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1、1第一章 概况第一节 概述南运输大巷掘进作业规程、 概况、 概述一、巷道名称及相应位置本掘进巷道位于 10#煤装载硐室 18.5 米处，按方位为180的方向掘进。二、掘进巷道的用途该掘进巷道为南辅助运输巷。该巷道要用锚、网、喷支护，巷道净断面为：宽 3500mm，高 2500mm，掘进断面为 10.07 m3 的矩形断面。三、巷道设计长度、坡度、工程量及服务年限设计长度：585m工 程 量：5890.09m3坡 度：3下坡服务年限：长期四、预计开、竣工时间本掘进工作面自 2010 年 11 月开工，2010 年 3 月竣工。第二节 编写依据一、编写依据2第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地
2、面相对位置第二节 煤层的赋存特征一、煤层产状，厚度，结构，坚固系数和层间距本井田构造简单，总体上为一单斜构造，走向近南北，倾角为 25，井田南部 发育 7 条规模极小的断层。本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组平均厚度 68.32m，含 02、03、1、2、3、4、4 下、5、5-2、5-3 号煤层，其中 4 号煤层为可采煤层，5 号煤层为局部可采煤层。煤层平均总厚 3.29m，含煤系数 4.8%；可采煤层厚 1.8m，可采系数 2.6%。太原组平均厚度 73.80m，含 6、7、8、10、11、12 号煤层，其中 6、10 号煤层为稳定可采煤层。煤层平均总厚 8.95m
3、，含煤系数 12.1%；可采煤层厚 7.64m，可采系数 10.4%。6 号煤层赋存于太原组上部，上距 4 号煤层 23.06-38.59m。煤层厚度 0.421.57m，平均 1.22m。井田内 该煤层层位稳定，除东南部 ZK10-3、号孔局部不可采外，其余地段均达可采。煤层结构简单，有时含 1 层夹矸。煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩偶为石灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩。重组前原新崖上煤矿曾开采该煤层，井田西南部分布有少量采空区。34、10 号煤层赋存于太原组下部，上距 6 号煤层 29.58-44.65m。煤层厚度 5.817.22m，平均 6.42m，为井田 稳定可采煤层。煤层结构极复杂，
4、一般含 2-4 层夹矸，局部含 5-6 层夹矸或不含夹矸。煤层顶板大部为石灰岩、泥岩或砂质泥岩，局部为泥灰岩或细砂岩。底板大部为泥岩，局部为砂质泥岩。二、煤层瓦斯涌出量，瓦斯等级、瓦斯突出倾向；煤层自然倾向、自然发火期、煤尘爆炸指数、地温。该煤层瓦斯绝对涌出量为 0.64m3/min，相对涌出量为3.38 m3/min，属低瓦斯矿井。该煤层开采以来从未发现瓦斯突出现象。无瓦斯突出倾向。该煤层自燃倾向性为为：煤的吸氧量为 0.6994cmg,自然倾向性等级为级，自然倾向性为自然。无自然发火倾向。煤尘爆炸指数为 30%，煤尘有爆炸性。地温一般为 16，对 开采无危害。第三节 地质构造根据本矿钻孔中
5、采取各煤层顶底板岩石力学试验样进行煤层顶底板岩石力学性质试验，井田各可采煤层顶底岩石工程地质特征如下：4 号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩，泥岩抗压强度为 32.5-42.7MPa,抗拉 强度 0.3-0.4MPa。强度变化大,稳定性差。底板为中砂岩、泥岩或砂质泥岩，泥岩抗压强度 33.6-443.6MPa，抗拉 强度 0.2MPa。6 号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩、中细砂岩，老顶为石灰岩，老顶极限抗压强度为 66.8-156.9MPa，抗拉强度1.3-3.5MPa。粉砂岩底板极限抗压强度为 80.3-122.4MPa，抗拉强度为 2.6-3.7MPa。底板为泥岩、砂质泥岩或中细砂岩，顶板不易
6、管理。10 号煤层直接顶板为灰岩，裂隙较发育,一般充填方解石脉.抗压强度 93.8-169.4MPa,抗拉强度 1.9-3.1MPa,一般为较坚硬稳定岩石.底板为泥岩及砂质泥岩。抗压强度 25.9-61.3MPa,抗拉 强度 0.4-0.5MPa。本井田地质构造比较简单，断层、陷落柱不发育，基岩深埋地下，岩层稳定性和整体性好。煤层顶底岩层为砂岩、石灰岩等坚硬岩层或泥岩、砂质泥岩等软弱岩层，除井田东部浅埋区岩层受到一定风化，岩质强度有所减弱外，其它地段均为正常沉积岩层。煤层顶底板容易支护。总之本井田顶底板岩石工程地质复杂程度为简单-中等类型。第四节 水文地质一、地表水本井田内常年性地表河流，仅几
7、条较大沟谷中雨季有短暂洪水通过，向西北汇入东川河后向西南汇入三川河，三川河向西南排向黄河。二、井田主要含水层5（一）奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层本地层在井田内全部被覆盖，埋藏于井田深部，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层。（二）石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层太原组含水层主要为三层石灰岩，从上到下为L5、L4、L1，总厚约 25m 左右，灰岩裂隙较发育，岩芯较破碎。钻孔在灰岩地层中，大部分出现漏水情况，含水层顶板埋深在 65-144m 左右,据井田西部 64 号水文孔抽水试验资料，单位涌水量 q=0.00088L/sm，渗透系数
8、为 0.0062m/d，水位标高分别为 944.25m。水 质类型为 HCO3- CaMgNa 型,总硬度27.19，PH 值 7.8。属弱富水含水层。（三）二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层井田内该含水层有零星出露，含水层以细、中粗砂岩为主，平均厚度 17.90m.含水层裂隙不发育,富水性弱.顶板埋深为 0-160m,据井田西部 64 号水文孔抽水 资料，单位涌水量为 q=0.0022L/sm，渗透系数为 0.012m/d，水位标高为998.04m，水质类型 为 HCO3 - CaMgNa 型, 总硬度20.49，PH 值 7.8。属弱富水含水层。（四）第四系、上第三系孔隙含水层第四系中、上更新统
9、出露高，补给条件差，含水层连续性差，基本属透水不含水层。全新统主要分布于井田沟谷中及北部边缘，含水层以砂6砾石层为主，厚度小，富水性也较弱。水质属 HCO3SO4- CaMg 型,矿化度 0.544g/L。上第三系上新统广泛出露于井田沟谷中，含水层为砂砾岩，民井出水量小于 10t/d。水质属 HCO3- Na 型。三、井田地下水的补径排条件井田奥陶系灰岩水属区域岩溶水的径流区，岩溶水流经井田向南排出边界，至柳林泉，井田距柳林泉排泄区较近，水力坡度小。石炭系和二叠系灰岩、砂岩裂隙含水层在裸露区接受大气降水补给后，沿岩层倾斜方向运移，上部石盒子组含水层中以泉的形式排泄，下部含水层中水则顺岩层倾向运
10、移，流出井田外，矿坑排水是其主要排泄途径。四、井田主要隔水层（一）山西组隔水层山西组 5 号煤以下至太原组 L5 灰岩之间是以泥岩为主，砂、泥岩互层的一套地层，厚度 13.00m 左右，连续稳定，其中泥岩、粘土岩隔水性好，可视为山西组与太原组之间良好的隔水层。（二）本溪组隔水层本溪组平均厚 35.33m，岩性主要为泥岩、铝土岩、粉砂岩和砂岩，该组有时夹薄层石灰岩或薄煤层，其中泥质岩隔水性能好，在区域内稳定，是良好的隔水层。第三章 巷道布置及支护说明7第一节 巷道布置本掘进工作面位于主斜井 6 号煤层段,巷道均为梯形断面，净宽为 3.0m,净高为 2.5m，净断面为 7.5m2。巷道均延煤层按
11、18掘进 。第三节 支护设计、 1、该掘进工作面开始先按 17下山掘进后沿 10#煤层顶板布置，方位为 180。巷道断面为矩形断面，其断面面积为：毛断面：3.8m2.65m净断面：3.5m2.5m、 支护方式、 临时支护采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由 15kg/m 的两根钢轨制作，长度不小于 4m, 间距不大于 1.2m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为倒梯形，每根前探梁不少于 2 个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚估剂不少于 2 根，锚固力不小于 50kN。前探梁必须及时跟头，其最大控顶距离为 2.0m，前探梁上用 2 块规格为（长宽 厚）=1500mm200 mm150
12、mm 半圆半圆木和木橼杆接顶 。（二）永久支护8该工程为锚杆支护。按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中 L锚 杆长度， m;K安全系数，一般 K=2；H 冒落顶高度，m；L1锚 杆锚 入稳定岩石的深度，一般按 0.5m;L2锚 杆在巷道中的外漏长度，一般取 0.1 m。其中：H=B/2f=2.4/23=0.4式中 ：B巷道开拓宽度，取 2.4 m；F岩石坚 固性系数，取 4。则： L=2.0.4+0.5+0.1=1.4 m.2 锚杆间排距计算，间排距相等：a=Q/KHr(1.41.8) 1/2式中 a锚杆间排距， m;Q 锚杆设计锚固力，50KN/ 根H冒落拱高度，
13、m；R被悬吊岩石的密度，取 25KN/m3；K安全系数，取 K=2。a=1.584 m通过以上计算，选用直径 18 的圆钢锚杆 1.8m,锚杆间9排距为 0.8 m。在支护中，当围岩稳定性较好时，锚杆的间排距为 800mm，当围岩 稳定性较差时锚杆的 间排距缩小为600mm。a) 锚杆支护质量要求1、 巷道净宽、净高允许误差为 0+150 ；2、 锚杆间排句 0.8m0.8m，允许误差为100 mm；3、 锚杆方向垂直于岩石面，最小不小于 75；4、 锚杆托板紧贴岩壁，不得松动；5、 锚杆为露不得超过 50mm; 6、 锚固力不得低于 50KN；第四节 支护工艺一、支护材料1、锚杆及锚固剂：锚
14、杆采用直径 18mm 的金属锚杆，长度为1.8 m, 。每根 锚杆使用一根 树脂锚固剂。锚杆的外漏长度为3050 mm,托片由厚 12mm, 直径为 100mm 的圆形钢板制成。树脂锚固剂的型号为 MSCK23/40 型。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼：（1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找到危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。（2）打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。10（3）打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为 27mm；风钻钻头直径 为 32mm.使用锚 杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后
15、停水。（4）打眼深度为 1.75m，锚杆外露长度小于 50 mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于 75。打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉法理干净。2安装锚杆：（1）装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。（2）安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆。此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌 20s，停钻，卸下风锚机，待5min 后方可卸下联 接套。20min 后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。（3）锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。（4）锚杆的锚固力不得低
16、于 50kN/根。第四章 施工工艺第一节 施工方法采用炮掘施工方法，打眼时要按炮眼布置方法执行（见爆破说明书和炮眼布置图）11第二节凿煤（岩）方式1、 本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。2、 打眼使用风钻进行打眼，安注锚杆使用锚杆机进行。掘进工艺：打掏槽眼装药联线放炮通风打其它眼装药、联线放炮通风出煤支护、周而复始。第三节 爆破作业一、爆破材料：a.爆破及有关器材、煤电钻、煤矿许用炸药、煤矿许用瞬发电雷管，1.8 米钻钎，矿用 MFB100 发爆器，放炮线采用绝缘良好双线，联线方式为串联。b.炮眼直径:炮眼直径确正为 23-26cm。c.炮眼深度：所有炮眼，眼深 1.5 米。二、工作面炮眼布置法：分三次放炮，第一次先在中下部煤层布置双排眼进行掏槽，炮眼个数
