宏图煤业****罗岩煤矿。
掘进工作面作业规程。
编号:(2012)09号。
工作面名称: 2152风巷
矿长: 袁建辉
生产副矿长: 钱静
安全副矿长: 徐康
机电副矿长: 龙克银
总工程师 : 徐世华
掘进队长 : 张小强
编制日期 : 2024年 10月 29日
会审意见。会审单位及人员签字。
生产技术科。
年月日。安全管理科。
年月日。通风科。
年月日。安全生产调度室。
年月日。机电运输科。
年月日。生产副矿长。
年月日。安全副矿长。
年月日。机电副矿长。
年月日。总工程师。
年月日。矿长。
年月日。二、存在主要问题:
三、处理意见。
第一章概况。
第一节概述。
一、巷道名称。
本《作业规程》掘进的巷道为2152风巷。
二、掘进目的及用途。
掘进的目的是为了探明地质构造情况,满足k3煤层回采时的通风、行人、运输、管线敷设、排水等要求。
三、巷道设计长度和服务年限。
巷道设计长度: 400 m。
服务年限:2年。
四、预计开工时间。
本掘进工作面预计2024年10月10日开工,预计2024年4月份完工。
第二节编写依据。
一、四川省地质矿产勘查开发局二○七地质队提供资料。
二、实测、搜集地质资料。
第二章地面相对位置及地质情况。
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况。
地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。
表1 井上下对照关系情况表关系。
第二节煤(岩)层的赋存特征。
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距。
1、煤层。区内含煤地层为三叠系上统须家河组,罗岩煤矿主探采的k3煤层赋存于须家河组第二段,属晚三叠世内陆山前盆地沉积的腐植煤类型,区内目前探采煤工程控制初步查明的可采煤层为k3。该煤层赋存于须家河组第二段底部,下距第一段顶界3~5m,平均4m左右。
煤层产出层位稳定。
k3煤层在区内为三分结构,因夹矸厚度大,超过了夹矸剔除厚度,而构成三层独立煤层,上、下分煤层因厚度小,煤质差,而不可采,区内各煤矿开采的k3煤层实际为k3中分煤层,即(k32)煤层。k32煤层在矿山范围内为单一煤层结构,纯煤厚0.30~0.
32m,平均厚度0.31m,属全区较稳定可采煤层。
矿山主采的k32煤层为单一煤层结构,无夹矸剔除,属简单结构煤层。
k32煤层顶板:一般具有一层厚0.03~0.05m炭质粘土岩伪,直接顶为砂质粘土岩,老顶为粉砂岩局部为砂岩。煤层与顶板呈明显接触。
k32煤层底板:也有一层厚0.03~0.06m的炭质粘土岩,其下为砂质粘土岩和粉砂岩互层。与煤层呈明显接触。
表2-1煤层特征表。
2、煤质。k32煤层宏观煤岩类型以条纹状半亮煤为主,其次为致密状亮煤和条带状半暗煤,玻璃光泽,条痕褐黑色,性脆,断口不平坦状,容重1.4t/m3左右。
矿物杂质含量较小,约占15%左右,以粘土为主,以细小透镜体或细小条纹顺层产于煤层中。
另外原煤矿也采统煤样进行过分析,分析成果为灰份(ad)22.65~25.33%,平均为21.
03%;挥发分(vdaf)25.21~26.58%,平均26.
81%;固定炭48.73~51.81%,平均49.
29%;全硫(st·d)0.18~0.95%,平均0.
57%;磷(pd)0.005~0.003%,平均0.
015%;热值(qydw)23.83~25.60mj/kg,平均24.
82mj/kg。此分析成果为原资源储量核实报告(矿山提供)。
区内k3煤层属中灰份、特低硫、低磷1/3焦煤,可用于炼焦配煤及动力用煤。
表2-2煤质特征表。
二、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温。
1、瓦斯。根据乐安监[2011]162号《关于公布2024年矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》:罗岩煤矿矿井绝对瓦斯涌出量0.
4m3/min,相对瓦斯涌出量8.73m3/t;二氧化碳绝对涌出量0.571m3/min,二氧化碳相对涌出量8.
86m3/t;属低瓦斯矿井。
2、煤尘**性。
根据四川省煤炭产品质量监督检验站出具的检测报告,矿井所采煤层无**危险性。
3、煤的自燃倾向性。
根据四川省煤炭产品质量监督检验站出具的检测报告,矿井所采煤层属不易自燃煤层。
4、地温及冲击地压。
根据本矿及邻近矿井以往开采资料,本矿属地温正常区。矿井无冲击地压影响。
第三节地质构造。
罗岩煤矿位于黄丹向斜东翼,胡湾次级背斜南倾伏端东翼,地层呈向南东倾斜的单斜构造,倾角6~10°,平均倾角7°,矿山范围内未发现有断层切割破坏,构造属简单类型。
第四节水文地质。
该巷掘进过程中水文地质情况简单,局部有少量淋水,对掘进无影响。
第三章巷道布置及支护说明。
第一节巷道布置。
2152风巷沿k3煤层掘进,全长400m,坡度6~10°。
第二节支护设计。
一、巷道断面。
该掘巷道断面为矩形,掘进宽2.0m,高2.2m,掘进断面4.
4m2;支护后净高2.0m,净宽2.0m;净断面4.
0m2。巷道临时支护采用锚杆支护,排距0.8m、眼距0.
6m。临时支护距碛头不超过1000㎜。
巷道永久支护为锚网支护,永久支护距碛头不得超过5m
巷道支护断面图:
二、支护方式。
巷道均为锚杆支护,支护参数计算如下:
一)按加固拱原理计算。
1.锚杆长度:l=n×(1.1+w∕10)
式中:n——围岩影响系数,我矿系二类顶板n取0.9;
w——巷道跨度,设计值为0.9m;l=0.9×(1.1+1.9÷10)=1.16(m)
锚杆外露长度0.1m,托板厚度0.01m,锚头长度0.20m;
锚杆总长度:l=1.16+0.1+0.01+0.2=1.47(m)
2.锚杆间距:m≤0.5l=0.5×(1.16+0.2)=0.68(m)
3.锚杆直径。
d=×l=×(1.16+0.2)=0.012(m)
二)按悬吊理论计算。
1.锚杆长度:l=kh+l+t2+t3
式中:k—安全系数,取2;h——软岩厚度,取0.5m; l——锚杆锚入坚固岩层的深度取0.3m;t2——锚杆外露长度0.1m;t3——托板厚度0.01m;
锚杆总长度:l=2×0.5+0.3+0.1+0.01=1.41(m)
2.锚杆排距。
m=式中:q——锚固力3t,h——软岩厚度,取0.7m,k——安全系数,取2;
——软弱岩层平均容重2t/m3;
m= =1.03(m)
根据以上计算并结合本矿实际,锚杆长度取1.5 m,锚杆间距取0.60 m,锚杆排距取0.8m,锚杆直径取0.012m。
第三节支护工艺。
一、支护材料。
锚杆及锚固剂:锚杆采用¢12×1500mm的金属锚杆。每根锚杆使用水泥药卷锚固剂2卷,锚杆的外露长度为30-50mm。
二、锚杆安装工艺。
1.打锚杆眼:
严格执行敲帮问顶制度,加强临时支护,不准空顶作业,碛头50m内常备用2-3根圆木支柱。及时用长柄工具清除危岩活石,确认安全后方可进行工作。打眼时必须在前探粱临时支护下进行作业。
打眼前,要根据中线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时,必须调整处理。
打锚杆眼时,作业人员必须将衣服袖口扎紧,防止钻杆缠绕伤人。
打眼深度必须满足锚杆外露长度的要求,与岩壁尽量垂直夹角不小于75°。打完眼后,要清理干净岩粉。
30707风巷掘进作业规程
目录。第一章工程概述及地质说明书 5 第一节主要工程概述 5 一 工程概况 5 二 巷道用途 5 三 施工前的准备工作 5 四 预计开竣工时间 5 第二节地质说明书 7 一 工程名称 7 二 工程位置 7 三 周围开采情况 7 四 地形地物 7 五 煤层情况 7 六 顶 底板情况 7 七 地质构造情...
210106风巷掘进作业规程
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1332风巷掘进作业规程
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