2501轨道巷作业规程机掘.docx
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2501轨道巷作业规程机掘
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2501轨道巷,在二采回风下山内开门,自2501运输巷南帮向南78m(斜距)为巷道北帮向西开门施工,夹角90o向西施工约650m到位。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为了放出2501回采工作面,用于安装采煤设备。
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:
根据设计要求,2501轨道巷,在二采回风下山内开门,自2501运输巷南帮向南78m(斜距)为巷道北帮向西开门施工,夹角90o向西施工。
巷道按矩形断面顺底板施工,净宽为4.0m,净高为3.3m,总工程量约为650米。
采用EBZ-160掘进机沿A5煤层底板掘进施工。
服务年限:
等同于2501工作面开采年限。
四、预计开、竣工时间
根据矿接续安排,本掘进工作面自2014年6月末开工,预计2014年7月末竣工。
第二节编写依据
一、勘探报告及批准时间
勘探报告名称为《新疆库车县北山煤矿区永新煤矿勘探报告》,批准时间为2005年12月。
二、设计说明书及批准时间
设计说明书名称为《新疆库车县永新矿业有限责任公司初步设计说明书》,批准时间为2008年1月。
掘进地质说明书为《2501轨道巷掘进工作面地质说明书》,批准时间为2014年6月。
三、矿压观测资料
巷道沿A5煤层底板留顶煤掘进,掘进过程中易对围岩造成破坏,掘进施工过程中每隔100m在巷道顶板安设顶板离层指示仪对顶板进行观测,及时对观测到的数据进行分析、判断,并把结果反馈到施工过程中,从而不断修改设计,指导生产。
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
地面相对位置及邻近采区开采情况表表一
水平名称
+1767
采区名称
二采区
地面标高(m)
+1829.1~+1970.4
井下标高(m)
+1670~+1765
地面的相对
位置及建筑物
地面相对位置为高山、无民房及建筑物。
井下位置及
掘进对地面
设施的影响
根据设计要求,2501轨道巷,在二采回风下山内开门,自2501运输巷南帮向南78m(斜距)为巷道北帮向西开门施工,夹角90o向西施工。
位于矿井中部,南为二采区集中回风巷,北为二采区集中回风大巷,东为二采区集中回风下山;南为2501回采工作面;因2501回采工作面暂未施工,掘进过程中暂时未对地面造成影响。
邻近采区
开采情况
矿井内二采区集中运输巷、回风巷开拓完毕;二采区集中运输下山、二采区集中回风下山正在施工。
走向
0°
倾向
340°~350°
倾角
5~12°
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
A5煤层厚度3.55~7.12m,平均厚度为6.0m。
煤层结构简单,属较稳定煤层。
该煤层直接顶板为以粉砂岩和细砂岩为主,局部地段与老顶砂岩直接接触,厚度一般在0~11.38m之间。
老顶老顶为细砂岩、粗砂岩,厚度在11.47~16.05m,无伪顶,岩石属泥质钙质胶结,在干燥及天然状态下,岩石抗压强度较大,不易变形,在饱和状态下强度大大降低。
据测试煤层直接顶板在饱和状态下单轴抗压强度为6.4~21.9MPa。
在天然状态下单轴抗压强度为13.4~44.3MPa,软化系数0.31~0.63,软化系数<0.75,岩石抗水性较差,属软弱岩石。
该煤层直接底板以泥质粉砂岩为主,厚度一般在0.98~4.34m之间。
老底为细砂岩、中砂岩、砾岩为主,厚度在9.99~16.89m之间,无伪底。
岩石属泥质、钙质胶结,在干燥及天然状态下,岩石抗压强度较大,不易变形,在饱和状态下强度大大降低。
据测试煤层直接底板在饱和状态下单轴抗压强度为7.4~34.3MPa。
在天然状态下单轴抗压强度为27.6~51.4MPa,软化系数0.28~0.67,软化系数<0.75,岩石抗水性较差,属软弱-中等强度岩石。
顶、底板岩性特征表表二
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
细砂岩
粗砂岩
11.47~16.05
泥质钙质胶结,在干燥及天然状态
下,岩石抗压强度较大,不易变形,
在饱和状态下强度大大降低。
直接顶
粉砂岩
细砂岩
0~11.38
饱和状态下单轴抗压强度为6.4~21.9MPa。
在天然状态下单轴抗压强度为13.4~44.3MPa,软化系数<0.75,岩石抗水性较差,属软弱岩石。
A5煤层
煤层
3.55~7.406.0
为中厚-厚煤层,煤层厚度变异系数36%,煤层可采性指数1,全区可采,结构简单含夹矸0-1层,煤类单一,属于较稳定型煤层;
直接底
泥质粉砂岩
0.98~4.34
饱和状态下单轴抗压强度为7.4~34.3MPa。
在天然状态下单轴抗压强度
为27.6~51.4MPa,软化系数<0.75,
岩石抗水性较差,属软弱~中等强度岩石。
老底
细砂岩
中砂岩
砾岩
9.99~16.89
泥质、钙质胶结,在干燥及天然状态下,岩石抗压强度较大,不易变形,在饱和状态下强度大大降低。
附:
岩层综合柱状图
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
根据相邻巷道情况统计,瓦斯涌出量为0.09m3/min。
井田内煤尘有爆炸危险,煤层属易自燃发火煤层,该井田内煤炭的自燃发火期64天。
为瓦斯矿井。
第三节地质构造
A5煤层倾向340°~350°,倾角5°~13°之间,矿区范围内地层有波状起伏,煤层底板表现为南高、北低,东部略高、西部略低之势,小构造不发育,未发现地层褶皱及断层构造。
第四节水文地质
1、根据矿勘探地质报告及水文地质补勘报告,矿井含水条件为二类;该掘进工作面主要含水层为顶、底板砂岩及火烧区含水层,由于矿井火烧区边界探查不明,赋存情况不明,预计以静水储量为主,将以淋水的形式进入巷道。
该掘进工作面沿A5煤层火烧区边界线掘进施工,施工时要求距火烧区边界线最小距离为20m,施工时必须按照规定施工探放水工程,以保证施工安全。
2、根据矿井正常涌水量,采用相关比拟法预计:
Q1=Q×nS1/S预计掘进工作面涌水量。
其中Q—矿井正常涌水量(2.93m3/min);
Q1-2501轨道巷掘进工作面正常涌水量;
S-井田面积(2000000m2);S1-2501轨道巷面积(6048㎡)。
Q1=2.93×46048÷2000000
掘进工作面正常涌水量为Q1=0.64m3/min
涌水量变动系数取1.5,最大涌水量为Q=0.97m3/min。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
根据设计要求,根据设计要求,2501轨道巷,在二采回风下山内开门,自2501运输巷南帮向南78m(斜距)为巷道北帮向西开门施工,夹角90o向西施工。
总工程量约为650米。
采用EBZ-160掘进机沿A5煤层底板掘进施工。
附:
2501轨道巷平面位置图
第二节支护设计
一、巷道断面
巷道断面净宽4.0m,净高3.3m,净断面积13.2㎡;荒宽4.2m,荒高3.4m,荒断面积为14.28㎡;采用矩形断面。
附:
巷道永久支护断面图巷道临时支护断面图
二、支护方式
1、临时支护形式
(1)采用三根前探梁+方木+钢带作临时支护,割煤后及时使用临时支护,减少空顶时间,顶板破碎难以控制,必须采用超前锚杆加强顶板支护。
超前支护是在每次割煤前,紧贴迎头向前以与顶板45°夹角施工两根直径20mm长度不低于2.0m金属全螺纹钢等强锚杆,锚杆间距0.8~1.2m,锚杆末端用铁锚盘紧固,当顶板非常破碎时,每次施工3根锚杆。
前探梁长度不低于3.2m采用3寸钢管、π型钢或11#矿用工字钢制作而成。
(2)顶板完整时,割煤前最大空顶距0.3m,循环进尺2.0m,割煤后最大空顶距2.3m。
顶板破碎或顶板压力较大时,可降低循环进度,使用前探梁托方木及钢带作临时支护,循环进尺1.0m,割煤后最大空顶距为1.3m;首先打设钢带两端的肩角锚杆,当两端的锚杆打安完毕,并确保打设的锚杆预紧力符合质量要求后,打设中间的锚杆,并确保质量符合质量标准。
施工完毕顶板锚杆后,再施工两帮锚杆。
2、前探梁临时支护顺序如下:
A割煤完毕,掘进机退回将炮头落地,停电闭锁;
B用长把工具(≥2m)敲帮问顶,摘除迎头危矸悬岩;
C吊环前移并向前窜前探梁后托方木(暂时不接顶,以利于铺设钢带及铁丝菱形网);
D在顶板永久支护掩护下按照由外向里的顺序进行铺钢带、铺网工作,将菱形网放在方木及钢带上方,用前探梁将方木、钢带及网托起,安专人观察顶板,保证退路畅通;
E人员在永久支护下用长钎子等长把工具按照中线调正钢带;根据中线将网调整至适当位置,涨紧网使两帮余量对称,将新铺网与原顶网联好;
F将前探梁升起顶紧,使钢带接顶不滑动,进行永久支护。
G打钢带两端肩角锚杆,保证锚杆预紧力达到要求;
H松前探梁,使方木脱离顶板并及时抽走方木,打设顶板中间两根锚杆。
3、巷道顶板完整时进行永久支护的安全措施:
(1)巷道施工过程中要有专人监护,并确保退路畅通,出现异常要立即停止施工撤出人员。
施工前靠近掘进工作面10m内的支护,必须先加固,失效支护必须先行修复后方可进入工作面作业,修复支护时,必须先检查顶帮,严格执行敲帮问顶制度,并由外向里逐排进行。
(2)严格执行割煤后支护巷道顶板及帮部前的敲帮问顶制度,此项工作必须应有2名有经验的人员担任,两人进行,先清出退路,一人观察顶板和退路,一人敲帮问顶。
找顶人应站在安全地点,观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。
①敲帮问顶必须使用长把工具(长把工具长度不少于2m)进行,防止煤矸顺钎而下伤人;
②敲帮问顶人员必须佩带手套;
③敲帮问顶工作应从支护完好的地点开始,由外向里,先顶部后两帮依次进行,敲帮问顶范围内严禁其他人员进入;
④顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时,应首先设置好有效地保护掩体,在保证安全的情况下,方可进行摘除危矸悬岩工作,摘除悬岩时,不得强挖硬刨。
(3)掘进过程中,施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度,特别是在打眼、安装锚杆过程中应清除危岩、伞檐、排除隐患,以避免伞檐掉落、煤岩体片帮造成人员伤害。
巷道严禁留有伞檐施工。
(4)在巷道支护顶帮过程中,禁止施工人员背向裸体巷道作业。
(5)支护后锚杆必须使用机械或力矩扳手拧紧,确保锚杆的托盘紧贴巷壁,锚杆预紧力符合要求
(6)必须经常对掘进工作面后方所有巷道进行检查,视顶板压力显现情况,必要时采取加固支护措施,保证支护完好有效,巷道畅通无阻,发现不安全因素,必须修复合格后,方可进入迎头作业。
(7)当顶板突然来压、支护变形速度剧增时,必须立即停止作业,撤除所有受威胁人员,并向矿调度室及有关单位汇报,待隐患解除后,方可进入迎头作业。
(8)掘进迎头必须备有临时支护材料等物料,规格要根据巷道的断面尺寸确定,放在巷道内合适的地点,码放在巷道内达不到安全间隙要求时,可码放在料场。
三、永久支护
1、顶板支护
(1)巷道采用锚带网支护,使用4.2m“M”型钢带+铁丝菱形网+金属全螺纹钢等强锚杆护顶,并保证钢带、菱形网与顶接实。
菱形网之间用14#以上铁丝绑丝每200mm拧牢。
(2)顶板采用锚杆Φ20mm长度为2.0m金属全螺纹钢等强锚杆(以下简称锚杆),顶板锚杆间排距均900×1000mm,每根锚杆使用2根树锚固剂锚固,当锚固达不到要求时增加一根树锚固剂锚固,锚固方式为加长锚。
顶板靠巷道两帮的锚杆,必须向两帮倾斜,巷道两帮肩角锚杆角度不小于30°。
当顶板破碎及压力增大时可增加锚索桁架或架设工字钢棚加强支护。
2、帮部支护:
施工过程中巷道两帮不安装锚杆,当两帮破碎时,锚杆采用直径不低于16mm,长度不低于1.6m的金属全螺纹钢等强锚杆。
帮部采用锚杆+塑料网护帮,采用二根锚杆支护,当帮部出现裂隙、片帮、爆帮等情况时必须增加钢带压网。
每根锚杆使用2根树脂锚固剂锚固,当锚固达不到要求时增加一根树锚固剂锚固,锚固方式为加长锚。
间排距为1000×1000mm。
3、当顶板破碎或顶板为煤时致使巷道顶板不平造成钢带不接顶板、两帮超旷时,钢带、托盘以里可垫木锚盘或其他可填充物,使其紧贴壁面。
因锚固力不足、外露超长、锚杆杆体滑丝等原因需补打锚杆时,要尽量压原支护钢带或靠近原锚杆位置;因顶超旷无法压钢带时要加钢带块压网支护,并且若顶板同排连续补打锚杆要压短钢带压网护顶。
四、补强措施
(一)锚索补强支护
(1)当巷道顶板较为稳定时,顶板锚索采用单根支护,布置在巷道顶板中间,排距最大2000mm,锚索要与顶板铅垂线呈90夹角打设;钢梁长度为不低于0.6m,钢梁要压钢带施工,锚索跟迎头施工。
(2)当巷道顶板一般时,锚索采用“大五花”布置方式,排距最大2000mm,第一排布置两根锚索分别距巷道帮部约1.3m布置,在第二排巷中布置一根锚索,在第三排布置两根锚索分别距巷道帮部约1.3m布置,依次类推,跟迎头施工;锚索要与顶板铅垂线呈90夹角打设;钢梁长度为不低于0.6m,钢梁要压钢带施工,锚索跟迎头施工。
(3)当巷道顶板破碎时,顶板锚索采用“小五花”布置方式,排距最大1000mm,第一排布置两根锚索分别距巷道帮部约1.3m布置,在第二排巷中布置一根锚索,在第三排布置两根锚索分别距巷道帮部约1.3m布置,依次类推,跟迎头施工;锚索要与顶板铅垂线呈90夹角打设;钢梁长度为不低于0.6m,钢梁要压钢带施工,锚索跟迎头施工。
(4)开门前在开门位置打设锚索,以加强支护强度,锚索布置在按照示意图布置在开门位置。
(二)锚索桁架补强支护
当顶板非常破碎易形成坠兜等,采用锚索桁架,排距最大2000mm,锚索采用“大五花”布置方式顺巷道轴部施工,第一排布置两根锚索分别距巷道帮部约1.3m,在第二排两根锚索巷中布置,在第三排布置两根锚索分别距巷道帮部约1.3m布置,依次类推,跟迎头施工;桁架长度不低于1.3m,桁架一次拖两根钢带,锚索要与顶板铅垂线呈90夹角打设桁架要压钢带。
(三)顶板破碎打锚索不能阻止顶板下沉,顶板破碎严重、顶板压力明显显现或增大时,增加复棚加强支护。
迎头补打锚索后能有效提高顶板支护强度时复棚拖后迎头不大于20m,补打锚索后仍不能阻止顶板下沉的要跟迎头复棚。
五、锚索质量要求
锚索选用高强度、低松弛、1×7钢绞线,直径15.24mm,钢绞线长6m,每根锚索采用4根树脂药卷锚固,最小锚固长度不小于1.5m,锚固方式为端锚;托梁、桁架采用11#矿用工字钢或同材质的钢材制作而成,托梁长度不小于0.6m,桁架长度不低于1.3m。
锚索锚固力应大于200KN,张拉预紧力控制80-100KN,锚索安装48小时后,如发现预紧力下降,必须及时补拉。
张拉时如发现锚固不合格,必须补打合格的锚索。
六、锚杆支护设计
根据同类巷道矿压观测的支护参数、两帮移进量,巷道顶板使用Φ20mm,L=2000mm金属全螺纹等强锚杆,巷道帮部采用直径不低于16mm、长度不低于1600mm的金属全螺纹钢等强锚杆。
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,提高成巷速度创造条件,为此需考虑围岩的完整性。
(按悬吊理论计算锚杆参数)
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度m;H—冒落拱高度m;K—安全系数,一般取K=3;
L1—锚杆锚入稳定煤岩层的深度,一般按经验取0.4m;L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m;
其中:
H=B/2×f=4.2/(5×2)=0.42m
式中:
f—煤岩层普氏坚固性系数,煤层取5B—巷道开拓宽度,取4.2m
则:
L=3×0.42+0.4+0.05=1.71m
取顶板锚杆长度为2.0m。
锚杆直径:
d=L/110
=2.0/110=0.018m<0.020m。
故锚杆直径可选取20mm。
1、顶板锚杆间排距计算
(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=1.10
K护---护顶方式系数,铺设金属网加“M”钢带,取K=1.14
I---直接顶整体系数
Ⅰ:
整体性很好I=0.9
Ⅱ:
整体性较好I=0.75
Ⅲ:
整体性一般I=0.60
Ⅳ:
整体性较差I=0.45
Ⅴ:
整体性很差I=0.30
根据现场直接顶情况,取I=0.75
f——顶板煤岩性(普氏系数),取f=5
则:
d=0.5×1.1×1.14×[(3×0.75)/(2×0.75+1)+(2×5-1)/(2×5+1)]=1.08
(2)顶板锚杆根数:
n=B/d
在净宽4.0m巷道中,取B=4.2m;则n=4.2/1.08=3.9取n=5;
(3)顶板锚杆间距:
D=(4.2-0.5)/(n-1)=(4.2-0.5)/(5-1)=0.925m,取D=0.9m;
(4)顶板锚杆排距:
P=d2/D=1.092/0.9=1.2m,取P=1.0m;
顶板间排距为:
900mm×1000mm;
2、两帮锚杆间排距计算
帮锚杆间排距几何平均数:
d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]
K护---护帮方式系数,铺设金属网加M钢带,取K=1.18
K锚---锚固方式系数,两帮采用树脂端锚1.07
I---直接顶整体系数
Ⅰ:
整体性很好I=0.9
Ⅱ:
整体性较好I=0.75
Ⅲ:
整体性一般I=0.60
Ⅳ:
整体性较差I=0.45
Ⅴ:
整体性很差I=0.30
根据现场煤层性质,取I=0.75
f——煤岩性(普氏系数),取f=5
则:
d=0.5×1.07×1.18×[(3×0.75)/(2×0.75+1)+(2×5-1)/(2×5+1)]=1.08
2、帮锚杆根数:
n=H/d
H——巷道净高,在净高3.3m巷道中,取H=3.4m。
n=3.4/1.08=3.12,取n=3,
3、帮锚杆间距:
D间=(H-0.7)/(n-1)=(3.4-0.7)/(3-1)=1.35m
取D间=1.0m
4、帮锚杆排距:
取D间=1.0m时
D排=d2/D间=1.082/1.0=1.16m
所以:
取D排=1.0m
帮锚杆间排距为:
1000×1000mm
七、巷道支护工程质量规定
(1)净宽为4.0m,合格允许偏差0-+100mm,优良允许偏差0-+50mm。
(2)净高为3.3m,合格允许偏差0-+100mm,优良允许偏差0-+50mm。
(3)锚杆间排距:
顶板900*1000mm,两帮1000*1000mm,允许偏差±100mm;
(4)顶板靠巷道两帮锚杆,必须向巷道两帮倾斜,锚杆端距各自邻近帮距离不大于300mm。
巷道两帮肩角锚杆距巷道顶板不大于500mm,倾斜角度根据顶板倾角调整;
(5)锚杆、锚索安装,合格为:
安装牢固,托盘基本紧贴壁面,不松动,锚杆预紧力不小于设计值的90%;优良为:
安装牢固,托盘紧贴壁面,锚杆预紧力最低值符合设计值。
(6)螺纹钢锚杆预紧力达400N.M。
顶板锚杆锚固力达到130KN,帮锚杆锚固力达到70KN,顶板锚固方式为加长锚,帮锚固方式为加长锚;
(7)网梁的压接质量;合格:
搭接压茬(绑扎)良好,网梁基本紧贴壁面,不松动;优良:
搭接压茬(绑扎)良好,网梁紧贴壁面,无空帮、空顶;金属网之间每隔200mm用14#铁丝双股连牢一处,允许偏差±50mm。
(8)锚杆外露长度30-50mm,锚杆露筋时可垫木托盘、水泥盘等填充物;锚索外露长度150-300mm;顶板锚杆必须成排成行,帮部锚杆沿巷道坡度打设必须成排成行。
(9)锚杆、锚索角度:
与井巷轮廓线的角度和岩层层理夹角≥75度;
(10)锚杆、锚索孔深度:
0~+50mm;
(11)锚索锚固力应大于200KN,涨拉预紧力80-100KN,锚索安装48小时后,如发现预紧力下降,必须及时补拉。
涨拉时如发现锚固不合格,必须补打合格的锚索。
八、锚索支护设计
锚索规格:
高强度、低松驰、粘结式1×7钢绞线,直径15.24mm,最低破断载荷260KN。
根据该巷道的煤岩性柱状图进行分析,锚索锚固体位于A6煤层以上稳定的细砂岩(含砾岩结构)中就能提供足够的悬吊能力。
选用L=6.0m锚索,锚索锚固长度不小于1.5m,获得最佳悬吊效果,锚索以垂直布置最为有利,按照悬吊作用布置锚索时,要确定潜在破坏范围,从而确定被悬吊的载荷。
根据以下公式计算得出:
H'=1.5B=1.5×4.2=6.3m
S=14.28m2
W=SrD排=14.28×24×1.0=342KN
P=260KN
W=342KN>260KN
选用此断面锚索,按照“五花”布置满足要求。
式中:
H'---潜在冒落拱高度,mS---潜在破坏范围面积,m2
B---巷道宽度,mW---潜在垮落范围内自重载荷,KN
r---顶板岩层容重,取24KN/m3D排---锚索排距,1.0m
第三节支护材料
一、支护材料规格及材质
(一)“M”型钢带:
顶板:
长×宽×厚=4200×150×5mm;
(二)菱形网:
顶板:
铁丝菱形网:
长×宽=4300×1200mm,网孔规格50×50mm,使用10#以上铁丝编制。
(三)锚杆:
顶板锚杆:
直径为20mmL不低于2000mm,金属全螺纹锚杆;两帮锚杆:
直径不低于16mm,长度不低于1600mm,金属全螺纹钢锚杆。
托盘:
M钢带托盘:
应采用Q235A以上的钢材制作,尺寸:
M钢带托盘外形寸与M钢带内尺寸相吻合,长度不小于120mm,托盘孔直径应比锚杆杆体直径大1~2mm。
技术性能规定见下表:
材质强度规格
20MnSi
公称直径
(mm)
公称截面
mm2
屈服载荷
KN
抗拉载荷
KN
重量Kg/m
延伸率%
螺距mm
Φ16
16±0.1
201.06
≥69
≥100
1.6
≥15
10±0.2
Φ18
18±0.1
254.47
≥87
≥126
2.0
≥15
12±0.2
Φ20
20±0.1
314.16
≥108
≥156
2.5
≥15
12±0.2
锚杆:
锚杆附件必须与杆体强度相匹配,托盘采用厚度≮8mm的钢板加工。
锚固剂应符合中华人民共和国煤炭行业标准MT146.2-2002要求,直径23mmL=500mm或直径28mmL=350mm。
锚索:
选用高强度、低松弛度(Ⅱ)粘结式1×7钢绞线,其技术参数如下
直径:
15.24mm每m重量:
1.102kg/m级别:
270k强度:
1860N/mm2
截面积:
140mm2延伸率:
≧3.5%最低破断负荷:
260KN
执行标准:
ASTMA416-90G星形轮:
材料极限强度不低于260KN。
托梁、桁架:
使用11#矿用工字钢或u型棚加工,托梁长度为不低于0.6m,桁架长度为不低于1.3m;材料极限强度不低于260KN。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼:
打眼前,首先按照中线,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,眼向误差不得大于15°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、煤粉及积水清理干净。
打眼的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、
- 配套讲稿:
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- 特殊限制:
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- 关 键 词:
- 2501 轨道 作业 规程