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第四节防治水36

第五节机电36

第六节运输37

第七节其他37

第八章灾害应急措施及避灾路线37

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

巷道名称：

10102运输顺槽（矿井接替面10102采面运输巷）

10102运输顺槽位于矿井主系统南翼，上部为10102回采工作面区域，南部为矿井一、三采区分界线，北为矿井主系统，东部为矿井深部井田。

二、巷道用途、性质、设计长度等。

该巷为10102采面运输巷，作为10102采面进风、行人及运输之用。

该巷沿煤层掘进，由于煤层较薄，掘进过程中需要破煤层底板，掘进半煤岩巷。

10102运输顺槽设计长度为260米，到达矿井一采区南部边界煤柱位置。

附图1：

巷道相邻关系及巷道平面布置图。

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

10102运输顺槽标+1193米.地面为多为荒山坡地，区域内无建筑物及水体。

井下位于煤层风氧化带以下，浅部经10102回风顺槽揭露，没有发现老窑老巷存在，但是该巷位于矿井初期最低标高，注意底部茅口灰岩含水的影响，在掘进过程中必须坚持探放水原则，把探放水工作放在首位。

井上下对照关系表表1

水平名称

+1200米

采区名称

一采区

地面标高（m）

+1257米

井下标高（m）

+1240米

地面的相对位置

地面位于荒山坡地

井下相对位置对掘进巷道的影响

井下位于煤层风氧化带以下，在掘进过程中必须坚持探放水原则。

邻近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响

含近采区、煤层、巷道对该巷基本不存在影响。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析。

10102运输顺槽掘进工作面回风巷在C1煤层内。

C1煤层位于龙潭组底部硫铁矿层之上，下距茅口组灰岩顶界2.74～5.14m，上距C1煤层底板约47m。

煤层厚为1.05～1.57m，平均厚约1.20m，煤层层位和厚度稳定，属稳定型全区可采煤层。

煤层中见一层厚0.03～0.10m炭质泥岩夹矸。

煤层顶板为泥岩，底板为含硫铁矿层泥岩。

三、巷道瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤与瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向及发火期、煤尘爆炸指数、地温等。

1．煤层顶、底板条件

C1煤层煤层顶板为泥岩，底板为含硫铁矿层泥岩，煤层底板不产生底鼓现象，生产中应加强顶底板管理。

2．瓦斯

1）整合前各矿瓦斯等级鉴定情况

根据贵州省煤炭管理局黔煤行管字［2005］14号文《对遵义市乡镇煤矿2004年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复：

下岩湾煤矿：

（C1煤层）全矿井瓦斯绝对涌出量2.97m3/min，相对瓦斯涌出量29.81m3/t。

二氧化碳全矿井绝对量1.58m3/min,相对量15.86m3/t.

三股煤矿：

（C1煤层）矿井沼气绝对涌出量为0.86m3/min，矿井沼气相对涌出量为6.05m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.12m3/min，二氧化碳相对涌出量为0.84m3/t。

根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局和贵州省煤炭管理局联合下发的文黔安监管办字[2007]345号精神：

煤与瓦斯突出区域，未作煤与瓦斯突出性鉴定的矿井一律按煤与瓦斯突出矿井进行管理。

3．煤尘

根据贵州省煤田地质局实验室提供整合矿井（下岩湾煤矿、三股煤矿）和邻近矿井中心煤矿的鉴定报告：

结论为煤尘有爆炸性。

4．自燃

根据贵州省煤田地质局实验室提供鉴定报告：

C1煤层自燃倾向为III类，属自燃煤层。

5．地温

矿区无地温异常现象。

煤层特征情况表表2

指标

参数

备注

煤层厚度（最大~最小/平均）（m）

1.5~0.8//1.2

煤层倾角（最大~最小/平均）（º

）

32º

~36º

/24º

煤层硬度（f）

≤

煤层层理（发育程度）

不发育

煤层节理（发育程度）

自然发火期（d）

II类

煤尘爆炸指数（%）

煤尘有爆炸危险性

地温（℃）

正常

煤层顶底板情况表表3

顶底板名称

岩层名称

硬度（f）

厚度（m）

岩性特征

顶板

老顶

石灰质泥岩

5~6

4~6

完成，易垮落

直接顶

泥岩

1.2

易垮落

伪顶

碳质泥页岩

3~4

0.1

局部存在

底板

直接底

6

5~8

较坚硬

老底

石灰岩

7~9

坚硬

附图2：

煤（岩）层综合柱状图

第三节地质构造

根据本矿煤层底板等高线图，10102运输顺槽穿过区域为一单斜构造。

煤层产状变化不大，由于10102运输顺槽为机轨合一运输巷，在掘进过程中要使用好中线，按煤层走向前进，可以分段调整巷道的方向及坡度。

第四节水文地质

分析巷道区域相邻老巷、老空积水，钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。

xx煤矿地处长江流域乌江水系。

区域地貌属中低山侵蚀—剥蚀岩溶地貌，冲沟和陡坡峻岭，洼地、峰丛、溶斗、溶洞、暗流等地貌较发育。

岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，大气降水容易通过地表大量渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中。

岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶大泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。

碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙水为主，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。

地表水以大气降水为补给来源

矿区水文地质条件及开采后的变化

A）矿区水文地质条件现状

1、煤层赋存及最低侵蚀基准面

C1煤层，分布标高一般为+1350～+1000m；

C5煤层，分布标高一般为+1350～+1000m；

C6煤层，分布标高一般为+1350～+1020m。

矿区最低侵蚀基准面标高为+1230m,矿井最低排泄面标高1238.86m。

矿区规划准采标高为+1400～+1000m。

2、地表水：

矿区属乌江水系中游2～3级支流补给源地，无大河流及水库。

区内以荒山为主，地表水较发育，表现为泉点、溪沟。

矿区中部有一条溪沟（黄家沟），由西向东经原平沟煤矿、三股煤矿、下岩湾煤矿井口附近横切矿区，在矿区东侧1.5km处汇入洞沟河转向北径流。

矿区内流量一般约5～9㎡/h，最大16～20㎡/h，。

矿区西侧属补给区，有3～4个泉点，调查期间（10月）各点流量约1l/s以上；

冬、旱季时水流不断，流量降至0.5l/s左右。

3、地层含、隔水性

根据区内出露地层岩性组合，含隔水性等特征划分含水层和隔水层。

分述如下：

二叠系中统茅口组（P2m）灰岩含水层：

主要出露在矿区外的西部，岩溶裂隙发育，含水丰富，为区内强含水层。

是矿区内地表泉水的主要水源层位，位于煤层底部，对矿井深部开采影响较大。

二叠系上统长兴组（P3c）含燧石灰岩含水层：

主要出露在矿区中部，露头区灰岩遭受风化作用较强烈，岩溶、裂隙发育，含较丰富的岩溶裂隙水，为良好的含水层。

对矿井开采影响较大。

三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）灰岩含水层：

主要出露在矿区东部，含水丰富，是良好的含水层。

距可采煤层远，影响小。

二叠系上统龙潭组（P3l）粘土岩弱含水层：

主要出露在矿区西部，由煤层、细砂岩、粉砂岩、泥岩等岩性组成，岩石普遍抗风化能力弱，露头区有较厚的强～中风化带，易渗入大量大气降水，含浅层风化裂隙潜水，越往深部，岩石裂隙发育程度减弱，岩石含水性相应降低，仅含微弱基岩风化裂隙水和构造裂隙水，该组为一弱含水层，是相对隔水层。

4、地下水的补、径、排条件：

大气降水是地下水的主要补给来源，水量的变化受大气降水控制。

随着采矿井巷的延深，地下水的补给来源将逐渐突出。

大气降水通过地表岩石裂隙、岩溶、漏斗等渗入矿井上覆（及下伏）含水层中，通过煤层顶（底）板裂隙进入矿井巷道。

地下水一般以泉点方式近源排泄或进入地下暗河汇入洞沟河。

矿区内地下水总体流向由西向东径流。

目前矿区的断层带水文地质特征尚不明显。

5、矿井充水因素分析

根据调查，矿井水主要来源大气降水、地下水、采空区、老窑积水。

大气降水、地下水通过地表风化节理、裂隙及井巷采动（采矿）裂隙渗入矿井。

矿井的直接冲水是采空区、老窑积水、地下岩溶水及暗河直接进入开采井巷。

（1）地下水：

大部分煤层位于当地最低侵蚀基准面以下，当矿井开采最低侵蚀基准面以下煤层时，进入矿井的水量较大；

当矿井开采最低侵蚀基准面以下C1煤层时，煤层底板下距茅口组灰岩顶界2.74～5.14m，矿井突水的可能性大。

（2）顶、底板裂隙水、岩溶水：

煤层顶板岩层为细砂岩、粉砂岩、泥岩含水性较弱，因此进入矿井的水量较小。

煤层顶、底板岩层为碳酸盐岩，岩溶水、裂隙水进入矿井的水量较大。

（3）采空区积水：

井下开采随着采空面积的增大，上覆含水岩层的水将沿着导水裂隙进入采空区形成采空区积水，在开采老采区煤层时要防止采空区积水漏入矿井。

本矿应特别重视采空区积水漏入、涌入开采矿井。

（4）老窑积水：

在煤层露头附近分布有部分废弃的老窑，当矿井挖穿老窑后，老窑积水便会进入矿井，因此生产中应注意老窑积水的防治工作。

6、矿井涌水量

xx煤矿尚未完全形成开拓系统及采空区，涌水量与大气降水关系密切，正常涌水量10m³

／d，雨季最大涌水量为30m³

/d。

矿区构造复杂程度属中等，水文地质条件为中等，水文地质类型属二类二型。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

10102运输顺槽沿C1煤层布置，掘进半煤岩巷。

巷道开口位置位于回风石门揭煤处，巷道设计工程量260米，10102运输顺槽采用机轨混合运输，沿煤层走向前进，使用中线。

方位角约165度，在掘进过程中会遇到煤层走向变化，要根据超前掘进的10102回风巷成巷情况，分段调整巷道方向及坡度，满足铺设皮带运输机的要求。

第二节矿压观测

矿井前期受条件限制没有进行矿压观测。

该巷采用矿工钢梯形棚式支护，在施工期间，应派专人对巷道压力进行观测，若发现岩层松动现象，应及时停止作业，撤出人员，汇报矿调度室，采取措施进行处理，禁止冒险作业现象。

第三节支护设计

根据该巷道地层岩石情况及10102采面运输巷的支护设计，该巷采用半圆拱形断面，使用锚网喷的支护方式，

第四节支护工艺

巷道支护：

（见附图）

1、支护类型及其技术参数的确定：

10102回风顺槽采用锚网喷全断面支护巷道，采用16Mn螺纹钢长1.8m，支护规格间排距为0.8m×

0.8m，巷顶部每排5根锚杆，巷帮每排4--6根锚杆，锚杆眼角度多为90°

垂直巷煤岩表面，巷四角锚杆眼角度适当调整，施工巷道最大空顶距离为2.0m。

2、支护材料的选择：

锚杆类型：

选用型号材质为16Mn螺纹钢直径为18mm，长度为1.8m。

锚固剂类型:

选用型号类型为ck2350型树脂锚杆固定剂。

金属拖板选择：

选用型号材质为Q235型；

120mm*120mm*10mm。

金属铁网：

网孔为100mm*100mm，网径为6.5mm。

临时支护：

安全点柱：

自制备用安全点柱4根。

3、支护技术要求：

（1）10102回风顺槽采用锚网喷全断面支护巷道，支护规格间排距为0.8m×

0.8m，巷顶部每排5根锚杆，巷帮每排3—5根锚杆。

（2）锚杆的施工及安装：

施工锚杆顺序为先巷顶部中间后两侧再巷帮，打一个眼及时锚固一个，注眼前必须将眼孔内煤岩粉清除干净，并不得有积水。

安装锚杆时，用锚杆将二节ck2350型树脂锚固剂送至眼底，再采用MQT—120J型气动锚杆钻机通过搅拌带动锚杆尾部边搅拌边推进。

前进式搅拌时间为25s，锚杆送到眼底后要继续搅拌5s，共计搅拌时间为30s。

待药卷凝固（为12分钟）后,方可紧固螺母，要求紧固后锚杆锚固力不得小于50ＫＮ。

锚杆外露长度为10-50mm，螺母扭矩安装时必须符合：

100N.m≤扭矩≤150N.m，二次紧固后必须符合：

150N.m≤扭矩≤200N.m。

当班进入作业区后，要对迎头2m范围内的顶帮锚杆进行二次紧固，每天要有专人进行检查，发现螺母扭矩达不到要求的要及时进行二次紧固、质量不合格的锚杆要及时进行补打。

锚喷前，要对顶帮锚杆进行再次紧固，发现螺母扭矩达不到要求的要及时进行再次紧固、质量不合格的锚杆要及时进行补打，否则不得进行喷浆。

（3）锚杆上下左右成方阵形排列布置，锚杆眼垂直巷道表面，四角锚杆角度适当进行调整，角度误差均不得超过±

5°

，严禁锚杆沿煤岩层层面布置。

（4）托板应紧贴网或煤岩面，锚杆托板处及周围50mm范围内的煤岩体表面上的浮煤（矸）必须找掉、找实、找平，确保托板受力均匀。

（5）网搭接、压茬宽度应保持在100-120mm范围内，必须用锚杆托板或钢带压住双层网的压茬部位，将网拉紧压实，紧贴煤岩面，网搭接、压茬处每4孔必须用扎丝绑扎拧紧。

（6）开工前要准备好支护材料，并检查煤岩壁等情况，在爆破完毕后立即处理顶帮浮矸，严格执行敲帮问顶制度，刁顶时使用2.5m的长把工具进行操作，人员要站在有支护的安全地点，并要有专人观察顶板。

（7）临时支护措施，临时支护采用吊环式前控梁或戴帽点柱的支护方式。

吊环必须安设牢固可靠，前探梁必须及时前移；

戴帽点柱的柱距和排距均为0.8m，临时支护必须背紧打牢，并随着矸石的清理及时将支柱打在硬底上，所有人员不得进入没有支护的空顶区域，最大空顶距为0.5m。

（8）打锚杆作业时必须从有支护的地段依次向迎头进行锚杆支护，对破碎地带要加补锚杆，

4、支护作业机具型号：

（1）锚杆钻机选用：

MQT—120J型气动锚杆钻机。

（2）选用B16六棱钻杆，长度1.0m、1.2m各一根，直径为28mm。

（3）选用直径28mm双翼式钻头。

（4）砼喷射机：

选用PZ-5B型气动砼喷射机。

5、支护工艺：

采用一次成巷的方式：

光爆→敲帮问顶→临时支护→出矸→打护顶锚杆→初喷→打锚杆眼（挂网）→安装锚杆→锚杆螺母紧固→复喷→养护。

6、支护质量检测要求：

⑴、锚杆支护要求紧固后杆体出露长度不小于10mm并不大于50mm，要求紧固后锚杆锚固力不得小于50KN，螺母扭矩安装时必须符合：

150N.m≤扭矩≤200N.m，工区每天要有专人进行检查，发现螺母扭矩达不到要求的要及时进行二次紧固、质量不合格的锚杆要及时进行补打。

⑵、初喷厚度为30-00mm，在喷层凝固后进行锚杆工艺施工。

⑶、复喷厚度为70-80mm,,复喷必须覆盖网，托板，复喷距迎头不得超过30m。

喷层总厚度不少于100㎜。

⑷、加强对喷层洒水养护，每班不小于1次。

⑸、永久支护锚杆必须紧跟迎头，且逐排向迎头施工。

⑹、局部掉顶，片帮时，优先锚杆支护，不得瞒顶瞒帮。

7、喷射质量：

喷射前必须清洗巷帮、清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙”、“赤脚”。

8、喷射混凝土的工艺要求：

⑴、检查锚杆安装和网铺设是否符合设计要求，发现问题应及时处理。

⑵、喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道顶帮拉绳安设喷厚标志。

⑶、喷射顺序为先帮后顶，从巷道基脚开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。

⑷、人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙子、石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。

⑸、喷射时，喷浆机的供风压力为0.4MP。

喷射时应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度40-50mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2h，否则应用高压水重新冲洗受喷面。

9、喷射工作：

喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧胶带，以便收集回弹料，回弹率不得超过15%，若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；

喷射结束后，喷层必须连续洒水养护28d以上，7d内每班洒水1次，7d后每天洒水1次。

当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

开机时，必须先给水，后开风，在开机，最后上料；

停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。

喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员。

喷射时突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。

10、施工过程中，若遇特殊地段、地质变化及改变支护另编制专门施工措施。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道开口施工方法

10102运输顺槽开口位于先期形成的回风石门内，巷道开口时，必须注意。

二、特殊条件下的施工方法

巷道在掘进过程中，有可能遇地质变化或顶板破碎带，需要加强支护，保证安全施工。

巷道过顶板破碎带的施工方法：

当掘进工作面遇到顶板破碎带时，必须加强支护，减少每循环的掘进进度，不放大炮或者不放炮，采用手镐掘进，以减少震动。

在施工时还要搞好敲帮问顶，及时挂网喷浆支护，禁止空顶作业。

若遇特别破碎的地段，必须使用超前钻孔打入金属骨架或直接用金属材料打入松软或松散的帮顶，作为超前支护措施。

在金属骨架的掩护下小循环掘进施工。

当掘进工作面遇断层时的施工方法：

工作面遇断层时，要根据断层的具体情况安排施工，断层带围岩一般比较破碎，按照过顶板破碎带的方法及措施按排施工，并在断层破碎带及两侧加强支护。

第二节凿岩方法

一、掘进施工方式

10102运输巷采用风动岩石钻机打眼，爆破破煤（岩），人工装煤（岩），轨道矿车运输，人力推车或调度绞车拖车，人工架棚支护。

二、施工工序

10102运输顺槽的主要施工工序有：

安全检查、打眼爆破、临时支护、装煤（岩）运输、运料支护、辅助工序等。

安全检查

交接班时，必须认真听取交班人员的安全交接情况，检查作业地点的安全状况，及时发现并排除隐患后方可进行其他工作。

打眼爆破

打眼爆破前必须先检查巷道的中、腰线，确定巷道掘进方向及坡度，确定眼位及角度后，方可进行打眼工作。

打炮眼使用风动ZY-4.0岩石钻机，湿式打眼。

打完眼后必须吹干眼内的煤（岩）粉及水，操作时防止吹出的煤（岩）粉及污水飞入眼睛，造成伤害。

装药前要检查瓦斯，装配的引药不得有剩余，装药时必须使用木质炮棍，不得用力猛捣药卷，要轻轻的送入。

必须使用好水炮泥及土封口泥。

放炮前要检查瓦斯，撤出人员，保护好设备，严格执行一炮三检放炮制。

装煤（岩）运输

工作面爆破崩落的煤（岩）采用人工装车，矿车使用0.75t自翻式矿车，人力推车或调度绞车拖车运输，人力推车时，一人只准推一辆矿车。

轨道使用15kg轻轨，木轨枕。

轨道铺设平直，接口严密，转弯过渡平滑。

运料支护：

10102运输顺槽采用人工推车，材料车运送材料。

辅助工序等：

铺助工序有接风筒、铺轨、铺设风水管路、监测监控设施及其他安全设施等。

第三节爆破作业

一、钻眼爆破

1、钻眼机具：

采用ZY-4.0风钻打眼，楔形掏槽。

2、爆破材料：

炸药采用三级煤矿许用乳化炸药，MBF-100型发炮器起爆，煤矿许用豪秒延时电雷管引爆。

3、爆破方法：

采用正向装填，全断面一次爆破方法。

炮眼布置、装药结构，详见附图。

爆破说明书

爆破条件表表5

名称

单位

数量

巷道掘进断面积

ｍ2

9.8

每循环实体煤（岩）体积

ｍ3

巷道净面积

8.0

每循环松散煤（岩）体积

12.4

炸药种类

煤矿三号乳化炸药

每循环雷管消耗

个

26

雷管种类

煤矿许用电雷管

每循环炸药消耗

kg

5.68

循环进尺

ｍ

1.0

岩石硬度系数（f）

4～5

炮眼利用率

％

90

绝对瓦斯涌出量

ｍ3/min

0.5

炮眼装填结构示意图。

第四节装载与运输

工作面爆破崩落的煤（岩）采用人工装车，人力推车运输。

矿车使用0.75t自翻式矿车，人力推车或调度绞车拖运，一次只准推一辆矿车。

运输路线：

10102运输顺槽掘进工作面→10102运输石门→井底车场→副井→地面

附图5：

运输系统示意图。

第五节管线及轨道敷设

轨道铺设

10102运输顺槽使用15公斤轻轨，木轨枕，轨道中心线和巷道中心线间距420mm。

向水沟侧偏移。

管线吊挂

巷道中风筒吊挂要平直，靠帮靠顶，每环必须挂。

风筒位于巷道上帮顶部。

巷道中风水管采取并行的方式吊挂，风管在上方，水管在下方。

吊挂高度在1米左右。

巷首中电缆的吊挂要采用电缆钩，两个电缆钩间距不得大于3米，可以吊挂在巷道的下帮，吊挂高度在1.2米以上。

电缆要有一定的驰度，上方为监控及通讯线路，下方为动力线路，间距符合要。

附图6：

管线布置示意图。

第六节设备及工具配备

设备及工具配备表表7

序号

设备、工具名称

规格型号

备注

1

绞车

2

水泵

-

3

喷浆机

4

装岩机

5

扒装机

风钻

ZY-4.0

台

7

风镐

把

8

电钻

9

控制开关

10

馈电开关

11

综保

12

掘进机

13

带式输送机

14

局部通风机

FBD-6-2×

15

锚杆钻机

16

激光指向仪

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式及供风距离

采用局部通风机配阻燃、抗静电Φ500胶质风筒压入式通风。

实行双风机双电源，自动切换。

一台工作，一台备用。

实现“三专两闭锁”。

二、风量计算

1、按瓦斯涌出量计算

QCH4=100qCH4K

=100×

0.85×

1.6

=136（m3/min）