202采区40m北西C28N运巷431150468

1第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置及相邻巷道的关系㈠巷道名称:202采区-40m北西C28N运巷㈡巷道位置:工作面位于202采区-40m区段。㈢相邻巷道的关系：邻近有202采区-40m北西通风斜巷，距离较远。二、掘进目的及用途：该巷道作为202采区-40m北西C28N运巷煤层开采时的运输、通风、行人、排水及下水平开采的通风和行人。三、巷道设计长度和服务年限㈠巷道设计长度：设计长度为400m。㈡服务年限：5年。四、预计开竣工时间㈠预计开工时间：2019年7月10日㈡预计竣工时间：2019年9月20日五、巷道布置平面图（详见附图1）第二节依据一、设计说明书及批准时间《苏桥煤矿202采区初步设计说明书》，批准时间：2014年3月份二、地质说明书及批准时间（详见附件3）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（详见表1）。表1井上下对照关系情况表水平、采区202采区-40m区段工程名称202采区-40m北西C28N运巷地面标高（m）+360m井下标高（m）-40m地面的相对位置建筑物、小井及其它所对应地表为植物林覆盖的山地，无建筑物及其它构筑物、小井及其它井下相对位置对掘进巷道的影响邻近有202采区-40m北西通风斜巷，距离较远，无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响邻近有202采区-40m北西通风斜巷，距离较远，无影响第二节煤(岩)层赋存特征一、煤层特征情况(详见表2)表2煤层特征情况表2指标参数备注煤层厚度（m）（最大～最小/平均）0.6～1.71.1煤层倾角（°）（最大～最小/平均）13～4626煤层硬度ff=2煤层层理（发育程度）不发育煤层节理（发育程度）不发育煤层自燃倾向性无煤层绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.05煤尘爆炸指数（%）无矿井瓦斯等级低瓦斯地温（℃）25°地压二、煤层顶底板情况（详见表3）表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度（m）岩性特征顶板老顶砂质泥岩f=63.5水平层理，局部见菱铁质结核直接顶砂质泥岩f=63.2黑灰色，水平层理，节理裂隙发育，含的植物碎片化石伪顶无底板直接底砂质泥岩f=62.35灰黑色，薄层状，水平层理，节理裂隙发育老底砂质泥岩f=65.1水平层理，含植物茎及碎屑三、煤岩层综合柱状图（详见附图2）。第三节地质构造一、该工作面位于二叠系下统童子岩组，揭露C28煤层之间的煤岩层组，该块段为单斜构造。二、断层情况（详见表4）表4断层情况表3编号断层名称性质走向（°）倾向（°）倾角（°）落差（m）对工程的影响无第四节水文地质一、附近区域无承压水、老空水等较大水源，主要水源只有巷道打钻水及喷雾水。二、上区段同煤层运巷只有少量水沟水，邻近其他煤层巷道无采空区积水，附近无钻孔，无构造导水。三、附近无承压含水层。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置：C28煤层层位、-44.3m水平标高、架棚断面5.7m2、裸体断面5.0m2断面、工程量400m、坡度设计施工坡度+3‰、中腰线轨面往上1.0m、开口的位置X=2880619、Y＝39581033、Z＝-44.3m，见煤后沿煤施工等（具体位置详见附图1）二、巷道开口大样图（详见附图3）第二节矿压观测一、观测对象：矿压显现明显、跨度大的巷道，松软的煤、岩层或流沙性岩层中的巷道，破碎带的巷道，“三软”（顶板软、煤层软、底板软）巷道，各类支护巷道等。二、观测内容：顶底板活动规律分析；支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量检测，支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力检测等。三、观测方法：主要包括矿压观测仪器、仪表的选型、安设位置，矿压观测方式、观测时段等。根据掘进巷道顶板压力显现状况，安设顶板离层仪、锚杆压力指示仪等，对锚杆受力及围岩位移进行适时观测。四、数据处理：支护设计与监测数据不符时，应重新计算，改进设计。第三节支护设计根据区段石门揭露、上区段该煤层揭露围岩情况及周边施工现场实际情况，选择科学的支护设计：㈠、巷道揭露围岩稳定时选择自然拱并及时采用锚网、喷浆支护。㈡、巷道围岩不稳定或运巷揭露煤层厚度0.8m及以上时，采用矿工钢棚支护，同时两帮及顶板必须用旧溜槽、废旧轨道、板皮、半圆木填实背牢。二、支护参数设计㈠矿工钢棚支护4选用9＃矿工钢，水沟侧棚腿长为2.3m，非水沟侧棚腿长为2.1m，棚间距为1.0m，棚梁内宽长为1.8m。㈡锚网支护1.采用类比法合理选择支护参数根据矿压观测资料和邻近巷道的支护经验，所施工巷道顶板锚杆选用长度1600mm的锚杆，间排距均为1m×1m。2.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，一般取K=2；L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，取1.1m；L2—锚杆在巷道中的外露长度，取0.02m。其中：H=B/2f=2.4/2*5=0.24式中B—巷道开掘宽度，取2.4米；f—岩石硬度，取5。则L=2*0.24+1.1+0.02=1.6m2.锚杆间、排距计算，间、排距相等a=[Q/KHγ]1/2=[12/2*0.24*25]1/2=1.0m式中a—锚杆间排距，mQ—设计的锚杆锚固力，12kN/根；γ—为岩石体积力，25KN/m3；H—软弱岩层的厚度或自然平衡拱的高度，0.24m；K—锚杆安全系数，取K=2.0。㈢喷浆支护喷浆支护时，应采用强度等级为M10水泥砂浆。使用标号32.5R普通硅酸盐水泥，过期、受潮、结块或混合的水泥不得使用；细骨料宜选用坚硬的中砂或粗砂，砂为中砂粒径为0.35～0.5mm，砂中有害杂质含量不得超过砂重3％，使用前应过筛；水质要洁净，不应含有杂质，不得使用水沟污水。喷浆配合比：水泥:砂＝1:2或1:3（重量比），水灰比：喷浆：0.45～0.55，速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的2～3%，喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入，速凝剂应使混凝土在5min内初凝，10min内终凝，喷浆厚度应达到30mm。三、巷道支护平面图、断面图、树脂锚网断面图（详见附图4）四、架棚支护平、剖面图（详见附图5）第四节支护工艺一、矿工钢梯形金属棚支护5㈠采用9#矿工钢，棚距为1.0m，同时两帮及顶必须用板皮、半圆木背实背牢，每块背板接头用木楔塞紧，棚间使用撑木不少于4根，迎头退后不少于10m范围内的棚架必须使用连杆加固。当煤层较厚时缩小棚距至0.7m进行支护。㈡超前支护、临时支护措施（详见附图5：超前支护、临时支护平、剖面图）1.架棚支护最大空顶距不大于0.7m，坚持使用前探梁超前支护，并用厚度不小50mm*长度不小于1.2m的半圆木临时过顶，防止出现漏矸、掉矸等现象。2.遇厚煤层、煤层松软、淋水严重或构造破碎带时，要求使用经加工后长2.5m*Φ32mm的无缝钢管“撞楔”超前支护控制迎头。3.工作面必须备用不少于5棚的矿工钢棚、10根4m料及50片半圆木，材料不足及时补充材料。二、锚网支护㈠在将施工锚网的自然拱巷道先检查顶板情况进行敲帮问顶处理掉危矸活石。㈡按照设计要求，根据中线布置锚杆眼并按设计图施工。㈢锚杆安装前应将眼内岩粉，积水清洗干净。㈣按步骤安装锚杆后对其进行上网并用托盘加固，锚网挂网规格是网宽为80mm*80mm，压条间距是800mm，搭接方式为压边搭接，搭接间距200mm。三、喷浆支护㈠喷浆支护前，对巷道中的管线、风筒和设备等进行保护，防止砂浆对设备造成污染及破坏。㈡喷浆支护时，按上节支护参数搅拌砂浆后，使用喷浆机在自然拱巷道中均匀喷浆并按要求喷浆厚度应达到30mm。㈢喷浆支护完成后，对巷道中喷浆形成的余料进行清理和设备保护材料清除最终恢复巷道文明卫生。第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道开口及正常施工方法：㈠巷道开口1．巷道开口必须由分管技术员和施工队负责人到现场勘察。2．新掘巷道与原有巷道的方位要保持较大的夹角。3．必须加固好开掘处及其附近的巷道支架，若近处有空顶空帮情况，应加密支架，背好帮顶。4．新巷刚开掘施工，要浅打眼、少装药、放小炮，或用手镐挖的方法，尽量避免震动围岩或因放炮引起冒顶。5．新开掘处要及时进行支护，尽量缩短顶板暴露时间和减少暴露面积。6．开口位置的岩体为Ⅲ级、Ⅳ级、Ⅴ级时，必须采用架眼口棚或抬棚支护。㈡施工方法：根据施工队现有装备及其生产技术条件，采用钻眼爆破，全断面一次爆破成巷，耙碴机出矸，矿车运矸的方法对本工作面进行施工。6二、特殊施工方式㈠当遇容易片帮或煤厚在1.6m以下时，可采用无缝钢管打入煤层顶板控制顶板，再逐架往里支护，棚距控制在0.5～0.8m。㈡当遇煤厚大于1.60m且易片帮、碎裂岩体或处理塌方时，可采用“撞楔法”进行处理，即在支架到迎头后，使用无缝钢管，穿打过第一架梁顶，向上斜插入冒顶缝内，卡在第二架梁下方，每排插5根左右。㈢当遇松散岩体时，可采用无缝钢管超前护顶、前探梁超前支护措施，控制顶板垮落的施工方式，即采用3.5m长钻杆钻眼，φ32mm×3m无缝钢管作为护顶材料，钢管间距视情况控制在0.25～0.4m左右，排距控制在1.2～2.0m左右，使工作面的顶帮孤石均受到有效控制，防止顶板冒落，降低岩石冒落对支架的冲击力。第二节凿岩方式一、机掘作业（或炮掘施工）方式：炮掘施工方式二、全岩巷、半煤岩巷、煤巷掘进施工，不同的钻爆、扒装、运输方式等：掘进工作面采用气腿式凿岩机打眼，煤矿许用毫秒延期电雷管引爆，二级煤矿许用炸药，全断面二次爆破，机械装岩；小型耙矸机装岩，1吨Ｕ型矿车装矸。三、设备布置示意图(详见附图7)。四、掘进机械、钻具的名称、型号、数量、湿式凿岩（煤）、通风系统的布置（详见表5）。表5掘进机械第三节爆破作业一、爆破条件（详见表6）。表6爆破条件序号名称型号单位数量动力配套方式备注1风钻ZY-24台3风力无2台使用，1台备用2钻杆￠32根若干机械与风钻配套3风镐G-10台1风力无4钻头合金钢个若干机械与钻杆配套7二、炮眼布置正、侧、俯三视图、装药结构示意图（详见附图6）三、爆破说明（详见表7）表7爆破说明表第四节装载与运输一、巷道掘进中，使用耙斗机装岩。㈠装载和运输设备：耙斗机装岩，1t矿车运输。㈡⒈在运巷迎头为砂质泥岩、砂岩时，固定钢丝绳滑轮的锚桩孔深需达到300mm，其牢固程度需达到调矸时不松动；⒉在运巷迎头为煤层时，固定钢丝绳滑轮的锚桩孔深需达到500mm，其牢固程度需达到调矸时不松动。㈢耙矸机在掘进工作面的最大允许工作距离为20m，最小允许工作距离为序号名称数量序号名称数量1岩石硬度f2～69炮眼个数/个192掘进断面/m25.710总装药量/kg7.43掏槽方式斜眼掏槽11炸药消耗量/(kg/m)6.324炮眼深度/m1.312雷管消耗量/(个/m)16.235循环进度/m1.1713周边眼与设计轮廓线距离/m0.16炸药种类二级煤矿许用炸药14瓦斯情况/(m3/min)绝对瓦斯涌0.057雷管型号煤矿许用毫秒延期电雷管15通风方式局部通风机压入式8炮眼利用率/%9016顶板砂质泥岩炮眼名称炮眼编号眼深m炮泥长m炮眼角度（°）装药量爆破顺序联线方式水平竖直眼数个孔装卷总装卷总装kg左右仰零俯掏槽眼11.50.690900001110.2Ⅰ一次串联21.50.69783111330.6Ⅰ31.50.68397111330.6Ⅰ41.50.690900001330.6Ⅰ辅助眼5-71.30.690900003391.8Ⅱ周边眼8-91.30.687930002120.4Ⅲ二次串联10-111.30.6909032120.4Ⅲ121.30.6909031220.4Ⅲ13-151.30.693870003130.6Ⅲ底眼161.30.6938731220.4Ⅳ17-181.30.6909032240.8Ⅳ水沟眼191.30.6879351330.6Ⅳ合计197.486m。二、煤、矸、材料、设备等的运输方式。工作面采用机械装岩，经202采区轨道上山采用绞车提升至202采区±0m上部车场，由电机车运输至主斜井±0m底部车场，斜巷采用绞车提升，运输线路：（矸石）工作面→202采区-40