综采工作面作业规程 煤矿综采工作面作业规程

综采工作面作业规程 煤矿综采工作面作业规程

第一章 概况文档结构图需 第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表 （表一）标高缺少单位 水平名称 -250m水平 采区名称 22采区 地面标高 +150 —— +160 井下标高 -260—— -284 地面的相对位置 22032工作面对应地面位置为南鲁仙村以北300米处的荒山区 回采对地面设施的影响 工作面对应地面物为田野及荒山，无建筑物及水体，对地面设施无影响。

井下位置及相邻关系 位于22采区南翼中上部，其上部为原270回采工作面采空区，下部为22051工作面未采区，其北部为22061工作面。南至南鲁仙村庄保护煤柱边界。

走向长度(m) 430 倾斜长度(m) 113 面积(m2) 48590 第二节 煤层

煤层特征情况表 （表二）与上面表格格式不一样 指标 参数 备注

煤层厚度(最小～最大/平均)/（m） 0.2-4.3/2 煤层倾角(最小～最大/平均)/(度) 5-15/10 煤层硬度f 0.26 煤层层理(发育程度) 发育 煤层节理(发育程度) 发育 自然发火期/(d) 无 绝对瓦斯涌出量(m3/min) 2.63 相对瓦斯涌出量(m3/t) 5.69 煤尘爆炸性 不具爆炸性 地温/(℃) 无影响应该具体 第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 （表三） 顶底板名称 岩石类别 厚度（m） 岩性 顶板 老顶

砂岩 44 由深灰色泥岩、砂质泥岩、细、中粒砂岩组成，砂岩成分石英为主，底部含砾石，局部细砾岩“香炭砂岩”，具鲕状结构。

直接顶 砂质泥岩 8 22031工作面假顶 底板 直接底 砂质泥岩 4

灰黑色泥岩，深灰色砂质泥岩及细粒砂岩，夹2—3层菱铁矿质泥岩及一层薄煤层（二0煤）不太懂 ，含大量植物化石。

老底 中细粒砂岩 20 灰白色细粒—中粒长石、石英砂岩，含大量黑色泥岩包裹体，俗称北岔沟砂岩。

22032工作面综合柱状图没有比例，标点符号句号为点不对 第四节

地质构造 根据22031工作面揭露情况，工作面内地质条件简单，无没有 发现陷落柱、断层及岩浆侵入体等较大的地质构造，有几处小段断 层，落差均在1米以内，对工作面回采不会造成很大影响。

第五节 水文地质 一、主要含（隔）水层 本区开采主要含水层为山西组砂岩含水层和太原群八层灰岩含水层，主要隔水层为二1煤直接底板泥岩隔水层。现将各含（隔）水层简述如下： １、顶板砂岩含水层 山西组二1煤顶板砂岩含水层组（S10+S11+S12）是二1煤回采期间的直接充水含水层，也是工作面采掘活动中最主要的充水因素。它位于二1煤上0～83.73米，平均间距为12.83米，厚度0～27.11米，属承压裂隙水，含水性弱，水量不大，易于疏干。各含水层之间有泥岩相隔，大顶冒落后通过裂隙带各含水层连通形成含水层组。

２、底板砂岩含水层 山西组二1煤底板砂岩含水层（S9）是二1煤回采期间直接充水含水层，它位于二1煤下5～15米，多以砂质泥岩出现，以断层和裂隙接受C3L8灰岩水的补给。

３、C2L8灰岩含水层 太原群八层灰岩含水层为二1煤回采期间的间接充水含水层，位于二1煤下20.58～55.38米，平均33.75米，灰岩平均厚度5.55米，属裂隙岩溶承压水，裂隙岩溶不发育，一般是通过断层或其它构造向工作面充水。

4、二1煤直接底板泥岩隔水层 该隔水层为二1煤直接底板，厚度在0.66～1.38米之间，较为致密，但该岩层厚度较薄，回采期间容易受到破坏，达不到隔水效果，该岩层起不到隔水层的作用。

二、充水因素 １、二1煤层顶板砂岩水是二1煤采掘活动中最主要的长期充水水源，在巷道掘进过程中，一般都会出现淋水现象，但一般水量不大，对掘进不会造成大的影响。但在回采阶段，当大顶初次来压，大顶冒落后水量会有所增大，可能达到最大值，但只要注意及时排放，一般不会对生产造成大的影响。

２、C3L8灰岩含水层由于距离二1煤层间距较大，只有通过导水断层对工作面回采产生影响。

三、工作面涌水量预测 现根据22031工作面回采时实际情况预测本工作面涌水量不大于15m3/h。

四、水害威胁情况分析 １、煤层顶板砂岩水是工作面采掘过程中最直接的、长期的主要充水水源。工作面在掘进期间，通过探放，已放出水量约5000m?，但在工作面回采阶段，当大顶初次来压冒落后，水量会有所增大，可能会达到最大值，但只要注意及时排放，一般对生产影响不大。

２、煤层底板由泥岩、砂质泥岩和薄层灰岩组成,。

据以往地质资料据以往地质资料显示 ,该底板 厚度为 26.71～50.40m,平均厚度为40m。该层从浅部向深部有增厚的趋势，泥岩、砂质泥岩层位稳定,厚度大、分布广,。

以往勘探钻孔中,说明该项层段语句不顺 其导水性差,隔水性较好,对阻隔太原组上段C2L8灰岩水充入煤层二1煤矿坑能起到良好的阻隔作用。C2L8灰岩水由于距离二1煤层间距较大，且岩溶裂隙发育不均衡，一般对生产影响不大。

第六节 影响回采的其他因素 一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表 (表四) 瓦斯 绝对瓦斯涌出量：1.51M3/min

CO２ 低二氧化碳矿井，二氧化碳涌出量极小。

煤尘煤炸指数 07年8月份由中国矿大鉴定我公司所采煤层的煤尘不具有爆炸性. 煤的自燃倾向性 07年8月份由中国矿大鉴定我公司所采煤层,煤的自燃倾向性为不易自燃. 地温危害 无 冲击地压危害 无 二、冲击地压和应力集中区 根据我公司几十年的开采经验，矿井无冲击地压。

工作面在回采时，在工作面的前方5～15m内为应力集中区，应力集中会造成上、下顺槽巷道变形严重。为克服应力集中区对回采工作造成的影响，在工作面上、下顺槽应采用超前支护，加强支护强度。

三、地质部门的建议 １、本工作面上、下顺槽顶板压力大，顶板较破碎，应加强上、下顺槽维护工作，防止给工作面回采带来不利影响。

２、由于底板遇水易膨胀，会造成支柱下沉钻底 ，故在回采过程中，为保证支柱的初撑力,支柱必须穿柱鞋，防止支柱下沉。

第七节 储量及服务年限 １、储量计算边界 北部以设计停采线为界，南部以切眼为界，西部以上顺槽为界，东部以下顺槽为界。

２、工业指标 依据周围钻孔煤质化验资料得出本工作面工业分析成果列表。

工业分析成果表 （表五） 工业 指标 煤层 W A V FC S Q 工业牌号 二1煤二1煤 33.81 15.41 8.60 92 0.30 14.1参数单位不清楚 贫煤 ３、储量计算方法与参数的确定 储量计算方法是依据《地质工作手册》中地质块段法和算术平均相结合而计算的。

４、储量计算公式 Q=S×M×D 式中： Q—计算块段内储量（吨）

S—计算块段的平面积（米2） M—计算块段内煤层的平均厚度（米） D—煤的容重（采用精查报告提供的1.45吨/米3） ５、储量计算结果 Q=48590×2.0×1.45=14.1万吨 22032工作面地质储量为14.1万吨，回采率按95％计算，可采储量为13.4万吨。详见储量计算成果表。

结果 项目 倾角(度) 容重 平面积 (平方米) 煤厚 (米) 地质储量

(万吨) 可采储量. (万吨) 回采率 第二 分层 10 1.45缺少单位

48590 2.0 14.1 13.4 95% 储量计算成果表 （表六） ６、服务年限 工作面按照正规循环作业，每天1.9个循环，每循环产量为380

吨，工作面生产能力为2万吨/月，则工作面服务年限为： 13.4÷2=6.7(月) 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 采区巷道布置概况

１、22采区有三条下山，其中轨道下山、皮带下山、回风下山各一条，各种系统合理什么意思 。

２、工作面巷道布置 22032工作面上顺槽开口位于原22031工作面上顺槽位置，下顺槽开口位于原22031工作面下顺槽位置，22032工作面上、下顺槽及切眼均沿煤层底板布置，由于工作面内煤厚分布不均，因此，工作面布置成不规则形状，平均走向长度430米，平均倾斜长度113米。

工作面巷道布置平面示意图（见附图） ３、硐室及其它巷道 工作面上、下顺槽每隔100——太长 150m设置一个躲避硐室，规格为：2.4×2.4×4.5m梯形工字钢对棚支护； 每部运输设备机头处均设置一一个 机电设备硐室，规格为：2.4×2.4×1.5m； 另外还设有22032工作面专用回风巷，2.4×2.4m工字钢对棚支护。

第二节 采煤工艺 １、工艺名称采煤工艺应该是采煤方法和生产系统的统称 采用走向长壁倾斜分层采煤方法。符号错误。

全部垮落法管理顶板。

２、工作面采高的确定 根据DZ-22型液压单体柱特性，确定采高为2.0米还应明确最低采高 。

３、工艺流程 该工作面采用手持式风动钻机打眼明确型号 ，爆破落煤，人工架棚，循环进度1.2米。具体回采工艺流程为： 装药放炮——铺网移主梁护顶（包括清煤打靠帮柱）——装运煤——移副梁放顶——清煤改柱——推槽打柱——打眼注水检修。

４、落煤方式： ４.１ 打眼放炮。炮眼布置图及爆破说明书见附图。

４.２ 要求采用安全等级不低于三级的煤矿许用乳化炸药，瞬发电雷管，一次装药一次起爆。

５、装煤方式：除爆破时自溜一部分煤应用书面语表达 外，其余采用人工攉煤。

６、运煤方式： 工作面采用40T型刮板输送机运煤。开槽时不是书面语 要点动1～2次，发出开槽信号，稍停后再正式开动。下顺槽采用40T型刮板输送机及皮带机运煤，工作面停、开槽时有以下规定： ６.１ 打眼时不允许开槽。

６.２ 煤壁装药时不允许开槽。

６.３ 清煤时允许开槽。

工作面所用工具见下表 小班工具表 （表七） 序 号 工 具 名 称

0点班 8点班 4点班 1 炮棍 10 10 10 2 铁锨 40 60 40 3 手镐

20 20 20 4 撬棍 7 7 7 5 手杷 40 40 40 6 注液枪 20 20 20 7

大锤 7 7 7 8 矿斧 2 2 2 9 抓勾 12 12 12 ７、支护形式： 工作面采用2.6米∏型钢梁配合单体液压支柱对棚支护，主梁在下，副梁在上，老塘侧支柱距梁端头100mm，煤墙侧支柱距梁端头100mm，中排柱沿梁中间打齐。两梁五柱齐头并进，交替前移。最小控顶距2.6米，最大控顶距3.8米，采、放步距1.2米。顶部采用金属菱形网、背木（不少于8根）护顶。

８、铺展网移主梁护顶（包括清煤打靠帮柱） 放炮前，先将主梁下老塘柱改至副梁下中排柱位置（图一）； 放炮后，及时铺展顶网，将对棚中的主梁降柱前移，顶紧煤墙，然后升柱背顶进行超前支护（图二）； 将副梁下煤墙侧支柱移至主梁下煤墙侧升紧（图三）；

清理浮煤，人员严禁在空顶下作业。

９、移副梁（放顶） 当分段内串过主梁，打好煤墙靠帮柱，浮煤清净后，即可把副梁前移，进行放顶。分段移副梁（放顶）距离不