6号煤集中轨道巷Word文档下载推荐.docx
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第七节运输管理38
第八节其它39
第八章灾害预防及避灾路线46
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置
本《作业规程》掘进的巷道为6号煤集中轨道巷,6号煤集中轨道联络巷自开门位置施工68米见6号煤,平推10米车场后,调巷方位按241°
施工6号煤集中轨道巷。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为形成掘进6号煤系统通风、行人系统,满足生产运输、通风、行人的需要。
三、巷道设计长度、坡度、工程量及服务年限
巷道设计长度、坡度、工程量:
604m,顺6号煤煤层顶板掘进。
服务年限:
等同于矿井服务年限。
四、预计开、竣工时间
根据生产接续安排,本掘进工作面自2011年3月开工。
竣工时间约在2011年7月。
第二节编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
采区设计说明书名称为《6号煤集中轨道设计说明书》,批准时间为2010年12月。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、6号煤集中轨道巷为6号煤掘进工作面首条掘进巷道,北临6号煤集中回风巷尚未开拓,西邻6号煤轨道大巷尚未开拓,南邻10号煤集中轨道巷尚未开拓,东临10号煤集中轨道巷。
2、巷道开门位置:
6号煤集中轨道联络巷施工68米见6号煤,平推10米车场后,调巷方位按241°
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
6号煤层顶板为泥岩,厚度为3.96m,黑灰色厚层状,主要成分为粘土质矿物;
直接底板为砂质泥岩,厚度为3.29m,黑灰色厚层状泥质结构,主要成分为粘土质矿物;
老底为灰岩,厚度为7.27m,深灰色厚层状,裂隙层被方解石脉充填,裂隙断面含有铁锈斑,加酸气泡剧烈,局部加有薄层泥灰岩。
位于太原组上部,上距4号煤层31.30~43.02m,平均35.62m。
根据井田内钻孔及井峒见煤点煤层厚度统计,煤层厚度0.90~1.53m,平均厚度1.32m,含0~2层夹矸,结构简单,属全井田稳定可采煤层。
顶板为泥岩、砂质泥岩,底板为泥岩、砂质泥岩。
井田周边ZL4-1厚度达最大为1.53m,在井田外41号钻孔煤层厚度0.15m。
附图1:
煤岩层综合柱状图(1:
200)
第三节地质构造及水文地质
一、地质构造
1、井田构造总体为一单斜,地层走向北西~南东,倾向南西,地层倾角一般3°
~8°
之间,局部地段倾角较陡,达到16°
。
根据4号煤开采情况,6号煤地质构造较简单。
2、地质构造简单,但掘进时要特别注意,如果发现淋水变大,要停止工作,汇报相关领导进行处理,安全后方可掘进,严格执行“有掘必探、先探后掘”的探放水原则。
第四节水文地质
一、水文地质情况
石炭系太原组碎屑夹碳酸岩岩溶裂隙含水层:
岩性为石灰岩(L5、L4、L1)组成,彼此之间隔以泥岩及少量砂岩。
单位涌水量0.00026~1.24L/s·
m,渗透系数在0.00275~8.53m/d,水位标高874.93~1044.00m,富水性弱—强,水质属重碳酸盐—硫酸盐型,为软的淡水。
井田内6号煤层最低底板标高高于奥灰岩溶水水位标高,6号煤层不受奥灰岩溶水的影响。
6号煤层位于4号煤层下30m左右,之间主要岩性为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩,裂隙不发育,为隔水性较好的岩层,6号煤层直接顶为泥岩~L5灰岩,该层灰岩致密坚硬,富水性弱,6号煤层矿井充水因素与4号煤层基本相同,根据比拟法预计巷道涌水量:
根据山西恒安益煤业有限公司开采4号煤层,生产能力9万t/a时,矿井正常涌水量8m3/d,最大涌水量10m3/d,富水系数为0.029~0.037m3/d。
预计6号煤集中轨道巷正常涌水量8m3/d,最大涌水量10m3/d,富水系数为0.029~0.037m3/d。
二、瓦斯
1、地质资料及历年瓦斯等级鉴定
根据井田内10-1、10-2、10-3号钻孔煤芯瓦斯样资料,评见表2-1-7:
煤层号
钻
孔
号
干燥无灰基含量
ml/g
煤中自燃瓦斯成份粉前(%)
取样深度
(m)
瓦斯分带
CH4
CO2
N2
C2-C8
6
10-1
0.72
0.12
0.68
59.28
7.00
33.72
0.000
48.50-48.70
氮气—甲烷带
10
0.02
0.32
0.98
4.14
38.19
57.67
82.00-82.20
氮气—二氧化碳带
10-2
0.08
1.32
17.30
8.56
74.14
144.80-145.00
氮气带
10-3
0.19
0.14
1.38
21.79
9.10
69.11
82.30-82.50
据山西省煤炭工业局晋煤安发[2009]88号文件《关于吕梁市2008年度30万t/a及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》,原菁蒿焉煤业10号煤层2008年度矿井瓦斯相对涌出量2.16m3/t,绝对涌出量0.06m3/min,二氧化碳相对涌出量2.88m3/t,绝对涌出量0.08m3/min。
泰宁煤业10号煤层2008年度矿井瓦斯相对涌出量1.85m3/t,绝对涌出量0.19m3/min,二氧化碳相对涌出量3.11m3/t,绝对涌出量0.32m3/min。
综上所述,井田内6、10号煤层均为低瓦斯矿井。
三、煤尘
根据原恒安益煤业2009年10月19日采取的4号煤层煤样,经山西煤矿矿用安全产品检验中心检验,4号煤样的煤尘有爆炸性危险性。
根据2010年2月5日永聚煤业10号煤层检验报告,检验单位山西煤矿矿用安全产品检验中心,火焰长度为5mm,加岩粉用量45%,煤尘有爆炸性危险性。
综上所述,井田内4、6、10号煤层煤尘均有爆炸性危险性。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
巷道平面位置图见附图2
剖面图见附图3
第二节支护设计
一、巷道断面
6号煤集中轨道巷:
断面荒宽4.4m,净宽4.2m荒高2.8m,净高2.6m
巷道支护图4(1:
50)
二、支护方式
1、①临时支护形式:
(1)采用前探梁作临时支护,前探梁使用长度不低于3.5米的π型钢或钢管制作,严禁使用弯曲变形的前探梁;
使用四根前探梁间距0.8—1.2m。
前探梁前端方木使用两根,超前支护距两帮端面距不超过0.3米。
悬挂前探梁的锚杆必须留有足够的丝扣,丝扣长度40-80mm,前探梁、吊环、吊梁器的强度要与前探梁的强度相匹配。
人员必须在前探梁的有效掩护下作业。
前探梁到迎头的端面距不超过0.3米。
该区段前探梁方木规格:
长×
宽×
厚=2m×
0.15m×
0.15m或用前探梁每两根分别放方木。
临时支护顺序:
(1)迎头放炮后,洒水降尘;
(2)用长把工具(≥2m)敲帮问顶,摘除迎头危矸悬岩;
(3)松前探梁方木木仨,拿下方木;
(4)松前探梁木仨,将后面一个前探梁吊环移至前排上紧,前移前探梁,其中一根前探梁端面距迎头不大于300mm,另一根前移至不影响放方木和放钢带、铺网为原则;
(5)往前探梁上放后边一根方木;
(6)往前探梁上放前边一根方木,往前探梁及方木上放钢带,铺顶网;
(7)前探梁连同钢带、网一同托起,将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm;
(8)根据锚杆间排距和巷道中线将钢带调整到合适位置,涨紧网使两帮余量对称;
(9)用板枇、木仨紧好前探梁方木,用木仨固定牢固前探梁。
当顶板不适于用前探梁时,可采用初喷作为临时支护。
②临时支护形式:
顶板完整时采用初喷做临时支护,初喷30mm至迎头,初凝20分钟后进入迎头作业。
特殊情况的临时支护:
如顶板完整初喷作为临时支护,如顶板破碎,初喷厚度为50mm至迎头,若顶板非常破碎时,放炮前打设2-3根超前锚杆作辅助临时支护。
(1)放炮通风洒水降尘后;
(2)用长把工具(≥2m)敲帮问顶,摘除迎头危岩悬矸;
(3)初喷30mm,初凝20分钟后进入迎头作业。
特殊情况下的临时支护形式:
当顶板破碎难以控制时,必须采用超前锚杆加强支护。
超前支护是在每次放炮前,紧贴迎头向前以与顶板45°
夹角施工两根直径18mm长度不低于2000mm的全螺纹钢等强锚杆(此超前锚杆可采用回收整直的锚杆),锚杆间距0.8—1.2米,锚杆末端用铁托盘配水泥托盘或铁托盘配木托盘联合紧固。
2、永久支护:
顶部使用4.2m“W”型钢带(规格:
展宽×
厚=4200×
163×
3mm),顶部网使用8#铁丝编制的金属菱形网帮部使用10#铁丝网,并每隔200mm用14#铁绑丝双股扭牢一处。
帮网采用金属菱形网支护,网孔规格50×
50mm,顶板锚杆采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护顶,帮部采用钢筋梯子梁压网支护。
两帮部锚杆均采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护帮,帮部煤体坚硬时可不打设钢带和梯子梁。
永久支护完成后需进行喷浆,要求喷浆厚度达到100mm。
3、火药硐室的临时支护形式:
①施工火药硐室时,放炮前在顶板永久支护下作业,放炮前临时支护最大控顶距不大于0.3m,放炮后临时支护最大控顶距不大于1.3m。
放炮后优先采用前探梁作临时支护,前探梁使用长度不低于3.5米的π型钢或钢管制作,严禁使用弯曲变形的前探梁。
采用两根前探梁,前探梁间距0.8~1.2m之间,前探梁上使用专用方木,一般情况下最好使用两根。
超前支护距硐室两帮端面距不超过0.3米,前探梁前端到迎头的端面距不大于0.3米。
当顶板不平原支护锚杆吊挂前探梁吊环后,无法窜前探梁时,采用40T溜子链子固定在原支护锚杆上,溜子链需另加螺帽固定,另加的螺帽必须满丝。
前探梁上方用木料及方木等与顶板钢带接实。
前探梁吊环用与前探梁等强度的钢板制作,放炮后施工人员必须在前探梁的有效掩护下作业。
前探梁方木规格:
长×
厚=1.7m×
0.10m。
①硐室迎头放炮后,洒水降尘;
②用长把工具(≥2m)敲帮问顶,摘除硐室迎头危矸悬岩;
③在巷道内固定吊环、窜前探梁;
④其中一根前探梁端面距硐室迎头不大于300mm,另一根前移至不影响放方木和放钢带、铺网为原则;
⑤往前探梁上放后边一根方木;
⑥往前探梁上放前边一根方木,往前探梁及方木上放钢带,铺顶网;
⑦前探梁连同钢带、网一同托起,将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm;
⑧根据硐室内锚杆间排距和硐室中心线将钢带调整到合适位置,涨紧网使硐室两帮余留量对称;
⑨用板枇、木仨紧好前探梁方木,用木仨固定牢固前探梁。
当无法使用前探梁时可使用点柱或木点柱作临时支护,点柱数量以现场实际为准,但至少保证不少于2棵,点柱打在硬底上,在原巷道永久支护下攉矸(或煤),边攉煤、矸边支护点柱,当攉至空顶区时,每往里攉0.5m成对支设两棵点柱,点柱上部用木托盘与顶接实,木托盘规格长×
厚不小于200×
200×
30mm。
待由外向里攉至0.9m时利用两棵点柱和木托盘将硐室钢带托起,点柱和木托盘应布置在钢带两孔之间的空档内。
当钢带下的点柱升紧后。
可将原距永久支护0.5m处的点柱倒掉。
临时支护的施工过程应由经验丰富的老工人指导施工。
4、开关硐室的临时支护形式与火药硐室的临时支护形式相同。
永久支护:
顶部使用钢筋梯子梁,顶部网使用金属菱形网,金属网时每隔200mm用14#铁绑丝双股扭牢一处。
帮部使用钢筋梯子梁压金属菱形网。
火药硐室、开关硐室永久支护:
顶部使用钢筋梯子梁,顶部网使用金属网,金属网时每隔200mm用14#铁绑丝双股扭牢一处。
帮部及内壁使用钢筋梯子梁护帮。
开关硐室、火药硐室顶部采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护顶。
帮部、内壁均采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆。
5、施工过程中遇顶板破碎带、断层破碎带、复合顶板施工时巷道加强支护的措施:
①正常情况下布置锚索打设在巷中每3米打设一根,当顶板破碎时,隔排布置一根锚索,锚索之字形布置,锚索距顶板钢带端头1m。
采用锚索托梁,并垂直顶板钢带,锚索绳向巷道两侧倾斜,与铅垂线的夹角10°
,锚索拖后放炮前迎头的距离不大于3.0m。
②当顶板破碎严重时,每排布置一根锚索,锚索之字形布置,锚索距顶板钢带端头1m,采用锚索托梁,并垂直顶板钢带,锚索绳向巷道两侧倾斜,与铅垂线的夹角10°
锚索拖后放炮前迎头的距离不大于2.0m。
当顶板破碎且有淋水区段、顶板破碎有下沉迹象或锚杆锚固在煤中时,锚索按“五花”布置,两侧的锚索距顶板钢带端头分别为1m,中间布置的锚索布置在巷中,为避免前探梁妨碍,允许偏移100mm。
复合顶区段施工时,采取打设一顶板探眼探明上分层赋存情况;
顶板以上3m以内范围有复合顶(有上分层或弱面),若顶板较完整时,隔排布置一根锚索,之字形布置,拖后拖后放炮前迎头的距离不大于3.0m;
若复合顶板区段顶板破碎时,每排布置一根锚索且拖后放炮前迎头不大于2m,顶板破碎严重时五花布置锚索且拖后放炮前迎头不大于2m。
当顶板永久支护锚杆锚在煤中时,采用加长锚杆支护,锚杆看煤层厚度选取长度。
当断层破碎带有淋水区段、复合顶板破碎段、顶板下沉严重、已施工巷道变形严重、出现钢带撕裂、锚杆撸帽等现象、采用五花锚索仍不能有效控制顶板下沉时,采用复棚加强支护。
当迎头补打锚索后,能有效控制顶板下沉,掘进过程中,每天对该薄弱地点进行顶底板移进量观测,根据观测情况,确定是否需要复棚,复棚拖后迎头不大于20米。
当迎头补打锚索后,仍不能有效控制顶板,复棚根前探梁施工。
6、质量要求:
①净宽4200mm,允许偏差0-+150mm,净高2.6m,允许偏差0—+200mm。
②锚杆安装牢固,托板紧贴壁面,不松动,锚杆予紧力达300N.m,锚索张拉予紧力应控制在80—100KN,锚索安装48小时后,锚索张拉予紧力应达到200KN,如发现予紧力下降,必须及时补拉。
③锚杆间排距:
顶板锚杆间排距为800mm×
800mm;
两帮锚杆间排距均为800×
800mm,顶帮锚杆间排距允许误差均为±
100mm;
④锚杆锚固力顶板达到130KN,帮部锚杆锚固力70KN。
⑤网搭接严密压实,锚盘压网紧贴岩面。
⑥顶板靠巷道两帮的锚杆,必须向巷道两帮倾斜,锚固端距各自邻近帮距离不大于400mm,并与钢带连接;
巷道两帮肩角锚杆距巷道顶板不大于400mm,倾斜角度根据顶板倾角调整,保证锚固端在顶板岩石中,底板为煤层时,巷道两帮最下一排锚杆距巷道底板不大于300mm,起底掘进煤层底板为坚硬岩石时,最下一排锚杆锚至煤层底板岩石,距巷道底板不大于600mm,与水平线夹角为10°
-30°
夹角,锚固端位于底板岩石中。
⑦锚杆外露长度30-50mm,锚索外露长度不大于200mm。
附一:
锚带网施工支护设计
根据同类巷道矿压观测的支护参数、两帮移进量,本巷道选用¢
18mm,L=2000mm全螺纹等强锚杆。
一、确定原则是使锚杆的约束作用合理分布,从而在保证支护效果的前提下,为提高成巷速度创造条件,为此,需考虑围岩的完整性。
1、顶锚杆间排距几何平均数:
d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]
K锚---锚固方式系数,顶板采用树脂加长锚,取K=1.03
K护---护顶方式系数,铺设金属网加“M”钢带,取K=1.05
I---直接顶整体系数
Ⅰ:
整体性很好I=0.9Ⅱ:
整体性较好I=0.75Ⅲ:
整体性一般I=0.60
Ⅳ:
整体性较差I=0.45Ⅴ:
整体性很差I=0.30
根据现场直接顶情况,取I=0.45f——顶板岩性(普氏系数),取f=5
则:
d=0.5×
1.03×
1.05×
[(3×
0.9)/(2×
0.9+1)+(2×
5-1)/(2×
5+1)]
=0.9
顶板锚杆根数:
n=B/dB——巷道荒宽,在净宽4.2米巷道中,取B=4.4米
则n=4.4/0.8=5.5 取n=6
3、顶板锚杆间距:
D=(B-0.4)/(n-1)=(4.4-0.4)/(6-1)=0.8m取D=0.8m
4、顶板锚杆排距:
P=d2/D=0.82/0.8=0.8m取P=0.8m
5、检验:
D=0.8m<
L/2=2.0/2=1.0mP=0.8m<
L/2=2.0/2=1.0m
顶板间排距为:
800mm×
800mm。
二、两帮锚杆间排距计算
1、帮锚杆间排距几何平均数:
d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)锚,取K=1.0
K护---护帮方式系数,铺设金属网加M钢带,取K=1.0
K锚---锚固方式系数,两帮采用树脂加长1.05
I---直接顶整体系数Ⅰ:
整体性很好I=0.9Ⅱ:
整体性较好I=0.75
Ⅲ:
整体性一般I=0.60Ⅳ:
整体性较差I=0.45Ⅴ:
根据现场煤层性质,取I=0.6f——煤岩性(普氏系数),取f=4
1.0×
0.75)/(2×
0.75+1)+(2×
4-1)/(2×
4+1)]=0.8
2、帮锚杆根数:
n=H/d
H——巷道荒高,在净高2.6米巷道中,取H=2.8米。
n=2.8/0.86=3,取n=3,
3、帮锚杆间距:
D间=(H-0.8)/(n-1)=1.7/(3-1)=0.85m取D间=0.8m
4、帮锚杆排距:
取D间=0.8m时D排=d2/D间=0.82/0.8=0.8m
所以:
取D排=0.8m
5、检验:
D间=0.8m≤L/2=2/2=1mD排=0.8m<
L/2=2/2=1m
帮锚杆间排距为:
800×
800mm
第三节支护工艺
一、支护材料:
1、锚杆及锚固剂:
锚杆采用φ18mm、L2000mm金属全螺纹钢等强锚杆,锚固剂为φ28mm,L=350mm,锚固方式加长锚,每根锚杆配2根树脂药卷,穿煤层、有淋水及顶板破碎时每根增加一根树脂药卷。
锚固长度不少于700mm,锚杆外露长度为30~50mm.
2、金属菱形网用10号及以上的铁丝制作,网格要均匀。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前,首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理;
打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后、方可开始工作,锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向垂直岩面,误差不得大于15度。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深度1.7m,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时,必须在有效支护下操作。
打眼的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
安装前,应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把2块树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用带有专用套筒的风动锚头卡住螺帽,开动风动锚头,使风动锚头带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,方可撤去风动锚头,搅拌旋转时大于35秒后,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,拧上螺帽,12分钟之后,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,拧紧力矩不小于300N·
m。
三、锚索施工:
1、锚索的质量要求:
锚索托梁应紧贴岩面、不松动。
单根锚索设计锚固力应大于150KN涨拉时,如发现锚固不合格时,必须及时补打。
锚索外露长度不大于200mm。
每根锚索使用5块树脂锚固剂,锚索最小锚固长度不小于1.5m,锚固方式为加长锚。
锚索使用直径不小于17.2mm。
⑴直径:
17.2mm,每米重量:
1.102kg/m,级别:
270K,强度:
1860N/mm2截面积:
140.00mm2,延伸率:
≥3.5%,最低破断负荷260KN,执行标准:
ASTMA416-90G托盘:
规格尺寸不小于230mm×
230mm(方形)或φ230mm(圆形);
若选用平板托盘,托盘中心孔径比钢绞线公称直径大2-4mm。
托盘强度要与锚索强度相匹配,托盘承载力应不小于锚索设计承载力的1.5倍。
托盘视现场情况定锚索托梁可采用工字钢制作强度符合要求。
2、打设、安装锚索的正规操作:
①先备齐机具及有关材料,检查施工地点支护状况,只有在支护状况良好,无片帮冒顶危险状况下方可施工,否则,必须自外向里先加固好施工地点附近10米内顶板两帮,严防片帮冒顶伤人,并在有效的支护下施工锚索。
②打锚索眼时,根据锚孔设计位置要求,确定眼位,并做出标记,竖起锚杆机,把初始钻杆插到钻杆接头内,观察围岩,定好眼位,使锚杆机和钻杆处于正确位置,钻机开眼时,要扶稳钻机,先升气腿,使钻头顶住岩面,确保开眼位置正确。
③开钻:
操作者站立在操作臂长度以外,先开水,后开风,开始钻眼时,用低钻速,随着钻孔深度的增大,调整到合适钻速,直到初始锚孔到位。
④打锚索眼时,要注意观察钻进情况,有异常时,必须迅速闪开,防止断钎伤人,锚杆机2m以内不得有闲杂人等;
⑤钢铰线旋向应与搅拌工具旋转方向相反。
⑥退钻机,接钻杆,完成最终钻孔。
⑦锚索眼、五花布置时中间的那根必须与巷道岩面垂直,其余锚索眼要与铅垂线的夹角呈30°
向巷道两帮打设。
所有锚索眼眼深误差为±
50mm,偏差为±
150mm。
⑧锚索眼打完后,先关水,后关风。
⑨安装、锚固锚索,将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底,用锚杆打眼机进行搅拌,前半程用慢速后半程用快速,旋转约40秒。
⑩停止搅拌,但继续保持锚杆机的推力约1分钟后,缩下锚杆机。
树脂锚固剂凝固1小时后进行涨拉和予紧上托盘工作。
涨拉时,涨拉缸前不得有人,人员必须撤至3m以外。
3、打设及安装锚索托梁的程序及安全措施:
安装锚索托梁时,可由一施工人员托起托梁,锚索绳通过托梁孔后,另一施工人员将锚具穿过锚索绳,通过锚具临时固定住托梁后,施工人员闪开5m以外,然后进行涨拉,初步涨紧后、停止涨拉,然后将托梁调正,进行二次涨拉、直至达到设计锚固力。
4、矿用锚索钢绞线、索具和其它附件应符合中华人民共和国煤炭行业标准MT
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