施工技术方法论证时间地点矿会议室主持参加人员论证意见：1、采用ZLJ-2.5机载前探梁临时支护，永久支护形式应采用锚网索支护。

2、运输采用DSJ80/40/2×55伸缩皮带，EBZ160掘进机装岩，能够满足施工需要。

3、通风采用对旋风机。

第一章概况第一节概述井巷的名称、长度、用途、坡度、类别、服务年限、开竣工时间一、工程名称20101回风顺槽二、巷道用途服务于20101回采工作面。

回采时作为回风、运料巷兼安全通道。

三、巷道长度、坡度、服务年限巷道设计长度1002.4m（平距）；坡度-10°38′20″(沿煤层底板掘进，煤层厚度不够3.0m时，必须沿底挑顶掘进）；服务年限：1年。

四、预计开竣工时间20101回风顺槽工程于2012年8月5日开工，预计2012年10月底完工。

五、建设单位：大同煤矿集团同生浩然煤业有限公司设计单位：忻州市煤炭设计研究院监理单位：山西省煤炭建设监理咨询公司施工单位：河南煤炭建设集团同生浩然煤业项目部第二节编制依据一、工作面设计及批准时间巷道布置根据《浩然煤业公司兼并重组整合项目初步设计》，批准时间为2011年4月。

二、地质说明书及批准时间忻州市煤炭地质勘探队编制的《浩然煤业公司兼并重组整合矿井地质报告》，批准时间为2011年3月。

三、矿压观察资料根据本矿井前期掘进期间矿压显现规律，在地质构造附近的围岩造成巷道围岩压力较大，需要加强巷道顶板和两帮的支护管理。

在掘进过程中通过WBY-10型围岩变形指示仪监测矿压显现规律。

四、《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿安全质量标准化标准》第二章地面相对位置及水文地质情况第一节工作面相对位置及临近采区开采情况地面位于原平市长梁沟镇二沟村西，为荒山和冲沟，无铁路、水体和桥梁等建筑物。

工作面位置及井上下关系表表一煤层名称2层水平名称采区名称一采区工作面名称20101回风顺槽地面标高（m)1575.8 工作面标高（m）开口1363.541548.3～1603.2地面相对位置地面位于原平市长梁沟镇二沟村西，为荒山和冲沟，无铁路、水体、耕地和桥梁等建筑物。

井下位置及与相邻关系井下位于2层集中运输下山东南，西北部为运输顺槽，中间相隔煤柱140m，沿-10°38′20″坡度掘进。

走向NE 倾向NW 长度(m) 1002.4第二节煤（岩）层赋存特征一、煤层特征本工作面煤层为2号层煤，煤层西北高东南低，整体呈向斜构造，2号煤层情况：煤厚1.73～7.82m，平均5.51m。

煤层赋存较稳定，煤层倾角平均为9.5°。

该煤层结构简单，煤层伪顶为泥岩、直接顶为砂质泥岩或泥岩互层，老顶为粗砂岩，底板为细砂岩。

煤尘：具爆炸性。

瓦斯：瓦斯绝对涌出量为0.65m3/min，属低瓦斯矿井。

煤的自燃：全区煤层有自燃现象，自燃等级为1级。

煤的硬度f=2-6。

煤层特征表表二项目单位指标备注煤层厚度（最小～最大/平均）m 1.73～7.82 /5.51煤层倾角（最小～最大/平均）° 7°～12°/9.5°煤层硬度 f 2～6自然发火期 d 180瓦斯绝对涌出量m3/min 0.65煤尘爆炸性有煤层顶底板岩性特征表表三顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶粗砂岩2.42—3.953.16灰白色，矿物成分以石英为主，次为长石、云母及暗色矿物。

有时与煤层直接接触。

直接顶砂质泥岩、泥岩互层1.67—3.382.49灰色，水平层理，性脆易垮落。

内含少量黄铁矿结核及植物化石。

伪顶泥岩0.05—0.300.10灰黑色，在采煤时随煤层同时垮落。

直接底细砂岩 3.81 深灰色，矿物成分以石英为主，次为长石，具水平层理。

附图一：煤岩层综合柱状图第三节地质构造20101回风顺槽工作面位于浩然井田背斜西南翼，煤田走向NE，倾向NW，地层倾角一般在7°～12°，局部达到25°，本井田内目前发现有2条断层，分述如下：F1断层：位于整合后新井田西北部，为一走向NW，倾向SW的正断层，倾角75°，落差40—50m，在井田内的延伸长度为880m。

F2断层：位于整合后新井田西南部原浩然煤矿矿界边缘，为一走向NE，倾向NW的正断层，倾角70°，落差20—40m，长约920m，在井田内的延伸长度为1150m。

井田内无陷落柱出露及岩浆侵入。

第四节水文地质情况巷道穿过地段地表为荒山和沟谷，无河流，沟谷平时基本干枯无水，雨季形成洪流。

工作面为实体煤层，煤岩层微含水，顶板有淋水，上覆无采空区，巷道南部历史采空区有积水，积水量1990m³，本井田奥灰水位标高为1230-1225m，工作面最低标高为1183m，在奥灰水水位标高之下。

巷道掘进必须坚持“有掘必探、先探后掘”的探放水原则，注意观察顶板淋水及底板涌水情况，发现异常及时向有关部门报告，以便采取措施。

掘进过程中预计正常涌水量4.7m3/min，最大涌水量9.4m3/min。

第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置及掘进2#层20101回风顺槽布置在2#煤层中，设计长度1002.4m（平距），开口位于2#层集中运输下山（18）号导线点前20.3m（平距）处，以方位角235°，-10°38′20″坡度（沿煤层底板）掘进施工至设计长度（开口炮掘已施工49m，机掘施工剩余953.4m）。

其间每隔300m打设绞车硐室，绞车硐室位置和车场布置位置根据煤、岩层倾缓状况进行挑顶或卧底；躲避硐室每隔40m一个，临时水泵窝根据巷道揭露涌水情况具体施工。

附图二：回风顺槽平面位置示意图（1:2000）附图三：回风顺槽平面开门位置大样图（1：2000）二、巷道断面巷道断面形状为矩形，净断面规格为：巷道净宽B=4.0m，净高H=3.0m，S净=12㎡。

掘进断面规格：掘宽B1=4.2m，掘高H1=3.2m，掘进断面S掘=13.44㎡。

临时水泵窝长宽均为4m，净高2.3m，起底深1.5m。

绞车硐室宽3.0m，深2.0m，净高2.5m。

躲避硐室宽2.0m，深2.0m，净高2.0m。

第二节矿压观测一、观测对象浩然煤业20101回风顺槽二、观察内容用WBY-10型顶板离层监测仪观察顶板位移量，在顶、帮设标记观察点。

三、顶板离层监测1、顶板离层监测仪的布置选用WBY-10型顶板离层监测仪，在巷道顶板中部安设。

遇地质构造时，在构造前后5m处各安设一台，顶板离层监测仪距工作面最大距离不得大于100m。

2、顶板离层监测仪的安装2-1用Ф28的钻头在指定位置的顶板上打眼，眼深应该根据上方的层间距情况，使眼底在稳定岩层中不小于300mm，即锚固1安装位置；2-2用安装杆将锚固器1推到眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器锚住；2-3用安装杆将锚固器2推到锚杆锚固剂位置下端，轻拉钢丝绳确认锚固器锚住；2-4将套管组件3（其下端为固定点）插入钻孔口，同时将钢丝绳从刻度尺端向外拉，确保两个刻度尺指示环移动顺畅，不受任何卡阻，并确认套管组件已固定在钻孔中；2-5将“刻度尺1”和“刻度尺2”相连的钢丝绳固定在标尺上指示“0”的位置，截去多余的钢丝绳，并保证刻度尺移动顺畅不受卡阻。

3、数据监测及资料整理分析3-1巷道内位于安装离层监测仪处要悬挂离层监测仪管理牌板，安设第一周每班（第二、三周每天，第四周以上每旬）由项目部派专人进行填写，读数准确，内容齐全，文字清晰；3-2施工队组派专人负责检查离层监测仪的数据变化，并在离层监测仪记录表内按时填写。

绘制出时间--顶板离层量曲线图，直观反应顶板的变化情况，以便有效维护和管理顶板；3-3若发现顶板离层位移达到150mm，“刻度尺1”离层位移达到120mm时，要及时在巷道周围补打长锚索进行加强支护（要求锚索锚固在离层监测仪锚固器1向上2m处)，若“刻度尺1”与“刻度尺2”离层位移都大于70mm时，按如上要求补打锚杆与长锚索；如顶板如继续下降离层，要编写专项措施进行加强支护。

四、数据处理：我们采用边施工、边观测，及时对测量的数据加以分析、判断，并把测量的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。

五、用LDZ-200锚杆拉力计、气动手持式锚杆螺母装卸器，对顶板锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，锚杆拉拔力每20m（300根）巷道抽查一次，一次为9根。

对拉拔力不合格的锚杆应立即补打，确保锚杆支护效果。

用MSY-180（MS18-200/60）型锚索拉力计，对顶板锚索的锚固力实施抽查检测，每30m（1组抽1棵）抽查检测一排。

对拉拔力不合格的锚索应立即补打，确保锚索支护效果。

对于锚杆、锚索检测，不得做破坏性试验。

第三节支护设计根据设计院提供《201采区布置施工图》和邻近巷道的矿压观察数据及支护经验，初步确定20101回风顺槽采用锚杆、钢筋塑料网、钢带支护；为了将锚杆加固的“组合梁”悬挂于坚硬岩层中，需用锚索做联合支护。

具体参数选择如下：一、锚杆支护设计（1）、按锚杆悬吊作用计算锚杆长度L ： L=l 1+l 2+l 3式中：l 1—锚杆外露长度，考虑钢托板支护l 1取150㎜，l 2—易碎直接顶厚度，2#层顶板围岩属于II 、III 类较稳定或中稳定围岩，l 2取值范围为400～1500㎜，l 3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（πd τc l 3）等于杆体屈服或拉断承载力（224σπd ）而得的公式估算：l 3=cd τσ42=5449020⨯⨯=490㎜式中：d —锚杆直径，20㎜；σt —杆体材料的设计抗拉强度，φ20螺纹钢锚杆设计抗拉强度为490Mpa 。

τc —锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0Mpa 。

锚杆长度确定为L=l 1+l 2+l 3=150+（400～1500）+490=1040～2140㎜，所以采用2000㎜的螺纹钢锚杆。

（2）按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d 锚杆锚固力Q 等于锚杆杆体承载力P ，P=224σπd ，由P=Q 得：tQd σ13.1=式中：Q —锚杆锚固力即抗拉拔力，取10.5t 相当于103939N ；σt —锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa 。

mm m Qd t6.180186.01042010393913.113.16==⨯==σ 锚杆直径选择为20㎜大于18.6㎜，可满足支护需要。

依据以上计算，选用φ20×2000mm 的螺纹钢锚杆。

（3）按悬吊理论计算锚杆整体参数若用锚杆把不稳定的软弱岩层悬吊在坚固岩体上，锚杆参数可按悬吊理论计算，计算如图所示：锚杆长度：L=KH ＋L 1＋L 2锚杆间距根据锚杆的抗拉拔力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确定，即Q ≥KHD 2·γ则： D 2≤γ••H K Q式中：Q —锚固力，现场拉拔105—109KN 相当于10.5～11吨，取10吨γ—软弱岩层平均容重，吨/ｍ3，查表取2.5 K —安全系数，取K=2.5 H —软弱岩层厚度，取H=1.5m则： D 2≤γ••H K Q D 2≤5.25.15.210•• D 2≤1.06ｍ2。