第一章概况。
第一节编制依据。
1、依据2023年2月第1版，2023年3月1日起施行的《煤矿安全规程》。
年7月河南省煤炭工业管理局《河南省国有煤矿生产矿井和地面厂（处）安全质量标准化标准及考核评比办法（试行）》。
3、《煤矿安全技术操作规程》。
4、《郑州登电德鑫煤业****2023年度矿井灾害预防与处理计划》。
5、《2023年xxxxxxxxxxxxxxxxx生产安全事故应急救援预案》。
6、《技术改造初步设计修改》。
7、《生产矿井地质报告》。
8、《水文地质类型划分报告》。
9、副斜井揭露地质情况。
年度采掘作业计划。
第二节巷道布置。
一、巷道名称。
11采区回风上山 。
二、位置与岩层、相邻巷道关系。
该掘进工作面位于11采区中下部、副斜井西侧，与副斜井间距40m平行布置，该巷道布置在二1煤层中，北部与七巷相连，南部与+275m水平回风巷相连。
11采区回风上山掘进工作面开口位置在+275m回风巷一部皮带头西约70m处，方位角16°，坡度-29，与七巷副井绕巷处贯通，总工程量300m，具体位置详见巷道布置图。
三、巷道用途
做为11采区专用回风巷道。
四、巷道设计长度、工程量、坡度、服务年限、贯通方式。
设计长度：300m
工程量：3750m3
坡度：-29下坡。
服务年限：7年。
贯通方式：采用单向贯通。
五、预计开竣工时间及施工单位。
本掘进巷道总工程量300m，从+275m回风巷一部皮带头西约70m处开口由南向北进行掘进。日进尺2.8m，月进尺80m,施工工期4个月，计划2023年4月下旬开工， 2023年8月中旬竣工，施工单位为开拓二队。
附图巷道布置平面示意图。
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开采情况。
11采区回风上山地面位置：荒山丘陵，地面标高+461m～+486m之间。
11采区回风上山井下位置：该掘进工作面位于11采区中下部、副斜井西侧，与副斜井间距40m平行布置，该巷道布置在二1煤层中，北部与七巷相连，南部与+275m水平回风巷相连。
表1 井上下对照关系表。
第二节煤(岩）层特性。
一、煤层产状、厚度、煤质及顶底板。
1、煤层：根据副斜井揭露资料分析，该巷道二1煤层厚度变化较大，既有原生变化，又有后生变化。煤层厚度为1.
2-4.5m，平均3.6m，无夹矸，煤层产状5°∠26—31°。
详见下页表2
2、煤质：二1煤为黑色，金属光泽，以粉状为主，视密度1.39t/m3，原煤灰分26.
01%，原煤水分0.90%，挥发分15.55%，硫含量0.
85%，发热量29.88mj/kg。二1煤属大部低灰，局部中灰，特低低硫，低磷，高熔灰分、高发热量之贫煤，可作的动力用煤或民用煤。
3、顶底板：二1煤层顶、底板主要为泥质岩类。岩石的抗剪、抗拉及抗压强度小，容易跨落，工程地质条件较好；次为中细粒砂岩，具较大的抗剪、抗拉及抗压强度，易发生较大范围跨塌，较难管理。
矿井顶底板其力学强度一般相对较低，属不稳定～中等稳定类岩石，工程地质条件中等。
二、瓦斯涌出量。
我矿为煤与瓦斯突出矿井，全矿井二1煤层瓦斯相对涌出量为8.19m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.99m3/min，二氧化碳相对涌出量为2.
59m3/t，绝对涌出量为0.63m3/min，根据矿上所掌握的资料看该掘进工作面的瓦斯绝对涌出量为1.0 m3 /min，虽矿井相对瓦斯涌出量和绝对瓦斯涌出量均在低瓦斯矿井范围内，但为防患于未然，在掘进中仍须加强瓦斯管理。
表2 二1煤层特征情况表。
三、地温。测温钻孔的井底温度变化区间为22.14～31.
20℃，测温深度352～866m。纵观全区主要为低于31℃的低温区。平均地温梯度值为1.
66～1.88℃/100m，平均为1.77℃/100m，低于地壳的平均值（3～3.
3℃/100m），故矿区属低温低梯度变化区，为低温低梯度的地温场。
表3 煤层顶底板情况表。
附图煤岩层综合柱状图。
第三节地质构造。
根据本区附近钻孔资料分析，本区地质构造条件条件简单，整体上为一走向近东西、倾向北的单斜构造，区内尚没有断裂构造揭露。邻近矿区东北边界处发育有马f37断层、马f21断层，均未下切至二1煤层，对巷道的施工没有影响，但在巷道掘进过程中要加强观测。
第四节水文地质。
该工作面在副斜井西侧，距地表垂深186-306米，掘进工作面南北东均有井巷工程揭露，.1-3m3/h，对掘进无影响，但掘进过程中应坚持“**预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则，防止水害事故发生。
第三章巷道布置及支护说明。
第一节巷道布置。
该掘进工作面位于11采区中下部、副斜井西侧，布置在二1煤层中，开口处位于+275m水平回风巷一部皮带头西约70m处，由上向下按标定的中腰线进行施工，直至与七巷贯通。开门处标高+280m，方位角16°，坡度－29， 总工程量300m，具体位置详见巷道布置图。
第二节矿压观测。
主要确定巷道有无顶板开裂、顶板下沉、底鼓等现象。若存在，应采取措施进行处理。
第三节支护设计。
一、巷道断面设计。
11采区回风上山支护煤巷采用半圆拱29#u型钢支护，u型钢支护规格为：下宽4.0m，中宽3.
6m，柱腿净高1.5m，柱窝深度200mm， 拱高1.8m，巷道净高3.
3m，棚距700mm。岩巷采用锚网喷支护，拱高1.8m，直墙高1.
5m，巷道净高3.3m。两帮及顶全铺钢网，钢网搭接长度100mm，帮、顶部背800mm×80mm椽子，椽子顺巷道坡度，间距300mm。
u型钢梁、腿搭接长度400mm，卡揽间距为200mm，卡揽螺母力矩不小于每棚设5道拉板，每帮两道拉板，顶部一道拉板，顶部拉板沿巷道中线。s掘=12m2，s净=10.48m2。
详见11采区回风上山断面图。
二、临时支护。
临时支护采用前探梁支护，在前探梁支护上超前扩刷一棚上梁护顶的方法。前探支护采用两根3.6m长π型钢梁，每一根钢梁用三个卡子卡在拱顶两侧，两根前探梁支护在巷道中线两侧对称布置，相距1.
5m，不小于1.0m。前探梁支护与永久支护的最大间距为0.
9m，最小间距为0m。
三、永久支护。
1、支护设计。
岩巷采用锚网喷支护。
按悬吊理论计算锚杆参数。
锚杆长度计算：
l=kh+l1+l2 h=b/2f
式中：l—锚杆长度，m；h—冒落拱高度，m；b—巷道最大掘进宽度，4.6m；f—顶板岩石坚固性系数，按泥岩取3.
2；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0.4m；l2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m。
则。l=2×4.6/(2×3.2)+0.4+0.05=1.93m
施工时取l=2.2m，满足施工需要。
锚杆间排距计算：
=(q/khγ)1/2
式中：α—锚杆间排距，m；q—锚杆设计锚固力，按普通锚杆锚固力120kn计算；h—冒落拱高度，0.8m；k—安全系数，一般取k=2；γ—被悬吊岩石的密度，取25kn/m3。则。
=(q/khγ)1/2=[120/（2×0.8×25）]1/2=1.73m
施工时取α=800mm，满足使用要求。
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