附表2-3-3：煤层顶底板情况表。
顶底板名称 岩石
类别 硬度 厚度（m） 岩性
老 顶 Ⅵ 10～12 1.10 灰色中厚层状粉砂岩
直接顶 Ⅵ 2～4 0.62 深灰色薄层状泥质粉砂岩
伪 顶 Ⅳ 无
直接底 Ⅵ 2～4 0.92 深灰色薄层状泥质粉砂岩
老 底 Ⅳ 4～6 1.45 灰色薄层状粉砂岩
附图2-1-2：掘进工作面综合柱状图
第三节 地质构造
一、煤（岩）层及地质构造。
1、巷道煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角）
煤层走向：南北走向，煤层倾向：270°，煤层平均倾角：18°
2、地质构造（断层、褶曲等）及其导水性和控制程度对施工影响等见下表。
附表：2-4-4地质构造情况表
编号 构造名称 性质 走向
（°） 倾向
（°） 倾角
（°） 落差
（m） 导水性、控制程度和施工的影响
1 无
二、进行技术分析受冲击地压威胁的煤（岩）层或应力集中区掘进对施工的影响。
本工作面施工，不受以上灾害影响。
三、在突出煤层顶、底板掘进岩巷时，经定期验证的地质资料情况。
本煤层及其顶板、底板不属于突出煤（岩）层。
第四节 水文地质
一、巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。
巷道区域内无明确的水源，主要水源为顶板裂隙渗水，对巷道施工影响不大。
二、分析相邻老巷、老窑积水、岩溶水、钻孔、构造、裂隙导水等对施工安全的影响程度。
巷道施工时不受老窑水影响，无需进行探放水。
三、积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”（积
水线、探水线和警戒线）。
根据地测部门提供的资料，巷道施工无积水区。
四、隔水层安全厚度计算参考公式：
无需计算隔水层厚度。
式中:t— —底板安全隔水层厚度，m；
l— —掘进工作面底板最大宽度，m；
— —隔水层岩石的容重，KN/m3 ；
— —隔水层岩石的容重，KN/m3 ；
p— —隔水层岩石的容重，KN/m3 ；
第五节 灾害情况
一、本工作面及周边瓦斯地质情况介绍。
本工作面及周边临近工作面均属于高瓦斯工作面。
二、根据已有地质资料和相邻工作面预计本工作面吨煤瓦斯含量、煤层瓦斯压力，瓦斯、二氧化碳等的相对、绝对涌出量。
根据2124-12中间巷掘进工作面测得瓦斯数据：吨煤瓦斯含量7.82m3/t，瓦斯压力0.02MPa，预计本工作面瓦斯绝对涌出量1.0m3/min，瓦斯相对涌出量：15.5m3/t；预计二氧化碳绝对涌出量0.03m3/min，二氧化碳相对涌出量0.44m3/t。
三、瓦斯、二氧化碳等对本工作面的影响程度预计。
瓦斯对该工作面施工有一定影响，在放炮过程中存在瓦斯超限隐患，需加强放炮环节的通风瓦斯管理；二氧化碳对巷道施工无影响。
四、说明本工作面煤与瓦斯突出危险性。
根据2124-12中间巷掘进工作面测得瓦斯数据可得，本煤层无煤与瓦斯突出危险性。
第六节 影响掘进的其他因素
一、根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据，说明掘进巷道煤尘爆炸指数，自燃发火倾向性、自燃发火期。
根据《四川省煤炭产品质量监督检验站》（2016年）提供的检验报告可知：24#煤层煤尘爆炸指数14.39%，煤层自燃倾向性为不易自燃煤层，煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级，自然发火期＞360d。
二、简述冲击地压、应力集中区、地温情况及其对回采的影响。
施工过程中不受以上灾害影响。
三、其它有毒有害气体对工作面的影响。
无其他有毒有害气体对工作面掘进造成影响。
四、简述地质部门对掘进巷道的建议。
1、如遇断层、顶板破碎及其它地质构造时，须加强顶板支护。如遇有地质疑难问题，请及时与地测科联系。
2、根据施工进度通风部门要做好24-1、24-2煤层的瓦斯监测、监控。
第三章 巷道断面及支护
第一节 巷道断面
一、根据巷道层位和围岩岩性及有关设计等选择巷道断面形状、确定断面尺寸，计算掘进断面积和净断面积。
根据巷道的使用要求和顶板岩石特性，2124-12切眼下段的断面形状选择为矩形断面，2124-12切眼下段掘进宽度3.0m，中高1.8m，掘进断面积5.4m2。
二、巷道工程量、坡度、中腰线、开口位置、方位角等。
1、巷道工程量：巷道设计总长度98m。
2、巷道施工坡度：2124-12切眼下段抓24-2煤层顶板掘进，平均坡度18°。
3、巷道中腰线：巷道施工沿中线掘进，无腰线；两帮距中线的距离为1.5m。
4、巷道开口位置：巷道在2124-12运输巷停掘处上帮（东帮）退后2.5m为中心开口。
5、按方位角90°0′0″抓24-2煤层顶板施工98m与2124-12中间巷巷尾贯通，即工作面停止掘进。
三、倾斜巷道安全躲避硐的设置、间距、断面形状、断面尺寸规格、深度，与倾斜巷道关系等规定。
1、在巷道前进方向的左帮（北帮）每隔30m～40m施工一个躲避硐室，躲避硐为梯形，长2.0m、深1.5m，抓24-2煤层顶板施工。
附图：3-1-3巷道断面图
第二节 支护设计
一、巷道永久支护、确定永久支护与工作面的最大、 最小距离。
1、根据宝鼎矿区支护设计咨询系统、综合柱状图、2124-12切眼下段支护工程类比情况决定：巷道顶板永久支护采用麻花式金属树脂锚杆（型号下段，金属杆体直径16mm、长2200mm）、锚索（型号SKP15-1/1860、直径15.24mm钢绞线、长度4m）、钢筋梯、金属网联合支护。
2、顶板永久支护距工作面掌头的最大距离为2.0m，最小距离为不大于0.4m。
二、支护参数设计
采用计算法校核顶板支护参数
1、锚杆长度计算
L = KH+L1+L2
式中：L——锚杆长度，m H——冒落拱高度，m
K----安全系数，取1.5
L1——锚杆锚入稳定煤岩层深度，取0.5m
L2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m
其中： H=B/2f=2.6/(2×4)=0.325m
式中：B——巷道宽度 f——岩石坚固性系数，根据综合柱状图，深色薄层状粉砂岩取值4
L = 1.5H+L1+L2=1.5×0.325+0.5+0.05=1.0375m 施工时取L=1.8m。
2、锚杆间距、排距a、b
a=b=
式中：a、b——锚杆间、排距m
Q——锚杆设计锚固力，36KN/根；
H——冒落拱高度，取1m；
K——安全系数，取1.5；
r——被悬吊砂岩的重力密度，取19.995kN/m3 a=b=
施工中间距取0.9m，排距取1.0m。
3、锚杆直径的选择：
P=abhr=1×1×1.8×23=41.4kN/m3
式中：a---锚杆排距
h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度1.8m
b---锚杆间距
r---承载岩体容重23kN/m3
K---安全系数 取2
▽--锚杆材料抗拉强度，取38kN/m2
==0.152m=15.2mm
施工中取Φ=16mm
通过锚杆直径的验算，间距确定为0.9m，排距为1.0m,能满足支护要求。
4、理论上锚杆锚固长度可用下式计算：
式中：la—锚固长度，m；
dr—锚固剂直径，mm，取23mm；
D—钻孔直径，mm，取28mm；
d—锚杆杆体直径，mm，取16mm；
lr—锚固剂长度，mm， MSCKb2350型锚固剂，锚固剂长度为500mm。
=410mm。
锚杆锚固长度为410mm，则需使用1个锚固剂。
5、锚索支护参数计算：
⑴确定锚索的长度：
L=La+Lb+Lc+Ld
式中 L----锚索总长度，m
La---锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m
Lb---需要悬吊的不稳定岩层厚度，取1.5m
Lc---上托盘及锚具的厚度，取0.1m
Ld---需要外露的张拉长度，取0.25m
锚索锚固长度La按下式确定：
La≥K×(d1fa/4fc)
式中：K---安全系数，取2
d1---锚索钢绞线直径，取15.24mm
fa---钢绞线抗拉强度，取1860MPa
fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2
则La≥（2×15.24×1860）/4×10=1417.32㎜≈1.42m，每根锚索需使用3根锚固剂。
L=1.42+1.5+0.1+0.25=3.27m 施工取锚索长度为4m。
⑵锚索的间、排距校核:
L=NF2/｛BHr-(2F1sinθ)/L1｝
式中 L—锚索间排距，m
B—巷道最大冒落宽度，正巷3.0m
H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取1.5m
r---岩体容重，25KN/m3
L1—锚杆的间距，0.9m
F1—锚杆的锚固力，36KN
F2—锚索极限承载力，直径15.24mm取240KN
θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，最小75°
N—一排锚索根数，取2
L=F2/〔BHr-(2F1sinθ)/L1〕
=240/〔2.6×1.5×25-（2×36×sin75°）/1.0〕
=8.6m
通过上述计算，2124-12切眼下段的锚索排距小于8.6m布置。根据巷道掘进支护情况，2124-12切眼下段顶板支护为锚杆、索联合支护，锚索长4m。
三、巷道临时支护。
1、巷道临时支护方式及支护材料。
2、2124-12切眼下段采用塑钢单体戴帽作临时支护，单体间排距1.0m×1.0m，巷道最大空顶距≥2m时打设两排临时支护，0.4m＜空顶距＜2m时打设一排临时支护，如该段顶板破碎时必须根据现场情况补打临时支护，当空顶距离小于等于0.4m时，且顶板完整无构造或破损时，无需打设临时支护。木帽为直径160mm以上的优质半圆木，或150mm×150mm方木，长度不小于0.6m。在材料码放地点随时备用2根塑钢单体及一定量的木帽，当工作面临时支护损坏或无法使用时，必须及时更换。
