重新改的对拉面规程2Word文件下载.docx
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中砂岩，灰白色，石英长石为主，分选良好，致密坚硬，层厚0.32ｍ；
粉砂岩，深灰色水平层理，层厚0.95m。
（见煤层柱状图）
第四节地质构造
根据初步设计说明书中所反应的地质情况和工作面上下顺槽掘进施工揭露情况看，本工作面煤层倾角小于3度；
无断层和较大皱曲构造，无岩浆岩侵入，也未发现陷落柱构造，地质构造属于简单类型。
第五节水文地质
一、含水层分析
从工作面两顺槽施工情况看，工作面只有底板有极少量渗水，对工作面的安全和生产没有太大影响。
二、涌水量；
正常涌水量，根据矿井现在生产时正常涌水量10—15立方米/天，考虑到本井田水文地质情况及矿井消防除尘洒水情况，确定矿井正常涌水量30立方米/天，最大60立方米/天。
第六节影响回采的其它因素
一、瓦斯：
根据本矿瓦斯鉴定结果，矿井瓦斯绝对涌出量为0.2043m3/min,相对涌出量为0.98m3/t，本矿为低瓦斯矿井。
二、煤尘爆炸及煤的自燃，
根据鉴定结果，煤层火焰长度大于400ｍｍ，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为80%，煤尘有爆炸危险性。
煤层具有自燃发火倾向，自燃发火期40-60d，自燃倾向等级属于易自燃煤层。
三、地温；
工作面内无地温异常区。
四、地压；
本地区煤层埋深较浅，地压较小，无异常地压。
第七节储量及服务年限
一、工作面工业储量；
走向长×
倾斜长×
煤层厚度×
煤体比重
1、6201工作面工业储量：
305×
60×
8.64×
1.3=205545.6吨（取205546吨）
2、6202工作面工业储量：
298×
1.3＝200828.1吨（取200828吨）
3、6201与6202对拉工作面总工业储量为：
205546＋200828＝406374吨
二、6201和6202对拉工作面总可采储量为：
总可采储量×
采出率=406374×
85%=345417.9吨（取345418吨）
三、工作面服务年限；
总可采储量/设计月产量=345418÷
44250=7.95个月（取8个月）。
第二章采煤方法
6201与6202工作面采取对拉形式，采用长壁炮采放顶煤采煤法。
爆破落煤，人工装煤，刮板输送机运煤，工作面内采用双溜运输，组合悬移支架支护顶板。
第一节巷道布置
工作面走向长：
6202工作面298ｍ，倾斜长各60ｍ，总计120ｍ。
两个工作面共用一条集中运输顺槽；
两个工作面的回风巷位于集运顺槽上下两侧，两个工作面形成一个对拉工作面。
（附巷道布置图）
6201与6202对拉工作面巷道断面：
集中运输顺槽矩形净宽3.0ｍ净高2.5ｍ锚杆支护
回风顺槽矩形净宽3ｍ净高2.5ｍ锚杆支护
6201开切眼矩形净宽3.5ｍ净高2.2ｍ锚杆支护
6202开切眼矩形净宽4.0ｍ净高2.5ｍ锚杆支护
第二节采煤工艺
一、采煤方法：
6201工作面与6202工作面均采用人工电钻打眼，爆破落煤，人工装煤，共用一条集中运输顺槽运煤，两个工作面采取对拉形式，同步向前推进。
由于两个工作面所使用支架的型号不同，支架长度也不一样。
6201工作面支架架长3400ｍｍ，支架前后柱腿间距2000ｍｍ，支架前柱距梁头850ｍｍ。
6202工作面支架架长3600ｍｍ；
支架前后柱间距1720ｍｍ，支架前柱距梁头1545ｍｍ。
工作面安装时要求两个工作面支架的前柱腿沿工作面倾斜方向在一条直线上，因此两工作面在同步推进的过程中6202工作面的前煤壁始终超前6201工作面前煤壁700ｍｍ。
二、工作面刮板运输机安装位置：
6201工作面：
前部刮板运输机安装在支架前柱与煤壁之间，机槽外边缘距支架前柱腿200ｍｍ。
后部刮板运输机安装在支架的前后柱之间，机槽外边缘距支架后柱腿200ｍｍ。
6202工作面：
前部刮板运输机安装在支架前柱与煤壁之间，机槽外边缘距支架前柱腿800ｍｍ，后部刮板运输机安装在支架的前后柱之间，机槽外边缘距支架后柱腿200ｍｍ。
三、工作面采煤工艺流程：
工作面采煤工艺流程为两个工作面采取出前帮煤与放顶煤交叉进行的方式作业。
工作面交接班后对工作面进行全面安全检查，确认没有隐患后开始工作。
1、6201工作面进行打眼、放炮、伸出支架翻转梁护顶、出前帮煤、移前部刮板运输机。
6202工作面进行放顶煤、移后部刮板运输机。
2、6202工作面进行打眼、放炮、伸出支架翻转梁、出前帮煤、移前部刮板运输机。
6201工作面进行放顶煤、移后部刮板运输机。
3、缩集运顺槽刮板运输机。
4、6201、6202工作面分别从端头一号支架开始进行移架，工作面移架完毕一个循环完成，工作面回到出始状态。
一、工艺流程介绍；
（附；
炮眼布置图，爆破说明书）
（一）、检查工作面安全状况：
每班作业前必须首先检查工作面的支架情况是否符合支护质量要求，支架是否完好。
检查煤壁，有无片帮，冒顶隐患，并用尖镐去掉煤壁上的片帮离层煤。
发现隐患及时处理，只有隐患排除后方可进行开工作业。
（二）、打眼
使用1.5KW手持煤电钻打眼，打眼前必须先检查工作面支架质量、敲邦问顶、用镐清理煤壁易掉煤块。
打眼采用分组、分段一次顺序打眼的方式。
每个工作面，同时分两个组一次打眼，每组3人，每组长度30m。
工作面煤壁炮眼布置为三排五花眼，上排顶眼眼口距顶0.3ｍ，中排眼距上、下排眼距分别为0.9ｍ，下排眼距底板0.3ｍ，各排眼的沿切眼方向间距均为1.0ｍ。
眼深：
顶眼、底眼均为1.1ｍ，中排眼为1.0ｍ。
打眼必须按炮眼布置图进行。
打眼前必须先检查瓦斯，只有工作面风流中瓦斯浓度不超过1%时方可打眼作业。
煤帮打眼时禁止开动工作面的前溜，把前溜开关的控制手把打到零位，并由溜子司机负责看管。
严禁打眼和装药同时进行。
打完眼后将电钻、电缆移出工作面放到安全地点，方可进行装药工作，否则不得装药。
（三）、装药
打完眼后，将电钻、电缆线移出工作面放到安全地点。
严禁打眼与装药同时进行。
装药前。
首先检查工作面尤其是上下巷隅角处风流中的瓦斯浓度，只有在装药地点附近20ｍ范围内瓦斯浓度小于1%的情况下，方可进行装药作业。
爆破采用瞬发电雷管，安全等级不低于二级的煤矿许用安全炸药进行爆破作业；
装药量：
上排眼300g/眼，中排眼300g/眼，下排眼400g/眼。
爆破工装配起爆药卷时，必须在顶板完好、支护完整、避开电器设备和导电体的爆破地点附近进行，电雷管必须从药卷顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。
装配起爆药卷必须由爆破工本人操作，严禁他人代替。
该工作面采用正向连续装药方式，其具体做法为：
先装普通药卷，药卷聚能穴全部朝向炮眼底部，之后装起爆药卷，电雷管和药卷的聚能穴都朝向炮眼底部，然后封一小段粘土炮泥固定药卷，最后封水炮泥和粘土炮泥。
炮眼深度2米时，粘土炮泥封泥长度不少0.5ｍ。
炮眼深度大于2.5米时，封泥长度不小于1.0米。
每次装药后必须将雷管脚线未端纽结短路并挽起悬空，不得与采面刮板运输机、支架等导电物体接触。
爆破工装配起爆药卷、工作面炮眼装药严格执行《煤矿安全规程》第三百二十六条、三百二十七条中有关规定。
该工作面采取一次打眼、分次装药、分次爆破作业。
工作面一次最大装药、爆破长度不超过5米，每次装药的炮眼必须一次放完。
并严格执行“一炮三检”制度。
（四）、连线爆破
工作面爆破采用串联方式联线，联线、爆破作业由经过培训的专职爆破工操作，并持证上岗。
联线爆破前，爆破工首先要检查起爆器是否灵敏、可靠，检查爆破母线是否有破损，脚线的连接由经过专门培训的爆破工完成。
爆破前要将工作面所有人员全部撤离到工作面上、下端口50ｍ以外的安全地点并放好警戒，警戒人员由当班班长派出，没有班长的指令不得离岗，以免人员进入爆破地点。
一个工作面放炮时，另一个工作面的人员也必须撤到警戒范围以外的安全地点。
爆破工要最后撤离爆破地点。
爆破母线与脚线的连接、脚线与脚线的连接和通电起爆工作由爆破工一人操作，爆破前要首先检查起爆点附近20ｍ范围内瓦斯，只有符合《煤矿安全规程》第三百三十一条要求方可起爆。
爆破后爆破工要取下放炮器钥匙，随身携带，取下爆破母线并端头纽结。
由瓦检员、安全员检查工作风流中的瓦斯浓度及安全情况，在符合《煤矿安全规程》第三百三十一条规定时才能进行下一次的连线爆破，如此周而复始直到整个工作面放完炮为止。
处理拒爆、残爆时，由于连线不良造成的拒爆，重新连线起爆；
其他原因时，在距离拒爆炮眼0.3m以外由原打眼工另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，从新装药起爆；
严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出雷管；
严禁将炮眼残底继续加深。
其他注意事项严格执行《煤矿安全规程》第三百四十二条。
（五）、安全检查；
工作面放完炮后，由专（兼）职安全员、瓦检员、班组长、爆破工一起对工作面进行全面的安全检查，发现不安全隐患及时处理。
待确认工作面没有不安全隐患后方可进行下个工序作业。
（六）、伸出翻转梁
工作面爆破完毕安全检查结束后，出煤人员进入工作面首先伸出支架的翻转梁护住顶板。
（七）、出帮煤；
工作面出煤前必须进行敲帮问顶，并用长把工具找净煤壁易掉离层煤及大于300mm的伞檐后，人员方可进入煤邦清煤，清煤时人要面向机尾方向作业，前后相互照应，清邦煤要清理干净，底板处理平整，煤壁要直，不得有明显凸出，为顺利移溜创造条件。
（八）、移前溜：
1、移溜工具：
移溜器；
每台移溜器的前后两端分别与前后溜的溜槽相连接。
2、移溜器布置：
溜子机头安装两台；
过渡槽安装一台；
以后每隔四节溜槽安装一台，机尾安装一台，全工作面共安装12台移溜器。
3、移溜前先检查供液管路、移溜器等是否完好，无误后方可移溜。
4、移溜采取自机头向机尾顺序推移的方式推移，同时推移段长度不得小于15ｍ。
5、移前溜时，打开供液管路的供液阀供液，使移溜器的活塞伸出，推动前溜前移一个步距（0.8ｍ）。
6、移溜后，溜子要作到平、直、稳，工作面溜子机头与顺槽溜子的搭接高度不小于300ｍｍ，搭接长度不小于200ｍｍ，做到不拉回煤。
（九）、移顺槽超前支护；
移顺槽超前支护前，首先在顶梁上方背顶的原木下方先打好临时支柱，再拆下原超前支护顶梁，前移一个步距（0.8米）后架好，并把三根单体柱打足初撑力（1545ＫＮ）。
移超前支护时先移巷道的一侧，架设好后，然后再移巷道另一侧。
两道超前支护顶梁不得同时卸载前移，待两道超前支护梁前移完毕并打足初撑力后，再撤掉临时支柱，超前支护前移完毕。
（十）、收回翻转梁工作面移架：
1、移架工作采取两人一组，分段作业形式。
分段长度为十个支架。
移架前必须先处理掉前煤壁上的易掉活块及伞檐，伞檐最突出部位不得超过200ｍｍ，以保证移架后支架成一条直线。
2、移架前必须收回翻转梁，并收回到位。
3、移端头架：
移端头支架，要从第一架开始。
移第一架时要将相邻另两架支架先打足初撑力（1545ＫＮ），然后再对要移的支架卸载，并要按照端头支架移架顺序前移支架。
移架程序为：
（1）取下架前单体柱，支架前、后柱腿卸载，提起支架前、后柱腿，使支架顶梁落在托梁上。
（2）操作供液阀，使移架千斤顶活塞伸出推动顶梁带着支架前、后柱腿前移一个步距（0.8ｍ），到位后将顶梁调正；
（3）落下前、后柱腿，打起架前单体柱，将支架各支柱打足初撑力（1545ＫＮ），再移另一架。
支架与支架必须保持平行，依次类推逐架推移。
4、移中间架：
移完端头架，并将其调正后开始逐架推移中间架。
移中间架程序为：
（1）必须先检查相邻支架的支护质量；
（2）收回将前移支架的翻转梁；
（3）支架的前、后柱腿卸载，使顶梁落在托梁上；
（4）、操作供液阀，使移架千斤顶活塞伸出推动顶梁带着支架前、后柱腿前移一个步距（0.8），相邻支架顶梁必须保持平行；
（5）落下前、后柱腿重新将支架的4根支柱打足初撑力（1545ＫＮ），支架移架完毕。
5、移底托梁：
移底托梁前，必须认真逐架检查每架支架的顶梁，不许有顶梁压在托梁上的现象存在，支架顶梁与底托梁之间必须保持有15～60ｍｍ的间隙，否则不许移托梁。
附：
工作面支架移架顺序图
（十一）、放顶煤；
1、放煤时的支架操作：
放煤时提起支架后柱开始放煤，每架支架一次只能提起一根柱，相邻的两架支架的相邻两棵支柱可以同时提起，遇有大块煤时一架梁可以同时提两根支柱，处理完大块后，及时放下柱腿并打足初撑力。
一个口停止放煤时，后支柱立即落下并打足初撑力。
支柱严禁打在浮煤上。
2、6202工作面初采放煤
在工作面初采推进后，顶煤在矿压的作用下部分冒落。
这时为保护支架，架后应保持一定散煤。
以防冒落大块冲倒或砸坏工作面支架，只有冒落散煤超过支架高度1.5倍时方可部分放煤。
对于不易冒落的顶煤，当工作面向前推进一个架位（3.6米）后，工作面停止向前推进，这时向顶板打眼爆破强制开茬放顶落煤（打眼深度、角度和装药量见6202工作面初采初放炮眼布置图）。
炮眼沿工作面倾斜方向布置，每两米一个炮眼，炮眼由支架顶梁上方预留的打眼孔内向顶上打，炮眼位置距支架后柱0.6米，炮眼与顶板垂直。
第一次开茬爆破炮眼深两米，每个眼装药量600克。
以后工作面每推进一个循环沿工作面倾斜方向打一排放顶炮眼。
炮眼深度从第一次两米深逐渐增加到4米、6米、8米、10米、12米，装药量从初次爆破的每孔600克逐渐增加到3000克。
爆破时的一次爆破炮眼数量2——3个眼。
爆破前将工作面支架补液一次，以增加其支架初撑力和支架的稳定性。
根据6201工作面初采初放期间所掌握数据，顶板的初次来压步距在18--20ｍ。
因此当6202工作面推进到15ｍ时，在工作面每架支架的两后柱间加打戗柱以增加工作面的支护强度。
初次来压前，工作面放煤只能放超过支架高度部分的顶煤。
直到顶板全部冒落充填采空区后方可转为正常放煤。
3、工作面末采；
工作面末采收尾时，为利于回撤支架在工作面距停采线10ｍ时停止放煤，并提前铺设顶网控制顶煤冒落，以便顺利撤出支架。
（回撤支架时另行另定回撤支架的安全措施）
4、放煤步距及放煤方式
放煤步距：
放煤步距定为一采一放（0.8m）；
在实际生产过程中，根据顶煤冒落情况、顶板矸石冒落情况、放煤率和放煤的含矸率情况，放煤步距也可调整到二采一放。
放煤方式：
采用双人多轮顺序放煤，即两人一组10米一段分段作业，一架一架的逐架放煤。
第一轮放煤为粗放，每架放煤时间为2——3分钟，即关闭放煤口，再放下一架。
依次类推直到本段第一轮放煤完毕，在从头开始第二轮、第三轮放煤。
第二轮、第三轮放煤为细放煤，要求放净顶煤见矸停放。
两人放煤要配合好，靠运输机的前半部分尤其是靠近机头侧的人员要视运输机上的煤量放煤，保持煤量均匀，避免煤量过大外溢及压住运输机。
工作面两端头的2——3架要反复多次放煤，放净顶煤。
（十三）、移后溜；
首先打开回液管的回液阀，向移溜器的环形腔注液，使缸体收缩拉动后溜前移，其他工序与移前溜相同。
（十四）、缩运输顺槽（150）溜子；
工作面集中运输顺槽的转载溜子必须作到每循环及时回缩，溜子机尾不得超出集中运输顺槽中端头支架的后柱。
为达到上述要求，方便缩溜作业，在机尾前的第四或第五节槽部位设两节短槽（长度分别为800ｍｍ、700ｍｍ），第一次缩溜在此部位拆开，去掉800ｍｍ长的短槽即可；
第二缩溜去掉一节1500ｍｍ长的中部槽，再加上800ｍｍ长的短槽，依次类推。
缩溜操作：
（1）首先在机头处用手拉葫芦将溜子上链解开；
（2）在溜子机尾前加设的短节槽处用手拉葫芦将溜子上链拉松并解开连接环；
（3）用手拉葫芦在两节溜槽连接处将溜槽吊起，并使之断开，然后去掉要拆除的溜槽；
（4）用回柱绞车将溜子机尾及连带的溜槽向前拉动，使之与前部溜槽对接；
（5）去掉多余的溜子链，并将上链连接好，在机头处用手拉葫芦将溜子上链拉紧并连接好。
三、工作面正规循环生产能力
W=L·
S·
h·
r·
c
L—工作面长度，m;
S—循环进度，mh---采高，ｍ
r—煤的密度吨/立方米c—工作面煤炭采出率%
1、6201、6202对拉工作面循环产量；
（1）工作面推帮产量；
120ｘ0.8ｘ2.4ｘ1.3ｘ0.95=284.5吨（取285吨）
（2）工作面放顶煤产量；
120ｘ0.8ｘ6.4ｘ1.3ｘ0.75=599.04吨（取600吨）
2、工作面循环产量：
285吨＋600吨＝885吨
3、工作面日产量；
工作面每天推进两个循环
885吨ｘ2=1770吨
4、工作面月产量：
全月正常工作日按25天计算
1770ｘ25=44250吨
5、工作面采放比；
1：
2.7
第三节设备配备
序号
名称
型号
功率/KW
数量
备注
1
前部煤溜
SGB620/40T/55
55
2
2
后部煤溜
3
顺槽运输机
SGB620/150C
75
4
空压机
ＭＤＧＦ-6.3/7Ｇ
37
1
ＭＶＦ-6.3/7Ｇ
45
5
顺槽皮带
DST100/63/125
125
6
乳化液泵站
BRW125/31.5
7
煤电钻
ＭZ——1.5
1.5
8
电钻综保
ＺＢＺ—4
9
潜水泵
ＢＱＸ25/15-3
3
ＢＱＸ15/18
2.2
4
10
合计
22
附；
工作面设备布置图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、支架型号：
6201工作面采用ZH1800/16/24Z型集中控制整体顶梁组合悬移炮采放顶煤液压支架。
共布置65架，其中端头架4架，工作面中间61架。
6202工作面采用ＺＨ2600/16/24Ｚ型集中控制整体顶梁组合悬移机（炮）采放顶煤液压支架。
共布置65架，其中端头架3架，工作面中间62架。
二、6201、6202工作面支架技术参数；
1、6201工作面：
支架高度---2600mm支架长度---3200mm
支架中心距---1000mm支柱数量---4根
支架行程---800mm工作阻力---1800KN
初撑力---1545KN支护强度---0.56Mpa
最大控顶距---4000mm（端头架4800ｍｍ）泵站压力---31.5Mpa
2、6202工作面：
支架高度---2600ｍｍ支架长度---3600ｍｍ
支架中心距---1000ｍｍ支柱数量---4根
支架行程---800ｍｍ工作阻力---2600ＫＮ
初撑力---1938ＫＮ支护强度---0.62-0.72ＭＰａ
最大控顶距---4400ｍｍ（端头架5000ｍｍ）
泵站压力---31.5ＭＰａ
三、支护强度验算；
q=（6～8）M*r*10¯
6=（6～8）ｘ2.4ｘ22000=0.317～0.422MPa
试中；
q——支护强度MPa
m-煤层最大采高m;
取2.4m
r-煤层顶板岩石容重。
取22000牛/立方米
（6-8）-上岩层厚度取6～8倍采高
6201工作面支架最大支护强度为0.56Mpa；
6202工作面支架最支护强度0.72ＭＰａ，因此6201、6202对拉工作面所选用支架的支护强度均大于验算强度0.422MPa,支架选型合理。
四、乳化液泵站；
1、泵站选型
本工作面选用BRW125/31.5型乳化液泵站公称压力31.5MPa，工作面的主进液管采用直径19毫米，四层钢丝编织10米一节的高压胶管（承压31.5MPa）,主回液管采用直径25（承压20MPa，三层钢丝编织。
）
2、泵站置于6201工作面回风顺槽中随工作面推进定期后移。
3、泵站管理；
（1）、开泵前，检查乳化箱的液量应大于箱体1/2。
用浓度计检查乳化液浓度在3%-5%之间，每次加水和加乳化油后都必须检查一次乳化液浓度。
（2）、开泵时，时刻注意泵的声音，正常时声音清晰，压力31.5MPa。
若发现异常立即停泵处理。
（3）、泵站及液压系统不漏液。
（4）、必须设专人开泵，不得随意更换。
，乳化液配比方法为每95-97Kg水，加乳化油3-5Kg并每次配液后用浓度检测计检测。
要做到管路不漏液，泵站压力正常。
（5）、在正常情况下，严禁关闭泵站回液截止阀。
（6）、修理更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀，不得在井下拆检各种液压控制元件，严禁带压换液压件。
（7）、供液管路要掉挂整齐，保证供液、回液畅通，要按照以下要求进行定期检查、检修并作好记录。
A、每班清洗一次油污脏物；
按一定方向旋转过滤器1-2次，检测两次乳化液浓度。
B、每班检查一次过滤器网芯。
C、每10天清洗一次过滤器。
D、至少每月清洗一次乳化液箱。
（8）、开泵时司机不得脱离岗位。
（9）、停泵后把各控制阀打到非工作位置。
（10）、按规定程序停泵后要卸载，不得重载起动泵站
（11）、现场交接班，详细交待本班设备运转情况，出现的故障存在的问题，按规定填写乳化液泵站工作日志。
第二节工作面顶板控制
一、顶板支护（附工作面支架布置图）
1、工作面支架规格型号：
（1）、6201工作面选用ZH1800/16/24Z集中控制整体顶梁组合悬移炮采放顶煤液压支架支护顶板。
支架长3200mm，加翻转梁，翻转梁长600mm。
工作面最大控顶距4000mm，最小控顶距3400mm，，放顶步距800mm。
（2）、6202工作面选用ＺＨ2600/16/24Ｚ集中控制整体顶梁组合悬移机（炮）采放顶煤液压支架支护顶板。
支架长3600ｍｍ，加翻转梁，翻转梁长600ｍｍ。
工作面最大顶距4400ｍｍ，最小控顶距3800ｍｍ，放顶步距800ｍｍ。
1、工作面上、下端头及集中运输顺槽、回风巷超前支护；
（1）、6201、6202工作面的上端头均采用与工作面同样的支架支护，工作面支架一直安装到工作面的回风巷中，作为工作面上端头支护。
（2）、工作面下端头支护：
ａ、两工作面下端头的端头支架由集运顺槽溜子两侧分别向工作面中间布置，6201工作面下端头布置端头支架四架，6202工作面下端头布置端头支架
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