巷道掘进施工组织设计.docx

巷道掘进施工组织设计.docx

《巷道掘进施工组织设计.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《巷道掘进施工组织设计.docx（23页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

巷道掘进施工组织设计

一、工程概况

（一）、采区设计说明书及批准时间

1、《采区设计》，批准时间2006年05月，《采区变更设计》，批准时间2008年12月。

2、掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的煤炭运输的需要。

、皮带顺槽及切眼总工程量为1890m（平距）。

巷道坡度为1°～9°，平均5°。

（二）、水文地质条件：

1、地面相对位置及邻近采区开采情况

该面位于工业广场以北，矿铁路专用线以东。

工作面中部有孙刘庄村、西南有曹铺村；东北有北张村和梁宝寺二中、胶带厂；东南有邴庄村；以东有高庄村。

另有2条高压线、一条通信线在该面上方穿过。

该工作面井下位于采区西翼轨道大巷北翼。

以南为西翼集中轨道、西翼集中皮带、西翼集中回风大巷；北至F7断层上盘防水煤柱线；以西250m为正在掘进的16工作面皮带顺槽；以东为正在掘进的北翼集中轨道巷。

该面大部分位于孙刘庄村和高庄村保护煤柱内，小部分位于曹铺村、邴庄村、北张村、梁宝寺二中和胶带厂以及工业广场保护煤柱内。

2、煤（岩）层赋存特征

该面煤层为气煤，在距设计切眼以南约570m位置处煤层出现分岔；煤层结构较简单，煤层倾角1～9°，平均5°。

据附近L4-6、L4-2、98-B2等钻孔资料，煤层总厚2.77～5.78m，平均4.2m。

煤层普氏硬度系数f=1.8。

、地质构造

据物探资料，该工作面位于南宋庄背斜西部，煤岩层主要为向东北倾伏的褶曲构造，煤层走向变化较大。

该面煤岩层倾角1～9°，平均5°。

依据三维物探资料，该面无陷落柱、古河流冲刷等地质现象。

断层情况详见下表：

断层情况表

地

质

构

造

情况

构造名称

走向

（°）

倾向

（°）

倾角

（°）

性质

落差（m）

对掘进影响程度

F28

54

144

70

正断层

0~26

影响大

DF

45

15

70

正断层

0~

有影响

DF7

95

185

70

正断层

0~

有影响

DF4-1

47

17

70

正断层

0~

有影响

DF5

54

144

70

正断层

0~

有影响

F7

57

147

70

正断层

0~0

影响大

4、水文地质

（1）水文地质情况

影响该面掘进的含水层主要有煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和３上煤层底板三灰岩溶裂隙含水层。

①、煤层顶、底板砂岩裂隙含水层

根据附近L4-2、L4-6等钻孔资料，煤层顶板砂岩裂隙含水层厚度为2.1m；由细砂岩和中砂岩组成；煤层底板砂岩裂隙含水层，厚度为17.9m，由中砂岩组成。

据地质报告资料，单位涌水量0.0227～0.048L/s.m，富水性弱易疏干。

由于该面走向长度较大，预计在掘进中顶板淋水会较大。

运输顺槽掘进时，顶板淋水最大为0m/h，现已疏干。

②、三灰

根据L4-2、L4-6等钻孔资料，三灰含水层厚度平均4.8m，上距煤层平均62.06m，属岩溶裂隙含水层，据地质报告，单位涌水量q=0.0121～0.18L/s.m，富水性不均一，为弱至中等。

据-708m水平三灰补勘资料，三灰单孔水量一般为1~0m/h。

据目前采区施工的三灰观测孔来看，三灰水具有水压高、水量小、富水性不均一的特点。

现运输顺槽三灰观49钻孔水压1.22MPa，水位-742.m，计算该面三灰“安全隔水层厚度”为：

t=L（√r2L2+8KpH-rL）/4Kp=7.7m

t——安全隔水层厚度（m）；

L——采掘工作面底板最大宽度（m）；

r——隔水层岩石的容重（t/m）；

Kp——隔水层岩石的抗张强度（t/m2）；

H——隔水层底板承受的水头压力（t/m2）

上式中各参数取值如下：

L=5m；r=2.5t/m；Kp=40t/m2；H=206.7t/m2。

经计算，实际隔水层厚度（62.06m）远大于安全隔水层厚度（7.7m）除遇较大隐伏断层构造外，能满足掘进安全要求。

F7断层防水煤柱的留设：

F7断层落差0～0m，计算F7断层防水煤柱宽度（据轨顺观49水压1.22Mpa，水位-742.m）：

L=0.5KM

式中：

L------煤柱留设的宽度m

K------安全系数取5

M------煤层厚度或采高m取2.77

KP------隔水岩层的抗张强度t/m2取40

P------隔水层底板承受的水头压力t/m2取210（148+62）

计算得L=28m。

依据矿井初步设计安全专篇，落差大于100m的断层，断层两盘各留100m的防水煤柱；落差50～100m的断层，断层两盘各留50m的防水煤柱；落差0～50m的断层，断层两盘各留0m的防水煤柱；落差小于0m的断层可不留煤柱。

对工作面北部边界F7断层上盘留设0m防水煤柱。

巷道掘进至F7断层附近时，应超前探测断层位置，保证防水煤柱的留设。

（2）、涌水量预计

参照、工作面巷道掘进涌水量情况，预计该面巷道掘进正常涌水量50m/h，最大涌水量60m/h。

（）、防治水措施

①、掘进期间加强顶底板的水情观测，特别是掘进至背斜轴部和遇构造、裂隙发育地段。

②、施工过程中按设计及时施工钻机房，对顶板砂岩含水层、底板三灰含水层及时施工钻孔疏放和观测。

③、巷道掘进期间特别是探放水时，巷道内要求安设排水能力不小于120m/h的排水设施。

④、对观49孔每10天观测一次，及时分析三灰水位变化情况。

、及时清挖水沟保证水流畅通。

三、巷道布置

皮带顺槽在煤中开门，自西翼集中回风巷S1导线点前10.8米（平距）位置处右帮开门掘进,方位角0°，巷道开门沿顶板掘进40m贯通西翼集中皮带巷后继续向前施工，直至揭露F28断层，然后按照12°起坡施工过断层后找到煤层底板沿煤层底板掘进，施工约1790m后向右调向施工切眼100m。

总工程量1890m（平距）。

四、施工方法

（一）施工方法

1、施工方法

皮带顺槽在煤中开门，自西翼集中回风巷S1导线点前10.8米（平距）位置处右帮开门掘进,方位角0°，巷道开门沿顶板掘进40m贯通西翼集中皮带巷后继续向前施工，直至揭露F28断层，然后按照12°起坡施工过断层后找到煤层底板沿煤层底板掘进，施工约1790m后向右调向施工切眼100m。

总工程量1890m（平距）。

（1）巷道断面为矩形，净宽4.4，荒宽4.6，净高.2m，荒高.m，巷道采用锚网、索支护。

（2）该巷道采用EBZ-150S型综掘机沿三层煤层顶（底）板施工，掘进破落的煤（岩）经掘进机刮板运输机配合掘进机转载机运出，经中间运输机运至三采区煤仓。

2、凿岩方式

（1）巷道采用EBZ-150S型掘进机割煤（岩）施工。

（2）打眼机具：

采用MQB—50型风煤钻或YT－28型风动锚杆机打眼，锚杆打眼机钻头直径28mm，安注锚杆时使用MQB—50型风煤钻或MQT10J型风动锚杆机安装锚杆，风源来自地面压风机房。

、降尘方法

采用湿式打眼、水炮泥定炮、装岩（煤）洒水、冲刷岩帮、净化风流，各运输转载点安装使用喷雾，施工人员佩带好防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。

4、爆破作业

掘进过程中，若围岩硬度较大，掘进机破岩困难时，可采用放震动炮的方法松动围岩。

（1）炸药、雷管：

使用煤矿许用二级乳化炸药、毫秒延期电雷管。

（2）装药结构：

正向装药结构。

（）起爆方式：

使用MFD-100/200型发爆器全断面一次起爆，连线方式：

串连，脚线长度不得小于2m。

（二）辅助生产系统

1、通风系统

施工前应先在按规定安装好局部通风机，检查好运输设备是否合格、敷设好各种管道，各方面都准备完毕后，方可正式施工。

施工过程中，采用压入式通风，00西翼2#联络巷回风侧不小于0m全风压新鲜风流中，最长供风距离2000m。

2、压风系统

风源来自地面压风机房,该机房安装SA-250A型压风机台，经副井中敷设的压风管路至井底车场绕道、东大巷、轨道下山、北翼轨道下山、北翼2#联络巷、北翼轨道、西翼1#联络巷、西翼集中轨道巷、西翼2#联络巷、16皮带顺槽、西翼集中皮带巷分别用4寸钢管和1寸胶管接至各迎头。

地面风压为0.6MPa，迎头风压最小为0.5MPa。

、防尘系统

1、巷道内防尘管路每50m设三通一个，并配备长度不少于20米的洒水软管，巷道每50米设一道净化喷雾，要求喷雾效果能封闭全断面。

2、转载点喷雾：

（1）各运输转载点必须安装自动喷雾设施进行消尘，并保证正常使用，连接喷嘴设施时，必须连接阀门、过滤器、喷雾设施、管路接头，三通不得有流线性漏水。

（2）所有喷雾必须位置得当并呈雾状。

、施工人员佩戴好防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。

4、综掘机内外喷雾：

综掘机必须安装水、电联动喷雾装置，并正常使用内外喷雾，喷雾能覆盖滚筒。

内喷雾水压不得少于Mpa,外喷雾水压不得少于1.5MPa。

如果内喷雾的水压小于MPa或无内喷雾，则必须增加外喷雾设施数量并保证正常使用，无水或喷雾装置损坏或雾化不好必须停机。

5、巷道冲尘：

对工作面及100米以内巷道（两帮、顶板、风筒）每班至少冲尘一次，对迎头100米以外巷道（两帮、顶板、风筒）每天至少冲尘一次，巷道要保持湿润，确保不出现积尘（巷道中煤尘堆积厚度不得超过2mm，长度连续不得超过5m）。

6、距工作面0～50米范围内必须安设一道能封锁全断面的净化水幕及捕尘帘，每天检查维修一次，保证正常使用。

7、距工作面0～50米范围内必须安设除尘风机，采用吊挂或垫高方式固定，高度不低于0.5米。

8、其他：

⑴带式输送机机头处必须设置专用的灭火水门、变头及洒水胶管。

⑵煤巷、半煤岩掘进巷道距迎头60～200m必须按规定设置隔爆水棚：

隔爆水棚总水量按巷道断面积计算，每平方米不小于200升；

隔爆水棚的排间距为1.2～.0米，间距必须布置均匀；棚区长度不得小于20米；

隔爆水袋应横向嵌入式安装，各排的安装高度应保持一致，隔爆水袋距离顶梁（无支架时为顶板）、两帮（支柱）的间隙不得小于100毫米，距巷道轨面不小于1.8米；

水棚应尽可能安装在巷道直线段内，与巷道的交岔口、转弯处、变坡处的距离，不得小于50米；

水袋采用易脱钩布置方式，挂钩位置要对正，每对挂钩的方向要相向布置（勾肩与勾尖相对），挂钩使用4～8毫米的圆钢，挂钩角度为60度，弯勾25毫米。

隔爆水袋实行挂牌管理，每旬检查一次，确保水袋的完好和规定的水量。

综掘工作面因特殊原因进行爆破施工时：

距工作面10米范围内设置能覆盖全断面的放炮远程喷雾，并在放炮时正常使用；

爆破前后，对工作地点0米附近巷道进行洒水降尘；

煤与半煤岩炮掘工作面应实施短壁注水。

4、供电系统

根据皮带顺槽机电设备的使用和负荷分配情况，决定采用660V和1140V两种电压供电。

具体的设备布置和电缆接线详见供电系统图。

负荷分配情况：

第一路：

设备有掘进机、一部皮带机。

采用1140V电压供电，电源来自北翼变电所60KVA移动变电站。

第二路：

设备有25KW绞车、一部FBD5.6/2×0型局部通风机、18.5KW水泵、一部皮带涨紧绞车、信号照明综保。

采用660V电压供电，电源来自北翼变电所60KVA移动变电站。

第三路：

设备为备用FBD5.6/2×0型局部通风机、备用18.5KW水泵。

5、排水系统

根据地质资料：

涌水量主要为顶板淋水及探放钻孔水，另外还有少量生产用水，预计正常涌水量50m/h，最大涌水量60m/h。

施工中，在巷道低洼处及时施工水仓，并配备不小于60m排水量的排水设备和管路，及时排水。

迎头水用风泵排到水仓内,然后由两路0kw水泵采用双排4寸管路经北翼水仓排至-816水仓水沟后经东翼轨道大巷水沟排至水平井底水仓。

排水系统：

迎头→西翼集中皮带巷→北翼皮带→北翼2#联络巷→北翼轨道下山→轨道大巷→-816水仓→东翼轨道大巷→永久水仓→井底中央泵房→副井→地面。

6、运输系统

（1）、主运输

掘进过程中，作业地点的煤（岩）均通过胶带输送机（刮板输送机）进行运输，运输路线为：

EBZ-150S型掘进机中间输送机配合掘进机转载机出煤矸经00西翼集中皮带巷→西翼集中回风巷→北翼皮带→三采区煤仓→皮带下山→东翼强力皮带→主井煤仓→地面。

2、辅助运输

施工中使用的材料、设备等用1.5吨标准矿车、花车或平板车进行运输。

运输路线为：

副井→井底车场→东大巷→轨道下山→轨道大巷→北翼轨道下山→北翼2#联络巷→北翼轨道→西翼1#联络巷→西翼集中回风巷→16皮带顺槽→西翼集中皮带巷→迎头。

7、通讯系统

本工作面安设的电话，能够直接和井底中央变电所、中央泵房、副井上下井口、副井绞车房、矿井地面变电所和地面压风机房、矿调度室、区队等联系。

电话距迎头不大于100米。

8、安全监测系统

（1）、区长、跟班队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。

（2）、掘进机司机工作时必须携带便携式甲烷报警仪，在作业地点随时检查瓦斯浓度情况，发现瓦斯浓度超限必须立即停机断电，并汇报处理。

（）、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。

（4）、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒的巷道一侧，采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。

采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。

采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

（5）、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，超过0.5%，不得通电或检修。

（三）、皮带顺槽及切眼甲烷传感器的设置

我公司使用的是KJ95N监测监控系统，皮带顺槽及切眼共安设如下监测监控设备

名称

型号

数量

单位

监控分站

KJF16B

1

台

电源箱

KDW17

1

台

瓦斯传感器

KGJ16B-

2

个

远程控制开关

（内设馈电功能）

KDG15-660

1

个

开停传感器

KGT15

2

个

风筒传感器

KG50

1

个

信号线

MHYV1×4

米

1、皮带顺槽及切眼甲烷传感器必须按下图设置：

在皮带顺槽及切眼工作面混合风流处设置甲烷传感器T1，在皮带顺槽及切眼回风流中设置甲烷传感器T2；

西翼集中皮带

皮带顺槽及切眼

皮带顺槽及切眼甲烷传感器的设置

2、甲烷传感器T1垂直悬挂在皮带顺槽及切眼工作面混合风流处，，距顶板（顶梁）不大于00mm，距巷道侧壁不小于200mm，距工作面不大于5米，不得与风筒同侧。

报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度1.0%CH4，断电仪断电范围为皮带顺槽及切眼内全部非本质安全型电气设备。

、甲烷传感器T2垂直悬挂在皮带顺槽及切眼上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不大于00mm，距巷道侧壁不小于200mm，距轨道巷10～15米。

报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.0%CH4，复电浓度1.0%CH4，断电仪断电范围为皮带顺槽及切眼内全部非本质安全型电气设备。

4、掘进机设置机载式甲烷断电仪。

报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度1.0%CH4，断电仪断电范围为掘进机电源。

5、开停传感器卡在局扇开关的负荷侧电缆上。

6、风筒传感器设置在局部通风机的风筒上，距风筒末端0米处。

7、瓦斯传感器的标校

每隔7d使用校准气体和空气样，按产品使用说明书的要求调校一次，并对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。

甲烷传感器调校方法

1）.使用器材

CH4校准气体、配套的减压阀、气体流量计和橡胶软管、空气样。

2）.调试程序

空气样用橡胶软管连接传感器气室。

调校零点，范围控制在0.00-0.0%CH4之内。

校准气瓶流量计出口用橡胶软管连接传感器气室。

打开气瓶阀门，先用小流量向传感器缓慢通入CH4校准气体，在显示值缓慢上升的过程中，观察报警值和断电值。

然后调节流量控制阀把流量调节到传感器说明书规定的流量，使其测量值稳定显示,持续时间大于90s。

使显示值与校准气浓度值一致。

若超差应更换传感器，预热后重新测试。

在通气的过程中，观察报警值、断电值是否符合要求，注意声、光报警和实际断电情况。

当显示值小于1.0%CH4时，测试复电功能。

测试结束后关闭气瓶阀门。

）.填写调校记录，测试人员签字。

传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换。

（四）、其它

1）当传感器发生故障时，现场必须立即停止生产作业，安排专职瓦检员进行瓦斯检查，保证瓦斯浓度在安全生产作业规程要求范围内时方可恢复生产，现场作业时严格执行矿指定的各项瓦斯管理制度及通风管理制度，并及时向调度室汇报现场瓦斯变化情况。

监测队在接到或发现故障后，必须立即组织维修人员赶赴现场，及时制定行之有效的维修方案进行维修处理，并填写故障记录。

2）当传感器发生报警时，要立即汇报调度中心，并用瓦斯便携仪检查是否为气体超限。

现场在接到调度中心停电撤人的命令后要立即停电撤人。

瓦斯超限或断电后，要于当日组织区队盯值班干部、班组长、瓦检员、当班电工进行分析处理，明确现场情况，将分析记录备案，并汇报总工程师及生产副总经理。

五、施工技术措施

（一）、施工循环图表（见附表）

（二）、支护方式和支护说明

1、临时支护

（1）、锚网巷道临时支护

临时支护采用金属前探梁。

前探梁采用4寸的钢管4根，长度均不少于4m，用锚杆和吊环固定，前探梁间距为0.8m，吊环用直径18mm的等强螺纹钢焊制其强度不小于等强锚杆的强度，每根前探梁用不少于两个吊环固定，吊环螺丝拧入锚杆长度不小于0mm。

安装吊环的锚杆锚固力不小于120KN/根。

机掘巷道割煤（岩）前临时支护到工作面的最大距离为0.m，割煤（岩）后最大距离为1.1m，割煤（岩）后，及时将前探支架移至迎头，在前探支架上先放好网，再在网下架好W钢带，并用板梁和小杆配合小楔接顶背实。

（板梁规格2600mm×200mm×60mm×2根）

（2）、架棚巷道临时支护

当顶板破碎及过断层时，锚网索支护达不到支护要求，必须采取锚网及架棚双重支护。

架棚巷道均采用前探支架做临时支护。

前探梁采用不小于15Kg/m新铁路四根，长度均不少于4m，使用时轨底朝上，每根前探梁均用组40型溜子链条固定联接环螺丝固定在靠近迎头已架好的棚梁上，螺帽要满扣，外露2-丝，并用木楔打紧，严禁重楔，两根前探梁之间的距离为0.6m～0.8m。

割煤（岩）后，及时将前探支架移至迎头并加固好，在前探支架上先放好4.0m开口的棚梁，并用板梁和小杆配合小楔接顶背实（板梁规格为：

长×宽×厚=4000mm×200mm×150mm×2根，小杆规格1200mm×50mm×40mm×若干根）。

2、永久支护

（1）、煤层厚度小于4.0m时，巷道采用沿顶板施工的支护方式

顶板及两帮第一根锚杆采用高强预应力锚杆和锚索。

每排6根锚杆，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m，每根锚杆均用2块型号为K250树脂锚固剂固定。

锚索施工在4.4mW钢带空档内，按照“2--2”进行布置，排距0.8m，每排三根时间距为1.1m，两根时间距为1.6m。

锚索规格：

直径为17.8mm，长度为6000mm。

巷道两帮除第一个锚杆以外采用等强锚杆、钢筋网加挂W钢带并加打锚索作永久支护。

锚杆的布置方式为：

间距为0.7m,排距为0.8m。

第一根布置在顶板以下0.m处，并与巷帮成15°仰角，向下按0.7m间距依次布置，并垂直于巷帮，底角锚杆与巷帮成15°俯角。

锚杆应横向成排，纵向成线。

（2）、煤层厚度大于4.0m时，巷道采用沿底板托顶煤施工的支护方式

顶板及两帮第一根锚杆采用高强预应力锚杆和锚索。

每排6根锚杆，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m，每根锚杆均用2块型号为K250树脂锚固剂固定。

锚索施工在4.4mW钢带空挡内，每排布置三根，排距为0.8m,间距为1.1m。

锚索规格：

直径为17.8mm，长度为8000mm（托顶煤厚度超过4.0m时，锚索长度10000mm）。

巷道两帮除第一个锚杆以外采用等强锚杆、钢筋网加挂W钢带并加打锚索作永久支护。

锚杆的布置方式为：

间距为0.7m,排距为0.8m。

第一根布置在顶板以下0.m处，并与巷帮成15°仰角，向下按0.7m间距依次布置，并垂直于巷帮，底角锚杆与巷帮成15°俯角。

锚杆应横向成排，纵向成线。

帮部每间隔2.4m布置一根锚索，打在顶板以下2.0m位置处，呈15-0°仰角，两帮各布置一根。

当巷道过断层、穿煤层、顶板破碎时，顶部锚索按每排根布置，将锚杆排距缩小为0.6m；当两帮移进量大于0.m时，在两帮加打锚索梁进行加强支护。

为缓冲顶板压力，锚杆安装让压管。

锚杆长度计算

按加固拱原理确定锚杆参数

锚杆长度：

L=N（1.1+B/10）=1.2×（1.1+4.6/10）=1.872m

式中：

B——巷道或硐室跨度，m；

N——围岩稳定性影响系数，不稳定围岩：

N=1.2

锚杆株距、排距计算

设株排距相等，均为a，则：

a=

=

式中：

a-锚杆株排距，m；

雁达公司综掘三队掘进工作面作业规程

Q-.锚杆设计锚固力，120KN/根；

L-锚杆有效长度，1.872m；

r-被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m；

K-安全系数，一般取K=2。

a=1.122（m）

通过以上计算可知，施工时选用直径22mm、长度2400mm的高强预应力可变形让压锚杆，锚杆排距800mm，间距顶板800mm，两帮700mm，能够满足设计要求。

、锚索加强支护

巷道施工过程中，为了增加巷道的支护强度，根据围岩变化情况或在施工交岔点及断层时要采用锚索加强支护，锚索间距1.1m、排距为0.8m。

（1）确定锚索长度：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中L—锚索总长度

La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2m；

Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.2m；

Ld—需要外露的涨拉长度，取0.5m；

按GBJ-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：

La≥K×

式中K—安全系数，取K=2；

d1—锚索钢绞线直径，取17.8mm；

fa—钢绞线抗拉强度，N/mm2（1920MPa，合188.52N/mm2）；

fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。

则La≥2×

=1676.28mm=1.68m

取La=2m，则L=2+2+0.2+0.5=4.55m。

设计取锚索长度为8000mm。

（2）锚索倾角：

锚索垂直巷道顶板安装布置。

（）锚索数目的确定：

N=K×

式中N—锚索数目；

K—安全系数，一般取2；

P断—锚索的最低破断力，5KN；

W—被吊岩石的自重，KN；

W=B×Σh×Σr×D

式中B—巷道掘进宽度，取最大宽度4.6m进行计算

Σh—悬吊岩石厚度，取2m；

Σr—悬吊岩石平均容重，26