金家渠煤矿主斜井作业规程修改版0426.docx

金家渠煤矿主斜井作业规程修改版0426.docx

《金家渠煤矿主斜井作业规程修改版0426.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《金家渠煤矿主斜井作业规程修改版0426.docx（127页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。

金家渠煤矿主斜井作业规程修改版0426

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为金家渠煤矿主斜井井筒。

二、掘进的目的及用途

掘进的目的是服务于矿井生产系统主提升、通风和行人。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计长度：

1895.6（井筒）+48（躲避硐）=1943.6米。

服务年限：

67.3年。

四、预计开竣工时间

本巷道自2010年9月20日开工，预计2012年2月20日竣工。

第二节编写依据

一、设计说明书及批准时间

根据中煤国际工程集团武汉设计研究院金家渠煤矿设计蓝图为依据，批准日期2010年7月。

二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《金家渠井田勘探报告》。

三、矿压观测资料

暂无。

四、其它技术规范

1、《神华宁夏煤业集团有限责任公司金家渠煤矿主斜井平、剖、断面图》

2、《煤矿安全规程》2010年版

3、《矿山井巷施工及验收规范》

4、《煤矿工人安全技术操作规程》（掘进、机电分册）

5、《神华集团本质安全管理体系》

6、《神华集团安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》和公司有关规章、制度。

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

井上下对照关系表

工程名称

金家渠煤矿主斜井井筒

地面标高

+1441.000m

井下标高

+920.000m

地面的相对位置，建筑物、小井及其他

井口坐标点;X=4160655.534m,Y=36399205.301m,Z=+1441.640m.

施工方位：

145°00′00″，巷道施工坡度16°，地面无其它建筑物。

井下相对位置对掘进巷道的影响

井底标高：

Z=+920.000m.

临近采掘情况对掘进巷道的影响

工业广场内布置三条井筒，主斜井井筒距风井井筒为40.0米，距副斜井井筒40.0米，三条井筒施工方位相同。

第二节地质概况

根据勘查区岩土工程地质特征，将勘查区岩（土）体划分为三大岩类六个岩（层）组，岩体稳定性主要取决于层间软弱面、软弱夹层、构造破碎及岩体风化程度。

勘查区岩（土）体分述如下：

（1）松散沙层组

松散沙层组广覆于勘查区地表，地形低洼处较厚，主要为第四系风积沙，粒径以0.05～2mm中细沙为主，成份主要石英、长石，含少量暗色矿物。

半固定沙及流动沙区，在风力作用下易形成沙层流动；在坡度较小的水力作用下，亦产生悬浮和流动。

属不良配级的均粒沙，强度较弱，承载力小，稳定性差。

（2）土层组

由新生界地层组成。

主要为第四系沙土。

以浅黄色亚沙土、粉土为主，亚粘土次之，土质不均匀，局部含沙砾石，砾径一般4～10cm，棱角状，磨圆度差，结构疏松、孔隙度大，粘结性差，在水的潜蚀作用下，易发生沉陷坍塌。

（3）风化岩组

分布于井田西北部，由侏罗系中统直罗组、延安组基岩顶部风化岩组组成，风化基岩带厚度约35~50m，一般约40m。

据本次勘探及详勘资料，该岩组岩石长期遭受风化剥蚀作用，岩石物理、化学、水理性质都发生较明显变化，岩体结构面及组织结构遭破坏，表现为颜色变浅，疏松、破碎，孔隙率增大，裂隙发育，含水率增高，泥质含量增高，密度降低，岩体力学强度降低，RQD值明显降低。

RQD值小于35%,岩石质量中等，岩体完整性评价为岩体中等完整性。

（4）煤层岩组、粉砂岩与泥岩互层组

主要分布于侏罗系中统延安组，由粉砂岩、泥岩、泥质粉砂岩、砂质泥岩及薄煤等组成，属软弱岩石类；位于各主要煤层之间，出现于沉积旋回上部及煤层直接顶底板，泥质胶结，局部钙质胶结，含有较高的粘土矿物和有机质。

岩石以发育较多的水平层理、小型交错层理、节理裂隙和滑面等结构面为特点。

RQD值30%～60%，平均55%,岩石质量中等，岩体完整性评价为岩体中等完整性。

（5）砂岩组

由侏罗系中统直罗组、延安组及三叠系上统的岩层组成。

砂岩组以中～细砂岩为主，其次为粗砂岩。

岩石物质成份主要为碎屑、杂基、胶结物三部分。

碎屑中的矿物成份主要为石英、长石；杂基成份主要为高岭石、水云母、蒙托石等粘土矿物及云母碎屑；胶结物主要为方解石、铁质、绿泥石及自生石英质。

单层厚度大，一般为块状结构，多具斜层理、槽状及交错层理，裂隙、节理、构造结构面不发育。

该类岩石性脆，在外力作用下易碎裂、崩塌。

RQD值50%～85%，平均70%，岩石质量中等，岩体完整性评价为岩体完整性中等。

附地质柱状图

第三节地质构造

金家渠井田地处华北地台、鄂尔多斯盆地西缘褶皱冲断带的南北向逆冲构造带，是烟墩山逆冲席的前缘带。

井田内构造线总体走向为SN向，褶曲、断裂构造较发育。

根据地震解释成果和钻孔揭露显示，井田内主体构造为一由北向南逐渐倾伏的大的背斜形态，即尖儿庄背斜，其东翼受金家渠断层的影响，还发育有小规模的尚家圈向斜、兔场背斜和金家渠背斜，共4个褶曲；大的断裂有杜窑沟断层、金家渠断层、和马柳断层，共发育断层20条。

金家渠逆断层为主要断裂构造之一，位于井田中部，近南北走向，断面东倾，倾角59°～77°，落差180m～420m，贯穿井田南北，南北端向区外延展，控制长度11km。

其中A级断点116个,B级断点4个，无C级断点，控制可靠，为查明断层。

综合看来，金家渠井田的构造复杂程度为中等。

第四节水文地质

本区属黄河水系，因地势平坦、干旱少雨，无地表河流，无地表水体。

井田由上而下划分为以下四个主要含水层：

第四系孔隙潜水含水层（Ⅰ）、侏罗系中统直罗组砂岩裂隙～孔隙承压水含水层（Ⅱ）、侏罗系中统延安组2～6煤间砂岩裂隙～孔隙承压含水层（Ⅲ）、侏罗系中统延安组6～18煤间砂岩裂隙～孔隙承压含水层（Ⅳ）。

井田水文地质勘查类型确定为二类一型，即以裂隙充水含水层为主的水文地质条件简单的矿床。

第五节瓦斯、煤尘情况

井田各可采煤层瓦斯含量，甲烷（CH4）为0ml/g，二氧化碳（CO2）为0.02～0.18ml/g，氮气（N2）为0.90～2.51ml/g，其它烃类（C2-4）为0～0.01ml/g。

各可采煤层自然瓦斯成分，甲烷为0.00～0.29%，二氧化碳为1.32～13.70%，氮气（N2）为87.20～98.61%，其它烃类（C2-4）为0～0.52%。

瓦斯自然分带为二氧化碳--氮气带。

故本区应属低沼气井田。

瓦斯对煤矿生产建设不具威胁性。

本区煤的火焰长度一般大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量平均为91%，煤尘爆炸性指数为25～40，煤尘具爆炸性危险。

因此，本区煤层的煤尘有爆炸性危险，在矿井设计和开采时应对此高度的重视。

根据所测原煤样燃点（T1）与氧化样燃点（T2）之差ΔT，结合煤质特点，综合确定各煤层的自燃倾向性，本区各煤层均属易自燃煤。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置及永久支护设计

一、巷道断面设计

1、巷道断面设计

主斜井井筒分别为明槽段1-1断面，长度为35.2m；暗槽过渡段2-2断面，长度为10m；古近系3-3断面，长度为85m；基岩段4-4断面，长度为1765.4m；表土段及基岩段躲避硐室5-5断面，躲避硐室共计48个。

1-1、2-2、3-3、4-4、5-5断面均为半圆拱形。

1-1断面采用明槽开挖掘进，具体尺寸见附图（明槽开挖图）。

该巷浇筑砼支护，外墙宽度为4900mm，净宽4200mm，外墙高度为4200mm，净高3500mm，明槽开挖土方量为2205.1m³（根据现场情况可调），净断面积为12.8㎡。

2-2断面掘进宽度为4720mm，净宽4200mm，掘进高度为4070mm，净高3500mm，掘进断面积为16.70㎡，净断面积为12.8㎡。

3-3断面掘进宽度为4500mm，净宽4200mm，掘进高度为3850mm，净高3500mm，掘进断面积为15.1㎡，净断面积为12.8㎡。

4-4断面掘进宽度为4440mm，净宽4200mm，掘进高度为3820mm，净高3500mm，掘进

断面积为14.8㎡，净断面积为12.8㎡。

5-5断面掘进宽度为1760mm，净宽1600mm，掘进高度为2280mm，净高2100mm，掘进断面积为4.0㎡，净断面积为3.1㎡。

2、永久支护设计

明槽段1－1断面：

永久支护采用钢筋砼浇筑支护。

浇筑砼强度等级C30。

井筒施工过含水层时砼内掺WG-HEA型防水剂，添加量为水泥用量的5﹪，实际使用中以产品说明书为准。

钢筋砼浇筑基础深300mm、宽5900mm，墙部及拱部支护厚度为350mm，浇筑砼强度等级C30,巷道铺底厚度为300mm砼强度等级C20。

拆除模具后，在井筒外壁周围摸20mm厚的M7.5防水砂浆，再涂2～3层沥青。

钢筋砼配筋：

见附《钢筋特征及消耗量表》。

暗槽段2-2断面:

永久支护采用网喷（第一层钢筋网网孔为100×100mm，第二层钢筋网网孔为150×150mm，双层铺设）+29号U型钢棚（配11#矿用工字钢底梁）支护。

墙部及拱部支护厚度为260mm，喷射砼强度等级C20，底部砼浇筑深度310mm，浇筑宽度4720mm，砼强度等级C20。

架棚时棚距为600mm（中—中），U型钢棚采用厚度16mm,宽度100mm，长度400mm钢板制作的卡子配合M25螺杆进行连接，钢架搭接长度为500mm.采用两道卡子固定。

每架U型钢棚使用5根φ20mm圆钢拉杆连接,每根长1400mm，U型钢棚底座钢板规格为200×200×10mm（长×宽×厚）。

古近系3-3断面:

采用锚网喷+18b槽钢联合支护，墙部及拱部支护厚度为150mm，喷射砼强度等级为C20。

砼铺底厚度200mm，宽度4200mm，砼强度等级为C20。

槽钢棚沿巷道掘进断面外沿架设，棚距为600mm；拱架底座钢板为140×100×10mm（长×宽×厚）。

槽钢棚（拱与腿）采用M16螺杆连接，每架槽钢棚使用5根φ18拉杆连接。

基岩段4-4断面:

采用锚网喷+锚索支护。

锚杆间排距800×800mm，三花眼布置。

锚杆规格：

φ20×2000mm螺纹钢锚杆，每根锚杆安装4节Z2335树脂药卷。

锚杆托板规格:

120×120×10mm。

锚索间排距：

2000×2000mm，锚索规格：

φ15.24×6000mm钢绞线，每根锚索安装6节Z2335树脂药卷。

金属网为φ6.5mm钢筋焊制，网孔规格：

100×100mm。

喷浆厚度120mm，强度C20。

巷道铺底厚度为200mm，砼强度等级C20。

基岩段躲避硐室5-5断面：

采用锚喷支护，锚杆间排距800×800mm，矩形布置。

锚杆规格：

φ20×1200mm螺纹钢锚杆，每根锚杆安装2节Z2335树脂药卷。

锚杆托板规格:

120×120×10mm。

金属网为φ6.5mm圆钢焊制，网孔规格：

100×100mm。

喷浆厚度为100mm，素砼铺底100mm。

3、巷道平、剖面图

附巷道布置平、剖面图

4、巷道断面图

附：

1-1、2-2、3-3、4-4、5-5永久支护断面图

5、行人台阶布置在巷道右帮，具体尺寸见台阶大样图。

附：

台阶大样图

二、工程质量标准及要求

1）、保证项目

（1）、锚杆

每批螺纹钢锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。

加工的每批锚杆必须有钢材合格证和锚杆强度试验合格报告方可使用。

（2）、金属网

金属网对接，用14#铁丝扣扣联接，拧紧程度不小于3圈。

金属网网孔规格均为100×100mm，金属网片规格为5000mm×1000mm,采用φ6.5mm钢筋加工而成。

要求钢筋网网格必须焊接牢固可靠，钢材必须有合格证并经拉拔实验合格后方可使用。

（3）、锚固剂

顶部使用快速锚固剂，下部使用中速锚固剂,锚固剂必须有出厂合格证。

2）、基本项目

（1）、巷道宽度及允许偏差

巷道净宽4200mm，施工中线距任一帮：

2100mm,

明槽段：

合格0～＋50mm,优良0～＋30mm，

暗槽段:

合格0～＋50mm,优良0～＋30mm.

古近系：

合格0～＋50mm,优良0～＋30mm，

基岩段：

合格0～＋150mm,优良0～＋100mm。

躲避硐净宽1600mm：

合格-50mm～+200mm，优良0～＋200mm。

（2）、巷道高度及允许偏差

巷道净高3500mm，其中拱高2100mm，墙高1400mm。

腰线至顶板距离：

2100mm,

明槽段：

合格0～＋50mm,优良0～＋30mm，

暗槽段:

合格0～＋50mm,优良0～＋30mm.

古近系：

合格0～＋50mm,优良0～＋30mm，

基岩段：

合格0～＋150mm,优良0～＋100mm。

躲避硐净高2100mm：

（测全宽）合格-30mm～+150mm，优良0～＋150mm。

（3）、锚固力

螺纹钢锚杆要求全长锚固，锚固力为50KN，优良：

不小于设计要求；合格不小于设计的90％，既不小于45KN。

（4）、锚杆安装

先将铁托板和螺帽上好（限位距离30-40m），再将螺纹钢筋锚杆拧入连接套中，然后将4节树脂药卷（药卷总长度1.4m）依次放入锚杆眼孔内，用锚杆斜切端头顶在树脂药卷后端，缓缓将树脂药卷送入眼底，最后将锚杆钻机卡在连接套上，启动锚杆钻机边旋转边将锚杆推入眼底。

旋转搅拌时间必须在20-30秒之间，锚杆钻机保持推力一分钟，使锚杆杆体临时固定，保证搅拌后的树脂药卷充分凝固，防止锚杆在树脂凝固前下滑，锚杆推入眼底三分钟后取下连接套。

铁托板压紧压实钢筋网。

每套锚杆安装一个加强螺帽，取下连接套后必须将螺帽用扳手逐个再拧紧上牢。

（5）、巷道坡度

主斜井井筒坡度16°，掘进时严格按腰线施工。

合格：

±1‰，优良：

±0.5‰。

3）、允许偏差项目

（1）、锚杆间排距：

允许偏差±100mm。

（2）、锚杆孔深度：

允许偏差0～+50mm。

（3）、锚杆外露长度：

露出托板≤50mm。

（4）、锚杆安装角度:

与岩面夹角≥75º。

（5）、表面平整度：

≤50mm。

第二节临时支护设计

一、暗槽段临时支护方式与施工工艺

采用人力风镐先施工巷道腰线以上拱形部分，长度达0.7米时开始铺网进行临时支护，方法是采用5根φ18钢筋（长度1米）人工砸入迎头软岩层内，钢筋间距为0.6米，外露0.2米。

铺金属网时一边与上一片网进行连接，另一边与外露钢筋进行绑扎连接，临时支护结束后再施工两直墙部分（中间留有岩垛供人站立，待喷砼支护完毕后再将中间岩垛取出），逐架进行维护，循环进度0.6米。

待该架钢梁棚支护完毕，对整架棚子进行喷浆封闭。

二、古进系及基岩段临时支护方式

采用金属前探梁进行临时支护。

1、探梁：

φ50×5000mm的钢管三根。

2、吊环：

将φ20的圆钢加工成马蹄形，然后焊接到铁板上，铁板规格为120×120×10mm，中间打上φ22mm的孔即可，焊口必须焊接牢固。

三、基岩段临时支护施工方法与工艺

采用金属前探梁临时支护。

（1）前探梁、吊环、背板材质及规格

1）前探梁采用2寸无缝钢管加工，长度不得小于4500mm；

2）前探梁前端焊接φ30mm的圆钢，长度不得小于500mm；

3）吊环采用Φ20mm圆钢加工，圆环直径100mm；

4）吊环挂钩采用Φ20mm圆钢加工；

5）背板采用规格为1800×150×50mm的柳木板。

（2）加工制作方法

1）将φ30mm的圆钢插入两端焊接平齐的2寸无缝钢管中，外露长500mm，将圆钢和无缝钢管焊接牢固；

2）将Φ20mm圆钢加工成直径100mm的圆环后，两端相连焊接牢固；

3）将Φ20mm的圆钢穿过吊环后加工成环状并焊接牢固，另一端弯制成挂钩；

（3）掘进时使用3根前探梁，前探梁布置在巷道水平方向的正中，间距1200mm，每根前探梁使用2副吊环。

（4）前探梁控顶距（L）及计算

1）控顶距（L）：

L=4X+a+b单位：

mm

式中：

X—锚杆支护排距；

a—最小控顶距：

取700mm；

b—前探梁窜移后预留长度：

取500mm；

L=4×800+700+500=4400mm

故选用长4500mm的前探梁能满足要求

四、支护设计平、断面图

附：

临时支护图

五、质量标准和要求

1、前探梁临时支护最小控顶距为700米，最大控顶距为2700mm，临时支护要紧跟迎头，严禁空顶作业。

2、临时支护使用的前探梁根数不少于三根，每根前探梁使用的前探梁固定吊环数量不少于2个。

3、临时支护前探梁使用必须规范。

严禁少用前探梁或前探梁吊环，前探梁吊环必须挂在锚杆外露端头上，并用螺母上紧上牢。

4、锚网支护紧跟迎头时，如需爆破时将前探梁取下，放置到耙斗机后方已经形成永久支护的安全地点，以防崩坏前探梁。

5、背板必须刹紧背牢，不得松动。

第三节施工工艺

一、暗槽过渡段及表土层松软段施工方法及工艺

采取短掘短支的施工方法掘进，具体施工方法及工艺如下：

（一）施工导向

在井筒内井口处安设三台激光，两台布置在左、右帮拱基线处，另一台布置在巷道顶部拱顶处，确保施工所用中腰线的可靠性。

（二）掘进施工方法

1、由明槽过渡暗槽段，施工时严禁爆破，采用风镐（手镐）掘进，每次掘进及支护长度均为600mm。

2、巷道进入稳定岩层初期，可采取下部放震动炮掘进，上部采用风镐（手镐）掘进。

每循环掘进支护长度为0.6～1.2m。

当巷道完全进入稳定岩层后，方可正常炮掘施工。

（三）出矸施工方法

1、施工前期工作面使用1.1m3翻斗式矿车进行排矸，采用人工装矸，采用炮掘后可采用耙斗机装矸。

2、施工前期使用JT-1.0绞车提升，井筒施工至可采用大绞车箕斗提升后改用JT-2.5绞车提升，待提升系统运转正常后，井下改为6m³箕斗排矸。

3、矿车排出的矸石由人工翻至临时翻碴坑中，再由装载机装入汽车排至排矸场地；箕斗排出的矸石自动前卸，再由装载机装入汽车排至排矸场地。

二、基岩段施工方法及工艺

（一）基岩段施工工艺

1、掘进

基岩段主要为粉砂岩、细砂岩、粗砂岩。

工作面配备6台YT-28型凿岩机，4台同时打眼作业，2台备用。

采用中深孔光面爆破，全断面一次掘进。

工作面炮眼布置为4眼楔形掏槽，煤矿许用2#岩石乳化炸药、1-5段毫秒延期电雷管，MFB—200智能型发爆器起爆，打眼操作人员执行六定责任制（定人、定钻、定位、定眼、定时、定质量）。

炮眼布置可根据岩性变化，在技术人员的指导下，及时调整爆破有关参数。

2、装岩排矸

装岩采用P—60B型耙斗机（耙斗容积为0.6m3，生产能力为80-100m3/h）装岩。

耙斗机距迎头距离为6～20m（耙岩最佳距离为6～16m）。

耙斗机尾轮固定楔孔深不小于500mm。

排矸期间利用提升间隙时间集中堆矸，每前移一次耙斗机时，采用滑轮组将两边死角矸石倒至前中部，两侧配以人工清底，保持耙斗机两侧底板清洁整齐。

工作面矸石采用JK—2.5型绞车配6m3前卸式箕斗提升排矸。

轨型均为30kg/m的钢轨，枕木规格1500×150×150mm，间距为1000mm。

每20m安设一组地辊，地面排矸方式为箕斗前卸，将矸石卸入8T自卸式汽车排至排矸场地。

3、锚网支护

1、＞基岩段采用锚网喷支护，即放炮结束后先进行临时支护，待工作面的碴装完后，再进行锚网支护。

2、＞使用支护材料前必须检查材质、规格是否符合设计要求，对不合格或不符合规格要求的支护材料不得使用。

3、＞支护材料必须码放整齐，标注规格数量。

4、＞进行锚网支护地点，必须有临时支护，支护顺序必须是有外向里，先顶后帮逐排进行。

5、＞进行锚网支护时，必须设专人观察顶板，发现异常情况及时撤人。

支护地点不得有杂物，以利人员撤离。

第四节工艺流程

一、掘进方式

主斜井281.7米开始采用爆破破岩的方式掘进。

采用风钻打眼，按照光面爆破的要求掘进，采用金属前探梁进行临时支护，对巷道进行锚网喷永久支护。

二、掘进工艺设计

交接班及安检准备工作→瓦斯检查→钻眼→瓦斯检查→装药封泥→联线爆破→降尘、吹散炮烟→瓦斯检查→敲帮问顶→临时支护→永久支护→出渣→文明生产。

1）打眼工艺流程

钻眼准备→定眼位→按炮眼角度放置好钻杆→认眼（将马达控制开关旋转一小角度，钻杆缓慢转动，同时将支腿控制开关旋开一小角度，让钻头和巷壁逐渐接触）→打开控制水开关→钻进约100mm后，将马达控制开关全部打开，全速钻进。

2）装药工艺流程

采用正向装药、正向起爆的方法爆破掘进。

在爆破地点附近的安全地点装配起爆药卷→用专用清扫器或压风将炮眼内的煤岩粉清理干净→用炮棍将药卷轻轻推入眼底→填炮泥，一手拉脚线，一手填炮泥，要慢慢用力轻捣压实，眼孔填够炮泥后，要将脚线扭结，并悬空盘放在眼口，不得拖在炮眼外边。

3）爆破工艺流程

主斜井掘进断面积12.8m2。

掏槽眼采用楔形掏槽，周边眼采用预留空气柱装药结构，全断面一次装药爆破（按照光爆要求操作）。

瓦斯浓度检查→设置好警戒→联线→吹哨确定警戒区无人，并等5秒钟后→通电爆破→瓦斯浓度检查→收炮线。

4）临时支护工艺流程

爆破结束→用专用的敲帮问顶工具进行全面敲帮问顶、处理危岩活石后→人员站在永久支护下移前探梁至迎头→用风钻或煤电钻（钻杆长度不小于2.5m）打好前探梁安装孔→人工穿前探梁至迎头并将Ф50mm圆钢装入安装孔内，并铺设好金属网挂好前探梁吊环，前探梁吊环必须挂在安装牢固可靠的吊环上，前探梁安装后，前探梁与顶板之间必须用背板或枕木搭#字型绞顶，绞顶木板或枕木必须使金属网贴紧顶板。

5）装、运渣工艺流程

装岩采用P—60B型耙斗机（耙斗容积为0.6m3，生产能力为80-100m3/h）装岩。

耙斗机距迎头距离为6～20m（耙岩最佳距离为6～16m）。

耙斗机尾轮固定楔孔深不小于500mm。

排矸期间利用提升间隙时间集中堆矸，每前移一次耙斗机时，采用滑轮组将两边死角矸石倒至前中部，两侧配以人工清底，保持耙斗机两侧底板清洁整齐。

工作面矸石采用JK—2.5型绞车配6m3前卸式箕斗提升排矸。

轨型均为30kg/m的钢轨，枕木规格1500×150×150mm，间距为1000mm。

每15m安设一组地辊，地面排矸方式为人工手动操作启闭矸石仓漏斗口，将矸石卸入8T自卸式汽车排至排矸场地。

6）永久支护工艺流程

（1）锚网喷支护

放炮后及时进行敲帮问顶→临时支护好后→立即用风动锚杆钻机打锚杆眼，并安装好锚杆，进行顶帮锚杆永久支护→喷浆封闭。

具体要求如下：

定锚杆眼位

检查巷道规格尺寸是否符合设计要求，先处理完不合格部位后，按中线及锚杆布置要求定锚杆眼位，并用粉笔做好标记。

打锚杆眼

按照设计锚杆眼深度、角度，使用B19的六方钻杆与Ф28mm的钻头配合施工顶板锚杆孔，钻孔过程中必须是短、长钎杆相结合进行施工，避免长钎杆施工时断钎伤人事故。

清理眼孔

安装锚杆前将眼孔内煤岩粉清理干净（用钻杆来回抽动清眼或利用专用清眼器连接高压风吹眼），确保锚固剂与锚杆眼壁能够良好接触。

锚杆安装

安装前检查工作：

检查锚杆的规格尺寸是否符合设计要求：

螺纹钢锚杆斜切端头是否合格，端头有无氧化生锈现象，若有必须擦刷干净；锚固剂有无过期结块变质，若影响正常使用，不得使用。

检查锚杆眼的眼位、角度、深度是否符合设计要求（用待安装锚杆伸入锚杆眼孔检查），若不合格必须重新打眼。

具体安装步骤：

每班作业人员进入掘进迎头前，应进行安全检查、设备检查与维护、物料准备等工作，特别对支护材料进行严格验收，不合格材料严禁使用。

锚杆施工工艺流程：

钻巷道顶板中部锚杆孔→装树脂药卷→装全套锚杆→搅拌药卷→停20±5s→上紧螺母→依次完成其它的顶板锚杆。

锚杆施工顺序：

金属锚杆由巷道拱顶中部向两侧、由外向里施工。

严格控制锚杆钻孔深度，误差控制在0～+50mm范围内，锚杆钻孔要用水或风清洗干净，确保树脂药卷充分发挥作用，使锚杆具有足够的锚固力。

树脂药卷的搅拌时间约为20±5s，此后停机，保持推力一分钟。

紧固螺母：

停机30s后再次启动锚杆机，将锚杆螺母销钉扭断并上紧螺母，托板与金属网紧