【《某煤矿采煤方法计算设计案例》10000字】

某煤矿采煤方法计算设计案例目录TOC\o"1-3"\h\u8106某煤矿采煤方法计算设计案例 1218841.1.采煤工艺方式 1107851.1.1.采煤方法的选择及其依据 141121.1.2.采煤方案的确定 282221.1.3.工作面长度的确定 387241.2.工作面割煤方式 4242561.2.1.割煤工序 457051.2.2.移架方式 8182921.2.3.推溜方式 828911.3.回采工艺设计 9239821.3.1.回采巷道 9248321.3.2.采煤工序的进行方式和相互配合关系 10110201.3.3.循环作业与劳动组织 12180671.4.综采工作面设备选择 14260931.4.1.采煤机 14218241.4.2.刮板输送机 17300961.4.3.破碎机 1816561.4.4.转载机 1920851.4.5.液压支架 19211171.5.掘进工作面的机械配备 23184591.5.1.掘进工艺 2336521.5.2.支护工艺 2561291.5.3.掘进工作面数目 27130231.5.4.主要设备选型 2753461.5.5.掘进正规循环作业图与截割轨迹图 30采煤工艺方式采煤方法的选择及其依据根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法主要考虑了以下方面。（一）与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。（二）依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。（三）简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。（四）保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造舒适的井下工作环境。提高资源回收率，减少资源损失。采煤方案的确定本矿井3-1煤层平均倾角5°，煤层倾角无较大变化，为缓倾斜煤层，可采煤层平均厚度3.54m属于厚煤层，由于煤层倾角小，因此采用盘区式划分，本矿采用综合机械化的方式进行开采。由于综采机械化水平较高，固能满足本矿3.0Mt/a的设计生产能力，3-1煤层参数表如表6.1表6.13-1煤层参数特征名称数量单位煤层厚度3.54m倾角5°稳定性较稳定煤层容重1.43t/m煤层顶板以粉砂岩为主，其次为砂质泥岩，局部为细粒砂岩煤层底板多为砂质泥岩及粉砂岩涌水量600（正常）m葫芦素煤矿3-1煤层平均厚度3.54m，属于厚煤层，可实现整层开采，在盘区范围内，煤层结构单一，赋存稳定，采用走向与倾斜长壁开采相结合，以走向长壁开采为主，采空区采用完全垮落法处理，采用综合机械化开采一次采全高。工作面长度的确定煤层的地质条件、机械设备和相关的技术特征、巷道布置是影响工作面长度的主要因素。本矿井田的煤层地质条件，为本矿地质条件较为简单，所以本矿设计时采用综合机械化程度比较好综采进行开采。要满足本矿3.0Mt的年产量，需要采煤工作面有较大的生产能力，因此选用长工作面进行开采。一般情况下，综合机械化工作面的长度范围在200m至300m之间。为了满足本矿一个采煤工作面的生产能力达到所设计的要求，取设计工作面的长度为260m，盘区走向长度为5000m。为了更好的的维护采煤工作面和巷道，采用维护条件较好的后退式，因此确定为后退式的推进方向。井田内3-1煤层平均3.54m，煤层赋存稳定，厚度变化不大。工作面生产能力验算如下式中An———设备小时能力，t/h，取950t/h；AB———工作面生产能力，Mt/a，取2.60；K———产量不均衡系数，取1.3；T———日工作时间，h，取16h；———运输设备正常工作系数，取0.8。经过验算可知工作面生产能力满足本矿设计产量3.0Mt的要求。工作面割煤方式割煤工序本综采面采用双向割煤工序，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机双向割煤，往返一次割两刀，每割一刀煤，支架、运输机向前推移一个步距，完成一个循环。采煤机进刀方式采用端部斜切进刀。具体为采煤机割到机头后，降低左滚筒，抬高右滚筒，返回进行斜切进刀，同时液压支架滞后采煤机移架，如图2-2（a）所示，具体尺寸见附图2-2。图2-2（a）机头返刀直到煤机走完弯曲段进入运输机的直线段，然后将机头推出，同时机头向机尾方向依次将运输机的弯曲段推直，如图2-2（b）所示。图2-2（b）斜切进刀然后煤机抬高左滚筒，降低右滚筒向运输机机尾方向割三角煤，如图2-2（c）所示。图2-2（c）割三角煤割完三角煤后，采煤机抬高右滚筒，降低左滚筒，割机身煤返回，然后进行正常割煤，完成采煤机的进刀，如图2-2（d）所示。图2-2（d）返空刀正常割煤采煤机在机尾的进刀方式同机头进刀方式相同。即：斜切进刀—推溜—割三角煤—拉架—返回割机身煤—推溜六个过程。本综采面设备配套运输机弯曲段长度为21m（10架），采煤机机身长度18.3m，双向割煤进刀距离确定为：18.3+21×2=60.3m；双向割煤标准流程及注意事项详见图2-3(a)所示，端头割煤标准流程及注意事项详见图2-3(b)所示。图2-3(a)采煤机双向割煤标准作业流程图2-3(b)采煤机端头割煤标准作业流程移架方式本综采面支架采用电液控制，移架方式有本架操作、邻架操作、成组移架、遥控操作、煤机与支架联动移架五种，考虑到生产中的实际情况和人员及设备安全，主要采用邻架操作方式，当支架电控系统有故障或检修设备需要时采用本架操作，在完善风险评估并试用后再采用遥控操作方式操作。根据大采高综采面的回采经验，一般情况下移架时，应滞后采煤机前滚筒2～3架进行；顶板破碎、有来压迹象或来压时应割一架拉一架、带压拉架、擦顶拉架。若因压力大或采高较大等原因，工作面片帮特别严重，成组收护帮板片帮煤量大影响生产时，必须执行收一架护帮割一架的要求。相关流程详见图图2-4液压支架拉架标准作业流程推溜方式 根据该套支架的功能可实现成组推溜、手动推溜两种推溜方法。运输机可弯曲角度：向上2.6°，向下3.3°，向前0.9°，向后0.42°，可弯曲长度为10架。推移刮板输送机时，应滞后采煤机后滚筒已拉出支架10架以上架以上，并且推移千斤顶要按照已推出方向逐次推出，严禁从两头向中间推移运输机，以免造成运输机中间鼓起、搭桥。回采工艺设计回采巷道（一）回采巷道的掘进方法工作面回采巷道掘进采用多巷掘进，考虑到工作面巷道掘进和回采工作面设备维修的方便，首采工作面巷道共布置四条，即两条回风巷（回风顺槽）、一条带式输送机运输巷（运输顺槽）和一条辅助运输巷（辅运顺槽）。其中辅助运输巷与带式输送机运输巷平行布置于工作面一侧，两条回风巷平行布置于另一侧，两条巷道间留设25m的隔离煤柱，两巷道之间用联络巷进行联络。上一个工作面的辅助运输巷可作为下一个工作面的回风巷，即后续工作面只需开掘三条巷道：一条回风巷，一条带式输送机运输巷和一条辅助运输巷。由于3-1煤层较厚，考虑采用掘锚一体化设备掘进。掘锚一体化是一种快速、高效的掘进装备。其优点是可实现掘进与锚杆支护一体化，最大程度地减少空顶距，尤其适应顶板条件较差的煤层巷道掘进。其缺点是该掘进设备要求巷道掘进断面大、投资高。（二）回采巷道的断面尺寸及支护设计回采巷道一侧运输顺槽尺寸为宽5.0m，高3.4m，辅运顺槽尺寸为宽6.0m，高3.4m，断面另一侧回风顺槽断面尺寸5.4m，高3.2m，考虑到巷道的断面面积以及煤矿经济成本等因素，本矿在设计中回采巷道采用即时支护，支护方式采用锚网索＋钢带支护回采巷道，锚杆间排距为800×800mm。采煤工序的进行方式和相互配合关系（一）采煤机落煤装煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。（二）运煤采煤机采下的煤直接装上刮板输送机经由装载机后从带式输送机运出。工作面支护液压支架的移架方式采用自移式液压支架，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。液压支架移架步距为865mm，根据液压支架配套参数可知，生产中支架支撑高度5.0m内时，端面距取325mm；综采面的控顶距离必须符合如下规定：最大控顶距：最小控顶距：其中：L1______顶梁长度，取支架参数4075mm；L2______端面距，根据支架煤机配套参数，取325mm；S______截深，取采煤机滚筒参数865mm。具体控顶距数据示意图见图。最小控顶距示意图最大控顶距示意图（四）采空区处理采空区顶板处理采用全部垮落法。（五）综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，伸直护帮板，输送机逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深，采煤机割完第二刀后进行推溜、移架。这种支护方式，推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有一个截深富裕量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板，但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时，可在前滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶，随后推移输送机。循环作业与劳动组织1、循环作业葫矿矿井工作制度采用“三八制”作业，共有两个生产班，一个检修班。其中每天两个生产班生产，一个检修班检修。检修班每天上早班，负责早班的生产和检修；生产班每班对综采面设备保养及交接班时间取15分钟，其余时间全部割煤。每天净提升时间为16h，年生产时间为330d，工作面昼夜循环数为10个循环，每循环进度为0.8m。循环作业图表如下2、正规循环组织措施（1）完善各种现场管理制度，加强岗位工种技术培训和业务学习。（2）认真落实岗位责任制、安全质量责任制和工程质量管理制度、设备维修质量检查验收制度，搞好现场交接班，各班组互创有利条件。（3）加强对设备的使用和维修管理，保持设备良性循环，完好运行，降低设备故障影响。（4）加强综采面顶板管理，执行好顶板管理措施。（5）综采面液压支架的管理，尽量避免倒架、咬架事故。（6）抓好均衡出勤工作，检修班保证全队出勤率在80％以上。（7）严格遵守劳动纪律，调整好每班人员轮休，保证每班都能按正规循环作业。3、劳动组织根据工作面情况，采煤司机、集中控制操作工、液压支架操作工、输送机、转载机操作工、工作面带式输送机司机、端头支护及超前支护工、泵站工、泵站支架检修工、煤机、三机检修工、电气检修工、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。表6.2综采面劳动组织表序号工种出勤人数说明生产一班生产二班检修班合计1采煤机司机22262采煤机检修223支架操作55104支架检修555泵站检修16电气检修337三机检修448运输机司机1129自移机尾司机11210控制台司机111311超前支护工2248标准化、支护12生产辅助组55两巷标准化、移变13班组人数18184026含轮休人数14区队管理人员1010综采工作面设备选择综采面设备主要有液压支架、采煤机、刮板运输机、转载机、破碎机、胶带输送机及综采面供电、供液设备等，这些设备的正确选型及合理配套是充分发挥设备生产性能，达到高产高效的前提。设备选型着重考虑设备的生产能力、主要技术指标、适应性、可靠性、安全性、经济性、配套性等因素。采煤机1、采煤机选型原则（1）基本功能足够的落煤、装煤能力；能调整高度；能量消耗少；割煤的煤块度大；工作时产生的粉尘少等。（2）适应性必须适应给定煤层的煤质、煤层厚度、倾角及顶板的要求。（3）性能采煤机的性能应满足综采面设计的要求；生产率必须满足综采面产量的要求；具有足够的牵引力和牵引速度；截割速度应满足煤的块度及降尘的要求；截深应满足控顶距及支架结构的要求。（4）安全及劳动保护电气设备需防爆；必须有内外喷雾系统，以降低粉尘；应有完善的保护装置。（5）经济性和可靠性采煤机工作时受力大，生产条件恶劣，能耗及截齿、油脂与易损件的消耗占综采面的吨煤成本比例较大，因此采煤机必须有良好的经济性和可靠性。2、设计按工作面产量3.0Mt/a选择采煤机。采煤机平均割煤速度：式中V───采煤机平均割煤速度，m/min；Qd───工作面日产量，取10000t；L───工作面长度，260m；LS───采煤机开缺口行程，取35m；T───每班工作时间，取8h；K───工作面班开机率，取75%；H───工作面平均采高，取3.54m；B───采煤机截深，取0.8m；γ───3-1煤容重，取1.43t/m3；C───工作面回收率，取95%。V=10000×(260+35)/(60×2×8×0.75×280×3.54×0.8×1.43×0.95)=4.43m/min（2）采煤机最大割煤速度：式中Vmax———采煤机最大割煤速度，m/min；Kc—采煤机割煤不均衡系数，取1.3。Vmax=1.3×4.43=5.76(m/min)。（3）采煤切割功率根据采煤机割煤速度，按能耗系数法计算采煤机切割功率，计算公式如下：式中N───采煤机切割功率，kW；HW───采煤机割煤能耗系数，取2.5～3。N＝60×0.8×3.54×5.76×(2.5～3)/3.6＝662.4～794.0(KW)。根据以上计算，考虑选用德国EKF公司生产的SL500型采煤机一台，装机总功率达1875KW，采用Eicontrol控制方式，远距离摇控操作，变频电牵引，运行平稳，其技术特征表如表6.3所示表6.3采煤机主要技术特征表型号SL500采高范围（m）2.7～5供电电压（V）3300总装机功率（kw）1875滚筒直径（m）2.7滚筒截深（mm）865生产能力（t/h）3000最大牵引速度（m/min）12.5机身尺寸：长×宽×高（mm）18300×1470×2350整机重量（t）126牵引功率（kw）2×90截割功率（kw）2×750泵电机功率（kw）35破碎机功率（kw）160生产厂家EKF刮板输送机1、刮板输送机的选型原则（1）根据链条负荷情况决定链条数目，结合煤质硬度选择链条结构形式；（2）输送机中部槽的结构一般应选用封底式；（3）刮板输送机通常采用多电机驱动，一般为3台电机，应优先选用双电机双机头驱动方式；（4）应优先选用短机头和短机尾，但机头架和机尾架中板的升角不宜过大，以减少通过压链块时的能耗；（5）与无链牵引的采煤机配套时，机身附设结构形式相应的齿条或铺轨，与采煤机的行走轮齿相咬合；（6）刮板输送机中部槽两侧应附加采煤机滑靴或行走滚轮跑道，为防止采煤机掉道，还应设有导向装置。在输送机靠煤壁一侧附设铲煤板，清除机道的浮煤；（7）为了配合采煤机行走时能自动铺设拖移电缆和水管，应在输送机靠采空区一侧附设电缆槽（与挡煤板制成一体）。2、刮板输送机的选择工作面刮板输送机的运输能力应不低于采煤机的最大割煤能力，故刮板输送机的运输能力为：式中：Qq———刮板输送机的运输能力，t/h；Qmax———采煤机的最大割煤能力；Vmax———采煤机最大割煤速度，m/min取5.76m/min；H───工作面平均采高，取3.54m；B───采煤机截深，取0.8m；γ───3-1煤容重，取1.43t/m3；设计考虑配备中煤张家口煤矿机械公司生产的SGZ1000/2565型刮板输送机及配套的PCM400型破碎机、SZZ1350/525型转载机各一台，其技术特征分别如表6.4表6.5表6.6所示。表6.4SGZ1000/2565型刮板输送机主要技术特征表输送能力（t/h）2500链速（m/s）0～1.69电源电压（v）3300装机功率（kw）3×855中部槽1750×1000×372圆环链规格（mm）Φ48×152紧链伸缩行程（mm）600刮板链型中双链卸载方式交叉侧卸生产厂家张家口煤矿机械破碎机表6.5PCM400型破碎机主要技术特征表电源电压（V）3300破碎能力（t/h）4000入料力度（mm）长度不限×1350×1200电机功率（kw）400KW出料粒度（mm）300额定转速(r/min)1485外形尺寸：长×宽×高（mm）5045×3871×1790～2050生产厂家张家口煤矿机械转载机表6.6SZZ1350/525型转载机主要技术特征表电源电压（V）3300链速（m/s）0～2.06运输长度（m）30电机转速（rpm）1485/738圆环链规格（mm）Φ42×146运输能力(t/h)4000电机功率（kw）525/263生产厂家张家口煤矿机械链条破断负荷(KN)2520液压支架1、选型原则和要求：（1）支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力。（2）支架的结构和支护特性，要能适应和保护暴露顶板的完整性。（3）支架底座要适应底板岩石的抗压强度。（4）支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应。（5）支架的安全性能要好。（6）最好有伸缩梁和调底油缸。支架选择说明：中间架初撑力能适应直接顶及老顶来压的最大压力，能将顶板移近量控制到最低程度，支架结构能适应直接顶下部岩层冒落特点，支架底座能适应底板岩石抗压强度，支护断面与通风要求适应，三机配套符合相关要求。2、支架高度的核算（1）支架最大高度式中：HZmax——————煤层最大支护高度，mm；Mmax——————综采面最大采高，取4800mm；S1——————伪顶初次垮落的最大厚度，取200mm。所以：（2）支架最小高度式中：HZmin——————煤层最小支护高度；Mmin——————综采面最小采高，取2350mm；S2——————顶板下沉量，取200mm；g——————顶梁上、底座下的浮矸厚度，取50mm；e——————移架时支架回缩量，取100mm；综上所述，所选的支架支护高度为2.0~5.0m，满足最大、最小支护要求。3、支架强度的核算采用两个经验公式计算，取最大值。公式一：式中：P——————综采面合理支护强度，kN/m2；h——————采高，m，取3.54m；r——————顶板岩石重力密度，t/m3，取2.5t/m3；k——————综采面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8；开采煤层较厚、顶板条件不好、周期来压明显时，应选用高倍数，根据相邻综采面回采情况，此处选取7。可得出，公式二：a、b、式中：P——————支护强度，MPa；M——————开采厚度，取3.54m；r——————顶板岩石容重，取2.5t/m3；d——————顶板动载系数，取1.3；a——————煤层倾角，取5°；B——————附加阻力系数，取1.2；n——————不均衡安全系数，取1.75；K——————板岩石碎胀系数，取1.25。则a、P≥9.8×3.54×2.5×1.3×1.2/1000（1.25－1）×cos3°=0.54MPab、P≥9.8×3.54×2.5×1.75×cos3°/1000（1.25－1）=0.61MPa根据经验公式计算，支护强度取两种计算方式的最大值0.61MPa，所以工作面液压支架的支护强度应不小于0.61MPa。4、支架选型本次设计工作面选用DBT公司生产的二柱掩护式液压支架，共175台；其中，端头架ZY8638/24/50型7台（机头3台，机尾3台），过渡架ZY8638/25.5/55D型2台（机头、机尾各1台），中部架ZY8638/25.5/55型167台；采用PM32电液控制系统可实现本架、邻架操作以及其他成组动作等功能。端头架、过渡架、中部架的技术特征分别如表6.7ZY8638/24/50型液压支架主要技术特征表工作阻力（KN）8638支撑高度（mm）2400～5000支架中心距（mm）1750平均支护强度（MPa）0.86拉架力（KN）990顶梁长度(mm)5075推溜力（KN）505侧护板行程（mm）200表SEQ表\*ARABIC6.8ZY8638/25.5/55D型液压支架主要技术特征表工作阻力（KN）8638支撑高度（mm）2550～5500支架中心距（mm）1750推移行程（mm）865拉架力（KN）557推溜力（KN）309顶梁长度（mm）4575侧护板行程（mm）200表SEQ表\*ARABIC6.9ZY8638/25.5/55型液压支架主要技术特征表工作阻力（KN）8638支撑高度（mm）2550～5500支架中心距（mm）1750推移行程（mm）865拉架力（KN）557推溜力（KN）309顶梁长度（mm）4075侧护板行程（mm）200掘进工作面的机械配备掘进工艺1、落煤（1）施工顺序主运、辅运顺槽沿底掘进，巷道高度为3.4m。掘锚机最大掘进高度为4.5m，故无需留设底煤，无需拉底；2、截割方式掘锚机掘进时，巷道一次成形。掘锚机司机在激光仪的指向下，在巷道前方的煤壁进行切割，直至割入深度达到1.0m后为一循环。3、截割循环掘锚机截割时，首先通过上升截割滚筒将截割滚筒调整至巷道中部，行走掘锚机使截割滚筒与前方煤壁接触，然后升起掘锚机临时支撑，启动截割滚筒与运输机，上升截割滚筒至巷道顶板后，切入煤体(切入深度1.0m)，从上而下截割。当割到煤层底板时，收截割滚筒，截割底煤，使巷道底板平整，装完余煤，再次将截割滚筒调整至巷道中部，进行下一个循环，具体见图掘锚机截割方式及截割循环图。掘锚机完成从巷道中部至顶板至底板再到中部，这一过程就称一个截割循环。当班完成全部掘进工作后必须在巷道右帮标出当班掘进进尺、当班掘锚机司机及日期。掘锚机截割方式及截割循环图2、装煤、运煤工序及具体要求利用掘锚机的装载、运输机构来完成装煤工序。掘锚机上设有装载机构（装煤铲板和三星轮装载机构）和输送机。掘锚机割煤时，煤落在装煤铲板上，同时圆盘耙杆连续运转，将煤炭装入中部运输机，运输机再将煤装入后面等待的梭车。3、梭车运煤工序及具体要求具体作业工序为将梭车停在掘锚机后面等待装煤；当梭车前部装满时，开启输送机向后拉煤；当梭车煤装满时，给掘锚机司机一个信号停止装煤，然后把煤转运到给料破碎机料斗内，煤经破碎后转运到胶带输送机上。4、清理浮煤巷道浮煤分两类：第一类为掘进过程中梭车来回运行时撒下的浮煤和巷帮片帮后产生的浮煤，此种煤由煤机司机在交接班前用煤机清理干净；第二类为巷道皮带下浮煤，由检修班派人进行清理。皮带运行过程中严禁到非行人侧处清煤，在清理浮煤时，应注意保护巷道两帮的风筒、水管、电缆等。支护工艺1、顶板支护工艺巷道顶板支护使用掘锚机作业。（1）钻眼在进行掘进同时，将稳定靴伸出，将掘锚机支撑起来，掘锚机司机将遥控器打到支护状态。先将两侧的临时支护支起，然后操纵支护梁伸缩阀和前后倾斜阀，将支护梁支撑到工作区的顶板上。操作钻臂左右摆动阀，使两钻架准确到达钻眼位置。装入钻杆，操纵钻机旋转阀及进给阀，进行钻眼。当钻杆钻入设计深度时，反向进给，同时继续保持钻杆旋转，将钻杆退出。若因眼深需加长钻杆时，应根据设计钻孔深度选择加长杆，继续钻孔。（2）铺网用上顶网专用工具把要支护的网片放在掘锚机的临时支护上，靠帮留出100mm的距离，网片之间搭接部分为100mm，绑丝间距200mm，绑丝单根长度300mm，对折双股后两侧要外露一致（150mm），双股绑丝绑扎拧紧后外露部分不超过50mm，绑扎后绑丝外露部分必须全部凹进网片内，，用顶锚杆将两片网片压住。（3）安装锚杆将锚杆放入搅拌器，升起钻箱直至锚杆顶部到达眼口约20mm处，取1支CK2350树脂药卷放入眼内，然后用锚杆顶住药卷，使钻箱上升将药卷送到眼底后，停止给进，开始转动，进行搅拌，时间约10～12s，然后上升锚杆将托盘紧贴顶板，并等待30～40s。（4）紧固锚杆待树脂凝固后，然后旋转钻箱紧固锚杆（注意不能给进），调整摇臂和钻架位置进行下一根锚杆的安装工作。（5）掘进工作面支护最小、最大空顶距的确定最小空顶距：掘锚机采用掘进、支护平行作业的掘进方式，掘进一米支护一米，最小空顶距为截割头完全缩回，每循环开始前，掘锚机钻架中心到工作面煤壁的距离，为2.8m，此距离即为工作面前排支护的最小空顶距。最大空顶距：每循环进度为1m，循环结束后，掘锚机钻架中心到工作面煤壁的距离，为3.8m，此距离即为前排支护的最大空顶距。故前排支护最小空顶距为2.8m，最大空顶距为3.8m。2、两帮支护工艺（1）定位按照帮锚杆间排距选定钻孔位置，做好标识。钻孔尽量预估布置在网片搭接处。（2）钻眼支护完顶锚杆后，调整掘锚机帮锚杆钻臂位置，使钻臂准确到达钻眼位置。装入1m钻杆，操纵钻机旋转阀及进给阀，进行钻眼，钻到设计深度时，反向进给，同时继续保持钻杆旋转，将1m钻杆退出，更换2.2m钻杆继续钻孔。由于掘锚机底座较高，不便施工最底排锚杆，最底排锚杆检修班人工用风钻补打。（3）铺网网片之间搭接部分为100mm，帮网搭接处用14#双股铁丝按"长方形"方法迈步式拧紧且不少于4扣，绑丝间距200mm，绑丝单根长度300mm，对折双股后两侧要外露一致（150mm），双股绑丝绑扎拧紧后外露部分不超过50mm，绑扎后绑丝外露部分必须全部凹进网片内，网片要紧贴煤壁，严禁有露帮、网兜等现象并且网片距离煤壁不能大于30mm。（4）安装锚杆将锚杆放入搅拌器，升起钻箱直至锚杆顶部到达眼口约20mm处，取1卷CK23×500树脂药卷放入眼内，然后用锚杆顶住药卷，使钻箱上升将药卷送到眼底后，停止给进，开始转动，进行搅拌，时间约10～12s（依据树脂说明书为准），然后上升锚杆将托盘紧贴顶板，并等待30～40s。最低一行锚杆用风钻接搅拌器搅拌树脂。（5）紧固锚杆待树脂凝固后，然后旋转钻箱紧固锚杆（注意不能给进），调整摇臂和钻架位置进行下一根锚杆的安装工作。最低一行锚杆人工紧固，扭矩和锚固力要求与机打锚杆一致。（6）最大空帮距离的确定掘锚机帮锚杆中心线滞后顶锚杆机中心线1.2m，因此，利用掘锚机施工的帮锚杆最大空帮距即最大空顶距3.8+1.2m=5.0m，并规定掘锚机不便施工的最底下一行锚杆距掘进头煤壁不大于60m，在检修班必须补齐。（7）帮锚杆支护严格执行一次性