75316机巷作业规程1007.docx
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75316机巷作业规程1007
目录
第一章概况3
第一节概述3
第二节编写依据3
第二章地面相对位置及地质情况4
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况4
第二节煤(岩)层赋存特征4
第三节地质构造5
第四节水文地质6
第三章巷道布置及支护说明9
第一节巷道布置9
第二节矿压观测9
第三节支护设计10
第四节支护工艺12
第四章施工工艺16
第一节施工方法16
第二节凿岩(煤)方式16
第三节爆破作业16
第四节装载与运输18
第五节管线与轨道敷设18
第六节设备及工具配备19
第五章生产系统20
第一节通风系统20
第二节压风系统21
第三节瓦斯防治21
第四节综合防尘系统23
第五节防灭火系统23
第六节安监控系统24
第七节供电系统26
第八节排水系统26
第九节运输系统26
第十节通讯系统26
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
第二节作业循环27
第三节主要技术经济指标27
第七章安全技术措施29
第一节一般规定29
第二节一通三防31
第三节顶板35
第三节爆破40
第四节防治水45
第五节机电47
第六节运输51
第七节其他53
第八章灾害应急措施及避灾路线60
第一节灾害预防60
第二节灾害分析62
第三节避灾路线64
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置
本作业规程所掘进巷道名称为75316机巷及其回风绕道。
75316机巷位于三区上部K5煤层中+1179.8m~+1163.9m标高位置,为近水平巷道;75316机巷回风绕道位于三区上部K5煤层及K5煤层底板中+1178.3m~+1188.3m标高位置。
75316机巷开口点为75316运输斜巷6#导线点,75316机巷回风绕道开口点为75316回风斜巷19#导线点。
首先从75316运输斜巷6#导线点开口以α=68°10′13″的方位,β=-2°13′59″的坡度沿煤层走向掘进40m后,在36m位置转向以α=295°26′39″方位,β=3‰坡度的掘75316机巷回风绕道24.9m至该巷起坡点停止作业;自75316回风斜巷19#导线点开口以α=94°59′57″的方位、水平掘进12m后再按β=-21°20′13″的坡度掘进27.5m与该巷预贯点贯通后;待该巷独立通风系统形成后再从75316机巷已掘40m巷道起按原巷道中线沿煤层掘进与75316措施斜巷17#导线点贯通、继续向前按原巷道中线沿煤层掘进165.5m至A点;从A点转向以72°18′17″的方位沿煤层走向掘进240m至B点;从B点转向以79°51′59″的方位沿煤层走向掘进220m至C点;从C点转向以91°38′58″的方位沿煤层走向掘进147m至井田边界保护煤柱线;75316机巷全长1568m,75316机巷回风绕道全长64.4m。
详见附图一:
巷道布置平面图和附图二:
75316机巷回风绕道剖面图。
二、相邻关系
该巷北面为75316设计采面和75316风巷,南面为未采区,东面为矿界,西面为F7断层、75316运输斜巷、75316回风斜巷和三区三条上山。
三、巷道用途
该巷主要用于服务75316回采工作面的运输、同时满足掘进和回采期间的进风、行人及管线敷设等要求。
四、巷道设计长度和服务年限
设计长度:
75316机巷全长1568m、75316机巷回风绕道全长64.4m、。
服务年限:
5年。
五、预计开竣工时间
本掘进工作面自2011年10月份开工,预计2013年12月份竣工。
附图1:
巷道布置平面图。
第二节编写依据
一、设计说明书
设计说明书为《南山煤矿开采设计说明书》。
二、地质说明书
地质说明书为《南山煤矿75316机巷掘进地质说明书》。
三、矿压观测资料
根据75316运输斜巷和75316措施斜巷的矿压观测资料显示:
75316运输斜巷巷道两帮平均相对移近量为30mm/月,平均底鼓20mm/月,顶板离层平均2~4mm/月;75316措施斜巷巷道两帮平均相对移近量为70mm/月,底鼓平均120mm/月,顶板离层平均3~4mm/月。
上述观测资料作为该巷支护设计矿压观测参考资料。
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表2-1-1。
表2-1-1井上下对照关系情况表
水平、采区
一水平三采区
工程名称
开口点标高
地面标高/m
由西向东
+1572.5m+1475.5m
75316机巷及其回风绕道
75316机巷井下标高由西向东
+1179.8m~+1163.9m
75316机巷回风绕道井下标高由西向东
+1188.3m~+1178.3m
地面相对位置建筑物、小井及其他
该巷道地表对应为荒山或旱地,其地形较简单,地面无建筑。
井下相对位置对掘进巷道的影响
该巷位于F7断层的东面,南面距F19断层平距330m。
预计F7断层及其次生断层对75316机巷开口段掘进影响较为严重,F19断层有可能延伸到该巷中段,预计对巷道掘进有一定影响。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
该巷东面为矿界、南面为未采区域,西面距F7断层平距80m,北面为75316设计采面和75316风巷,掘进时无相互影响。
第二节煤(岩)层赋存特征
75316机巷为煤巷掘进,所掘煤层为5号煤层,煤厚1.0~2.5m,平均1.8m,变化较小。
另从历年来南山煤矿开采一、二、三采区的煤厚资料分析:
该煤层厚度绝大部分在1.80m左右变化,其变化系数为29%。
5号煤层一般含夹矸一层,局部为两层,偶含夹矸3~4层。
上层夹矸较稳定,厚0.00~0.40m,一般厚0.10m,为粘土质泥岩或炭质泥岩,其上煤分层厚0.20~0.50m,一般0.30m;下层夹矸不稳定,厚0.00~1.36m,一般为0.20m,岩性也为粘土岩或炭质泥岩。
5号煤为半亮型,粒状、粉末状结构,煤质较差,硬度小,透气性较差,偶见黄铁矿结核。
煤层走向为45~70°,倾向为135~160°,倾角为18~25°,平均为22°,煤层产状变化较少。
见表2-2-1、2-2-2。
表2-2-1煤层特征情况表
指标
数值
备注
煤层厚度/m
1.0~2.5
煤层倾角/(°)
18~25
机械强度/(%)
23.9
煤层层理
中等发育
煤层节理
中等发育
自然发火期/d
――
本矿井煤层自然发火倾向属三类(不易自燃)
绝对瓦斯量/(m3·min-1)
0.9
煤尘爆炸指数
――
本矿井无煤尘爆炸性
地温梯度/℃/100m
――
本矿暂无低温梯度观测资料
瓦斯含量/(m3·t-1)
3.2
地压
――
本矿暂无地压观测资料
表2-2-2煤层顶底板情况表
顶板
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度/m
岩性特征
老顶
灰岩、细砂岩
6
72.0
深灰色,中厚层状隐晶至微晶质。
直接顶
石灰岩
4
4~6.8
5.4
中厚层状,间夹薄层泥岩。
伪顶
薄层泥岩、灰岩
1.5
0~0.4
0.2
薄层状灰岩,上覆薄层状白色泥岩。
底板
直接底
岩屑、砂岩
1.0
0.5~3.1
1.8
深灰色易风化。
老底
铝土泥岩
10
6.0~8.0
7.0
灰色,端粒结构,水平层理。
详见附表图三:
掘进地质概况。
第三节地质构造
一、断层情况以及对掘进的影响
根据地质资料及周围巷道的掘进资料,F7断层位于矿区中部,西起9号勘探线,经10、12号勘探线向北东方向延伸逐渐尖灭,走向长度2000m左右,地表出露约700m,仅在北端沙堡湾段顶界错开约60m,为半隐伏逆断层。
断层走向25°,倾向115°,倾角变化较大,整个断层面呈“S”形曲面,断层落差为30~50m之间。
在该断层两侧,发育有较多的次级小断层。
F19断层根据地堪资料分析断定为逆断层,走向108°~120°(北东向)、倾向65°、落差15~19m、走向长1300m,在1005#钻孔打到805.20m时未见5#煤层顶板细砂岩,呈重复及挤压镜面、擦痕等断层现象、岩层倾向明显增大;在1020#钻孔打到518.10m时见到4#煤层底灰岩重复,钻孔岩石倾角变化大、并见擦痕、网状方解石被错开等构造现象;在1201#钻孔打到301.80m见长兴燧石灰岩中部和上部重复。
综合以上F7、F19断层资料和结合目前75316运输斜巷未尾段和原开掘的75316机巷开口段,因遇F7断层发育的次生小断层影响分析推断,预计对75316机巷开口段F7断层掘进影响较为严重,F19断层有可能延伸到该巷中段,预计对巷道掘进有一定影响。
二、褶曲情况及其对掘进的影响
根据三区地质资料,该巷所在地层为单斜构造,主要是三叠系及二叠系地层。
对该巷掘进无影响。
三、其他因素对掘进的影响(陷落柱、火成岩等)
根据工作面实际揭露资料分析,本工作面无岩浆侵入体、冲刷带、陷落柱等。
第四节水文地质
一、区域水文地质条件
据1:
20万息烽幅综合水文地质图,本区属南北向构造水文地质单元中的开阳—双流—狼鸡岭—盐井坡—黎安—线地下分水岭以北之息烽向斜岩溶富水构造区北缘。
因南山井田位于息烽向斜富水构造的北东翘起部分,在地貌上属补给—迳流区,故在井田内含水并不丰富。
二、矿区地层含、隔水性
1.下三叠统茅草铺组(T1m)灰岩岩溶洞隙含水带
矿区内出露不全,钻孔揭露厚59.20~243.40m,上部为含白云质灰岩和白云灰岩;下部为含白云质灰岩及石灰岩。
呈厚层、中厚层及薄层状。
2.下三叠统九级滩段(T1y3)泥岩隔水带
该带呈条带状分布于反向坡上部。
厚46.50~58.60m,一般厚53.0m。
岩性以薄层及中厚层状紫红色,灰绿色泥岩为主,间夹薄层灰岩多层。
泥岩致密、裂隙不发育,隔水性好。
3.下三叠统玉龙山段(T1y2)岩溶洞隙含水带
该带分布于反向坡中部,呈一宽窄不一的条带,宽度在260~1000m不等。
岩性以深灰色、灰色中厚层、厚层状石灰岩为主,底部厚约15m一段为薄层石灰岩夹泥岩、钙质泥岩,呈互层状。
厚度为280.00~325.30m,一般厚311m。
该带岩溶发育强烈,在地表以岩溶峰丛环抱的溶蚀洼地为主。
含岩溶水,以岩溶管道流为特征。
贮水条件差,含水并不丰富。
4.下三叠统沙堡湾段(T1y1)泥岩隔水带
该带为一向北突出的弧形条带呈现在反向坡上,宽约30m。
厚18.90~27.80m,一般厚约20m。
岩性以灰绿色,黄绿色薄层状钙质泥岩为主,间夹泥灰岩及石灰岩多层。
钙质泥岩致密裂隙不发育,隔水性好;泥灰岩及石灰岩中见有细小溶隙,在地表也有风化裂隙泉出露,流量很小。
据钻孔水位观测结果,该带上覆玉龙山段岩溶洞隙含水带和下伏大隆长兴组岩溶洞隙含水带的水位相差70~279m以上,证明该带是一个较好的隔水层。
但在采空区地面塌陷裂隙影响范围内则失去了隔水作用。
5.上二叠统长兴组(P3c)岩溶洞隙含水带
该带呈条带状出露于反向坡上,宽30~120m,多呈陡崖,峭壁。
不利于接受降水的补给。
总厚度一般为43.80m。
上部为蒙脱石泥岩、泥岩、钙质泥岩及粉砂岩为主,一般厚4.60m,上下各夹一层0.5~0.8m的硅质灰岩或含硅质灰岩。
碎屑岩致密裂隙不发育,不含水,硅质灰岩及含硅质灰岩溶隙不太发育,含水极弱。
中下部为灰色、深灰色中厚层、厚层状燧石灰岩,一般厚度20m。
该带岩溶发育,含岩溶水。
矿井采空区地面塌陷裂隙影响的地段,将是未来矿升的间接充水含水带之一。
6.上二叠统龙潭组上段(P3L3)层间灰岩溶隙含水带
该带位于龙潭组顶部泥岩至3煤层底板。
地表为一弧形条带呈现在反向坡中部,一般宽50~80m,不利于接受降水的补给。
厚度一般为51m,为薄层碎屑岩、石灰岩及煤层相间组成,石灰岩计8层,主要发育于2煤层以上,厚23.87m,占总厚的54%,泥岩主要发育于2至3煤层间。
据岩芯鉴定和简易水文观测资料:
煤层,泥岩及粉砂岩等致密,裂隙不发育,属隔水层;砂岩中偶见压性裂隙,含水极弱,可视为相对隔水层。
石灰岩有少量垂直及斜交溶隙,有的被铁染,含水较弱。
7.上二叠统龙潭组第二段(P3L2)层间灰岩溶隙含水带
该带位于3~5煤层间。
呈反向坡弧形条带状出露,一般宽约200m,不利于接受大气降水的补给。
该带一般厚度为124m,岩性为石灰岩、碎屑岩及煤层相间组成。
含水石灰岩主要位于4煤层的顶、底及5煤层顶板,一般厚66m,占总数的53%左右。
根据岩芯鉴定和简易水文观测资料:
煤层、泥岩及粉砂岩裂隙不发育属隔水层;钙质细砂岩中见有少量压性裂隙,含水极弱,可视为相对隔水层;4煤层顶底石灰岩厚度较大,见有溶洞和溶隙,有的被铁染,含水较强,是该带的主要含水层,也是煤组的主要含水层;5煤层顶板灰岩厚度较薄,层间还夹有泥岩,未见溶洞,溶隙发育程度也较差,含水弱。
8.上二叠统龙潭组底部(P3L1)铝土质泥岩隔水带
该带呈弧形条带出露于反向坡坡脚,以灰色,浅灰色铝土质泥岩为主,一般厚度约20m。
岩性致密无裂隙,是隔阻下伏茅口灰岩岩溶水涌入矿井的良好隔水层。
9.上二叠统峨嵋山玄武岩(P3β)隔水带
该带呈弧形条带出露于反向坡坡脚,以深灰色、深灰绿色玄武熔岩组成,一般厚度约3~5m。
岩性致密无裂隙,是隔阻下伏茅口灰岩岩溶水涌入矿井的良好隔水层。
10.中二叠统茅口组(P2m)岩溶洞隙含水带
该带分布于矿区外围,出露地形较低。
为浅灰色,灰白色石灰岩,质纯,夹少量健石结核,厚度大于140m,岩溶发育强烈。
地貌上多为溶丘—洼地,发育宽大溶隙、落水洞和溶洞,尤其落水洞较多,深浅不一,深者可达百余m,形状为竖井状、锥状、管状及不规则状。
该组基岩裸露区面积大,吸收大气降水能力强,为该层地下水的强补给区,地下水竖向径流强烈,径流深度大,矿区内地表泉点少见,地下水在河谷地带排泄。
三、断层带水文地质特征
南山井田内共发现断层28条,其中落差大于30m的4条,20~30m的两条,其余均在20m以下。
断层走向多为北东及北北东向为主,以高角度正断层居多。
矿区范围内仅F7规模较大,但对矿区水文地质条件的影响不大。
断层带的水文地质特征有如下:
1、断层上、下盘均为不含水的碎屑岩时,其富水性与正常情况下基本相同,不含水也基本不导水。
2、断层两盘均为含水的灰岩时,其富水性与正常情况下基本相同,即两盘均含水.导水性亦可能增强。
3、断层一盘为灰岩、一盘为碎屑岩时,则灰岩一盘一般含水,碎屑岩一盘不含水,且具一定的阻水作用。
4、除F7外,由于矿区内无大落差断层,一般不会造成强含水层与煤层拉近或对接而造成矿井突水,小断层仅具有微弱的含水、导水性能,对矿井充水影响小。
当井巷穿越地下浅部发育的小断层时,由于周围岩层的风化节理裂隙较发育,有利于大气降水的入渗,井巷可能发生渗水、淋水和涌水现象。
5、断层的危害主要表现在不同层位的含水层接触时使含水层之间发生水力联系。
总的说来井田内较大的断层不发育,构造简单,对井田水文地质条件和矿井充水都影响不大。
四、其他水文地质特征
1、地表冲沟水
冲沟水沿途接受泉水及煤窑水补给,雨季还有较大面积大气降水汇入,水量较大,这些冲沟多位于含煤地层露头地带,冲沟附近的网状、脉状裂隙密集,它们与煤层风化、氧化带直接接触,沿沟溪一带开采煤层时,冲沟水沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井,为矿井浅部开采的直接充水水源。
对采面回采影响不大。
2、小煤矿、老窑采空区积水
距该巷北面矿界外有二处已关闭的小煤矿---梅家湾煤矿和永安煤矿,其二矿均开采K5煤层,均为斜井开拓。
各开采方法以炮采为主,斜井采用串车提升运输,通风方式为机械抽出式通风。
梅家湾煤矿和永安煤矿均因矿界范围内煤炭资源开采枯竭等因素相继于2004~2006年间关闭,开采斜长250~600米不等,井口出水量0.014~0.25升/秒。
距该巷东面矿界外东南侧有一处唯一生产矿井的小煤矿---楠木桥煤矿,该矿采用平硐暗斜井开拓。
其设计规模为3万t/a,实际生产能力约10~14万t/a,正常涌水量为50民m3/d。
梅家湾煤矿和永安煤矿距该巷平距大于380m,其二矿开采深度及开采有无越界行为不明。
楠木桥煤矿距该东面矿界平距大于1000m。
因此,在掘进过程中,必须坚持75316风巷超前75316机巷(而75316风巷坚持探放水)。
故只对75316机巷坚持“有凝必探”的原则和末端掘进距矿界50m时或75316机巷超前75316风巷掘进段执行探放水措施。
3、构造导水
岩石天然节理裂隙、人工采矿冒落裂隙、断层破碎带、小煤矿和老窑采空区,以及岩溶管道对巷道掘进影响不大。
五、涌水量
预计正常涌水量为0.6m3/h左右,最大涌水量为1.9m3/h。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
75316机巷位于三区上部K5煤层中+1179.8m~+1163.9m标高位置,为近水平巷道;75316机巷回风绕道位于三区上部K5煤层及K5煤层底板中+1178.3m~+1188.3m标高位置。
75316机巷开口点为75316运输斜巷6#导线点,75316机巷回风绕道开口点为75316回风斜巷19#导线点。
首先从75316运输斜巷6#导线点开口以α=68°10′13″的方位,β=-2°13′59″的坡度沿煤层走向掘进40m后,在36m位置转向以α=295°26′39″方位,β=3‰坡度的掘75316机巷回风绕道24.9m至该巷起坡点停止作业;自75316回风斜巷19#导线点开口以α=94°59′57″的方位、水平掘进12m后再按β=-21°20′13″的坡度掘进27.5m与该巷预贯点贯通后;待该巷独立通风系统形成后再从75316机巷已掘40m巷道起按原巷道中线沿煤层掘进与75316措施斜巷17#导线点贯通、继续向前按原巷道中线沿煤层掘进165.5m至A点;从A点转向以72°18′17″的方位沿煤层走向掘进240m至B点;从B点转向以79°51′59″的方位沿煤层走向掘进220m至C点;从C点转向以91°38′58″的方位沿煤层走向掘进147m至井田边界保护煤柱线;75316机巷全长1568m,75316机巷回风绕道全长64.4m。
详见附图一:
巷道布置平面图和附图二:
75316机巷回风绕道剖面图。
第二节矿压观测
75316机巷在掘进过程中需进行顶板离层、锚杆拉力等矿压观测,矿压观测项目及内容如下:
1、观测对象:
75316机巷。
2、观测内容:
用锚杆拉力计、扭距力扳手对顶帮锚杆的锚锢力、扭力矩实施抽查检测,用LBY─3型顶板离层仪观察顶板位移量,在顶帮设标记观察点,用钢尺实测量巷道位移,即顶、底和两帮移近量。
具体观察内容见下表3-2-1。
表3-2-1巷道矿压观察表
序号
观察项目
观察目的
观察方法
1
巷道浅部顶板移近量
直接顶岩层变化量
观察浅层离层仪读数
2
巷道中、深部顶板移近量
老顶岩层变化量
观察浅层离层仪读数
3
巷道两帮相对移近量
巷道两帮移近量
在标记点间用钢尺量
4
巷道顶板锚杆载荷
是否达到设计要求
使用MYC─16型锚杆拉力器
5
巷道两帮锚杆锚锢力
是否达到设计要求
使用MYC─16型锚杆拉力器
3、观测方法:
⑴、测点布置。
正常情况下,每50±5m,在巷中安设一组LBY─3型顶板离层仪。
⑵、在离正头100m以内的巷内测点每7d观测一次,在离正头100m以外的巷内测点每15d观测一次。
⑶、锚杆拉拔力一锚杆预紧力每20m巷道抽查一次,一次分别不少于3根。
⑷、数据处理:
我们采取边施工、边观测,及时对量测的数据加以分析、判断,并把量测的结果反馈到设计和施工中去,从而不断修改设计、补充措施、指导施工。
第三节支护设计
一、75316机巷断面
1、锚杆、锚索、上帮先挂网、两帮再用11#工字钢打戴帽点柱支护:
S净=9.74m2,S掘=10.47m2,
2、架棚支护:
S净=8.44m2,S掘=9.63m2;
3、75316机巷回风绕道巷道断面:
S净=6.1m2,S掘=6.92m2。
二、支护方式
㈠、永久支护
永久支护方式:
1、75316机巷顶板完好采用锚杆、锚索、上帮先挂网、两帮再用11#工字钢打戴帽点柱支护。
2、75316机巷顶板较破碎采用架棚支护。
2、75316机巷回风绕道采用架棚支护。
㈡、按悬吊理论计算锚杆参数:
1、锚杆长度计算:
L=L1+L2+L3=L1+L2+KH
式中
L—锚杆长度,m;
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,取0.45m;
L2——锚杆在巷道中的外露长度,取0.1m;
L3——锚杆有效长度:
L3=KH,m;
K—安全系数,取K=2;
H—冒落拱高度,m。
式中:
B—巷道开掘宽度,取4.2m;
——岩石坚固性系数,顶板为灰取4。
则:
L=0.45+0.1+2×0.525=1.60m
通过以上计算,选用长度为L=1800mm,直径为Φ=20mm的螺纹锚杆并加锚梁进行支护。
如遇顶板较破碎时,必须挂锚网。
2、顶板锚杆间、排距计算,间、排距相等:
a=[Q÷(KL3γ)]1/2
式中
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚锢力,50KN/根;
L3——锚杆有效长度,1.050m;
r—被悬吊岩层的密度,25KN/m3。
K—安全系数,取K=2;
则:
a=[50÷(2×1.050×25)]1/2=0.976(m)=976(㎜)
通过以上计算,顶板锚杆间距700mm、排距800mm布置满足支护设计要求。
㈢、悬吊理论校核锚索间距
根据地质钻孔柱状分析,直接顶为坚硬岩层。
为了防止巷道顶板大面积整体跨落,用Ф15㎜、L=6000㎜的钢绞线,将锚杆加固的“组合梁”整体悬于坚硬岩层中,校核锚索间排距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。
靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间距:
L=nF2[BHγ-(2F1sinθ)/L1]
=1×230[4.4×2×26.7-(2×70×0.9659)/800]=2137(㎜)
式中:
L—锚索排距,㎜;
B—巷道最大冒落宽度,取4.4m;
H—巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m;
γ—岩体容重,26.7Kg/m3;
L1—锚杆排距,㎜;
F1—锚索锚固力,70kN;
F2—锚索极限承载力,取230kN;
θ—角锚索与巷道顶板的夹角,75°;
n—锚索排数,取1。
通过以上计算,顶板锚索间距1500mm、排距2400mm布置满足支护设计要求。
详见附图四:
巷道支护断面图——1(75316机巷锚网支护);附图四:
巷道支护断面图——2(75316机巷架棚支护);附图四:
巷道支护断面图——3(75316回风绕道架棚支护);附图四:
锚索支护断面图——4(75316机巷)。
附图四:
锚杆、锚索支护布置平面图——5(75316机巷)。
㈣、临时支护
1、75316机巷锚杆、锚索、上帮先挂网、两帮再用11#工字钢打戴帽点柱支护施工时支护顺序采取临时支护→第一次支护→第二次支护。
临时支护采用肆棵5000mm的9#工字钢分(1、3)(2、4)两组交替打在掘进工作面正头的第一、三步单体液压柱上作为前探支护,间距1.4m。
采用专用小板(规格2500mm×180mm×2