六采区东翼轨道上山.docx
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六采区东翼轨道上山.docx
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六采区东翼轨道上山
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本作业规程掘进的巷道为六采区东翼轨道上山。
巷道北面为-480m东翼轨道大巷里车场,东面为六采区东翼胶带上山。
二、掘进目的及用途
本巷道掘进的目的是为了准备六采区东翼采区,满足通风、运输和行人等需要。
三、巷道设计长度及服务年限
1、巷道设计长度:
595.51m(平距)。
2、服务年限:
约5年。
3、坡度:
分别按平巷、24.5°上山施工,到3煤后沿煤层底板施工。
四、预计开、竣工时间
本工程自2014年2月上旬开工,预计2014年8月旬峻工。
五、施工要求
1、掘进之前,地测部门提供详尽的水文、地质资料,做好水文地质的预测、预报工作指导施工,以便施工单位掌握好巷道掘进时的层位,根据巷道揭露的岩石性质,及时调整施工单循环进尺;构造部位是顶、底板砂岩出水的主要部位,在施工中,及时做好探、防水工作及排水准备工作;观察巷道内的出(透)水征兆,若有透水预兆或有构造导水迹象时,立即停止作业并向调度室汇报,及时撤出人员,严格按避(救)灾程序及方法进行处理。
2、煤层具有自然发火倾向,煤尘具有爆炸性,在施工过程中必须加强通风防尘工作。
3、巷道掘进期间,应当加强迎头支护质量,针对现场揭露地层情况的不同,现场及时采取加强支护措施,并及时向生产技术部汇报,及时变更支护参数、方式。
4、在掘进中必须坚持“预测预报,有疑必探,先探后掘,先治后采”的施工原则,迎头揭露构造时,应当立即通知有关部门,收集现场资料并分析、研究,以便为今后工作面的布置提供可靠依据。
5、揭露地质构造及时及时汇报地测部和生产技术部,过断层期间要加强断层附近的顶板支护。
第二节编写依据
一、编制依据
本作业规程根据生产技术部提供的《六采区东翼轨道上山施工联系书》(编号:
YM14-01-19)及有关图纸资料、《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》以及《煤矿安全质量标准化标准及考核评定办法》等法律、法规、行业标准进行编制。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《六采区东翼轨道上山掘进地质说明书》,委托时间:
2014年1月19日,提交时间:
2014年01月21日。
三、矿压观测资料
根据巷道平面布置图和地质说明书等资料,施工过程中将揭露断层YF33-2、YF62和YF65,因此施工中特别是揭露断层时应加强本掘进工作面顶板管理,确保支护质量和支护强度,根据巷道顶、帮岩性的变化,及时选择相应的支护参数与方式。
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
表2-1-1井上、下对照关系表情况表
煤(矿)层
名称
3煤层
水平
名称
-480水平
采区名称
东翼采区
掘进工作
面名称
六采区东翼轨道上山
地面标高/m
+43.6m~+44.5m
工作面标高/m
-478.0m~-428.0m
地面的相对
位置及建筑物
该巷道地面相对位置为农田,无较大建筑物,掘进对地面无影响
井下相对位置及掘进巷道的影响
该巷道井下北面为-480m东翼轨道大巷里车场,东面为六采区东翼胶带上山,南面为断层YF20,西面为断层YF33保护煤柱
邻近巷道对掘进巷道的影响
六采区东翼轨道上山四周无正在施工的巷道,对该巷道施工无影响
工程要求
锚网、喷浆支护
施工岩石性质
大区段为全煤巷道,局部过断层为全岩、半煤岩巷道
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
六采区东翼轨道上山所在区段地层为一单斜构造,平均煤(岩)层倾角约14°。
根据地测部提供的《六采区东翼轨道上山掘进地质说明书》,六采区东翼轨道上山先按24.5°施工至3煤后沿煤层底板掘进,过断层时会揭露3煤层底板细砂岩和泥岩,以及顶板细砂岩、砂质泥岩和中、细砂岩,过断层YF33-2后沿煤层掘进。
附表2-2-1煤层特征情况表
附表2-2-23煤层顶底板岩性特征表
附图地层综合柱状图(1:
200)。
表2-2-1煤层特征情况表
指标
单位
参数
备注
煤层厚度(平均)
m
3.7
煤层倾角(最小~最大/平均)
°
12~17/14
地压
正常
煤(矿)层结构
简单
地温
°C/100m
3.18
煤的自燃
二类自燃
绝对瓦斯涌出量
m3/min
0.06
煤尘爆炸指数
%
36.12
具有爆炸性
表2-2-23煤层顶、底板岩性特征表
顶底板
名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
中、细砂岩
10.5~16.5
灰白色,巨厚层状,细粒砂状结构,成分以石英为主,长石次之,次棱角状,分选性中等,含煤线及植物碎屑化石
直接顶
细砂岩、砂质泥岩
3.44~5.69
灰白色,巨厚层状,细粒砂状结构,成分以石英为主,长石次之,次棱角状,分选性中等,含煤线及植物碎屑化石
直接底
泥岩、细砂岩
0.96~4.5
深灰色,厚层状,泥质胶结,平坦状断口具裂隙,含植物碎屑化石。
细砂岩灰色-灰绿色,薄层状,细粒砂状结构,成分以石英为主,长石次之,次棱角状,分选性好,平行层理,具裂隙,充填方解石
老底
泥岩、细砂岩
7.7~13.5
深灰色,厚层状,泥质胶结,平坦状断口具裂隙。
细砂岩灰色-灰绿色,薄层状,细粒砂状结构,成分以石英为主,长石次之,具裂隙,充填方解石
二、瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤尘爆炸指数
揭露煤(岩)层为早二迭系山西组3煤层及煤层顶、底板,绝对瓦斯涌出量为0.06m3/min,为低瓦斯矿井;3煤层煤尘具有爆炸性,爆炸指数为36.12%;经测定3煤自燃倾向为二类自燃,地压正常,煤系地层地温梯度3.18°C/100m。
第三节构造地质
根据生产技术部和地测部提供的施工联系书和地质说明书,六采区东翼轨道上山沿3煤层顶板施工,施工过程中将揭露断层YF33-2∠70°H=55m、YF62∠70°H=5m和YF65∠70°H=10m。
巷道在掘进过程中要超前探测断层YF33-2的位置、产状及导富水性。
表2-3-1断层产状特征表
构造
名称
走向
(°)
倾向
(°)
倾角
(°)
性质
落差
(m)
影响程度
YF33-2
90
0
70
正
40~160
较大
YF62
85
355
70
正
0~20
一般
YF65
102
192
70
正
5~10
一般
第四节水文地质
根据地质说明书:
影响六采区东翼轨道上山正常掘进的水文地质条件主要是3煤层顶、底板砂岩水,3煤层顶板易在构造附近或施工锚索孔时发生揭露型出水。
由于上述两砂岩水均以静储量为主,补给条件差,仅在揭露初期出水较大,对掘进工作面有一定影响,对安全生产不会造成大的威胁。
预计最大涌水量约40m3/h,正常涌水量小于20m3/h,且该巷道为上山掘进,因此要确保水沟畅通、完好,以确保迎头出水及时排出;六采区东翼轨道上山在掘进时要坚持“预测预报,有疑必探,先探后掘,先治后采”的原则。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置
1、六采区东翼轨道上山布置在3煤及其顶、底板岩层中。
2、施工长度为595.51m。
3、巷道开门点位于东翼-480m轨道大巷R1点前11.863m处。
4、方位角分别为230°和172.5°。
附图:
六采区东翼轨道上山平面位置图(1:
2000)
附图:
六采区东翼轨道上山预测剖面图(1:
2000)
附图3-1-1:
六采区东翼轨道上山开门口大样图(1:
200)
二、巷道断面
1、断面1-1,直墙半圆拱断面掘进宽度:
4.40m,掘进高度:
3.40m,掘进断面:
S荒=12.90m2;巷道净宽:
4.20m;巷道净高:
3.30m,巷道净断面:
S净=12.00m2,墙高1.20m。
2、断面2-2,直墙半圆拱断面掘进宽度:
5.00m,掘进高度:
3.70m,掘进断面:
S荒=15.80m2;巷道净宽:
4.80m;巷道净高:
3.60m,巷道净断面:
S净=14.80m2,墙高1.20m。
3、断面3-3,直墙半圆拱断面掘进宽度:
4.20m,掘进高度:
3.50m,掘进断面:
S荒=12.80m2;巷道净宽:
4.00m;巷道净高:
3.40m,巷道净断面:
S净=11.90m2,墙高1.40m。
4、信号硐、躲避硐为直墙半圆拱断面,掘进宽度:
2.20m,掘进高度:
2.10m,墙高:
1.00m,掘进断面:
S荒=4.10m2;巷道净宽:
2.00m;巷道净高:
2.00m,巷道净断面:
S净=3.56m2。
5、绞车硐和钻机窝根据技术部联系书或现场需要而定。
6、水沟为矩形,布置在巷道左帮,净宽300mm,净深300mm。
附图3-1-2:
六采区东翼轨道上山巷道断面图1-1
附图3-1-3:
六采区东翼轨道上山巷道断面图2-2
附图3-1-4:
六采区东翼轨道上山巷道断面图3-3
三、巷道施工顺序
首先按230°方位角平巷施工1-1断面22.656m,然后按172.5°方位角施工平巷2-2断面6.895m,之后中线左偏0.4m,按24.5°上山施工3-3断面193.148m至煤层,再沿煤层顶板施工332.811m,最后变平施工40.000m至设计位置。
硐室布置在巷道左帮,根据现场需要和技术部安排在左帮施工物料硐,深度不超过6m。
在绞车安装位置以及上、下车场把钩位置施工绞车硐室和信号把钩硐室,在需要绞车运输的斜巷内每隔40m设置一躲避硐,根据需要在地测部需要打钻时施工钻机硐。
躲避硐、信号硐净深1.5m,钻机硐和绞车硐位置和尺寸根据施工联系书或相关部室安排施工。
水沟沿巷道左侧施工,两帮及底板砌筑100mm。
水沟上部铺设水泥盖板作为巷道台阶。
上述硐室以及根据需要临时安排的其它硐室,施工前需向生产技术部汇报,施工工艺、安全技术措施均执行本作业规程,支护参数以施工联系书为准,不再提交措施。
四、巷道开门施工
六采区东翼轨道上山开门施工要做好以下工作:
(1)首先健全、完善其通风、运输、排水、监测监控等生产系统。
(2)按由外向里的顺序,对开口处相邻10m范围内的巷道支护进行加固。
(3)将巷道开门口附近的管路、缆线和设备用旧皮带和木板保护可靠,防止放炮崩坏。
(4)严格按中、腰线施工。
第二节矿压观测
一、观察内容及方法
锚杆抗拉拔力、预紧力和喷体强度、厚度
表3-2-1矿压观测内容、目的及方法一览表
序号
观测内容
观测目的
测试工具
备注
1
锚杆螺帽紧固
是否达到要求
203030测扭矩扳手
2
喷体强度
是否达到要求
试块模具
150×150×150mm
3
喷浆厚度
是否达到要求
钻孔法
4
锚杆抗拉拔力
是否达到要求
LDZ-200锚杆拉力计
二、观测方法
1、锚杆抗拉拔力
根据我矿义矿经发[2006]39号锚杆、锚索锚固力检测暂行管理规定》文件规定,每班由专人(验收员)采用LDZ-200型锚杆拉力计对锚杆锚固力抽查,每小班检测一组,每组分别检查顶部一根、两帮各一根锚杆锚固力是否达到作业规程要求。
2、锚杆预紧力
采用203030专业级扭力扳手检测锚杆预紧力。
3、喷体厚度、强度
锚网喷巷道不超过25米打一组喷厚检查孔(每组至少3个,顶板一个,两帮各一个),测量喷厚,并由验收员记录在记录本中,存好备查。
对达不到要求的重新补喷,直至达到要求。
每50米做一组喷体强度试块(3块,规格为150mm×150mm×150mm),并交于生产技术部进行强度检测,对达不到设计要求的,必须查明原因。
三、数据处理
1、数据处理采用边施工、边观测,及时对数据进行分析、判断,并把分析的结果反馈到设计和施工中去。
2、当锚杆锚固力达不到设计要求时,必须补打。
补打后检测仍不合格时停止施工,及时汇报生产技术部,采取有效支护措施后,方可进行施工。
3、锚杆预紧力达不到设计要求的,重新紧固。
4、所做检测现场填写记录表,升井后填写记录台帐,如不符合,必须重新补打,并将结果记录备查。
第三节支护设计
一、永久支护
根据工程类比法确定六采区东翼轨道上山永久支护方式为锚网喷支护;喷厚100mm,喷射混凝土强度为C20。
1、对六采区东翼轨道上山按断面1-1及围岩硬度计算支护材料规格和参数
(1)按悬吊理论计算锚杆参数:
锚杆长度计算:
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=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;
其中:
H=B/(2f)=4.40/(2×6)=0.367m
式中:
B—巷道开掘宽度,取4.40m;
f—顶板岩石坚固性系数,取6;
则L=2×0.367+0.5+0.1=1.334m
(2)锚杆间距、排距计算,通常间排距相等,取a:
a=[]1/2
式中:
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,50KN/根;
H—冒落拱高度,取0.367m;
r—被悬吊砂岩的重力密度,取25kN/m3;
K—安全系数,一般取K=2;
a=[50/(2×0.367×2((5)]1/2=1.65m
2、对六采区东翼轨道上山按断面2-2及围岩硬度计算支护材料规格和参数
(1)按悬吊理论计算锚杆参数:
锚杆长度计算:
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=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;
其中:
H=B/(2f)=5.00/(2×6)=0.42m
式中:
B—巷道开掘宽度,取5.00m;
f—顶板岩石坚固性系数,取6;
则L=2×0.42+0.5+0.1=1.44m
(2)锚杆间距、排距计算,通常间排距相等,取a:
a=[]1/2
式中:
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,50kN/根;
H—冒落拱高度,取0.42m;
r—被悬吊砂岩的重力密度,取25kN/m3;
K—安全系数,一般取K=2;
a=[50/(2×0.42×2((5)]1/2=1.543m
3、对六采区东翼轨道上山按断面3-3及围岩硬度计算支护材料规格和参数
(1)按悬吊理论计算锚杆参数:
锚杆长度计算:
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=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;
其中:
H=B/(2f)=4.20/(2×6)=0.35m
式中:
B—巷道开掘宽度,取4.20m;
f—顶板岩石坚固性系数,取6;
则L=2×0.35+0.5+0.1=1.30m
(2)锚杆间距、排距计算,通常间排距相等,取a:
a=[]1/2
式中:
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,50kN/根;
H—冒落拱高度,取0.35m;
r—被悬吊砂岩的重力密度,取25kN/m3;
K—安全系数,一般取K=2;
a=[50/(2×0.35×2((5)]1/2=1.69m
通过计算,结合巷道掘进过程中所揭露岩石的赋存状况和岩体层理厚度、层间结构关系,巷道拱部7根选用Ф20mm、L=2300mm的等强度金属螺纹锚杆,两帮选用Ф20mm、L=2100mm金属螺纹锚杆,锚杆间、排距均为800mm。
硐室采用Ф20mm、L=2100mm的金属螺纹锚杆,上述支护材料和参数满足要求。
锚网支护紧跟迎头,帮部锚杆距底板不得超过500mm,网片距底板不超过300mm。
喷浆支护:
喷浆厚度为100mm,喷射混凝土强度C20,墙部基础100mm。
附图3-3-1:
六采区东翼轨道上山断面1-1永久支护示意图
附图3-3-2:
六采区东翼轨道上山断面2-2永久支护示意图
附图3-3-3:
六采区东翼轨道上山断面3-3永久支护示意图
二、临时支护
1、六采区东翼轨道上山采用3组杠杆式前探梁作为临时支护方式。
每组前探梁由1根前探梁及1个吊环、木墩共同组成,吊挂在顶部相邻3根锚杆上。
2、每次爆破完毕后,由外向里认真检查巷道的安全状况,发现隐患及时处理,在隐患排除之前,严禁进行与此无关的其他工作。
3、到达迎头后,先在已加固好的锚网支护下进行找顶工作,用长把工具及时清除前方顶部悬矸、危岩、活石,确保安全后,进行铺网、连网(临时支护时每片网与后部网子连接点不少于2扣),铺网时先将两片网左右对接,与原支护网子按规程规定压接并连网。
找顶时,人必须站在永久支护或临时支护的掩护下工作。
4、将吊环固定在靠近迎头第1排锚杆上,先将中间前探梁先后由后向前穿入吊环,根据吊环高低可调整穿入上面或下面的格中探至第一排网前端,然后,压下前探梁后端使前端将中间网子挑起并与顶板接实,在吊环后侧前探梁与顶板之间用木墩刹紧,再将两侧前探梁按照同样的方法安装完毕。
5、按照第3、4条规定铺设、连接第二排网,并将前探梁串至第二排网前端完成第二排锚杆的临时支护(循环进尺为0.8m时不需要此步骤),再由后向前进行锚杆支护,迎头渣较多时可先耙迎头再永久支护。
6、木墩一端用Φ8mm钢筋弯制成的U型卡将链钩固定好,木墩刹紧后将链钩固定在前探梁上,防止落下伤人。
7、然后在前探支护的掩护下及时进行巷道支护工作,前探梁使用必须紧固有效,要经常检查前探梁、吊环有无裂纹、开焊、损坏等,发现问题要及时更换。
8、前探梁采用长×宽=60mm×60mm的方形钢管制作而成,壁厚不小于3mm,前探梁长度4.5m,相邻2根前探梁间距为0.8m。
循环进尺为1.6m,前探梁探至网子前端且最大控顶距离不超过1.9m(自前排锚杆计);放炮后施工1排锚杆时,前探梁探至网子前端且最大控顶距离不超过1.1m(自前排锚杆计)。
9、吊环安装时固定在顶板支护锚杆上,安装吊环时螺帽必须上紧;临时支护使用完摘下吊环后,要对挂吊环的锚杆重新紧固以达到设计紧固力矩。
10、顶板完好时,直接用前探梁和网子接顶;顶板松软、破碎时,在前探梁和铺设网子之间用木板或木刹接顶、背实。
11、每排锚杆顶部5根(断面2-2为7根)锚杆支护完毕后方可撤下临时支护,锚网支护完毕,锚杆距迎头不得超过300mm,超过300mm时,打眼过程中必须使用前探梁进行临时支护。
12、巷道开门及硐室施工时无法正常使用前探梁,采取浅循环(0.8m)作业,掘进1~2排后开始使用临时支护。
放炮后及时找掉顶帮活矸危岩,并安排专人观察顶板,如有冒顶、片帮预兆时人员立即撤至安全地点,待顶板稳定后再进行处理。
附图3-3-4:
断面1-1临时支护平、剖面图
附图3-3-5:
断面2-2临时支护平、剖面图
附图3-3-6:
断面3-3临时支护平、剖面图
三、特殊支护
巷道开门后形成三岔口,对交岔点处采用锚索进行加强支护(对交岔点5m范围),锚索间距1700mm、排距为2400m,每排3根,其它要求同上。
第四节支护工艺
一、支护材料规格及参数
1、钢筋焊网:
采用Ф6mm冷拔钢筋点焊加工而成的经纬平网,网的规格为长×宽=2000×1000mm,网格为长×宽=100×100mm。
2、吊环:
吊环为直径20mm的圆钢和厚度10mm钢板加工成“日”字型,上端为中间带螺帽的钢板,悬挂前探梁使用。
当顶板超高或变坡造成前探梁无法穿入吊环时,可用Φ20mm锚杆作为加长杆(L=20~40mm、一端焊接螺帽)连接顶板锚杆和吊环,但每处螺帽必须上紧。
3、长把工具:
直径为25mm、长度不小于2.2m的钢管制成,前端带尖,便于找掉活矸危岩。
4、木墩及挂钩:
木墩规格为宽×高=120mm×100mm的方木加工而成,长度200mm~500mm,用于吊环后前探梁和顶板之间刹紧使用。
木墩一端和一侧面为锯齿形,对应端和侧面挖有宽7mm、深10~100mm的槽卡住前探梁,挂钩用10~15cm的8#圆钢弯成。
5、锚杆(含托盘、螺帽)及锚固剂:
锚杆采用等强度螺纹钢加工而成,规格:
Φ=20mm、顶部L=2300mm、帮部L=2100mm;托盘为正方形,规格为长×宽=150×150mm,用10mm钢板压制成弧形;树脂锚固剂型号为MSCK2845,直径28mm,每块药卷长度为450mm,锚杆均使用配套标准螺母紧固。
6、前探梁:
采用长×宽=60mm×60mm的方形钢管制作而成,壁厚不小于3mm,前探梁长度4.5m。
7、铁丝:
14#铁丝,用于网子压茬部分的连接,连网时沿所压茬网子的上层网的边沿连接,相邻两连接点间距不大于300mm,锚杆托盘处按连接点计。
8、锚索及锚固剂:
锚索采用直径15.24mm低松驰钢绞线加工而成,长度为5.0m,锚固剂型号为MSCK25450,直径25mm、长度450mm,采用配套托盘和标准索具,对交岔点加强支护。
9、水泥:
标号PO32.5R的矿用硅酸盐水泥。
10、为纯净的河砂,砂含水率为4%~6%,含泥杂量不得大于3%。
11、石子:
直径不小于5mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%以下,含泥杂量不得大于3%。
12、速凝剂:
型号为J85型。
掺入量一般为水泥重量的2%~3.5%,喷拱时取上限,喷淋水区时,可酌情加大速凝剂掺入量,速凝剂加入要均匀。
13、备用支护材料п型钢,规格4.0m,5根;液压支柱,规格2.8m,10根;木垛料或木板,规格为长×宽×高=1000mm×150mm×120mm,30根;注液枪2支。
存放在六采区东翼轨道下山料场内。
二、锚杆支护工艺及要求
(一)锚杆安装
1、打锚杆眼
(1)采用7655型风钻、MQS-45/300型风煤钻、MQT-110型风动锚杆机,直径32mm钻头,打锚杆眼。
(2)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。
按中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合要求的及时进行处理。
锚杆眼的位置要准确,眼向误差不得大于15°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻钎上做好标志,严格按锚杆长度打锚杆眼(顶部2200mm、两帮2000mm),眼深偏差值在50mm以内。
锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时,必须在完好支护的掩护下操作。
打眼的顺序,遵循由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。
2、锚杆安装
(1)采用MQT-110型风动锚杆机或MQS-45/300型风煤钻安装锚杆。
(2)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。
(3)首先把2块树脂锚固剂送入眼底,然后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煤钻卡住螺帽。
开动钻机,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,方可撤钻。
搅拌旋转大于35s后,卸下螺帽,挂好网,上好托盘,拧上螺帽,12min之后,拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力。
锚杆盘要紧贴岩壁,锚杆与巷道轮廓线切线或层理面、节理面、裂隙面垂直。
(4)工艺流程:
定眼位→打眼→吹眼→放树脂锚固剂→搅拌→凝固→紧固。
(5)由于岩性松软或局部片帮冒顶造成托盘
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