1、 第一章 概况第一节 概述1101 运输石门位于副平硐与+1127 石门交叉点向里 30m 处，石门为全岩巷道，设计石门长约 40m。 （附巷道布置平面图） 。本掘进工作面主要用于矿井+1038m 水平掘进和一采区西翼采煤工作面的回风、+1038m 水平采掘工作面的瓦斯抽放管路的铺设等。第二节 编制依据一、2010 年版煤矿安全规程二、 中华人民共和国矿山安全法三、巷道掘进地质说明书四、桐梓县鑫鑫矿业有限公司鑫鑫煤矿整合开采方案设计及巷道施工设计五、各工种操作规程六、鑫鑫煤矿各工种岗位责任制、安全管理制度第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、巷道相应的地面为岩
2、石山体，地形地貌起伏变化大，标高在950m1466.5m 之间。区域内地表无河流、湖泊等水体，无居民住宅和其它建、构筑物等。二、本巷道开口位置布设在回风上山+1038m 水平，沿 K1 煤层底板茅口岩层开掘石门揭穿 K1 煤层和 K3 煤层，并与+1038m 运输石门贯通形成回风系统。据2调查井田内该区域水平 K1 和 K3 煤层均无开采纪录。在该巷东侧相距 148m 处平行布置有+1038m 运输石门；西侧无巷道布置；在该巷东侧斜下方布置有一区回风上山，上山坡度为 20；上方无巷道布置。各相邻巷道对工作面施工均无影响。三、揭穿石门：K1 煤层为高瓦斯煤层，K3 煤层属高突煤层，二煤层瓦斯涌出
3、量都高，在石门揭露煤层时如果不制定和采取严格防突措施，会造成揭煤时大量煤与瓦斯突然涌入施工巷道，将造成煤与瓦斯突出事故。井上下关系对照表水平、采区 一采区 工程名称 1101 运输石门地面标高 950m 1466.5m 井下标高 +1127m地面的相对位置建筑物、小井及其他 无井下相对位置对掘进巷道的影响 无邻近采掘情况对掘进巷道的影响 无因大气降水、裂隙渗水及溶洞等地质影响，势必造成积存大量老空水。施工中若未采取有效的探放水措施，掘进工作面误穿老空积水区，空水突然涌入施工巷道，将会造成透水事故。本区域煤层不具有自燃且该巷为全岩掘进，一般在无外源火的情况下不会发生火灾事故。第二节 煤（岩）层赋
4、存特征一、地质构造矿区位于乐坪背斜中部东翼，为一向东倾斜的单斜地层，地层总体倾向125左右，倾角 20左右。煤层底板大致沿走向微微隆起，区内未见大的断裂和褶皱，局部存在小的构造，地质构造较简单。31、地层特征本矿龙潭煤系为海陆交互相沉积，厚度变化不大，总厚约定 110m，由灰、深灰、灰黑色薄中厚层粘土岩砂岩夹硅质岩、灰岩、菱铁矿及煤层组成，底部常有高岭土及黄铁矿（含黄铁矿粘土岩） 。龙潭煤系含煤性较好，含煤 3 层，由下至上编为 K1、K2 、K3 煤层，含可采煤层 2 层，即 K1、K3 煤层。2、煤质煤质物理特征：矿区内煤层为黑色，少量灰黑色、钢灰色，柱状、块状、粉粒状为主，少量碎块、碎粒
5、状，似金属光泽及玻璃光泽，中细条带结构，棱角状断口，部分为平坦状或参差状。坚硬、性脆。3、煤层顶、底板岩性（1） 、K1 煤层位于龙潭组，出露于龙坪煤矿，上距长兴组灰岩 85m 左右。下距茅口组灰岩约 20m，煤层稳定，呈层状产出，厚度 0.67m0.73m ，平均0.7m，一般无夹矸，煤层结构简单，为全区可采煤层，直接顶板一般为粘土岩，时有褐色粘土岩为伪顶，厚度不稳定，老顶为灰岩；底板一般为灰色粘土岩，含铝土质及炭化植物碎屑见菱铁矿、黄铁结核，有时夹煤线。（2）K3 煤层位于龙潭组，出露于龙坪煤矿，上距长兴组灰岩 70m 左右，下距茅口组灰岩约 35m，煤层稳定，呈层状产出厚度 1.702.
6、2，平均厚度 1.95，一般无不借矸，煤层结构简单，煤层厚度移定，为全区可采煤层。直接顶板一般为粘土岩，时有褐色粘土岩为伪顶，厚度不稳定，老顶为灰岩；底板一般为浅灰色粘土岩，含铝土质及炭化植物碎屑见菱铁矿、黄铁结核，有时夹煤线。煤层特征见表顶底板煤层名称煤层厚度(m)最小最大煤层平均(m) 煤层结构煤层倾角（）煤层间距（m） 顶板 底板K1 0.670.73 0.7 稳定 20 15 泥岩、灰岩 粘土岩、泥4岩K3 1.72.2 1.95 稳定 20 泥岩 粘土岩、泥 岩4、瓦斯、煤尘、煤的自燃及煤与瓦斯突出危险性（1）瓦斯根据 2010 年度 K3 煤层瓦斯鉴定结果矿井绝对瓦斯涌出量 4.7
7、8m3/min,二氧化碳绝对涌出量 1.41m3/min；相对瓦斯涌出量 29.78m3/min。（2）煤尘爆炸性根据 2011 年 9 月份提取煤样到中煤科工集团重庆研究院进行的煤尘爆炸性鉴定结果：K 1 煤层煤尘爆炸性指数为 19.00%，检验结论有煤尘爆炸性；K 3 煤层煤尘爆炸性指数为 12.91%，用煤尘爆炸性。（3）煤的自燃倾向性根据 2011 年 9 月份提取煤样到中煤科工集团重庆研究院进行的煤自燃倾向性鉴定结果：K 1 煤自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层；K 3 煤自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层。（4）煤与瓦斯突出危险性根据地质报告及相邻矿井同煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报
8、告，K1 煤层为高瓦斯煤层，无煤与瓦斯突出危险性；K3 煤层有突出危险性。5、地层综合柱状图6、工程围岩及顶底板分类本区煤系地层中发育有北东、北西及近南北向节理及层面（层理）4 组结构面，其走向、倾向延展有限，结构面发育密度一般 14 条/m，结合力差，常形成板状结构体，岩体完整性较差。在地下水的渗透软化作用下易产生硐室顶板冒落、坍塌。可采煤层倾角 1225，属于缓倾煤层。煤层顶、底板岩性主要为粘土5岩、砂质粘土岩、细砂岩等。煤层直接顶、底板均为簿中厚层粘土岩，均为软质岩组，遇水易软化。此外，顶、底板岩层中发育有多组裂隙，岩体结合力差，岩层稳固性差。工程地质重要条件为中等偏复杂类型。二、水文地
9、质鑫鑫矿业位于乐坪背斜中部东翼，总体构造较简单，为一向东倾斜的单斜地层。属长江流域綦江水系。矿区外南部有地表径流，鑫鑫矿业在部分煤层位于最最 低侵蚀基准面以上，本矿井开采的最低标高+900m，根据本矿水文地质报告“据调查，矿区最低侵蚀基准面为南部河流河谷，开采煤层矿区南部河对矿井造成影响不大” 。1、地下水类型及含水性根据矿区及附近出露地层、含水介质及地下水动力特征，区内地下水可分为孔隙水、基岩裂隙水、岩溶裂隙水三种类型。（1）第四系孔隙水补给源为大气降水，就近排泄于溪沟中。对矿井影响不大。（2）岩溶裂隙水：有茅口组岩溶含水岩组、长兴组岩溶含水岩组、下三叠统夜郎组第二段岩溶含水岩组。其中茅口组
10、岩溶含水岩组厚度大于 100m，发育有大小不等的溶洞及溶蚀裂隙，富水性强。对矿井的底板充水影响较大。（3）基岩裂隙水：有龙潭组裂隙水、夜郎组沙堡湾段裂隙水、夜郎组九级滩段裂隙水等，其富水性都较弱。2、地下水补给、径流、排泄条件（1） 、大气降水是本区岩溶水的主要补给来源。由于碳酸盐名山大川分布多为斜坡地带，总体上接受降水的补给条件差，但在局部地段，地形封闭好，易于接受大气降水的补给。区内岩溶较为发育。溪沟水等地表水体通过碳酸盐岩之中6的溶浊裂隙、溶洞、落水洞等对地下水进行补给.受地形裂隙地层等因素的控制，区内岩溶水总体由分水岭地带向地势低洼处径流。区内地下水以泉及矿井水的形式进行排泄。（2）
11、、大气降水也是本区碎屑岩裂隙水的主要补给来源。由于碎屑岩分布地区多为斜坡地带，且岩层裂隙密度小，张开性差，其接受降水的补给条件差区内的碎屑岩裂隙水主要赋存在风化裂隙带之中，向深部富水性减弱，其径流趋势主要决定地势的高低，在重力作用下，由高处向低处径流。区内的碎屑裂隙水在风化裂隙带被地形切割之处，以泉、矿井水的方式进行排泄。（3）孔隙水在松散堆积物中下渗，无明显的排泄点。3、含、隔水层岩组特征及对矿床充水的影响（1）龙潭组含水岩组：分布于矿区西部，厚约 110m，为本区含煤岩系，主要岩性为灰色薄-中厚层粘土岩、砂岩夹灰岩、煤层等，为煤系地层，本区含K1、 K3 号煤层。其中 K3 号煤层上距长兴
12、组成底板约 85m，K 1 号煤下距茅口组顶板约 20m。富水性差，为弱含水岩组，主要起隔水作用。本身所含裂隙水，对矿井充水影响不大。（2）茅口组含水岩组：岩性以厚层块状灰岩为主，其溶洞、地下暗河发育，含裂隙溶洞水，在区域内出露厚度大于 100m，地下水受大气降水及地表水的补给 富水性强。该岩组中裂隙发育，多为泥质充填，在水流作用下，易成为开采矿井充水通道。该岩组上距 K1 号煤层底板约 20m，其间为黄铁矿粘土岩，岩层厚度变化幅度大，采 K1 号煤层到最低开拓水平 900m，其含岩溶水可能通过底板鼓胀所产生的裂隙进入矿井之中，甚至在薄弱地段产生突水现象。综上所述，开采各煤层时，均可能发生矿井
13、顶板充水，尤其是开采 K3 号煤层时，发生矿井顶板充水的可能性最大；开采 K1 号煤层时，发生底板突水的可7能性较大。4、因矿井为原石湾煤矿、龙坪煤矿、南源煤矿、许家坪煤矿等四家煤矿整合形成，有关开采资料散失；且本地小煤窑发展悠久，以开采 K3 为主，遍布在煤层的露头地带，大多是自采自用。一般开采以斜井煤层倾向掘进长度为30200m，再沿走向开采 100300m，垂深一般不超过 100m，大部分巷道积水其开采状况都没有记载。老窑所在处易受井下开采的影响，故可能对矿井充水和施工安全产生影响较大。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置1038 回风石门设计长约 60m，回风石门穿 K1 煤层底
14、板茅口岩层掘进，开口水平标高+1038m，巷道坡度 4，走向方位角 32630。第二节 支护设计该工程服务时间约 5 年，服务时间长，石门设计采用喷浆支护，净断面10.54m2(见附图） ，石门揭煤前 30m 设计巷道采用 U 型钢支架支护，设计净断面10.54m2。第三节 支护工艺要求一、石门巷道断面主要参数按巷道设计断面执行。二、茅口岩层巷道喷浆厚度 50mm。三、采用 U 型支架支护时，顶帮应锚网护顶；锚网之间必须搭接 100mm，并用铁丝扭结。8四、U 型支架必须站正背牢，严禁前倾后仰。遇有冒顶片帮严重部位，应采取壁后充填荆芭将片帮部位捂严，并进行喷浆封闭。五、巷道内管线必须按规定吊挂
15、。六、严格按给定的中（腰）线施工。每班施工前，当班班长必须检查中（腰）线，并将中（腰）线延伸至工作面确定的当班的施工中（腰）线位置。七、水沟规格宽 300mm 深 300mm，水沟必须随工作面一起延伸。八、轨道铺设轨枕间距中中 1000mm，各种扣件齐全。九、工作面最大空顶距不得超过 1m。第四节 质量标准要求项目 设计值（mm) 允许值（mm)中左 2100 0+150中右 2100 0+150巷道净宽全宽 4200 0+250中拱 1400 -30+150拱/4 1200 -30+150腰下 1400 -30+150巷道净高全高 2800 -30+200水沟宽度 300 -30+150水沟
16、深度 300 -30+150第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法：采用普通钻爆法放 炮掘进。9二、巷道开工工作方法：1、现场交接班，进行安全检查。2、延伸中、腰线至工作面，标定施工中（腰）线控制巷道方向和坡度；3、架钻打眼，检查加固工作面 10m 范围内支架，进行岩眼装药爆破；石门揭穿煤层时必须采用一次性全断面爆破。4、检查处理工作面活矸，架钻打设顶部岩眼；5、出矸，进行底部岩眼的打设；6、检查各项技术指标，架棚、清理浮矸、水沟。7、喷浆、延长管线，工作完成。 第二节 凿岩方式一、凿岩方式：采用风钻打眼二、施工工艺流程：安全检查 打岩眼 装药联线爆 安全检查 临时控顶 打顶部岩眼 出矸
17、 安全检查 打底部岩眼 架棚 清矸 喷浆、管线、轨道延伸 三、工作面采用一次性打眼、装药全断面爆破，耙斗装岩机装岩，1 吨矿车运输的方法施工。第三节 爆破作业一、爆破条件：指标名称 单位 参数 备注巷道掘进断面 m2 12.310巷道净断面 m2 10.54顶底板岩性 灰岩/泥岩、灰岩瓦斯等级 高瓦斯通风方式 压入式掏槽方式 楔形炸药种类 三号煤矿许用炸药雷管型号 毫秒瞬发雷管二、爆破说明书1、炮眼布置见附图2、1038 石门炮眼装填表装药量（kg)炮眼名称 眼数 单孔深度(m) 眼号 单孔 合计 起爆顺序 装药结构 联线方式掏槽眼 8 2 18 0.9 7.2 辅助眼 21 1.8 929 0.6 12.6 周边眼 17 1.8 3046 0.6 10.2 水沟眼 1 1.8 47 0.6 0.6 正向装药一次串联启爆合计 47 30.6三、爆破效果指标名称 单位 参数 指标名称 单位 参数炮眼利用率 % 90 每米炸药消耗 Kg/m 19.1循环进尺 m 1.6 每米雷管消耗 发/m 29.4循环实体煤 m3 0 炮眼密度 个/m 2 3.82循环实体岩 m3 19.68 班循环数 个 0.8循环雷管消耗 发 47 每天进尺 m 4.8
