某某某某二条带东辅运二条带东回风及联络横贯掘进作业规程.docx

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某某某某二条带东辅运二条带东回风及联络横贯掘进作业规程

目录

第一节概述2

第二节编写依据2

第二章地面相对位置及水文地质情况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3

第三节地质构造情况4

第四节水文地质情况及防治水措施4

第三章巷道布置及支护说明5

第一节巷道布置5

第二节矿压观测5

第三节支护设计7

第四节支护工艺11

第四章施工工艺16

第一节施工方法16

第二节掘进方式17

第三节装载与运输17

第四节管线敷设18

第五节设备及工具配备19

第五章生产系统21

第一节通风21

第二节压风23

第三节综合防尘23

第四节防灭火26

第五节安全监控26

第六节供电29

第七节排水29

第八节运输29

第九节照明、通信和信号29

第六章劳动组织与主要技术经济指标29

第一节劳动组织29

第二节作业循环方式30

第三节主要技术经济指标30

第七章安全技术措施31

第一节一通三防31

第二节顶板35

第三节防治水36

第四节机电37

第五节运输41

第六节其它42

第八章避灾47

第九章贯彻与执行48

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及长度

掘进巷道为二条带东辅运与二条带东回风大巷及联络横贯，均位于南区集中辅助运输下山以东。

二条带东辅运与二条带东回风大巷东西方向平行布置，二条带东辅运大巷从南区配电室开口，由西向东（沿正东方向）施工；二条带东辅运大巷设计全长7711米，二条带北东回风大巷全长7806米，煤层倾角2°～8°，平均倾角4°。

两巷之间需施工联络横贯，相邻横贯间距为100米；两巷预留楳柱宽度为30米。

二、巷道性质及用途

二条带东辅运大巷与二条带东回风大巷均为沿3#煤顶板掘进的开拓大巷。

其中二条带东辅运大巷为二期南采区的运输大巷，二条带东回风大巷为二期南采区回风大巷。

三、设计施工长度及服务年限

二条带东辅运大巷和二条带东回风大巷设计长度为南采区二期工程全长，服务年限为整个南采区二期的服务年限。

四、在施工过程中，防治水、防瓦斯必须有特殊技术要求。

（防瓦斯措施详见第七章第一节，防治水措施详见第七章第三节）。

五、巷道平面布置图（见附图1）

第二节编写依据

根据《煤矿安全规程》、《操作规程》、某某文件及某某公司文件有关规定制定。

第二章地面相对位置及水文地质情况

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1。

表1井上下对照关系表

水平名称

一水平

所掘巷道名称

二条带东辅运与二条带东回风大巷

采区名称

南采区

地面位置

该施工范围位于南黄门村以南，洞上村、吴家烟以北，韩庄村以东，西恼村以西的黄土塬、黄土峁及沟谷地带。

井下位置及四邻采掘情况

该施工范围井下东邻南区集中辅运大巷、集中辅运大巷、集中辅助巷；东十二正巷、东十二副巷以南；东、南部目前尚未布置巷道。

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

东十二正巷、东十二副巷正在施工，东、南部目前尚未布置巷道，因此对该掘进工作不会带来影响。

第二节煤（岩）层赋存特征

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

2.00～3.00/2.50

煤层倾角（最小～最大/平均）/（°）

2～8/4

煤层硬度f

1.5～2

煤层层理（发育程度）

发育

煤层节理（发育程度）

较发育

自然发火期/d

无

煤尘

具有爆炸危险性

绝对瓦斯涌出量/（m³·min－¹）

2.85

相对瓦斯涌出量/（m³·t－¹）

11.05

表3煤层顶底板情况表

顶底板名称

岩石名称

平均厚度

（m）

岩性特征

顶板

老顶

细粒砂岩

2.30

浅灰色，夹砂质泥岩条带，层面含云母，具节理。

直接顶

粉砂岩

1.36

灰色，水平层理，含云母，张节理发育。

伪顶

底板

伪底

直接底

泥岩

0.67

灰黑色，张节理发育，底部含碳质。

老底

细粒砂岩

2.32

黑灰色，水平层理，张节理发育，松软，夹泥岩条带。

施工区的岩性特征：

二条带东辅运与二条带东回风大巷在掘进过程中沿3#煤层顶板掘进。

所掘3#煤层赋存稳定，结构简单，属中灰、低硫的优质贫瘦煤，煤层以亮煤为主，内生裂隙较为发育，煤层中含1—2层泥质夹矸，厚度一般为0.02—0.06米。

综合柱状图（见附图）。

第三节地质构造情况

本施工区总体煤层分布呈东高西低趋势，东部存在一小型向斜构造。

局部煤层有小型波浪起伏变化，掘进过程中预测局部存在小型断裂构造,致使顶板和煤层破碎，需要加强顶板支护管理。

第四节水文地质情况及防治水措施

1、本施工巷道地表上方为第四系黄土覆盖区，盖山厚度较大,雨季期间地面河流及沟谷地带受降雨影响形成季节性流水，预计对本巷掘进无直接影响。

2、水文地质分析与涌水量预测：

由于煤层上部含水层受局部围岩构造裂隙相互沟通影响，裂隙含水将是造成顶板淋水的主要水文地质因素，建议施工过程中加强水文地质情况观测，提前布置配套的水泵和水仓设施，确保正常排水。

当掘进工作面发现底板突然底鼓产生裂隙导水，出现水雾，水色发浑、压力和涌水增大的情况下必须立即停止作业，及时汇报矿调度，按照安全避灾路线紧急撤人，确保施工安全。

预测正常涌水量为0.1-0.5m3/h，最大涌水量为15m3/h。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、二条带东辅运与二条带东回风大巷均沿3#煤层布置。

二、巷道掘进采用掘进机施工，开口前先在两条巷道开口位置加强支护（详见第七章第二节）。

开口前的准备工作：

1、开口前要提前对施工巷道开口位置的顶板进行岩性探测。

2、开口前由地质测量部提前在施工巷道开口位置挂中线。

3、配备通风系统、运输系统、供电系统。

4、将风水管接到规定位置，并保证连接完好。

5、将支护材料、备品、备件等放到指定位置，码放整齐。

第二节矿压观测

一、观测对象：

二条带东辅运大巷、二条带东回风大巷。

二、观测内容：

巷道顶板离层量，帮锚杆的锚固力、扭力矩，顶锚索的涨拉预紧力。

具体观测内容见表4。

表4施工巷道观测项目、目的、方法

序号

观测项目

观测目的

观测方法

1

巷道顶板深度移近量

顶层3-6m顶板变化量

观察离层仪深部读数

2

巷道顶板浅度移近量

顶层0-3m顶板变化量

观察离层仪浅部读数

3

锚杆锚固力

是否达到设计要求

使用0～70KN锚杆测力计

使用0～50KN锚杆测力计

4

锚杆扭力矩

是否达到设计要求

使用扭矩扳手

5

锚索涨拉预紧力

是否达到设计要求

使用0～120KN锚索测力计

使用0～160KN锚索测力计

使用0～250KN锚索测力计

三、观测方法：

1、测站布置：

在巷道开口30m范围内，开始布置测站并编号，以后每150m设置一组矿压观测站。

每组矿压观测站包括一个顶板离层仪、两块锚索压力表、一块顶锚杆压力表，距离相差不超过5m范围。

矿压观测站要随巷道的掘进及时建立。

2、观测时间：

距工作面200m时每天观测一次，200m外每周观测两次。

3、顶板岩性探测

（1）严格执行集团公司巷道开口钻眼探测顶板岩性规定，岩性探测钻孔由施工队组负责。

（2）施工巷道煤巷要每隔300米、岩巷要每隔500米采用42钻头钻机对顶板岩芯进行一次取芯，在上述间距内煤巷每隔50m、岩巷每隔100米由锚杆钻机探测一次；顶板岩性变化较大或遇构造顶板破碎时，应及时取芯探测，非取芯孔应加密到10—30米一个。

所有巷道开工前，要在巷道开口处对顶板进行取岩芯（在规定范围内附近有钻孔或取芯探测资料的除外）。

对冲刷构造区进行有计划的岩性地探测。

（3）取芯探测孔深度必须大于设计锚索长度2米，但孔深不得小于5米，非取芯探测孔深应大于设计锚索长度0.5米以上。

（4）顶板探测要由地质专业人员和施工队组共同完成，地质专业人员对顶板探测岩芯进行鉴定，如实做好相关记录。

非取芯钻孔由掘进队组技术人员组织实施，并通知地质部门有关人员参加。

如发现顶板岩性、厚度变化较大，应及时通知有关部门进行鉴定或补探。

如确定有变化，必须根据岩性探测更改原支护设计。

（5）掘进施工队组负责将顶板岩性探测数据及柱状，在井下探测点以牌板的形式明示工作人员。

（6）如探测发现顶板岩性及岩层厚度发生大的变化，必须根据实际情况调整巷道支护。

四、数据处理：

1、观测

日常观测由各队组技术员、记录员负责，做好观测记录，每月将观测记录及分析报生产技术部备案。

2、结果分析

采取边施工、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。

每月由生产技术部技术人员将观测记录、分析报告审核存档。

第三节支护设计

一、巷道断面及支护形式

根据地质测量部提供的柱状资料分析，3#煤层直接顶为砂质泥岩，平均厚度1.36m；老顶为细粒砂岩，平均厚度2.30m；属较稳定岩层。

根据对3#煤层顶板矿压观测数据的统计和顶板支护经验，同时为满足二期各工作面生产、进运料及通风要求，初步设计二条带东辅运与二条带东回风大巷及联络横贯为矩形断面。

二条带东辅运采用锚杆锚索联合支护，顶板支护形式为：

蝶形钢带+金属网+锚杆+锚索联合支护；帮支护形式为钢筋钢带+金属网+锚杆的支护形式。

二条带东回风采用W钢带+金属网+锚杆+锚索联合支护；帮支护形式为钢筋钢带+金属网+锚杆的支护形式。

（附巷道断面特征表）

表5巷道断面特征表

巷道名称

形状

宽（m）

高（m）

断面积（m2）

毛

净

毛

净

毛

净

二条带东辅运大巷

矩形

5.64

5.4

3.82

3.4

21.55

18.36

二条带东回风大巷

矩形

5.24

5.0

3.52

3.4

18.44

17.0

联络横贯

矩形

4.5

3.0

4.3

2.9

13.5

8.7

备注

净高为锚索锁具至底板垂直距离，净宽为两帮锚杆末端之间水平距离。

二、支护参数设计

（一）采用工程类比法选择支护参数

根据临近巷道及同类巷道的掘进的支护效果，巷道适合采用钢带+锚索+金属网+锚杆联合支护方式；两帮采用锚杆、金属网、钢筋钢带组合支护。

（二）采用计算法校核支护参数

1、二条带东辅运大巷

1、锚杆长度校核：

顶锚杆通过悬吊和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mm；

L1-锚杆外露长（钢带+托板+螺母厚mm，顶锚杆取70mm，帮锚杆取140mm）；

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）；

L3–锚入岩层内深度（顶锚杆取800mm,帮锚杆取800mm）；

普氏免压拱高：

b=[B/2+Htan（45°-ω帮/2）]/f顶

式中B、H-巷道掘进跨度和高度，取Bmax=5640mm，H=3800mm；

f-顶板岩石普氏系数，f顶取2；

ω-两帮围岩的内摩擦角，ω取63.43°（查表得）。

bmax=[5640/2+3820×tan（45°-63.43/2）]/3=1231mm

c=3820×tan（45°-63.43/2）=874mm

根据上述公式计算得出：

顶锚杆长L顶=70+1231+800=2101mm；

帮锚杆长L帮=140+874+800=1814mm；

实际顶、帮所选锚杆长度均能满足计算要求。

2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间距、排距；

每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2ab,

锚杆锚固力Q应能承担G的重量。

KG

式中：

Q-顶锚杆锚固力，Q≥70KNK-安全系数，取2

r-岩体容重，取r=25KN/m3a-顶锚杆排距，取0.8m

b-顶锚杆间距，取0.8mL2-顶锚杆有效长度，取0.987m

a<（Q/krL2）1/2=[70/（2×0.987×25）]1/2=1.19m

实际施工时取a=800mm,b=800mm;

因此，顶锚杆间、排距参数能满足计算结果。

3、按“组合梁”悬吊理论校核锚索的间距：

根据地质钻孔柱状分析，直接顶为泥岩无坚硬岩层，为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ17.8×7300mm钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，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。

L=n·F2/[B·H·r-（2F1·Sinθ）/L1]

式中L-锚索排距，m

B-巷道最大冒落宽度，南辅运巷5.64m；

H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.4m；

R-岩体比重，25KN/m3

L1-锚杆排距0.8m；

F1-锚杆锚固力70KN；

F2-锚索极限承载力，取320KN；

θ-角锚杆与巷道顶板的夹角75°

n-锚索排数，取2。

通过计算，L=nf2/[BHr-（2F1sinθ）/L1]

=2×320/[5.64×2×25-（2×70×sin75）/0.8]=9.14m

系统巷实际所选取锚索间距

所选择的锚索参数符合设计要求。

2、二条带东回风大巷

1）锚杆长度校核：

顶锚杆通过悬吊和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mm；

L1——锚杆外露长（钢带+托板+螺母厚mm，顶锚杆取70mm，帮锚杆取140mm）；

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）；

L3——锚入岩层内深度（顶锚杆取800mm,帮锚杆取800mm）。

普氏免压拱高：

b=[B/2+Htan（45°-ω帮/2）]/f顶

式中：

B、H——巷道掘进跨度和高度，取Bmax=5240mm，H=3520mm；

f——顶板岩石普氏系数，f顶取3；

ω——两帮围岩的内摩擦角，ω取63.43°（查表得）。

bmax=[5240/2+3820×tan（45°-63.43/2）]/3=1174mm

c=Htan（45°-ω帮/2）=3820×tan（45°-63.43/2）=902mm

根据上述公式计算得出：

顶锚杆长L顶=70+1174+800=2034mm；

帮锚杆长L帮=140+902+800=1764mm；

实际顶、帮锚杆长度均为2400mm，因此所选顶、帮锚杆的长度均能满足计算要求。

2）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间距、排距：

每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2ab,

锚杆锚固力Q应能承担G的重量。

KG

式中：

Q——顶锚杆锚固力，Q≥70KN；

K——安全系数，取2；

γ——岩体容重，取r=25KN/m3；

a——顶锚杆排距；

b——顶锚杆间距；

L2——顶锚杆有效长度。

a<（Q/kγL2）1/2=[70/（2×1.174×25）]1/2=1.09m

实际施工时取a=800mm,b=800mm;

因此，顶锚杆间、排距参数能满足计算结果。

3）按“组合梁”悬吊理论校核锚索的间距：

根据地质钻孔柱状分析，直接顶为泥岩无坚硬岩层，为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ17.8×7300mm钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，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。

L=n·F2/[B·H·γ-（2F1·Sinθ）/L1]

式中：

L——锚索排距，m；

B——巷道最大冒落宽度，取5.24m；

H——巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.5m；

γ——岩体比重，25KN/m3；

L1——锚杆排距0.8m；

F1——锚杆锚固力70KN；

F2——锚索极限承载力，取320KN；

θ——角锚杆与巷道顶板的夹角75°；

n——每排锚索数，取2。

通过计算：

L中=nf2/[BHr-（2F1sinθ）/L1]

=2×320/[5.24×2.4×25-（2×70×sin75°）/0.8]=3.16m

巷道实际所选锚索间距1.6m

因此选择的锚索参数符合设计要求。

第四节支护工艺

一、支护形式及材料规格

1、支护形式

二条带辅运顶部支护形式为：

蝶形钢带、金属网、锚杆、锚索联合支护，两帮采用锚杆、金属网、钢筋钢带进行支护。

巷道顶部锚杆采用等强螺纹钢树脂锚杆（右旋）φ20×2400mm，排距800mm，并加挂7眼蝶形钢带，钢带两端最外侧两根锚孔间距750mm，其它锚孔间距800mm。

二条带东辅运与二条带东回风锚索布置方式为φ17.8×7300mm排排两根，间距1600mm，排距800mm，锚索上特制加强型铸铁托梁安装预紧；二两条巷道帮锚杆均为等强螺纹钢树脂锚杆（右旋）φ20×2400mm，每排每帮各4根，间距800mm，排距800mm。

顶、帮锚杆均上铁托板紧固，顶、帮加挂金属菱形网。

顶锚杆、锚索布置方式、安装角度、位置如附图2、附图3所示。

联络横贯支护形式为：

顶部为锚杆、锚索、W钢带、金属网联合支护，巷道顶部锚杆等强螺纹钢树脂锚杆（右旋）φ20×2400mm，，每排布置锚杆5根，间排距800mm，并加挂7眼W钢带，钢带两端最外侧两根锚孔间距500mm，其它锚孔间距800mm。

采用φ17.8×7300mm锚索，锚索打在钢带第三个眼和第五个眼上，间距1600mm，排距800mm，锚索上特制加强型铸铁托梁安装预紧；帮为锚杆、钢筋钢带、金属网支护，帮锚杆每排每帮各4根，间距800mm，排距800mm。

顶、帮锚杆上铁托板，顶、帮加挂金属菱形网。

具体布置如附图4所示。

2、支护材料及规格（隔断区采用钢塑复合网）

1）二条带东辅运大巷支护材料规格

蝶形钢带：

5400×220×4mm（长×宽×厚七孔布置）

顶、帮锚杆：

等强螺纹钢树脂锚杆（右旋）φ20×2400mm，

帮锚杆铁垫片：

120×140×8mm（长×宽×厚）槽形垫片。

锚索铁垫片：

100×100×10mm（长×宽×厚），中孔φ22㎜

顶锚杆铁垫片：

碟型垫片200×150×8mm（长×宽×厚）

锚索：

φ17.80×7300mm

锚具：

φ17.80锚索配套锚具

7300mm锚索托梁：

加强型托梁

顶、帮锚杆药卷：

φ23×800mm中速树脂药卷（每孔一卷）

7300mm锚索药卷：

φ23×1200mm双速树脂药卷（每孔一卷）

顶网：

金属菱形网3000×1000mm（长×宽）

帮网：

金属菱形网3500×1000mm（长×宽）

帮钢筋钢带：

φ12mm钢筋规格3000×80mm

水泥：

32.5级硅酸盐水泥

黄砂：

坚硬干净的中粗砂

喷浆石屑：

5～10mm瓜子片铺底碎石：

20～40mm

2）二条带东回风大巷支护材料规格

W钢带：

5000×220×4mm（长×宽×厚，七孔布置）

顶、帮锚杆：

等强螺纹钢树脂锚杆（右旋）φ20×2400mm，

帮钢筋钢带：

φ12×3000×80mm

顶锚杆铁托板：

100×100×10mm的钟形托板，中孔φ24mm

帮锚杆铁垫片：

120×140×10mm的槽型垫片，中孔φ24㎜

锚索：

φ17.8×7300mm（带φ17.8锚索配套锚具）

锚索托梁：

特制加强型铸铁托梁

顶、帮锚杆药卷：

φ23×800mm中速树脂药卷（每孔一卷）

7300mm锚索药卷：

φ23×1200mm双速树脂药卷（每孔一卷）

顶网：

金属菱形网5600×1000mm（长×宽）

帮网：

金属菱形网3000×1000mm（长×宽）

帮钢筋钢带：

φ12mm钢筋规格3000×80mm（长×宽）

3）联络横贯支护材料

W钢带：

4500×220×4mm（长×宽×厚，七孔布置）

顶、帮锚杆：

左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆φ20×2400mm

顶锚杆铁托板：

100×100×10mm的钟形托板，中孔φ24mm

帮锚杆铁垫片：

120×140×10mm的槽型垫片，中孔φ24㎜

锚索：

φ17.8×7300mm

锚具：

φ17.8锚索配套锚具

锚索托梁：

特制加强型托梁

顶、帮锚杆药卷：

φ23×800mm中速树脂药卷（每孔一卷）

顶网：

金属菱形网4500×1000mm（长×宽）

帮网：

塑料网2600×1000mm（长×宽）

3、材料管理

（1）巷道内材料要集中分类码放，料场长度不得超过100米，支护材料必须分类上垛，码放整齐，并挂牌标明名称和规格。

（2）锚杆、锚索必须上架，锚索两端头不得落地。

（3）材料码放要横竖成线，高度不得超过1.5米。

标志牌内容齐全、规范统一。

（4）支护材料必须备用三天的，液压油必须备用一桶，易损设备配件必须有一套备用。

（5）材料存放不能影响行人。

（6）设备配件必须在使用地点10米范围内，更换时能及时使用，并挂牌标明，废旧设备必须及时升井。

二、支护工艺、工序及要求

一）永久支护工艺流程及要求：

1、锚杆工艺流程

割煤、岩够两排锚杆距离后→敲帮问顶→临时支护→打锚杆眼→上药卷锚固锚杆→上托板紧固锚杆。

2、锚索支护工艺流程及对各工序要求：

（1）、准备工作→按设计锚索布置方式打眼→上药卷安装锚固钢绞线→上托梁及锚具→涨拉预紧锚索。

（2）、接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。

（3）、锚索搅拌过程中，除钻机操作人员以外，其他人员必须撤至距钻机3米范围外，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。

（4）、钢绞线锚固15min后上托梁张拉预紧。

（5）、涨拉锚索由两人操作，一人操作电泵，一人操作涨拉千斤顶，千斤顶要与钢绞线保持同一轴线，加压用锚具卡住钢绞线后，方能松手，并用铁丝将千斤绑在顶网上，操作人员要避开张拉油缸的轴线方向，保证施工安全距离不小于5米。

（6）、涨拉锚索操作顺序：

千斤顶穿入钢绞线紧贴锚具→开启电动泵→顺时针扳动换向手柄及卸载手柄使千斤顶出缸卡住钢绞线→用铁丝挂好千斤顶人员避开涨拉区→缓慢送液自动锚固达到预紧力→逆时针扳动换向手柄、顺时针扳动卸载手柄加载使千斤顶回缸→千斤顶自动退锚→将换向手柄及卸载手柄复位。

3、锚杆、锚索支护：

顶锚杆、锚索采用MQT-130/2.8煤矿用气动锚杆钻机，钻杆为中空六棱钢钻杆，钻头使用φ25～27mm钻头；打帮锚杆使用风煤钻，钻头φ27mm。

顶帮锚杆药卷使用φ23×800mm中速树脂药卷，每孔使用一根药卷，安装锚杆时将锚固剂用锚杆体顶住送至孔内，启动搅拌器，边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间为15-20秒，搅拌停止后，等待90-180秒，卸下搅拌器上托板，拧紧螺母。

Φ17.8×7300mm锚索眼深7000±50mm，药卷搅拌时间控制在15～25秒，双速药卷安装时超快端向上。

严禁随意截短药卷或钢绞线。

锚索按设计要求紧跟掘进头，不得滞后。

4、锚杆支护工艺要求：

（1）、顶锚杆采用即掘即锚，即“割1排，锚固1排”的掘进方式。

施工时，掘进头帮锚杆上三根紧跟掘进头，两帮锚杆近底板一根可滞后掘进头施工，滞后距离不得大于40米。

（2）、锚杆排距误差不超过±100㎜。

（3）、顶板W钢带两端角锚杆与顶板成75°角布置，其它顶、帮锚杆与巷道