采区轨道巷作业规程1副本.docx
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采区轨道巷作业规程1副本.docx
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采区轨道巷作业规程1副本
煤层名称
2#下煤
水平名称
+700水平
采区名称
一采区
工作面名称
一采区轨道巷上山
地面标高(m)
1096~1009
工作面标高(m)
550~570
地面位置
地面相对位置位于斩断焉村西南部,地表大部分被第四系黄土层覆盖,沟坡处有部分上、下石盒子组地层出露。
地面除农民的耕地外,无建筑保护物。
井下位置及四邻采掘情况
轨道巷掘进工作面井下位于井田中西部东邻F3断层,西邻井田边界,南邻采区回风巷,北为未采区域。
走向长(m)
700
倾向长(m)
面积(㎡)
煤层
煤层结构
煤层总厚(m)
煤层倾角
2#下
复杂
2.8
5°~15°
条带状,以半亮煤、亮煤、暗煤为主,镜煤次之,条痕棕褐色,性脆,属低强度级煤(大于25mm级占40%),贝壳状断口,散煤容重0.95t/m3。
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
2#
砂质页岩或页岩
2.2
节理发育,易冒落f=4
直接顶
2#
粉砂岩及泥岩
3.0—5.0
节理发育,易垮落f=3--4
直接底
2#
炭质泥岩或泥岩
2.09
黑色,层里节理都很发育
老底
2#
泥岩
12
黑色,层里节理都很发育
第一章地质概况
预
测地
质
构
造情
况
该区域为单斜构造,北高南低,煤层倾角东部较大,西部较平缓,煤层倾角5°---15°根据相邻的05工作面巷道掘进揭露资料分析该区域地质条件相对较简单。
根据05工作面顺槽揭露资料分析,轨道巷掘进过程中预计揭露3条断层,落差分别为10米、20米、8米对掘进都有影响,掘进过程中都需改变巷道坡度。
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差(m)
对掘进影响程度
F106
203°
293°
47°
正断层
10
对掘进有影响,巷道需改变坡度且要加强支护。
F206
178°
268°
44°~75°
正断层
20
对掘进影响较大,巷道需穿层掘进。
F306
205°
295°
55°
正断层
8
对掘进有影响,巷道需改变坡度且要加强支护。
水文地质情况
本区域水文地质条件简单,主要含水层为2#煤顶板K8砂岩为直接充水含水层,弱富水性,矿井正常涌水量为10m3/d,最大涌水量为45m3/d。
古窑积水情况及其采取的防探水措施
由于受2#上煤采空区积水的影响,在工作面掘进至断层及节理发育处时,应提前做好水仓,配备好相应的排水设施系统。
掘进期间,严格执行《正中矿掘进工作面探放水设计方案及安全技术措施》,坚持“有掘必探(钻探),有疑必钻,先探后掘”的原则。
影响掘进的其它地质情况
最大涌水量
45m3/d
正常涌水量
10m3/d
瓦斯
2007年鉴定结果,瓦斯相对涌出量2.69m3/t,瓦斯绝对涌出量0.78m3/min,二氧化碳相对涌出量2.90m3/t,二氧化碳绝对涌出量0.84m3/min,属低瓦斯矿井;2008年鉴定结果,瓦斯相对涌出量2.00m3/t,二氧化碳相对涌出量3.25m3/t,属低瓦斯矿井。
煤(矿)尘
煤的自燃
(矿层裂隙)
2#下煤层煤尘爆炸试验结果为:
火焰长度40mm,岩粉用量70%,因而具有爆炸性危险。
燃点试验结果为:
吸氧量0.8431(cm3/q),自燃等级Ⅱ级,煤自燃倾向为易燃煤层。
地温
地压
储量预算
块段号
走向长(m)游标值
倾斜长(m)
(常数)
斜面积
(m2)
煤厚(m)
容重(t/m3)
工业
储量
(万t)
回收率(%)
可采储量
(万t)
2#下
700
合 计
问
题
及
建
议
1、由于工作面2#上和2#下煤层层间岩层的节理及层理较发育,在局部易发生冒顶事故。
建议在掘进期间,应根据顶板岩层的破碎程度以及节理的发育走向,采取相应的支护方式,以保安全。
2、掘进过程中,接近断层或顶板破碎段,要密切注意巷道内涌水量的变化,严格执行《正中矿工作面掘进探放水设计方案及安全技术措施》,并提前做好水仓,铺设相应的排水管路,保证安全生产。
3、掘进至井田边界时要留足20米的保安煤柱。
附图一:
一采区轨道巷上山道(岩)层特征及柱状图
第二章工程概况
一、巷道用途简述
一采区轨道巷上山布置在2#下煤中,沿2#下煤顶板掘进,一采区轨道巷上山用于采区的运输大型设备及进风、行人。
附图二:
巷道平面布置图。
二、巷道工程量
巷道工程量表表2—1
巷道名称
岩性
设计长度
工程量
一采区轨道巷上山绕道
煤
31m
31m
一采区轨道巷上山
煤
700m
700m
硐室
煤
35m
35m
合计
766m
三、工程施工安排
1、一采区轨道巷上山开口位置从轨道巷G13点前5米处,以方位角245°开口施工31米的绕道,再以方位角270°施工700米到设计停掘位置。
2、一采区轨道巷上山每100米施工一个绞车硐和轨皮横穿或根据现场运输条件及地质情况合理布置,绞车硐布置在前进方向右侧。
规格为:
深×宽×高=5m×2.4m×2.5m。
(横穿规格及措施另定)
3、一采区轨道巷上山在掘进期间根据巷道坡度及实际情况在低洼处施工临时水仓,以方便排水。
(水仓规格另定,措施施工时编制)
四、矿压观测
1、巷道每掘进50米,组队在顶部巷中位置安设顶板离层指示仪,且必须紧跟工作面与锚杆施工同时进行,每周观测记录离层值不少于两次,并将观测结果报生产技术科,同时做好相关记录。
顶板离层仪要挂牌编号管理。
巷道每掘进70-100米,在巷道顶板安装一个顶板压力观察仪,每周观察记录压力表值不少于两次,并将观测结果报生产技术部,同时做好相关记录。
当出现围岩表面位移速度急剧增加或压力显现时,及时的汇报生产技术科领导查明情况,并采取相应措施。
2、根据巷道顶板岩性及支护形式,巷道每掘进30-50米,由组队技术员对巷道内所施工锚杆、锚索进行锚固力的检测。
3、锚杆锚固力、拉拔力抽检
(1)根据巷道顶板岩性及支护形式,一采区轨道巷上山锚杆锚固力检测抽样率为5%,每300根或30-50米抽样一组进行检查,抽检中发现不合格锚杆,必须在其附近不大于0.3米处补打合格锚杆。
(2)锚杆拉拔力检测抽样率为1%。
每300根顶(帮)锚杆抽样一组(3根)进行检查。
不足300根时,按300根考虑。
拉拔加载锚杆设计值为止,并作详细记录。
当锚杆支护设计、支护材料发生变更;巷道围岩地质条件发生较大变化,遇断层、破碎带、褶曲等地质构造;巷道顶板出现较大淋水,应作相应的拉拔试验。
被抽查的3根锚杆都应符合要求。
只要其中1根锚杆不合格,就再抽样一组(3根)进行试验,如仍不符合要求,及时汇报生产技术科相关领导并协调组织有关人员分析原因,并及时采取补救措施。
(3)锚杆拉拔试验安全注意事项:
锚杆拉拔计在试验过程中必须固定可靠;锚杆拉拔时应缓慢、逐渐均匀加载,直到达到锚杆杆体设计值为止;拉拔锚杆时,拉拔装置下方及两侧严禁站人;锚杆杆尾直径一旦出现颈缩时,应及时卸载;锚杆拉拔试验后,应及时重新拧紧螺母。
如果锚杆失效,应及时补打锚杆。
4、螺母扭距检测
施工队组每班派专人按当日不小于30%的比例进行锚杆螺母扭矩检查,按所查数量,符合要求的锚杆应不低于90%,否则当班施工的全部锚杆都要重新紧固,并进行复查,合格为止。
5、锚索锚固力抽检
〈1〉检测数量:
巷道每30—50m抽样检查一组,每组随机取样,锚索抽测3根进行检查,被抽查的3根锚索应符合要求,只要有其中1根不合格,就再抽一组进行实验,如仍不合格及时回报矿生产技术科相关领导并由生产科组织有关人员分析原因,并及时采取补救措施。
〈2〉每组试验,必须认真做好记录,记录内容包括试验地点、位置、人员、数值、问题及原因分析等。
第三章巷道断面及支护形式
一、巷道断面特征的确定
(1)掘进期间巷内铺设刮板输送机和轨道
已知:
SGW-40T刮板输送机宽1000mm,U型矿车宽900mm;
刮板输送机与U型矿车之间留设b2=200mm的安全距离。
根据《煤矿安全规程》,轨道一侧可兼作人行道,取a2=1000mm,并严格执行“行人不行车,行车不行人”制度,非人行道一侧宽c2=700mm,
故巷道基本净宽B2=1000+900+200+1000+700=3800mm
取预留可缩尺寸b2=200mm
故一采区轨道巷上山可设计净宽B=B2+b2=3800+200=4000mm
根据巷道用途、围岩性质及服务年限,综合考虑满足运输、通风、行人、大型设备运输要求,本着安全、经济、合理的原则,一采区轨道巷上山设计巷道断面形状为矩形,取毛宽为4200mm,净宽为4000mm,毛高3100㎜,净高2800㎜,具体参数见(表3-1)。
2、风筒、各类管线布置
风筒及风水管路吊挂在巷道前进方向的左侧,电缆布置在右侧。
3、运输设施及人行道布置
(1)一采区轨道巷上山掘进期间巷道前进方向右侧铺设轨道,左侧铺设刮板运输机。
(刮中线、轨中线分别位于巷中心线两侧)
距巷中心线分别为:
(掘进期间)
刮中:
700mm轨中:
750mm
4、巷道断面特征
巷道断面特征表表3—1
项目
单位
一采区轨道巷上山
断面积
m2
掘
13.02
净
11.2
宽
mm
掘
4200
净
4000
高
mm
掘
3100
净
2800
支护形式
锚、网、喷、W型钢带、锚索联合支护
支护材料
顶
螺纹钢全锚锚杆、钢筋网、W型钢带、锚索
帮
树脂端头锚固锚杆、钢筋网、W型托板
二、巷道永久支护参数计算及永久支护形式
(一)、支护参数计算
1、按加固拱原理确定锚杆参数:
结合我矿的实际情况及现有的地质资料,综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定,对于跨度小于10米的巷道、硐室,可按下列经验公式确定参数。
锚杆长度:
L≥N(1.1+W/10),L>2dz
锚杆间、排距:
D≤0.5L,G<3dz;锚杆直径:
d=L/110
式中:
W—巷道或硐室宽度(m);N—围岩稳固影响系数,规定如下:
Ⅱ类(稳定性较好)围岩,取0.9;Ⅲ类(中等稳定)围岩,取1.0Ⅳ类(稳定性较差)围岩,取1.1;Ⅴ类(不稳定)围岩(包括煤),取1.2。
dz—岩石节理间距(煤为0.45m);
D—锚杆间距;G—锚杆排距
根据公式计算N取Ⅴ=1.2,W取4.2m,则L=1.2×(1.1+4.2/10)=1.824m
dz=0.45m;L>2×0.45=0.9m;d=1.824/110=0.0166m;
D≤0.5×1.824=0.912m;G<3×0.45=1.35m
根据以上计算和我矿生产中的实践经验,顶锚选取型号为Φ20×2200mm的螺纹钢锚杆,锚杆间距850mm,排距800mm,矩形布置。
2、锚索参数的确定:
根据锚索支护设计的原则,锚索支护应在关键部位出现时的最佳支护时间对关键部位进行加强支护。
锚索参数由以下公式确定:
A、锚索长度的确定:
L=La+Lb+Lc+Ld;式中:
L—锚索总长度(m);
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度(取1.3m);Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度(m);Lc—上托盘及锚具的厚度(取0.1m)m;Ld—需要外露的张拉程度(取0.2m)m;
对于我矿一采区轨道巷上山沿2#煤掘进,2#下煤顶板距2#上煤底板平均6.28m,结合020105掘进工作面使用锚索情况,
L=La+Lb+Lc+Ld=1.3+2.9+0.1+0.2=4.5m;故L取5.0m较为合适。
B、锚索排距的确定:
锚索间排距根据锚杆失效时,锚索所承担的岩层质量确定。
每排布置一根锚索,其排距为:
Sa=3[σa]/4a2γk
式中:
a—巷道宽度,4.2m;γ—上覆岩层平均体积质量,本工作面为19KN/m3;k—安全系数,取0.5;
[σa]—单根锚索的极限破断力(通常所用的锚索[σa]=260KN),KN;Sa=3×260/(4×4.2×2×19×0.5)=2.44m
根据经验和实际情况,确定一采区轨道巷上山锚索布置为:
沿巷道掘进方向每1.6m布置一组(隔一排锚杆将另一排锚杆距巷道中心线两侧850㎜处的锚杆用锚索代替),每组2根,分别布置在距巷中心线各0.85m处。
(二)、巷道永久支护形式
一采区轨道巷上山顶板采用挂Ф6㎜钢筋网片、W钢带、打全锚树脂锚杆、锚索及喷射混凝土进行联合支护,两帮采用Ф6㎜钢筋网,W托板、打树脂铁锚杆进行护帮。
(1)巷道顶板采用Φ20mm×2.2m左旋螺纹钢全锚锚杆,Ф6㎜×900㎜×2100㎜的钢筋网,200㎜×4000㎜厚度为3㎜的“W”型钢带(W钢带眼的规格为30×50㎜,5眼均匀布置。
间距为850㎜)进行联合支护,配套使用1支MSCK2355、1支MSK2355型树脂锚固剂(MSCK2355上部,MSK2355下部)。
顶部锚杆呈矩形布置,除两根角锚杆呈75°倾斜向巷道两帮外,其余顶锚均垂直顶板岩面布置,边角锚杆必须严格正确使用锲型铁饼,锚杆间排距为850㎜×800㎜,每排5根(具体为巷道中心线布置一根,其余4根分别以850㎜的间距布置在其左右)。
(2)锚索采用Φ17.8mm×5m的钢绞线,槽钢托梁为0.6m长的12#槽钢,配套使用一支规格为MSCK2355,一支规格为MSZ2355,一支规格为MSK2355树脂锚固剂(MSCK2355上部,MSZ2355中部,MSK2355下部),锚索眼深为4.7米。
锚索间距为1.7米,排距为1.6米,距巷中线0.85m。
锚索必须紧跟工作面进行支护。
拐弯由于煤壁支撑顶板的空间距加大,各补打一根锚索。
锚索必须保证有效长度(确保进入稳定岩层的深度不小于0.8米),不得随意剪切。
所有的锚索必须垂直顶板布置。
(在掘进中每隔一排锚杆,在另一排锚杆中位于巷道中心处锚杆左右850㎜处的两根锚杆用锚索代替)。
(3)两帮采用Φ16mm×1.6m的树脂铁锚杆,0.9×1.7m(网格为100×100㎜)钢筋网,200㎜×400㎜的“W”型托板联合支护。
配套使用一支MSCK2355树脂锚固剂,帮锚布置方式为:
每排布置四根,间排距为800㎜×800㎜。
(一根帮锚杆距顶板的距离为200mm,其它的帮锚杆以800mm的间距均匀布置)
(4)铺网时网片要铺设平整,联网时网片必须短边对接,长边搭接采用双股16#镀锌丝,网间距为150㎜。
(5)特殊条件下,如出现矿压显现,煤岩层松软等地质构造情况时,要采取专项措施对巷道加强支护。
2、设计参数:
见表3-2设计参数表
3、支护材料规格及消耗:
见表3-3支护材料规格及消耗表
三、临时支护
1、每循环开炮完毕后,在跟班队长及跟班安全员的指挥下,用长柄工具将顶板松散的煤、矸挑落,然后上顶网,网与网搭接100mm,每100mm联一道铁丝,联网采用16#铁丝,双股对折,拧三圈,保证紧贴顶板。
2、一采区轨道巷采用2根NDZ-31.5m内注式单体液压支柱配合1.4×0.13×0.15m的道木或1/2Φ18cm×2.4m的半园木棚板进行临时支护。
3、永久支护距工作面最大控顶距为1.8米,最小控顶距为0.2m。
设计参数表表3—2
名称
单位
参数
顶锚杆间距
mm
850
顶锚杆排距
mm
800
帮锚杆间距
mm
800
帮锚杆排距
mm
800
锚索间距
mm
1700
锚索排距
mm
1600
顶锚杆锚固力
KN
110
顶锚杆紧固力
N.M
≮100
帮锚杆锚固力
KN
50
帮锚杆紧固力
N.M
≮60
锚索预紧力
T
8-12
锚索锚固力
T
20-23
支护材料规格及消耗表表3-3
项目
规格
指标
单位
数量
螺纹钢全锚锚杆
Φ20mm×2.2m
根/米
5
W型钢带
200㎜×4000㎜厚度为3㎜
根/米
1.25
树脂铁锚杆
Φ16mm×1.6m
根/米
10
锚杆锚固剂
MSCK2355
根/米
15
MSK2355
6.25
MSZ2355
1.25
锚索
Φ17.8mm×5m
套/米
1.25
托梁
600㎜长的12#槽钢
根/米
1.25
Φ6㎜钢筋网
900㎜×1.7m
平方米/米米
12.375
W型托板
200㎜×400㎜
块/米
10
喷浆料
水泥
吨/米
1.0
砂子
平方米/米
1.3
石子
平方米/米
1.3
备注
表中耗量不包括绞车房等硐室消耗
第四章掘进方式
一、掘进方式
1、一采区轨道巷上山采用炮掘工艺。
2、巷道开口及绞车房、硐室等采用炮掘施工工艺(具体编制专项措施)。
二、工艺流程
掘进前必须先进行“有掘必探(钻探),有疑必钻,先探后掘”的原则,每次掘进前必须按照掘进允许通知单的要求掘进,每次钻探或物探的距离为100米,允许掘进距离为70米。
炮掘工艺流程:
交接班→安全质量检查、验收(满足掘进允许通知单的要求)→打眼开炮→临时支护→装煤→永久支护→清理。
上综掘机后施工工艺:
交接班→安全质量检查、验收(满足掘进允许通知单的要求)→割煤→临时支护→永久支护→下循环。
三、作业形式
工作面爆破、运煤流水线作业,与运料、钉道平行作业。
1、交接班
实行井下现场交接班,根据各工种各岗位按时对应交接,以质量标准化标准为准则,对工作面顶板情况,支护情况,设备运行情况,任务完成情况,进行全面详细检查,认真交接,做到责任明确,共同协商遗留问题,做好施工的准备工作。
2、安全质量检查
每班开工前都要对作业范围内的安全情况进行一次全面的检查。
检查巷内通风设施,瓦斯浓度,并认真清除顶帮浮岩、伞檐、活石等一系列不安全隐患,确认安全后,方可作业。
3、打眼开炮
(1)、打眼采用ZQS-65/2.5S手持式风动水钻配合1.5-2.0m的空心螺旋麻花钻杆,Ф32㎜的合金岩石钻头钻眼,炸药选用集团公司化工厂生产的2#矿用乳化炸药和同厂生产的毫秒电雷管,爆破用MFB-100(KB)型发爆器。
(2)、装药结构及封孔:
正向装药(炸药和雷管的聚能穴均指向眼底),采用水炮泥和黄土炮泥封孔,封泥长度不小于0.5m。
(3)、联线方式:
串联联线
(4)、放炮安全距离:
放炮安全距离在有掩护的情况下,全煤巷道直线段不小于50m,半煤岩不小于75m,岩巷不小于100m。
(5)、炮眼布置及爆破说明书
掏槽方式为楔形掏槽,炮眼间距、深度、角度、装药量及起爆顺序严格执行炮眼布置三视图及爆破说明书。
4、上综掘机后割煤
(1)掘进机司机或爆破工必须持证上岗,按章操作。
(2)开机前必须认真检查巷道中、腰线及掘进机的开关、信号、喷雾、油量、灯光等,确认无误后,方可进行开机。
(3)开机前必须提前3分钟发出警报,其前方及转载机活动范围内,严禁有人。
(4)割煤过程中,司机工作时精力要集中,开机要平稳,看好方向线,听从指挥,前进时将铲板落下,后退时将铲板抬起,并需有一名副司机配合作业,负责观察掘进机运行情况及后方信号,有异常情况立即停机,切断电源。
割完煤后,底板留有1.0米左右的落煤,用于施工顶锚杆待施工锚杆完毕,再将浮煤清扫干净。
(5)司机要经常注意掘进机运转情况,发现异常,应立即停机处理隐患。
(6)掘进机司机遇到超过设计截割硬度的岩石,不得强行截割,必须退出机组,采用放震动炮的方法进行处理,掘进机后撤距离不小于15米。
(7)掘进机无照明灯禁止开机割煤,无水或水量不足禁止割煤。
(8)停机后,截割头必须及时落地,司机锁好急停,其他人员不得开机。
(9)每班结束后,将掘进机退后5m,截割头落至底板,并切断电源,断开闭锁开关。
5、临时支护
每循环完毕后,必须选有经验的老工人站在安全地点,进行敲帮问顶,将工作面的活矸、活石挑落,确定安全后,在工作面迎头进行临时支护。
6、永久支护
(1)掘进过程中,如够一循环进度,则必须及时进行永久支护,不准滞后,顶、帮锚杆要同步施工,保证施工质量。
(2)设备配备
工作面设备配备表表4-1
名称
型号
数量
备注
风动锚杆
锚索钻机
MQT-120C
3台
一台使用,一台备用,一台地面检修
锚索张拉千斤顶
YCD-18
1台
对锚索施加预紧力
风动钻机
ZQS-65/2.5S
2台
用于施工帮锚杆及工作面钻眼
喷浆机
pz-5型
2台
用于喷射砼,一台使用,一台备用
(3)锚杆施工工艺
A、钻眼前,首先“敲帮问顶”,清除活煤、活石,拉起中线(或根据激光指向仪),根据设计要求测量巷道规格,整修后定出眼位,并作出标记,然后严格按照设计的眼位、角度、深度进行钻眼。
孔径与树脂锚杆类型、锚固剂规格相匹配。
B、安装锚杆前,必须详细检查锚杆的眼孔位置、角度、孔深、间距、巷道规格、锚杆及其配件的规格质量是否符合要求,并用压风吹尽孔内的积水及岩粉。
C、树脂锚杆的安装顺序为:
经检查孔深合格后,用杆体将药卷轻轻送至孔底(应注意用力适度,以免捅破药卷出现药卷失效或侧滑现象),然后将锚杆安装在锚杆机上,进行搅拌,搅拌同时将杆体缓缓推至眼底,搅拌时间不少于30s,确保搅拌均匀,搅拌完毕后,等一分钟,然后将杆、机分离,在孔口处用木楔或岩块挤住杆体,以防药卷固化前杆体因自重而下坠,至少等10min以后,再压钢筋托梁,上铁饼、螺帽,用力矩扳手将螺母紧固到140N.M,该锚杆即安装完毕。
D、锚杆的紧固可用专用套管,风动锚杆机进行紧固,紧固力不小于140N.m,紧固力用力矩板手检验,并对锚杆的质量进行记录。
E、帮锚杆眼用手持风动钻机配合Φ28㎜麻花钻杆打出,眼深为1.5m,孔径28mm,眼角度垂直于两帮。
打眼时,严格执行“敲帮问顶”制度,严格按《打眼工操作标准》操作,打眼后,应将孔内积水煤岩粉冲洗干净。
(4)锚索安装工艺
A、锚索孔采用S19中空六方接长式钻杆配Φ28双翼钻头,用锚杆钻机打眼。
B、钻眼至规定深度后,退下钻杆前,先用压风及水清孔,退下钻杆后,把钢绞线(未上锚固剂)人工送入眼底,清理退钻杆时可能漏下碎石,至少捅三次,方可退出钢绞线。
C、插入锚固剂前应先检查其质量(以手感柔软为合格)及型号(顶部1支K2355型,中部ZK2355,下部1支Z2355型),锚固剂应头尾相接,不得平行送入。
D、锚索下端套上专用搅拌器,人工将钢绞线连同锚固剂轻送至眼底后,对树脂锚固剂进行预压缩处理。
E、将专用搅拌器尾部六方型套具插入锚杆机六方孔上,一人扶住钢绞线,一人操作锚机钻机,一边推进,一边搅拌,搅拌时间不少于45秒。
F、停止搅拌,继续保持锚杆钻机推力约1分钟后,退缩锚杆钻机。
G、至少15分钟后,卸下专用搅拌驱动器,装上托梁、托盘、锚具、并将其托至紧贴顶板的位置。
H、2人将张拉千斤顶套在锚索上,挂好安全链,开泵进行张拉预紧,并注意观察压力表读数,达到设计预紧力8-12T时,迅速换向回程,卸下张拉千斤顶。
I、确保锚索外露长度保持在不超过300mm,不小于200mm。
(5)锚杆、锚索支护注意事项:
①除靠底板的帮锚杆可滞后5.0米外,其余顶、帮锚杆必须紧跟工作面。
锚索够距离必须跟到工作面,且必须根据标志层,确
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