第一章概况。
第一节工作面名称。
井底车场、信号硐室、主变电所通路、主水泵房通路、车场连接处等。
第二节施工的目的及用途。
井底车场担负全矿井运送设备、物料，是全矿井辅助提升运输的重要组成部分。
第三节巷道的设计长度、规格及施工顺序。
施工顺序。1、施工时先从车场变坡点处回扩2-2断面7583mm。支护形式：
锚、索、网、喷联合支护（双层网），铺底220mm。2-2断面扩完后进入1-1向2-2断面过渡段，此段长度11.671m，铺底200mm。
两段坡度均为160，喷砼厚度250mm，喷砼等级c25，水沟在巷道左侧。
2、扩巷施工结束后，由副井变坡点开始进入车场施工段，此段设计长度75.61m，坡度设计160~00，巷道施工变平后，水沟改在巷道右侧。车场施工到达信号硐室位置时一并带出。
（断面具体规格、长度见工程量细表）
3、车场施工完毕后施工轨道大巷。
第二章水文地质及瓦斯。
第一节水文地质。
1、主要含水层。
奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层。
本地层在井田内全部被覆盖，埋藏于井田深部，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层，推测井内奥灰水位在810m左右，奥灰水埋深200m，水质属hco3－ca·mg型，矿化度0.2～0.5g/l。
井田内10号煤层底板标高东部高于奥灰水位，开采较安全，西部低奥灰水位，最低点相差约为130m。
石炭系上统太原组（c3t）灰岩岩深裂隙含水层。
井田内无水文孔，井田南8.5km的20号孔和0.2km的12号孔距井田较近，分析、叙述均利用该两个孔的资料。
含水层主要为三层石灰岩，从上到下为l5、k2、l1，总厚25.55m，灰岩裂隙较发育，岩芯较破碎。
二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层。
井田内含水层无出露，含水层以细、中粗砂岩为主，平均厚度17.90m，含水层裂隙不发育，富水性弱。从区域上看，该含水层不连续，富水性差。
2、主要隔水层。
山西组泥岩隔水层。
据钻孔揭露，山西组4号煤层到6号煤层之间是一套以泥岩为主的地层，平均厚度近20m，井田内稳定连续，加之整个山西组的弱富水性，是太原组和山西组之间的较好隔水层。
太原组泥岩隔水层。
太原组10号煤层到本溪组顶部在zkq4钻孔中揭露厚度为25.0m，除底部晋祠砂岩外是一套以粘土岩、泥岩为主的地层，沉积稳定，加之下部本溪组的隔水性，一同构成了10号煤与奥陶系之间的重要隔水层。
本溪组隔水层。
本溪组在zkq4钻孔中揭露厚度为32.62m，为一套以泥岩、粘土岩、铝土岩为主，夹薄层石灰岩和粉砂岩的地层，区域分布连续稳定，隔水性好。
3、充水因素分析。
山西组主采煤层是4号煤，其直接充水含水层是山西组砂岩含水层，单位涌水量小于0.0022l/水文地质类型定为二类一型。
太原组主采煤层是号煤层，太原组的三层灰岩为10号煤层的直接充水含水层，6号煤层顶板为l5灰岩，k2和l1灰岩为其底板间接充水含水层，由于灰岩之间距离不大，而且无分层抽水资料，把6号煤层的水文地质类型定为与10号煤层相同是合理可靠的。井田10号煤层底板标高东部高于奥灰水位，开采较安全，西部低于奥灰水位，最低点相差约130m，经过计算，突水系数小于受构造破坏块段的临界突水系数0.06mpa/m，开采区内无大的导水构造存在，一般不会造成危害。
综上所述，王家庄煤矿号煤层水文地质类型为二类一型号煤层水文地质类型为三类二型。
4）矿井涌水量**：
预计井筒的正常涌水量为20m3/h，最大涌水量30m3/h。
第二节瓦斯情况。
1、瓦斯。井田内10号煤层瓦斯含量0.07—4.44ml/g，为低瓦斯矿井，而井田外南3km处j4号孔测得瓦斯含量为11.35 ml/g为高瓦斯区。
10号煤层瓦斯测试成果表。
相邻矿井2023年底瓦斯等级鉴定表。
2、煤尘。根据2023年5月17日，山西省煤炭工业局综合测试中心试验结果10号煤层燃烧时火焰长度20mm，加岩粉量为45%，煤尘有**危险性。
3、煤的自然倾向性。
根据2023年5月17日，山西煤炭工业局综合测试中心试验结果，10号煤层煤样燃烧时的吸氧量1.0304m3/g，自然倾向为i类，属容易自然煤层。
4、地温。据扩建断探用tycw—1型井温仪在zkq5钻孔进行井温测量结果表明，井田地温梯度为1.5℃/100m，属正常地温区，最高温度为20.4℃，不会影响开采。
井底车场为副斜井井筒延伸直线范围。主变电所通路、水泵房通路，在车场施工到相应位置后一并带出，掘进长度不大于6.0m。
第二节支护方式。
1、永久支护。
1）交岔点施工，锚杆五花布置，全断面挂设金属网喷射混凝土支护，锚杆使用φ18mm，长度2000mm螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm，自巷道正顶向两侧全断面打注。喷浆封闭处理成巷后，浆体总厚度不小于250mm，混凝土强度等级c25。
2）相关巷道的施工均采用锚网喷和锚索网喷支护形式，锚杆使用φ18mm，长度2000mm螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm，自巷道正顶向两侧全断面打注增加锚索支护的巷道，锚索自巷道正顶打注，间排距1500×1500 mm。
3）巷道全断面挂设金属网，金属网为φ6.0mm，网孔边长120mm钢筋经纬网，网格规格为120mm×120mm，网片的规格为：长×宽=1800mm×1000mm或2000mm×1000mm，初喷浆厚度不小于40mm，成巷后浆体总厚度不小于250mm, 喷砼等级c25。
3）若遇围岩破碎或地质条件不稳，支护形式改为混凝土浇筑，浇注厚度500mm，混凝土强度c30。遇断层、陷落柱等复杂地质构造时，制定专项措施。
2、按悬吊理论计算锚杆参数（取最大断面）
支护参数计算。
依据《中国煤矿锚杆支护理论与实践》一书，（作者何满潮等),常规锚杆支护设计方法中，经验公式计算法：
a岩巷锚喷支护。
a、锚杆长度计算。
锚杆长度l=n（1.3+w/10）
式中w—巷道或硐室跨度 m。
l—锚杆总长度 m。
n—围岩影响系数；围岩类别为ⅱ，围岩影响系数n为0.9m。
巷道最小跨度：w=4.5m
l=0.9（1.3+4.5/10）=1.575（m）<2.0m
巷道最大跨度：w=5.9m
l=0.9（1.3+5.9/10）=1.701（m）<2.0m
根据计算并结合本矿实际，锚杆长度取2.0m，满足要求。
b、锚杆间排距的计算（通常锚杆间排距相同）
根据锚固力不小于被悬吊岩层重量或冒落高度岩层重量的原则：
a=q/(k×h×r)
式中：q—锚杆设计锚固力，取50kn
r—软弱岩层容量：取26kn/㎡
k—安全系数：取2
h—软弱岩层的厚度：最大取1.0m
经计算，a=0.96m。施工现场锚杆间排距取0.8m，满足要求。
c、锚杆直径的计算：
a=l/110
式中a—锚杆直径：mm
l—锚杆长度2000mm
经计算a=18.0mm，满足要求。
3、支护滞后距离。
爆破后用专用工具清除迎头悬矸危岩，然后打注锚杆支护。（锚杆布置见附图）
封闭浆厚度不小于40mm，成巷后浆体总厚度：双车道巷道不小于250mm，其他巷道不小于150mm。成巷支护滞后距离距迎头不超过20m，封闭浆喷到迎头。
1、锚网喷联合支护。
1）支护材料。
锚杆及锚固剂：锚杆选用螺纹钢锚杆，根据“三径匹配”要求。锚杆选用：
φ18mm，长度2000mm。锚固剂：使用k2335型树脂锚固剂每孔两卷。
没有顶煤托盘为φ100mm、厚10mm钢托盘。留煤顶巷段锚杆托盘为（长×宽×厚）120 mm×120 mm×10mm的钢托板。
锚索规格：长度6.3mφ15.24钢绞线，配套采用k23600型和z23600型数脂药卷，每孔各一卷，托盘200×200×15mm的钢托板。
金属网采用φ6.0mm，网孔边长120mm钢筋经纬网，网格规格为120mm×120mm，网片的规格为：长×宽=1800mm×1000mm或2000mm×1000mm。
双轨道段采用两次锚网喷成型巷道，喷射时预埋长短8#铅丝各四根，第一次挂网短铅丝固定，第二次挂网用长铅丝固定，喷层总厚度250mm。
喷浆采用标号425号普通硅酸盐水泥，浆料配比为水泥：石子：沙子=1 ：
2： 2，喷砼强度≥c25，另加入水泥用量的2-4％速凝剂，速凝剂和骨料必须搅拌均匀，淋水较大的区域可适当加大速凝剂的掺入量，但最多不超过水泥用量的7%。
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