掘进工作面作业规程回风顺槽.docx

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掘进工作面作业规程回风顺槽

第一章概况

第一节概述

巷道用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、预计开工时间、预计竣工时间见表1-1。

巷道基本情况表表1-1

巷道名称

用途

设计长度

工程量

坡度

服务年限

预计开工时间

预计竣工时间

K8113回风顺槽

用于回采时的回风

490m

490m

2°～12°

2年

2011、12、1

2012、4、30

附：

竖井k8113工作面巷道平面布置示意图

（一）

第二节编写依据

一、经过审批的设计

本面所掘巷道施工的依据是《阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿竖井扩一区巷道布置平面图（修改）》，批准时间为2010年2月。

二、地质说明书

本面所掘巷道地质资料的依据是《竖井扩一区15#煤K8113工作面掘进地质说明书》。

批准时间为2009年07月。

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

水平

606水平

工程名称

K8113回风巷

采区

扩一区

井下标高/m

567—589

地面的相对位置

建筑物及其他

本面地表位于芦湖沟季节性河沟的东侧、东西畛风井工业广场东南部的山坡山梁地带。

井下相对位置

对掘进巷道的影响

本面井下位于竖井扩一区南翼的西侧，东部为K8111工作面（已采），西部为K8113瓦斯尾巷（已掘），北隔采区大巷与K8114工作面（正采）相望。

临近采掘情况

对掘进巷道的影响

本巷道西部为K8113瓦斯尾巷（已掘），北隔采区大巷与K8114工作面（已采）相望，对本巷道掘进没有影响。

东部为K8111工作面（已采），预计周期来压对本巷道掘进有较大影响。

井上下对照关系情况表表2—1

第二节煤（岩）层赋存特征

煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f），顶、底板岩性及特征分析；预测巷道瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数、地温等情况见表2-2、顶底板情况见表2-3。

煤层特征情况表表2-2

指标

参数

备注

煤层厚度（最大~最小/平均）m

8.40—6.52/7.15

煤层倾角（最大~最小/平均）（度）

12—2/6

煤层硬度（f）

2—3

煤层层理（发育程度）

较发育

煤层节理（发育程度）

较发育

绝对瓦斯涌出量/m3.min--1

0.98

相对瓦斯涌出量/m3.t

8.8

煤尘爆炸指数/％

无煤尘爆炸危险性

地温/0C

250C

顶底板情况表表2-3

顶底板名称

岩石类别

厚度（m）

岩性

顶板

基本顶

四节石灰岩

7.18

深灰色，由三层灰岩与两层泥岩组合而成

直接顶

泥岩

0.56

黑灰色泥岩

伪顶

底板

伪底

直接底

泥岩

2.48

灰褐色泥岩，性脆，断口呈参差状，底部含少量砂质

老底

粉砂质泥岩

7.98

灰黑色粉砂质泥岩，性脆，断口呈参差状，含少量植物化石，含砂量高

附：

煤层综合柱状图

（二）、巷道预测剖面图（三）

第三节地质构造及地质现象

综观本巷道煤层整体为一褶皱构造形态，煤层倾角2°－12°，平均6°左右。

预计本巷道掘进过程中会遇小型的隐伏断裂或挠曲构造，届时应加强顶板管理，确保安全。

第四节水文地质

本面水文地质条件简单，主要充水因素为15#煤层老顶四节石灰岩局部富水，在掘进期间可能会出现滴水或小的淋头水现象，虽对正常掘进没有影响，但仍应加强顶板管理。

最大涌水量1-3立方米/小时正常涌水量0.3-1.0立方米/小时

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

K8113回风顺槽开掘于15#煤层中，K8113回风顺槽沿顶板掘进15m后，按10°下坡钻至下层后，沿15#煤底板掘进。

第二节矿压观测和顶板岩性探测

一、观测对象：

K8113回风顺槽。

二、观测内容

用测力计观察顶板锚杆（锚索）、帮锚索的承载变化情况，用ZBY-3型顶板离层仪观察顶板离层位移量，在顶帮标注观察点，用钢尺实测巷道表面位移，即顶、底板和两帮移近量。

具体观测内容见表3-1。

序号

观测项目

观测目的

观测仪器

1

巷道围岩表面位移

顶、底板和两帮相对移近量

测枪、卷尺

2

巷道顶板深部位移

顶板离层位移

LBY—3型顶板离层仪

3

锚杆、锚索载荷

顶、帮锚杆、锚索承载

LDZ—200型锚杆测力计和KZB0.63/63型张拉泵及配套千斤

4

支护破坏情况

变形破坏程度

钢尺、宏观观测

矿压观测内容表3-1

三、观测方法

1、测点设置：

回风顺槽每50m设一观测站。

每个观测站设3个观测断面并挂牌。

每个观测站仪器安装见表3-2。

观测站仪器安装表3-2

测力计

离

层

仪

备注

锚索

锚杆

①同时进行顶底板和两帮表面位移观测及顶帮锚杆锚固力、锚索预紧力测试②矿压表与离层仪尽量安装在顶板正中。

③离层仪的内外套筒外露必须在10mm内。

长锚索

短锚索

帮锚索

顶锚杆

1

1

1

1

1

2、观测办法:

巷道掘进按方案布置测点，安装仪表、仪器，即日起开始观测记录，测点距掘进工作面200m以内，每天观测一次，其它测点每周不少于两次，如遇特殊情况应增加观测次数。

3、顶板岩性探测：

（1）顶板岩性探测工作由矿地质测量部负责，队组配合。

（2）巷道开口处要对顶板进行取芯，以后每隔300m取芯一次，取芯探测钻孔深度必须大于锚索设计长度2m以上，但孔深不得小于5.0m。

在以上间距内每隔50m用锚杆钻机探测一次顶板（非取芯），探测孔深应大于设计锚索长度0.5m以上。

（3）巷道掘进期间顶板岩性变化较大或遇构造顶板破碎时，及时进行顶板岩性探测。

（4）其它严格按阳煤发〖2006〗44号文关于《掘进巷道顶板岩性探测管理规定》执行。

四、数据处理

边施工、边观测，及时对测量的数据加以分析、判断，并把测量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、确定巷道支护形式

根据地质部门K8113工作面附近钻孔的柱状资料分析，本面直接顶节理发育良好，层位较稳定，适合锚网支护，为了加强支护效果，须用加强锚索辅助支护。

根据支护经验，初步确定回风顺槽采用短锚索、锚杆、钢带、网、加强锚索联合支护及煤柱帮帮锚索、梯形棚补强支护。

二、支护参数设计

采用类比法和信息反馈法合理选择支护参数如下：

1、巷道断面选择

K8113回风顺槽、回风顺槽的绞车硐、躲避硐、回柱机硐采用矩形断面,具体参数见表3-3。

巷道断面尺寸表3-3

巷道名称

断面形状

毛断面尺寸（m）

净断面尺寸（m）

净断面/㎡

荒断面㎡

宽

高

深度

宽

高

深度

K8113回风顺槽

矩形

4.7

3.3

4.5

3.0

13.50

15.51

绞车硐

矩形

3.2

3.3

1.3

3.0

3.0

1.2

9.00

10.56

回柱机硐

矩形

3.2

3.3

3.1

3.0

3.0

3.0

9.00

10.56

躲避硐

矩形

1.4

2.0

1.1

1.2

1.8

1.0

2.16

2.80

2、支护形式及支护材料

（1）K8113回风顺槽上层段：

顶部采用“锚杆+钢带+网+加强锚索”支护，6孔W钢带第三、四眼上交错布置一根5250mm锚索，其余眼位为锚杆，间距840mm，排距800mm，锚索托梁顺巷布置。

两帮采用“锚杆+网”支护，帮锚杆每排8根，每帮4根，间距870mm，排距800mm。

附：

回风顺槽上层巷支护示意图（四）

（2）K8113回风顺槽上层钻下层及底层巷支护：

顶部采用“短锚索+钢带+网+加强锚索”支护，7孔M钢带分别布置6根短锚索和1根中路锚索，间距700mm，排距800mm，加强锚索布置两路，距巷中1.15m各一根，排距1.6m，托梁平行于顶钢带布置。

两帮采用“锚杆+网”支护，煤柱帮帮锚索补强支护，帮锚杆每排8根，每帮4根，间距870mm，排距800mm；煤柱帮布置两路锚索，间距1.1m，排距1.6m，最上一路距顶板900mm，托梁垂直于巷道底板布置，顶帮网必须铺设双层网。

套棚支护：

隔5米支设一组套棚，每组3架，棚距1.5m，叉角0.65m，棚梁上穿4根顺水梁，顺水梁与顶板间空隙部分用罗架木或大木楔与顶板接实。

附：

回风顺槽上层钻下层及底层巷支护示意图（五）

支护材料见表3-5。

回风顺槽支护材料表表3-5

材料名称

型号及规格

材质

顶钢带

上层：

WX220/3.0，长4.5m，6孔W钢带，孔间距840mm；下层：

MX176/6.0长：

4.5m，7孔M钢带，孔径36mm,孔间距700mm。

屈服强度大于235MPa

顶锚杆

∮20×2000mm。

左旋螺纹钢锚杆

顶锚杆锚固剂

MSCK—23/60

树脂锚杆锚固剂

顶锚杆（中锚索及短锚索）托板

上层：

100×100×10mm。

下层：

与M钢带配套的140×140×10托板

A3钢

短锚索

规格：

∮21.6×5250mm（若顶板岩性变化时，根据探测结果改变锚索长度）

钢绞线

网

金属菱形网，顶：

5200×950mm帮：

3200×950mm，均采用网孔80×80mm。

钢塑复合网，顶：

5100×1000mm帮：

3000×1000mm，均采用网孔50×50mm。

∮3.0一般用途低碳钢丝

帮锚索

规格：

∮21.6×5250mm

钢绞线

加强锚索、中路锚索

规格：

∮21.6×7300mm（顶板发生岩性变化时，根据顶板岩性探测情况，确定锚索长度），上层为：

∮21.6×5250mm。

钢绞线

锚索锚固剂

MSK—23/100

树脂锚杆锚固剂

锚具

KM22—1860

锚索托梁

加强锚索为长1.0m的29U钢托梁，帮锚索为长1.5m的14#B型槽钢（下眼加80×80×8mm垫片）

U型钢，14#槽钢

帮锚杆

上层：

∮20×2000mm；下层：

∮20×3000mm

左旋螺纹钢锚杆

帮锚杆锚固剂

MSCK—23/60

树脂锚杆锚固剂

帮锚杆托板

花式铸钢托板：

350×120×40mm

铸钢

铁棚

梁：

3.6m矿用12#工字钢，腿：

3.0m矿用11#工字钢，顺水梁为∮18cm×3.6m的优质圆木，背板为150×1800mm的坑木。

（4）交叉点支护

①回风顺槽与切巷交岔点前5m范围内，加强锚索加密支护，即平行钢带每排布置3根加强锚索，间距1.4m，靠煤柱帮侧锚索距帮800mm。

②回风顺槽开口位置及前后各巷道延伸5m范围内采用加强锚索加密支护，即加强锚索成“二一二”布置，开口处布置4根锁口锚索。

附：

回风顺槽与切巷交叉点支护示意图（六）；回风顺槽开口位置交叉点支护示意图（七）

（5）各类硐室

①绞车硐支护形式

顶部采用“短锚索+网+钢带+加强锚索”联合支护，顶钢带每排布置3根短锚索和1根加强锚索并压网，间距900mm，排距800mm，加强锚索交错布置于钢带第二、三眼上。

两帮采用“锚杆+网”支护，帮锚杆每排8根，每帮4根，间距870mm，排距800mm。

②回柱机硐支护形式

顶部采用“短锚索+网+钢带+加强锚索”联合支护，顶钢带每排布置3根短锚索和1根加强锚索并压网，间距900mm，排距800mm，加强锚索分别交错布置在钢带第二、三眼上。

两帮采用“锚杆+网”支护，帮锚杆每排8根，每帮4根，间距870mm，排距800mm。

③躲避硐支护形式

顶部采用“短锚索+网+钢带”支护，顶短锚索3根，间距500mm，排距800mm；两帮采用”锚杆+网”支护，帮锚杆每帮3根，间距750mm。

④各硐室开口位置及其前后5m范围内，顺巷布置一路锁口锚索，锁口锚索紧靠回风顺槽顶钢带边，间距1.6m。

支护材料见表3-6

材料名称

型号及规格

材质

顶钢带

绞车硐、回柱机硐：

MX176/4.0，长3.0m，4孔M钢带，孔径φ36mm，孔间距900mm。

躲避硐：

MX176/4.0，长1.2m，3孔M钢带，孔径φ36mm，孔间距500mm。

屈服强度大于235MP

短锚索

规格：

φ21.6×5250mm，（顶板岩性发生变化时，长度根据岩性探测情况而定）。

钢绞线

加强锚索

规格：

φ21.6×7300mm，（顶板岩性发生变化时，长度根据岩性探测情况而定）。

钢绞线

锚索锚固剂

MSK－23/100

树脂胶泥固化剂

加强锚索、短锚索托板

与M钢带配套的专用托板140×140×10mm

网

绞车硐、回柱机硐：

顶3600×950mm，帮2900×950mm躲避硐：

1800×950mm

φ2.8热镀锌

低碳钢丝

锚具

KM22

锁口锚索托梁

1.0m长的29U钢

U型钢

帮锚杆

φ20×2000mm

左旋螺纹钢锚杆

帮锚杆锚固剂

MSCK－23/60

树脂胶泥固化剂

帮锚杆托板

花式铸钢托板：

350×120×40mm

铸钢

绞车硐、回柱机硐、躲避硐支护材料表表3-6

附：

绞车硐支护示意图（八）、回柱机硐支护示意图（九）、躲避硐支护示意图（十）

（6）隔断区设置规定

回风顺槽开口20m范围内设置一隔断区，以后每100m设置一隔断区，并且要设在顶板完好的地点。

隔断区范围不小于5m，隔断区内将金属网换为双层钢塑复合网，钢塑复合网的宽度为1.0m，长度与金属网相同，钢塑复合网之间相互搭接100mm，每100mm用14#铅丝三花联网一道，使用专用联网钩扭结不少于3匝拧紧。

设置隔断区时，要选择顶板比较完好的地方，如在顶板不好的地方设置隔断时要缩小排距。

附塑钢网连接示意图（十一）

3、支护参数校核

（1）巷道顶板支护强度的计算

加强锚索布置按悬吊理论计算。

①采用普式自然平衡拱理论，确定顶板破坏高度（即松动圈）h

h=（1/f）｛B/2+Hctg（45°+φ/2）｝

（1）

式中f---煤的坚固系数1.35

B---巷宽H——巷高

φ---煤层的摩擦角；φ=arctg（f）=53.47°

B=4.7m，H=3.3m

代入

（1）式中得

h=2.90m

分析综合柱状图，考虑实际顶煤厚度及直接顶全部垮落，因此

h=（7.15m-3.3m）＋2.90m=6.75m

②两帮破坏深度c

c=Hctg（45°+φ/2）

（2）

H=3.3m

代入

（2）式中得

c=3.3×ctg（45°+53.47°/2）=1.59（m）

③悬吊岩体体积质量（加权平均数）γ

γ=Σ（γi×hi）/Σhi（3）

γm---煤的比重，取1.435t/m3

γy---泥岩的比重，取2.62t/m3

h1=7.15m-3.3m=3.86mh2=2.9m

代入（3）式中得

γ=2.00t/m3

（2）短锚索长度L的确定

L=L1+L2+L3（4）

式中L1---锚索外露长度，取0.3m；

L2---锚索自由段长度（即为顶板破坏高度h），m；

L3---锚索锚固段长度，取1.0m。

h=2.90m

代入（4）式中得出：

L=0.3+1.0+2.90=4.20m实际取L=5.25m

（3）间排距D的确定

根据每根短锚索所悬吊的岩石载荷大小确定，取间排距均为D，则由锚索悬吊岩石载荷等于其锚固力二力平衡理论可得：

D=（Q/kγL2）1/2（5）

式中k—安全系数，取k=2

γ—悬吊岩层体积质量（加权平均数），

Q—锚索锚固力，

γ=20KN/m3Q=504KNL2=2.90m

代入（5）式得：

D=2.08m，实际取D=0.70m。

（4）每排布置加强锚索的数量m

m≥k（B’Dhγ-2Qmcosα）/DQm’（6）

式中m—加强锚索布置数量，根/m；

B’—巷道冒落后宽度，B’=B+2c，m；

D—短锚索排距,m；

Qm—角锚索预紧锚固力,KN;

Qm’—加强锚索极限承载力,KN。

ｃ—巷道片帮深度,m；

ｈ—巷道顶板破坏高度,m；

α—角锚索与垂直面夹角,°

B=4.7m；h=2.90m；c=1.59m；D=0.8m；α=20°；γ=20KN/m3；Qm=294.4KN；Qm’=504KN代入（6）式得：

m=0.931根/m。

实际采用m=4/1.6=2.5根/m

由上述验算知，本规程加强锚索布置形式是合理的。

（5）巷帮强度验算

①帮载荷Qs：

Qs=c·（1+Ka·rH/1000σcc）·[rc·hc·sinα+r·h·cosα/2·tg（90°-φ）/2]（7）

式中c---片帮深度；

Ka---受邻近工作面采空影响系数，1.55；

r---巷道上覆岩层的平均容重,20.0KN/m3；

H---埋深，585m；

σcc---煤层单向抗压强度，σcc=hc·f=4.347；

rc---煤容重1.435；

hc---煤厚2.9m；

α---煤层平均倾角6°（巷道）；

h---顶板破坏深度；

φ---煤层的摩擦角；　φ=arctg（f）=53.47°。

Qs=c·（1+Ka·rH/1000σcc）·[rc·hc·sinα+r·h·cosα/2·tg（900-φ）/2]=72KN/m

②帮锚杆锚固力设计值Q=50KN，由平衡理论确定帮锚杆根数N：

N·=K·Qs·D’/Q（8）

式中K---安全系数1.5；

D’---帮锚杆排距；

N=1.5×72×0.8/50=1.728（根）

第四节支护工艺

一、支护工艺

（一）支护工艺流程

1、回风顺槽

安全检查→综掘机割煤、装煤、出煤（同时钻孔安装滞后的帮锚杆）→临时支护→永久支护→下一循环。

2、在综掘机出现故障时回风顺槽采用炮掘。

炮掘支护工艺流程

爆破前的检查和维护→钻眼（掏槽眼）、装药、爆破→爆破后的检查和维护→临时支护→出煤（矸）→临时支护→爆破前的检查和维护→钻眼（辅助眼、周边眼、底眼）、装药、爆破→爆破后的检查和维护→临时支护→出煤（矸）→临时支护→永久支护→下一循环。

3、绞车硐、回柱机硐、躲避硐

安全检查→处理活矸危岩、解网取锚杆托板→钻爆作业→爆破后的检查维护→临时支护→出煤→临时支护→永久支护→锯掉废旧锚杆→下一循环。

（二）临时支护工艺

临时支护采用机载式和戴帽柱两种形式，正常情况下，顶板完好时，采用机载式临时支护，顶板冒落、超高不能采用机载式临时支护和炮掘作业时，采用戴帽柱临时支护。

1、机载式临时支护工艺

采用综掘机上的机载托梁器托一根2500×200×140mm（长×宽×厚）的方木，方木上搭钢带、网临时管理。

具体操作

（1）综掘机割出一排进度后，退出煤头不少于1.5m，放低截割头、停电、闭锁综掘机开关。

（2）人员站在安全地点用长柄工具处理掉顶帮的活煤、活矸、探头、伞檐。

（3）将方木、钢带网放到托梁架上，除司机外其它人员撤至综掘机铲板以外的安全地点后，升起截割头，调好位置后托住顶板，网与钢带提前按排距捆好。

（4）停电闭锁机组开关，人员站在安全地点用长柄工具处理掉顶帮的活煤、活矸、探头、伞檐，确无问题后，进行锚杆（索）支护。

附机载式临时支护示意图（十二）

2、戴帽柱临时支护工艺

（1）支护形式：

采用戴帽柱维护顶板，戴帽柱距煤头最近一排钢带间隔为0.8m，间距不超过1.0m，根据巷宽确定根数，均匀布置，不得占据钢带位置，预先上好网。

柱使用Φ18cm以上优质圆木，柱长根据现场实际情况确定，帽采用450×200×80mm的优质柱帽。

井下临时柱备用数量不少于8根。

（2）支护要求：

①临时支护的最大距离为一个循环，一个循环锚杆（索）打起后，方可进行下一个循环。

②戴帽柱要打在实底上，浮矸（煤）上打柱时，需挖20cm深的柱窝，并垫300×300×150mm大块硬矸或整块料石，柱帽用木楔打紧背牢。

附：

戴帽柱临时支护示意图（十三）

（四）永久支护工艺

1、顶锚杆安装工艺

采用锚杆钻机钻孔，钻杆为1m长的∮19mm的六棱空心钻杆多根套接使用，钻头为∮25mm的专用岩石钻头。

施工顶板锚杆孔：

锚杆钻机按钢带孔位由巷道两帮向中间施工锚杆眼。

锚杆孔深1950mm。

若局部地段顶板不平整时，可先安装顶板相对完好处的一根顶锚杆将钢带固定，将截割头降下并调至塌顶或超挖部位，升起截割头将钢带顶弯接顶后，依次锚注其它顶锚杆。

送树脂药卷：

在杆体上套上托板，用紧固螺母套筒连接锚杆与钻机，操作锚杆钻机慢慢将树脂锚固剂送入眼底。

搅拌树脂锚固剂：

当操作锚杆钻机慢慢将树脂锚固剂送入眼底时，停止升钻机，搅拌30～40s后停机。

紧固锚杆：

60s后再次启动钻机，直接将螺母拧紧，锚固安装一步到位。

2、帮锚杆安装工艺

两帮铺设、连接金属网。

施工帮锚杆孔：

按设计部位施工巷道帮锚杆孔：

采用风煤钻机钻孔、搅拌、安装，钻杆为2000mm或3000mm长的∮27mm的麻花钻杆，钻头为∮28mm羊角钻头，帮锚杆孔深为1950mm或2950mm。

送树脂药卷：

根据锚杆布置图钻孔后放入锚固剂，用组装好的锚杆杆体将锚固剂轻轻送入眼底。

搅拌锚固剂：

杆尾用紧固螺母套连接风煤钻，开钻搅拌30～40s，达到规定要求后停止搅拌。

紧固锚杆：

60s后开动钻机直接将螺母拧紧即可。

使用非力矩螺母时，安装锚杆用专用甩杆，紧固螺母用紧固套筒。

3、锚索安装工艺

（1）顶锚索安装工艺

采用锚杆钻机钻孔，钻杆为1m长的∮19mm的六棱空心钻杆多根套接使用，钻头为∮27mm的专用岩石钻头。

施工锚索孔：

按设计部位施工，深度为5000mm、7000mm（中路长锚索与加强锚索、角锚索，特殊情况下根据顶板岩性探测情况确定）。

锚索施工需两人配合，一人操作钻机，一人拆换钻杆。

送树脂药卷：

用锚索钢绞线顶端顶住药卷推入眼底。

搅拌锚固剂：

用专用连接套将钢绞线与钻机连接，然后缓慢升起钻机，推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，锚索药卷搅拌时间为15～25s。

停止搅拌后保持钻机推力90～180s方可撤下钻机，上好托梁、托板和锚具。

涨拉钢绞线：

15min后进行涨拉（使用超快速锚固剂可立即涨拉）。

涨拉时,油泵压力表应缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶活塞伸出量超过150mm时，立即停止涨拉，重新涨拉，两次超过规定行程仍不达设计预紧力时必须在附近200mm处重新补打一根。

（2）帮锚索安装工艺

施工帮锚索孔：

按设计部位施工巷道帮锚索孔：

采用风煤钻机钻孔、搅拌、安装，钻杆为2000mm和3000mm长的∮27mm的麻花钻杆套接钻孔，钻头为∮28mm羊角钻头，帮锚杆孔深为5000mm。

送树脂药卷：

根据帮锚索布置图钻孔后放入锚固剂，用帮锚索将锚固剂轻轻送入眼底。

搅拌锚固剂：

用专用连接套将钢绞线与风煤钻连接，开钻搅拌30～40s秒，达到规定要求后停止搅拌，搅拌完毕停下风煤钻，停止搅拌后保持风煤钻推力90～180s方可撤下风煤钻，上好托梁和锚具，15min后进行涨拉。

涨拉时,油泵压力表应缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶油缸伸出量超过150mm时，立即停止涨拉，重新涨拉，两次超过规定行程仍不达设计预紧力时必须在附近200mm处重新补打一根。

4、套棚支护工艺

（1）挖柱