富源县鑫龙煤矿井筒软岩破碎地质带支护技术方案探讨毕业论文

成人教育学院采矿121级毕业设计（论文）说明书PAGEPAGE5成人教育学院采矿121级毕业设计（论文）说明书云南能源职业技术学院成人教育学院毕业论文姓名：刘武坪层次：中专升大专学号：93专业班级：采矿121级设计题目：富源县鑫龙煤矿井筒软岩破碎地质带支护技术方案探讨指导教师：杜运夯职称：2014年10月毕业设计(论文)任务书函授站(点)曲靖站专业年级采矿121学生姓名刘武坪任务下达日期：2014年5月21日设计(论文)日期：2014年10月8日至2014年11月1日设计(论文)题目：富源县鑫龙煤矿井筒软岩破碎地质带支护技术方案探讨设计(论文)主要内容和要求：为规范管理，提高学生毕业设计（论文）质量，云南能源职业技术学院成人教育学院要求严格按以下正规论文部分撰写：封面、毕业设计（论文）任务书、毕业设计（论文）评语及成绩评定表、中文摘要、目录、正文、致谢、参考文献、附录、图纸等。指导教师签字：

云南能源职业技术学院成人教育学院毕业设计(论文)指导教师评阅书指导教师评语(包含①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问题的能力；③研究内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：建议成绩：指导教师签字：年月日云南能源职业技术学院成人教育学院毕业设计(论文)答辩及综合成绩函授站(点)专业年级学生姓名说明书页图纸张其它材料答辩情况提出问题回答问题答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字：年月日目录摘要及关键词 1第一章矿井设计基本情况 1一、矿井与矿体特征 1（一）矿井的自燃条件 11、地理交通位置 192、地形及河流水系 19（二）矿井地质 21、井田地质构造 192、工程地质条件 193、水文地质条件 224、瓦斯、煤尘、煤层自燃和地温 19第二章井筒过软岩破碎地质带支护技术方案 16一、概况说明 16二、支护设计理论 16（一）松软破碎岩体中巷道失稳，破坏机理 17（二）巷道支护技术对策 17（三）松软破碎岩体中巷道支护的确定 17三、支护技术方案 19（一）、方案一：超前管棚+格栅拱拱架+锚网+C25喷射砼 191、支护设计及支护材料 192、施工工序及工艺流程 193、施工安全技术措施 22（二）、方案二：超前管棚+格栅拱拱架+锚网+C25喷射砼+壁后注浆 241、注浆方式、注浆材料及参数 242、施工工序及工艺流程 253、施工安全技术措施 27（三）、方案三：采用喷、浇、锚、网+壁后注浆联合支护； 301、支护设计及支护材料 302、施工工序及工艺流程 31（四）、方案四：超前管棚+18#矿工钢/29U型钢+锚网+C25喷射砼+壁后注浆联合支护 321、支护设计及支护材料 322、施工工艺 333、施工安全技术措施 34（五）、方案五：初喷混凝土+钢筋混泥土浇筑联合支护； 341、支护设计及支护材料 352、施工工序及工艺流程 353、施工安全技术措施： 36（六）、方案六：初喷混凝土+12#矿工钢/25U钢+素混泥土浇筑支护 361、支护设计及支护材料 362、施工工序及工艺流程 36致谢 38附图 38参考文献 38成人教育学院采矿121级毕业设计（论文）说明书PAGEPAGE39富源县鑫龙煤矿有限公司井筒软岩破碎地质带支护技术方案探讨摘要：富源县鑫龙煤矿有限公司位于富源县城162°方位，平距55km处，公路里程110km。行政区划属富源县老厂镇新堡村民委员会管辖。地理位置为东经104°24＇00″～104°25＇00″，北纬25°12＇00″～25°13＇45″。矿区范围由38个拐点坐标圈定，矿区南北长约2.4km，东西宽约1.1km，面积为2.5551km2，开采深度由+2000m至+1100m。根据云南省煤炭资源整合工作领导小组文件关于《曲靖市富源县煤炭资源整合方案的批复》（云煤整合【2008】44号），鑫龙煤矿为规划项目，按新建矿井程序建设。富源县鑫龙煤矿属于2009年云维集团新整合的探矿井，2013年完善所有建矿手续，2014年3月正式开工，计划2017年7月投产。矿井设计为斜井开拓，设计生产能力30万t/a，服务年限27.5年。鑫龙煤矿现目前主斜井掘进81m，副斜井掘进70m，回风斜井掘进71m，均为地质破碎带。根据现场已掘、支段实际开挖情况来看，主斜井、副斜井、回风关键词：鑫龙煤矿；软岩破碎地质带；井筒；巷道支护；一次成巷；二次支护；联合支护；全断面一次爆破；柔性支护；壁后注浆1第一章矿井设计基本情况一、矿井与矿体特征（一）矿井的自燃条件1、地理交通位置富源县鑫龙煤矿位于富源县城162°方位，平距55km处，公路里程110km，行政区划属富源县老厂镇新堡村民委员会管辖。地理坐标（极值）：东经104°24＇00″～104°25＇00″北纬25°12＇00″～25°13＇45″。煤矿现有柏油路与外界相通，从矿区至老厂镇28km，至富源县城110km，至曲靖175km，至昆明305km，交通较为方便。鑫龙煤矿交通位置见图1-1。鑫龙煤矿鑫龙煤矿图1-1交通位置图2、地形及河流水系1）、地形本区地貌属中山区，地势总体为东高西低，北高南低,地形切割较大，由于构造影响，形成一近北东向的沟谷与山脊，与构造线展布基本一致。普鲁小河以东主要含煤地段，地形坡度20～50°，一般25～35°。区内最高点为岩峰洞小寨东,海拔标高2082.0m,最低侵蚀基准面位于区内南西普鲁小河，标高1455m,最大相对高差627.0m。2）、气象该区属亚热带高原型季风气候区，冬春干燥多雾，夏秋多雨湿润。年平均气温15℃，最低气温-6℃，最高气温34.9℃。年降雨量890.5～1353.3mm，平均1169mm，每年11月份至次年4月份为干季，5月至10月为雨季，7月份降雨量最大，约占年降雨量的40%。全年风向以西南风为主，平均风速2m/s,最大风速7级（即15m/s），风向受山形和谷地影响而多变，干季多西南风，雨季多东南风、冬季多西北风。3）、河流水系区内较大的地表水体普鲁小河，由矿区北东向南西汇入块泽河后注入南盘江，块泽河距矿区约1.5km。其它各季节性小溪流量受大气降水的影响，流量随季节变化较大。矿区属珠江水系。（二）矿井地质1、井田地质构造（一）、地层根据地表出露和钻探资料，地表出露的地层由老至新有（钻孔揭露的地层与地表相同）：二叠系上统龙潭组（P2l）、长兴组（P2c）；三叠系下统卡以头组（T1k）、飞仙关组（T1f）、永宁镇组（T1y）；三叠系中统个旧组（T2g）及第四系。现由老至新简述如下：1、龙潭组（P2l）为区内主要含煤地层之一。受F1断层影响出露不全,钻孔揭露地层厚度40.83～160.61m,平均厚度90.82m。上至M7煤层顶板，下至峨眉山玄武岩组（P2β）顶界（受F1犁式断层的影响玄武岩缺失），根据岩性、岩相等组合特征,共分为两个岩性段。⑴龙潭组第一段（P2l1）地表分布于矿区南西部边缘，上至M9煤层底板，下至玄武岩顶界,受F1犁式断层的影响，区内本段缺失不全。据地表及钻孔资料，所见地层厚度仅存有6.00～78.60m,平均厚度31.80m,岩性为灰、深灰色粉砂岩、泥质粉砂岩及粉砂质泥岩，局部含1～2层不可采煤层，含少量黄铁矿结核及颗粒。与个旧组地层呈断层接触。⑵龙潭组第二段（P2l2）为区内主要含煤地层，地表主要分布于矿区西部，上至M7煤层顶，下至M9煤层底板，出露厚34.83～82.01m,平均58.42m,含煤3～6层，一般4层，其中M7、M8、M9三层为可采煤层。以M9煤层底板作为龙潭组一、二段的分界线。岩性上部以灰色、深灰色含菱铁质粉砂岩为主，中厚层状，岩石较为坚硬，节理裂隙发育，局部含1层不稳定不可采薄煤层，下部以粉砂岩为主，底部3.0～8.0m(M9煤层顶板)为菱铁质粉砂岩与泥岩近等厚相间出现,单层厚一般1～6cm，俗称“排骨状”砂岩。2、长兴组（P2c）为区内主要含煤地层，上界至M1煤层顶板卡以头组底界，下界至M7煤层顶板，地表及钻孔揭露厚度为56.50～147.94m，平均102.34m，含煤5～10层，一般6层，其中M3、M5两层为可采煤层。岩性上部以灰、深灰色粉砂岩、细粒砂岩、泥质粉砂岩、泥岩为主，节理裂隙发育，中部以灰、深灰色粉砂岩、细粒砂岩、泥岩、泥质粉砂岩为主，薄～中厚层状，岩石较坚硬、性脆，含M3煤层；下部以灰、深灰色粉砂岩为主夹薄层状泥质粉砂岩，薄～中厚层状，节理裂隙发育，含M5、M6两层可采煤层（M6煤层厚0～2.10m，不稳定）。以M7煤层顶板作为长兴组与龙潭组地层的分界线。3、卡以头组（T1k）区内广泛分布，为煤系地层的直接盖层，地表掩盖较严重，据钻孔揭露：厚度148.00～164.00m，平均156.40m。上部岩性为灰绿色粉砂岩、细粒砂岩夹紫灰、灰紫色泥质粉砂岩及泥岩薄层；下部以灰绿色粉砂岩、细粒砂岩为主，夹紫灰色泥岩、硅质泥岩薄层，底部产瓣鳃类动物化石，风化后呈“荞糕状”，为与煤系地层的分界标志（B1标志层）。以M1煤层顶板（B1标志层）作为与长兴组的分界线，与下伏长兴组地层呈整合接触。4、飞仙关组（T1f）广泛分布于矿区内，为区内非含煤地层，厚399.71～454.64m,平均428.67m。按岩性组合、成因标志及颜色等特征，从下至上分为四个岩性段：⑴飞仙关组第一段（T1f1）本段厚122.00～130.00m,平均厚126.67m，岩性以紫红、紫灰、灰紫色泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，夹薄层状粉砂岩及细粒砂岩薄层，岩层中以含大量钙质条带及蠕虫状方解石为特征（b4标志层），为T1k与T1f2+3分界标志。产Plaeoneilosp动物化石。与下伏地层呈整合接触。⑵飞仙关组第二、三段（T1f2+3）呈北东～南西向带状分布于矿区中东部F2断层以西，厚171.21～194.64m,平均182.00m。以灰紫、灰黄色粉、细粒砂岩为主，夹薄层泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩，薄～中厚层状，节理裂隙发育，泥岩中富含舌形贝化石，中下部含0.05～0.15m厚的泥质灰岩2～4层。局部夹含铜砂岩，经采样化验最大含铜量0.2～1%。⑶飞仙关组第四段（T1f4）仅分布于矿区南西部及外围，地层厚度106.50～130.00m,平均120.00m。以紫灰、灰紫、黄灰色粉、细砂岩为主，夹薄层泥质粉砂岩及粉砂质泥岩，薄～中厚层状，节理裂隙发育，底部有5～15m厚的紫红色含钙泥岩（b3标志层），为与下伏地层的分界标志。5、永宁镇组（T1y）广泛分布于矿区F2断层以东，地层厚度431.00～618.50m,平均534.00m，从下至上分为三个岩性段：⑴永宁镇组第一段（T1y1）分布于矿区南东部边缘，厚度175.00～205.00m,平均182.75m。岩性以灰、深灰色灰岩为主，夹薄层白云质灰岩，顶、底部为5.00～15.00m的泥质灰岩，产瓣腮类、腕足类动物化石，与下伏飞仙关组（T1f）地层呈整合接触。地形上形成陡峻的山崖，为崩塌物的主要来源。⑵永宁镇组第二段（T1y2）分布于矿区南东部，厚度96.00～131.00m，平均110.25m。岩性主要为紫、紫灰、灰紫色粉砂岩、细粒砂岩，夹泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩薄层，含云母碎片，产瓣鳃类动物化石（b2标志层）。⑶永宁镇组第三段（T1y3）广泛分布于矿区东部，地形上形成陡峻的山崖，为崩塌物的主要来源。厚160.00～282.50m，平均厚度241.00m，岩性以灰岩为主，夹薄层泥质灰岩及白云质灰岩，中厚层状，裂隙、溶洞发育，并发育有大小不等的陷落柱，产腕足类动物化石。6、个旧组（T2g）在矿区内仅出露第一、二段。⑴个旧组第一段（T2g1）主要分布于矿区东部边缘，一般厚150.00～350.71m，平均厚度238.00m，岩性为紫、紫灰、灰绿色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩，局部地段夹灰白色泥岩及隐晶质白云岩薄层，底部夹1～3层灰绿色铝土质泥岩（俗称“绿豆岩”），为与下伏永宁镇三段的分界标志（b1标志层）。中上部产瓣鳃类动物化石。与下伏地层呈整合接触。⑵个旧组第二段（T2g2）分布于矿区西部F1断层以西，地层厚度259.17～320.20m，平均285.00m，以灰、浅灰色的灰岩为主，薄～中厚层状，夹泥质灰岩及白云质灰岩薄层，含虫迹动物化石。与下伏地层呈整合接触。7、第四系（Q）主要分布于山坡（以崩塌坡积物为主）、沟谷（以冲积物为主）一带，厚度0～30m，一般厚5m。以黄褐、紫灰、紫红、黄灰色松散的粘土、粉、细砂、砂砾及砾石等崩塌坡积物为主，次为冲洪积和人工堆积物。与下伏各老地层呈不整合接触。（二）、构造区内主体构造线呈北东30～40°方向展布，地层走向、山脉走向与主体构造线方向基本一致（见图1-2构造纲要示意图），总体为一向南东倾斜的单斜构造，地层走向近北东，主体倾向南东，地层倾角为15～50°，一般为20～30°，北部边缘较陡（局部大于60°），主体属缓倾斜岩层。受断层牵引影响，局部地层形成不完整褶皱（背斜）。矿区地质构造较复杂，断层较发育，以走向及斜交断层为主，受断层的影响，煤层发生重叠、缺失，地层层序出现不连续，除F1、F2主要断层外，共发现F3、F4、F5、F6等断层共7条，各断层情况详见“主要断层特征表（表1-3）”。总体看，矿区为一向南东倾斜的单斜构造，褶皱不发育，仅有微波状起伏，除F3斜交地层走向外，其它断层走向与地层走向基本一致，而且所见断层落差较大，从20～100m不等，矿区构造属中等偏复杂类型。表1-3主要断层特征表编号性质产状（°）落差（m）长度（m）控制情况对煤层的影响探明程度走向倾向倾角F1逆掩（犁式）30-45120-13510-6010003000深部5个钻孔整个煤系地层基本探明F2正40-55130-14560470-5803000影响深部煤层了解F3逆155-17065-807045-701500ZK501孔整个煤系地层了解F4逆305-32565851000了解F5逆40-50130-1405545-851300ZK302孔基本探明F6逆45-5030-651000ZK301孔了解f1逆40-5020-40ZK301孔了解图1-2构造纲要示意图2、工程地质条件1）、工程地质岩组区内范围内与矿床开采有关的地层主要有：二叠系上统龙潭组（P2l）、长兴组（P2c）；三叠系下统卡以头组（T1k）、飞仙关组（T1f）、永宁镇组（T1y）；三叠系中统个旧组（T2g）及第四系。按地层岩性及其工程地质特征可划分为十个工程地质岩组。该工程地质岩组力学强度有如下特点：⑴岩石强度与煤系地层沉积环境、岩石粒度有关，一般细粒砂岩强度大，粉砂质泥岩及泥岩强度小。⑵岩石力学强度随风化程度增加而减弱。⑶受构造及节理裂隙因素影响，构造破碎带岩石及周围岩石节理裂隙发育其力学强度减小。⑷煤系地层各主采煤层顶底板岩石力学强度均较低，需加强支护。从采样成果看，长兴组、龙潭组岩石多为软弱岩石，力学强度低，完整性较差，顶、底板一般难以维护，有冒顶、底鼓及片帮现象。巷道穿过该层段时需支护，一般上部煤层较中下部煤层较好支护。2、构造破碎带工程地质特征区内地质构造较复杂，断层较发育，以走向及斜交断层为主，受断层的影响，煤层发生重叠、缺失，地层层序出现不连续，除F1、F2主要断层外，共发现F3、F4、F5、F6、f等断层共7条，7条断层的构造结构面为Ⅰ～Ⅲ级，切穿多个工程地质岩组，破坏各岩组稳定。因此未来矿山开采遇此断层，可能产生底鼓、片帮并伴大量突水等工程地质问题，因此，矿山开采时应引起重视并加以防范。3、煤层顶板及井巷围岩稳固性评价⑴井巷围岩的稳定性评价根据矿床围岩岩体质量系数评价表和矿床围岩岩体质量指标法评价表，区内矿床围岩卡以头组细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩岩体基本质量级别Ⅳ级；龙潭、长兴煤组细砂岩岩体基本质量级别为Ⅳ；细砂岩及粉砂岩岩体基本质量级别Ⅳ级；泥质粉砂岩岩体基本质量级别为VI；粉砂质尼岩岩体基本质量级别Ⅳ～Ⅴ级；泥岩岩体基本质量级别为Ⅴ级。当巷道围岩为卡以头组细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩且巷道跨度<5m时，可基本稳定，稍加支护即可；巷道围岩体为P2x粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩时，无自稳能力，埋深小时，以拱部松动破坏为主，埋深大时，有时明显塑性流动变形和挤压破坏，易产生冒顶片邦及底鼓现象，需加强支护。井巷围岩稳固性差。⑵煤层顶底板岩性及工程地质特征煤层顶底板岩性多为泥岩、泥质粉砂岩，煤层顶、底板稳固性。由表可知，煤层顶底板岩石质量中等至劣，岩体完整性差至中等，岩体质量中等至坏，属Ⅳ至Ⅴ类，总体煤层顶底板稳固性差，巷道较难支护，有时有冒顶、片帮现象，在顶板为泥质粉砂岩的地段，巷道相对较易支护。主要可采煤层底板一般为泥岩及粉砂质泥岩，在地下水浸泡下会软化，塑性变形、底鼓，致使巷道变形箱木折断，矿山开采应引起注意。4、工程地质类型区内工程地质岩组类型较复杂，从层状软弱岩组～层状坚硬岩组、软硬相间岩组，几乎包括了大部分岩组类型，岩体完整性为中等至差，岩体质量等级中等至极坏，岩石质量中等。断裂构造带较发育，矿区水文地质条件为中等偏复杂类型。有数层泥岩软弱层，主要可采煤层顶板易冒落，需要翻拱支护，底板泥岩有一定的底鼓，完整性及稳定性较差。区内工程地质条件为以层状岩类、可溶盐岩类为主的中等类型。3、水文地质条件㈠矿区地形地貌、地表水特征矿区属构造剥蚀中山、中切割区，矿区地层为一倾向南东的单斜构造。总体地形为东高、西低，最高海拔位于探矿权北中部岩峰小寨东侧的山头，标高2082.00m，最低侵蚀基准面普鲁小河标高1455m，相对高差627.00m。矿区山脉走向与主体构造线均受块泽河深切割影响，区内沟谷较发育，地形坡度陡，有利于地表水及地下水排泄。矿区内发育的普鲁小河，由北向南穿矿区的西部而过，于矿区外的南侧注入块泽河，根据勘查期观测，矿区范围内其流量变化在4.459～326L/s，河床分布标高为1660～1430m。该河受区域地质环境影响：丰水季节河水暴涨暴跌、流量变化较大，旱季由于受岩溶泉的补给，致使该河为常年流水，水化学类型为HCO3·SO4—Ca·Mg型水，由于受村庄的影响水质有一定破坏。该小河在矿界南部流经F1断层，对F1具有长期补给作用，普鲁小河河水将通过F1断层对矿区地层发生水力联系，据ZK201钻孔抽水试验结果：断层富水性、导水性较弱。块泽河距矿区相对较远，对矿床充水无影响，普鲁小河分布于矿区西侧煤层露头区，对矿区浅部的矿床具有直接或间接的充水作用。㈡地层含(隔)水性矿区内地层由老至新有：二叠系上统龙潭及长兴组(P2l+c)、下三迭统卡以头组(T1k)、飞仙关组(T1f)、永宁镇组（T1y）、中三迭统个旧组第二段（T2g2）及第四系(Q)。峨眉山玄武岩组(P2β)相对隔水层，由于F1断层的作用致使其在区内缺失。其地层的含、隔水性由老至新分述如下：1、二叠系上统长兴及龙潭组（P2c+l）弱裂隙含水层浅部露头风化裂隙及构造裂隙发育，富水性相对较强，深部裂隙率减弱。为矿床充水的直接充水含水层。2、三叠系下统卡以头组(T1k)砂岩弱裂隙含水层该层为煤系地层的直接盖层，含水性较弱。在该组底部常有5～10m灰绿色粉砂质泥岩、泥岩组成相对隔水层，自然条件下与煤系无水力联系，当矿山大面积开采，形成导水裂隙带时，该含水层将与矿坑（井）发生水力联系，形成矿床顶板间接充水含水层。3、三叠系下统飞仙关组第一段（T1f1）相对隔水层在矿界范围内出露于矿区中部，该层可为矿床良好隔水层。4、三叠系下统飞仙关组二、三段、四段（T1f2、T1f3、T1f4）弱裂隙含水层该含水层下部T1f1的相对隔水作用，故对矿床充水无直接影响。5、三叠系下统永宁镇组第一段（T1y1）灰岩岩溶含水层由于受统飞仙关组多个隔水层的作用，因此，对矿床充水无直接影响。6、三叠系下统永宁镇组二段（T1y2）砂泥岩弱裂隙含水层该层富水性弱，对矿床充水无直接影响。7、三叠系下统永宁镇组三段（T1y3）灰岩岩溶裂隙含水层该层为溶蚀裂隙岩溶含水层，但距含煤地层较远，同时下部有数个隔水层相隔，故对矿床充水无直接影响。8、三叠系中统个旧组第一段（T2g1）砂泥岩弱裂隙含水层根据区域资料该含水层富水性较弱，距含煤地层较远，对矿床充水无影响。9、三叠系中统个旧组第二段（T2g2）灰岩岩溶含水层分布于矿区西部F1断层以西，岩性以灰、浅灰色的灰岩为主，与上覆煤系地层呈断层接触关系。岩溶漏斗、溶蚀洼地及溶蚀裂隙等溶蚀现象较发育，为典型的喀斯特地貌分布区。距主采煤层M9距离最近（见T2g2岩溶基底突水涌水量预算图），是矿床充水的直接充水含水层。因此，在未来的矿床开采中对该地层形成的底板突水问题需严加防范、高度重视，避免基底岩溶突水，造成矿坑充水、淹井事故的发生。10、第四系(Q)松散孔隙含水层主要分布于山坡（以崩塌堆积物、坡积物为主）、沟谷（以冲积物为主）一带，厚度0～30m，一般厚5m。主要分布在普鲁小河河谷两侧，山坡分布零星，厚度变化大，由冲积、洪积、残坡积的亚砂土、砾石、细砂组成。季节干湿交替，雨季富含潜水，旱季呈自然疏干状态，对矿坑充水有直接影响。断层带富水性、导水性及对矿床的影响主体构造线呈北东30～40°方向展布，地层走向、山脉走向与主体构造线方向基本一致（见图3—1构造纲要示意图），总体为一向南东倾斜的单斜构造，地层走向近北东，主体倾向南东，地层倾角为15～50°，一般为20～30°，北部边缘较陡（局部大于60°），主体属缓倾斜岩层。在断层附近地层倾向、倾角有较明显的变化，在下普鲁村，F1与F4断层间附近最明显，地层向北西倾斜，倾角一般为25～40°，受断层牵引影响，局部地层形成不完整褶皱（背斜）。区内地质构造较复杂，断层较发育，以走向及斜交断层为主，受断层的影响，煤层发生重叠、缺失，地层层序出现不连续，除F1、F2主要断层外，共发现F3、F4、F5、F6、f等断层共7条，下面就断层水文地质特征简述如下：1、F1逆掩断层（犁式断层）：该断层的导水性主要受断层西盘碳酸盐岩岩溶的发育状况及岩溶水的径流形态所决定，若地层岩溶发育、岩溶水呈管状径流则富水性强，其断层导水和富水随之增强。相反则减弱，因此，矿山开采遇此断层时应根据碳酸盐岩溶的发育状况及岩溶水的径流形态而采取相应的重点防范措施。2、F2正断层：据简易水文消耗量观测未发生明显变化，断层东盘与主含煤地层（长兴与龙潭组）相对接地层为飞仙关组第一、二、三段，因此，该断层导水性受断层两盘岩性决定，若地层岩性富水性强，其断层导水和富水随之增强，否则减弱，因此，矿山开采遇此断层时应根据岩性的导水性而相应的加以防范。3、F3逆断层：该断层导水性受断层两盘岩性决定，若地层岩性富水性强，其断层导水和富水随之增强，否则减弱，因此，矿山开采遇此断层时，应根据岩性的导水性而采取相应的防范措施。4、F4逆断层：断层导水性受两盘地层岩性决定，随地层岩性富水性强、弱而变化。因此，未来矿山开采北部煤层时，遇此断层，可能产生断层渗水问题，需加以防范。5、F5逆断层：据勘区302钻孔资料对长兴与龙潭组抽水资料q=0.00331L/s·m、K=0.00125m/d，显示断层的富水性通常情况下较弱，但断层导水性受两盘地层岩性决定，随地层岩性富水性强、弱而变化。未来矿山开采中，遇此断层的细沙岩段，可能对煤矿的开采会有一定影响。6、F6逆断层与隐伏逆断层f1：断层的富水性通常情况下较弱，但受断层两盘地层岩性决定，因此，未来矿山开采中，遇此断层时可能产生渗水或突水现象，对今后煤矿的开采有一定影响。㈣矿区地下水补给、径流、排泄条件1、在勘区主体范围，主要出露地层为飞仙关组（T1f）、卡以头组(T1k)、及主要含煤地层（P2c+l），岩性主要以碎屑岩为主，地形切割较深，相对高差大，溯源侵蚀强烈，有利于地表水、地下水的径流和排泄，各含水层大多为含隔水层相间的弱裂隙含水层组，主要接受大气降水的补给，一部分地下水在风化裂隙径流，其风化裂隙连通性好。地下水循环通畅，径流强，就近于河谷或地形低洼处排泄，其特点是径流急，途径短，无统一的径流方向，另一部分没有排泄的地下水沿深部裂隙缓慢运移，富水性较浅部弱，过渡为弱裂隙承压含水层。矿区范围内直接充水含水层长兴组、龙潭组（P2c+l），卡以头组（T1k）地层为主含煤地层顶部垂向补给间接充水含水层，地下水在浅部为风化裂隙潜水区，在矿区范围为承压含水层，总体地下水流向为由东北向西南方向径流，跟普鲁小河流向基本一致，据钻孔抽水试验显示q＜0.01L/s·m，富水性较弱。2、个旧组第二段（T2g2）碳酸盐岩岩溶含水层分布于矿区西部F1断层以西，与上覆煤系地层呈断层接触关系。地下距主采煤层M9距离较近，是矿床充水的直接充水含水层。该岩溶含水层主要接受大气降水补给，地下水以管状、脉状径流为主，其运动方向极复杂，富水性及导水性在垂向上和平面上分布极为不均匀，受地形切割和断层的影响，以岩溶泉点排泄于地表。区内泉点旱季流量为0.794～38.00L/S，富水性强，泉点出露标高为1602.0～1616.0m。因此，在未来的矿床开采中对该地层形成的底板突水及侧向补给的问题需严加防范、高度重视，避免基底岩溶突水，造成矿坑充水、淹井事故的发生。3、勘区东部永宁镇组（T1y）岩溶含水层，分布海拔相对较高，为该地层地下水补给区，该岩溶含水层主要接受大气降水补给，地下水以脉状径流为主，其运动方向极复杂，富水性及导水性在垂向上和平面上分布极为不均匀，受地形切割和断层的影响，以岩溶泉点排泄于地表，但距含煤地层较远，同时下部有数个隔水层相隔，故对矿床无直接影响。㈤矿井涌水量预测根据鑫龙煤矿的地质勘探报告，报告中对矿区煤系地层分布情况及矿井涌水量预算范围，圈定标高在1250m标高，并根据钻孔实际抽水试验所获参数，利用地下水动力学法“大井法”预算矿坑涌水量，预测矿井正常涌水量为6113.2m3/d，最大涌水量为8558.5m3/d。鑫龙煤矿+1300m水平预测矿井正常涌水量为5410m3/d（225.42m3/h），最大涌水量为7574m3/d（315.58m3/h）。根据上述两个表的数据的对比，随着矿井开采深度的增加以及雨季因素的影响涌水量有一定的变化。㈥矿区水文地质条件及类型区内地形切割深，有利于地表水自然排泄，区内最低侵蚀基准面，标高为1455m，331+332+333类资源量大部分布于最低侵蚀基准面以下，直接充水含水层与顶板间接充水含水层富水性较弱，构造破碎带富水性强于正常地层的富水性。第四系覆盖面积小且薄，对矿床充水影响不大，未来矿山开采将主要通过断层导水与其他含水层发生水力联系。但F1逆掩断层呈犁式：上盘为龙潭组一段以上地层，下盘地层为个旧组灰岩。该断层致使煤系地层下部及玄武岩缺失，形成主含煤段地层直接与个旧组灰岩相接触，形成了矿床底板直接充水含水层，可产生岩溶底板突水或断层导水而产生矿坑涌水的复杂性。勘探报告评价矿井水文地质条件类型为以底板岩溶含水层充水为主的中等偏复杂类型（Ⅱ类Ⅲ型）。设计依据《煤矿防治水规定》相关规定对矿井水文地类型重新评价，主要原因为老窑分布不清、积水不清等导致矿井防治水工作难度较高。因此该矿井水文地类型评价为复杂类型。㈦矿床充水因素根据区内水文地质条件分析，矿床主要充水因素有：1、P2c+l弱裂隙含水层的直接充水；2、T1k裂隙含水层通过导水裂隙渗入；3、老窑积水及其煤层浅部破坏区的突水；4、地表水体通过直接充水含水层或间接充水含水层的渗入；5、断裂带的影响，致使个旧组灰岩岩溶含水层与主含煤段直接接触，构成矿床底板充水含水层，并是矿床充水的主要因素。断裂带沟通地表水和充水含水层的联系，对矿床进行充水。6、开采后产生导水塌陷裂隙和地表移动带拉张原有的断层带或裂隙，致使地表水下涌，并连通各含水层的通道，最终溃入坑道，形成矿井疏干，改变天然流场。4、瓦斯、煤尘、煤层自燃和地温㈠瓦斯1、瓦斯涌出量预测及瓦斯等级确定根据云南铭立隆地质矿业有限公司2007年8月提交的《云南省富源县鑫龙煤矿勘探报告》，设计根据AQ1018-2006标准，采用分源法对矿井瓦斯涌出量进行了预测：矿井的相对瓦斯涌出量为29.85m3/t，绝对瓦斯涌出量为20.732、煤与瓦斯突出危险性根据《云南省富源县鑫龙煤矿有限公司鑫龙煤矿煤与瓦斯突出灾害评估报告》评估结果，在鑫龙煤矿M3、M5、M7、M8、M9煤层+1300m标高以上范围内：M3、M5、M7、M8、M9煤层各单项指标见表1—4—8（评估煤层突出危险性单项指标测定结果汇总表）。鑫龙煤矿M3、M5、M7、M8、M9煤层单项指标没有全部达到或超过突出危险性单项指标临界值，根据《防治煤与瓦斯突出规定》、AQ1024-2006《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》相关规定及邻近矿井的实际情况，评估认为鑫龙煤矿+1300m标高以上范围M3、M5、M7、M8、M9煤层为非煤与瓦斯突出煤层，矿井可按非煤与瓦斯突出矿井设计。㈡煤尘爆炸性勘探报告对M3、M5、M7、M8、M9煤层各采取煤样1件，共5件，送中国煤炭科学研究院重庆分院进行测试，测试结果：煤层火焰长度为10～50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉比例为35～85％，煤尘均具有爆炸性危险性。㈢煤的自燃倾向性根据煤的自燃倾向性试验，共采取样品12件，M3、M5煤层各3件，M7、M8、M9煤层各2件，送中国煤炭科学研究总院重庆分院对各主要可采煤层的着火温度（℃）进行测试。测试结果：氧化样的着火温度352～381℃，还原样着火温度358～396℃，ΔT在6～19℃间，一般8～18℃，各主要可采煤层的自燃倾向性等级均为Ⅲ级，即不易自燃（具体详见表1—4—10）。㈣地温区内所施工的钻孔除302号钻孔外，其它钻孔均开展了简易测温工作。距最末一次循环井液8小时后，孔内最高地温23.9℃（501孔，井深301m处），表明区内不存在高温异常区。第二章井筒过软岩破碎地质带支护技术方案一、概况说明富源县鑫龙煤矿为基建矿井，目前主斜井掘进81m，副斜井掘进70m，均为地质破碎带。根据现场已掘、支段实际开挖情况来看，主斜井、副斜井在进硐后施工岩性均以松软碎裂膨胀型泥质粉砂岩为主的松软破碎带，且局部地段伴有淋水现象，而此类岩体亲水性强、膨胀率高、膨胀压力大、强度低、崩解性强，在进行现浇砼浇筑时，易发生垮塌，影响现浇砼质量；又由于拱架设好后，不宜暴露时间过长，必须及时封闭，否则也易发生垮塌。总之，在此类岩体中开掘巷道整体稳固性较差，若支护不当，后期返修率较高、返修费用较高。为了保证矿井工程质量、施工安全及满足投产使用期限的要求，此方案特针对主斜井、副斜井井筒过地质破碎带、断层带及煤门支护方式，拟提出如下支护方案，力争在技术上可行、安全上可靠、经济上合理：二、支护设计理论（一）、松软破碎岩体中巷道失稳，破坏机理

在岩体中开掘巷道后，改变了原岩体在地下的三轴向应力平衡状态，地应力重新调整，在巷道周边产生应力集中，周边围岩在集中应力作用下向巷道的空间内移动，产生应变。对松软破碎岩体来说，围岩由于二次应力大于该岩体的极限强度，使用围岩产生塑性变形和流变变形，从而使岩体的强度下降，全部或部分丧失岩体自身承载能力。

我们知道，巷道支护是指包括支护体与巷道周围岩体的支承作用在内的联合支承系统。在松软破碎岩体中，支护结构系统的承受载荷Pu与巷道围的自身承载能力σd，又有如图1所示的关系。由于松软破碎岩体变形具有明显的时间效应，且初期变形剧烈若采取传统支护方式，支护结构系统随时被稚移，在载荷作用下，支承能力遂渐降低，而围岩的自身承载能力σd也要降低，与此同时支护结构系统承受的载荷Pu增大，这样又引起围岩自身承载能力σd降低，随之Pu又增大，当支护系统承受的裁荷超过支护系统本身所能承受的载荷时，支承系统产生破坏，造成巷道片冒坍塌。

图1支护结构载荷与巷道围的自身承载能力曲线（二）巷道支护技术对策

根据松软破碎岩体的力学特征及巷道失稳破坏机理，以及现场实践，可以从以下三个原则入手，来确定支护方案。

1、封团围岩原则。对于易风化和遇水膨胀的松软破碎岩体，应在巷道开掘后尽早维护，一般在围岩表面喷射一薄层混凝土，封闭围岩，防止同空气、水接触，这样不仅能避免围岩风化、膨胀，同时还可以避免片冒情况的发生，保证安全生产。喷射混凝土厚度根据实践，一般为20~30mm，总的原则是不宜过厚，但又必须封闭住围岩。因为松软破碎岩体具有流变的特点，如果混凝土层过厚，则会具有一定的刚性，限制了围岩的适度形变，进而产生围岩压力增高点，破坏喷层，使围岩暴露于空气中，失去封闭作用。

2、加固岩体原则。由于松软破碎岩体节理，裂隙，层理发育，断层交错，呈松散和松软结构，岩体强度低，因此必须加固围岩，改变岩体结构，提高岩体的整体性，调整巷道周围的应力场和围岩的力学特征，把作用在支承系统上的外力尽可能地转移到围岩的更深处，同时，使巷道周围的岩体从载荷转化为承载结构的一部分，提高围岩的自身承载能力。

（1）、注浆加固。松软破碎岩体的稳定性主要取决于岩体内磨擦角和岩体结构面。岩体注浆后，由于浆液的网络胶结作用，增大了岩体的内磨擦角，不仅增加了结构面间的磨擦力，又改善了岩体的连续性，使应力均匀分布，避免应力集中。另外，注浆还能使岩体的弹性模量增大，相对地降低了岩体的塑性，围岩塑性变形范围缩小，注浆一般有水泥浆和化学浆液，后者普遍应用的为聚氨酯材料，注浆需要有注浆专用设备。

（2）、锚杆挤压加固作用。在松软破碎岩体中安装锚杆，即构。成了锚杆一一围岩支扩体系，使本采松软的没有多大联结力的岩块之间，借助于挤压和磨擦力而加强彼此的联结，从而提高了岩体强度。另外，锚杆的加固作用，使围岩由二向受力状态，变为三向受力状态，围岩的残余强度也相对地提高了。由于井下围岩经常是在残余强度的条件下，承担载荷的。所以说提高了围岩的自身承载能力。近些年，由于高强度、超高强度锚杆的研制，在松软破碎岩体中施工巷道时，可以得以应用，既保证锚杆发挥悬吊软岩层的作用，又可以使锚杆与岩体之间形成的挤压加固拱厚度增加，进而提高围岩的强度。

3、让压缓冲原则。在松软破碎岩体中掘进巷道时，围岩处在二向应力的调整中，围岩向井巷空间移动，围岩压力通过围岩形变得以释放。不允许围岩压力释放是不可能的，单纯采用立即封闭的刚性支护是有害的。刚性封闭支护往往因围岩压力释放而招致变形压力的破坏。桃山矿二井-450环行车场，-300轨道石门在过松软破碎带时先采用封闭碹体支扩，最终导致碹体开裂，巷道被推垮即为例证)。为适应井巷既有支护又不能硬抗的要求，可以考虑选取“让—支”结合的支护方式，保证既能提供一定的支护抗力，限制围岩大幅度塑性流变，又允许围岩有一定的应变，释放压力，从而减少作用在支扩上的载荷。

（三）松软破碎岩体中巷道支护的确定

依据以上所述松软破碎岩体中巷道支护的原则，以及实践中所得经验。目前能符合要求的支护方式有以下两种：

1、注浆—锚网喷支护。对于节理、裂隙、层理，断层发育的围岩体，通过向岩体内注浆，可以使岩体中产生网络胶结作用，提高围岩的整体性：锚杆的应用，可以在围岩体的一定范围内形成一个受挤压的承载环(挤压加固拱)，从而使岩体强度提高，金属网与喷浆联合可以增加喷体的抗拉强度，而锚杆本身在承载过程中有10％~15％的伸长量，金属网与喷浆组成酌联合体又具有一定的柔性，故在松软岩层中既可以起到缓冲压力的作用，同时又具有封闭。围岩和支护岩体的功效。

2、U型钢可缩支架加喷混凝土支护。U型钢支架具有可缩性，且混凝土喷层初期具有较大的塑性形变，二者的特性允许围岩在地应力作用下作适量的收敛变形。当U型钢支架可缩性丧失时，即变成强力钢性支护，最终既达到了释压的目的，又起到了支护围岩的作用。一般在易风化，膨胀的围岩中使用这种支护方式。三、支护技术方案（一）、方案一：超前管棚+格栅拱拱架+锚网+C25喷射砼；1、支护设计及支护材料（1）支护方式采用超前管棚+格栅拱拱架+锚网+C25喷砼支护方式，格栅拱拱架间距为600mm（中对中）布置，格栅拱拱架主筋采用Ø22螺纹钢，箍筋、连接筋采用Ø10圆钢；Ø32超前管棚壁厚为3.5mm，L=3000mm，间距为300mm，每1200mm为一循环（根据现场实际情况，可对管棚数量进行适当调整）；Ø20-L=2000mm树脂锚杆排距为600mm，每排7根；Ø6.5钢筋网规格为2000*1000mm，网格100*100mm，搭接100mm，单层满铺，布置在格栅拱外边缘，使用铁丝绑扎。Ø22-L=3000mm连接筋（Ø22螺纹钢制作）间距为1000mm，一圈布置11根，循环搭接长度为660mm，C25喷射砼厚度为350mm。（2）严格按照短掘短支的单行作业方式，先拱后墙支护方法进行施工，每循环掘进严格控制在1.2m以内（根据围岩稳定情况，可适当调整循环进度），确保短掘进强支护：采用履带装渣机出矸的施工方法。（3）架设格栅拱时采用先拱后墙方式，待开挖达到设计尺寸后立即对顶板进行格栅拱拱部安装及锚网支护；施工过程中在安装好的格栅拱拱部120°范围内使用Ø32超前管棚对巷道顶板进行超前支护，每1.2m进行一次。之后进行墙部的开挖，后续安装格栅拱拱腿及固定格栅拱；当完成以上事宜时，进行初喷（200mm）。最后进行基础开挖，先开挖左侧基础，左侧基础宽350mm，高300mm，开挖成型之后，马上喷砼封闭；再开挖右侧基础，右侧基础宽350mm，高300mm；开挖成型之后，马上喷砼封闭；基础工作完成后，在进行下一循环工作。附图1超前管棚+格栅拱拱架+锚网+C25喷射砼支护设计图2、施工工序及工艺流程施工过程中应按照：开挖拱部-安装格栅拱拱部-打锚杆对格栅拱拱部进行固定-打超前管棚-开挖墙部-墙部格栅拱安装并使用螺栓将格栅拱连接紧密及固定-初喷200mm混凝土-开挖左侧基础-喷砼-开挖右侧基础-喷砼-进入下个循环长度-达到6m时进行永久喷砼（喷砼150mm），具体施工如下：1、开挖1）不管是人工开挖还是炮掘开挖，在施工前必须进行测量放线，画出开挖轮廓，将开挖轮廓线误差控制在设计及规范允许的0—150mm范围内；2）开挖需要放炮的按照光面爆破要求进行布眼，严格控制周边眼间距、采用间隔装药结构；3）严格按照施工技术交底中的炮眼布置图进行布眼、装药结构装药。2、格栅拱拱架安装格栅拱拱架采用现场加工、现场拼装的施工方式施工；格栅拱安装时必须用螺栓将对接位置锁紧，然后再进行角度调整，通过中腰线严格控制格栅拱架设。格栅拱拱腿必须立在混凝土基础上。格栅拱架设时按照600mm（中对中）间距布置，在永久支护之前格栅拱之间使用φ22-L=3000mm螺纹钢作为连接筋，连接筋一圈为11根，连接筋和格栅拱使用铁丝绑扎牢固，使之形成一个整体，连接筋循环搭接为660mm，使用铁丝绑扎。3、锚杆施工1)、锚杆采用φ20×2000mm螺纹钢筋树脂锚杆，每排7根，每根锚杆用2节锚固剂，锚杆排距为600mm；φ6,5钢筋网片（规格1000mm*2000mm）单层满铺并搭接100mm，铺设在格栅拱外表面，初喷砼厚度为200mm2)、锚杆垂直巷道轮廓线布置，锚杆托盘必须紧贴格栅拱，锚杆外露长度为20--50mm3)、采用MFT-150风动锚杆机打锚杆眼，锚杆孔打好后，用锚杆将树脂药轻轻送入眼底，再用锚杆机进行搅拌，搅拌时间为20--30s凝固后退下锚杆机，15min后将螺母拧紧，要求托板贴紧格栅拱，确保支护效果，避免顶板离层。4)、锚杆必须严格按照规程规定，找好中线，画出工作面锚杆眼位置，排间距误差为±1005)、锚杆要求与岩层层面或巷道周边轮廓线垂直，严禁出现顺层锚杆。6)、锚杆必须用长度不小于0.5m的力矩扳手拧紧，托板紧贴格栅拱，拧紧力矩不小于100N.m。7)、进行永久支护前，必须先延好中腰线，确保巷道断面达到设计要求。8)、锚杆眼的方向、长度、角度及锚杆眼位置必须符合施工设计要求。9)、打锚杆的顺序为由顶到帮、由外往里进行。10)、打锚杆眼前，必须先对打眼工具、风水管路进行全面仔细检查。11)、钻眼时，钻杆下方不得有人，扶钻杆人员要避开眼口方向，站在锚杆机（风钻）侧面操作，两腿前后错开，脚踏实地。12)、钻眼时，钻杆与钻眼方向要保持一致，用力要均匀适当，升降要平稳，以防折断钻杆、夹钎。13)、因围岩破碎造成锚杆外露过长时，必须重新补打锚杆。14)、安装锚杆前，先用锚杆装入孔内试探其深度是否达到要求，若是眼孔深度不够，必须重新钻孔使其深度达到设计要求。4、超前管棚1）、超前管棚管棚采用Ø32、壁厚3.5mm、长度3000mm钢管制作，间距为250mm，每1200mm为一循环，每排23根。2）、超前管棚施工倾角为20。，端头外露必须搭在格栅拱上，且外露长度根据实际情况而定。5、喷射砼施工1)、喷砼配合比：水泥:砂子:水＝1:3.07:0.65，速凝剂必须按水泥用量的3--5%掺入，格栅拱支护好后首先进行初喷，喷浆初喷厚度为200mm，复喷厚度为150mm。2)、喷砼强度必须达到设计要求。3)、喷砼前，必须对锚杆进行严格的工程质量检查，若存在质量问题时，必须立即整改。4)、喷砼前，应先对喷浆机、管路、压力表进行仔细检查，确认完好并试运转，且将风、水压力表读数调到合理位置。5)、喷砼时风压为0.12--0.22Mpa，水压为0.22--0.32MPa。6)、喷砼时混合料的含水率保持在7%左右，以便降低喷浆粉尘。7)、拌料按配合比配料，并搅拌均匀，上料时，要均匀连续，以便于喷射。8)、喷砼操作人员都必须佩戴防尘口罩，喷射手还须佩戴眼镜，雨衣和胶手套。9)、喷砼时，喷射手必须合理调节水灰比，使之保持在0.35～0.4间，以新喷出的混凝土粘性好、回弹量少、表面有一定光泽为宜。10)、喷砼时，要按从下往上、从外往里有顺序依次进行，喷射过程中，先喷裂缝处及低凹处，喷平后，再按划小圈走线的正规操作喷射。11)、若遇围岩渗漏水时，根据渗水情况分别采用封、堵、截、引的方法进行处理，若用上述方法不能处理时必须另报措施。12)、喷砼作业中若发生堵管时，必须按压喷头，采用敲击法疏通，且喷嘴前方严禁有人。13)、喷砼作业结束后，喷浆机要清理维护，清除粘结在电缆及风水管上浆体。3、施工安全技术措施1、在施工过程中，要尽量避免扰动围岩整体结构，保证顶板的稳定性。2、在开挖过程中，技术员要现场值班；并且每班前要排班，对施工人员要进行技术交底、安全教育，并且专职安全员要跟班。3、初喷支护达到6米后应立即进行永久支护，不可冒进。4、在施工过程中，对可预见的安全隐患要提前做好排查工作和应急方案的实施准备，加强劳动保护设施的配置。5、在施工过程中如发生垮塌冒落，必须按照要求进行背帮背顶并制定专项处理措施。6、技术负责人要安排专人对主斜井顶板进行24小时的监测，发现巷道来压或者位移要及时通知项目部领导，及时将井下施工人员进行安全撤离并制定相应的处理措施。7、加强通风管理：局部通风机安设在主斜井井口往外20m位置；局部通风机必须安放在风机平台上，距离地面高度不小于500mm；局部通风机位置用钢管和铁板焊接制作雨棚防雨，局部通风机四周用钢筋网片围住且挂上“危险”警示牌以防止高速运转伤人；局部通风机开关必须上架，风筒距工作面的距离不大于5m，保证工作面有足够新鲜风流；局部通风机必须挂牌管理，专人负责，并实现“两闭锁”（风电闭锁、局部通风机由瓦检员专人负责管理，其余人员严禁擅自开停风机。严禁无风、微风、瓦斯超限作业。瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯忽高忽低，温度聚降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；岩壁发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到发昏。8、施工前对施工作业人员进行详细的施工技术安全交底，使职工对要完成的工作心中有数，对技术质量标准、安全规定、工艺过程全部了解；9、针对目前安全技术要求，认真做到以下安全防护措施和安全操作规程要求：1）、开挖后，按设计要求及时进行架拱、打管棚、锚网喷。在使用风镐挖掘时，挖掘人员必须佩戴防护面罩，以防飞石伤人，同时在施工过程中加强自主保安和互助保安措施。2）、人工搬运格栅拱和其他物件时，值班队长和班长要对配合搬运人员交代清楚，如搬运的数量、人员搬运行走步伐要一致；班队长必须仔细检查所要搬运物件的捆绑情况，必须牢固可靠，不能超负荷搬运，否则会发生伤害作业人员人身的事故。3）、架设格栅拱时，施工作用人员必须带好安全帽，及时进行敲帮问顶，防止顶板活矸（大块土石）掉落而伤害到工人人身安全；同时在安设格栅拱时作业人员要将附近及后方巷道内的杂物清理干净，确保巷道畅通；施工工具（锋利工具）及设备摆放码好，以防人员作业时妨碍及伤害人身安全。4）、喷砼作业中若发生堵管时，必须按压喷头，采用敲击法疏通，且喷嘴前方严禁有人。5）、作业人员每班进班必须进行排班，对每个班的工作任务和安全、质量进行交底。6）、实行交接班制度。（二）、方案二：超前管棚+格栅拱拱架+锚网+C25喷射砼+壁后注浆；（此方案建立在方案一的基础上，故此不对超前管棚+格栅拱拱架+锚网+C25喷射砼叙述，仅对壁厚注浆做技术参数叙述）1、注浆方式、注浆材料及参数1）、方式选择：因现井筒情况为弱含水软岩层，开挖后局部有测压显现，故采取径向注浆方式。2）、注浆材料采用P042.5普通硅酸盐水泥，水灰比为1:1。要求注浆水质干净无杂物，严禁使用过期变质的水泥。下料时必须用过滤网将杂质及硬块去掉3）、注浆参数设计：（1）注浆加固范围选择4m；扩散半径定1.5m；（2）注浆方式：采取一次性全孔注浆方式；（3）其它参数设计序号参数名称设计值1注浆速度（L/min）5-502注浆压力（MP）1.5-33单孔注浆量(M3)Q=3.14R2nha(1+b)4孔间距L=R附图2超前管棚+格栅拱拱架+锚网+C25喷射砼+壁后注浆支护设计图2、施工工序及工艺流程1）、注浆顺序：注浆顺序由下向上，先注单序号单数排孔，然后注剩下的双序号双排孔。这样通过约束型注浆模式，实现挤压密的效果。注浆可以滞后工作面20m-30m2）、注浆结束标准控制：注浆结束标准以定量定压相结合的注浆原则进行控制。注浆过程中首先采取定压为第一控制原则，如果长时间压力不上升（一般为8h），可按定量原则进行控制。双序号孔结束标准必须达到设计注浆终压为原则进行控制。3）、浆液配制：配制浆液时，按设计配合比，力求加料严格准确，并搅拌均匀。4）、施工准备工作内容：1）安装就位注浆泵，搅拌筒、清水桶、浆液桶及管路，形成注浆系统。2）搭设脚手架，采用2寸钢管焊制马蹬、长2m，高2m，宽1.2米，上面铺设50mm厚木板，形成一个整体（操作平台），为巷道顶部作业创造条件。3）备足注浆材料，确保施工连续性。4）对巷道进行全面安全质量检查，若发现巷道局部开裂掉块或露出危岩浮矸的部位要进行挖除，找尽和补喷处理，以防漏浆。若变形开裂部位较大，需增加锚杆加固。5）、注浆施工(1)注浆顺序注浆顺序为沿巷道方向从下向上，隔孔跳排注浆；每个断面从墙部往拱顶方向注浆。(2)注浆操作程序如下：钻孔布置角度：巷道底脚注浆锚杆与巷道底板成20度角，其余锚注锚杆均与巷道周边轮廓垂直布置，角度不得小于75度。对钻孔用风、水冲洗，排尽残渣和污水；将组装好的杆体平顺，缓缓推送至孔底；从注浆管注入拌和好的水泥浆。浆液在灌注过程中应遵守以下规定（《锚杆设计与施工规范》（CECS22—90））：注浆浆液应搅拌均匀，随搅随用，浆液应在初凝前用完，并严防石块、杂物混入浆液；注浆作业开始和中途停止较长时间，再作业时应用水或稀水泥浆润滑注浆泵及注浆管线；注浆管连接的注浆杆体，其插入深度距孔底宜为50~100mm；空口溢出的浆液或排气管停止排气时，可停止注浆；浆体硬化后不能充满锚固体时，应进行补浆；注浆锚杆制作注浆锚杆应为6分（Ф20mm）无缝钢管；注浆锚杆全长每隔10cm对称十字开口均匀钻出Ф6mm出浆孔，管口螺纹M20，管终端呈稍扁状，以增加注浆出口压力；注浆锚杆在孔口处应安装有止浆塞，该止浆塞在注浆过程中全部封闭孔口，防止浆液倒流；注浆锚杆端头应设有止浆球阀，注浆完成后，停止注浆时，应关掉止浆球阀，防止浆液倒流；注浆设备（表2）序号设备名称规格单位数量备注1注浆泵ZBQ-5/12台12搅拌机台13风锤YT-28台34注浆泵开关QC-83-80台15注浆泵用开关（断路开关）DW80-200台16搅拌机开关QC-83-80台17风动扳手把26）、注浆作业的技术质量要求（1）、注浆原则①定压注浆②定量注浆（2）、注浆孔施工技术要求注浆孔施工时，严格按照设计间排距和角度布置，间排距最大误差控制在土100mm以内，孔深误差控制在0－50mm范围以内，顶部锚杆角度不小于75度。（3）、注浆系统的调试技术要求注浆前，先对各连接管路、阀门、设备等进行检查后用清水调定注浆压力到需要的规定压力。（4）、浆液制作及注浆技术要求浆液制作时，严格掌握注浆参数、浆液配比，水灰比和注浆终压，满足设计要求。注浆时，每个孔注浆量以临近注浆孔返浆为止，返浆时停止注浆，降低流量10分钟，停机关闭注浆阀；进行下一个孔的注浆。浆液需充分搅拌均匀，并在放浆口处设置过滤网，以防结块小泥等杂物吸入浆管内。注浆的孔口阀门应待注浆后8小时拆除。拆下的阀门要及时清洗干净，然后涂抹机油备用。3、施工安全技术措施1、严格执行“敲帮问顶”制度，各项工序开始前都必须进行。2、施工前，必须将风、水管路连接到位，材料及工器具准备到位。3、施工钻孔时，打眼工站在凿岩机侧后方，并保证身体平衡，然后缓送气腿阀门，使气腿蹬到实处，并达到一定支撑力。4、掌钎工站在凿岩机一侧，距离岩面400～600mm，两手抓稳钻杆，对准标好的眼位，向打眼工发出开机信号。5、注浆泵必须由专人操作。6、操作人员必须佩带橡胶手套，以保证肢体安全。7、施工注浆钻孔及注浆期间，施工地点必须设专人监护，随时观察顶板、并挂上“前方施工，严禁行车”的警示牌。箕斗即将运行到警示牌位置时，必须发出信号，待施工人员将锚杆机、管路等顺开，施工人员撤到安全地点，在得到施工安全员的允许后方可通行。8、工作台必须要设置防滑防坠设施，在工作台四周要打防滑桩，防滑桩要将工作台稳固牢固并满足施工需要，且不能与行车设备相互干扰。9、人员通过注浆地点时，必须取得注浆安全员的允许，将电缆、管路等顺开后方可通过。10、注浆泵每次移动时，将注浆泵摆放在平板车进行提升，平板车挂在箕斗后面，在提升前，首先安全员检查联接碰头和插销及联接环是否牢固可靠，确定牢固可靠后方可进行提升移动。提升移动到注浆位置后，在注浆泵靠近巷道帮打好不少于2个固定楔，用ø14.5mm钢丝绳将注浆泵固定在固定楔上，然后在注浆泵位置施工地锚固定桩将注浆泵固定防止注浆泵翻落。11、注浆材料使用箕斗转运，装料量高度要低于箕斗沿高高度300mm—400mm；在巷道内，注浆材料要分类堆放且要堆放整齐，堆放地点要安设防下滑挡板，挡板可使用厚度8mm—10mm的钢板或厚度不小于100mm的木板双层制作，挡板要稳固、结实且要固定在巷道内。随着注浆泵的移动，注浆材料需要转运时，在临时堆放点也要安设防下滑挡板。注浆搅拌桶随注浆泵移动，搅拌桶放置点必须要采用人工使用十字镐将放置点挖出深度为300mm—500mm深的圆形状平台，将搅拌桶放置在内，并在搅拌桶靠近巷道帮打好不少于2个固定楔，用ø14.5mm钢丝绳将搅拌桶固定在固定楔上，然后在搅拌桶位置施工地锚固定桩将搅拌桶固定防止搅拌桶翻落。12、作业前必须先对作业地点的电缆、风水管、风筒等采取保护措施以后，方可进行作业。13、钻注浆锚杆孔时，必须选在支护完整、喷射砼覆盖严密的地点进行。钻眼前先进行敲帮问顶，找净活动的砼块以后，方可钻孔。14、风钻的软管接头及注浆泵的出浆管与锚杆接头必须连接可靠。15、使用风钻和锚杆机时，严格按《打眼工技术操作规程》进行操作。16、注浆孔的布置、注浆配合比等技术参数可根据注浆效果及时调整。17、制浆和注浆的工作人员，必须佩带防护眼镜和口罩，工作服袖口必须扎紧，扣子扣好。注浆时，操作人员要站在操作位置的上口，严禁站在下口。18、注浆前必须进行注浆泵和输送管路的耐压试验，试验压力必须达到注浆压力的1.5倍，试验时间不少于15分钟，无异常情况后方可使用；注浆前必须对止浆垫和孔口管进行耐压试验，试验压力必须大于注浆压力1Mpa。19、注浆过程中注浆压力突然上升时，必须停止注浆泵运转，卸压后方可进行处理。20、在注浆过程中，若注浆位置段巷道由于注浆压力或注浆液重量发生开裂缝，则应立即停止注浆，对开裂缝采用水泥砂浆或膨胀水泥等其他材料进行封堵密闭，待开裂缝封堵硬化后，再次进行二次补浆。21、注浆结束时，全孔必须及时用水泥砂浆全部充填实，锚杆的口端用螺母上紧封死。22、每次注浆结束后，必须用清水冲洗注浆设备及管路，防止浆体固化后影响设备、管路的正常使用和下次注浆的效果。23、严禁串浆注射浆液。24、注浆过程安全员、技术员要跟班；注浆结束后跟班技术员必须检查注浆效果，并严格填写注浆加固施工记录表，合格后方可进行下一个孔的施工。25、严禁无风、微风、瓦斯超限的情况下作业。26、注浆作业地点下方严禁有人或人员作业。27、制浆和注浆的工作人员要佩戴防护眼镜和口罩，注浆材料搅拌点要有降尘的设施，比如防尘水雾、喷雾装置等。28、必须采取湿式凿岩；打眼前，首先进行敲帮问顶，找掉活矸及危矸。打眼前，先检查风水管路是否完好无损、畅通，打眼工具各部件是否齐全、正常。29、钻杆与钻眼方向要保持一致，用力要均匀适当，升降要平稳，以防折断钻杆、夹钎；钻杆下不得有人。在操作平台上打眼时，风锤要架设稳固，风锤气腿要抵在操作平台上的固定位置，防止风锤错位下滑；扶钻杆人员要避开眼口方向，站在风锤侧面操作，两腿前后错开，脚踏实地；当钻眼过程中出现围岩变松、片帮、来压或钻孔中有压力水、水量突然增大或出现有害气体渗出等异常现象时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，及时向项目部汇报，同时将人员撤到地面。30、打眼工在有下列情况之一时不得打眼：a、局扇停止运行时；b、顶板有安全隐患时；c、注浆地点下有人员或人员作业时；d、瓦斯超限时；e、注浆地点安全条件不好或发生异常情况时；打眼前先看好中腰线，按注浆设计施工图中所规定的眼位、深度、方位进行打眼。打眼完毕后将打眼工具、设备搬离迎头，存放在安全地点，将电缆或风带、小带盘放整齐。31、注浆之前，由项目部安全副经理负责做好安全避灾退路，一旦井下发生事故时，作业人员能够通畅、安全、及时的沿避灾退路撤至地面。32、箕斗提升时必须严格执行“行车不行人，行人不行车”。33、当注浆钻孔施工与箕斗运输平行作业时，施工段前后方20米必须设置警示牌；34、当箕斗运输时，必须安排专人通知注浆队，一方面将设备转移到安全地带，以避免发生撞倒设备的安全事故；另一方面，人员必须撤到躲避硐室或地面，以避免箕斗伤人，确保人员及设备、设施的安全。35、注浆施工与钻孔施工所使用的架子（操作平台）不能与箕斗相互干扰，凡在架子（操作平台）上操作施工的人员，必须将架子（操作平台）搭设平稳且要有防滑防坠设施、保证安全后方可操作。36、采用人工开挖注浆槽时，采用手镐进行开挖时，操作人员不得正对其他作业人员作业，以防手镐伤到其他人员。37、使用尖锐器具时须注意自身安全，采用正确的操作方法，以免受伤或造成他人受伤。工具使用完后应有序的摆放或放入工具袋（箱），以防误伤自己或他人。38、在施工注浆槽过程中，所有参与人员必须精力集中，防止发生意外事故。（三）、方案三：采用喷、浇、锚、网+壁后注浆联合支护；1、支护设计及支护材料（1）支护方式采用喷、浇、锚、网+壁后注浆联合支护方式，在巷道开挖后立即喷射一层30～50mm厚的混凝土进行临时支护;待巷道基本稳定后，进行整体浇灌钢筋混凝土永久支护浇筑厚度为300mm；再用锚杆和钢筋网加强支护;最后进行壁后注浆加固支护；Ø32超前管棚壁厚为3.5mm，L=3000mm，间距为300mm，每1200mm为一循环（根据现场实际情况，可对管棚数量进行适当调整）；喷射混凝土厚度为30～50mm，配比为水泥∶砂子∶石子=1∶2∶2，水灰比为0．45～0．50;浇灌钢筋混凝土厚度300mm，混凝土配合比为水泥∶砂子∶石子=1∶2．7∶4，水灰比为0．50，采用直径10mm的钢筋，钢筋排列间距为500mm；采用管缝式，长2．0m，锚杆网度1000mm×1000mm，梅花形排列；条网为直径12mm的钢筋，成对横向布置，用钢板焊接，排距同锚杆一致。（2）严格按照短掘短支的单行作业方式，先墙后拱支护方法进行施工，每循环掘进严格控制在1.2m以内（根据围岩稳定情况，可适当调整循环进度），确保短掘进强支护：采用履带装渣机出矸的施工方法。附图3喷、浇、锚、网+壁后注浆联合支护设计图2、施工工序及工艺流程1）、小断面超前光面爆破掘进工艺遇到松软破碎地质带掘进时应采用小断面超前光面爆破掘进工艺，不但进一步降低了爆破震动对围岩的不利影响，更主要的是通过小断面超前，遇到非常松软破碎岩段则采用非爆破方法开挖到巷道边界，将巷道周边围岩的破坏程度降低到最小。这一爆破工艺的特点是:断面分两次形成，第一次按小断面布孔凿岩和爆破，第二次按成巷断面布置周边孔起爆光爆层或采用非爆破方法开挖到巷道边界。形成小断面后，根据小断面超前成巷的成巷条件和矿岩性质具体布置光面爆破层的周边眼或采用非爆破方法掘进成巷，是确保这一工艺达到预期效果的关键。一般原则是:小断面成巷规整时按设计要求布孔;小断面发生少量片帮冒顶时，则在片帮冒顶处将周边眼孔距加大;若片帮冒顶超过50%，则采用风镐等非爆破方法将巷道掘进至设计边界。2）、喷、浇、锚、网与注浆联合支护工艺巷道掘进遇到松软破碎岩层，采用喷、浇、锚、