掘进规程.docx
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掘进规程
黑龙江科技学院
综合实验
班级：
采矿09-3班
组员：
陈笑予
学号：
14
指导教师：
代少军
资源与环境工程学院
目录
第一章概况1
第一节概述1
第二章地面位置及地质情况1
第一节地面相对及位置及邻近采区开采情况1
第二节煤（岩）层赋存特征3
第三节地质构造5
第四节水文地质5
第三章巷道布置及支护说明5
第一节巷道布置5
第二节矿压观测6
第三节支护设计6
第四章施工工艺9
第一节施工方法9
第二节凿岩方法10
第三节爆破作业11
第四节通风与防尘15
第五节装载与运输16
第六节管线及轨道敷设18
第七节设备及工具配备18
第五章生产系统19
第一节通风19
第二节压风21
第三节瓦斯防治22
第四节综合防尘23
第五节防灭火23
第六节安全监控23
第七节供电23
第八节排水25
第九节运输26
第十节照明、通信和信号27
第六章劳动组织及主要技术经济指标27
第一节劳动组织27
第二节循环作业28
第三节主要技术经济指标28
第七章安全技术措施30
第一节一通三防30
第二节顶板30
第三节爆破30
第四节防治水31
第五节机电31
第六节运输31
第七节其他31
第八章灾害应急措施及避灾路线31
附图：
避灾路线示意图33
第一章概况
第一节概述
本设计矿井为黑龙江省七台河煤业公司的矿井设计，设计生产能力为1.2Mt/a，服务年限65a。
井田共划分为6个采区开采，井田内有2层可采煤层。
井田平均走向长6000m，平均倾斜长2600m，煤层平均倾角10°，属近水平煤层。
井田的北部边界与水城煤矿相邻,区内东有火车站，北距火车站15KM.西部有大公路通过，交通方便。
考虑煤层地质条件等因素影响，决定本井田内全部采用走向长壁采煤法开采。
工作面全部为综合机械化采煤。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对及位置及邻近采区开采情况
巷道相应的地面积位置、标高、区域内的水体和建、构建物对工程的影响等。
巷道与相临煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。
巷道用途
进风，运煤
煤岩别
全煤巷
工程量
1200m
巷道坡度
3%0
预计工期
6个月
巷道类别
回采
巷道拉门点
位于90号层轨道
巷道方位
180°（真）
1、特殊要求
1）从拉门点施工时先掘6m平台，然后以-16°坡，180°方位（真）前掘，预计前掘20m（平）见90层煤顶板，见煤顶板后以原方位沿90层煤顶板定向前掘。
2）巷道从拉门点开始每掘200m，在左侧开帮施工一串车卧长20m，宽3.2m，高2.37m，串车卧内锚杆双排布置，间、排距1.0×1.0m。
2、重点说明
巷道拉门前掘工程中，从拉门点起前掘42.972m（平）时，将在-150左90下层采下集中皮带道上方通过。
两巷道净岩柱1.774m，故巷道在施工38m至48m时必须小循环施工，循环进度1.0m，一次起爆药量不应超过1.8㎏。
3、工程说明
1）预掘巷道预计前掘330m（平），遇见一H=1.4m的正断层。
故前掘290m（平）时变坡，以-18°坡度预掘60m见12层煤底板，见煤后沿90层煤顶板以原方位前掘。
2）巷道过断层时，严格按本规程中“过断层、破碎带措施”执行。
分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。
井上下对照关系表
水平、采区
第一水平
工程名称
区段运输平巷；区段轨道平巷
地面标高
50
井下标高
+140~-+280
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
第二节煤（岩）层赋存特征
本矿煤层的灰份为中－－高灰份，一般为20-38%之间，发热量为20-28MJ/kg之间，硫份为0.11-0.45之间，一般0.30左右，磷份一般低于0.05%，属特低硫、低磷煤；精煤挥发份为13--26%，胶质层厚度：
主焦煤为12-15mm，贫煤、瘦煤为0-12mm，无烟煤为粉状。
。
矿区各煤层顶底极多数为粉细砂岩类，伪顶、伪底不发育，故对开采影响不大。
叙述煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析。
预测巷道瓦期涌出量、瓦期突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。
煤层特征情况表
指标
参数
备注
煤层厚度（最大～最小/平均）/m
2.0~2.2/2.1
煤层倾角（最大～最小/平均）/（。
）
10~11/10
煤层硬度f
<4
煤层层理（发育程度）
发育
煤层节理（发育程度）
发育
自然发火期/d
120
绝对瓦斯消出量/（m3.min-1）
50
相对瓦斯消出量/（m3.t-1）
20
煤尘爆炸指数/%
10
地温/。
C
90
预掘范围90号煤倾角：
10°，煤厚2.2m左右，该巷煤层赋存稳定，地质条件简单，煤层东西走向，南北倾向，倾角平均约为10°，见煤层数为2层，可采煤层有2层，为了更详尽的表示，煤层及其顶底板参数如下：
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
煤层顶板为粉沙岩，
<6
>10
直接顶
细砂岩
<5
>3
伪顶
无
底板
直接底
粉沙岩含炭质粉沙岩
<7
>6
基本底
粉沙岩炭质粉沙岩
<7
>15
综合柱状图
地层名称
层厚
柱状
层号
煤（岩）层名称
岩石特性描述
备注
90号煤层
2.2
90
90#煤层
煤的硬度小于4
第三节地质构造
煤层走向水平，倾角10度，无断层和褶皱，无火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性的岩石层。
附图：
地质平面图、部面图。
有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井还应附瓦斯地质图。
第四节水文地质
预掘沿煤区段运输、轨道平巷，水文地质较为简单，掘进时涌水量不大，预计正常涌水在859.38m3/h，最大1290m3/h左右。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
层位在90#层内，水平标高为+160m，断面面积为8.8m2，工程量为11660m3，坡度为3%0，中腰线：
距离底板1.1m处，区段轨道平巷开口位置沿着水平标高为+160m处；区段运输平巷是沿着水平标高为-900m处。
巷道断面是梯形，上底长度为3.5m，下底长度为4.5m，由于煤层厚度是1.9m，所以巷道上部是顶板，巷道下部是底板。
断面是8.8m2，对于综合采煤工作来讲大体的满足通风、运输机械的要求。
附图：
巷道断面图。
第二节矿压观测
矿山压力的观测要针对进行观测的对象很多，也很复杂，我们只是针对的选择巷道围岩的移动量、巷道维修周期、维护费用这些对象作为矿山压力程度、大小的因素。
观测方法是定时的测量巷道的围岩的移动量，并做好记录，总结。
再应用相应的公式来计算出大致的矿山压力。
最后选择相应的支护技术。
观测的数据是要应用计算机来计算的，并保存以备以后应用。
第三节支护设计
根据巷道围岩性质，充分利用矿压观测资料，依据施工现场实际情况选择科学的支护设计，确定巷道支护形式。
采用解析法或工程类比法，或围岩松动圈分类法选用支护参数等。
地压计算、支护参数选择及计算（施工平台及见煤顶板前）
1、地压计算：
Z=4/3×r×a2/f=
=1.127T/m2
式中Z—每米巷道顶板压力1.127吨/米
4/3—巷道压力拱系数
r—顶板岩石容重取2.5吨/米3
a—巷道宽度一半取1.3米
f—围岩普氏系数取5
2、支护参数选择
1）求单位面积顶压：
QS=Z/2a=
=0.433T/m2
2）求支护密度、支护密度：
F支=
3、支护验算：
M=
由以上计算，M>2，符合规定，全岩段采用树脂锚杆支护，间、排距1.5×1.0m/m是合理的。
采用锚杆和金属网联合支护
附图：
巷道支护平面图、断面图和临时支护平面图、剖面图。
第四节支护工艺
说明各类支护方式的主要参数、支护工序安排与支护要求。
全岩段采用树脂锚杆支护，煤巷中由于两帮是煤，比较破碎，所以采用树脂锚杆和金属网联合支护。
间距根据巷道需要，均匀布置，在顶板中布置3个，在两帮各布置3个。
排距则是一米。
附图：
巷道支护断面图。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、巷道性质：
巷道用途
进风，运煤
煤岩别
全煤巷
工程量
1200m
巷道坡度
3%0
预计工期
6个月
巷道类别
回采
巷道拉门点
位于8左2号层轨道
巷道方位
170°（真）
巷内C14#点后4.401m
（平距）
2、特殊要求
从拉门点施工时先掘6m平台，然后以-17°坡，180°方位（真）前掘，预计前掘20m（平）见90层煤顶板，见煤顶板后以原方位沿90层煤顶板定向前掘。
3、巷道从拉门点开始每掘200m，在左侧开帮施工一串车卧长20m，宽3.2m，高2.37m，串车卧内锚杆双排布置，间、排距1.0×1.0m。
4、重点说明
巷道拉门前掘工程中，从拉门点起前掘42.972m（平）时，将在-150左13层采下集中皮带道上方通过。
故巷道在施工38m至48m时必须小循环施工，循环进度1.0m，一次起爆药量不应超过1.8㎏。
5、工程说明
在掘进时，由于进度比较快，需要及时的维护，这样才能较好的进行掘进工作。
第二节凿岩方法
煤巷开掘应用煤电钻打眼，在利用炸药爆破来进行掘进巷道。
主要工序：
先用煤电钻打眼，再根据炸药的爆破能力平均的把这些炸药分成规格的药卷，装入炮眼且每个炮眼装一个电雷管，正向安装，检查后再起爆。
然后再利用局部通风机通风来降低掘进工作面的瓦斯浓度，等达到要求后耙斗装岩机进行装煤，装入到矿车后运出掘进工作面。
同时再进行打眼，进行下一个循环。
掘进的通风系统：
对于区段轨道平巷的通风系统，局部通风机安放在上部车场的风门后，然后风筒铺设到掘进工作面，当新鲜风流清洗完工作面再顺着煤巷返回到区段回风石门。
再由区段回风石门到回风上山，回风上山中的污浊风流排放到回风大巷中，由风机排出井下。
对于区段运输平巷的通风系统，局部通风机安放在中部车场的石门和区段运输平巷的交汇处，再用风门封住上部车场的石门和区段运输平巷的交汇处，使区段中的风流不混合，清洗后的污染的风流流到区段回风石门，再排到回风上山，流入回风大巷中，再排到地面。
施工设备与供电情况表
序号
机械、钻具名称
型号
数量
动力
配套方式
备注
1
煤电钻
MZ-12A
2
电力
2
耙斗装岩机
P-15B
1
电力
电动机KBY-11
3
单体锚杆钻机
MYT-115DI
3
电力
4
局部通风机
BKY65-1X
1
电力
5
变电所
1
变压器
6
第三节爆破作业
爆破条件：
煤的性质是：
节理较发育，煤的硬度较低，是煤层中开掘巷道，巷道断面是5.5m2。
通风方式：
压入式通风；瓦斯含量较低，循环进度是一班放两炮，炸药是应用的是硝酸铵，每个炮眼内组装有6个药卷，每个药卷是200g。
雷管是用一般型号。
爆破说明表
爆破顺序
炮
眼
号
眼深m
角度
装药量
爆破顺序
炮眼号
眼深m
角度
装
药
量
垂
直
水
平
垂
直
水
平
Ⅰ
1-6
1.7
90°
90°
1.2
Ⅶ
90-21
1.2
90°
90°
90°
90°
90°
1.2
Ⅱ
7-8
1.5
90°
90°
1.2
Ⅲ
9-11
1.5
82°
90°
1.2
Ⅳ
12-14
1.5
90°
90°
1.2
Ⅴ
15-17
1.5
90°
90°
90°
90°
1.2
Ⅵ
18-24
1.5
90°
90°
90°
90°
90°
1.2
眼总长度141米
炮眼总个数47个
爆破进度
3米
每循环火药耗量
59.14公斤
平均每米火药消耗量
9.8公斤
每循环雷管耗量
47个
平均每米雷管消耗量
16个
1、破岩方式
工作面采用钻眼爆破法.
2、掏槽方式
楔形掏槽
3、装药结构
正向装药,正向起爆,炮泥采用1:
3泥沙
通风方式
风扇压入式
通风最长距离
870米
风筒口至工作面距离
7米
通风计算
1.按人数N
2.按同时爆破最多爆药量A
3.按CH
或CO
绝对涌出量C
选用局扇型号
JBT-62
11KW
局扇吸入风量
172.55
风筒口出风量
112.5
瓦斯涌出量
0.01
发火期
6个月
煤尘爆炸指数
51—53
4、联线方式
串联联线:
使用抗水2
炮眼布置图
附图：
炮眼布置正面图、平面图、剖面图、装药结构示意图
第四节通风与防尘
（1）放尘方式及说明
1．采用湿式凿岩，放炮使用水炮泥，冲洗蛤功能帮，出货喷雾洒水，个人综合防护。
2．保证工作面设计风量，防尘水雾到位。
3．防尘水来自地面净压水池。
（2）放炮后有毒气体的稀释时间计算
计算:
先求Q出
按人数Q出=52m3/min
按沼气Q出=20m3/min
校验风速:
取最大Q出=112.5m3/min
岩石巷道:
Q出≥9S≥40
煤半巷道:
Q出≥15S≥40
根据公式:
Q出=
t=
=
=31min
根据计算放炮后稀释有毒有害气体时间为:
符号说明:
Q出---风筒出口风量:
112.5m3/分
t---放炮后稀释时间:
31分
P---局扇风量与风筒出口风量比:
1.534
B---每公斤火药产生当量CO,取100升
A---同时爆炸火药量:
4.5斤
S---巷道断面积:
5.46m2
L---巷道通风长度:
870m
C---沼气浓度:
0.01
40为煤岩部质量标准规定的最低风量m3/分
第五节装载与运输
装载、运输机械机器配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式、安全设施的安设方式，装载与运输岩（煤）方式，运输距离。
煤、矸、材料、设备、人员的运送方式等。
装载设备运输方式表
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
固定方式
运输方式
运输距离
备注
1
矿车
MG3.3-9B
10
滞后掘进工作面
轨道
3t固定式
2
胶带运输机
SJ80
1
滞后掘进工作面
落地
600~800
3
耙斗装岩机
P-15B
2
掘进工作面
4
掘进的通风系统：
对于区段轨道平巷的通风系统，局部通风机L安放在上部车场的风门7后，然后风筒铺设到掘进工作面，当新鲜风流清洗完工作面1再顺着煤巷返回到区段回风石门9。
再由区段回风石门9到回风上山3，回风上山3中的污浊风流排放到回风大巷6中，由主要风机排出井下。
对于区段运输平巷的通风系统，局部通风机安放在中部车场的石门8和区段运输平巷1的交汇处，再用风门封住中部车场的石门8和区段运输平巷1的交汇处，使区段中的风流不混合，清洗后的污染的风流流到区段回风石门10，再排到回风上山3，流入回风大巷6中，再排到地面。
1——掘进工作面（上部的是区段轨道平巷，下部的是区段运输平巷）2——轨道上山3——回风上山4——运输上山5——运输大巷6——回风大巷7——上部车场石门8——采区中部车场石门9——区段回风石门10——区段回风石门
附图：
运输系统示意图。
第六节管线及轨道敷设
风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。
敷设轨道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数，临时轨道、水久轨道、道岔、调车场质量要求等。
序号
名称
规格
型号
单位
数量
吊挂
方式
与工作面间距
轨面问距
轨面高低差
轨道接头间隙
1
轨道
2
风筒
吊挂
3
风管
吊挂
4
水管
吊挂
5
缆线
吊挂
6
7
第七节设备及工具配备
所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等。
设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
调度绞车
JD-4
1
2
水泵
KWQX15-18-1.5
1
3
喷浆机
4
装岩机
P-15B
1
5
扒装机
6
风钻（附钻架）
ZY24FT110
2
7
风镐
FG-8.3
2
8
电钻
MZ-12A
2
9
控制开关
4
10
馈电开关
4
11
综保
12
掘进机
13
带式输送机
14
压入式风机
4L-20/8
1
15
除尘风机
16
锚杆钻机
MYT-115DI
1
17
镐
2
18
锤
2
19
激光指向仪
JK-3
1
20
局部通风机
BKY65-1X
1
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
二、风量计算
（一）按瓦斯涌出量计算：
Q1=100qk=50m3/min。
（二）按炸药使用量计算：
Q2=90A=80m3/min。
（三）按人数计算：
Q3=4n=100m3/min。
（四）按局部通风机的实际吸风量计算：
Q4=Q局Ikf=158.4m3/min。
（五）确定需要的配风量：
Q=158.4m3/min。
三、风量验算
（一）按最低风速验算。
1．岩巷掘进工作面的最低风量（Q岩）：
Q岩≥9×S岩=m3/min。
2．煤巷掘进工作面的最低风量（Q煤）：
Q煤≥15×S煤=132m3/min。
（二）按最高风速验算。
岩巷、煤巷或半煤岩掘进工作面的最高风量（Q）：
Q≤240×S=1320m3/min。
（3）按掘进工作面温度和炸药量验算
炸药量/kg
<5
5～20
>20
温度/℃
16以下
16～22
23～26
16以下
16～22
23～26
16以下
16～22
23～26
需要风量/（m3.min–1
40
50
60
50
60
80
60
80
100
（四）按有有害气体的浓度验算。
回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%。
其他有害气体符合《煤矿安全工程》规定。
P瓦——=≤1%
Q掘
0.2
P瓦——=0.6%≤1%
33
（五）局部通风机的造型及安装地点。
由于安放局部通风机的要求，尤其是压入式通风机，需要安放在有新鲜风流处，如果有需要还需在旁边设风门。
图中的圆圈11处就是局部通风机的安放地点。
1——掘进工作面（上部的是区段轨道平巷，下部的是区段运输平巷）2——轨道上山3——回风上山4——运输上山5——运输大巷6——回风大巷7——上部车场石门8——采区中部车场石门9——区段回风石门10——区段回风石门11——局部通风机的安放地点
附图：
通风系统示意图。
第二节压风
说明风源、压风方式、管径、风压等。
使用移动压风机的，还要说明移动压风设备的名称、型号、规格，管路长度、安装位置和敷设路线等。
我们先要开掘区段的回风、运输平巷，和上部、中部车场。
压缩的空气需要在岩石巷道的开掘应用，但是由于空气压缩机的设备比较庞大，而且空气压缩机的储气筒也比较大，不适于在井下安装，所以就安装在地面。
如果在有需要在岩石巷道的掘进需要，就用专用的胶皮管，来接到井下的需要风的地方。
管径是
由空气压缩机的功率，和掘进所的风压来决定风管中的压力：
压风系统是：
从地面的空气压缩机输出压缩空气，由胶皮管接到井下到5运输大巷，再由下部车场到轨道上山2，再到掘进工作面。
1——掘进工作面（上部的是区段轨道平巷，下部的是区段运输平巷）2——轨道上山3——回风上山4——运输上山5——运输大巷6——回风大巷7——上部车场石门8——采区中部车场石门9——区段回风石门10——区段回风石门
附图：
压风系统示意图。
第三节瓦斯防治
临时抽放瓦期泵站安设的地点，瓦斯抽放管路的安设方式、敷设长度、管路中的混合瓦斯浓度，设置警戒、超限报警、通风方式、风量要求，抽出的瓦斯引排地点、抽放瓦斯操作工序等。
第四节综合防尘
防尘供水水源、水量、水压、供水管路系统、管径、水幕、防爆6、喷雾点个数及位置，湿式钻眼、水泥炮、爆破喷雾、冲洗巷帮装岩（煤）洒水等。
第五节防灭火
说明巷道施工防灭火的措施、要求等。
说明巷道施工时，消防供水管路系统、防灭火器材的存放方式和地点等
第六节安全监控
瓦斯自动检测报警断电装置、甲烷传
升级会员 