巷道掘进、支护设计
巷道掘进、支护设计
掘进3周、支护3周华丰煤矿-1100下山快速掘进及巷道支护设计要求设计内容（供参考）第一章华丰煤矿及巷道施工概况1.1华丰煤矿概况1.1.1华丰煤矿地理位置及交通条件1.1.2华丰煤矿地质条件及气候特征1.2-1100水平巷道概况1.2.1巷道地质概况1.2.2煤（岩）层赋存特征1.3生产系统概况1.3.1通风系统1.3.2压风系统1.3.3防尘系统1.3.4防灭火1.3.5安全监测系统1.3.6供电系统1.3.7排水系统1.3.8运输系统1.3.9通迅系统第二章 -1100下山快速施工方案2.1-1100下山快速施工爆破方案2.1.1全断面中深孔光面爆破方案2.1.2全断面巷道定向断裂控制爆破方案2.1.3爆破方案对比分析及选择2.2-1100下山快速施工机械化配备方案2.2.1装岩方式2.2.2运输方式2.2.3管线及轨道敷设2.2.4设备及工具配备第三章 -1100下山快速施工支护方案3.1六水平矸石井断面设计概况3.2支护方式选择3.3支护参数设计3.4锚网喷施工工艺及要求3.5U棚的施工工艺第四章安全技术措施4.1特殊措施4.2“一通三防”管理4.3顶板管理4.4爆破管理4.5防治水管理4.6机电管理4.7运输管理第五章结论最好包含下列理论、技术、方案（供选择）：第一章爆破技术影响因素分析第一节爆破参数设计理论1.1炮眼深度1.2掏槽爆破1.3掏槽参数第二节光面爆破技术2.1光面爆破的基本原理2.2光面爆破参数2.3光面爆破的优点2.4光面爆破的质量标准2.5光面爆破施工工艺2.6爆破参数的优化与分析第三节定向断裂控制爆破技术3.1定向导向缝形成机理3.2裂纹扩展机理及扩展过程3.3定向断裂爆破的能量问题3.4岩石爆破定向破裂装药结构研究3.5定向断裂控制爆破参数确定第二章岩巷机械化作业线影响因素分析第一节巷道施工机械化配套原则1.1平巷施工机械化配套原则1.2斜井（巷）施工机械化作业线配套原则第二节岩巷施工机械化作业线配套2.1以耙斗装岩机为主的岩巷施工机械化作业线2.2以侧卸式装岩机为主的施工机械化作业线设备配套2.3以钻装机为主的施工机械化作业线的配套设备2.4以岩石掘进机为主的施工机械化作业线配套设备第三节巷道掘进机械化作业线配套优化3.1全液压钻车配侧卸装岩机作业线配套优化3.2岩石掘进机为主的作业线优化443.3侧卸式和耙斗装岩机结合的机械化作业线配套优化第三章快速支护技术影响因素分析第一节现代支护结构原理与类型1.1现代支护结构理论1.2现代支护结构类型第二节锚喷支护设计与施工原则2.1锚喷支护设计原则2.2选用锚喷支护参数的原则2.3锚喷支护参数设计2.4锚喷支护快速施工深部巷道支护技术研究以华丰煤矿-1100巷道为例1研究课题的提出1.1煤矿深部巷道工程的特点1.2研究深部巷道支护技术的意义1.3煤矿深部巷道工程理论的进展与现状1.4国内外深部巷道支护技术的发展2深部巷道围岩的物理力学特征2.1深部软岩的概念2.2深部软岩的工程特性2.3深部软岩的力学属性2.4深部软岩的工程分类及对策3深部巷道工程支护荷载确定方法3.1原岩应力场的构成3.2原岩应力确定方法3.3围岩支护荷载的确定（依据围岩性质计算锚固力）4巷道支护技术方案4.1深部巷道的支护技术方案4.2支护参数计算4.3巷道支护加固机理分析4.4预期效果预测5底臌的防治5.1深部巷道底臌的特征5.2深部巷道底臌的分类5.3深部巷道底臌的机理5.4影响的底臌主要因素5.5深部巷道底臌的防治方法6结论华丰煤矿及巷道施工概况华丰煤矿是一个年产原煤百万吨的特级质量标准化、现代化企业。
煤矿巷道支护设计及施工工艺
支护设计一、巷道断面巷道断面直墙半圆拱型，净下宽：3.6m，净高：3.0m，净断面：9.4㎡,掘进下宽：3.8m，掘进中高：3.1m，掘进断面：10.6㎡。
二、支护方式（一）、永久支护巷道永久支护方式采用锚网喷，巷道交叉口、岩层松软、过断层等地段采用锚网喷+锚索支护。
按悬吊理论计算锚杆参数：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，一般K=2；L1---锚杆锚进稳定岩层的深度，一般按0.5m；L2---锚杆的外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/2f=3.8/(2×3)=0.63B---巷道掘进宽度，取3.8m；f---岩石坚固系数，取3；K---安全系数，一般K=2；则：L=2×0.63+0.5+0.1=1.862、锚杆间距、排距计算：设计时间距、排距均为a，则a=［Q/KHγ］1/2=1.02式中 a---锚杆间排距，m；Q---锚杆设计锚固力，64kN/根；H---冒落拱高度，0.63m；γ---被悬吊砂岩的密度，取25kN/m³；K---安全系数，一般K=2；通过以上计算，选用直径20mm螺纹钢树脂锚杆，长度为2.0m，锚杆间、排距为 0.9m。
网片采用钢筋网，相邻网片要压茬连接，搭接长度不小于100mm。
爆破前锚网支护距迎头不大于0.7m，炮后不大于2.4m。
围岩性较好时，采用先锚后喷的方式；围岩稳定性较差是，锚杆间、排距应适当缩小，并要先及时喷射混凝土，喷浆厚度不小于30mm，然后打设锚杆，复喷必须达到设计厚度。
初喷距工作面不超过5m，复喷距工作面不超过10m。
洒水养护时间不少于28天。
（二）、临时支护1、由于锚杆机手柄长度为1.3m，锚杆间距为0.9m，因此，在炮后及时进行敲帮问顶，然后操作人员站在支护完好的地点打设顶锚杆作为临时支护。
2、初喷工作面作临时支护。
炮后及时找掉，冲刷巷帮后立即进行初喷，初喷厚度不小于30mm，喷体初凝20min后，施工人员方可进入迎头。
巷道支护
三，确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进尺寸（一）选择支护参数采用锚喷支护，根据巷道净宽 3.6m，穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩，服务年限大于20年等条件，确定选用锚固可靠，锚固力大并能快速安装的树脂锚杆。
锚杆杆体为∮20mm螺纹钢，每个孔安装两个树脂，药卷，锚固长度≥700,mm，设计锚杆预紧力≥120KN。
锚杆长度2.0m，呈方形不知，其间排距0.8×0.8m。
锚杆托板为10mm厚，120×120mm的拱形托板。
喷射混凝土设计厚度T1=100mm，设计强度为C18，分两次喷射，每次各喷50mm厚。
故支护厚度T=T1=100mm。
巷道局部需要加强支护地段，再首次喷射50mm厚混凝土候铺设∮6mm的钢筋网，网格尺寸为100mm×100mm，形成锚喷网联合支护。
（二）选择道床参数根据巷道通过运输设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数hc，hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm。
采用钢筋混凝土轨枕。
（三）确定轨道掘进断面尺寸由表3——7计算公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2×100=3800mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2§=3800+2×75=3950mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm巷道计算掘进高度H2=H1+§=3720+75=3795mm巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=3800（0.39×3800+1820）=12547600mm²。
取S1=12.55m²。
巷道计算掘进断面面积S2=B1（0.39B2+h3）=3950（0.39B1（0.39B1+h3）3950+1820）=13273975mm²。
取S2=13.27²。
巷道掘进支护设计
巷道掘进支护设计巷道掘进与支护设计一、引言巷道掘进是建设地下工程的关键工序之一，其质量与安全直接影响到地下工程的整体进度与运行安全。
巷道支护设计是巷道掘进中的重要内容，其目的是保障巷道在施工过程中和使用过程中的稳定性与安全性。
本文将从巷道掘进与支护设计的原理、方法和实施过程等方面进行论述。
二、巷道掘进的原理与方法巷道掘进的原理是通过挖掘机械将地下土层逐层开挖，形成所需的巷道空间。
巷道掘进的方法有机械法、爆破法和盾构法等。
机械法是最常用的方法，其以挖掘机械为主要设备，采用由上至下的逐层开挖。
爆破法适用于较硬的岩石地层，通过爆破药剂使地层破碎，然后使用挖掘机械进行后续开挖。
盾构法则是使用盾构机进行巷道掘进，适用于较长距离、大断面的巷道。
三、巷道支护设计的原理与方法巷道支护设计的原理是通过有序的施工过程和合理的支护材料来保证巷道结构的稳定性。
常用的巷道支护材料有钢筋混凝土、预应力混凝土、钢板和钢筋网等。
巷道支护设计的方法有拱形支护法、弯梁支护法和锚杆支护法等。
拱形支护法是通过形成拱形结构来承受巷道的荷载，弯梁支护法则是通过预应力混凝土弯梁来支撑巷道顶部，锚杆支护法则是通过安装锚杆来平衡巷道的内外力。
四、巷道掘进与支护设计的实施过程巷道掘进与支护设计的实施过程需经历前期准备、施工过程和后期检验等环节。
前期准备包括工程勘测、设计方案制定、支护材料的选择和施工方案的编制等。
施工过程主要包括开挖、支护材料的安装、巷道潮湿处理和巷道清理等工序。
后期检验主要包括巷道支护结构的检测和变形监测等，如果存在问题则需进行补救措施。
五、巷道掘进与支护设计的注意事项巷道掘进与支护设计需注意以下事项：合理选择掘进与支护的方法，根据地层情况进行设计方案的制定；选择合适的支护材料并严格按照相关标准进行施工；注意巷道内外的通风与排水问题，保证施工环境的安全与舒适；定期进行巷道支护结构的监测与检验，做好维修与加固工作。
六、结论巷道掘进与支护设计是地下工程中重要的工序，其质量与安全直接关系到工程的整体进度与使用安全。
掘进巷道锚杆支护设计[1][2]
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沿煤巷道矩形断面锚杆支护设计1、巷道围岩破坏指数计算：）（）（245tg h 12cos K F 1000B H K C C 11ϕαγ-⨯⨯-⨯⨯⨯⨯⨯⨯= 式中：C ——煤帮松塌破坏深度 m ；K ——平衡自然拱角应力集中系数，（巷道周边挤压应力集中系数），巷道宽高比，一般取3.0；γ1——顶板岩层平均容重25KN/m 3；查表得H ——巷道埋深， m ；B ——固定（残余）压力影响系数，一般取1-1.2，也称采动影响系数； F 1——煤体单向抗压强度14-20MPa ；K C ——煤体完整性系数1.0；α——煤层倾角（°）；h ——巷道掘进高度 m ；ϕ——煤体内摩擦角16-40°。
2、顶板潜在的冒落拱高度z y F K cos c a b ⨯⨯=α）＋（式中：b ——顶板潜在的冒落拱高度m ；C ——巷道两帮松塌破坏深度 m ；a ——巷道顶板有效跨度之半 m ；K y ——直接顶煤岩类型系数0.6；F z ——直接顶普氏坚固性系数 。
根据岩性查表确定m 1.2L L L L 321＝＋＋＝式中：L ——垂直锚杆长度m ；L 1——锚杆外露长度0.1m ；L 2——锚杆有效长度1.5m ；L 3——锚杆锚固长度0.5m 。
经验公式L=N ×（1.1＋B ÷10）=1.8m式中：N ——与稳定性有关的系数1.20；B ——巷道宽度4m 。
1.8m ＜2.1m结合实际（复合顶板，有水软化）取锚杆长度为2200mm 。
4、顶板锚杆直径计算mm 2.13Q32.35d 2/11＝）（＝δ⨯式中：d ——锚杆直径mm ； Q ——实测锚固力70KN ；1δ——抗拉强度370-390Mpa考虑锚杆屈服变形后势必造成顶板离层严重，取1δ=335Mpa 计算d=16.2mm 。
经验公式mm 12.18110d ＝＝÷ι式中：d ——锚杆直径mm ； ι——锚杆长度2000mm 。
一般井巷断面掘进及支护工程量计算公式
一般井巷断面掘进及支护工程量计算公式1.井巷断面计算公式：井巷断面计算公式主要是计算井巷的横向面积和纵向面积。
横向面积用于计算掘进工程量，纵向面积用于计算支护工程量。
(1)横向面积计算公式：横向面积=（底宽+顶宽）×高度(2)纵向面积计算公式：纵向面积=（小底周长+大底周长）/2×高度2.掘进工程量计算公式：掘进工程量计算公式主要是根据井巷断面的横向面积和导坑长度计算掘进工程所需材料和设备数量。
(1)掘进材料数量计算公式：煤胶数量=横向面积×掘进长度×煤胶用量计算系数导水泥浆数量=横向面积×掘进长度×导水泥浆用量计算系数导火泥浆数量=横向面积×掘进长度×导火泥浆用量计算系数(2)掘进设备数量计算公式：掘进机数量=掘进断面横向面积/掘进机理论工作面横向面积3.支护工程量计算公式：支护工程量计算公式主要是根据井巷断面的纵向面积和支护设备长度计算支护工程所需材料和设备数量。
(1)支护材料数量计算公式：锚杆数量=纵向面积×支护设备长度×锚杆用量计算系数颗粒材料数量=纵向面积×支护设备长度×颗粒材料用量计算系数钢架数量=纵向面积×支护设备长度×钢架用量计算系数(2)支护设备数量计算公式：锚杆机数量=支护断面纵向面积/锚杆机理论工作面纵向面积颗粒注浆机数量=支护断面纵向面积/颗粒注浆机理论工作面纵向面积钢架安装机数量=支护断面纵向面积/钢架安装机理论工作面纵向面积以上是一般井巷断面掘进及支护工程量计算的常用公式。
实际进行工程量计算时，还需要结合具体工程条件和设计要求进行综合考虑，以得到准确的工程量计算结果。
掘进巷道支护设计管理制度范文
掘进巷道支护设计管理制度范文掘进巷道支护是矿山开采过程中一项重要的工作内容，对于保障矿井安全稳定运行、预防和控制地质灾害起着至关重要的作用。
为了提高掘进巷道支护工作的质量和效率，制定一套科学合理的设计管理制度是必要的。
本文将从设计管理制度的制定、内容、执行和监督等方面进行阐述，以期为掘进巷道支护设计管理工作提供参考。
一、设计管理制度的制定（一）制定依据设计管理制度的制定应遵循相关法律法规和规范性文件的要求，特别是《煤矿安全规程》、《瓦斯管理规定》、《工程设计管理办法》等相关文件，以及现场实际情况和生产需要。
（二）制定程序1. 收集相关资料：搜集国内外矿山支护设计管理方面的先进经验和成果，了解现有制度的不足之处和存在的问题。
2. 召开会议：组织相关专家、技术人员和管理人员召开会议，就设计管理制度的必要性、核心内容、执行程序等进行充分的讨论和研究。
3. 制定草案：在会议基础上，由相关工作组起草设计管理制度的初稿，包括制度名称、适用范围、工作程序、责任人员、技术要求、安全措施等方面的内容。
4. 试行和修订：将初稿试行一段时间，并不断根据实际应用情况进行修订和完善，以确保制度的科学合理。
二、设计管理制度的内容设计管理制度应包含以下内容：（一）适用范围明确制度适用的对象、工作环境和具体要求，确保适用对象有所依据，避免歧义和不明确的情况发生。
（二）工作程序明确设计管理的主要工作程序和流程，包括设计调研、方案设计、设计审核、施工图设计、施工和验收等详细流程。
确保工作程序的合理性和科学性。
（三）责任人员明确各个环节的责任人员，包括设计调研人员、方案设计人员、审核人员、施工图设计人员、施工人员等，明确各个责任人员的职责和权限。
并要求相关人员具备相应的技术水平和经验。
（四）技术要求明确设计中的关键技术要求，包括巷道支护设计的稳定性、安全性、经济性和环保性等方面。
要求设计人员充分考虑地质条件、煤层情况、瓦斯涌出等因素，制定合理的支护措施。
煤矿巷道掘进支护设计
煤矿巷道掘进支护设计首先，根据地质条件选择支护方式。
常见的支护方式有喷锚支护、锚杆支护、锚索网支护等。
根据地质条件的不同，选择适合的支护方式可以提高支护效果。
比如在地质条件较差的地区，可以选择喷锚支护，利用高压水泥浆喷涂在巷道壁上形成坚固的支护层；而在地质条件较好的地区，可以选择锚杆支护，通过将锚杆固定在巷道壁上来增强其稳定性。
其次，考虑巷道尺寸确定支护方式的细节设计。
巷道的高度、宽度和坡度等尺寸参数会影响支护设计的具体要求。
通常情况下，巷道的高度和宽度应满足安全规定，并考虑到运输设备和材料输送的需要。
此外，巷道的坡度也需要合理设计，以避免因过大坡度导致的支护问题。
根据巷道尺寸，可以选择相应的支护材料，如可选择砂浆、钢筋和钢板等材料。
然后，考虑支护材料的可行性和经济性。
支护材料的选择要考虑其可行性和经济性，以确保巷道的安全性和效益。
在选择支护材料时，需要考虑材料的强度、耐久性、耐腐蚀性以及施工和维护的便利性等方面。
此外，还需要考虑材料的成本，选择性价比较高的材料，避免支出过多。
最后，需要在设计中考虑运输条件。
掘进巷道进行支护设计时，需要考虑后期运输设备和材料输送的要求。
比如，在巷道设计中预留足够的运输空间和设备安装空间，以便将来运输和设备的顺利进行。
总之，煤矿巷道掘进支护设计是确保巷道稳定和安全的重要一环。
在设计过程中，需要综合考虑地质条件、巷道尺寸、支护材料可行性和经济性以及运输条件等因素，选择合适的支护方式和材料，并合理设计巷道尺寸和支护细节，以确保掘进巷道的安全和可靠。
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掘进3周、支护3周华丰煤矿-1100下山快速掘进及巷道支护设计要求设计内容（供参考）第一章华丰煤矿及巷道施工概况1.1 华丰煤矿概况1.1.1华丰煤矿地理位置及交通条件1.1.2华丰煤矿地质条件及气候特征1.2 -1100水平巷道概况1.2.1 巷道地质概况1.2.2 煤(岩)层赋存特征1.3 生产系统概况1.3.1通风系统1.3.2压风系统1.3.3 防尘系统1.3.4防灭火1.3.5安全监测系统1.3.6供电系统1.3.7 排水系统1.3.8 运输系统1.3.9通迅系统第二章 -1100下山快速施工方案2.1 -1100下山快速施工爆破方案2.1.1全断面中深孔光面爆破方案2.1.2全断面巷道定向断裂控制爆破方案2.1.3 爆破方案对比分析及选择2.2 -1100下山快速施工机械化配备方案2.2.1装岩方式2.2.2运输方式2.2.3管线及轨道敷设2.2.4 设备及工具配备第三章 -1100下山快速施工支护方案3.1 六水平矸石井断面设计概况3.2支护方式选择3.3 支护参数设计3.4 锚网喷施工工艺及要求3.5 U棚的施工工艺第四章安全技术措施4.1 特殊措施4.2 “一通三防”管理4.3 顶板管理4.4 爆破管理4.5 防治水管理4.6 机电管理4.7运输管理第五章结论最好包含下列理论、技术、方案（供选择）：第一章爆破技术影响因素分析第一节爆破参数设计理论1.1炮眼深度1.2掏槽爆破1.3掏槽参数第二节光面爆破技术2.1 光面爆破的基本原理2.2光面爆破参数2.3光面爆破的优点2.4光面爆破的质量标准2.5 光面爆破施工工艺2.6 爆破参数的优化与分析第三节定向断裂控制爆破技术3.1 定向导向缝形成机理3.2 裂纹扩展机理及扩展过程3.3 定向断裂爆破的能量问题3.4 岩石爆破定向破裂装药结构研究3.5 定向断裂控制爆破参数确定第二章岩巷机械化作业线影响因素分析第一节巷道施工机械化配套原则1.1 平巷施工机械化配套原则1.2 斜井(巷)施工机械化作业线配套原则第二节岩巷施工机械化作业线配套2.1 以耙斗装岩机为主的岩巷施工机械化作业线2.2以侧卸式装岩机为主的施工机械化作业线设备配套2.3 以钻装机为主的施工机械化作业线的配套设备2.4 以岩石掘进机为主的施工机械化作业线配套设备第三节巷道掘进机械化作业线配套优化3.1 全液压钻车配侧卸装岩机作业线配套优化3.2 岩石掘进机为主的作业线优化443.3侧卸式和耙斗装岩机结合的机械化作业线配套优化第三章快速支护技术影响因素分析第一节现代支护结构原理与类型1.1 现代支护结构理论1.2 现代支护结构类型第二节锚喷支护设计与施工原则2.1锚喷支护设计原则2.2 选用锚喷支护参数的原则2.3锚喷支护参数设计2.4锚喷支护快速施工深部巷道支护技术研究以华丰煤矿-1100巷道为例1 研究课题的提出1.1煤矿深部巷道工程的特点1.2研究深部巷道支护技术的意义1.3煤矿深部巷道工程理论的进展与现状1.4 国内外深部巷道支护技术的发展2 深部巷道围岩的物理力学特征2.1深部软岩的概念2.2深部软岩的工程特性2.3深部软岩的力学属性2.4深部软岩的工程分类及对策3深部巷道工程支护荷载确定方法3.1原岩应力场的构成3.2原岩应力确定方法3.3围岩支护荷载的确定（依据围岩性质计算锚固力）4 巷道支护技术方案4.1 深部巷道的支护技术方案4.2支护参数计算4.3巷道支护加固机理分析4.4预期效果预测5底臌的防治5.1深部巷道底臌的特征5.2深部巷道底臌的分类5.3深部巷道底臌的机理5.4 影响的底臌主要因素5.5 深部巷道底臌的防治方法6 结论华丰煤矿及巷道施工概况华丰煤矿是一个年产原煤百万吨的特级质量标准化、现代化企业。
位于五岳独尊的泰山和圣人故都曲阜之间，临近京沪铁路、京福高速公路，交通便利。
1958年改扩建，目前生产能力130万吨，现有员工12000人。
华丰煤矿下属两大集团三大公司：一个年产450万吨的国家级企业－泰山水泥集团和一个下属33个独立法人企业的清大集团；一处跨省开采的矿业公司(安徽宿州矿业公司)，三处合计装机容量14MW的电力公司和一处产业化发展、企业化经营的长城物业公司，一座年产30万吨的石膏矿。
经营范围涉及煤炭、电力、建材、养殖、金融等20多个行业，8个过亿元投资规模企业；经营区域跨越两省三市多县运营，初步发展成为一个跨行业、跨区域、多种所有制结构并存、多元化发展的现代化的综合性企业，2004年实现销售收入13.4亿元，利税完成3.5亿元。
华丰煤矿煤炭储量丰富，可采储量在30年以上，开采深度达到海拔－1200米，采掘工艺使用综放、综采及综掘技术，安全监测、主运、主排、供电、洗选等辅助系统实现行自动化。
煤炭品种为优质气肥煤，发热量在21.8兆焦以上，拥有自主品牌的“双八”精煤(灰分小于8%，硫分小于0.8%)是十分理想的工业、化工、发电和动力燃料，享誉华东地区，远销台湾、日本、韩国、东亚和东南亚地区。
第一节华丰煤矿概况1.1华丰煤矿地理位置及交通条件华丰煤矿位于山东省泰安市宁阳县华丰镇。
地理座标为东经113°08′41〃～113°15′16〃，北纬37°23′34〃～37°39′42，北依泰山，南邻曲阜，西界为京沪铁路，地处丘陵和平原地带，地势南高北低。
南北20km，东西最大长约8.5km。
南部有三条东西向山脉，有河流柴汶河、故城河。
华丰煤矿地理位置优越北距泰安市区32km，西距宁阳县城35.2km，南距曲阜市区38.4km。
京福高速公路、京沪高速公路这两条国家干线穿境而过，其中距离京福高速公路宁阳出口仅6.7km，距离京沪高速公路新泰出口37.1km。
京沪铁路穿境而过。
这也就为煤炭的外运提供了得天独厚的交通条件。
1.2华丰煤矿地质条件及气候特征华丰煤矿位于沮来山和蒙山两大分水岭之间，地形特点属山间凹地，脊峰标高+ 750m，凹地标高+ 117m。
凹地内南高北低，井田中央第三系砾。
岩构成低缓平坦的丘陵，其标高在+130m左右。
华丰井田总体为NE 倾伏的簸箕状向斜构造，中部地层走向290～310o，至东翼渐变为30～60o，西翼则变为340～360o，中部地层走向较为稳定，两翼地层急剧转弯，显示出簸箕状。
区内出露地层有：泰山群，厚度不详；寒武灰岩，厚约700m；奥陶灰岩，厚约800m；石炭系含煤地层，局部出露，厚约240m；第三系砾岩，厚0～775m；第四系粘土层，厚0～7.5m。
矿区主要生产矿井布置在向斜东翼，主采煤层为石炭二迭系4 煤、6 煤等。
故城河从矿区东部穿过，流向大致垂直地层走向，河道宽30～50m，河谷最低标高为110m，为一季节性河流，夏秋季有水，冬春干枯。
最大流量为1.9×106m3 / h，洪水宽达285m，最高洪水位发生在1900年，标高达119.9m。
华丰煤矿原设计能力60万t，改扩建后产量提高到90万t，最高年产量130万t，投产35年共采出原煤1921.4万t。
目前华丰煤矿已结束两个生产水平，第3水平(-450m)为生产水平，第4水平(-750m)为延伸水平，并已开采4层煤、6层煤两层煤。
华丰煤矿浅部由于4层煤被剥蚀，主采煤层6层煤厚仅1.1m，开采引起的地面沉陷问题并不突出。
随着矿井开采深度的增加，6m 厚的4层煤变为主要的开采煤层，同时由于上覆砾岩厚度较大，岩层坚硬，与下覆岩层岩性差异大，而表土层薄，仅 2.0m，地表除产生明显的移动外，还出现了严重的斑裂现象。
经岩移观测发现，地表移动变形具有两个明显的特点：(1)地表活动时间长由于4层煤以上煤系地层保存较少，煤系之上为厚层状、硬度较大、完整性较好的巨厚第三系砾岩，当煤层采过后，因上覆岩层在岩性上有较大的差异，造成不同步下沉，砾岩下沉滞后，致使地表活动时间较长，如2406E工作面结束9个月后，所测地表下沉速度仍是1.5mm/d。
(2)地表出现斑裂由于第四纪表土层沉积较薄(0～7.5m)，当煤层采过后，地表除下沉外，还出现严重的斑裂。
地表斑裂方向大致与砾岩走向平行而与煤层走向有一定差异，在一采区上方表现最为明显，约比煤层走向大10～15o，其方位约为100～105o，沿走向大致连续。
斑裂多沿砾岩弱面裂开，裂缝的宽度0～3m 不等，深不见底，且上宽下窄，也有将砾岩直接裂开的，其宽度一般0.2～0.3m。
在一采区上方，距1405下平巷地面投影位置往北已出现8条裂缝，其裂缝之间的间距为60～80m。
地表下沉及斑裂已严重损害农田，尤其是1406面采后的地表活动范围已波及南良父村南面的民房，尽管只有很轻微的下沉，但和地表表土层下沉相迭加，使这部分房屋的下沉加剧，裂缝增多加宽。
华丰煤田早在春秋战国时期就被发现并有利用的记载，以后各朝均有不同规模的利用、开采，到明末清初小矿井星罗棋布，日本侵华时期进行了一定规模的调查和开采，其开采下限达-75m(局部到- 150m水平)。
几乎所有可采煤层(11，12，13，15，16层煤)的浅部均被开采，其规模大小不等，但相互之间多已联通。
据1955年调查，由于古井开采引起地面沉陷，在北故城和西故城一带形成500多平方米的洼地，沉降引起的裂缝长达5000余米，宽度为0.2～2m，在裂缝两侧形成了7～10m宽的破碎带。
破碎带穿过故城河，可能对矿井充水构成严重威胁。
在四号井西部开采11层煤时，地面上形成宽0.5m 左右的裂缝，雨季裂缝涌水，矿井内涌水量增大60m3 / h 左右。
目前在矿区内有冬庄乡煤矿、灵山乡煤矿和华丰镇煤矿，另外还有38个小煤窑，大部分为个体经营。
由于上述各矿井的生产，在地面形成沉降裂缝和积水洼地，使地表水大量进入地下。
目前，随着矿井开采深度的增加，人为采动将造成农田大面积下沉，形成负地形；矿区周围的古井以及小煤矿的生产也在地面造成洼地和裂缝。
负地形和洼地积水会导致农田沼泽化，而斑裂和沉降裂缝的存在既能造成水力灌溉水无法正常浇灌农田，又能使水利工程被毁坏。
矿区内浅部煤层已大量采空，彼此连通一体；废弃小井有的已经塌陷，形成断水和积水坑，导致地表水和大气降水流入地下，矿井涌水量增加。
本区发育3个侵蚀阶段，表明第四纪时期地壳曾3次抬升；目前在柴汶河及故城河的河床内，均有基岩裸露，显示地壳正在抬升，地壳抬升将导致故城河侵蚀作用加强，对河底破坏加剧。
故城河下防水煤柱受到地方小煤井的开采破坏，有可能造成河水溃入井下。
第二节-1100水平巷道概况2.1 巷道地质概况该课题涉及巷道自六水平矸石井车场原停头处开门，六水平矸石井下山设计长度191.77m，车场设计长度50.7 m(已掘15m)。
表：地面相对位置及邻近采区开采情况根据1611、1612采煤工作面实际揭露，本区地质构造简单，无大中型断层，煤层走向为56～58°之间，煤岩层倾角为32°～33°，平均32°。