214机巷掘进作业规程

发布 2022-09-19 04:09:28 阅读 5126

宏图煤业****罗岩煤矿。

掘进工作面作业规程。

编号:(2012)07号。

工作面名称: 215机巷

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 : 2023年 10月 2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。

机电运输科年月日。

安全生产调度室年月日。

机电副矿长年月日。

安全副矿长年月日。

生产副矿长年月日。

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215机巷。

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: 500 m。

服务年限:3 年。

四、预计开工时间。

本掘进工作面预计2023年10月25日开工,预计2023年05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2023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。

215机巷沿k3煤层掘进,全长500m,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2.50m,高2.40m,掘进断面6.

0m2;支护后净高2.20m,净宽2.40m;净断面5.

28m2。巷道临时支护采用锚杆支护,排距1.0m、眼距0.

6m。临时支护距碛头不超过1000㎜,碛头放炮后,必须先采用前探梁支护后,再装砂,确保碛头无空顶作业。

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1.0m,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。

2.安装锚杆:

严格执行“先锚后掘”的原则。

装药卷前,先将锚杆插入孔内试探锚杆眼深是否符合要求,孔深不够时,应重新加深眼孔达到要求为止。

严格按树脂药卷锚固剂(或快硬水泥锚固剂)安装操作规程进行锚杆安装。安装锚杆前必须将锚杆孔壁冲洗干净;安装锚杆时,先把药卷按规定的数量装入眼内,将锚固剂缓缓送入孔底,待锚固剂前端刚好接触孔底时启动搅拌器(风煤钻、风钻,使用锚杆机时则直接用锚杆机)全速旋转搅拌计时并捣实。

安装锚杆杆体时和安装锚杆杆体后半小时内,人员不得正对锚杆下方;半小时后才能上锚杆枋,锚杆必须用机械扳手拧紧,确保锚杆枋紧贴顶板。

机巷掘进作业规程

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