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1、规程 第一章 概括第1节 概述一巷道名称本作业规程掘进的巷道名称为主斜井改造工程。二；掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成矿井生产系统，满足矿井生产时的通风，行人，运输，供电，排水，管线敷设的需要，三：开口位置开口位置在主斜井3#测量点后57m处四：开口坐标及开口方位施工坐标为：x：4052963.29、 y：19557816.41/ 标高为：T+600.97 方位角为294五：巷道层位：该巷道为穿层掘进6巷道设计长度及服务年限7巷道实际长度：基岩段采用锚网喷射混泥土支护巷道300m，表土层段采用钢筋混泥土立模浇筑支护120m服务年限20年7施工要求：按中，腰线和设计要求施工8预计开，竣工时间经

2、矿有关领导决定，本掘进工作面自2011年11月份开工，预计2012年4月份竣工九，支护形式：基岩段采用锚杆喷射混泥土支护，表土层段采用钢筋混泥土立模浇灌支护（如需特殊支护另行通知）第2节 编写依据 1地址说明书及批准时间2地质说明书名称为山西霍州力拓煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告山西霍州力拓煤业有限公司兼并重组整合矿井设计回风立井改造工程设计 批准时间为2011年7月15日。二 矿压观测资料根据我矿现在施工的巷道经验，矿压显现不明显。三：参考资料矿井安全规程煤矿工人安全技术操作规程煤矿生产技术管理规定各种岗位责任制及设计规范四 根据我矿现有的生产技术，设备等装配水平及职工的技术素质 第二

3、章 地面相对位置及地质水文情况第1节 地面相对位置及邻近采区情况地面相对位置及邻近采区情况表水平名称+512水平采取名称开拓巷道地面标高+630+499.3井下标高+499.3开口坐标X:4052963.29 Y:19557816.41 Z:+600.97掘进方向N:294地面的相对位置及建筑物地面相对位于本矿区工业广场西部，地面为泥石，丘陵荒山区井下位置及掘进地面设施的影响主斜井井下位于井田西部，地面为泥石，丘陵黄山区，因掘深较大对地面无影响邻近采区情况待掘巷道为形成采区，掘进方向范围内无采掘活动，不会对巷道掘进产生影响。待掘巷道井下位于井田西部，其他未采新区，因掘深较大，施工队地面无影响。

4、待掘巷道地面相对位于本矿区工业广场西部，地表为泥石，丘陵荒山区。地表标高为+629.5+632.0m。第2节 煤（岩）层赋存特征一 ：煤（岩）层产状，厚度，结构，坚固系数，层间距待掘巷道开口层位为二叠系，下统，下石盒子组，砂岩：煤岩层走向为N318倾向N48，煤岩层倾角为8，平均6左右。硬度系数f=46.底层没有受到岩浆侵入影响，较为稳定：与上石盒子组，下石盒子组，山西组，太原组，本溪组均呈整合接触关系。二：煤层瓦斯涌出量，瓦斯等级，发火期，煤尘爆炸指数矿井根据2008年矿井瓦斯鉴定结果，我矿瓦斯绝对涌出量为0.38m3/min，相对涌出量为2.12m3/t；二氧化碳相对涌出量为3.98m3/

5、t.为低瓦斯矿井。根据2008年采取相对10号煤层取样进行煤自然倾向性试验结果，10号煤层吸氧量为0.66cm/g，煤尘具有爆炸危险性，煤层自燃等级为级，属于自燃煤层。该区域无地温危害，无冲击地压。根据2008年鉴定结果分析，该区域煤层含有瓦斯，但涌出量较小无突出危险，但巷道掘进是必须加强通风及瓦斯检测，如瓦斯有超限迹象，需及时采取措施，例如增强风量等；防止煤的自燃发生，建议井下加强对采区的封闭管理工作。附图 地层 （煤 岩）综合柱状图第3节 地质构造待掘巷道设计为定向，定坡施工，穿层掘进，本区地质环境条件良好，本井田目前发现新构造变动迹象。第4节 水文地质一 地表水 本井田位于吕梁山南部，临

6、汾盆地的西翼。为黄土丘陵沟壑区，天然植被稀少，地形切割较为强烈。地表水汇集于井田内对竹河，对竹河往东在霍州市西侧注入汾河，汾河向南至禹门口汇入黄河。井田地表水属黄河流域汾河水系。据调查，本井田井口附近对竹河历年最高洪水位标高为625m，主、副斜井、回风立井井口标高分别为632.300m、630.000m、630.000m，井口标高均高于历年来最高洪水位标高。2、含水层根据本矿生产中积累的水文地质资料综合分析研究并结合区域资料，将井田含水层划为4个含水层。现分述如下：(1) 中奥陶统碳酸盐岩岩溶裂隙含水层组该组主要含水层主要为马家沟组灰岩，岩溶裂隙发育，据114队提交的霍县矿区瓦窑圪塔井田精查勘

7、探地质报告资料，本区奥灰水位标高521.99m524.09m，单位涌水量1.7712.5 L/s.m, 属强富水性极强富水性含水层，水质类型为HCO3SO4-CaMg型水。在原涧河煤矿副井西北，距副井口150m（平距）处，有一奧灰水井，水位标高约523.6（井口标高634.60m，水位埋深110m左右，井深约310m）。本井田内东南部19号水文孔奧灰水位标高为522.58m，井田东南边界外21号水文孔奧灰水位标高为521.99m，由此推断本井田奧灰水位标高为522m -525m。（2）太原组层间灰岩裂隙岩溶含水层组该含水层组主要由K2、K3、K4三层石灰岩组成，据钻孔揭露，K2灰岩厚8.74m

8、，K3灰岩厚2.39m，K4灰岩厚约5.43m，灰岩溶蚀裂隙较发育，裂隙面呈铁透色，多由方解石脉充填，特别是K2灰岩厚度大且稳定，是9号煤层的直接充水含水层，据井田北部边界外约700m的4号（X=4054732.86 Y=19558956.52 H=603.27）钻孔抽水资料，单位涌水量0.081 L/s.m, 渗透系数为2.10m/d，静止水位标高523.27m, 水质类型为SO4HCO3-CaMg型水，属弱富水性含水层。但要注意导水构造沟通K2灰岩与奥灰时，使K2灰岩富水性增强。 (3)二叠系砂岩裂隙含水组主要由K7、K8、K9及K10四层砂岩组成，砂岩厚度薄，构造裂隙不甚发育，主要充水含

9、水层为K8中粒砂岩，钻孔单位涌水量为0.02-0.63 L/sm，水位标高533-550m，属弱富水性中等富水性含水层；上二叠统上石盒子组砂岩裂隙水有三层中粗砂岩，裂隙不发育，K10砂岩泉流量0.010.2 L/s，802、BN22、818号孔自流水量0.11.41 L/s，水位标高590m以上, 属弱富水性中等富水性含水层。 (4) 第四系全新统松散岩类孔隙含水层 井田中部对竹河河床及两侧河漫滩均分布有全新统冲积，洪积层，可直接接受大气降水补给和河流侧向补给，含有孔隙潜水，但由于河床狭窄，含水层分布范围有限，且富水性受季节影响较大，一般富水性不强。3、隔水层(1)11号煤层以下及本溪组隔水层

10、主要由铝质泥岩和铝土岩组成，全层平均厚14.77m，构造裂隙不发育，隔水性能较好，构成奥灰含水层的直接隔水顶板。(2)煤系地层粉砂岩、泥岩组成的层间隔水层组各砂岩及石灰岩含水层夹的泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，厚度稳定，构造裂隙不发育，构成各含水层间良好隔水层。巷道施工范围为开拓区改造，地质资料较为完善，加之原有副斜井的资料，故无水害威胁，之哟啊完善排水系统及设备，设施并保持能够正常运转即可。第5节 灾害预测与分析 根据已掌握的地质材料，本区瓦斯含量低，施工时必须保证供风正常；水文地质条件较为简单，因此本区域安全工作的重点为通风 ，防治水，巷道支护管理工作。 掘进施工时必须做好以下几点工作：1.增加

11、工作面瓦斯检查力度和频率计供风风量，确保工作面瓦斯不超限。2.加强通风，防尘，放炮，设备，电缆等管理工作，严禁明火，及时清扫巷道，预防煤尘，瓦斯爆炸事故以及煤层自燃现象。3.严格执行“敲帮问顶”制度，每班次必须进行分析巷道变化规律，采取相应措施。4.加强防治水工作，完善巷道排水系统，提高整体抗水害能力。5.施工时必须采取湿式作岩，冲洗井壁行帮，使用水泡泥，炮破喷雾，装岩洒水，净化风流和个体防护等综合防尘措施。6.严格按照作业规程及相关安全技术措施施工，确保工作安全质量。，7.严格执行队长，质量检测员，安全检查员，瓦斯检查员，班组长现场交接班制度，给下班次交情巷道壁变化情况和其它安全隐患，提醒下

12、班次采取相应措施，做到“三不伤害”。第3章 巷道布置及支护说明第1节 巷道布置主斜井改造工程： 依据山西霍州力拓煤业有限公司兼并重组整合矿井改造工程设计，该巷道施工位置在员主斜井3#测量点后57m处。施工坐标为：x：4052963.29、 y：19557816.41/ 标高为：T+600.97 方位角为294。在工程该巷道沿原主斜井的巷道呈-21刷帮扩员巷道的友邦，在巷道的左侧每隔40m设置一躲避硐，躲避硐宽为1.4m、高为1.9m深为1.5m（表土层段混土浇筑时深为0.875m）。开口附近顶板较稳定，无地质构造。附：主斜井平面布置示意图第二节 支护设计一 、巷道断面 主斜井改造工程为：基岩段

13、采用锚网喷射混泥土支护，设计喷体厚度为：150m；表土层段采用钢筋混泥土浇筑立模支护，钢筋采用双层立模浇筑混泥土支护。断面形状为半圆拱，巷道净宽为：4.6m，净高为：3.9m。S荒=19.23m2， S净=15.57m2 （主斜井净宽为3.0m，高3.0m、半圆拱形）。附 ：巷道支护断面图2、支护方式1.永久支护 巷道永久支护采用锚网喷射混泥土支护，锚杆采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，锚杆艰巨为800mm*800mm。没跟锚杆采用C2360型树脂锚固剂，每孔两卷。锚网为&6mm的钢筋焊制而成的经纬网，网的规格为长*宽=1800*900mm，网要压茬连接。喷浆所用水泥为普通425#硅酸盐水泥，沙为

14、普通的纯净的河沙，石子直径不大于15mm，并用水冲洗干净，混泥土中水泥：黄沙：石子之比为1:1.76:1.15，混泥土抗压强度为C25.2.按悬吊理论计算锚杆参数： 1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2 公式中：L：锚杆长度，m； H：冒落罗拱高度，m； K;安全系数，一般取K=2； L1 ；锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m； L2；锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m其中；H=B/2f=5/（2*4）=0.625公式中：B;巷道开掘宽度，取5m; f；岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=2*0.625+0.5+0.1=1.85m 2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a；

15、a=式中；a；锚杆间排距，m Q；锚杆设计锚固力，80KN/根；H ；冒落拱高度，取0.625m；R；被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3 K;安全系数，一般取K=2；a =1.585m通过以上计算，选用锚杆直径为20mm，长度2200mm的的呢过强度螺纹钢锚杆；锚杆间，排距为800mm。采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆据迎头超过800mm时及时安装锚杆，全断面挂网。为确保安全，采用加打锚索加强支护，锚索布置在巷道正顶级两帮二牛背处，间排距1600mm*1600mm，钢绞线15.24mm长度为6.0m，采用梯形钢带，钢带采用d14mm圆钢焊制而成，其宽度为120mm。复喷距迎头不得

16、超过4.0m，复喷厚度必须达到设计要求的150mm，洒水养护时间不少于7d。， 3、表土层之基岩段采用钢筋混泥土立模浇筑支护设计长度为90.00mm巷壁厚度为500mm；设计混泥土抗压强度为C30.1、支护方式 表土段采用人工挖掘，风镐和大眼爆破相结合的方式掘进，长达2.3m2、5m时，进行立模浇筑支护；采取一掘一砌，每一砌壁段长2m ；均采用组合金属模板，每节段长1、0m，共计2节，砌筑2m。2、砼配合比计算 按表土段的砼配合比试配。在实验室试验强度合格后，固定配合比（附试验站砼配比单）每施工20-30m，留一组试块。3.模板的阻力和拆卸 放模板前，将工作面找平，以保证立模板垂直。一次可组里

17、两节，根据振捣棒的长度来决定所立模板的尺寸，要求找正后用橙子固定，一方跑模，每节模板的上，下，左，右都要用螺丝固定连接，螺母要求拧紧。4.砼的搅拌和运输 严格按配合比配料，特别是水灰比更要严格控制，如需加外加剂，在使用时根据需要量，直接加入搅拌机内，与骨料一起搅拌均匀即可。 井口搅拌机供料时，应组织好人力，物力，及搅拌桶的材料等，井下开始浇灌时，做到集中连续浇灌。5、砼的浇灌 砼浇灌时，做到对称，持续，分层浇灌，每层厚度不得超过4mm，随浇随振捣，确保砼密实，杜绝狗洞，蜂窝，麻面。 接茬施工应样要求，边浇边捣固，保证砼饱满，接茬严密。四 临时支护 1；迎头岩性较为坚硬时支护采用爆破后初喷50m

18、m后的混泥土封闭围岩。2；当迎头岩性较差时，封闭围岩后临时支护配用单体液压支柱6根，支护采用不少于3根单体液压支柱，配合规定的标准鞋帽，鞋220mm圆木两面取平，厚150mm以上，长为400mm ，帽采用220*1000mm优质半圆木或者常规优质道木，用注液枪升进背牢 ，（详见临时支护布置图），根据顶板劈口围岩情况，可缩小临时柱的艰巨或者增加柱的数量，但必须遵循先支后回的原则，打注锚杆必须在临时支护下作业。3.每次炮破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散，视线清楚后，有爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，支护锚杆等情况，确认正常后，经敲帮问顶，清除顶板悬矸危岩后使用单体液压支护作为支护，临时支护安装合格后方可进行其它作业。 附：临时支护平、剖面图