当系统电压改变时,钮子开关NK需打到对应系统电压档。
出厂设置为1140V档。
故障分析与排除
故障现象
原因分析
排除方法
合闸不动作
控制电路接线整流桥坏;
K1、K2回路不通或F4、F5保险丝坏;
合闸线圈损坏
正确接线
查K1、K2接点回路或更换保险丝。
更换合闸线圈
合闸动作但机械保不住
控制电源电压过低;
2、合闸部分机构卡住;
保持钩不到位或扣不住;
失压机构未能保持住;
提高控制电源电压;
查合闸电磁铁衔铁是否到位;
调整机械系统
调整失压机构或更换失压装置;
不分闸
1、失压脱扣器不脱扣;
2、分励脱扣器不脱扣;
3、手动分闸不脱扣或机构卡死
重新调整,断路器机械系统或润滑机构
上电后系统没有反应
1.电源未接通
2.CPU损坏
1.检查电源
2.更换CPU
和上位机通讯失败,通讯指示灯不亮
1.地址设置不正确
2.跳线设置不正确
3.电缆接头或电缆故障
1.检查上下位机的地址是否一致
2.设置完地址后一定要给系统重新复位
3.检查跳线设置和电缆连接是否正确
运行状态显示不正确
断路器的常开辅助触点设置有问题
查看辅助触点的8#、18#接触是否良好,正确设置触点状态。
第三节综采实习
综采实习主要是熟悉工作面的各工种如何配合工作,以及综采的机械和电气设备。
机械设备,有采煤机,液压支架,刮板输送机,转载机,破碎机和胶带输送机。
电器设备主要是设备列车。
综采岗位实习,我们在采煤一队,8503工作面进行实习。
一、工作面情况
1、8503工作面位于姚桥煤矿新东四采区,工作面采用走向长壁布置,单翼仰采,采区中部布置新东四轨道上山、新东四皮带上山、新东四回风上山三条上山。
2、采放工艺
8503工作面采用综采放顶煤工艺,一刀一放、专职放煤工单轮顺序放煤,煤机割煤一刀,放煤一次,循环进度0.6m。
3、进刀方式:
煤机在工作面中上部斜切进刀,见附图5。
4、工艺过程:
煤机割煤→移架→返刀扫底→推前溜→放煤→拉后溜→清理。
割煤:
落煤采用MG160/380WD电牵引采煤机,自行装煤。
煤机在工作面中上部斜切进刀,回采时沿8#煤底板回采,顶底板要割平,不得出现台阶,煤壁要齐、直,煤机不得出现割底板、留底煤、留伞檐等现象,工作面采高严格控制在2.40±0.1米。
移架:
移架在割煤时滞后煤机后滚筒4-6架,进行分组追机移架立即支护顶板并伸出伸缩前梁,若顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架,不能移超前架的必须及时打出支架伸缩梁或贴帮打好半圆木倾向棚,并在煤机前滚筒割煤后,追机带压擦顶移架或停机移架。
支架要移成直线,并要达到初撑力要求,移架和煤机割煤步距要一致,支架要移足,测压表读数不小于24MPa,接顶要严实。
推前溜:
在煤机割煤开始扫底后,滞后煤机10-15米开始移机头,并依次顺序推溜,一律在溜子运行中推溜,严禁紧随煤机推溜或停溜时推溜。
放煤:
由专职放煤工放煤,采用单轮顺序放煤,放煤在煤机返回扫底时开始,由机头第一架,开始逐架向上放煤。
工作面不得漏架不放,当班工作面因煤流系统影响或煤仓满而来不及放完煤时,后部溜子不得拉过来,待下一班生产时继续放煤。
放煤工要严密注视煤矸情况,既要防止煤质灰份超标,又要防止顶煤丢失。
放煤工必须根据后溜中煤量控制放煤速度,防止压死后溜。
拉后溜:
拉后溜在放完煤后滞后15米进行拉移。
拉后溜时先拉后溜机头,并依次由机头向机尾拉移。
拉移步距为0.6米,拉移要到位,拉移后溜子应保持平直。
严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜,后溜停止运转时不得拉后溜。
清理:
工作面前部溜子推过之后,要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。
后溜前方如堆煤较多,影响放煤视线,要人工用铲子将其铲入后溜中运出。
工作面每推进一个循环后,必须及时拉移转载机。
5、采放比:
工作面煤层平均厚度为4.1m,设计采高确定为2.4m
2.4:
(4.1-2.4)=1:
0.71
故工作面采放比确定为:
1:
0.71
6、放煤步距的确定:
放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型来共同确定:
该面割煤步距为0.6m,采高h=2.4m时,ZF3200/16/26型放顶煤液压支架放煤口高度为0.5m,由经验公式放煤步距,L=(0.10-0.15)h,L=(0.10-0.15)(4.1-0.5)=0.36-0.54m,故确定放煤步距L=0.6m,即每割煤一刀放煤一次。
7、回采工序:
煤机割煤→移架→返刀扫底→推前溜→放煤→拉后溜→清理。
现以煤机从工作面100架进刀开始运行说明8503工作面采放工艺流程:
煤机从工作面100架向机头方向割顶煤,支架工滞后4-6架移架。
到机头后,煤机返刀向机尾方向牵引,上滚筒降下割扫底煤,同时滞后煤机下滚筒10-15米后,开始推移前溜机头,并顺序依次向机尾方向推前溜,同时从机头1#架向机尾单轮顺序放煤到100架处,在距放煤点15米开始拉后溜。
当煤机运行到工作面100架附近时,煤机上滚筒升起割顶煤,,滞后煤机下滚筒4-6架移架至机尾。
煤机到机尾后,上滚筒下降扫底,下滚筒升起,返刀至100架停下。
推前溜至前溜机尾,同时从100架向机尾方向单轮顺序放顶煤到机尾。
放完煤后拉移后溜至后溜机尾。
至此,完成割煤一刀,放煤一次的采放循环全过程。
以此循环往复割煤、放煤。
8、移溜方式:
利用液压支架推溜千斤顶推前溜。
利用液压支架两架间的拉溜千斤顶拉后溜,拉后溜千斤顶每架一根,安装在支架靠机尾侧。
9、采煤方法
走向长壁采煤、放顶煤一次采全高、采用顶板全部垮落法管理顶板。
二、主要设备
工作面主要设备配置及主要技术规格
采煤机型号:
MG160/380WD电牵引采煤机;
总装机功率:
380KW;水冷冷却水压力:
≥2MPa;
滚筒直径:
1.4m;截深:
0.63m;
适应煤层倾角:
≤16°;滚筒转速:
39.65r/min;
供电电源电压:
1140V;降尘方法:
内外喷雾;
截割电机:
2*160KW;牵引电机:
2*22KW;
牵引速度:
0-7.5/10.0m/min无级调速;
牵引力:
360KN;调高电机:
7.5KW
液压支架:
①型号:
ZF3200/16/26型放顶煤支架133台;
支架高度:
1600-2600mm;宽度1190-1340mm;
中心距:
1250mm;支架初撑力:
2533KN;
支架工作阻力:
3200KN;支护强度:
0.69-0.72Mpa;
底板比压:
1.76Mpa;适应倾角:
≤15°;
本架操作方式;额定工作压力:
30Mpa
放煤口高度、支架高:
H=2.2m时H=0.53mm;
②型号:
ZFG3600/17/28H型放顶煤过渡支架6台:
支架高度:
1700-2800mm;宽度1430-1600mm;
中心距:
1500mm;支架初撑力:
2850KN(28MPa);
支架工作阻力:
3600KN;支护强度:
0.62Mpa;
底板比压:
1.33Mpa;适应倾角:
≤25°;
本架操作方式;额定工作压力:
30MPa;
梁端距:
391mm;立柱工作阻力:
900KN;
工作面前、后溜子:
型号SGD-630/400型;齿轮箱、电机在工作面为平行布置;
输送量:
800T/h;电机型号:
XBKYZ--200型;
功率:
200×2KW;冷却方式:
水冷;
冷却水压力:
≯3Mpa液力偶合器型号:
YDXD560型;
容量:
20.5L;刮板链速度:
1.1m/s;
刮板间距:
920mm;刮板链型式,中双链;
中部槽结构型式:
采用整体铸造槽邦封底结构
转载机:
型号:
SZZ-764/160型桥式转载机;
功率:
160KW;输送量:
1000T/h;
铺设长度:
42.3m;
破碎机:
型号:
PCM-110重锤式破碎机;
破碎能力:
2000T/h;最大输入块度:
800×800mm;
电机型号:
KYB-550/110型;电机功率:
110KW
皮带机:
型号:
DSJ100/80/2*315;电机功率:
315*2KW;输送量:
800T/h
乳化液泵站:
型号:
LRB-400/315型 2台;
乳化液泵箱:
GRX-1500A型1台;
额定压力:
31.5Mpa;容量:
3000L;
流量:
400L/min;电机功率:
250KW
简易端头支架2组(4台):
型号:
ZT2*3200/18/35
支护型式:
四连杆支撑掩护式;
支撑高度(使用高度):
1.8-3.2m
支护宽度:
0.45m(顶梁宽0.43m)
初撑力:
(P=31.5Mpa)2×2618KN
工作阻力:
(P=38.53Mpa)2×3200KN
支护强度:
0.945Mpa
三、供电系统图
8503工作面供电与断电控制系统图
在对采煤工艺都进行了解的同时,我特别对采煤队采煤司机在开动采煤机工作和开采煤机的注意事项进行了总结。
采煤机司机的作业规程内容如下:
1、采煤机操作人员必须经过培训,经考试合格发证后方可持证上岗。
机组司机必须了解机组性能及机械、电气、液、水路原理。
2、不准用采煤机拖拉、推顶、起吊其它设备和物件。
3、每班必须配备两名采煤机司机,否则不准开机运行。
4、在无冷却水、喷雾水或水压、流量达不到要求的情况下,严禁开机割煤。
5、采煤机所有机械、电气、液压保护装置必须完好齐全、动作灵敏可靠,严禁甩掉不用。
6、采煤机在每班正常停机后,应将两滚筒降至底板位置。
7、在进行检修和维护工作时,必须切断采煤机电源。
将负荷中心隔离开关打在“OFF”位置。
闭锁刮板输送机(同时闭锁两个以上有效闭锁键)打出支架护帮板。
8、严禁在各部少油、无油的情况下启动采煤机。
二、操作程序:
(一)开机前的检查:
1、开机前,必须先检查瓦斯浓度,检修机载瓦检仪,只有瓦斯浓度低于1%、机载瓦检仪完好、有效的情况下方可开机。
2、必须认真检查拖缆装置、水管,看其是否有破裂、损坏现象,发现问题要及时处理。
3、必须认真检查采煤机各手把、按钮是否在零位、是否灵活可靠,检查遥控器及机身上的“紧急停止”开关是否正常,并检查所有控制开关的动作是否正常。
4、检查各种显示是否正常。
5、检查采煤机零部件是否齐全。
6、检查各部件之间连接栓是否齐全、紧固、可靠。
7、认真检查各部位的油位。
8、认真检查采煤机各密封部位是否有渗