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锚网支护技术规范试行

 

煤巷锚网支护技术规范(试行)

 

二〇一六年一月

 

第一章总则

第一条为使******(以下简称******)锚网支护工程的设计符合技术先进、经济合理、安全可靠的要求,规范施工质量管理,促进锚网支护技术健康发展,特制定本规范。

第二条本规范是在对******所属各单位应用锚网支护技术经验总结的基础上,结合国内外先进技术和最新技术发展动态以及******今后煤巷锚网支护技术的发展方向而制定的。

第三条煤、半煤岩巷道的锚网支护参照本规范执行。

第四条推广应用锚网支护技术时,必须坚持科学态度,依靠科技进步,积极推广应用新技术、新工艺、新机具、新材料。

第五条对使用的新型锚网支护材料及防腐锚网支护材料等,使用单位必须将有关物理、化学等技术参数报******生产管理部,经生产管理部审核批准或组织有关单位鉴定后方可使用。

第二章巷道围岩稳定性分类及地质力学评估

第一条对巷道围岩稳定性进行分类,其目的是为巷道锚网支护设计、施工与管理提供依据。

第二条******煤巷围岩稳定性分类,暂按巷道围岩稳定性指数、围岩松动圈范围及巷道开挖后围岩变形量,两种方法进行分类,各矿可根据实际情况采用其中一种或两种进行比较后确定。

在取得丰富的基础性实测资料和深化理论研究的基础上,进一步研究定量分析方法,使围岩稳定性分类更具科学性、合理性和可操作性。

第三条巷道围岩稳定性指数:

巷道围岩开挖前所处位置的最大垂直应力(即原岩应力γH)与巷道围岩岩石单向抗压强度的比值,共分为4类。

见表2-1。

表2-1巷道围岩稳定性指数

巷道稳定性

稳定性指数

稳定

<0.25

中等稳定

0.25—0.4

不稳定

0.4—0.55

极不稳定

>0.55

第四条依据围岩松动圈范围及巷道开挖后围岩变形量进行分类,可分为Ⅰ非常稳定、Ⅱ稳定、Ⅲ中等稳定、Ⅳ不稳定、Ⅴ极不稳定五类。

 

表2-2郑州矿区煤巷围岩稳定性分类

巷道围岩类别

稳定性

顶板位移

(mm)

围岩松动圈

(mm)

I

非常稳定

0~10

0~400

II

稳定

10~50

400~1000

III

中等稳定

50~150

1000~1500

IV

不稳定

150~200

1500~2000

V

极不稳定

>200

>2000

注:

同一巷道可根据围岩变化情况分为若干类,并采取相应的支护对策

第五条地质力学评估为锚网支护设计提供依据。

其内容包括现场地质条件调查、巷道围岩力学性质测定、锚固力拉拔试验。

第六条地质力学评估的具体内容见表2-3。

第七条巷道围岩力学参数是煤巷锚网支护设计的基础资料,支护设计所需的围岩力学指标必须通过实测或地质部门提供。

第八条测试围岩力学性质岩样的采集、包装,测试项目、测试方法等,应符合有关标准的规定和技术要求。

表2-3地质力学评估的内容

序号

原始资料

说明与测取

1

一般取2倍巷道宽度范围内顶板不同岩层层数与厚度

由临近钻孔柱状图和已采工作面资料确定

2

各层节理裂隙间距

指沿结构面法线方向上的均间距,在巷道内或类似条件巷道内测取

3

岩层的分层厚度

指分层厚度的均值

4

岩石的单向抗压强度

利用岩样测定

5

煤层厚度

指被巷道切割的煤层厚度

6

煤层倾角

由工作面地质说明书给出,或在井下直接量取

7

煤层的单向抗压强度

利用煤样测定

8

巷道埋深

地表到巷道的垂直距离

9

地质构造情况描述

工作面地质说明书

10

水文情况描述

工作面地质说明书

11

煤柱宽度

煤柱的实际宽度

12

锚杆在顶板中的锚固力

现场锚固力拉拔试验

13

锚杆在煤层中的锚固力

现场锚固力拉拔试验

14

巷道几何形状与尺寸

宜选用的几何形状是矩形、拱形、斜矩形

第九条巷道锚网支护前应作锚杆(索)锚固力拉拔试验,用于评价巷道围岩的可锚性。

锚杆(索)锚固力拉拔试验应在巷道施工现场或井下相似围岩中进行,每次不少于3根锚杆(索)。

有下列情况之一时必须进行锚杆(索)锚固力拉拔试验:

1.初始设计之前;2.设计变更;3.材料变更;4.围岩地质条件发生变化。

第三章锚网支护设计

第一条锚网支护设计之前,必须详细地收集有关地质资料,按照地质力学评估—初始设计—稳定性分析—按初选方案施工—现场监测—信息反馈与修改、完善设计六个步骤进行,因地制宜,正确有效地加固围岩,充分发挥围岩的自承能力。

第二条根据地质力学评估结果,巷道具备锚网支护条件时,进行锚网支护初步设计。

锚杆(索)支护设计必须进行方案论证,并将论证结论编入作业规程。

第三条各矿煤巷锚网支护设计方案由主管技术部门主持设计,报矿总工程师组织审批,由主管开拓掘进矿长负责实施。

第四条巷道优先选用矩形断面,在特殊条件可采用拱形或微拱形断面。

在满足通风、运输、行人、管线架设、设备安装等要求的前提下,各矿应按照煤层赋存情况及围岩稳定状况,确定巷道断面变形预留量,并在设计中明确规定。

第五条为便于现场施工和质量管理,顶板锚杆长度优先选择2400mm,帮锚杆长度优先选择2000mm。

特殊情况下经矿技术部门进行安全性论证后,可以100mm为单位适当增加或减小锚杆杆体长度,但顶板锚杆长度不得小于2000mm。

锚杆杆体直径不小于20mm,杆体直径与钻孔直径的孔径差应控制在6-10mm,钻孔直径与树脂锚固剂直径之差应为4~8mm。

锚杆间排距推荐使用0.7m、0.8m和1.0m三个层次,可灵活选择并通过锚网支护系统承载力进行校验。

滑动构造区巷道和沿顶掘进巷道锚杆间排距,可根据实际情况调整,并通过锚网支护系统承载力进行校验。

第六条煤巷锚网支护初始设计须遵循以下原则

1、支护形式选择原则

(1)所有巷道严禁使用单体锚杆支护。

(2)顶板围岩达到中等稳定以上的巷道,必须采用锚网支护,锚杆设计锚固方式为加长锚固,即使用1支K2350树脂锚固剂和1支Z2350树脂锚固剂(巷帮可以使用1卷K2370的锚固剂);锚索设计锚固方式为端头锚固,即使用1支K2350树脂锚固剂和2支Z2350树脂锚固剂。

遇特殊地质条件时,可根据实际情况加大锚杆(索)锚固长度,同时遇有淋水地段时,采用快速锚固剂,必要时使用防水型锚固剂。

(3)厚煤层托顶煤掘进的巷道;层厚较薄、层理、节理较发育的复合顶板;岩体松软压力大的巷道;巷道断面大、沿空送巷、孤岛开采的工作面两巷;构造复杂的巷道。

必须采用锚梁网、锚索联合支护,并视现场情况架设防护性支架。

锚杆(索)锚固方式必须为加长锚固或全长锚固,必要时进行注浆加固。

2、锚网支护参数选取原则

(1)支护必须在相关理论指导下进行,安全系数不小于1.5;

(2)锚杆设计锚固力不低于杆体屈服载荷;锚索设计锚固力不小于钢绞线极限载荷的90%。

直径20mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆预紧力矩锚固于煤体的不低于200N•m,岩体的不低于260N•m;直径17.8mm锚索预紧力不低于70kN;直径18.9mm锚索预紧力不低于100kN。

在特殊地质条件下施工的锚索预紧力应在作业规程、措施中明确规定。

(3)锚杆(索)及护表构件的强度及刚度必须匹配,使安装应力向周围煤、岩体扩散,保证支护整体性能。

(4)矩形锚网支护巷道顶板两肩角锚杆必须倾斜安装,与铅垂线夹角为15-25°。

3、支护体系内锚杆(索)材料选择原则

(1)锚杆(索)支护材料,属于“煤安标志”目录的产品,如锚杆、锚固剂、钢绞线的锁具、预应力锚索等必须具有“煤矿产品安全标志证书”和出厂检验合格证;不属于“煤安标志”目录的产品(除各矿自制产品外),如W、M型钢带、黑色硬质网等必须具有检验合格证和出厂检验合格证,否则,不准在井下使用。

(2)锚杆螺母必须采用扭矩螺母,实现快速安装。

(3)锚杆杆体屈服强度不小于335MpaⅡ级螺纹钢,所有巷道禁止使用右旋无纵筋锚杆和建筑螺纹钢锚杆,必须使用左旋无纵筋(KMG335)锚杆或使用更高支护强度的左旋锚杆,所有锚杆必须配套使用扭矩螺母和减摩垫圈。

(4)锚杆须使用鼓形托盘,肩窝和底角锚杆采用异型托盘,尺寸不得小于140×140mm,厚度不得小于10mm;锚索托盘不得小于300×300mm(废旧U型钢加工的托盘长度不小于300mm,严禁使用25U型钢加工托盘),厚度不得小于10mm。

托盘材质必须使用A3及以上强度的钢材加工。

托盘材质及尺寸可根据矿压观测结果适当调整。

锚杆托盘外形优先使用圆形,若采用矩形托盘在安装过程中应保证托盘与钢筋梯平行。

(5)锚杆支护巷道顶板及两帮必须使用圆钢钢筋梯,圆钢直径不低于10mm,钢筋梯内径不大于80mm。

(6)煤巷锚索选用17.8mm及以上直径规格;锚索材质必须选用1860MPa及以上抗拉级别、延伸率不低于3.5%的低松弛性国标钢绞线。

(7)锚网支护巷道,当顶板为煤层或较破碎岩石时,必须使用冷拔丝编织网、钢筋网或编织成型的菱形网+黑色硬质塑料网护表,网孔尺寸不得大于60×60mm,菱形网铁丝和冷拔丝编织网直径不低于4mm(8#铁丝)、钢筋网直径不低于6mm。

4、锚杆(索)支护设计和施工作业规程,两个月必须进行一次评估,并根据评估结果和现场监测信息及时对支护形式和支护参数进行优化和修正。

5、设计锚固力的取值按下式确定:

N=(πd2σ屈)/4

式中:

σ屈—杆体材料的屈服极限,MPa;

d—杆体直径,mm。

同时,锚杆设计锚固力不低于杆体屈服载荷;锚索设计锚固力不小于钢绞线屈服强度的90%。

第七条初始设计可按以下方法进行

1、计算机数值模拟方法,其基本步骤为:

(1)利用地质力学评估结论的资料建立地质力学模型。

(2)利用地质力学模型分析巷道围岩的变形失稳类型。

(3)利用地质力学模型对各种可行的支护方案进行支护效果分析比较,优选出最佳方案作为初始设计。

2、理论分析和工程类比法

支护理论主要为悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论和围岩强度强化理论。

根据巷道围岩地质力学评估,分析锚网支护应适用何种支护理论,并明确支护理论应用时的注意事项。

理论分析作为锚网支护作用的定性分析,其简化理论计算公式作为锚网支护参数确定参考依据。

支护参数应根据围岩稳定性分类及在本规范明确的锚网支护形式和支护参数范围内选择支护方案。

同时和本采区同类型巷道的地质构造异同情况和支护参数进行对比,并详述已施工巷道支护状况及预测拟施工巷道支护效果。

有类比经验的,优先采用工程类比法。

第八条简化理论公式验算按下式进行:

1、按悬吊理论

(1)锚杆长度L

L=L1+L2+L3

式中:

L1—锚杆外露长度,m;

L2—软弱岩层厚度(可根据柱状图确定),m;

L3—锚杆伸入稳定岩层深度(一般不小于0.5m),m。

(2)锚固力N:

可按锚杆杆体的屈服载荷计算

N=(πd2σ屈)/4

式中:

σ屈—杆体材料的屈服极限,MPa;

d—杆体直径,mm。

(3)锚杆间排距

锚杆间距D≤1/2L

锚杆排距L0=Nn/2KγaL2

式中:

n—顶板每排锚杆根数;

N—每根锚杆锚固力,kN;

K—安全系数,取2-3;

γ—上覆岩层平均容重,取25kN/m3;

a—巷道半跨度,m。

2、按自然平衡拱理论计算

(1)巷道掘进后煤帮最大破坏深度C

式中:

C—煤帮最大破坏深度,m;

Kc—采掘工程扰动系数,实体煤取1,沿空取1.5;

γ—上覆岩层平均重力密度,kN/m3;

H—巷道埋深,m;

fc—煤层硬度系数;

h—巷道轮廓范围内煤夹层的厚度,m;

φ—煤体内摩擦角,º。

(2)无顶煤时巷道掘进后顶板最大破坏深度b

式中:

C—煤帮最大破坏深度,m;

fn—锚固岩层的硬度系数;

a—巷道的半跨距,m;

α—煤层倾角,º;

ky—锚固岩层的稳定性系数,见表3-1、3-2。

表3-1顶板岩层完整性分级表

顶板岩层完整性

节理间距S1/m

层理间距S2/m

稳定性系数

完整

S1>3

S2>2

0.95

较完整

1<S1≤3

1<S2≤2

0.85

一般完整

0.4<S1≤1

0.3<S2≤1

0.75

破碎

0.1<S1≤0.4

0.05<S2≤0.3

0.65

很破碎

S1≤0.1

S2≤0.05

0.55

表3-2煤层稳定性分级表

煤体完整性

稳定性系数

描述

完整

0.95

煤体很完整,无可见的明显节理和层理

较完整

0.85

煤体较完整,节理、层理较少,巷道掘出后基本不片帮和冒落

一般完整

0.75

煤体内有一定数量的节理、层理,巷道掘出后局部有片帮和冒落现象

破碎

0.65

煤体内节理、裂隙发育,巷道掘出后持续出现片帮和冒落现象

很破碎

0.55

煤体内节理、裂隙非常发育,巷道掘出后片帮和冒落严重

(3)留顶煤时巷道掘进后顶板最大破坏深度b

式中:

C—煤帮最大破坏深度,m;

fn—锚固岩层的硬度系数;

a—巷道的半跨距,m;

α—煤层倾角,º;

ky—锚固岩层的稳定性系数,见表3-1、3-2;

m—煤层厚度,m;

h—巷道轮廓范围内煤夹层的厚度,m。

(4)巷道顶板围岩压力计算

当C为正值时,作用在煤帮一侧的压力Qb为:

式中:

γr、γc—岩石和煤的重力密度,kN/m3。

作用在顶板的压力Qd为:

式中:

γ—上覆岩层的重力密度,kN/m3;

a—巷道半跨度,m;

b—顶板最大破坏深度,m;

B—采动影响系数。

(5)锚杆长度选择

顶锚杆长度Ld:

帮锚杆长度Lb:

式中:

s—锚杆锚入巷道围岩破坏范围之外的深度,取0.5m。

当采用上述公式计算得到的顶帮锚杆长度大于3.0m,顶帮锚杆长度统一取2.4m。

(6)锚杆间排距

顶锚杆间距Dd≤1/2L

顶锚杆排距L0=Nnd/KQd

式中:

nd—顶板每排锚杆根数;

N—每根锚杆锚固力,kN;

K—安全系数,取2-3;

Qd—顶板压力,kN。

帮锚杆排距与顶锚杆排距相同。

帮锚杆间距Db=h/(L0KQb/N-1)

式中:

N—设计锚杆锚固力,MPa;

K—安全系数,取2~3;

L0—煤帮锚杆排距,同顶板排距,m;

Qb—两帮侧压值,kN;

h—巷道高度,m。

(7)顶板锚索长度L

式中:

La—锚索伸入到较稳定岩层的锚固长度,m;

b—顶板最大破坏深度,m;

Lc—上托盘及锚具的厚度,取0.1m;

Ld—需要外露的涨拉长度,取0.2m;

锚索长度L为L′向上取整后加0.2m。

当采用上述公式计算得到的顶板锚索长度大于10.2m,顶板锚索长度统一取10.2m。

(8)顶板锚索密度

式中:

Pmin—锚索的设计锚固力,kN;

Qd—顶板岩层压力,kN;

K—安全系数。

3、基于锚网支护极限承载能力的设计方法

受滑动地质构造影响,二1煤层结构面极为发育,因此锚网支护护表性能对巷道围岩控制效果影响较大。

因此,根据本规范中推荐的锚网支护技术参数确定支护方案后,可按如下步骤进行校核。

(1)金属网提供的极限围压计算

金属网提供的极限围压qw为:

式中:

n—在四根锚杆控制的围岩面积l2中的铁丝数;

d—金属网铁丝直径,mm;

l—锚杆间距,mm;

ymax—金属网受外力挤压后的极限挠度,mm;

[σ]—金属网铁丝的许用应力,MPa。

(2)锚杆提供的极限围压计算

锚杆对围岩的极限围压qm为:

式中:

D—锚杆直径,mm;

σt—锚杆的抗拉强度,MPa;

l—锚杆间距,mm;

m—锚杆排距,mm。

当qm>qw时,锚杆杆体强度满足要求,否则应重新选择锚杆杆体,直至满足要求。

(3)金属网承受的挤压载荷计算

式中:

γs—上覆岩层的平均容重,kN/m3;

H—巷道埋深,m

Rcm—锚杆锚固范围内煤岩体的加权平均单轴抗压强度,MPa;

Kc—采掘工程扰动系数,实体煤取1,沿空取1.5

γm—锚杆锚固范围内煤岩层的加权平均容重,kN/m3;

hm—锚杆长度,m;

m—锚杆排距,m;

b—巷道跨度,m。

上式中,Rcm按如下方法确定:

式中:

Rci—锚杆锚固范围内第i层岩层的单轴抗压强度,MPa;

Li—锚杆锚固范围内第i层岩层的厚度,m;

L—锚杆锚固范围,m;

i—1,2,3……n。

同理,可计算得到γm。

(4)锚网支护巷道顶板安全校核

锚杆支护保障巷道顶板安全,需满足下列条件:

式中:

K—安全系数;

m—锚杆排距,m;

b—巷道跨度,m。

4、锚索补强支护设计方法

根据锚索作用机理,锚索补强支护作用可分为悬吊作用和挤压加固作用。

(1)悬吊支护设计

顶板锚索长度L

式中:

La—锚索伸入到较稳定岩层的锚固长度,m;

b—顶板最大破坏深度,m;

Lc—上托盘及锚具的厚度,取0.1m;

Ld—需要外露的张拉长度,取0.2m;

锚索长度L为L′向上取整后加0.2m。

(2)挤压加固设计

式中:

Lm—锚杆长度,m;

锚索长度L为L′向上取整后加0.2m。

除上述支护设计方法外,各矿工程技术人员也可自行选择科学、合理的锚网支护设计方法。

第九条初始设计中必须包括以下内容:

1.巷道名称、位置、用途以及巷道设计断面。

2.巷道锚杆(索)支护布置图。

3.锚杆(索)几何参数(长度、直径)、力学参数(强度)及确定依据。

4.锚杆(索)布置参数(间排距、角度)及确定依据。

5.锚杆(索)锚固参数(孔径、锚固长度)及确定依据。

6.锚杆预紧力矩、设计锚固力;锚索预紧力、设计锚固力。

7.钢带(或钢筋梯)形式、强度、规格。

8.金属网形式、强度、规格。

9.施工工艺方法。

10.施工工艺要求及质量管理指标。

11.相关安全技术措施:

临时支护,控顶距。

12.验证初始设计的观测与监测方案。

13.预计巷道受采动影响时可能出现的问题,以及应采取的相应措施。

14.支护材料及预计支护成本。

第十条初始设计要对掘进工程中可能遇到的围岩地质条件变化提出相应的对策。

第十一条锚网支护初始设计作为掘进工作面作业规程的组成部分和工程质量管理的依据,编入掘进工作面作业规程并经矿总工程师主持审查,完成审批程序后生效。

第十二条按初始支护设计施工后应立即进行监测,根据监测结果验证或修改初始设计。

将修改后的支护设计补充编入掘进工作面作业规程,并完成相应的审批程序。

第十三条初始支护设计经过验证后可作为正式设计在本巷道或相同条件下的其他巷道中采用,也可作为初始设计在类似条件巷道采用。

第十四条当地质条件发生较大变化时,须依据工程监测结果和现场实际,以评估继续采用原设计的有效性或采取加强支护措施和修改设计。

第十五条锚网支护设计中采用的锚杆支护材料,如锚固剂、杆体、托盘、螺母及钢带等构件的性能、强度与结构必须与设计锚固力相匹配。

第十六条锚杆的锚固长度按下式计算:

L0=LD12/(D2-D22)

式中:

L0—锚固长度mm;

L—树脂卷长度mm;

D—钻孔半径mm;

D1—树脂卷半径mm;

D2—锚杆半径mm。

第十七条任何断面的锚网支护巷道,顶板两肩部的斜向锚杆水平投影深入两帮长度不小于200mm,同时采用异型托盘。

第十八条煤巷锚网支护的补强加固措施应优先采用锚索。

第四章锚网支护材料

第一条锚网支护材料中的杆体及附件、树脂锚固剂必须取得煤安标志方可使用;出厂产品必须有合格证和产品标志。

第二条树脂锚固剂必须符合MT146.1-2011的规定,不同厂家、不同批次的锚固剂严禁混用。

第三条各单位均须对支护材料按品种抽样,不得购买或使用未经检验、检验不合格以及超过质量保证期的支护材料。

第四条使用锚网支护材料的各单位应建立支护材料仓库,不得露天存放。

树脂锚固剂必须存放在干燥、无阳光直射的库房内,并且要远离热源,一般要求库内温度为4-25℃。

第五条负责锚网支护材料的仓库管理人员必须对每一批到货的产品名称、规格、产品编号、数量、生产日期、到货时间、生产厂家、检验报告、产品合格证、发放情况等建立台帐,进行登记,以便鉴别生产厂家和进行质量跟踪。

第六条对试验研究新型锚网支护材料,由研制单位提供技术参数、技术可行性论证材料,报******生产管理部备案后,可在规定的地点进行工业性试验,经业务主管部门及技术监督部门鉴定后方可扩大到试验地点以外的现场使用。

经鉴定后的定型产品纳入******锚网支护材料管理范围。

第七条左旋无纵筋锚杆杆体尾部螺纹应采用滚丝工艺加工,必要时采取强化热处理措施,尾部螺纹破断力不得低于杆体破断力。

非等强锚杆必须用杆体承载力最低处作为设计依据。

第八条配套螺母必须选用可实现快速安装的剪切销式、阻尼式、压片式等扭矩螺母,扭矩螺母质量应符合Q/PM014-2004扭矩螺母的质量标准。

第五章施工技术管理

第一条煤巷锚网支护作业必须严格按照掘进工作面作业规程的有关规定进行施工。

第二条掘进工作面作业区域内,必须根据掘进工作面质量标准化的要求悬挂施工牌版,以便于施工和监督检查。

第三条掘进时应注意巷道成型的控制,实行预留保护层爆破时,爆破图表必须依据煤层的硬度系数,围岩稳定性等因素科学编制,施工过程中,应根据爆破效果及时修改爆破参数,遇构造时,应立即更改爆破图表;使用机械化掘进时,必须在煤墙上画出距设计轮廓线至少100mm的截割轮廓线,机械掘进至截割轮廓线,人工手镐剔至巷道设计轮廓线。

第四条掘进工作面的循环进尺必须依据现场条件在作业规程中明确规定;地质条件发生明显变化时,应及时修改设计、补充措施并调整循环进尺。

第五条锚网支护巷道采用正台阶、两帮滞后平行作业法施工;巷道迎头掘出断面达到可以进行锚网支护的宽高度时,必须停止掘进,第一时间施工顶板锚杆进行顶板支护,再进行帮部支护。

巷道顶板锚杆支护必须紧跟迎头施工,并与锚杆梁或钢带联成一体。

第六条顶板锚杆(索)必须按照逐排由外向迎头顺序施工,每排锚杆(索)必须按照由中间向两帮顺序施工,必须采用快速安装工艺打眼、搅拌、安装,应尽可能减少顶板空锚时间,打好一个锚杆孔及时安装紧固一根,严禁采用一次性将所有钻孔打好,再安装锚杆(索)的方法施工。

第七条严禁将回收、修复后的金属锚杆(索)应用于巷道主体支护。

第八条临时支护措施应安全可靠、便于操作,临时支护紧跟迎头,严禁空顶作业。

第九条锚杆孔施工、安装应符合下列规定:

1.顶板锚杆孔宜采用功率大、性能优越的锚杆钻机钻孔,f≤6的巷道顶板(拱顶部分)锚杆孔必须采用锚杆钻机钻孔,煤、半煤巷帮锚杆宜采用功率大、性能优越的帮锚杆机钻孔。

2.钻孔前,应根据设计要求确定孔位,做好标记。

3.锚杆间排距误差不超过±100mm。

施工时严格控制巷道高度和宽度,巷道超高、超宽达到300mm及以上时,应增加锚杆进行支护,具体要求必须在规程措施中明确规定。

4.锚杆垂直于巷道的轮廓线切线或与层理面、节理面的裂隙面垂直,最小不应小于75°;巷道两肩锚杆有设计角度的例外。

5.施工锚杆孔所用的成孔钻杆长度必须等于锚杆长度。

6.钻孔施工完成后,使用锚杆投孔,以验证孔深,锚杆孔深度误差范围为0~50mm。

7.验孔后,用锚杆将锚固剂缓缓送入孔底,用手稳住锚杆以防下滑,将锚杆外端与搅拌机具连接好后,开机对锚固剂进行搅拌,锚杆钻机的转速先以中速为宜,严禁将气腿一下顶到位,并开足马达旋转搅拌;气腿的推进时间应与锚固工艺规定的搅拌时间相符合。

8.安装锚杆时必须推到孔底,锚杆螺母外露长度应在10~40mm之间。

9.锚杆孔内的煤岩粉必须吹干净,不得有积水。

10.由

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