2210系统巷进风巷作业规程.docx
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2210系统巷进风巷作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
本工作面井下位于芦南一区9#煤采区南翼中部，东为2212工作面（未掘），南隔矿界为阳泉市郊区旧街煤炭有限责任公司，西为2208工作面（未掘），北为525水平大巷。
二、巷道用途:
芦南一区9#煤2210进风系统巷、进风巷服务于2210回采工作面。
三、巷道性质:
本工作面系统巷开口处沿8#煤顶底板掘进施工后，下山找9#煤掘进，其中2210出煤横贯锚喷段、进风系统巷均为半煤岩巷、岩巷掘进的巷道。
出煤横贯锚网段、进风巷均为沿9#煤顶底板掘进的回采巷道，巷道不够高时，沿煤层顶板破底施工。
掘进期间严格按巷道中腰线施工。
四、设计施工长度、工程量、坡度、预计服务年限
巷道设计长度：
2210出煤横贯设计长度59m，进风系统巷设计长度为141.84m；2210进风巷设计长度为928.5m；总工程量：
1129.34m。
坡度：
3°～11°
预计服务年限：
3.0年
六、巷道平面布置：
2210出煤横贯及进风系统巷平（剖）面布置图见附图1、进风巷巷道平面布置图见附图2。
第二节编写依据
一、经过审批的设计及批准时间:
本巷施工的依据是《2210、2208综采工作面系统巷施工设计图》，编号XJLNC9-12-01，批准时间为2012年9月12日，《阳煤集团新景公司芦南一区9#煤2210、2208综采工作面施工设计图》，图号：
XJLNC9-12-02,批准时间为2012年9月29日。
二、地质说明书：
本面所掘巷道地质资料的依据为编号JS-12-17的《2210工作面掘进地质说明书》，批准时间为2012年10月03日。
第二章地面位置及水文地质概况
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1
表1井上下对照关系情况表
水平
+525
工程名称
芦南一区9#煤2210进风系统巷、进风巷
采区
芦南区
井下（地面）标高（m）
406～512m、（820～930m）
地面的相对位置建筑物、小井及其他
本工作面地表位于苇凹以东，马圈垴以西，桃河以北，芦南风井东南的山坡山沟地段，芦湖沟由北向南斜穿工作面中北部。
井下相对位置对掘进巷道的影响
井下位于芦南一区南翼中部。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
本工作面井下位于芦南9#煤采区南翼中部，东为2212工作面（未掘），南隔矿界为阳泉市郊区旧街煤炭有限责任公司，西为2208工作面（未掘），北为525水平大巷。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤层情况
本工作面所掘9#煤层赋存稳定，结构简单，属中灰、中硫、中磷的无烟煤，煤层以半亮煤为主，内生裂隙发育。
二、煤（岩）层赋存特征见表2、表3。
表2煤层特征表
项目
指标
备注
煤层厚度（最小～最大/平均）/m
（1.49～3.07）/2.32
煤层倾角（最小～最大/平均）/（°）
（3°～11°）/6°
煤的坚固性系数f
0.6～1.5
煤层层理（发育程度）
发育
煤层节理（发育程度）
发育
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
2-3
相对涌出量：
m3/t
12.5
煤尘爆炸指数/%
具爆炸危险性
煤的自然发火倾向
无自然发火倾向
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩性
顶板
老顶
直接顶
砂质泥岩
4.42
灰黑色，性硬而脆，含植物化石碎片，上部含砂量较大，有时相变为细粒砂岩，中下部含9#上煤（平均厚0.43m），下部常相变为泥岩。
伪顶
底
板
伪底
直接底
砂质泥岩
1.41
灰黑色，性硬而脆，含植物化石碎片，下部含砂量较大。
三、综合柱状图（详见附图3）
四、巷道围岩类别
巷道类别为Ⅱ，巷道围岩特征，巷道围岩全部为强度较低的岩石（泥岩）。
第三节地质构造
根据本工作面巷道布置及预测煤层底板等高线图分析，预计本面南部为一轴向NE的向斜构造，两翼倾角3º～11º；中部为一鞍部构造，两翼倾角3º-7º；北部为一倾向SE的单斜构造，煤层倾角3º-7º。
第四节水文地质
本工作面地表为山坡山梁地形，芦湖沟由北向南斜穿工作面中部，为季节性河流，盖山厚度在320米以上，预计地表水对工作面正常掘进无直接影响。
本工作面上覆8#煤为2105、2106工作面采空区，预计本面进风巷中部和切巷西部存有采空区积水，积水量分别为1120m3、2035m3；上覆3#煤为71109、71111工作面采空区，低洼处存有积水，8#煤2105工作面回采前已对上覆3#煤采空区积水进行探放。
本工作面与上覆8#煤层层间距较小（层间距3米左右），对工作面影响较大。
本工作面周围无采掘活动，所掘9#煤层上方各砂岩层均为弱含水层，雨季期间，由于地表水的积聚下渗使3#煤、8#煤采空区积水量增大，再通过裂隙间接补给9#煤上部弱含水层，届时巷道向斜轴部以及低洼处有可能出现水洇顶板和少量涌水现象，掘进过程中须需加强水情观测。
预计正常涌水量5.0m3/h，最大涌水量25.0m3/h.
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
本掘进工作面井下位于芦南一区南翼中部，属+525水平。
本规程施工顺序为：
首先施工出煤横贯，再施工2210进风系统巷、进风巷。
芦南一区9#煤2210出煤横贯首先在8#煤南五副巷与1#横贯交叉口处的西帮开口，以1-1、2-2断面沿西南22°36′方向以13°下山施工58.89m找9#煤（其中1-1断面施工19m，2-2断面施工39.89m），找到9#煤后，再施工进风系统巷，先以1-1断面向北13°上山掘进90m、26m分别与出煤巷、8#煤专用皮带巷贯通、贯通后向北13°上山掘进14m，再向北0°掘进11.46m与8#东轨道巷贯通，贯通后从进风系统巷开口与出煤横贯交叉口处向南施工进风巷928.5m。
第二节矿压观测与岩性探测
一、矿压观测
（一）锚网巷道的矿压观测
1、矿压观测对象：
芦南一区9#煤出煤横贯、进风巷采用锚网支护方式矩形巷道。
2、矿压观测内容：
巷道顶板离层量，顶底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆、锚索的载荷及拉拔力。
3、矿压观测方法：
（1）测站布置：
2210出煤横贯锚网支护段和进风巷开口10m范围内布置一个观测站，之后布置测站间距为100m，至采空区外15m处布置观测站，每一测站设置一个观测断面，观测断面的范围控制在5m之内。
（2）观测时间：
距煤头200m巷道内测点每天观测一次，200m以外每周观测二次。
（3）用钢尺检测断面标志点，顶底板相对移近量、两帮相对移近量。
（4）施工队组必须配备锚杆检测工具，使用泰安正阳公司MLK—30型快速锚杆拉力器，1MPa=5kN，顶锚杆检测要求，压力表指数不小于14MPa；帮锚杆检测要求，压力表指数不小于10MPa；检测顶、帮锚杆锚固力，巷道每施工300根锚杆检测一次锚杆锚固力，每次检测不少于5根锚杆，其中3根顶锚杆、2根帮锚杆。
（5）用北京巧力神预应力张拉千斤顶和相配套的隔爆电动泵检测锚索预紧力，巷道每施工100根锚索，抽查一组，每组锚索不少于5根。
如果抽查不合格，必须重新补打锚索，直到检测合格为止。
（6）每个观测断面巷道正顶安装一个LBY--3型顶板离层仪，用于观测顶板离层量和岩层相对位移量。
离层仪要安设在巷道中部。
（7）每个观测断面巷道顶部锚杆、锚索及帮部锚杆（索）分别安装一块MC--300型锚杆（锚索）测力计，观测锚杆、锚索受力情况。
如顶部支护为全锚索支护时，锚索规格相同时巷中只安设一块锚索测力计，如采用不同规格锚索支护时，同种锚索采用一块锚索测力计。
（二）支棚巷道矿压观测
1、矿压观测对象：
芦南一区9#煤2210进风巷支梯形棚巷道
2、矿压观测内容：
顶底板相对移近量，两帮相对移近量,梯棚载荷。
3、矿压观测方法：
（1）测站布置：
从2210进风巷开口10m范围内布置观测站，每掘进50m设一个观测站，每一测站设置一个观测断面，观测断面的范围控制在5m之内。
（2）观测时间：
距煤头200m巷道内测点每天观测一次，200m以外每周观测二次。
（3）用钢尺检测断面标志点，顶底板相对移近量、两帮相对移近量。
（4）每个观测断面巷道正中及两帮锚杆（φ20×2000mm）分别安装一块MC--300型锚杆测力计，观测锚杆受力情况。
二、岩性探测
（一）锚喷、锚网巷道岩性探测
1、探测对象：
芦南一区2210系统巷、进风巷采用锚网、锚喷支护方式的巷道。
2、地测部负责在出煤横贯开口10m和见9#煤后进行岩性探测工作，
队组协助使用锚杆钻机钻一个窥视探测孔，要求孔深超过设计钢绞线长度不小于2m、孔径为φ29mm。
地质专业人员根据顶板窥视探测，对巷道上方煤层、伪顶、直接顶、老顶进行准确分层，并根据分层资料绘制顶板探测范围内顶板剖面图及相关探测资料说明，以书面形式次日报送矿总工程师、分管副总工程师、生产科主任工程师、掘开工区主任工程师及施工队组。
3、施工队组负责日常岩性探测，巷道每50m打一个岩性探测孔，要求每个孔深度超过设计钢绞线长度不小于0.5m，孔径为φ27mm。
队组技术员根据窥视探测资料、钻具钻进速度对顶板准确分界，并将日常探测结果及时填绘柱状图上报掘开工区主任工程师、生产技术科矿压组及分管副总工程师。
4、所有岩性探测孔均要求设置在巷中正顶处，并用红油漆标示，挂明显的标志牌。
（二）支梯形棚巷道岩性探测
1、探测对象：
芦南一区2210进风巷。
2、9#煤进风巷在巷道开口处及每隔100米进行一次顶板岩性窥视探测。
在上述间距内每隔25米进行一次常规顶板岩性探测。
3、9#煤采空区巷道顶板探测孔必须探测到采空区，探测孔涌出有害气体时，完成顶板探测工作后必须封堵探测孔。
4、掘开队组进行顶板岩性窥视工作时，技术员提前一天书面通知生产技术科和地测部。
施工队组应提前备齐打眼工具做好相关准备工作，各单位积极配合顶板探测工作，不得以任何理由推诿、扯皮。
顶板岩性窥视后，由地测部绘制详细的顶板岩性窥视柱状图。
柱状图一式三份，一份报生产技术科，一份报施工队组，一份地测部留存。
5、施工队组技术员在进行常规岩性探测时，必须及时记录打眼过程中顶板的岩性情况，并按规定及时上报顶板岩性探测孔资料，并进行编号管理。
6、顶板岩性探测孔必须使用红色油漆标注探测位置，并用记录牌板显示。
牌板内容填写必须工整、清晰、真实，悬挂位置合理（牌板内容面向巷道开口，悬挂在顶板探测孔位置后方10cm），便于观察。
三、特殊地段施工时矿压观测及顶板探测要求
当工作面施工期间巷道出现地质构造时，应根据地质构造综合评级的A、B、C三个等级，及时加强该区域的矿压观测及顶板探测工作。
A级：
地质构造影响区域外50m开始加强岩性探测和矿压观测频率，岩性探测每10m一组窥视孔，窥视孔深度不小于10m；矿压观测每20m一组（煤巷、半煤岩巷），设压力表和离层仪。
观测频度每天不少于一次。
B级：
地质构造影响区域外20m开始加强岩性探测和矿压观测频率，岩性探测每10m一组窥视孔，窥视孔深度不小于10m；矿压观测每10m一组（煤巷、半煤岩巷），设压力表和离层仪。
C级：
仍按照常规探测工作要求执行。
A、B、C三个等级划分详见集团公司2013年第155号文件。
四、数据处理
队组要边施工边观测边记录，及时对量测的数据分析、判断，把观测记录和分析总结报生产技术科矿压组审核，及时修改支护参数、补充措施、指导施工。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据2210进风系统巷和进风巷（8#煤未采区域）附近钻孔的柱状资料分析，9#煤顶板直接顶为泥岩，厚度4.42m，无老顶，支护设计为锚喷和锚网支护。
巷道进入8#煤采空区区域后，2210进风巷采用梯形铁棚支护，过陷落柱时，由于8#煤上层未采空，因此先进行锚网支护，在套支同等规格的梯形棚。
（一）2210出煤横贯
1、2210出煤横贯1-1断面（岩巷、半煤岩巷）顶部支护采用锚杆+锚索+钢筋网+喷砼联合支护，帮部支护方式为锚杆+钢筋网+喷砼联合支护，2210系统巷1-1断面设计荒宽4.4m，净宽4.2m；荒高3.6m，净高3.5m，墙高1.4m。
2、2210出煤横贯2-2断面（煤巷）顶部支护采用锚杆+锚索+菱形网+W钢带联合支护，帮部支护方式为锚杆+菱形网+钢筋钢带联合支护，2210出煤横贯2-2断面设计荒宽4.4m，净宽4.2m；荒高2.7m，净高2.6m。
（二）2210系统巷
2210系统巷1-1断面顶部支护采用锚杆+锚索+钢筋网+喷砼联合支护，帮部支护方式为锚杆+钢筋网+喷砼联合支护，2210系统巷1-1断面设计荒宽4.4m，净宽4.2m；荒高3.6m，净高3.5m，墙高1.4m。
（三）2210进风巷
1、2210进风巷2-2断面（上覆8#煤未采区域）顶部支护采用锚杆+锚索+菱形网+W钢带联合支护，帮部支护方式为锚杆+菱形网+钢筋钢带联合支护，2210进风巷2-2断面设计荒宽4.4m，净宽4.2m；荒高2.7m，净高2.6m。
2、2210进风巷3-3断面（上覆8#煤已采区域）采用支梯形棚的支护，2210进风巷3-3断面设计上口荒宽3.63m，净宽3.2m；下口荒宽4.73m，净宽4.3m；荒高2.855m，净高2.645m。
二、支护参数设计
根据芦南一区上层8#煤是否开采确定支护方式，未采区域选择锚网或锚喷支护方式，采空区选择梯形铁棚支护的方式。
（一）2210出煤横贯、进风系统巷、进风巷锚网和锚喷段顶锚索选用φ17.8×8200mm1860级低松弛钢绞线。
1-1断面（拱形）顶锚索φ17.8×8200mm第一排布置在巷中,第二排布置在距巷中860mm的两侧，依次“二、一、二”眼位循环布置，其余眼位为φ20×2400mm的顶锚杆布置；顶锚索间距为800mm，排距为860mm。
帮锚杆选用φ20×2000mm麻花锚杆，分三排呈“矩形”布置，间距为800mm，排距为800mm。
最下一排锚杆距底板不大于600mm。
2210系统巷穿8#煤9#煤时，必须采用全锚索支护，若顶板破碎必须支设29U型棚
2-2断面（矩形）顶锚索φ17.8×8200mm第一排布置“二、四”眼位,
第二排布置在“三、五”眼位，依次“二、四，三、五”眼位循环布置，其余眼位为φ20×2400mm的顶锚杆布置；顶锚索间距为800mm，排距为780mm。
帮锚杆选用φ20×2000mm麻花锚杆，分三排呈“矩形”布置，间距为800mm，排距为850mm。
最上一排锚杆距顶板不大于400mm，最下一排锚杆距底板不大于600mm。
锚网、锚喷段巷道顶锚杆锚固力不小于70kN，扭力矩不小于150N·m；帮锚杆锚固力不小于50kN，扭力矩不小于120N·m；顶锚索预紧力不小于160kN,承载力不小于320kN。
（二）2210进风巷（上覆为8#煤采空区区域）采用支设梯形铁棚，梯形铁棚采用11#矿用工字钢定制，棚梁长3428mm，棚腿长2800mm，棚腿与水平面夹角为78°15′，棚距为800mm。
顶帮采用插花勾盘，背板使用φ140×1000mm两开木，背板两头超出工字钢50mm，背板要与工字钢成90°摆放。
支棚段严禁出现前倾后仰、射肩、顺肩等不合格现象，斜巷支设梯形棚，迎山必须有力。
（三）巷道断面图及平面图
2210出煤横贯、系统巷、进风巷1-1断面、2-2断面、3-3断面支护方式（详见附图7—1、7—2—1、7—2—2、7—3）
2210进风巷2-2断面帮锚杆布置方式（详见附图8—1）
三、系统巷穿煤段及交岔点施工设计
（一）锚网和锚喷巷道丁字口、十字根据顶板破碎情况在交叉口前后5m范围内及时补打锚索和缩小顶锚杆排距600～700mm加强支护，采用“三花式”（丁字口）和布置。
（详见附图9）
（二）系统巷穿煤段顶板破碎或压力大时，根据顶板情况适当加密锚索或改为全锚索支护方式。
（三）各开口及透口处，帮网要连接合格，帮托板要紧贴煤帮，抹角处空顶距超过300mm时，要补打顶锚杆加强顶板维护。
四、锚网、锚喷段巷道支护参数校核：
（一）顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：
L≥L1＋L2＋L3
式中L—锚杆总长，m；
L1—锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.02～0.05m，顶锚杆取0.07m，帮锚杆取0.15m），m；
L2—有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）m；
L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m）m；
普氏免压拱高：
b=[B/2+Htan（45°-ω帮/2）]/f顶
c=Htan（45°-ω帮/2）]
式中B、H—巷道掘进跨度和高度，取Bmax=4.4m，H=2.7m（矩形巷道）
取Bmax=4.4m，H=3.6m（拱形巷道）
矩形巷道计算过程
f—顶板岩石普氏系数，f顶取4；
ω—两帮围岩的内摩擦角，ω取76°［ω=arctan（f顶）］。
bmax=[4400/2+2700×tan（45°-76°/2）]/4=632.9mm
c=2700×tan（45°-76°/2）=331.5mm
根据上述公式计算得出：
顶锚杆长L顶≥1502.9mm；帮锚杆长
L帮max≥981.5mm。
拱形巷道计算过程
f—顶板岩石普氏系数，f顶取4；
ω—两帮围岩的内摩擦角，ω取76°［ω=arctan（f顶）］。
bmax=[4400/2+3600×tan（45°-76°/2）]/4=660.5mm
c=3600×tan（45°-76°/2）=442mm
根据上述公式计算得出：
顶锚杆长L顶≥1530.5mm；帮锚杆长
L帮max≥1092mm。
所选锚杆长度均能满足计算要求。
（二）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距
每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。
为安全起见，再考虑安全系数κ，取κ=1。
кG＜Q
则：
a＜（Q/κγL2）1/2
a＜（70/（1×0.633×26.7）1/2=2.03（矩形）
a＜（70/（1×0.661×26.7）1/2=1.98（拱形）
所选顶锚杆（矩形）的锚固力Q≥70kN，计算得a＜2.03m。
所选顶锚杆（拱形）的锚固力Q≥70kN，计算得a＜1.98m。
因此，间、排距参数的选择均能满足计算结果。
（三）悬吊理论校核锚索间距
根据地质钻孔柱状分析，直接顶无坚硬岩层。
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用φ17.8×8200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于岩层中，校核锚索间距，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。
此时，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（以1-1断面为例证明）。
L=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]
式中：
L—锚索间距，m；
B—巷道最大冒落宽度。
取Bmax=4.4m
H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.6m;
γ—岩体容重，26.7kN/m;
L1—锚杆排距，取0.8m
F1—锚杆锚固力，70kN；
F2—锚索极限承载力，锚索φ17.8取320kN；
θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；
n—锚索排数，取2。
通过上述计算，因2.0＜2.52，所以1-1断面锚索布置符合设计要求。
同理经计算可得：
2-2断面所选锚索参数均满足设计要求。
（四）加强锚索数目的校核，应满足：
N≥K×W/P断
式中：
N—锚索数目；K—安全系数,取1；
P断—锚索最低破断力，kN；
W—被悬吊岩石的自重，kN；
W=B×∑h×∑r×D
其中：
B—巷道掘进荒宽，取4.4m；D—锚索间排距，取0.8m；
∑h—悬吊岩石厚度，取6.3m；
∑r—悬吊岩石平均容重，一般取26.7，kN/m3；
W=B×∑h×∑r×D=4.4×6.3×26.7×0.8=592kN
根据上述公式计算得出：
N≥1.85
所选锚索数目均能满足计算要求。
第四节支护工艺
一、巷道断面尺寸
（一）锚网、锚喷段巷道断面尺寸情况详见附表4
项目
单位
2210出煤横贯、系统巷1-1断面
2210出煤横贯、进风巷2-2断面
断面
拱形
矩形
净宽
mm
4200
4200
净高
mm
3500
2600
墙高
mm
1400
净断面
m2
12.8
10.92
荒宽
mm
4400
4400
荒高
mm
3600
2700
荒断面
m2
13.76
11.88
（二）支设梯形棚区段巷道断面尺寸情况详见附表5
项目
单位
2210进风巷
断面
梯形
上口净宽
mm
3200
下口净宽
mm
4200
净高
mm
2400
净断面
m2
8.88
上口荒宽
mm
3630
下口荒宽
mm
4360
荒高
mm
2610
荒断面
m2
10.66
二、支护材料及规格
（一）锚杆支护材料规格：
顶锚杆：
φ20×2400mm螺纹钢锚杆（出煤横贯、进风系统巷、进风巷的锚网和锚喷支护段）
帮锚杆：
φ20×2000mm（麻花端头600mm）麻花锚杆（进风系统巷、出煤横贯、进风巷的锚网和锚喷支护段）
顶药卷：
MSCK23/80树脂药卷（顶锚杆φ27mm羊角钻头）
帮药卷：
MSCK23/60树脂药卷（煤帮φ27mm羊角钻头）
MSCK28/60树脂药卷（岩帮φ32mm柱齿钻头）
顶垫片：
100×100×8mm中孔直径22mm球型托板（出煤横贯、进风巷2-2断面）
150×150×8mm中孔直径22mm铁托板（出煤横贯、系统巷
1-1断面）
帮垫片：
140×120×10mm中孔直径22mm槽型托板（出煤横贯、进风巷2-2断面）
120×120×8mm中孔直径20mm铁垫板（出煤横贯、系统巷1-1断面）
钢带：
4200mm×4（六眼）W钢带（出煤横贯、进风巷2-2断面）
1000mm12#钢筋钢带（出煤横贯、进风巷2-2断面、
网：
5000×1000mm用10#铁丝编织的50×50mm网格菱形网
（出煤横贯、进风巷2-2断面巷帮）
2500×1000mmφ6（100×100）钢筋网（出煤横贯、系统巷1-1）
（二）锚索支护材料及规格：
钢绞线：
φ17.8×82001860N/mm2级低松弛钢绞线（出煤横贯、进风系统巷、进风巷、锚网和锚喷支护段）
垫片：
125×210×12mm中孔直径20mmW托板（出煤横贯、进风巷2-2断面）
锚索托板：
14#槽钢，长度400mm，中孔φ20mm。
（出煤横贯、系统巷1-1断面）
锚索垫片：
150×100×10mm铁垫片，中孔φ20mm。
（出煤横贯、系统巷1-1断面）
锚索药卷：
MSCK23/120树脂药卷
单孔锚具：
规格为KM-18型，单孔锚具
（三）梯形棚支护材料及规格
梯形铁棚：
11#工字钢定制；棚梁长3428mm，棚腿长2800mm。
（进风巷3-3断面）
拉钩：
φ20圆钢制作，拉钩长730mm（棚距800mm）
拉钩长530mm（棚距600mm）
撑木：
φ80×790mm（棚距800mm）
φ80×590mm（棚距600mm）
垫木：
φ200×150-200mm垫木
构顶材料:
φ140×1200mm的两开木以及破板、木楔
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