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1、 底板 泥岩、粉砂岩 煤的物理、化学性质1、物理性：11B号煤层成黑褐色,条纹为褐色,成暗淡的沥青光泽,具透镜状、条带状、和线理状结构,层状结构,煤岩成分半亮煤为主.2、化学性:依据中国煤业分类国家标准GB571586该区11B号煤挥发份（Vdaf）大于37.0%无粘结性,为褐煤（HM）.11B号煤层为特低硫、中灰分、高热值煤. 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别厚度岩性顶板基本顶粉砂岩、砂质泥岩及粘土岩80m深灰色、块状、细腻、断口参差直接顶伪顶底板直接底泥岩32m深灰色、块状、光泽暗淡、遇水膨胀、稳定性较差基本底3、用途:可作为火力发电厂用煤,既可用于其它动力及民用煤.二、煤层瓦斯涌出量、

2、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数【表1】指标参数备注煤层厚度（最大最小/平均）/m2.8煤层倾角（最大最小/平均）/（）15煤层硬度f4煤层层理（发育程度）稳定煤层节理（发育程度）自然发火期68个月绝对瓦斯消出量/（m3/min）5.07相对瓦斯消出量/（m3/t）4.06煤尘爆炸指数/%65地温/3第三节 水文地质一、概况本区地处浑迪音河流域,地势低平,标高800m920m;北部为剥侵低山地形,山顶标高981m左右,由晚侏罗世火山碎屑岩组成;浑迪音河谷宽缓,发育有二级阶地,成条状顺河分布.尤其河流北岸二级阶地的地貌非常明显,标高810m840m.一级阶地由冰水冲击物组成,标高为790m810m

3、;现代河谷分布于河床两侧,为冲积细砂、中砂和砂砾石组成, 标高为785m805m。混迪音河汇水面积200km2,河曲蜿蜒,河宽数米,由西北流向南东,注入霍林河.河水流量一般为0.2m3/s,属季节性间歇水流.浑迪音河流经本矿中部,向南7km汇入霍林河.二、含水层1、火山碎屑岩风化裂隙含水带分布于F27断层以北,有火山碎屑岩组成,风化及构造裂隙发育,主要为风化裂隙含水或构造裂隙充水,含水量受裂隙发育控制,具明显的不均一性。2、煤系风化带水 煤系风化带含水层为采区主要含水层,含水介质主要由含煤段中的砂岩,砾岩及煤组成,其中尤以煤层含水丰富.含水带厚度5.68m77.35m,基本属孔隙裂隙潜水（局部

4、发育承压水,由于不易细分,故统称风化裂隙带水）。3、第四系砂砾层潜水赋存于河谷地带,含水层由冰水砂砾及冲击砂砾石层组成,水位埋深一般1.5m,含水层厚度2m5m。三、隔水层本区隔水层为含煤段之上的泥岩段,岩性由泥岩、粉砂质泥岩等组成,质纯、致密而细腻,分布于本矿的全范围。四、地表水与地下水的水力联系地下水的补给来源主要是大气降水,河水与地下水有密切的水力联系.从河流观测资料,河水高于地下水,长期补给地下水,只在封水期有时地下水位高于河水位,形成地下水补给河流。第四系砂砾层潜水,赋存与河谷两侧,与煤系风化带水无隔水层相隔,故各含水层间具有一定的水力联系。五、矿井充水因素分析矿井将开采的11号煤层

5、组,其含水层为煤系风化带、火山碎屑岩风化裂隙含水带以及第四系砂砾层潜水。第四系砂砾层潜水含水层由冰水砂砾及冲击砂砾石层组成,水位埋深一般2m3m,含水层厚度2m5m,因周边矿井疏干降水使得本区无水.煤系风化带及火山碎屑岩风化裂隙含水带地下水沿孔隙、裂隙直接涌入矿坑.由于邻区各煤矿的疏干降水,矿井涌水量将不断减少,此时矿坑涌水量主要取决于各直接充水、含水层的区域补给强度.根据实地调查,在兴通煤矿周边有两个露天煤矿和一个井工煤矿.与矿井相距100m左右为宝发露天煤矿,该矿现有两个疏干井,均使用80D304轴流水泵,平均排水量为38m3/h左右,每天抽水时间为8小时,则全天排水总量为Q=38m3/h

6、台2台8小时=608m3/d,则每小时排水量为25.33m3/h在矿井西侧是兴霍二采煤矿,为开采多年的矿井,先整合技改为30kt/a.多年矿井涌水量测定数据为:最小10m3/h、最大30 m3/h.矿井西南部丰阳露天矿,从剥离到开采矿坑内均无涌水,除用水还需外运.在兴通煤业采区范围内无老空区、无突水水源、无河流补给等因素,加之周边矿井排水使水量逐步减小等情况,通过调查周边矿井最小涌水量为15m3/h、最大涌水量为35 m3/h.六、矿区水文地质勘查类型本区属孔隙裂隙水充水矿床,直接充水含水层单位用水量,含水层（带）较稳定,水头压力不高.与地表水体联系密却.浑迪音河长期补给地下水,仅在封水期矿床

7、水补给河流.存在丰富水性强的构造破碎带,水文地质条件复杂,综合对比将其水文地质类型划为一二类三型。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置巷道开帮位置位于11B运输下山105米处，沿煤层走向掘进，掘进方位122，全煤掘进900m后完工；巷道开帮位置位于11B运输下山255米处，沿煤层走向掘进，掘进方位122 3、11B07开切眼： 11B运输顺槽完工后在巷道工作面按掘进方位212，沿煤层底板掘进，掘进150m后与11B07回风顺槽贯通，形成11B07采面切眼； 第二节 矿压观测观测对象、观测内容、观测方法、数据处理1、观测对象:锚杆支护巷道.2、观测内容:巷道底板移近量,观测移近速度,锚杆支

8、护巷道顶板离层,锚杆扭矩力检测.3、观测方法:巷道每5080米设一组测点,每10天观测一次,以观测巷道顶底移近量、移近速度,锚杆扭矩力检测.巷道每200米安装一组顶板离层指示仪,以观测锚杆支护巷道顶板离层量,每10天观测一次.4、数据处理:对观测数据有技术员进行整理分析,并存入该巷道施工内业中,当巷道锚杆支护巷顶底移近量大于300mm或巷道顶板离层量达到200mm时,如果是由于预紧力不够,对预紧力重新紧固.如果锚杆失效,进行补打锚杆.第二节 支护设计一、巷道断面11B07回风顺槽为矩形断面：巷道宽度3.40m，巷道高度2.60m.，净断面s净=8.64m2。11B07运输顺槽为矩形断面,其中:

9、巷道宽度3.60m，巷道高度2.80m,净断面s净=10.08m2。11B07开切眼为矩形断面：巷道宽度4.0m，巷道高度2.8m，净断面S净=11.2 m2。二、支护方式根据以掘送的巷道观察看,综掘后的巷道顶板压力不大,两帮的测压几乎没有,综掘工作面顶板及两帮采用锚杆、金属网支护。三、支护设计锚杆支护参数的确定:锚杆支护的作用原理有五个.悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用、围岩补墙作用和减小跨度作用.锚杆支护的上述五个作用原理,并非孤立存在的,而是共同作用,同时并存.对于我矿11B煤层而言,煤层层理比较发育,巷道掘进施工采用锚杆支护,其主要是加固拱作用,其次是其它作用.因此 ,依据加固拱作用原

10、理来确定锚杆支护参数。锚杆支护跨度小于10m的巷道或硐室,可按下面经验公式来确定支护参数：（1）、锚杆长度： = N（1.1W/10）式中：L 锚杆长度（米） N 围岩稳定影响系数,取1.1 W 巷道或硐室跨度（米）取4.0米L= 1.1（1.14.0/10）= 1.5m锚杆长度L取1.8米（2）锚杆支护间距：D0.5L=0.51.6=0.8mD 锚杆支护间距（m）（3）锚杆直径：d = L/110 = 1.595/110= 0.0145m= 14.5mmd 锚杆直径（mm）（4）锚杆锚固力:Q = KHD2r= 21.80.7521.32=2.67吨式中:K 安全系数取2 H 锚固深度 D

11、锚固间距 r 煤层平均容重1.32T/m3因此,锚杆支护巷道施工,锚杆长度应取1.6m以上,锚杆杆体直径为14.5mm以上,锚杆支护间距在0.8m以下,锚杆锚固力在2.67吨以上,方能有效支护围岩。依据上述计算,锚杆支护巷道其锚杆支护参数可确定为:巷道顶板及两帮采用16mm1.8m树脂锚杆。锚杆支护间距、排距,顶板、两帮均为0.8m,树脂锚杆锚固力要求达到5吨以上，锚固剂型号SK28/35。一、支护说明（一）、施工及标准技术要求1、认真做好施工前的准备工作,给好中心、方位。2、综掘队按施工图纸规定规格的尺寸进行综掘。3、煤、岩面上下不应留有明显的伞檐、底根。4、超挖尺寸不大于150mm,欠挖不

12、得超过质量标准规定。（二）锚杆1、按“断面图”规定的位置、角度、深度打锚杆眼,应从顶部中部向两侧打。2、打完锚杆时,必须把垫板处找平,用木垫板垫好,然后上铁托盘。3、打完锚杆眼后及时安装锚杆。4、安装锚杆时,将树脂药卷用煤电钻连续搅拌,搅拌时间要符合树脂药卷说明书的规定,失效、变质的药卷严禁使用。5、1.8米的锚杆锚固深度为1.70米。6、安装锚杆时应先量测孔深,符合要求后再将树脂锚固剂放入孔内,并用杆体将锚固剂缓慢推入孔底。7、安装锚杆5分钟后,进行打压,锚固力为5吨,锚杆支护螺丝扭矩为167NM。8、锚杆全长锚固,每个锚孔填装4个树脂锚固剂。9、木垫板规格为30016050mm,铁托盘规格

13、为1251258mm。10、树脂药卷的规格为长度350mm,直径为28mm,凝固时间为2分钟,搅拌时间为2530秒。11、树脂锚杆端头反麻花劲顶端为倒角,以保证树脂药卷搅拌充分。第四章 施工工艺第一节 施工方法施工方法： 采用一次成巷的施工方案, 掘进与永久支护平行作业,落煤方式：初期采用爆破落煤（岩），后期采用综掘机落煤（岩）。1、掘进机型号：EBZ1322、机掘工艺（1个循环）：交接班敲帮问顶开机前准备（试运转）掘进机割煤、装煤、运煤支护清理现场下个循环。机掘时每循环为0.6米，每班3个循环（1.8米）。检修工艺流程：检修前准备检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修刮板机其它工作试运转正常

14、掘进。3、掘进机截割工艺：掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道下部，由巷道一侧开口进刀，然后由下向上进行截割，进刀深度为0.6米为宜。为保证巷道断面，掘进机进刀时应与巷道两帮保持20-30cm的距离，待割煤完毕后对巷道两侧进行修整，使巷道断面规整，平直。施工过程中严禁任意挑顶，破底。4、掘进机截割示意图：第五章 生 产 系 统一、通风系统1、通风方式及供风距离一、通风方式：采用FBD5.6/112型对旋局扇压入式通风。通风距离最长时1000米。二、掘进工作面风量计算独立通风的掘进工作面实际需要的风量要按瓦斯或二氧化碳涌出量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,并选取其中最

15、大值.1、按瓦斯涌出量计算:Q = 100qk=1000.151.5=22.5m3/minQ-掘进工作面实际需要的风量, m3/min 100-单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值;q-掘进工作面的瓦斯绝对涌出量, m3/minK-掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数.2、按工作面人员数量计算Q=4nc=412=48 m3/min 4-每人每分钟不低于4 m3的配风量n掘进工作面同时工作的最多人数, 人。3、按局部通风机的实际吸风量: Q局=180-360 m3/min Q局-掘进工作面局部通风机的实际吸风量180-360 m3/min 计算得知,掘进工作面实际需风量64

16、 m3/min,取110 m3/min三、掘进工作面风量验算1、按最低风速验算:煤、岩巷掘进工作面最低风量为Q掘qs=0.15m/s6011.2m2=100.8 m3/min q-按煤、岩巷掘进工作面最低风速的换算系数 s-掘进断面积.2、按最高风速验算岩巷掘进工作面最高风量为Q掘qs=4m6011.2m2=672 m3/min式中;q-按岩巷掘进工作面最高风速的换算系数s-掘进断面.3、按掘进工作面温度和综掘机散热量验算:温度为22、EBZ75-180KW所需风量为60 4、按有害气体浓度验算:回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超过1%,即Q=p瓦/ Q掘1%式中Q-掘进工作面需要风量, p瓦-瓦

17、斯绝对涌出量, m3/min则 Q掘p瓦/1%=0.15/0.01=15 m3/min掘进工作面需要风量110 m3/min满足以上4个条件,所以选用FBD5.6/112型对旋局扇。5、风筒选型阻燃胶质风筒,带通风距离超过1000m时,可选用600mm阻燃胶质风筒.异径风筒连接必须使用过渡节,过渡节长度不小于2m,先大后小,不准混接.4、通风路线：11B07运输顺槽进风流：主井11B 运输下山局扇工作面回风流：工作面11B运输下山联络巷11B回风下山回风盲斜风井11B07回风顺槽进风流：5、局部通风机的选型及安装地点局扇FBD5.6/112型对旋压入式通机，安设在11B运输下山内，距回风口大于

18、10m处。附图：通风系统示意图。二、压风系统1、风源来自地面压风机房；2、压风机型号为：BFD-90型压风机、BFD-55C型压风机3、管径选择：主管路选用DN69无缝钢管、工作面选用DN10无缝钢管。4、管路敷设路线：压风机房主井11B运输下山工作面。5、敷设标准及注意事项 （1）、管路安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板0.5m以上，管路下面不得有水沟无盖板或盖板不齐全的现象。（2）、管路敷设要牢固平直，压风管路每隔3m吊挂固定一次，岩巷段采用金属托管配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂。压风自救系统的支管不少于一处固定，压风

19、自救系统阀门扳手要在同一方向且平行于巷道。（3）、管路距离掘进工作面迎头不能超过40米。管道供气压力为0.30.7MPa。压风系统示意图。三、消防系统及防尘系统1、井下消防降尘水源来自地面静压水池，地面深井作为辅助水源，静压水池水源取自井下排水。管路采用DN100无缝钢管。2、降尘管路敷设距工作面迎头不小于30米，并安设洒水胶管，打眼放炮前后对工作面进行洒水降尘。3、巷道内安设全断面净化水幕，水幕距工作面不能小于50米。4、施工人员必须佩带防尘口罩。炮眼内必须充填炮泥。5、掘进机必须使用内、外喷雾装置。6、巷道每隔50米安设消防洒水胶管，电气设备安放地点及机电硐室内必须配备不少于8kg的灭火器

20、2台，并设有防火沙箱。7、管路敷设路线：地面净化水池辅助井集中皮带运输上山工作面消防、降尘管路系统示意图。四、监控系统工作面施工过程中必须严格遵守AQ1029-2007中的有关规定： 1、在距工作面5米处安装甲烷传感器并实现瓦斯风电闭锁；其报警浓度为：1.0%CH4，断电浓度为：1.5%CH4，复电浓度为：1.0%CH4，断电范围：工作面巷道内全部非本质安全性电气设备。2、在距工作面巷道回风口10-15米处安装甲烷传感器并实现瓦斯风电闭锁；工作面巷道内全部非本质安全型电气设备。3、在工作面5m范围内无风筒侧和回风流侧距顶板不大于200mm,局巷道帮不大于300mm出垂直悬挂,不得悬挂在风筒出风

21、口和风筒漏风处。4、安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少1次。甲烷传感器、甲烷检测设备,每10天必须使用标准气样和空气样调校1次,每7天对甲烷超限断电功能进行测试。5、管理人员、班队长或放炮员、技术员、电钳工、瓦检员等下井时都必须携带甲烷检测报警仪,对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。班组长要把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,随时对工作面地点进行瓦斯检测。电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警信号时必须停止作业、进行处理。后附：监控系统图五、排水系统巷道施工期间均为上山掘进，工作面预计涌水量不大，巷道内的积水主要由排水沟流至临时水仓，在由辅助水泵导入

22、主井水仓后至地面。六、运输系统工作面使用综掘机掘进,皮带机运输，皮带机型号为DSJ-1000。外面是2号皮带下山运输,进入主井皮带运输到地面。煤运输路线（初期）：工作面11B运输下山主井地面；材料运输路线：地面副井11B材料下山工作面。运输系统示意图。七、通讯系统工作面安有电话,能够直接与调度室和其它井上下、作业地点、硐室连接。电话距离工作面不能小于40米。班长及机组电工每人配备无线通讯小灵通一部。通讯线路：调度室主井11B运输下山工作面。 第六章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织形式采用三班循环，八小时工作制。由班长协调工作。劳动力每班配备10。一、劳动组织图表（1）、劳动定员工 种出勤人

23、员/人合计早班中班夜班班长1综掘机司机26支护工9皮带工清货工1236（2）循环图表二、主要经济指标序号名 称单位数 量巷道名称11B07回风顺槽11B07运输11B07开切眼巷道断面8.6410.0811.2岩石硬度系数F中每班循环个数个5每个循环进度m0.6班进米1.87循环出煤量m36.847.988.878每班出煤量20.5223.9526.61第七章 设备及工具配备设备及工具配备表设备、工具名称规格型号数量风镐G10台电钻ZM-150控制开关QBZ-120馈电开关KBZ-400综保BXZ-4.0掘进机EBZ75-100KW带式输送机DSJ-1000条电话KTT103.3部激光指向仪Y

24、HJ-80010局部通风机FBN05.6/11第八章 安全技术措施一、拉门措施1、进入工作面前,由队长组织全队工人及为掘进队服务的电钳工、机修工、皮带工、瓦斯检查员等学习本规程,学习后经过考试合格才能上岗。2、拉门前,有技术人员给出拉门地点的位置及巷道中心、腰线,施工队按照中心腰线施工。3、拉门时,必须对拉门地点附近10米范围内的巷道进行加强支护,施工过程中要密切观察围岩变化情况,发现问题及时处理。4、拉门时,必须浅打眼、少装药、放震动炮,防止破坏巷道围岩和支护。放炮前,必须把放炮地点附近的电缆、管路及怕崩的电气设备等掩护好,否则不准作业。二、顶板（一）、工作面顶板管理1、施工作业人员进入工作

25、面施工前必须“敲帮问顶”,处理好浮石、危岩,确定无误后再作业。2、每班必须设专人观察顶板及危岩的变化情况,发现顶板掉渣、裂缝,危岩有异常变化时立即通知作业人员停止工作,撤到安全地点,待安全后再作业。3、工作面采用锚杆金属网支护,工作面最大空顶距1.2米顶板破碎时,根据实际情况缩小空顶距为0.8米。同时要缩小锚杆间距和排距,加强支护。4、掘进工作面必须使用前探梁临时支护,其形式根据巷道支护形式而定。5、处理浮石或罩头煤时,作业人员必须手持长杆,站在支护完好地点进行,严禁用手扳、抠浮石或罩头煤。（二）、顶板离层监测仪的安装、使用及管理的安全措施1、顶板离层仪的安装要选择顶板完整、支架完好的地段进行安装。