顺槽锚杆作业规程1Word文档格式.docx
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井下位置及四邻掘情况
邻近巷道对本面开采无影响。
掘进长
500m
方位角
240°
倾角
沿煤层
第一节地面相对位置及四邻开采情况
第二节煤层地质情况
该工作面所采煤层为石炭系太原组的8#煤层,位于榆林背斜北翼,煤质牌号为无烟煤,煤层储量稳定,坡度变化均一,倾角8-10度,平均厚度2.8米,直接顶为砂质、炭质页岩,老顶为石灰岩,其平均厚度为10米,在其直接顶和老顶之间夹有一层0.6米厚的煤线,其直接底亦为砂质泥岩。
掘进过程中可能遇到
煤层情况
煤层总厚
2.8
煤层结构
1.2(0.4)1.2
煤层倾角(度)
10--14
概况:
该工作面所掘8#煤层节理局部发育,煤层结构简单,中部有一层0.4m左右的页岩夹石,煤层厚度变化不大,属稳定煤层。
煤层顶、
底板
情况
顶底板
名称
岩石
厚度(m)
岩性特征
老顶
石灰岩
10.8
灰白色,含石英晶体
直接顶
炭质
页岩
灰色,层理明显,含植物化石,破碎易冒落
直接底
砂质页岩及砂岩
1.8
灰白色,中粒砂岩
地质构造情况
1、褶曲:
该面基本为单斜构造,煤层走向90度,倾角10—14°
左右。
2、断层:
预计掘进过程中将有小断层等地质构造出现。
水文地质情况
1、该工作面水文地质条件简单,老顶为含水层石灰岩,直接顶为炭质页岩为一良好的隔水层,如遇地质构造会有淋头水出现,底板为白色中粒砂岩或炭质页岩,该工作面出现淋头水时必须制定措施。
2在工作面低洼处配备排水设备,加强排水。
3、掘进过程中要观测,如淋水及煤帮渗水异常增大时要及时汇报有单位进行处理。
影响掘进的其它地质情况
最大涌水量
正常水量
0.5m3/D
瓦斯
高沼气
煤的自燃
不自燃
煤尘
具有爆炸性,属弱爆炸型
地压
正常
地温
普氏硬度
煤层
夹矸
f
1.8
2.0
3.0
块段号
走向长(m)
倾向长(m)
斜面积(㎡)
煤层厚(m)
容重
(t/m3)
工业储量(万t)
回采率﹪
可采储量(万t)
2117面
500
70
31000
1.4
11.3
80
9.0
1.0米左右的小断层,在地质构造处必须加强支护。
根据设计范围,其直接顶的围岩类别为III级,属中等稳定性顶板,适宜于锚杆支护。
其特征为:
Va中硬顶板普氏系数为:
f=3
抗压强度为:
R=30MP内摩擦角:
µ
=70o34〞
松散系数:
K=1.8杆体抗拉强度:
σt=520MPa
第三章巷道断面及支护形式
第一节巷道布置
该工作面位于榆林背斜北翼,煤质牌号为无烟煤,煤层储量稳定,坡度变化均一,倾角8-10度,平均厚度2.8米,直接顶为炭质页岩,掘进过程中可能遇到1.0米左右的小断层,在地质构造处必须加强支护。
开口位置:
2117尾巷距21152顺25米处开口,掘进方位260度,掘进200米后,掘进方位240度,2117一顺距2117尾巷25米处开口,掘进方位250度,掘进200米后,掘进方位240度,200米后保证工作面宽为70米,2117二顺距2117一顺40米处开口,掘进方位240度。
第二节巷道断面
在考虑现有巷道的基础上,保证满足通风和运输的要求,规定巷道断面呈倒梯形:
1、2117工作面顺槽锚杆支护,巷道断面:
上宽3.2米,下宽3.0米,毛高2.5米,净高2.4米,断面积为7.44平方米。
切眼液压支柱∏型梁平口棚支护,矩形断面:
宽2.6米,高2.3米,断面积5.98平方米。
2、顺槽工作面顶板破碎、压力大时或遇地质构造时,采用工字钢棚子支护,棚距0.5米。
工字钢型号为工11,支架型号为为7T1-3,净高2400mm,上顶宽2400mm,下底宽3240mm,柱腿扎角80°
,净断面6.8平方米。
水泥背板规格为:
1000mm×
150mm×
50mm,架棚时,执行棚架安全技术措施。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据工作面附近钻孔柱状资料以及实际采掘揭露分析,8号煤顶板直接顶为砂质炭质泥岩,厚度2.8m,老顶为石灰岩,其平均厚度为10米,属较稳定岩层,适合锚网支护。
为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于基本顶坚硬岩层中,需用高强锚索做辅助支护。
根据其它煤矿类似煤层巷道的支护经验,初步确定2117工作面顺槽巷道采用倒梯形断面,锚杆+网+W钢带+锚索联合支护。
二、支护参数设计
(一)采用类比法合理选择支护参数
根据围岩类别和巷道特征,锚杆支护的有关技术参数,其它煤矿类似煤层巷道的支护经验,结合我公司实际情况,顺槽顶锚杆选用Ф20mm×
2000mm的螺纹锚杆,间排距800mm;
帮锚杆选用Ф16mm×
1600的麻花锚杆,间距1000mm,排距900mm;
锚索均选用Ф15.24mm×
5000mm、1860级低松弛钢绞线,沿巷中布置一排,间距3000mm。
顶锚杆锚固力不小于70kN,扭力矩不小于100N·
m;
帮锚杆锚固力不小于30kN,扭力矩不小于60N·
锚索预紧力不小于120kN。
(二)采用计算法校核支护参数
1、顶锚杆通过悬吊作用,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
L顶=L1+L2+L3=70+1000+800=1870mm
L帮=L1+L2+L3=150+410+600=1160mm
式中:
L——锚杆总长,m;
L1——外露长度(顶锚杆取0.07m,帮锚杆取0.15m)
L2——杆悬吊长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c)
L3——锚固长度:
顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m
其中:
L1=W钢带厚度+铁垫板厚+螺母厚度+外露30
=10+10+20+30
=70mm
铁垫板的规格尺寸:
长×
宽×
厚=140×
120×
10mm
普氏免压拱高:
b=[B/2+Htan(45°
-ω帮/2)]/ƒ顶
式中B、H——巷道掘进跨度和高度,B=3.2m,H=2.5m;
ƒ顶——顶板岩石普氏硬度,ƒ顶取2;
ω帮——两帮围岩的内摩擦角,ω帮取70°
34〞(查表得)。
b=[3200/2+2500×
tan(45°
-71°
34〞/2)]/2=1000mm
c=2500×
34〞/2)=410mm
或b=kH=kB/2ƒ顶=2×
3.2/(2×
3)=1000mm
式中安全系数k,取k=2,
巷道掘进跨度B=3.2m,
顶板岩石普氏硬度,ƒ顶取3
依据上述公式计算得出:
顶锚杆长L顶=2000mm≥1870mm;
帮锚杆长L帮=1600mm≥1160mm。
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排距:
每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量。
为安全起见,再考虑安全系数k,取k=2。
kG<
Q
a<
(Q/krL2)1/2所选锚杆的锚固力Q≥70kN,计算得a<
1.2m。
因此,间、排距参数能满足计算结果。
3、锚杆直径的确定
锚杆直径d=1.13
=1.13
=13.1mm
取d=20mm能满足要求。
σt—杆体抗拉强度,MPa查表得σt=520MPa
Q—锚杆的锚固力,70kN。
按杆体承载力与锚固力等强度的原则,根据锚杆的锚固力和锚杆杆体承载力计算,考虑一定的安全系数,锚杆直径确定为20毫米的Ⅱ级16锰钢料。
4、锚杆排间距的确定
锚杆间距a=
=
=1.2m
取锚杆间排距0.8米能满足要求。
r—岩体重量,kN/m3
k—安全系数,一般取1.5~2
通常a=b
L2—巷道顶板岩体破碎带高度,m
按单体锚杆悬吊作用计算,考虑杆体的抗拉强度、岩体容重、安全系数、巷道顶板岩体破碎带高度以及锚杆杆体的直径,锚杆的排间距确定为800毫米。
5、悬吊理论校核锚索间距:
根据地质钻孔柱状分析,直接顶位砂质炭质泥岩。
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落,用Φ15.24mm、L=5000mm(锚入石灰岩1000mm深)的钢绞线,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=nF2/[BHr-(2F1sinθ)/L1]
锚索间距、长度的确定:
巷道最大冒落宽度B=3.2m
岩体容量:
r=21.56KN/m3
锚杆排距:
L1=0.8m
锚杆锚固力:
F1=70KNH—最严重冒落高度取3.4m
锚索载力极限:
F2=230KN
角锚杆与巷道顶板夹角θ=75°
锚索排距n=1
锚索间距L=nF2/[BHr-(2F1sinθ)/L1]
=1×
230/[3.2×
3.4×
21.56-(2×
70×
sin75°
)/0.8]
=3.5m
通过计算锚索间距取3米。
锚索长度=1m+3.4m=4.4m
通过计算锚索长度取5米。
第四节支护工艺
一、支护形式及材料规格
1、支护形式:
(1)巷道顶板采用W钢带、锚杆、锚索、菱形网联合支护。
(2)两帮均采用菱形网、树脂锚杆支护。
(3)顶板锚索支护每3m(一排)在巷道正中布置一根。
槽钢与钢带平行布置。
锚索滞后煤头最大不超过10m,顶板压力大或破碎时锚索紧跟煤头。
2、支护材料规格:
(1)锚杆支护材料规格:
顶锚杆Φ20mm×
2000mm螺纹锚杆
顶托板140mm×
120mm×
10mm槽形托板
顶药卷Φ24mm×
550mm树脂药卷
帮锚杆Φ16mm×
1600mm麻花锚杆
帮药卷Φ24mm×
帮托板400mm×
80mm木托板
帮垫片80mm×
80mm×
6mm铁垫片
钢带3200mmW钢带
贯眼2400mm成品钢筋钢带(Φ12mm钢筋)
金属网2.5m×
1m
钢筋网1.2m×
(2)锚索支护材料及规格:
钢绞线Φ15.24mm×
5000mm1860N/mm2的钢绞线
顶托板(长×
宽)800mm×
140mm14号槽钢
顶垫片150mm×
100mm×
10mm铁垫片(中孔Ф18~20mm)
药卷Φ23mm×
1000mm树脂药卷
锚具OVM15-1型单孔锚具
3、安装锚杆要求
锚杆支护所需的设备
流动式空气压缩机,其规格型号为10立方米。
风动式锚杆机,其规格型号为MFC—1218/2962或MQT—120/2.6C3型,锚杆拉力计,其规格型号为YML—10。
(1)顶锚杆采用规格为∮20×
2000mm的螺纹钢树脂锚杆,矩形布置,每排4根,间、排距均为800mm;
每根锚杆采用K2455和Z2455各一卷,K型在顶端。
(2)帮锚杆采用16×
1600mm的圆钢锚杆,“三排五花眼”布置,间距为1000mm,排距为900mm,最上一排锚杆距顶板为500mm,每根锚杆采用一卷Z2455树脂药卷。
(3)锚杆外露长度从托板算起不大于50mm。
锚固力:
顶锚杆不小于70kN,帮锚杆不小于30kN。
螺母扭力矩:
顶锚杆不小于100N·
m,帮锚杆不小于60N·
m。
(4)顶锚杆角度不小于75°
,遇裂隙时,锚杆要尽量垂直于裂隙面;
帮锚杆垂直巷帮布置,木托板垂直于顶底板。
(5)顶帮药卷均使用树脂药卷,安装锚杆时将锚固剂外包装去掉,用锚杆体顶住送至孔底,启动搅拌器,边旋转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌时间为30~45s(中速型树脂锚固剂)、15~25s(快速型树脂锚固剂)。
搅拌停止后,等待90~180s,卸下搅拌器上托板、拧紧螺母。
(6)锚杆间排距误差不超过±
0.1m。
(7)顶锚杆孔深为1930mm,打顶锚杆使用MQT-85型锚杆钻机,钻头使用Φ27mm的羊角钻头。
(8)帮锚杆孔深为1450mm,打帮锚杆使用风煤钻,钻头为Φ27mm的羊角钻头。
打好眼后,掏净煤岩粉,必须使用风动扳手紧锚杆。
(9)顶锚杆均采用边掘边锚,即“掘一排,锚一排”,一排为一个循环。
必须是打起顶锚杆后,再打帮锚杆。
(10)第一、二帮锚杆紧跟煤头支设,第三排帮锚杆滞后工作面不超过5m支设。
煤层厚度超过3.2m时,补打第四排帮锚杆。
4、铺联网要求:
顶网长边垂直巷道中线铺设,帮网顺巷铺设。
相邻网必须逢环必联,用14号双股铅丝连接一道,拧紧不少于3圈。
并将铁丝插入网中,以免接头挂伤工人。
联网横向、纵向都要联接好,使网形成一个整体。
网的要求:
本工作面两帮铺设金属网,网的规格是2.5×
1.2m,顶板铺设∮6的钢筋网,网的规格是1.0×
网格100mm×
100mm,铺网在放炮落煤后进行。
有关规定:
1铺网时,必须停止刮板机输送机,并闭锁。
2人员作业时,随时观察顶板、煤壁等情况,发现不安全隐患必须及时处理。
人员在有支护的情况下作业,不得站在溜子上。
5、锚索支护要求:
(1)锚索支护形式。
(2)打锚索使用MQT-120/2.6C3型风动锚杆机,打眼先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成锚杆折断。
(3)锚索眼深4.5m,药卷搅拌时间按药卷使用说明书,严禁随意截断药卷或钢绞线。
(4)锚索拉力计,其规格型号为YMS—180A,锚索承载能力应在230kN以上,张拉预紧力为120kN(使用FSL-50型风动锚索泵时,压力表读数必须达到24MPa以上)。
(5)锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置,外露长度不超过500mm。
(6)锚索施工滞后掘进工作面最大不超过10m,如遇顶板节理发育、松软、压力大地段加密锚索布置,并紧跟工作面支设。
(7)锚索预紧时,必须用电动泵或风动泵,严禁用手动泵。
二、支护工艺及要求
(一)临时支护
1、临时支护形式:
(1)临时支护采用锚杆前探梁。
每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上,前探梁上用木版梁(3000~3200mm×
50mm)维护,木板梁两端伸出前探梁不小于20cm。
(2)前探梁及吊环规格;
吊环是经过强度实验的专用吊环。
其规格为;
前探梁:
直径75.5mm,长2.0m以上的钢管。
吊环;
直径125mm,长12cm的钢管(管式吊环)。
(3)吊环的固定:
使用管式吊环时,用顶锚杆螺帽固定在顶锚杆上且螺母必须拧满扣;
使用U形吊环时,直接拧在顶锚杆上。
2、临时支护工艺、工序及要求:
(1)爆破掘进一个循环(锚杆进度)后,用不小于2.5m长的长柄工具处理干净帮顶的活矸(煤),并进行敲帮问顶。
确保无问题后,人员站在永久锚杆支护下,挂联一片顶网。
顶网联好后,在紧靠煤头两排锚杆上好吊卡,施工人员及时顶起网,前移前探梁,并用前探梁托起一根钢带。
前探梁上及时用木板梁维护顶板,按中线调整好钢带位置,板梁与前探梁用木楔背紧。
穿前探梁时,必须有专人监护顶板及煤帮。
顶板维护好后,撤出煤头所有人员,由外向里打顶锚杆。
(2)上前探梁时不少于5人,一人观察顶板并协调指挥、2人顶起网和钢带、2人穿前探梁。
(3)前探梁移到煤头后,在最后一个吊卡的上面用木锲和钢管(轨道)背紧。
(4)加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作面人员,待顶板稳定后,由外向里加强帽柱支护后方可继续施工。
(5)打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边,如前探梁占据锚杆位置,可以先打起其他锚杆后,退出前探梁再打剩余锚杆,必须是打起所有顶锚杆后,再打帮锚杆。
(6)当顶板严重不平、巷道开口无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时,必须使用3根戴帽金属摩擦支柱进行临时支护;
煤头煤帮松软时,根据现场情况使用戴帽金属摩擦支柱及半木等临时护帮。
(7)每个掘进头必须配备4根金属摩擦柱。
摩擦柱必须紧跟工作面。
(8)最大控顶距1.2米,最小控顶距0.2米,循环进度1.0米。
顶帮锚随循环紧跟工作面。
(二)锚杆支护工艺及要求
1、爆破掘进一个循环距离→队组长负责用长柄工具处理顶帮活矸、活煤,并进行敲帮问顶→开始吊联顶网→上前探梁→打顶锚杆→每打一根上好托板紧固螺母→用扭矩扳手检查扭力矩是否合格→打起顶锚杆后→打帮锚杆。
2、锚杆间排距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到要求。
3、巷道超挖过300mm,必须在其旁边补打锚杆。
4、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮,保证锚固质量。
5、煤体锚杆必须用掏勺将眼内煤粉掏净。
6、顶帮锚杆施工严格按锚杆钻机操作规程执行。
(三)锚索支护及工艺要求
1、准备工作—号眼、打眼—上药卷安装锚固钢绞线,上槽钢及垫片—用千斤顶预紧钢绞线—用切割器切掉钢绞线外露超长部分。
2、接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。
3、搅拌器一定要插入钻机底,钢绞线要插入搅拌器底部,注药卷过程中要专人护住钢绞线,以防甩脱钢绞线发生伤人事故。
4、钢绞线锚固后,及时上托板预紧槽钢。
5、张拉时,千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。
6、风动泵操作人员应缓慢升压,严禁高压换向。
7、如巷道较高需搭设架时,必须搭设牢靠,不允许站在输送机上锁锚索。
三、锚杆巷道支护参数参考表
项目
质量标准
部位
巷道规格及名称
巷道
贯眼
巷道净宽/mm
巷道中线左、右
上
3200
2600
0~+151优良
下
3000
2400
巷道净高/mm
-50~+250合格0~+200优良
全高
2300
锚固力/kN
顶锚杆
30
帮锚杆
间排距
±
100
800/800
1000/900
角度/(°
)
≥75
顶、
外露长度
≤50
四、交叉点施工要求
1、巷道丁字口、十字口均用锚杆、钢带、锚索进行联合支护,丁字口、十字口(开口处、贯通处)要及时补打锚索,采用“三花式”(丁字口)和“五花式”(十字口)布置。
丁字口、十字口锚索支护方式见交叉点锚索布置图。
2、若顶板破碎或压力大时,根据顶板情况适当加密锚索,布置6~10根。
3、各开口和贯通处,帮网要连接合格,帮锚杆要紧贴煤帮,抹角处空顶距超过30cm时要补打顶锚杆进行维护。
第四章掘进方式
第一节施工方法
巷道掘进施工时,采用普通钻爆法施工工艺。
即钻爆法落煤毫秒延期雷管引爆,人工大、小铁锹配合溜子皮带出煤,跟底托夹石施工,掘巷支护采用全锚支护,煤层变薄时拉底掘进,巷道净高不低于2.3米。
炮掘时采用先掏槽、后刷帮压顶的方法。
第二节工艺流程及要求
检查处理隐患→钻眼前准备→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人放警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水灭尘、维护顶板→临时支护→出煤→打顶锚杆→打帮锚杆。
1、检查处理隐患:
施工前及施工过程中,由班长负责对工作面全面检查,发现问题及时处理,否则不准施工。
2、打眼:
安全检查无问题后,然后严格按照炮眼布置图定眼位,然后使用1.2KW手持式水电钻,配合长2.0米水钻杆,电钻防爆完好,水线无漏电、破损,严格按照规程规定打眼,掏槽眼不准交叉打透,打眼与装药严禁平行作业。
瓦斯及有害气体超限时严禁作业。
3、装药:
爆破作采用矿用3#销铵炸药,瞬发电雷管引爆,
封孔使用炮土及水炮泥,封孔长度不小于1米,严禁使用其他块状物装炮。
4、放炮:
放炮使用发爆器与绝缘母线,煤巷炮线直线段拉足70米,拐弯拉足50米,岩、半煤岩巷时,炮线直线拉足100米,拐弯拉足70米。
放炮母线吊挂时要避开带电体和导体。
瞎炮处理严格按《煤矿安全规程》第342条执行,放炮员必须由取得放炮证的人员担任,每次联炮都不得应设好警戒,且派专人联系,确认无误后放炮员发出放炮警号,至少待5秒钟方可通电起爆。
5、前探支护及临时支护:
放炮后由工长负责对工作面敲帮问顶,处理工作面不安全隐患后,及时进行前探支护,具体要求严格按本规程前面所述进行。
6、出煤:
采用人工小铁锹攉煤,配合皮带溜子出煤。
三人一套,一人撑揪,一人插叉,另一人观察顶帮,插叉工严禁澄溜,插叉工和撑揪工必须密切配合,严防飞叉伤人及其它事故发生。
7、刷帮:
打帮锚前必须用洋镐刷帮,以保证帮锚质量及工程质量。
8、打锚杆:
打顶锚眼采用风钻或锚杆机,操作人员必须严格按照其操作规程执行,风钻打眼必须用湿式作业,无水不准作业。
安装顶锚杆,严格按树脂锚杆使用说明及有关规定执行。
9、爆破工序要求:
(1)钻眼前,必须详细检查煤头10m范围内的支护,发现问题及时处理。
(2)必须依据中腰线在工作面按炮眼标定布置眼位。
(3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式钻眼。
(4)爆破要严格执行“一炮三检”和“爆破三连锁”制度。
(5)爆破采用先掏槽后刷帮压顶的方法,正向装药爆破,串联式联线方式,使用瞬发电雷管,三级煤矿许用硝铵炸药,每眼使用1个水炮泥。
(6)爆破前,班组长必须派专人在所有通往爆破地点和贯通地点的各个通道口、爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。
每一警戒点搁2人放警戒,设好警戒后,一人负责警戒,另一人返回通知已设好警戒。
只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破,爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。
第三节爆破作业
炮眼数目和装药量的确定:
根据以下公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=q
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