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1、- 0 - 第一章第一章 概概 况况 第一第一节节 概概 述述 1、巷道名称、用途及井上下位置： 本工作面所掘进的巷道为 9104 胶带顺槽，巷道主要担负 9104 工作 面行人、通风及原煤运输，是该工作面的一个安全出口，承担主要运输 任务，是 9104 工作面的主要巷道。 本巷道位于胶带上山以南，西邻 9104 工作面回风顺槽，东邻 9103 回风顺槽。 2、工程概况： 本巷道总工程量为 1020 米。设计为矩形断面，采用锚网+钢带+锚 索+锚杆联合支护。开口前 15 米段为皮带机头硐室，采用锚喷支护，巷 道毛宽 5240，净宽 5000、毛高 3120，净高 3000，喷浆厚度 120。3
2、0 米后顺槽巷道掘进断面：巷道净宽 4500、净高不低于 2800。沿煤层顶板掘进。根据地质资料显示，煤层倾角 38，结构简 单。 第二第二节节 编编写依据写依据 1、根据 9#煤层兼并重组初步设计。 2、本矿已掘巷道的实测资料。 3、 兼并重组矿井地质报告。 4、 煤矿安全规程。 - 1 - 第二章第二章 地面相地面相对对位置及水文地位置及水文地质质概况概况 第一第一节节 地面相地面相对对位置及位置及邻邻近采区开采情况近采区开采情况 该巷道地面相对位置在井田东南部，地表绝对高程 1285 米，处于平 缓的沟谷地带，地表无水体、铁塔及其他建筑物。该掘进工作面西为 9104 工作面实体煤田，东为
3、 9103 工作面采空区。 第二第二节节 煤岩煤岩层赋层赋存特征存特征 1、该煤层位于太原组上部，K5砂岩之上，上距 8 号煤层 3.20 21.20m，平均 18.11m。厚度 03.40m，平均 2.03m，局部含一层夹矸，结 构简单，井田内稳定大部分可采。煤层顶板为黑色泥岩、砂质泥岩，底板 为砂质泥岩、中砂岩、粉砂岩、泥岩，井田东北部有小部分被剥蚀。 9104 胶带顺槽掘进工作面所采煤层属高变质煤。 附：煤层主要煤质特征表 煤层主要煤质特征表 原 煤煤 层 号 浮 煤 水分 Mad（% ） 灰分 Ad（%） 挥发分 Vdaf（% ） 全硫 St.d（%） 发热量 Qgr.ad（M J/k
4、g） 焦 渣 特 征 固定 碳 Fc.d（ %） 粘结 指数 GR.I 煤类 原 煤 0.430 .98 0.79 1635 37.22 21.20 15.09 19.44 16.39 0.341. 03 0.58 26.6330. 32 30.06 9下 浮 煤 0.600 .85 0.72 9.2210. 41 9.61 14.72 15.54 15.10 0.460. 62 0.49 32.8333. 29 33.06 4 6 5 63.08 51 4 8 PS1 2 2、煤层瓦斯含量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 煤层瓦斯含量 7.83mt - 2 - 煤层瓦斯等级 高瓦斯矿井 煤尘
5、爆炸指数 40% 有爆炸危险 煤层自燃等级 自燃等级为级，不易自燃。 第三第三节节 地地质质构造构造 1、地质构造 由胶带上山掘进实际揭露的煤层赋存情况显示，9104 胶带顺槽在掘 进开口处预计遇无炭柱构造，因此，在掘进过程中要加强顶板管理，增 加支护强度，以确保安全。 2、地质构造对巷道的影响 由于该无炭柱处于巷道开口处，对巷道支护要求相对较高。因此， 在施工前，首先对胶带上山开口处前后 5 米范围内加强支护，掘进过程 中随时观察围岩及顶板变化，确保安全，要求随掘进长度及时进行喷浆 补强支护。锚索长度根据每 30m 岩性探测确定，必须锚固到顶板坚硬稳 定层 1.21.5m。 3、水文地质情况
6、 9煤层顶板岩层会有局部渗水，底板一般无水。在掘进过程中必须 加强探放水工作，坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘”的原则。依据实 际情况进行探放水，并编制专门探放水措施，防止对掘进工作造成影响。 注意顶板的水情观测，有异常情况及时汇报矿调度室。施工中要敷设好 排水管路，备好排水泵及通讯设施，做好排水准备工作。 第三章第三章 巷道布置及支巷道布置及支护说护说明明 第一第一节节 巷道布置巷道布置 - 3 - 1、9104 胶带顺槽开口前 15 米段为皮带机头硐室，采用锚喷支护，巷 道毛宽 5240，净宽 5000、毛高 3120，净高 3000，喷浆厚度 120。15 米后掘进巷道净断面规格为 4
7、.5m2.8m。 2、支护形式：锚网钢带锚索+锚杆联合支护。 第二第二节节 施工工施工工艺艺及要求及要求 一、施工工艺 施工方案采用“三八制”循环作业方式，采用 230KW 局部通风机压 入式通风，风筒使用直径 800mm“双抗”胶质风筒。局扇实行双风机、双 电源，风机自动切换，并做到“三专两闭锁”，胶带运输。 施工顺序：交接班安全检查割煤敲帮问顶挂网临时支护 永久支护收尾（按标准化要求整理工程质量）。 二、支二、支护说护说明明 锚锚杆参数杆参数计计算算 1、锚杆长度计算： L=KHL1L2 式中：锚杆长度，； 冒落拱高度，； 安全系数，取； 1锚杆锚入稳定岩层的深度，取 0.6m ； 2锚杆
8、外露长度，取 0.03m 。 其中：H=B/（2f）=4.8/（24）=0.6m B巷道掘进跨度，f普氏岩石坚固性系数，取 46 则：L=20.6+0.6+0.03=1.83m - 4 - 施工时取 L=2m 。 2、锚杆直径的确定： 根据材料力学计算锚杆直径为： D=4.4P/（Jb） 式中：D锚杆直径，mm P锚杆截面载荷，取 105kn。 Jb钢锚杆屈服点，取 410MPa 则：D=4.4105103/（3.142410）=18.9mm 施工时取 D=20mm 。 3、锚杆间、排距计算： a=/（KH） a锚杆间、排距，m； 锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=43.5KN。 被悬吊砂
9、岩的重力密度，取 22.54KN/m3。 则：a=43.5/（20.622.54）=1.24m 施工时取 a=800mm1.24m 4、锚索支护设计技术参数要求 ： （1）、锚索设计承载力 钢绞线直径为 17.8mm 时，承载力 320KN （2）、锚索设计破断力 钢绞线直径为 17.8mm 时破断力 355KN *锚锚索参数要求：索参数要求： 1）、预紧力：120 - 5 - 2）、锚固力：230KN。 3）、外露长度：露出锁具 150250mm。 *锚锚杆参数要求：杆参数要求： 1）、预紧力：120 2)、锚固力：60KN 3)、外露长度：螺母外锚杆丝扣 13mm。 5、采用计算法校核支护
10、参数 （1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效 果的条件，应满足：LL1+L2+L3 式中：L锚杆总长度，2000mm； L1顶锚杆外露长取 3mm： L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度 b， ）， mm； L3锚入岩层内深度（顶锚杆取 600），mm； 普氏压拱高；b=B/2+Htan(45 帮/2)/f 顶 式中 B、H-巷道掘进跨度和高度，B=4.5m，H=2.8m； f 顶-顶板岩石普氏系数，f 顶取 4； 帮-两帮围岩的内摩擦角，取 75 b 进=4500/2+2800tan(4575/2)/4=646.5mm; 依据上述公式计算得出： 顶锚索长 LL1+
11、L2+L3 =3+646.5+600=1257.65mm； 巷道所选锚杆长2000mm1257.65mm，能满足计算要求. （2）、加强锚索长度校核，应满足 dcba LLLLL+= 式中：锚索总长度，m；L - 6 - 锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m； a L 其中： c a a f fd KL 4 1 安全系数；锚索直径，17.8；K 1 d 锚索抗拉强度，1427.31N/2； a f 锚索与锚固剂的粘合强度，10N/2； c f =1.27m 104 31.14278 .17 2 a L 需要悬吊的不稳定岩层厚度，4m； b L 托板及锚具的厚度，0.038m； c L 外露张拉长
12、度，0.25m； d L =5.56m8.25m25. 0038. 0427. 1+=L 巷道所选锚索长=8250mm5560mm，能满足计算要求. （3）、加强锚索数目的校核，应满足 断 P W KN 式中：锚索数目；安全系数；NK 锚索最低破断力，355KN； 断 P 被悬吊岩石的自重，KN；W DhBW= 其中：巷道掘进宽，4.5m；锚索间排距，0.8m；BD 悬吊岩石厚度，4m；h 悬吊岩石平均容重，24KN/m3。 W=4.54240.8=345.6KN =2345.6/355=1.942 断 P W KN 加强锚索数目设计21.94，能满足计算要求。 - 7 - 三、支护质量要求
13、（1）、9104 胶带顺槽开口前 15 米段为皮带机头硐室，采用锚喷支护， 巷道毛宽 5240，净宽 5000、毛高 3120，净高 3000，喷浆厚度 120。顶板采用全锚索支护。15 米后掘进巷道净断面规格为 4.5m2.8m，顶板采用锚索、钢带、锚网、锚杆联合支护。 （2）、锚索采用 17.8mm8250mm 的钢绞线（钢绞线长度根据掘进 顶板岩性探测调整，间排距为 1600mm800mm，二二布置，打到 9#煤层 顶板白砂岩层（稳定岩层）内 1.21.5m 为宜）。锚索托盘采用 300mm300mm14mm 的大托盘和 80mm80mm10mm 的小铁托盘.锚 索采用 CK23120
14、型树脂药卷进行锚固，保证锚固力不小于 230KN。 （3）、顶锚杆托盘采用 120mm120mm10mm 的铁托盘,钢带规格 为 4200mm220mm3mm。间距排距为 800mm800mm。顶锚杆凿眼机 为 MQT85 锚杆钻机。锚杆采用 CK2360 型树脂药卷进行锚固，保证锚 固力不小于 100KN。 （4）、帮部使用金属锚杆（南帮锚杆采用 202000的金属锚杆,北 帮锚杆采用 202000的树脂锚杆）、钢筋钢带、锚网联合支护，锚杆使 用 202000mm 金属锚杆，间距排距为 800mm800mm 距顶板不大于 400mm。锚杆托盘采用 120mm120mm10mm 的铁板，钢筋钢
15、带规格为 81000mm，锚杆使用采用 CK2360 型树脂药卷进行锚固，保证锚固力 不小于 50KN。帮锚杆凿眼机为风动手持钻机。 （5）、锚网采用规格 110m、网孔大小 5050的 12#菱形铁丝网， 金属网搭接长度不小于 100mm，每隔 200mm 采用 14#铅丝双股绑扎，扭 结不少于 3 圈。 （6）临时支护 临时支护采用金属前探梁，前探梁选用直径 3 寸的无缝钢管。在掘 进迎头固定一组（2 根）前探梁。每根前探梁配备 3 道吊环，用索具与顶 板锚索连接，以锚索排距均匀布置在前探梁上。掘进时，前探梁回撤至 第二、三吊环处，避开截割头。当掘进出一排后，综掘机退出掌头外 5 米， 将截割头落地并上保护罩，断开机组电源开关和磁力启动器的隔离开关。 操作人员严格执行敲帮问顶制度，站在永久支护掩体下，用长柄工具处 理顶、帮的活矸和活煤，将铁丝网、钢带用前探梁挑住前移，前移前探梁 至掌头，第二吊环后用木楔与顶板背紧，使一吊环前网与钢带与顶板接 实，然后打永久支护。要求每道吊环必须安装牢固，如连接吊环索具没 有卡死，必须先卡死再进行下一道工序，必须成组使用前探梁，严禁单 - 8 - 根使用。前探梁前移后，末端距第二吊环距离不得小于 0.5 米。 第三第三节节 掘掘进进作作业业 一、掘进工艺
