施工设计文字说明.doc

大巷、下山及顺槽施工设计说明一、 工程概况1、井田开拓方案利用并刷大原古交义金煤业有限公司主斜井和副斜井做本次设计的主斜井和副斜井，利用原古交镇义煤矿有限公司新建的回风立井(已掘进114m)做本次设计的回风立井，全井田采用两斜一立三个井筒的开拓方式。其中主斜井净宽由2.3m刷大至5.0m，倾角17，落底于9号煤层底板下30m的岩层中，斜长356m,装备带宽800mm的胶带输送机和架空乘人器及人行道，担负矿井煤炭运输、上下人员、进风的任务，是矿井的一个安全出口；副斜井净宽由2.3m刷大至3.6m,倾角20，斜长256m,落底于9号煤层底板，装备单钩串车和人行道，担负矿井除人员以外的全部辅助提升任务，是矿井的一个安全出口；回风立井净直径4.6m,垂深202m,落底于9号煤层顶板，井口安设两台轴流式风机，设梯子间，担负矿井的回风任务，也是矿井的一个安全出口。其余不利用的井筒均按照“六条标准”实施关闭。根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个水平联合布置分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+1040m。设计主斜井落底于9号煤层底板下30m，并做一个井底煤仓；副斜井落底于9号煤层底板后设置井底车场及各主要硐室。大巷布置如下：9号煤层：过煤仓上口，沿井田中部东北西南方向布置一组开拓大巷。北部大巷一直开拓至井田边界煤柱线，而南部大巷向南掘进260m左右处时，向东布置901下山巷道。同时南部大巷掘进并通过F1断层后，平行于F1断层，布置三采区上下山巷道；将全井田9号煤层划分为三个采区。其中运输大巷通过井底煤仓与主斜井相连通，轨道大巷通过井底车场与副斜井相连通，回风大巷直接与回风立井相连通。三条大巷均沿9号煤层顶板布置。8号煤层：由于8号煤层在全井田范围已大部采空，只剩余井田东部新增区和井田南部可采。故在井田中部大巷大体呈“丁”字型布置，其中运输大巷和轨道大巷均沿8号煤层布置，并通过斜巷与9号煤层运输大巷和轨道大巷相连通，而回风大巷直接与回风立井相联通。将全井田8号煤层划分为两个采区。本施工设计针对山西古交义城煤业有限责任公司义城煤矿矿井正式投产时的三条大巷掘进、三条下山掘进及顺槽掘进的施工。设计依据为山西源通煤矿工程设计有限公司所做的山西古交西山义城煤业有限责任公司矿井兼并重组整合项目初步设计。2、施工巷道断面和支护形式运输、轨道、回风大巷及下山均沿煤层顶板布置的煤巷或半煤巷，矩形断面，锚网索喷支护形式，工作面顺槽、开切眼为矩形断面，锚网索支形式。轨道和回风大巷净宽4.0m，净高3m，净断面12.0m2，运输大巷净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2。运输顺槽净宽4.4m，净高2.5m，净断面11.0m2，回风顺槽净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2。具体支护参数见巷道断面图。3、巷道掘进进度指标根据煤炭工业矿井设计规范要求并结合本矿实际情况，确定掘进指标如下：大巷、下山及顺槽全部沿煤层顶板掘进，且9号煤层平均煤厚2.62米，结合巷道断面尺寸施工方法确定为综掘，月进度为400m。4、综掘工作面机械设备综掘工作面机械设备有：EBJ-160掘进机，ES-650型胶带转载机，DSP650/40型胶带输送机，FBD-5.6型局扇，MZS-12A型煤电钻，SCF-6型湿式除尘风机，EZ2-2.0型岩石电钻，MYZ-200型探水钻，MYT-120B顶锚机，MFB-100A邦锚机，转子-型喷浆机，WPZ320/6.3型喷雾泵，安型砼搅拌机，XPB250/55型喷雾泵站，JD-25型调度绞车。5、移交生产时大巷、下山及顺槽的井巷工程量和材料消耗表矿井移交到达到设计生产能力时,运输大巷与轨道大巷掘进至9号煤一采区，回风大巷从井底车场掘进至与回风立井贯通；掘完一采区三条下山；完成一采区首采工作面的两条顺槽和两个综掘掘进头。该部分主要的井巷工程量见下表：序号项目名称长度(m)掘进体积(m3)表土煤巷半煤巷岩巷合计井巷表土煤巷半煤巷岩巷合计1运输大巷2582582812.22812.22轨道大巷239239310731073回风大巷98898812844128444运输下山400400436043605轨道下山371371482348236回风下山346346520052007顺槽9829821028210282102828开切眼1101101815181518159合计1092260236941209733146.245243.2二、 地质概况1、地层本井田内地表出露的地层由老到新有石炭系上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1s）、二叠系下统下石盒子组（P1x）、二叠系上统上石盒子组（P2s）、上第三系上新统保德组（N2b）、第四系上更新统（Q3）和第四系全新统（Q4）；据井田内及勘探区钻孔揭露的其它地层有奥陶系中统峰峰组（O2f）,石炭系中统本溪组（C2b）。现由老到新简述如下：(1)奥陶系中统峰峰组（O2f）为煤系地层基底，全层厚度约85m左右，下部为灰色、灰黄色角砾状泥灰岩，常夹石膏层；上部为深灰色厚层状石灰岩，致密坚硬，中部有时夹灰黄色薄层状泥灰岩。(2)石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于峰峰组之上，厚21.9030.40m，平均26.43m，为海陆交互相，底部为山西式铁矿,厚0.41.00m，往上为灰色和粉红色铝土泥岩及灰色粉砂岩；上部为灰色砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩及13层石灰岩，中夹煤线和炭质泥岩。与下伏峰峰组地层呈平行不整合接触。(3)石炭系上统太原组（C3t）与下伏本溪组地层整合接触，是本区主要含煤地层之一，全层厚83.25109.77m，平均98.92m。为海陆交互相沉积，基底K1砂岩（晋祠砂岩）为中粗粒砂岩石英砂岩，硅质泥质胶结，厚度变化大，是与本溪组分界的标志层；其上为一组灰色砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤互层，有时夹有12层薄层泥灰岩，其中含有8、9、10、11、12号煤层，8、9号煤层为赋存区内可采煤层，10号煤层为局部可采煤层，11、12号煤层为不可采薄煤层或煤线；上部为灰黑色砂质泥岩、泥岩、灰色砂岩、煤与石灰岩互层，含6、7号煤层，其中6号煤层为不稳定零星可采薄煤层，7号煤层为不可采的薄煤层或煤线。太原组发育较稳定的灰岩有3层：8号煤层顶板为L1灰岩，平均厚约1.20m；7号煤层顶板为L4灰岩，平均厚2.26m；7、8号煤层之间发育的K2灰岩，平均厚2.05m。(4)二叠系下统山西组（P1s）与下伏太原组整合接触，是本区又一主要含煤地层，层厚28.7244.25m，平均厚38.73m。为一套陆相沉积地层。基底为K3砂岩（北岔沟砂岩），灰白色细粗砂岩，厚度不稳定，平均厚度2.98m；其上由灰色灰黑色砂质泥岩、泥岩、灰白色砂岩和煤组成，含有02、03、1、2+3、4号煤层，其中2+3、4号煤层为稳定可采煤层，其余煤层不可采或零星可采。(5)二叠系下统下石盒子组（P1x）与山西组地层整合接触，平均厚81.86m，为陆相和海陆过渡相沉积，地层下段为灰色、灰黑色、灰绿色砂质泥岩和灰色、灰绿色中粗砂岩互层，夹12层煤线，基底为K4砂岩（骆驼脖砂岩），以中、细砂岩为主，厚3.73m；上段以杏黄色砂质泥岩夹黄绿色粗中砂岩透镜体，交替相互成层，底部为K5砂岩，以中、细砂岩为主，厚度不稳定，平均6.06m。(6)二叠系上统上石盒子组（P2s）整合接触于下石盒子组地层之上，区域内出露最大厚度248.99m，而井田内地层厚度不全，最大残留厚度约70m，为陆相沉积，基底K6砂岩为黄绿色粗砂岩，厚度不稳定。其上部岩性为黄绿色砂岩与紫红色、杏黄色、蓝色等杂色砂质泥岩、泥岩互层。(7)上第三系上新统保德组（N2b）厚071.69m，一般厚35.85m左右，在沟谷两侧和山顶有出露，下部为一至数层砾石或半胶结的砾岩，有时夹砂层，砾石磨圆度好。上部为暗红色粘土和砂质粘土，其中含钙质结核。与下伏各组均呈角度不整合接触。(8)第四系中上更新统（Q3）不整合覆盖于上石盒子组或平行不整合于第三系之上，厚度050m，一般20m左右，出露于山梁和沟谷两侧，以浅黄色、黄色亚砂土、亚粘土为主，垂直节理发育。(9)第四系全新统（Q4）发育于较大的沟谷中，厚015m，一般3m左右，为砾石，卵石及砂砾层，杂以泥质混合物。综合柱状图如下所示：2、构造本井田位于古交矿区镇城底勘探区西南边缘，井田内地层大致为一倾向SE的单斜构造，地层倾角314，一般为12。现将井田内地质构造情况分述如下(图2-1)：(1)断层井田内共发育有11条正断层，现将具体如下：F76断层：位于井田西北边缘的煤层风氧化带内，为一地表揭露的正断层。产状：倾向103，倾角70，落差25m，进入井田后落差逐渐减小，在井田内延伸长度260m，对矿井生产无任何影响。F133断层：位于井田东北部边界处，为一地表揭露并在井下实见的正断层。产状：倾向118155，倾角7580，落差7m，在井田内延伸长度610m。F214断层：位于井田东南部边界处，为一地表揭露正断层。产状：倾向180，倾角70，落差7m，延伸至本井田后逐渐变小尖灭，在井田内延伸长度86m。F1断层：位于井田中部，为一井下实见正断层产状：倾向252，倾角65，落差8m；而在施工ZK3钻孔过程中，发现深度184.00m处(L4下11.40m)有4.6m左右岩芯破碎，按照正常层序，此处应发育K2灰岩，且揭露8号煤后发现4号煤与8号煤之间层间距52.3米，为此确定其落差增大至23m，在井田内延伸总长度为700m。F2断层：位于井田东部边缘，为地面地质填图而来。其走向与东部边界基本平行，倾向130，倾角70，在2+3号煤层落差只有2m，而在8号煤层落差增至5m，在井田内延伸长度460m。F3断层：位于井田东部边缘，为地面地质填图而来。为一正断层，倾向160，倾角75，落差3m，在井田内延伸长度100m。F4断层：位于井田西南部，横穿原佛罗汉井田。产状：倾向128，倾角70，落差5m，在井田内延伸长度530m。F5断层：位于井田南部，为原佛罗汉矿实见正断层。产状：倾向129，倾角60，落差10m，在井田内延伸长度200m。F6断层：位于井田东南部，为一推测正断层。产状：倾向103，倾角50，落差3m，在井田内延伸长度160m。F7断层：位于井田东南部，为一井下实见正断层。产状：倾向178，倾角70，落差4m，在井田内延伸长度80m仅在2+3号煤层巷道中揭露。F132断层：位于井田东南部，为地表出露断层，为一正断层，并在ZK4钻孔施工中9、10号煤层缺失，而9号煤层在本井田赋存区内稳定可采，为此疑为断层断失所致。且其位置在地表出露的F132断层的延长线上，故确定其为F132断层。产状：倾向320，倾角65，落差4m，在井田内延伸长度530m。对本施工设计有影响的为F1，F132断层，施工时注意安全措施的编制与执行。(2)陷落柱本井田内陷落柱发育较少，经调查，井田内发现有两个陷落柱，即X1和X2。X1位于井田中部原镇义煤矿与佛罗汉煤矿交界处，长轴54m,短轴34m，长轴方位43；X1位于井田东南部，长轴76m,短轴34m，长轴方位145。4、岩浆岩井田内未发现岩浆侵入现象。综上所述，井田内地层较平缓，发育有11条断层和2个陷落柱，对矿井生产影响不大，因此，构造复杂程度确定为简单类。三、井田水文地质条件1、地表水井田地处西山煤田西部边缘，地貌表现为中山，地表切割强烈。地势西北高东南低,地层总体上为向东南倾伏的单斜构造，倾角514不等。区内最大的河流汾河从井田北部流过。本区属汾河水系，井田东、西分别有义礼沟和南沟，其流量季节性明显，自南向北汇入天池河，再经顺道、雁门注入汾河，沟两侧发育一些支沟，自井田中部向东北汇入义里沟，向西北汇入南沟，沟谷中有季节性流水。2、井田内主要含水层(1)奥陶系中统碳酸盐类岩溶水含水层本区中奥陶统含水层主要为峰峰组及上马家沟组，其下的下马家组含水层由于含水性较差且距太原组煤层远，对煤层开采影响较小。中奥陶统地层厚约400m，其岩性以中厚层状石灰岩为主，其次有角砾状泥灰岩，白云质灰岩、白云岩以及硬石膏岩等，局部夹石膏层。埋藏深度60370m，一般在200m左右，由于埋藏比较浅，含水性较好。受汾河补给的影响，本区向北越靠近汾河其单位涌水量往往越大。据勘探区北部的834号（距井田边界约2.2km）钻孔抽水试验，静止水位122m，标高898.66m，水位降深0.12m，单位涌水量10.56L/s.m，渗透系数11.84m/d，水质良好，为H-S-Ca-Mg型，矿化度160.6mg/L。钻进时岩心呈蜂窝状，溶蚀严重。据本次调查，在井田西部边缘现有水井，终孔层位在上马家沟组，静水位标高898.7m；井田以北距边界约1km处有义里村水井，其奥灰静水位标高为891.9m；结合相邻区域奥灰水文孔资料，井田奥灰岩溶水位标高约为889-906m。(2)石炭系上统太原组砂岩裂隙及岩溶裂隙水含水层该含水层含水主要为太原组的石灰岩，石灰岩主要有三层：L1、K2、L4，其厚度皆小于3米，L1和L4厚度不稳定，且常相变为泥灰岩，含水性均较差，主要含水层为K2灰岩。834号钻孔抽水试验资料显示，单位涌水量0.953L/s.m，渗透系数23.45m/d，静水位标高1016.03m，水质为H-S-Ca-Mg型，矿化度217.6 mg/L。T18号钻孔对太原组含水层抽水试验显示，单位涌水量0.00019L/s.m，渗透系数0.0021m/d，静水位标高665.95m。以上数据与区域资料相符，即水位埋深大则富水性弱。834孔位于汾河岸边，水位埋深浅，其单位涌水量较大，与之相反，T18孔由于水位埋深大其单位涌水量极小。总之，太原组含水层在区内埋藏较深，其裂隙、岩溶不甚发育，透水性及含水性随之亦差，但由于受地表水及大气降水补给条件好，局部含水性可能较好。(3)二叠系下统山西组砂岩孔隙水含水层含水量主要在K3中，其岩性为中粗粒砂岩或含砾粗砂岩，泥质胶结为主，结构较松散，厚度不稳定，含水性差，据周边井田抽水试验资料，单位涌水量0.0040.0548L/s.m，渗透系数0.000340.344m/d，水位标高1039.191019.36m，水质为H-C1-K+Na-Ca型，矿化度为7.3 mg/L。(4)二叠系上、下石盒子组砂岩孔隙含水层该含水层厚层砂岩较多，出露范围也较广，但该含水层砂岩厚度不稳定，相变明显，且多与泥岩互层，同时岩层孔隙度较小，补给条件较差，一般说来，含水性较差，只是在风化裂隙带含水性和透水性较好。据周边井田抽水试验资料：单位涌水量0.00430.0558L/s.m，渗透系数0.007050.128m/d，水位标高1040.301018.51m，水质与山西组相同。(5)第三系松散岩孔隙含水层主要分布在山顶和沟谷边坡，由砂砾层组成，由于赋存位置较高，不利于地下水的聚集，含富水性较差，一些沟底有分散泉水出露，流量一般在0.010.2L/s，大多就地渗失，不成流。(6)第四系松散岩孔隙含水层主要赋存于井田东西两边的义礼沟和南沟沟谷中，由砾石和沙层组成，一般厚5m左右，本层由于渗透性强，孔隙度大，又便于接受大气降水及沟谷内地表水的补给，所以含水性较好，本层水质较好，为HCO3-S04-Ca-Mg型，矿化度245510mg/L，为村庄居民生活用水的主要水源。3、主要隔水层(1)石炭系上统太原组、二叠系下统山西组隔水层太原组、山西组地层中所含的泥岩、砂质泥岩为上覆含水层的相对隔水层，单层厚度0.510m，呈层状分布于各灰岩、砂岩含水层之间，减弱了各含水层之间的水力联系。(2)石炭系中统本溪组隔水层该层岩性以泥岩为主，特别是本组下部的铝土质泥岩，裂隙不发育，渗透性极差，为煤系地层良好的隔水层，隔水底板隔断了其上部含水层与下伏奥陶系岩溶含水层之间的水力联系。4、矿井充水因素分析及水害防治措施1、充水因素分析所谓充水条件包括充水水源、充水通道和充水程度，而充水程度强弱又取决充水水源的类型（富水性强弱）和充水通道的类型及其导水性。(1)充水来源及其影响程度不同的煤层其主要充水水源有所不同，对于上组煤而言，除与煤层顶底板相关的含水层有关外，大气降水、地表水对其也有一定影响。而对于下组煤，由于下组煤上覆岩较厚，距地表较远，下组煤开采受大气降水和地表水的影响较小，大气降水和地表水主要是补给上部含水层对下组煤间接充水。因此，下组煤开采中充水水源主要来自煤层顶底板有关含水层中的地下水。值得注意的是，在井田西部沟谷中太原组、峰峰组均有出露，一定条件下地表水及大气降水可能直接渗透补给。、大气降水对矿坑充水的影响大气降水通过不同成因的基岩裂隙及松散沉积物孔隙在裂隙沟通的情况下进入矿坑，成为矿坑充水的重要的补给来源。但如上所述，大气降水对上组煤和下组煤的影响不同。同时，受大气降水影响的矿坑涌水量受降水的季节变化影响，具有明显的动态变化特征。区内最高洪水位标高为1116m，所有井口均高于此标高，故不存在灌井危险。、山西组砂岩裂隙含水层及太原组灰岩含水层的影响根据古交矿区抽水资料，山西组砂岩含水层的单位涌水量q=0.0040.0548L/s.m，均属富水弱的含水层，且该含水层以静储量为主，出水后会随时间衰减，不致构成水害。太原组含水岩组虽富水性较山西组砂岩含水层强，但单位涌水量较小，也属富水性中等至弱的含水层，因此，对矿坑充水影响也较小。、井筒水对矿坑充水的影响开采下部煤层的井筒将穿过其上所有含水层，并与上部采煤矿坑相通，故上部含水层地下水及矿坑水一部分可能通过井筒对下部矿坑产生充水。经过水泥、石块衬砌的立井井筒这方面的影响不太大。、奥灰水对矿坑充水的影响从可查资料看，该井田内奥灰水位约为889-906m，而据煤层底板等高线图，区内9号煤层最低底板标高为915m，井田内煤层底板均高于奥灰水位，不存在带压开采问题。(2)矿坑充水通道据矿区水文地质条件来看，由于不存在奥灰突水危险，煤层开采中的涌水水源只能是大气降水、地表水、山西组砂岩裂隙水及太原组灰岩岩溶裂隙水。开采上部2+3及4号煤层时，主要充水含水层为山西组砂岩孔隙含水层，开采下部8、9号煤层时主要充水层为太原组岩溶裂隙、砂岩裂隙含水层。矿井充水通道主要为开采过程中形成的岩石裂隙、冒落导水裂隙带、井筒、开采扰动后的底板岩石裂隙以及地质构造。老（采）空积水是本井田最主要的水害威胁，导水裂隙则是本井田最主要的导水通道。该矿井4号、8号、9号各煤层采后导水裂隙带是采空区矿坑充水的主要途径。井田内4号煤层已采空，8号煤层也大面积采空，只有9号煤层未采。今后当以8号、9号煤层的开采为主，开采中应充分考虑上部采空区的积水情况，同时注意同一煤层采空区积水。经计算，本井田2+3号煤层采后导水裂隙带高度为20.07m，4号煤层采后导水裂隙带高度为60.47m，裂隙带到达下石盒子组中下部，由于下石盒子组富水性差，顶板水影响较小。但是4号煤与2+3号煤间隔小，甚至两者合并，所以4号煤采空区可与2+3号煤层采空区合并。这样在开采2+3或4号煤时应密切注意同一煤层采空积水。8号煤层采后导水裂隙带高度为70.45m，井田内8号煤层与4号煤层底板间距为74.07m，裂隙带还未到达4号煤层底板，所以，23及4号煤层采空区积水可能还没有通过导水裂隙导入8号、9号煤层。在8号煤开采中其水源主要应为同煤层采空积水。9号煤与8号煤层底板间距为仅7.24m，9号煤层采后导水裂隙带高度为21.19m，已远远超出8号煤层底板高度，随着9号煤层的开采，8号煤层的采空区积水会在条件允许的情况下导入，成为矿生产的最大水害威胁。(3)地质构造对矿坑充水的影响井田地质构造简单，地层整体呈一走向NE、倾向SE的单斜构造，倾角一般12左右。区内地表可见断层十多条，均为正断层，断裂构造不发育。井田内的矿坑积水及大气降水可通过导水层由西部流向东部；北部扩区各煤层的开采将会受到北及西北部煤层露头的影响的影响，大气降水通过导水层对该块段的正常开采影响较大。随着深部8、9号煤层的开采，破碎的顶板可形成导水通道，将大气降水及2+3、4、号煤层的矿坑积水导入，对下部的煤层开采产生不同程度的充水积水影响。 四.施工方法1 .作业方式采用掘支单行，一次成巷的作业方式。2.掘进方式三条大巷开始掘进大约40米左右采用炮掘方式，其余采用机掘。全断面一次掘进，破煤1.0m，支护1.0m。每次割煤后，最大控顶距不大于1.2m。围岩条件允许的情况下，可适当放大割煤和支护的距离，最大控顶距不大于2.1m。3.施工组织采用“三八”制作业，即：三班生产，安排固定时间进行检修。组织专业与综合工种相结合的圆班综合工程队进行施工。3.1 劳动组织3.1.1 劳动组织形式采用主要工种和辅助工种，即明确分工，又在统一领导下活动配合，共同完成任务的综合掘进队伍。3.1.2 人员配备 工作面劳动组织见表1和表2。3.1.3 队干部24小时井上值班，及时处理施工中的各种问题、协调各班生产。3.1.4 严格按循环作业图表组织施工，按劳动组织图表进行分工，责任明确、互相配合，严格执行岗位质量责任制。3.1.5 搞好职工思想政治工作，严格执行交接班汇报登记制度表1 工作面劳动组织图表（机掘）工种人数班次组长综掘司机支护工验收工跟班电工刮板机司机运料工综掘机检修工皮带司机合计生产班1班116111112生产班2班116111112生产班3班116111112检修班1225跟班干部3合计总人数44备注：检修班在2班，运料工与部分支护工兼拌料并共同进行喷浆作业。表2 工作面劳动组织图表（炮掘）班次工种一班二班三班小计备注组长1113打眼工2226放炮员1113锚杆安设工2226绞车司机1113推车工（出渣工）2226运料工1113验收员1113安检员1113跟班电工1113管理人员1113合 计14141442备注：运料工与绞车司机，推车工进行拌料，全队共同进行喷浆作业3.2循环方式和循环进度机掘：采用多循环方式，每个循环1.0m，一班6个循环（遇检修3个循环），一天15个循环；班进度6m（遇检修3m），日进度15m。炮掘：采用多循环方式，每个循环2.1m，一天2个循环，日进度4.2m。3.3采用先进的施工技术及工艺流程采用EBH-160型综合掘进机及配套设备综合机械化掘进。采用一台JZB-600型激光指向仪控制中线。炮掘工艺流程：交接班-检查瓦斯安全检查（敲帮问顶）打眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯放炮检查瓦斯安全检查（敲帮问顶）出煤临时支护永久支护文明生产。机掘工艺流程：交接班瓦斯检查安全检查延伸皮带或刮板输送机割、装、运煤（备料）敲帮问顶找掉危岩临时支护永久支护铲清煤自检验收。4掘进机掘进施工作业4.1掘进作业4.1.1施工设备采用EBH-160型综掘机破煤。4.1.2截割方式横轴式连续摆动截割。4.1.3截割方法截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度400-600mm，然后在巷道内水平截割，周边留煤200-300mm，每水平摆动截割一次抬高400-600mm，连续摆动截割至初步成形，截完一个循环后，修周边达到设计要求（截割运行曲线如下图1所示）。4.1.4截割工艺流程进刀截割修边成形。4.1.5截割质量要求（1）沿煤层顶板掘进。（2）顶板截割平整，两帮齐整。要求严格按照设计尺寸施工，保证巷道成形，不得欠挖，超挖不得超过150mm（不可抗拒的冒顶和片帮除外）。要求严格按照巷道中心线施工，保证巷道中心线偏离不超表3正规作业循环图表过150mm。图1 截割运行曲线示意4.1.6提高截割质量的措施（1）加强通风防尘管理，提高工作面能见度。（2）经常进行岗位练兵，提高司机素质。（3）遇到顶板起伏变化时，随时调整截割高度，做到平缓过渡。（4）经常观察校正激光指向仪，保证指向正确，无中线不准截割。（5）严格按照截割方法和工艺进行操作。（6）巷道断面的规格尺寸及误差标准，要符合设计要求，司机必须牢记。4.2运输作业4.2.1运输设备运煤：SGB-40T型刮板输送机和DSJ80/40/240型皮带组合。运料：11.4kW绞车。4.2.2运煤系统轨道大巷：施工中破落的煤由工作面轨道大巷溜子轨道大巷皮带转载机联络巷皮带转载机运输大巷皮带煤仓主斜井皮带地面。运输大巷：施工中破落的煤由工作面运输大巷溜子运输大巷皮带煤仓主斜井皮带地面。回风大巷：施工中破落的煤由工作面回风大巷溜子回风大巷皮带转载机联络巷皮带转载机运输大巷皮带煤仓主斜井皮带地面。下山巷道：施工中破落的煤由工作面下山皮带转载机（联络巷皮带）转载机运输大巷皮带煤仓主斜井皮带地面。回风顺槽：施工中破落的煤由工作面回风下山转载机回风下山转载机联络巷皮带转载机运输大巷皮带煤仓主斜井皮带地面。运输顺槽：施工中破落的煤由工作面转载机运输下山转载机运输大巷皮带煤仓主斜井皮带地面。施工巷道系统见图2。图2巷道系统布置图4.2.31.运料系统轨道大巷：施工中所用的材料由地面副斜井井底车场轨道大巷掘进工作面。 运输大巷：施工中所用的材料由地面副斜井井底车场轨道大巷联络巷工作面。从井底车场开始施工的回风大巷：施工中所用的材料由地面副斜井井底车场轨道大巷联络巷工作面。从回风立井开始施工的回风大巷：施工中所用的材料由地面回风立井工作面。下山巷道：施工中所用的材料由地面副斜井井底车场轨道大巷联络巷工作面。顺槽：施工中所用的材料由地面副斜井井底车场轨道大巷轨道下山工作面。4.2.4通风系统和安全撤退路线1.通风系统：运输大巷与轨道大巷进风：地面主副斜井井底车场（局扇）工作面；回风：工作面联络巷回风大巷回风立井地面。回风大巷进风：地面回风立井回风大巷工作面；回风：工作面回风大巷回风立井地面。和进风：地面主副斜井井底车场局扇工作面；回风：工作面回风大巷井底车场地面。2安全撤退路线：工作面井底车场主副斜井地面。或工作面回风大巷回风立井地面。4.2.5延伸刮板输送机、皮带方法执行掘进刮板输送机延长岗位作业标准和掘进皮带延长岗位作业标准。5炮掘掘进施工作业采用钻爆法施工。风动凿岩机打眼，矿用硝胺炸药配合国产瞬发电雷管，100型发爆器起爆，正向装药，分组串并联，全断面一次爆破落煤。爆破参数见炮眼布置图，爆破说明书及预期效果指标。5.1炮眼布置图如下所示：图3 运输大巷（下山）炮眼布置图图4 轨道与回风大巷（下山）炮眼布置图5.2 爆破说明书表4 运输大巷爆破参数炮眼名称编号电管(发)乳胶炸药（kg）眼深（m）段号封泥长度（m）起爆顺序连炮方式装药结构掏槽眼1-6660.62.31大于0.51 串、并联放炮连续反向装药一圈辅助眼7-15990.42.12大于0.52二圈辅助眼16-2813130.42.12大于0.53周边眼29-5313130.22.13大于0.54底眼54-6411110.22.14大于0.52合 计5216.2表5 轨道与回风大巷爆破参数炮眼名称编号电管(发)乳胶炸药（kg）眼深（m）段号封泥长度（m）起爆顺序连炮方式装药结构掏槽眼1-6660.62.31大于0.51 串、并联放炮连续反向装药一圈辅助眼7-1711110.42.12大于0.52二圈辅助眼18-3417170.42.12大于0.53周边眼35-6531160.22.13大于0.54底眼66-7611110.22.14大于0.52合 计6120.2表6预期爆破效果运输大巷名 称数量名称数量炮眼利用率/%91.3每米巷道耗药量/（kgm-1）7.7每循环工作面进尺/m2.1每循环炮眼总长度/m128每循环爆破实体体积/m322.93每立方米煤岩体耗雷管量/（个m-3）2.3炸药消耗量/（kgm-3）0.7每米巷道耗雷管量/（个m-1）24.8轨道与回风大巷名 称数量名称数量炮眼利用率/%91.3每米巷道耗药量/（kgm-1）9.6每循环工作面进尺/m2.1每循环炮眼总长度/m160每循环爆破实体体积/m327.34每立方米煤岩体耗雷管量/（个m-3）2.6炸药消耗量/（kgm-3）0.7每米巷道耗雷管量/（个m-1）295.3 提高打眼质量措施1.严格按巷道中心线、炮眼布置图和爆破说明书的规定标出眼位，按规定的角度和深度进行打眼。2.除掏槽眼底比其它炮眼底深100mm外，其它炮眼底应落在同一平面。5.4 使用的炸药和雷管种类1.炸药：采用矿用硝胺炸药。规格f30200（mm），重量150g/卷。2.雷管：国产1-5段毫秒延期电雷管。5.5 联线及放炮方式采用正向装药，分组串和并联，全断面一次爆破，采用FMB-100型发爆器起爆。5.6出煤、运料、通风系统和安全撤退路线出矸：工作面轨道或回风大巷井底车场副井地面。或工作面煤仓主斜井地面。运料：地面副斜井井底车场轨道大巷工作面。或地面回风立井工作面。进风：地面（主）副斜井井底车场（局扇）工作面。回风：工作面联络巷回风大巷回风立井地面。安全撤退路线：工作面轨道大巷井底车场主副斜井地面。和工作面回风大巷回风立井地面。出煤、运料、通风系统以及避灾路线如图。5.7 安全技术措施1严格按地测部门所给定的中心、腰线施工，保证成形质量，不得欠挖，超挖不得超过+200mm。2严禁空顶下作业，严格执行敲帮问顶制度，把专人观山落实到迎头的每一道工序中。3打眼工和领钎工严禁戴手套，衣带必须穿戴整齐。不得在残眼上加深炮眼，严禁在煤、岩裂隙或活矸上打眼，打眼过程中，打眼工和领钎工要相互配合并注意顶板、两帮情况，防止断钎、蹬空或顶板掉渣事故发生。4打眼与装药不能平行作业，只有待炮眼打完后，将机具和人员撤出到安全地点后