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轨道巷过交叉点掘进施工安全技术措施一、概况根据《掘进作业规程》，B3二区段轨道顺槽沿煤层底板掘进在上区段运输顺槽正下方布置，现掘进工作面位于B3二区段轨道顺槽，自二上山向西掘进，近期掘进巷道将从B4二区段运输上山中下部相交穿过，两巷呈“×”型交错，根据地测科提供的地质资料，煤层层间距1.5-3米，为确保工程质量及安全生产，特制订此安全技术措施.二、巷道布置交叉点位于先掘进工作面二号联络巷中对中以西176.3米位置，层间距 1.5-3米，经我矿矿委会研究决定，交叉点前后十米范围内要加强支护，加强顶板观测与有毒有害气体监控。
三、支护形式及设计（一）断面形状及尺寸1685轨道运输巷断面为矩形（高×宽：3.1×3.8m），采用“锚杆+锚网+钢带”的方式作为初次支护形式，在交叉点前后十米范围地带采用“工字钢棚”作为“二次”加强支护形式。
（二）、支护形式及参数1、临时支护采用前探梁做为临时支护，前探梁选用Ø45×4000mm钢管3根，2根正常使用，1根备用。
每根前探梁用2个吊环固定，吊环由Ø16mm钢筋与U型扁铁连接制成。
严格执行小甘沟煤矿1685掘进作业规程。
2、永久支护严格执行小甘沟煤矿1685掘进作业规程原有锚杆+锚网+钢带”，支护方式。
3、二次加强支护1674轨道巷施工至临近上部巷道交叉点10m边缘时，由技术科通知综掘队采用小进尺多循环的作业方式，短掘短支，并架设工字钢棚，棚梁的顶部必须接顶、塞满填实背紧，棚腿柱窝浮煤必须清理干净。
严格控制空顶距。
4、支护参数严格执行小甘沟煤矿1685掘进作业规程，原两米的锚杆打穿运输上山不能支护顶板时采用1.6米的锚杆，根据现场情况改变原有支护参数缩小锚杆间排距。
四、安全措施一）掘进安全技术措施1、掘进工作面与B4二区段运输上山交错通过前，由生产技术科编制好相交通过安全措施，并将安全措施贯彻到每位职工。
2、巷道交错掘进过程中，掘进队要开好班前会并且做好记录，严格要求穿过距离，区队领导必须现场跟班并指导一切工作，每班跟班队长必须及时向调度室汇报巷道交错进展情况，严禁空岗、漏岗、早退，并且做好现场交接班。
富源县营上镇宽塘煤矿二号井+2000水平东翼120901采区准备掘进作业规程作业地点：120901采区准备掘进工作点作业内容：掘进矿长：祝希福技术负责人：孙守国编制：孙守国编制日期：二0 0九年七月十二日+2000水平东翼120901采区准备掘进作业规程第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进的巷道为东翼2000水平120901采区准备巷道。
二、掘进目的及用途回采120901工作面，满足回采时的通风、行人、运输、管线敷设的要求。
三、巷道设计长度和服务年限巷道总长度为490米，巷道服务年限为一年。
四、预计开竣工时间本掘进工作面自2009年7月15日开工，预计2009年9月10日竣工。
第二节编写依据一、开发设计利用方案批准时间开发设计利用方案名称为《富源县营上镇宽塘煤矿二号井采矿许可证》。
批准时间为2002年12月。
二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《云南省富源县营上镇宽塘煤矿二号井资源储量核实报告》地质部分，批准时间为2006年5月10日三、矿压观测煤层和煤层的底板应力较集中。
第二章地面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巷道地面相对位于山地，地面标高2110--2151m。
巷道南距本矿F7断层130m。
北距矿界350m，为未采动实体。
东至本矿的东部边界，西部为未开采区。
第二节煤（岩）赋存特征一、煤（岩）产状、厚度、结构、坚固系数和层间距C9煤层厚1.0～3.9米，平均2.1米。
结构简单，一般含1～2层透镜状泥岩夹矸，层位对比可靠，属于稳定煤层，全区可采，上距C7煤层25.85米，下距C10煤层13.43米。
煤层倾角9～17°，倾向N4°E，煤层走向S86ºE.煤质：水份1.10%、灰份18.89%、挥发份19.52%、固定碳88.38%、氢4.58%、硫0.17% 。
该煤层为中灰，特低硫，低磷，中高热值，高熔灰，强结渣煤，低位发热量28.88kj/g,胶质层10.3mm。
山西xx煤业有限公司皮带下山、轨道下山掘进作业规程二〇〇八年四月十九日第一章概况一、巷道位置、用途及服务年限（附平面位置图）我矿皮带下山、轨道下山位于矿井中部，皮带下山用于南翼原煤运输、进风，轨道下山用于材料运输、回风，两条巷道平行布置，中间开掘专用行人巷；轨道下山设计总长度1692m（现已掘1596m），皮带下山设计总长度为1698m（现已掘1602m），服务年限2年。
图1 平面位置图.二、地质及水文情况工作面煤层厚2—2.4m，夹矸厚8—20cm，煤层倾角00—100，平均倾角50，煤体容量1.4T/m3，煤层硬度1.5。
工作面煤层赋存状态为一单斜构造，煤层走向为北东向，倾向为北西向，煤层构造简单，有少数小断层。
工作面顶板有淋水,局部以裂缝出水,日涌水量1000m3。
瓦斯、二氧化碳涌出量小，绝对瓦斯涌出量为0.2m3/分，煤尘具有爆炸性，煤层自燃倾向性为不易自燃。
图2 地质柱状图第二章施工程序一、施工方法轨道下山、皮带下山同时施工，施工方位为磁方位1850,掘进96m后开掘联络巷，勾成系统。
施工中，均采用煤电钻打眼、爆破落煤、人工大铲装煤、刮板输送机运输，沿煤层底板掘进，一次成巷的施工方法。
掘进过程中，因地质条件或其它因素影响，临时调整作业，确保作业安全、有序。
二、施工程序1、落煤方式选用MZ—12A型手持煤电钻打眼，选用三级煤矿许用硝铵炸药(或乳化炸药)，毫秒电雷管1—5段，MFB—100型发爆器，工作面采用反向爆破，全断面一次起爆。
2、炮眼布置炮眼布置必须有利于保持顶帮层面的完整性，确保巷道断面符合设计要求，由于煤层易发生片帮，两帮底眼间距一般控制在3.2m内。
图3 炮眼布置图爆破说明书3、装煤与运输方式采用人工大铲装煤，刮板输送机运输。
4、支护方式及质量要求（1）净断面规格：上净宽2.6m，下净宽3.2m，净高2m。
图4 支护断面图（2）工作面支护采用梯形木棚支护，亲口接合，松木（湿）直径不小于10cm，棚距1m。
目录9#煤轨道大巷掘进施工作业规程 (3)第一章地质基本情况 (3)第一节煤层顶底板岩石性质 (3)第二节水文地质 (3)第三节瓦斯及自燃倾向性 (3)第二章巷道布置及技术特征 (3)第一节、巷道位置、用途、服务年限与附近巷道的位置关系 (3)第二节施工条件与施工期限 (4)第三节巷道技术特征及支护形式 (4)第三章施工方法 (5)第一节作业方式 (5)第二节施工组织及作业方式 (5)第三节循环形式及循环进度 (5)第四节施工工艺流程 (5)第四章掘进施工作业 (6)第一节钻爆法作业 (6)第二节综掘机作业 (10)第三节临时支护 (12)第四节装岩、提升运输 (13)第五章永久支护施工方法 (14)第一节支护形式 (14)第二节支护材料控制 (14)第三节施工技术组织 (15)第六章支护质量日常监测方法 (19)第七章通风系统 (19)第一节通风方式 (19)第二节掘进工作面风量计算 (19)第三节通风系统 (21)第八章安全监测监控系统 (21)第九章压风、供电、供水、排水设备布置及能力 (22)第一节供压风系统 (22)第二节供电系统 (22)第三节排水系统 (22)第四节管路敷设 (23)第十章施工组织管理 (23)第一节循环作业图表 (23)第二节劳动组织 (23)第三节工种岗位责任制 (23)第十一章各项经济建设指标 (23)第十二章安全技术措施、避灾路线及质量标准 (23)第一节预防瓦斯事故的安全技术措施 (23)第二节预防透水的安全技术措施 (24)第三节顶板管理安全措施 (25)第四节预防冒顶堵人的安全技术措施 (25)第五节发生冒顶事故的应急措施 (25)第六节施工安全技术措施 (26)第七节预防火灾的安全措施 (26)第八节综合防尘措施 (26)第九节运输管理及防跑车的安全技术措施 (26)第十节凿岩爆破安全措施 (27)第十一节绞车牵引操作安全技术措施 (28)第十二节刮板输送机操作安全措施 (28)第十三节打眼安全措施 (28)第十四节行人及避灾路线 (29)第十五节 9#煤轨道大巷工程质量标准 (29)第十六节提高工程质量措施 (29)第十七节巷道开口施工安全技术措施 (29)第十八节上岗人员执行的操作规程的规定 (30)第十九节上岗人员学习规程的规定 (30)9#煤轨道大巷掘进施工作业规程第一章地质基本情况第一节煤层顶底板岩石性质煤层位置：9#煤层埋藏深度约170米。
第一章 概 况第一节 工作面位置及井上、下关系工作面位置及井上、下关系表表1-1第二节 煤 层煤层赋存情况表表1-2附图一：11504工作面综合柱状图煤层名称 煤15 水平名称 +1200m 水平 采区名称 一采区 工作面名称11504工作面地面标高(m)+1220.0～+1236.0井下标高(m)+1200～+1251.0地面相对位置 本面位于主井东北650m 处，地形比较简单，地面为山地和沟谷。
回采对地面 设施的影响 工作面回采将造成地面一定程度的沉陷，沟谷中上部地带可能引发崩塌、滑坡等地质灾害。
地面可能引发地面塌陷、地裂缝等地质灾害，对地面建筑等构成威胁。
井下位置及四邻采掘情况 本面北邻矿井边界线，东邻11506工作面（正在施工）西邻11502工作面（已推采）；南邻为主、副井及回风斜井。
推采长度(m)604工作面面长(m)130面积(m 2)78520煤层厚度 （m ） 1.8~2.2 煤层结构 简单煤层 倾角 5°～9° 2.0 7° 可采指数1变异系数(%)13.9稳定程度稳定煤层情 况描述本工作面回采范围内，M15煤层属于结构简单、厚度稳定的中厚煤层。
煤层厚度为1.8~2.2平均2.0。
该煤层下距M16煤层8.11m 左右。
该煤层宏观煤岩类型为半暗～半亮型。
第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表表1-3第四节 地质构造本工作面回采范围内，煤层走向北东--西南向，倾角为5°～9°,平均7°。
根据工作面巷道掘进情况分析，地质构造比较简单，在工作面巷道施工过程中共揭露断层2条，其中落差大于0.5m 以上的断层没有，在工作面中间，对回采有一定影响。
本工作面回采范围内，无岩溶陷落柱、岩浆侵入体和古河流冲刷变薄现象。
工作面巷道揭露断层情况表表1－4构造名称 走 向（°）倾 向（°）倾角（°）性质 落差 (m) 对回采的影响程度cf 1 7 37 61 正 0.3 较小 cf 2 12 31540 正 0.4 较小附图二：11504工作面巷道素描图（1：200）顶底板名称 岩石名称 厚 度 (m) 岩 性 特 征老 顶 细砂岩11.20浅灰-灰色，泥质孔隙式胶结，主药成分为岩屑物质，夹粉砂岩纹理及薄层，岩芯完整。
峨眉山市川主张沟煤矿掘进工作面作业规程巷道名称+660m人行联络巷编制人员刘振华编制时间2014年12月15日施工负责技术负责人刘振华矿长丁福太审核时间峨眉山市川主张沟煤矿矿井会审意见书目录第一章基本概况 (1)第一节概述 (1)第二节编写依据 (1)第二章相对位置及地质情况 (3)第一节地面相对位置 (3)第二节煤（岩）层的赋存特征 (3)第三节地质构造 (4)第四节水文地质 (4)第三章巷道布置及支护说明 (4)第一节巷道布置 (4)第三节支护设计 (5)第四节支护工艺 (7)第四章施工工艺 (8)第一节施工方法 (8)第二节凿岩方式 (9)第三节爆破作业 (9)第四节装载与运输 (12)第五节管线及临时轨道敷设 (13)第五章生产系统 (14)第一节通风系统 (14)第二节防尘系统 (18)第三节防灭火 (19)第四节安全监控 (19)第五节运输系统 (20)第六节排水系统 (21)第七节供电系统 (22)第八节压风系统 (22)第九节通讯系统 (23)第六章主要经济指标与劳动组织 (24)第一节技术经济指标与劳动组织 (24)第二节循环作业 (25)第七章安全技术措施 (25)第一节防止顶板事故的安全技术措施 (25)第二节防止爆炸物品及放炮事故安全技术措施 (26)第三节防止通风、防瓦斯、粉尘的安全技术措施 (26)第四节防止机电运输事故的安全技术措施 (27)第五节防止水灾事故的安全技术措施 (29)第六节其他安全技术措施 (29)第八章灾害事故预防及避灾路线 (32)第一节灾害事故的种类 (32)第二节灾害事故的预防 (32)第三节避灾路线 (33)第一章基本概况第一节概述一、巷道名称本巷道全称为+660m人行联络巷。
二、巷道位置及掘进用途巷道起点位于张沟煤矿+660m车场起始端，是+660m水平到人行暗斜井的人行联络巷。
三、巷道设计长度、坡度及服务年限+660m人行联络巷由67m构成成，采用锚网+喷浆支护，其支护厚度为0.1m。
煤矿掘进作业规程工程名称：施工单位：编制人：审核人：施工负责人：编制日期: 年月日目录第一章概况错误！未定义书签。
第一节概述错误！未定义书签。
第二节编写依据错误！未定义书签。
第二章地面相对位置及地质水文情况错误！未定义书签。
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况错误！未定义书签。
第二节煤（岩）层赋存特征错误！未定义书签。
第三节地质构造错误！未定义书签。
第四节水文地质错误！未定义书签。
第三章巷道布置及支护说明错误！未定义书签。
第一节巷道布置、巷道断面错误！未定义书签。
第二节支护设计错误！未定义第三节支护工艺错误！未定义书签。
第四章施工方法错误！未定义书签。
第一节施工方法错误！未定义书签。
第二节凿煤(岩)方式错误！未定义书签。
第三节管线及电缆敷设错误！未定义书签。
第四节设备及工具配备错误！未定义书签。
第五章劳动组织及主要技术经济指标错误！未定义书签。
第一节劳动组织错误！未定义书签。
第二节循环作业图表错误！未定义书签。
第三节主要技术经济指标错误！未定义书签。
第六章生产系统错误！未定义第一节通风系统错误！未定义书签。
第二节生产运输系统错误！未定义书签。
第三节压风系统错误！未定义书签。
第四节防尘系统错误！未定义书签。
第五节防灭火错误！未定义书签。
第六节安全监测系统错误！未定义书签。
第七节供电系统错误！未定义书签。
第八节排水系统错误！未定义书签。
第九节通讯系统错误！未定义书签。
第七章灾害预防及避灾路线错误！未定义书签。
第一节灾害预防措施错误！未定义第二节避灾路线错误！未定义书签。
第八章安全技术措施错误！未定义书签。
第一节施工准备错误！未定义书签。
第二节“一通三防”管理错误！未定义书签。
第三节顶板管理错误！未定义书签。
第四节防治水管理错误！未定义书签。
第五节机电设备管理错误！未定义书签。
第六节运输管理错误！未定义书签。
第七节其它错误！未定义书签。
附图：错误！未定义书签。
作业规程（措施）会审意见注：1、找领导签措施，所有签措施的时间是相同的；2、上述主要是针对作业规程签字人员，补充措施根据措施内容选择签字领导；作业规程复查记录一、存在主要问题：二、处理意见：根据规程措施时间有效期附上空白表格第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进的巷道为***。
第一章概况第一节概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为主副斜井联络巷。
二、掘进目的及用途掘进目的是为形成上组煤的通风系统，满足该采区的通风、运输、行人及管线敷设的需要。
三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：325m2、服务年限：20年附图2：上组煤南翼回风大巷巷道布置平面图。
四、预计开工竣工时间计划开工日期：年月日开工。
实际开工日期：年月日开工。
第二节依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书为《XX煤矿设计说明书》，2012年。
二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《XX煤矿地质说明书》。
2012年。
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上组煤回风大巷位XX东部，大平台以南一带，距乌海市海南区约XXkm。
全井田东西最宽约XXkm，南北最长约XXkm，井田为一不规则多边形，面积约XXkm2。
地理坐标：东经：XXXX；北纬：XXXX。
开采标高： +600m。
井田内没有文物古迹、自然保护区，井田中部有前旗焦化厂居民房和广纳勇创煤场。
第二节煤（岩）层赋存特征1、8号煤层：顶板岩性多为灰白色泥岩及细、粉砂岩，底板岩性为灰褐色粘土岩及灰黑色砂质泥岩。
9号煤层：伪顶为粘土岩、炭质泥岩、泥岩，易于破碎冒落，其顶板维护很困难。
底板为泥岩及砂质泥岩，薄片状极易破碎，属不稳定底板；16号煤：直接顶为砂质泥岩、泥岩、少量泥岩，顶板冒落性属中等。
底板为泥岩、炭质泥岩或粘土岩，属不稳定底板。
2、8-1号煤层：直接顶岩性为砂质泥岩、泥岩，性脆、质软，薄层状，水平或波状层理，厚度 1.8～5.42m抗压强度14.19～43.40MPa，抗拉强度1.23～4.93 MPa。
老顶：岩性为中细砂岩，厚度2.1～11.25m，中厚～厚层状，泥质、钙质胶结，抗压强度13.37～66.25MPa，抗拉强度1.23～4.93 MPa。
底板岩性为砂质泥岩、粉砂岩，性脆，厚度0.78～5.7m，抗压强度10.1～73.28MPa。
第一章概况第一节概述一、巷道名称3202轨顺二、掘进目的为满足3202工作面设备安装、通风、行人、运输、管线敷设等需要三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度： 1400m服务年限：2年四、预计开、竣工时间工作面自2010年7月下旬开工，预计2010年12月竣工。
第二节编写依据一、掘进工作面设计说明书及批准时间掘进工作面业务联系书名称为《3202轨顺开门设计》，批准时间为2010年1月7日。
二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《三采区3202轨顺地质预计》，批准时间为2010年6月26日。
三、矿压观测资料根据三采2煤轨道巷1#联络巷施工时的矿压观测资料，3202轨顺掘进时，矿压显现不明显，顶底板移近量预计在30mm～90mm左右，断层附近顶板比较破碎，顶底板移近量会有所增加，预计在50mm～150mm左右，现场施工时要加强顶板管理，强化支护措施，保证安全生产。
根据三采区冲击地压防治专项设计（2007.2）判定，3202轨顺具有弱冲击倾向。
根据地质钻孔资料，3202轨顺掘进揭露2煤后，局部煤层破碎，局部预计应力较为集中。
第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距三采区3202轨顺沿2煤掘进，2煤（底部含炭质泥岩）厚（0～2.0）m，f=2～3；2煤顶板粉砂岩，厚（3.44～6.35）m ，f=4～5；2煤底板泥岩或粉砂岩，厚（1.00～2.70）m ，f=3～5。
预计起掘位置沿掘进方向：0m～115m，煤层倾角4º～6º下降；115m～270m，煤层倾角1º～3º下降；270m～870m，煤层倾角1º～3º上升；870m～1120m，煤层倾角4º～7º上升；1120m～2煤0厚线，煤层倾角2º～4º上升。
目录第一章概况 (1)第一节概述 (1)第二节依据 (1)第二章地面相对位置及地质情况 (2)第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (2)第二节煤（岩）层赋存特征 (2)第三节地质构造 (3)第四节水文地质 (3)第三章巷道布置及支护说明 (4)第一节巷道布置 (4)第二节矿压观测 (4)第三节支护设计 (5)第四节支护工艺 (9)第四章施工工艺 (12)第一节施工方法 (12)第二节凿岩方式 (12)第三节爆破作业 (13)第四节装载与运输 (14)第五节管线与轨道敷设 (15)第六节设备及工具配备 (17)第五章生产系统 (18)第一节通风 (18)第二节压风、供水 (21)第三节瓦斯防治 (22)第四节综合防尘 (23)第五节防灭火 (24)第六节安全监控 (27)第七节供电 (28)第八节排水 (29)第九节运输 (30)第十节照明、通信和信号 (30)第六章劳动组织与主要技术经济指标 (32)第一节劳动组织 (32)第二节作业循环 (33)第三节主要技术经济指标 (34)第七章安全技术措施 (35)第一节一通三防 (35)第二节顶板 (38)第三节爆破 (40)第四节防治水 (45)第五节机电 (45)第六节运输 (48)第七节其他 (60)第八章安全管理制度 (62)第九章灾害应急措施及避灾路线 (67)第一节瓦斯爆炸应急措施 (67)第二节火灾应急措施 (67)第三节透水应急措施 (68)第四节冒顶应急措施 (68)第五节防止灾害扩大措施 (69)第六节避灾路线 (70)第一章概况第一节概述一、巷道名称xxx轨道联络巷。
二、巷道位置xxx轨道联络巷位于xx煤矿井田一水平一采区，东部为主斜井、副斜井、回风斜井三条井筒，西部为井田边界，南部为尚未开采的xxx采煤工作面、北部尚未开采。
顺M1煤层走向沿M1煤层顶板掘进，掘进工作面底板标高+1460.500-1490.300。
三、巷道的用途所掘巷道为xxx回风巷掘进时运煤（矸）、运料以及行人等。
四、巷道设计长度及服务年限设计长度：92.5。
服务年限：2年。
四、预计开、竣工时间本掘进工作面预计2015年7月下旬开工，预计2015年8月完工。
第二节依据一、工作面设计及批准时间巷道施工的依据是《xxx轨道联络巷施工设计图》。
批准时间为2015年7月。
二、地质说明书及批准时间巷道地质资料依据是《xxx轨道联络巷地质说明书》，批准时间为2015年4月。
三、相关的技术要求编制依据1.《煤矿质量标准化标准及考核评级办法（试行）》。
2.《煤矿安全规程》（2013版）。
3. 《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)4. 《煤矿井巷工程施工规范》（GB50511-2010）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地面相对位置及邻近采区开采情况见下表。
井上下对照关系情况表第二节煤（岩）层赋存特征xxx轨道联络巷位于二叠系上统龙潭组（P3l）第三段（P3l3）地层，该地层分布在矿区北东部，岩性主要为灰至深灰色细砂岩，显微波状或平行层理，沿倾向粒度变细为粉砂岩，夹泥岩，粉砂质泥岩，底部为浅灰至灰黑色灰岩或泥质灰岩，具生物碎屑结构，产动物化石。
M1煤层位于上煤组上部，上距B1标志层底界6.12～13.44m；下距B2标志层顶界6.15～20.50m。
煤层可采厚度0.84～1.92m，平均厚度1.41m。
煤层倾角24°～60°，平均30°。
煤层的稳定程度指数为7.70和变异系数（γ）为0.21，属稳定薄～中厚煤层。
煤层在北侧及东部区域普遍含一层夹石，岩性为泥岩或炭质泥岩，厚0.06～0.29m，平均0.17m。
煤层结构为较简单类型。
煤层顶板为泥岩、细砂岩；底板以泥岩、细砂岩为主。
煤层层位稳定，属稳定薄～中厚煤层。
煤层地质特征见表1、表2。
表1 M1煤层特征表表2 可采煤层煤质特征表第三节地质构造xxx轨道联络巷位于各个背、向斜边缘地带，掘进范围内总体地质构造简单，无断层、褶皱影响，掘进过程中局部地段受裂隙水影响，顶板相对稳定。
顶板岩石坚固性系数为4-6。
第四节水文地质l）：分布在矿区北东部，岩性主要为粘土岩、粉砂岩与二叠系上统龙潭组（P3粉砂质粘土岩及煤层（线）等，为区内的含煤岩系地层。
厚度324.96～386.39m。
该地层富水性弱，泉水流量0.014～0.788L/s，为弱含水岩组。
对矿井开采无影响。
xxx轨道联络联络巷位于二叠系上统龙潭组地层，结合《xx煤矿水文地质图》分析：xxx轨道联络巷水文地质条件简单，上覆无含水层，无小窑开采,为弱含水岩组。
必须坚持“预测预报、有疑必须探、先探后掘”探放水原则。
掘进前必须用钻探进行验证，分析允许掘进距离后在允许掘进距离内掘进。
掘进过程中必须要加强工作面内的水文观测，出现异常及时处理。
第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置xxx轨道联络巷位于M1煤层中，位于xxx回风巷与1490之间，总长92.5m，道断面为拱形断面，掘进宽4000 mm，高3500mm，墙高1400 mm，掘进断面为11.88m2，。
从xxx轨道联络联络巷（坐标X=2943585.813，Y=35526661.718，Z=1460.524）按77°9′49″的方位掘进。
第二节矿压观测一、观测对象：xxx轨道联络巷。
二、观测内容1.自测站安装开始到施工完毕整个掘进期间的巷道顶板离层量，底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆、锚索的受力情况。
2.用锚杆拉力计、扭力矩扳手对锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用锚索张拉仪对锚索预紧力进行检测。
用钢尺和顶板离层仪实测巷道表面位移及顶底板和两帮移近量。
锚杆锚固力、扭力矩每300根锚杆检测不少于一次，每次顶帮各检测一组，每组数量不少于三根。
锚索预紧力要在施工中逐根检测，达到设计预紧力为合格，不合格的要重新补打。
设计或材料变更另取一组。
三、测站的布置1.xxx轨道联络巷在开口50m布置一个观测站，以后每隔150m布置一个测站。
2.每个测站安装顶板离层仪1个，同一测站的仪表安设要集中在5m范围内。
四、仪器、仪表、牌板的安设1.离层仪型号：LBY—3型，离层仪安设在巷道中部，孔深超过锚索0.5米，将顶板离层仪内侧刻度尺的测点安设在孔上端的位置，外侧刻度尺的测点安设在孔中部位置，然后将离层仪塞入孔内，内外刻度尺外露长度分别在5—10cm之间。
离层仪托盘要紧帖岩面，不得将金属网夹在中间。
2.每个测站仪器安装完毕后，将安设时测站的各种数据，包括测站编号、离层仪刻度尺数据、测站处巷道宽度高度、测站位置、安设时间等记录详细。
五、数据处理边施工边检测，及时对检测的数据加以分析、判断，并把检测结果反馈到设计和施工中，保证巷道支护质量。
六、矿压观测与资料收集测站观测每周不少于2次，日常观测由区队技术员负责，并做好记录分析。
第三节支护设计一、巷道断面xxx轨道联络巷道断面为拱形断面，掘进宽4000 mm，高3500mm，墙高1400 mm，掘进断面为11.88m2。
水沟掘进宽300 mm，深300 mm，掘进断面积0.09 m2。
二、支护方式xxx轨道联络巷采用锚杆+钢筋网+锚索联合支护。
三、支护设计（一）设计方法根据回采设备选型、风量、风速，结合已采工作面相应地段锚杆、锚索联合支护巷道的经验数据，采用工程类比法进行支护设计。
（二）断面设计为满足回采、掘进胶带运输机、刮板机安装、检修、通风、行人及安全的需要，xxx轨道联络巷设计为巷道断面为拱形断面，掘进宽4000 mm，高3500mm，墙高1400 mm，掘进断面为11.88m2。
（三）支护参数设计及支护材料1.锚杆支护参数设计（1）按悬吊理论计算锚杆参数：锚杆长度计算L=KH+L1+L2式中 L－锚杆长度;H－自然平衡拱高度; K－安全系数，取K=2;L 1－锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m;L 2－锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m 。
H=f B 2=528.3⨯=0.38 式中 B －巷道开掘宽度;f －岩石坚固性系数，取f=4L=2³0.47+0.5+0.05=1.49。
（2）锚杆间、排距计算锚杆间、排距计算，按间排距相同布置，其取 a=γKH Q 式中 a －锚杆间、排距，m ；Q －锚杆设计抗拔力，100KN ；H －自然平衡拱高度，取H=0.38；γ－被悬吊岩石的容重，取25.4KN/m 3;K －安全系数，取K=2。
a=4.2538.02100⨯⨯ =2.3 综合考虑安全系数及理论计算值，锚杆长度应该比计算值大，锚杆间排距应该比计算值小，才能更好保证巷道质量和安全施工。
所以施工选用Ф20³2000m 的螺纹钢树脂锚杆（设计抗拔力100KN ），锚杆间排距800³800mm ，可以满足巷道支护要求。
2.锚索支护参数设计（1）长度应满足d c b a L L L L L +++=式中L ——锚索总长度；a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，3.2m ；b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，2.7m ；c L ——托板及锚具的厚度，0.035m ；d L ——外露张拉长度，0.2m ；L=3.2＋2.7＋0.035+0.2=6.135m。
（2）加强锚索数目的校核，应满足：N≥K³W/P式中N——锚索数目，N=2；K——安全系数，取K=1；P——锚索最低破断力，260kN；W——被悬吊岩石的自重；W=B³∑h³∑γ³D＝3.8³2.7³25.4³0.8＝208.5KN其中：B——巷道掘进宽，3.8m；D——锚索排距，0.8m；∑h——悬吊岩石厚度，取2.7m；∑γ——悬吊岩石平均容重，25.4KN/m3。
N≥K³W/P即2＞1³208.5/260，符合要求。
通过以上计算，xxx轨道联络巷施工锚索使用7股Φ5mm的高强度钢绞线，规格为Φ15.2mm³6300mm,配用300mm³300mm³16mm的钢托盘，中孔Φ20mm。
顶板锚索呈1-2-1-2布置，一排打在钢带中间眼位，下一排打在钢带第2孔和第5孔眼位，交替布置，代替原眼位锚杆，间排距 1.6 m³0.8m；右侧墙帮中部支护一根锚索，间距为2.4 m，每根锚索使用MSZ2550锚固剂6卷。
综上，xxx轨道联络巷锚索支护设计参数理论上达到支护要求。
3.支护材料及支护参数锚杆：使用Φ20³2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间距800mm，排距800mm；配用矩形钢托板150³150³10mm，中孔Φ20mm。
