6#煤层回风斜巷作业规程.doc

第一章 编制依据一、前言为了加快矿井开拓，保证矿井生产部署，加快矿井早日投入生产的时间，决定从5#煤层甩车场开口掘进一条斜巷到6#煤层（6#煤层回风斜巷）。为了有计划，有组织的统筹安排该项目的施工，特编制本施工组织设计。二、编制依据1、 由山西省煤炭设计院提供的本项目设计图纸和初步设计。2、 国家有关法规、规范和施工技术规范：4、国家关于工程建设现行的有关法律、法规及行业的有关规定。5、国家关于工程建设现行的规范、标准及行业的有关规定。6、施工及验收规范、规程及标准煤矿井巷工程质量检验评定标准MT5009-94建筑工程施工质量验收GB50300-2001建筑地基基础工程质量验收规范GB50202-2002砌体工程施工质量验收规范GBJ50203-2002；混凝土结构工程施工质量验收规范GB50204-2002钢筋焊接及验收规程JGJ10-84地下防水工程质量验收规范GB50208-2002工程测量规范GB50026-93建筑电气工程施工质量验收规范GB50303-2002井巷工程施工及验收规范GBJ213-90三、其他需要执行的法规标准和规范规程中华人民共和国矿山安全法；煤矿安全规程（2007年版）；煤矿安全建设规定；混凝土外加剂应用技术规范；混凝土强度检验评定标准；矿山井巷工程测量规范；有关采矿、建井、建筑工程手册第二章 工程概况及地质概况一、工程概况整合后的山西柳林凌志柳家庄煤业有限公司是由山西亚通柳家庄煤业有限公司、山西柳林永新煤业有限公司、山西（陕西吴堡）麻塔则煤矿、柳林县石洞门煤矿和柳林县南坡煤矿整合而成。位于山西省柳林县县城北约13km处的孟门镇柳家庄村，行政区划属柳林县孟门镇管辖，井田内有成孟公路通过，交通十分便利。井田面积为7.9231km2，批准开采4、5、6、8、9号煤层，矿井设计生产能力120万t/a。二、地层地质及水文地质概况1、地形地貌井田地处晋西黄土高原，属吕梁山西侧的中低山区，黄土覆盖广泛，冲沟发育，地形起伏较大，地貌类型以侵蚀性黄土梁、峁为主，井田地势总体西北低东南高，最高点位于井田北部原柳林永新煤矿东南部的脊梁上，海拔1050.9m，最低点位于井田南部原石洞门煤矿东北角沟谷中，海拔751.5m左右，最大相对高差299.4m。属中低山区。2、水系井田内河流不发育，只发育季节性排洪支叉冲沟，平时干涸无水，雨季分别汇集分叉冲沟，向西经各大沟谷流入黄河。本区属黄河流域。3、气象本区地处山西黄土高原西部，吕梁山中部，属大陆干旱性气候，气候干燥，春、夏、秋、冬四季分明，昼夜温差大，冬季长而寒冷，夏季短而炎热，气温多变。气温：年平均气温8.9，最高是7月份，平均约22.7，最低为1月份，平均约-10。气温极端值：最高32.5，最低-26.1。降水量与蒸发量：该区降水量主要集中在7-9月份，全年降水量为374.4-577.7mm，平均464.3mm。其中7-9月间降水量占年降水量的60%。降水量最少是一月份,约为15mm，仅占年降水量的3%左右。年蒸发量为14821941 mm，平均为1711mm。5-6月份蒸发量最大，约占全年的30%；最小是1月份，仅为全年蒸发量的0.5%。全年蒸发量是降水量的4倍左右，所以该区气候干旱。无霜期：一般为当年11月至翌年3月上旬,全年无霜期125天。冻结深度：最大冻土深度0.9m。相对湿度：一般相对湿度为53-60%。风向、风速：一般冬季风向多为西北风及西风，而夏季多为东南风和南风, 平均风速3.1m/s，历年最大风速为27-28 m/s。4、地震据史料记载：本地区1913、1923年曾发生过地震，当时有房屋倒塌现象。根据中华人民共和国建筑抗震设计规范（GB500112001），本区抗震设防烈度为6度区，设计基本地震动峰值加速度值为0.05g。5、地层该井田为黄土覆盖，无基岩出露。根据钻孔揭露情况，井田内沉积地层由老到新依次有奥陶系中统峰峰组（O2）、石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x）、上第三系上新统（N2）、第四系中上更新统（Q23）。现由老至新分述如下：奥陶系中统峰峰组(02)为井田内煤系地层之基底，本次施工钻孔中共有2个揭露本组顶部，三交详查勘探时施工的126号钻孔也揭露了本组顶部。岩性为灰灰白色石灰岩，夹有薄层白云质灰岩或泥灰岩，局部裂隙发育，多被方解石脉充填。井田北部701号钻孔揭露最大厚度32.08m。据三交详查勘探区资料，本组厚度为106m左右。石炭系（C）中统本溪组(C2b) 本次施工2个钻孔和702号钻孔揭穿本层，厚度18.6537.30m，平均25.25m。与下伏峰峰组平行不整合接触。岩性主要为灰、深灰色中细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩、粘土岩、铝质泥岩、铁质泥岩及2层不稳定石灰岩组成。下部为深灰色铝土泥岩，底部为铁质泥岩，即“山西式铁矿层”。呈鸡窝状分布。上统太原组(C3t) 连续沉积于下伏本溪组之上，为一套海陆交互相含煤岩系，为本区主要含煤地层之一。岩性为深灰-灰黑色砂质泥岩、泥岩，灰-浅灰色粗、中、细粒砂岩，深灰色石灰岩及2-9层煤层。所含8、9号煤层为全区稳定可采煤层，6号煤层为较稳定局部可采煤层，10其余均为不稳定零星采煤层，其余为不稳定不可采煤层。所含L5、K2、L1、L4石灰岩为井田稳定的标志层，K2(L2+ L3) 、L4石灰岩井田内局部尖灭。本组自K1石英砂岩底至3砂岩底，根据本次施工17个钻孔揭露，本组厚80.6095.20m，平均85.14m。本组地层灰岩中含腕足、苔藓虫、介形虫、瓣鳃、棘皮等动物化石。二叠系下统山西组(P1S)自3砂岩底至4砂岩底，与下伏太原组整合接触，厚度68.0590.60，平均77.23m。属陆相碎屑岩沉积，为本区主要含煤地层之一。底部为3灰白色粗细粒砂岩，厚10.4019.70，平均13.99，成份以石英、长石为主。K3砂岩向上为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及粗、中、细粒砂岩与砂质泥岩、泥岩互层，顶部为深灰色砂质泥岩。含煤2-3层，其中5号煤层为稳定可采煤层， 4号煤层为不稳定局部可采煤层，其余均为井田内不稳定不可采煤层。泥质岩中含丰富的植物化石碎片。下统下石盒子组(P1X)本组厚度49.05m93.90，平均93.90。顶部局部为紫色斑块状铝土质泥岩，上部多为灰色，黄绿色砂质泥岩、粗砂岩、中部为灰色、灰绿色细砂岩、粉砂岩、夹浅灰色粘土岩，下部为白色粉砂岩、泥岩、细砂岩，具滑动面，裂隙被方解石充填，底部为灰白，灰色含砾粗砂岩，底部为石英砂岩（k4），胶结坚硬，厚约1.457.50m，平均3.30m。本组地层井田内部分地区赋存不全。上统上石盒子组(P1X)井田内局部地区赋存本，残留层段属本组下部部分地层，最大残留厚度77.20。岩性主要由黄绿色砂岩夹紫红色、黄绿色 砂质泥岩和灰黑色砂质泥岩组成，砂岩长石含量较高，胶结疏松，分选性较差，常含石英砾石及泥质碎屑。底部以k6砂岩连续沉积于下石盒子之上，于下伏地层整合接触，底部为石英砂岩（k6），为黄绿色，粗到细粒砂岩，含岩屑，分选磨圆度差，泥质胶结，厚度3.6014.25m，平均7.75m。上第三系上新统（N2）本组地层厚17.1056.80，平均36.95。底部为洪积相，为半胶结状砂砾层，砾石成分主要为石灰岩、石英岩；中、上部为洪积相、湖泊相，主要为一套韵律清楚的暗红色、浅紫红色砂质粘土、亚粘土及粘土。上部含2-3层钙质结核，垂直节理发育；中部夹1-3层半胶结状砾石层。与下伏地层呈角度不整合接触。第四系中上更新统（Q23）井田内普遍发育，岩性主要为亚粘土、亚砂土，夹有钙质结核，浅黄色，石英颗粒成分较多，粘土质较少，也可称微粒砂质亚粘土，垂直节理发育，受雨水冲刷，垂直节理发育。厚度25.0089.00m，平均34.06。2、含煤地层井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。现自下而上分别叙述如下：石炭系上统太原组（C3t）为海陆交互相沉积，以其底部K1砂岩与本溪组地层分界，与下伏地层呈整合接触。本组地层由砂质泥岩、泥岩、砂岩、石灰岩及煤层组成，成煤环境稳定，沉积旋回明显，厚80.6095.20m，平均85.19m。按沉积环境特征，以8号煤层顶板及L5顶分为三段：下段（C3t1）自K1石英砂岩底至8号煤层顶界，厚度32.0849.30，平均37.89。底部K1为灰白色细粒石英砂岩，中夹不稳定粗砂岩透镜体，平均厚度3.43m，层面含黑色有机质，含少量黄铁矿结核，坚硬。向上为深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、中细粒砂岩及煤层。含稳定可采的8、9号煤层，不稳定零星采煤层度10号煤层和不稳定不可采的11、12号煤层。底部以K1砂岩与下伏地层整合接触。中段（C3t2）自8号煤层顶界至L5石灰岩顶，厚度27.5043.45，平均为35.21，主要由L1、K2、L4、L5石灰岩和中、细粒砂岩、泥岩及煤层组成。本组含煤2层，6、7号煤层均为不稳定不可采煤层，所含L1、K2、L4、L5石灰岩平均厚度为4.91m、5.38m、8.50m、4.75m。上段（C3t3）L5石灰岩顶至3砂岩底，厚度7.6517.65，平均为12.09。由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、细粗粒砂岩组成，泥质岩中含植物化石碎片。 二叠系下统山西组（P1s）整合覆盖于太原组地层之上，为三角洲平原环境下沉积的一套由碎屑岩和煤层组成的含煤地层。自3砂岩底至4砂岩底，厚度68.0590.60，平均77.36m。其中下部为本组细碎屑岩富煤段，底部为3灰白色粗细粒砂岩，厚度10.4019.70，平均13.99，成份以石英、长石为主，分选性、磨圆度较好，水平层理缓波状层理发育，钙质胶结，层位厚度稳定，是划分山西组与太原组地层的主要标志层。K3砂岩向上为砂质泥岩、泥岩及粗、中、细、粉砂岩，含3、4、5号煤层，其中4号煤层为不稳定局部可采煤层，5号煤层为稳定可采煤层，其余均为井田内不稳定不可采煤层。泥质岩中含丰富的植物化石碎片。底部以K3砂岩与下伏地层整合接触。3、构造受区域构造影响，井田地层总体是一倾斜北东的单斜构造，在单斜构造的基础发育宽缓的褶曲构造，地层总体近南北走向，产状井田北部较陡，中部及南部较缓，倾角一般28。井田内仅东北角5号煤层巷道揭露3条小断层，落差均小于5m，均为正断层。未发现陷落柱，构造简单。6、煤层本井田可采煤层为山西组4、5、6号煤层和太原组8、9号煤层，现分述如下：（详见可采煤层特征表31）1、4号煤层：位于山西组下部，下距5号煤层顶平均4.18m，煤层厚度01.60m，平均0.70m。不含夹石，结构简单。顶板为泥岩、中砂岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩，属不稳定局部可采煤层。2、5号煤层：位于山西组下部，下距6号煤层顶平均39.71m，煤层厚度0.403.30m，平均1.64m。一般不含夹石，最多含1层夹石，结构简单，为中厚煤层。顶板为泥岩、中砂岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩，属稳定可采煤层。3、6号煤层：位于太原组上部，下距8号煤层顶平均28.86m，煤层厚度0.401.95m，平均0.74m。一般夹石，结构简单，顶板为石灰岩、粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，属较稳定的局部可采煤层。4、8号煤层：位于太原组中部，下距9号煤层7.7018.85m，平均11.29m，煤层厚度2.253.62m，平均3.09m，中厚厚煤层，属全区可采煤层，一般不含夹矸，最大多含2层夹矸，煤层结构简单，夹矸岩性为泥岩、炭质泥岩，该煤层直接顶板为石灰岩，伪顶为铝土泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩、中细砂岩。5、9号煤层：位于太原组中下部，煤层厚度1.203.30m，平均1.68m，属全区可采煤层，一般不含夹矸，最多含2层夹矸，煤层结构简单，该煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩。7、水文地质1、地表水井田属黄河流域。位于井田南部边界附近向西倾斜的冲沟为主冲沟，平时干涸无水，雨季分别汇集分叉冲沟，向西经各大沟谷流入黄河。井田内各井口位于该主冲沟，雨季洪水对井口存在淹井危险性。本井田内无常年性河流通过，区内沟谷中仅在雨季有短暂性的流水通过。2、含水层井田内含水层自下而上有奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层、石炭系上统太原组砂岩裂隙及石灰岩岩溶裂隙含水层、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层、二叠系上、下石盒子组砂岩裂隙含水层及第三、四系松散岩类孔隙含水层。奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系灰岩广泛出露于区域东部，根据本次勘探工作揭露峰峰组岩性以石灰岩、泥灰岩为主，夹石膏层和角砾状泥灰岩。三交勘探区详查资料，峰峰组一般厚100m，下部多为泥灰岩、角砾状泥灰岩及石膏层，上部以灰岩为主。钻孔单位涌水量最大0.46L/s，渗透系数最大1.97m/d。上马家沟组一般厚250m左右，主要由灰岩、泥灰岩、角砾状泥灰岩组成，该层岩溶较峰峰组明显发育，富水性显著增大。上马家沟组顶部单位涌水量0.0270.556 L/s，渗透系数0.0855.87m/d。根据现有资料，奥灰岩溶发育程度和富水性很不均一，单位涌水量再不同地钻孔中最大相差20余倍，一般来说，随埋深而变化，即埋深小岩溶发育程度高，富水性强，反之富水性较弱。根据三交详查区资料结果区域资料（图41），推测井田内奥灰水位标高803.0m左右。奥灰水水质差异显著，一般浅部径流条件好属于地下水积极交替带，溶蚀作用强，水质类型多属HCO3SO4CaMg型，矿化度小于1g/l，为硬的淡水、水质好。而在较深部的地下水缓慢交替带，水质明显恶化，水质类型多属Cl-SO42Na+Ca+型，矿化度可高达8.6g/l，并具浓烈的硫化氢味，为极硬的咸水。石炭系上统太原组碎屑岩类夹石灰岩岩溶裂隙含水层本组含水层可分为两类：砂岩裂隙含水层和L1、K2、L4、L5灰岩岩溶裂隙含水层。一般砂岩裂隙含水层富水性弱；石灰岩除K2在井田局部尖灭以外，其余大部均较稳定，岩溶裂隙不太发育，富水性弱。据三交详查区资料，太原组混合抽水试验:本含水层静止水位标高816.74m，单位涌水量q0.409L/s.m，渗透系数K2.11m/d，矿化度0.968g/L。水质类型为HCO3-SO42-Mg2+ Na+ Ca2+型。二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层由碎屑岩类的泥岩、砂质泥岩、砂岩等组成，以粗、中、细粒各层砂岩裂隙不同程度含水为主，随埋深增加富水性减弱。根据三交详查资料，单位涌水量q0.005-0.1L/s.m，渗透系数K0.0007-0.5m/d，矿化度大于1g/L，富水性弱。水质类型为SO42-HCO3-Ca2+Mg2+型。上第三、四系松散岩类孔隙含水层井田内地表大部被第三、四系松散层覆盖，可直接接受大气降水补给，部分向下补给基岩含水层，部分于沟谷低洼处以泉的形式排泄。该含水层富水性较弱，局部中等。其中出露于梁、峁之上的第四系中上更新统，由于补给和蓄水条件的限制，可视之为透水而不含水层；沟谷中的第四系全新统含水层比较富水，主要是一些透镜状砾石层，单井出水量为520 m3/d；上第三系上新统富水性较弱，单井涌水量小于10 m3/d。3、隔水层石炭系中统本溪组隔水层由泥岩、粘土岩、铝质泥岩、铁质泥岩等组成，厚度25.25左右，是一较好的隔水层。石炭系太原组和二叠系山西组及下石盒子组层间隔水层组本隔水层组由泥岩、砂质泥岩、粘土质泥岩及煤层等组成。分布于各层石灰岩和各层砂岩含水层之间，起到层间相对隔水的作用。上第三、四系松散层隔水层上第三、四系松散层间的粘土层、亚粘土、砂质粘土均为良好的隔水层。8、水文地质类型井田内含水层均以大气降水为主要补给来源，除奥陶系中统在区外接受补给条件好外，其余基岩含水层接受补给条件均差。太原组及其以上含水层富水性弱。奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层水位标高803m，井田内4、5号煤层局部带压，6、8、9号煤层带压。现利用突水系数来计算奥灰岩溶水对井田内各煤层有无突水影响。4号煤层最低底板标高620m，5号煤层最低底板标高610m，6号煤层最低底板标高570m，8号煤层最低底板标高540m，9号煤层最低底板标高520m。据突水系数公式Ts=P/（M-CP）式中：Ts突水系数，MPa/m；P煤层底板所能承受的最大静水压力, MPa/m；M底板隔水层泥岩厚度，m；Cp煤层开采时对底板扰动破坏的深度，m，取经验值16m。4号煤层突水系数：Ts=(803-620+136.78)9.810-3/(136.78-16)=0.026(MPa/m)5号煤层突水系数：Ts=(803-610+130.96)9.810-3/(130.96-16)=0.028(MPa/m)6号煤层突水系数：Ts=(803-570+91.35)9.810-3/(91.35-16)=0.042(MPa/m)8号煤层突水系数：Ts=(803-540+60.05)9.810-3/(60.05-16)=0.072(MPa/m)9号煤层突水系数：Ts=(803-520+47.08)9.810-3/(47.08-16)=0.104(MPa/m)各煤层最低点突水系数远小于正常块段突水系数经验值0.15MPa/m，井田现开采4号煤层，未发现断层和陷落柱，开采下组煤层时有可能发现有导水构造存在，因而排除隐伏断层存在的情况下，奥灰水不会对井田内各号煤层的开采造成影响。因此，井田4、5、6、8、9号煤层水文地质条件为简单类型。但开采下组煤层时要坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先掘后采”的原则。9、矿井涌水量预算山西柳林永新煤业有限公司开采5号煤层，实际生产能力为15万t/a，现调查井下涌水量最大48m3/d，正常为24m3/d。山西（陕西吴堡）麻塔则煤矿，设计生产能力13万t/a，井下正常涌水量52.5m3/d，最大为65m3/d，山西亚通柳家庄煤业有限公司，实际生产能力为15万t/a，现调查井下涌水量最大150m3/d，正常为80m3/d。按年平均330天计算，山西柳林永新煤业有限公司富水系数0.0530.106m3/t，山西（陕西吴堡）麻塔则煤矿富水系数0.1330.143m3/t，山西亚通柳家庄煤业有限公司富水系数0.1760.330m3/t。兼并重组后，矿井生产能力达到120万t/a时，矿井涌水量为193-1200m3/d 。随着开采深度，开采面积或者各种地质条件的变化，都可能引起矿井涌水量的变化，故在生产中要对井下涌水量进行观测和分析，并根据涌水量变化情况及时向地面抽排，以保证井下安全生产三、其它开采技术条件1、煤层顶底板岩石工程地质特征现根据钻孔资料对井田内可采的5、8、9号煤层顶底板条件进行叙述。5号煤层根据钻孔采样试验，顶板为细砂岩时，抗压强度44.053.6MPa，平均49.5MPa，属坚硬岩石；抗拉强度2.02.1MPa，平均2.1MPa；抗剪内摩擦角3927，凝聚力系数7.1。顶板为砂质泥岩时，抗压强度24.028.0MPa，平均25.6MPa，属软弱岩石；抗拉强度1.21.4MPa，平均1.3MPa；抗剪内摩擦角3449，凝聚力系数4.3。5号煤层直接底板为细砂岩或砂质泥岩，岩性为灰色、灰黑色，质软。根据钻孔采样试验，直接底板为砂质泥岩时，抗压强度18.830.0MPa，平均24.5Mpa，属软弱岩石；抗拉强度0.80.9MPa，平均0.9MPa；抗剪内摩擦角3019，凝聚力系3.1。底板为细砂岩时，抗压强度46.048.0MPa，平均46.4Mpa，属半坚硬岩石；抗拉强度2.02.5MPa，平均2.3MPa；抗剪内摩擦角4010，凝聚力系6.9。8号煤层直接顶板为石灰岩或泥岩，根据钻孔采样试验，直接底板为石灰岩时，抗压强度56.864.8MPa，平均60.5Mpa，属于坚硬岩石；抗拉强度3.03.5MPa，平均3.3 MPa；抗剪内摩擦角4145，凝聚力系11.8。直接底板为细砂岩、泥岩，砂质泥岩，根据钻孔采样试验，直接底板为细砂岩时，抗拉强度56.062.0MPa，平均58.7MPa，属半坚硬岩石；抗剪内摩擦角3930，凝聚力系7.2。直接底板为砂质泥岩时，抗拉强度54.860.0MPa，平均56.9MPa，属半坚硬岩石；抗剪内摩擦角3630，凝聚力系5.3。9号煤层根据钻孔采样试验，直接底板为砂质泥岩时，抗拉强度35.240.0MPa，平均37.1MPa，属半坚硬岩石；抗剪内摩擦角3241，凝聚力系4.1。直接底板为中砂岩、砂质泥岩、细砂岩，根据钻孔采样试验，直接底板为细砂岩时，抗拉强度40.041.6MPa，平均40.5MPa，属半坚硬岩石；抗剪内摩擦角3420，凝聚力系3.3。2、瓦斯、煤尘及煤的自燃瓦斯根据柳林县煤炭工业局文件柳煤字2008313号文，转发“关于对山西柳林陈家湾赵家庄煤业有限公司等42对矿井2008年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果度批复”的通知，山西亚通柳家庄煤业有限公司瓦斯相对涌出量为2.61m3/t，绝对涌出量0.86m3/min；二氧化碳相对涌出量2.61m3/t，绝对涌出量0.86m3/min，鉴定为低瓦斯矿井。山西柳林永新煤业有限公司瓦斯相对涌出量为1.95m3/t，绝对涌出量0.37m3/min；二氧化碳相对涌出量2.27m3/t，绝对涌出量0.43m3/min，鉴定为低瓦斯矿井。煤尘井田内4、5、8、9号煤层均有煤尘爆炸性。煤的自燃井田内4、5、8、9号煤层均属自燃煤层，自燃倾向性。3、地温、地压本井田自开采以来未发现有地温地压异常现象。本区恒温带深度为5060m，常温为1415，地温梯度为21/100m，梯度变化在1.203.35之间，一般大于2.00/100m，纵观全区地温变化，南部高于北部。七、巷道概述6#回风斜巷的设计长度为158m，掘进方位角为2354653。6#回风斜巷设计断面为半圆拱形断面，净断面4.4m3.5m（墙高1.3m，拱高2.2m），其中开口处有40m的平段，中部有104m的坡度段，尾部有14m平段。坡度段的坡度为20。每隔40m设置一个躲避硐（深1m，高2m，宽2m)。6#回风斜巷装备单钩串车，将来担负6#煤层的所有提升任务，设行人台阶及扶手，并为6#煤层的回风巷和安全出口。1、巷道支护工艺形式6#煤层回风斜巷支护采用锚网喷。金属网采用6mm钢筋网，网格间距120mm120mm；锚杆采用202400的螺纹钢金属锚杆，锚杆间排距为1000mm1000mm，外露长度50mm；锚索采用15.246300的钢绞线，间排距为2000mm1200mm，呈1212型式布置，外露长度350mm；顶锚杆每孔采用两卷K2340树脂锚固剂，帮锚杆每孔采用一卷K2340树脂锚固剂；钢托盘规格：150mm150mm10mm；喷浆厚度为100mm，混凝土标号C25。在施工过程中应根据围岩条件变化，适当调整巷道的支护形式及参数，如遇局部顶板离层破碎时或压力过大时，适当缩小锚杆排距，并且加强锚索的支护。2、巷道支护工艺要求（1）、顶锚杆支护本掘进工作面顶板采用“锚杆+锚索+金属网+铁托板+喷砼”联合支护。其锚杆采用规格：202400，配合使用2卷CK2340树脂锚固剂，要求锚固力不低于70KN，扭力矩不小于100Nm，其锚杆间、排距为：10001000，间排距误差100。锚索采用规格：15.246300的钢绞线锚索，间、排距为2000mm1200mm，呈1212型式布置;视顶板情况定喷砼支护,但滞后工作面不能大于100m，喷砼厚度不小于100mm（2）、帮锚杆支护本掘进巷道两帮采用“锚杆+金属网+铁托板+喷砼”联合支护，帮锚杆选用规格为：202400铁制锚杆，间、排距均为10001000mm。锚杆必须与巷道两帮成90夹角。帮锚杆支护锚固力不得小于70KN，扭力矩不小于100N.m,喷砼厚度不小于100mm。（3）、锚杆安装工艺打锚杆眼：打眼前，首先严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，凿掉活矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15.锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。安装锚杆：安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后把2块树脂锚固剂送入眼底。随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。开动锚杆安装机，使锚杆安装及带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚杆安装机。搅拌预紧力，拧紧力矩不小于100Nm，托盘要紧贴岩面。安装锚杆使用MQT-130/2.4气动锚杆钻机，=28的中空六角可接钻杆打眼，顶板靠巷道两侧的锚杆向两帮倾斜角度为10，中间锚杆角度与顶板岩面垂直。锚杆外露长度不大于50mm，打锚杆眼前由代班长按作业规程将锚杆眼位画出，打眼时要做好控制眼深的标记，钻机打一眼移动一次，不得斜打。安装锚杆使用MQT-130/2.4气动锚杆钻机搅拌树脂锚固剂。安装前要检查树脂锚固剂是否失效，失效的锚固剂严禁使用。打帮锚杆使用MQT-50/1.7气动锚杆钻机，=28钻头打眼，帮顶锚杆距顶板300mm，帮底锚杆距底板300mm。打眼过程中要用力均匀，锚杆外露长度不大于50mm，打锚杆眼前由代班长按作业规程将锚杆眼位画出，打眼时要做好控制眼深的标记，钻机打一眼移动一次，不得斜打。安装锚杆使用MQT-50/1.7气动锚杆钻机搅拌树脂锚固剂。安装前要检查树脂锚固剂是否失效，失效的锚固剂严禁使用。安装时，一手将锚固剂塞入眼内，一手用金属锚杆端顶住锚固剂缓慢送入眼内，然后套上连接套，开启钻机将锚杆缓慢的推入眼底，连续快速搅拌20-30秒后撤开锚杆钻，锚杆安装15秒后必须紧固锚杆，并要求用扭力扳手检查紧固力，24小时候重新紧固，要求扭力距不小于100N.m。（4）、锚索安装工艺安装方法：、当巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-130/2.4气动锚杆钻机配合=28的中空六角可接钻杆打眼。保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置，并用压风将眼内的残渣吹净。、安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。、用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘接定位。、两人配合用锚索顶柱锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。然后用锚索钢绞线顶柱树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。、锚索下端装上专用搅拌驱动器，在将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。、一人扶住机头、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间控制在2030s，确保搅拌均匀。、停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。、10min后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、索具，并将其托盘紧贴顶板的位置。、两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。、卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。技术要求、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。、如遇特殊情况时，锚索安装可以滞后，但滞后距离不得超过锚杆支护5m、锚索孔深误差控制在0+30mm。、锚索外露长度控制在小于350mm、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。、搅拌树脂药卷后1015min张拉锚索，张拉预紧力控制在90120kN。、锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。、锚索锚固力不小于120kN。、涨拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉起将不合格锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。打顶锚索眼使用，配合=28的中空六角可接钻杆打眼，锚索角度与顶板岩面垂直，间排距为20001200mm。其外露长度不大于350mm，打锚索眼前由代班长按作业规程将锚索眼位画出，打眼时要做好控制眼深的标记。安装锚杆使用MQT-130/2.4气动锚杆钻机搅拌树脂锚固剂。安装前要检查树脂锚固剂是否失效，失效的锚固剂严禁使用。安装时，一手将锚固剂塞入眼内，一手用金属锚索端顶住锚固剂缓慢送入眼内，然后套上铁托盘与锚索锁具接上连接套，开启钻机将锚杆缓慢的推入眼底，连续快速搅拌20-30秒后撤开锚杆钻，待锚杆安装60min后对锚索拉拔力进行测试，要求锚索的拉拔力不的小于120kN,并做好测试记录。（5）、质量标准与验收基本项目项目设计尺寸、数量允许偏差锚杆扭力矩/N.m顶100N.m符合设计帮100N.m符合设计锚杆间排距/mm顶10001000-100 100帮10001000-100 100锚杆锚固力/KN顶70KN不小于设计的90%帮70KN不小于设计的90%锚杆角度/（）见巷道断面支护图15锚杆外露长度/（mm）50符合设计锚索间排距/mm20001200-100 100锚索的拉拔力120kN120kN锚索外露长度350mm符合设计附图：巷道断面支护示意图（6）、巷道断面 6#煤层回风斜巷为半圆拱形断面，巷道净宽4400mm，净高3500mm。巷道毛宽4600mm，毛高3600mm。6#煤层回风斜巷技术特征表序号名称单位技术参数1巷道长度m1582坡度()203形状半圆拱4净断面m213.35净宽mm44006净高mm35007墙高mm13008拱半径mm22009支护形式锚网喷10锚杆间排距mm100011喷厚mm10012砼强度等级C25（7）、辅助工程供电、通讯、供排水、设备运输等各项辅助工程，待我矿及公司组织人员进入施工现场堪察，根据实际情况，编制工程设计，进行施工准备工作。第三章 巷道施工方案及支护一、施工方案的选择 根据刚到工程技术特征和现有地质、水文资料，结合我矿多年来的施工经验。队伍状况及装备，通过方案比较和论证，确定采用钻眼光面爆破法组织施工。 施工方案为： 采用MQS-50/1.7型风动凿岩，抓岩机装岩，调度绞车配1t矿车排矸至皮带机。MQT-110/2.5型风动单体锚杆钻机打锚杆孔，物料采用矿车运输，PC51(B)型砼喷浆机喷射砼；7.5KW潜水泵排水，激光指像仪导向，按中腰线掘进。FDBNO/.71型230KW对旋局扇配800mm抗静电、阻燃风筒通风。二、支护形式、支护工艺流程及作业方式6#煤层回风斜巷采用锚网喷进行支护，喷浆厚度100mm，砼强度等级为C25。支护工艺流程：打锚杆孔上锚固剂及锚杆搅拌树脂锚固剂挂金属网喷浆采用一班掘进一班支护一班出矸的作业方式，掘进时采用前探梁作为临时支护（三八制）。砼配合比为：水泥：沙子：石子：水=1:2:2:0.50附：支护断面示意图三、作业形式1、打锚杆孔、锚固钻孔前，首先进行安全质量检查，处理掉浮矸活石，测量断面尺寸，坚持“三位一体”检查和敲帮问顶制度，确认安全和质量符合要求后，方可钻锚杆孔。钻孔采用MQT 110/2.5型风动锚杆钻机，钻孔后吹静孔内岩粉，将两卷K2340树脂药卷送如孔内，利用锚杆钻机,将锚杆连同树脂药卷推到设计位置，搅拌30秒后，停机15分钟后，安装锚杆托盘，人工用扳手上紧螺母，作临时支护。2、挂金属网上金属托盘 锚杆全部锚固合格后，按排分段取下螺母托盘，由一帮向顶部逐渐铺网，重新安装托盘，用力矩扳手上紧螺母，直至另一帮。金属网片规格为6mm的钢筋网，网格间距120120mm。金属网重叠搭接100mm，用14#绑丝捆绑，绑丝必须捆紧绑牢。3、喷浆喷射砼采用PC51(B)型喷浆机，利用矿车运输砼材料，井下跟机配料搅拌。喷浆前，挖出两帮基础，达设计尺寸，将受喷岩面用风水冲洗干净，并埋设厚度标志。检查金属网情况。喷浆厚度为100mm，长度3m。为了减少回弹量，喷射混凝土中加入水泥重量的2.5%的速凝剂。喷射顺序，先基础，后帮部，最后顶部。喷头尽量垂直岩面，喷头距岩面以6001000mm为宜。墙基一次喷射完成，深度为100mm。喷完后及时清洗喷浆机、清除回弹砼。喷浆时由墙向拱顶逐段进行，以宽1.52.0m，高1.01.5m为1个作业段。 开停机顺序：开机先给水，后给风，再送电、给料。停机：先停止给料，待罐中存料喷完后再停电，后停水、停风。喷头操作开始时，先给水，再送料。结束时，先停风，后停水。4、水沟、行人台阶水沟毛断面在巷道掘进时，同时掘成，待巷道全部掘成后，自下而上逐段进行水沟、行人台阶的砌筑与地面的砼浇注。在浇注过程中为保证施工质量，边浇注边用振动器捣实，水沟、行人台阶严格按设计要求施工。水沟立模使用钢模板，行人台阶使用木模板。其砼配合比为：水泥：砂子：石子：水=1：1.87：3.63：0.50四、准备工作 1、认真研究矿区地质及水文地质报告、基本设计和施工图；收集地质、地形测量资料情况；掌握工程设计的主要技术特征，单项工程设计工艺；并积极参与与施工队伍的技术施工交底。2、编制单项工程施工组织设计：根据项目建设总工期进度计划及施工图，详细编制单项工程的施工组织设计，质量保证措施，施工作业规程，并组织施工作业人员认真学习贯彻，熟悉掌握有关技术资料规程规定。3、及时完成巷道开口实测、定位工作，并实施复测。 4、保证运料及电滚筒皮带的正常运行。5、严格按标准要求，申购钢材、木材、水泥、砂子、石子、砖、瓦等主要材料，并保证供应，零星材料也要同时做好计划。6、准备工作安排要求平行交叉进行，合理分配劳动力，完善施工所有的大型临时设施，形成运输、供电、供水、压风、通风、排水等系统。五、巷道施工工艺1、作业方式采用钻眼爆破法进行施工，全断面一次掘进，光面爆破。选用MQS-50/1.7型风钻三台进行凿岩，炮眼深度为2m。2、钻爆工艺流程：钻眼前准备钻眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯撤人放警戒爆破检查瓦斯及爆破效果洒水消尘、维护顶板出矸临时支护永久支护喷浆。3、钻爆工序要求：钻眼前，必须详细检查工作面10m范围内的支护，发现问题及时处理。必须依据中腰线在工作面按炮眼布置标定眼位。严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。爆破要严格执行“一炮三检”和 “三人连锁”放炮制度。爆破采用先拉槽后刷帮压顶的方法，正向装药，串联式联线方式，使用毫秒电雷电管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用2个水炮泥。爆破前跟班队长必须派专人在所有通往爆破地点贯通地点的各个通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。4、爆破作业掏槽方式为楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为100mm。5、爆破器材：使用3号煤矿许用硝铵炸药，药卷规格为32200mm，重量200g/卷，15段毫秒延期电雷管引爆，MFB200型隔爆电容式启爆器。6、装药结构全部炮眼采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管的段号，不得弄断雷管脚线，有水时使用防水套，以免受潮拒爆。7、起爆方式（1）、爆破网络采用串连全断面一次起爆。（2）、炮眼布置采用楔形掏槽，周边采用多打眼少装药控制围岩的完整性；(3)、掏槽眼布置在巷道断面中央偏下部位，采用楔形掏槽，炮眼深度为2200mm，间距为1000mm，排距为500mm，眼底间、排距200mm。(4)、辅助眼布置在巷道断面中央偏上部位，眼深为2000mm，间、排距为580mm，距掏槽眼为800mm，距周边眼为800mm。(5)、周边眼采用多打眼，少装药来控制围岩的完整性。周边眼眼深为2000mm，间距为550mm。周边眼的顶眼眼口距顶板为200mm，眼底距底板100mm，周边眼帮眼距帮为200,间距为550m，眼底距帮为100mm。(6)、炮眼全部用水泡泥封口，黄土填充，封泥长度不小于1000mm。爆破参数表眼号名称眼深（米）眼数（个）装药量倾角起爆顺序封泥长度联线方式卷/眼小计（卷）水平垂直1-4掏槽眼2.242.51081901.2m分组串联依次起爆5-14辅助眼2.0102.02090901.0m15-29周边眼2.0151.522.587871.0m30-37底眼2.081.51290871.0m合计3764.5 预计爆破效果表序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率%905雷管消耗量发/m18.52循环进尺m26吨煤炸药消耗量Kg/t0.363循环炮眼长度m74.87吨煤雷管消耗量发/t0.964炸药消耗量Kg/m6.45附图：炮眼布置图和正向装药结构示意图8、施工质量技术要求打眼前必须由施工人员画好掘进中、腰线，并找出巷道周边轮廓，标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。9、施工必须按要求掘进，严进丢底拉帮。10、 在施工过程中每隔40m在人行侧掘一个躲避硐。11、装运要求每掘25m移一次爬岩机，钉临时轨道，移机后爬岩机距工作面距离为57m。爬岩机要用4根棚环固定在巷道底板上，防止滑移。12、管线布置（1）、巷道施工时要敷设一趟静压水管，一趟压风管，一趟电缆。（2）、风、水管路接头要严密不得有漏风、漏水现象。风水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，施工过程中要按设计要求预埋好吊挂永久管线的予埋件。13、设备及工具配备名称型号数量工具单位数量皮带输送机DSJ-80/401撬棍根6调度绞车1问顶锤把3激光指向仪YHJ-5001手镐把6锚杆钻机MQT-110/2.52铁锹把10千金顶5T2麻花钻杆根6风动钻机MQT-50/1.72锚杆钻杆根24耙矸机1喷浆机1甲烷传感器个314、装岩、排矸矸石由调度绞车配合1t矿车运输至绞车平台，通过20m电滚筒皮带至西采皮带巷皮带。15、临时支护一掘一锚，金属锚杆支护，排间距10001000mm，最大空顶距2m，最小空顶距0.2m。16、永久支护铺金属网，打锚索，初喷，8米复喷。严格按支护设计和支护工艺执行。第四章 巷道施工生产辅系统一、排矸运输提升系统：矸石由调度绞车配合1t矿车运输至绞车平台，通过70m电滚筒皮带至西采皮带巷皮带。二、压风系统：地面副斜井甩车场6#煤层回风斜巷 铺设一趟直径为108mm的无缝钢管，铺设一趟直径为51mm钢管供压风。三、排水系统 掘进工作面安装一台7.5KW潜水泵，配备直径为513mm钢管排水，以确保巷道的正常施工。四、通风系统1、压风量统计从耗风量统计表中可知，耗风量19.5M3/min，Q.q1.11.121.14（6.58.05.022.5）59.98m3/min2、压风管路选择 压风管路内径d20Q1/22059.981/2154.9mm,故铺设一趟直径为1544.5mm无缝钢管，铺设一趟直径为513mm钢管供压风。3、风量计算a、按瓦斯涌出量计算：Q掘100qK =1001.081.5=162 m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需风量， m3/min；100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%取100计算 m3/min；q工作面瓦斯绝对涌出量，取1.08 m3/min；（根据西采皮带巷工作面瓦斯涌出量取值）K掘进工作面因瓦斯涌出不均系数。机采工作面取1.21.6，炮采取1.42.0(取1.5)b、按工作人员数量计算：Q掘=4N=48 m3/min4每人每分钟应供给的最低风量，m3/minN掘进工作面同时工作的最多人数。取1