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1、第一章概况一、地质概况：1、围岩特征、顶底板岩型9-2煤层位于山西组第一岩段中部，全区发育且大部可采，结构复杂，矿区中部煤层含夹矸06层，其余地段结构简单，煤层厚度0.963.40m，平均1.85m；采用厚度0.963.40m，平均1.67m，厚度较稳定，总体由西向东有增厚之势，属较稳定煤层，顶板岩性为黑褐色粘土岩夹薄层炭质泥岩，底板为灰黑色泥岩或粘土岩，距下部9-3煤层0.051.74m，平均间距0.86m。本施工段煤层厚度约2.7m，伪顶为炭质泥岩，厚度为m；直接顶为炭质细砂岩，厚度为m；老顶为细粒砂岩，厚度为m。底板为灰黑色泥岩或粘土岩，厚度为m,遇水变软。煤质为黑色，半暗淡型，参差状断
2、口，沥青丝绢光泽，煤层结构单一，稳定性好。煤层中下部偶尔有夹矸，厚为0.020.05米，炭质细砂岩为主。附：煤岩层综合柱状图（图：1）。#煤岩层综合柱状图图：1岩石名称名柱状(1:100)砂质泥ULr岩、泥岩粗粒砂岩2#煤层3#煤层砂质泥岩泥岩细、粉砂岩4#煤层5#煤层中粗粒砂岩砂质泥岩6#煤层7#煤层灰白色细、粉砂岩8#煤层灰褐色粘土岩及灰黑色砂质泥岩泥岩9-3泥岩或砂质泥岩10#煤层细粉砂岩层号真厚度（m）煤岩性特征描述4第四岩段（P1s）32.04-63.3645.85黄绿色砂质泥岩、泥岩及灰色中、粗粒砂岩第三岩段（P13s）11.21-20.50黄灰、灰绿色砂质泥岩、泥岩及少量细、粉砂
3、岩，第二岩段2（P1s）2307-322425.84灰白色中粗粒砂岩夹深灰色砂质泥岩，易垮落第一岩段（P1S）灰白色细、粉砂岩坚硬、难垮落，遇水软化070-2542.00(13)357-8064.87黑褐色粘土岩夹薄层炭质泥岩0.96-3.401.67(13)灰黑色泥岩或粘土岩0.70-1.651.01泥岩，遇水软化0.041.65m2.70-6.953.94砂质泥岩或细、粉砂岩0.270.80m43.89-66.2850.47细粉砂岩坚硬、难垮落2、地质构造本工程施工段地质图上未显现有地质构造，地质构造属简单型。3、水文地质：矿区地处干旱、半干旱荒漠地带，年降水量小，蒸发量大，本施工段地表无
4、径流及水体，顶板岩性主要为粘土岩、砂质泥岩及8号煤层，厚度约10m,隔水性能良好。4、瓦斯及煤尘情况：据原勘探报告所采瓦斯煤样测试结果,区内煤层可燃物瓦斯含量较低，为0.882.67ml/g,自然瓦斯成分中CH4含量5.5221.73%,CO2含量7.759.97%,N2含量68.9986.21%,9#煤层中有害气体含量均为氮气甲烷带。据原精查报告介绍棋盘井五七煤矿1976年3月6日因井下通风不良,明火照明,明火放炮酿成瓦斯爆炸事故。各部门对此引起足够重视,施工过程中应保障井下通风系统畅通,严防瓦斯富集引发事故。根据精查报告资料,区内煤层煤尘爆炸试验成果,火焰长度40220,抑制爆炸最低岩粉量
5、5065%,本施工段煤层有煤尘爆炸危险性,生产过程中应采取切实的防尘降尘措施,防止煤尘富集发生事故。5、煤的自燃及地温据原精查报告资料,该施工段煤层为易自燃极易自燃煤,施工过程中要加强湿润煤体,采取有效的防灭火措施,避免因煤炭燃烧造成损失。据白云乌素精查报告资料，桌子山煤田未发现地温异常区。6、顶板原报告由于施工原因未能对煤层的顶底板岩石进行物理力学性质测试，仅以煤层顶、底板的岩性为依据，9号煤层顶板岩性多为粘土岩，顶板易冒落。掘进施工中顶板维护较为困难或复杂。底板岩性多为粘土岩，底板松软，掘进过程中注意其底板隆起。二、工程概况1、巷道名称、用途、类别、长度、服务年限。巷道名称：9101回风顺
6、槽巷用途:回风、辅助运输、行人、管线敷设类别：回采巷道设计长度：485米施工长度：515米（加运输联络巷）服务年限：6个月2、巷道位置、开口位置、邻近关系：9101回风顺槽巷设计位于9#煤层中，掘进方向为以166。方位角，夹角14。沿8#煤层底板沿中线掘进，向下穿层找到9#煤层以90。方位角向前掘进。中心坐标X=4368455，Y=36407860，Z=+1068（底板）。与集中运输大巷、轨道运输大巷、8#层集中回风巷、8101采区的关系见巷道布置平面图2巷道布置平面图图2$團立井通服刖丽调I和V:譬鹼穗辭嘘f舁上购題杯嘘（如1M砸iffi!加i回见鹏饷明舉6：匸市噩三、掘进设计中要求在施工中
7、注意事项：1、根据工程设计及施工、使用要求，开口位置处须设置绞车硐室。2、施工时必须按照测量标定的中线方位沿底、顶板施工，不得挑破顶板。3、打设的锚杆数量、质量必须按本规程规定打设。4、在施工9101回风顺槽巷时，必须注意顶板变化情况。5、为确保巷道两帮平直，炮掘时必须用镐将两帮刷齐；机掘时，把综掘机截割头转速调为低速，将上、下帮及底脚割深、刷直，局部地段用镐人工刷齐。四、开工前的准备工作1、编制好作业规程，经有关部门审核批准并贯彻学习考试合格后方可进行施工。2、准备好施工所需的各种设备及材料。3、与测量部门联系，做好施工定位放线。4、做好通风准备工作。5、严格按设计和规程要求施工，保证安全工
8、作和工程质量。6、作好原材料试验、检验及报审、开工审批工作，保证正常开工。五、质量要求及标准(一) 保证项目1、锚杆：(1)9101回风顺槽巷均使用20X2000mm左旋螺纹钢锚杆，紧固端螺纹扣长1000mm,另一端头斜切45。每批加工的锚杆必须有钢材合格证。铁托板用10mm厚钢板加工，孔径为21mm，规格120X120X10mm，螺帽用长度为20mm的非标件（非标件指的是用成套锚杆）。（2）每批加工的锚杆必须有钢材出厂合格证，并经破断实验合格后，方可使用，不合格的锚杆不得使用。2、钢带：采用12mm的圆钢，长度3600mm；每根钢带由两根长度为3600mm,12mm的圆钢平行并排焊接而成，并
9、排宽度不小于80mm，焊点间隔不大于400mm，钢带两头必须圭寸口。12mm的圆钢必须有钢材合格证并经拉拔实验合格后方可使用。3、金属网：金属网为10#铅丝机制菱形网，网的规格为：长3800mm,宽1200mm,网格度为70mmX70mm。4、锚固剂:螺纹钢锚杆使用规格Z2370和Z2335的树脂药卷各一卷锚固；药卷须无受潮变质、破损现象，锚固剂必须有出厂合格证。（二）基本项目1、宽度：掘进宽度3800mm，施工中线距任一帮允许偏差：0+150mm。2、高度：上、下帮掘进高度2700mm，允许偏差：-50+50mm。3、锚固力：螺纹钢锚杆锚固力达到6KN为优良，合格达到5.4KN以上。4、锚杆
10、、金属网、钢带的安装：锚杆安装牢固，金属网、钢带、托板紧贴顶板，不松动。锚杆丝扣外露长度不得小于30-50mm，不得大于50mm。锚杆托板要压紧压实钢带。金属网相联用14#铅丝双股扣扣相连。锚杆间距1000mm排距为800mm。（三）允许偏差项目1. 锚杆间排距1000X800mm，直线排列。允许偏差土10mm。2. 锚杆孔深度：螺纹钢锚杆孔深度：1900mm允许偏差0+50mm。3. 锚杆外露长度：螺纹钢锚杆+30+50mm。4. 中间锚杆垂直顶板打设，两边两根75,允许偏差W15,严禁顺层打设锚杆。回风巷断面图-图3前期炮掘巷断面图图3-1风筒激光点1O巷道中心线22后期机掘巷断面图图3-
11、2巷道中心线朋DO激光点风筒偏中线第二章矿压观测一、锚杆锚固力检测自开门位置开始，每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并将检测结果记入专用记录本中备查。抽检指标为：顶锚杆锚固力不得低于60KN。发现不合格锚杆，必须在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。二、巷道表面位移观测施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，迎头掘进检测一次立之日起10m后设一组检测断面，两组检测断面之间的距离为30m,每组检测断面设4个检测点，即顶、底板及两帮腰线处各设一个。每24小时并将检测结果记入专用记录本中备查。每个检测点自设连续检测时间不少于7d，之后按每7d检测一次再检测第三章施工
12、方法及工艺一、施工概述施工前期，采用钻爆法掘进。掘进煤由随掘进时铺设的刮板输送机转运至8201溜煤眼经集中运输巷胶带输送机后运到上组煤煤仓由主斜井大倾角皮带运至地面。破煤钻眼采用MZ-1.2煤电钻及配套的麻花钻杆，打锚杆眼采用ZK-100型锚杆钻机及配套的六棱空心钻杆钻眼，掘支一次成巷。分三个掘支班组，每班工作八小时，日完成掘支单循环个数三个。施工后期，采用EBZ132II型掘进机掘进，由掘进机完成煤岩的截割、装载、转运，并由随掘进铺设的可伸缩胶带输送机运至9101运输联络巷铺设的刮板运输机，再转运至8201溜煤眼，经集中运输巷胶带输送机后运到上组煤煤仓由主斜井大倾角皮带运至地面。支护采用锚杆
13、钻机进行支护。掘支一次成巷，“三八”作业制，每日早班为前半班检修、后半班掘进，其余两班各为掘进班，日完成掘支单循环个数10个（其中早班2个、中、夜班各4个）。二、炮掘施工方法及工艺工艺流程交接班f安全检查一打眼一瓦斯检查f装药封泥一瓦斯检查f联线爆破f瓦斯检查f通风f临时支护f永久支护f出碴f收尾f交接班施工工艺一）掘进方式：光面爆破法爆破方法简述采用光面爆破法，使用MZ-1.2煤电钻打眼，水平楔形掏槽，掏槽眼眼口距离为1.4m，眼深2m。眼底距为0.5m，眼深2m,辅助眼间距为0.6m,眼深加;周边眼间距为0.3m,眼深加并隔眼装药，封泥长度均不小于0.6m，采用正向装药、串联联线、全断面一次爆破成型，使用MFB-100发爆器起爆。循环爆破图表-图4装药结构大样图4-1图4-1炮眼布置图4-21617181920212214789151212丄135610114323242526272829爆破说明书表：1爆破参数表炮眼名称眼号眼深m
