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文档简介
1、阳方口矿业公司程家沟矿5#煤锚杆、索、网初始支护设计编 制: 赵清富审 核:郭献勇技术矿长:张守华2015年7月18日目录一、5#煤概况-51、煤岩层情况-5(1)、煤层顶底板-5(2)、煤层-62、巷道布置-7二、支护变更原因-7三、支护设计-8A、巷道初次耦合支护参数 -81、静压巷道-81)、锚杆长度确定-82)、锚杆直径的确定-93)、树脂药卷选取-94)、锚固长度-95)、巷道锚杆间排距确定-96)、三径匹配-117)、预紧力矩的确定-118)、顶锚杆锚固力-119)、托板、螺母、垫圈的选择-112、动压巷道-111)、锚杆长度确定-112)、锚杆直径的确定-123)、树脂
2、药卷的选择-124)、锚固长度-125)、巷道锚杆间排距确定-136)、三径匹配-147)、预紧力矩的确定-148)、顶锚杆锚固力-149)、托板、螺母、垫圈的选择-14B、巷道二次耦合支护-15(1)、巷道二次耦合支护参数-151)、锚索支护耦合支护设计原则-152)、锚索支护参数的确定-16锚索长度确定-16锚索排距确定-17耦合参数的确定-18C、金属网的选择-18D、钢筋梯-18四、锚杆、网、索支护特点-18五、特殊地点支护设计-191、切眼支护设计-192、巷道开口交叉点支护设计-19六、锚杆(索)支护施工-201、锚杆支护施工的一般要求-20(1)、巷道宽度的控制-20(2)、临时
3、支护-20(3)、锚杆孔施工应遵守的规定-20(4)、锚杆支护施工的安全规定-212、树脂锚杆支护施工-22(1)、树脂锚杆施工的一般规定-22树脂锚固剂储存和使用应遵守的规定-22、安装树脂锚杆应遵守的规定-23、铺网应遵守的规定-23(2)、树脂锚杆的安装-233、锚索安装工艺-244、技术要求-25五、顶板离层的监测-25六、特殊措施-26七、安全技术措施-26一、5#煤概况1、煤岩层情况(1)、煤层顶底板直接顶板或老顶为中细粒、中粗粒砂岩,厚度0-7.50m,岩性为灰白色,质硬,裂隙发育,成分主要以石英为主,属半坚硬-坚硬岩石。直接顶或伪顶为泥岩、砂质泥岩,厚度1.22-10.38m,
4、岩性为灰色、灰黑色,质软,属软弱半坚硬岩石。根据钻孔采样试验,老顶或直接顶板为中粗砂岩、中细砂岩时,抗压强度42.50-126.80MPa,平均78.60MPa;抗拉强度2.10-3.30MPa,平均2.60MPa;抗剪内摩擦角36°24-41°12,凝聚力系数4.80-12.40 MPa,平均8.30 MPa。顶板为泥岩时,抗压强度21.30-53.30MPa,平均37.46MPa;抗拉强度0.60-1.50MPa,平均1.02MPa;抗剪内摩擦角33°20-36°42,凝聚力系3.50-6.20 MPa,平均4.54MPa。顶板为砂质泥岩时,抗压强度
5、1.88MPa;抗拉强度0.50 MPa;抗剪内摩擦角32°27,凝聚力系3.5MPa。5号煤层底板 直接底板为泥岩或砂质泥岩,厚度0.958.65m,岩性为灰色、灰黑色,质软,属软弱-半坚硬岩石。根据钻孔采样试验,直接底板为泥岩时,抗压强度19.90-42.00MPa,平均29.67MPa;抗拉强度0.20-1.60MPa,平均0.93 MPa;抗剪内摩擦角33°17-34°42,凝聚力系3.40-5.20 MPa,平均4.15MPa。底板为砂质泥岩时,抗压强度36.40-37.90MPa,平均37.15MPa;抗拉强度1.30-2.00MPa,平均1.65 M
6、Pa;抗剪内摩擦角38°12-33°24,凝聚力系4.10-5.30 MPa,平均3.60MPa。伪底为炭质泥岩时,抗压强度69.70MPa;抗拉强度2.70 MPa;抗剪内摩擦角34°20,凝聚力系3.60MPa。见表7-3、7-4。表7-3 5号煤顶板岩石物理力学性质试验汇总表岩性膨胀性%软化系数饱和抗拉(MPa)普氏硬度系数抗压(MPa)抗拉(MPa)抗剪内摩擦角凝聚力系数粉砂岩中砂岩粗砂岩0.05-0.300.150.54-0.920.738.09-96.145.065.142.5-126.878.62.1-3.32.6536°24-41
7、6;124.8-12.48.30泥岩0.050.31-0.710.536.50-31.2020.3621.30-55.3037.460.60-1.501.0233°20-36°423.50-6.204.54砂质泥岩0.10.397.318.80.532°273.5表7-4 5号煤层底板岩石物理力学性质试验汇总表岩性膨胀性%软化系数饱和抗拉(MPa)普氏硬度系数抗压(MPa)抗拉(MPa)抗剪内摩擦角凝聚力系数泥岩0.20-0.550.360.40-0.710.548.80-23.1016.0419.90-42.0029.670.20-1.600.9333°
8、;17-34°423.40-5.204.15砂质泥岩0.05-0.500.280.55-0.700.6320.80-25.6023.203.6036.40-37.9037.151.30-2.001.6538°12-33°244.10-5.304.70炭质泥岩0.7351.069.72.734°203.6(2)、煤层位于太原组下部,上距2号煤层一般60余米,下距6号煤层顶平均2.00m,俗称三丈六,煤层厚度6.5527.47m,平均16.34m,为特厚煤层。该煤层含夹石07层,普遍为2-4层,属结构简单复杂煤层。中南部YK303、YK304两孔煤层分叉。直
9、接顶板为泥岩、砂质泥岩,局部为砂岩。底板为泥岩,本煤层全区赋存,属稳定可采煤层。柱状图见附图2、巷道布置及断面程家沟矿5#煤大巷基本沿煤层倾向布置,工作面沿煤层伪走向布置。三条大巷断面都为矩形,断面参数为4米*2.8米。工作面巷道断面也为矩形断面;运输顺槽断面参数为4.5米*2.8米,回风顺槽断面参数为4米*2.8米,切眼断面参数为7米*6.8米。3、地质与水文地质情况工作面煤厚约12米,赋存稳定,老顶为灰白色粗砂岩,厚度约为12.89米,直接顶为灰褐色炭质泥岩,厚度约为1.85米,在煤层中局部地段分布有一层厚0.3米灰白色砂质泥岩伪顶。直接底为黑色砂质泥岩,厚度约为1.5米,性脆。基本底为灰
10、色或灰褐色的泥岩和砂质泥岩。水文地质情况为中等,工作面涌水主要为顶板砂岩裂隙水,但由于顶板砂岩含水性较弱,故工作面一般情况涌水量较小,但在地质构造带附近,涌水量相对增大一些。二、支护变更原因以往5#煤巷道支护为11#工字钢棚,棚距为1米。由于一方面在回采过程中,支架变形严重,严重影响安全生产。另一方面巷道支护成本较大。为此,特编制锚杆、索、网联合支护初步设计,将巷道被动支护方式改为主动支护方式。三、支护设计A、巷道初次耦合支护参数 在计算巷道支护参数时,应首先考虑巷道围岩与支护材料的耦合。在支护体与围岩耦合的情况下,再进行巷道支护参数的确定。 1、静压巷道: 1)、锚杆长
11、度确定。 锚杆长度可按公式确定Lb=lb1+lb2+lb3 式中:Lb锚杆长度,m; lb1锚杆外露长度,m(一般取0.1m0.15m);lb2锚杆有效长度,m; lb3锚杆锚固长度,m(一般取0.3m0.4m);其中,锚杆有效长度(lb2)的确定方法如下: a、顶lb2=Lp-b/2=3-2.8/2=1.6mb、帮lb2=Lp-a/2 =3-2=1m 则静压巷道锚杆长度为:顶部Lb=0.15+0.3+1.6=2.05m,取2.1米。帮部Lb=0.15+0.3+1=1.45m,取1.6米。式中:a巷道宽度,按回采工作面最宽巷道设
12、计,取4.5m; b矩形巷道高度,取2.8m; Lp塑性软化区范围,m。 Lp的经验值:当采深200m时,Lp=02m;当采深在200400m之间时,Lp=25m;当采深400m时,Lp=58m。本设计中按采深200-400m取3m为便于施工,顶帮锚杆均取2.1米的普通螺纹钢锚杆。2)、锚杆直径的确定:锚杆直径d可按下式计算:=2.05/110=0.0186m,取顶帮锚杆直径均取20mm。3)、树脂药卷选取:顶帮锚杆都按加长锚固设计,选用药卷都为一卷k2335,一卷z2360。4)、锚固长度:L0=LR12/(R2-R22)=(600+350)*11.52/(1
13、42-102)=1308mmL-树脂药卷长度,mm L0-锚固长度,mmR-钻孔半径,14mm R1-树脂药卷半径,11.5mmR2-锚杆半径,10mm5)、巷道锚杆间排距确定。( 锚杆按等距排列)根据每根锚杆所承担的荷载,由下式确定锚杆的间排距。 Sb= b / p 1/2 式中: Sb等距排列时的锚杆间排距,m; b单根锚杆的极限破断力;静压巷道按普通螺纹钢锚杆设置,锚杆的极限破断力170 KN与锚杆抗拔力设计值70 KN比较,结果取小值:取70KN p巷道各部位支护荷载,KN/m2;其中 p
14、sr=kW / Lr =2*36.6/4=18.3KN/m2a、S顶= b / psr1/2=(70/18.3)1/2=1.9mpsw=kW /LW =2*49/2.8=35KN/m2b、S帮= b / psw1/2=(70/35)1/2=1.4m式中: k支护安全系数(k取值范围为1.052.0) Psr巷道顶板支护荷载,KN/m2; Psw巷道帮部支护荷载,KN/m2; Lr巷道顶板承载长度(巷道形状不同,其取值不同),m其中:矩形巷道:Lr=
15、a a巷道宽度,m; W1顶板荷载计算范围内岩体质量(根据巷道形状、类型不同的差异,取值不一样),KN,其中 静压矩形巷道: W=Lp- b/22*r*10=1.6*1.6*1.43*10=36.6KN Lp塑性区范围,m; 计算范围内上覆岩层平均体积质量,KN/m3; Lw巷道帮部承载长度(巷道形状不同,其取值不同),m,其中:矩形巷道Lw=b;W 帮部荷载计算范围内岩体质量(巷道形状不同,其取值不同) , KN,其中静压矩形巷道:W=0.25(Lp+b/2)2 sin2
16、; =0.25*1.43*(3+1.4)2*10*sin45= 49KN锚杆间排距虽计算得出1.9m与1.4m,但采区内断层较多,煤岩层裂隙比较发育,锚杆支护形不成加固拱,预计支护效果不太好。故顶帮锚杆间排距均变更为 0.9米。6)、三径匹配三径合理匹配值:钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为410mm,钻孔直径与树脂药卷直径之差应为35。锚杆杆体直径取20mm,故钻孔直径应为28mm,树脂药卷直径为23mm。(7)、预紧力矩的确定:锚杆预紧力矩不小于120N·M.(8)、顶锚杆锚固力不小于70KN。(9)、托板、螺母、垫圈的选择:托板选用钢托板,螺母选用压片式螺母。2、动压巷道
17、:1)、锚杆长度确定。 锚杆长度可按公式确定Lb=lb1+lb2+lb3 =0.1+2.06+0.3=2.46米,取2.5米。式中:Lb锚杆长度,m; lb1锚杆外露长度,m(一般取0.1m0.15m);lb2锚杆有效长度,m; lb3锚杆锚固长度,m(一般取0.3m0.4m);其中,锚杆有效长度(lb2)的确定方法如下: 动压巷道:lb2= 0.5a k1Psr /1 =0.5*4.5*4*343/=3.09/1.5=2.06米式中:a巷道宽度,按回采工作面最宽巷道设计,取4.5m; b矩形
18、巷道高度,取2.8m; k1 抗拉安全系数(一般取35); 1各岩层平均抗拉强度,按煤的抗拉强度选取,煤一般为2-5MPa,考虑到煤层内断层裂隙比较发育,取1.5 Psr动压软岩巷道顶板支护荷载,KN/m Lp塑性软化区范围,m。 Lp的经验值:当采深200m时,Lp=02m;当采深在200400m之间时,Lp=25m;当采深400m时,Lp=58m。本设计中按采深200-400m取3m2)、锚杆直径的确定:锚杆直径d可按下式计算:=2.46/110=0.022m,取22mm。3)、树脂药卷的选择:顶帮锚杆都按加长锚固设计,选用药卷都为一卷k2
19、335,一卷z23604)、锚固长度:L0=LR12/(R2-R22)=(1200+350)*11.52/(142-112)=1675mmL-树脂药卷长度,mm L0-锚固长度,mmR-钻孔半径,14mm R1-树脂药卷半径,11.5mmR2-锚杆半径,11mm5)、巷道锚杆间排距确定。( 锚杆按等距排列)根据每根锚杆所承担的荷载,由下式确定锚杆的间排距。 Sb= b / p 1/2 Sb顶= b / psr1/2 =(250/361)1/2=0.83米Sb帮= b / psw 1/2
20、60;=(250/504)1/2=0.7米式中: Sb等距排列时的锚杆间排距,m; b单根锚杆的极限破断力,按高强度锚杆计算,取250KN;按锚固能力计算:Fmax=0.4*3.14*dL0(t)=0.4*3.14*1675*22*10=463KN;两者比较取小值,取250KN. p巷道各部位支护荷载,KN/m2;其中 psr=kW / Lr =2*812/4.5=361kNpsw=kW /LW =2*705/2.8=504kN式中: k支护安全系数(k取值范围为1.052.
21、0) Psr巷道顶板支护荷载,KN/m2; Psw巷道帮部支护荷载,KN/m2; Lr巷道顶板承载长度(巷道形状不同,其取值不同),m其中:矩形巷道:Lr=a =4.5m a巷道宽度,m; W1顶板荷载计算范围内岩体质量(根据巷道形状、类型不同的差异,取值不一样),KN,其中 动压巷道: 矩形巷道: W=amz =4.5 *12*1.43*10=812KN Lp塑性区范围,m; 计算范围内上覆岩层平均体积质量,按煤选取,1.43KN/m3; m
22、z动压巷道上区段采场直接厚度(顶煤与直接顶厚度和),取12m; Lw巷道帮部承载长度(巷道形状不同,其取值不同),m,其中:矩形巷道Lw=b;W 帮部荷载计算范围内岩体质量(巷道形状不同,其取值不同) , KN,=(45º-/2)=22.5º-煤的内摩擦角(度);=arctan(f)=45º;f-煤的坚固性系数,取1(t)-金属杆体与锚固剂的粘结强度,取10N/mm2动压巷道: 矩形巷道:W=0.5(b+mz) 2tan =0.5*(2.8+12.63)2*1.43*tan22.5*10=705KN为便于施工,动压巷道顶帮
23、锚杆间排距都按0.7米布置。6)、三径匹配三径合理匹配值:钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为410mm,钻孔直径与树脂药卷直径之差应为35。锚杆杆体直径取22mm,故钻孔直径应为28mm,树脂药卷直径为23mm。(7)、预紧力矩的确定:锚杆预紧力矩不小于120N·M。(8)、顶锚杆锚固力不小于250KN。(9)、托板、螺母、垫圈的选择:托板选用10mm厚的预应力托盘,螺母选用压片式螺母。b、巷道二次耦合支护(1)、巷道二次耦合支护参数 二次耦合支护是在关键部位出现时的最佳支护时间对关键部位进行锚索加强支护。锚索支护的主要作用:一是在关键部位实施加强支护,实现支护体结构上的耦合
24、;二是通过施加预应力,增加锚固岩层的整体性;三是在锚杆支护失稳状态下,锚索能够悬吊冒落拱中岩石的质量,增加支护的安全性。 1)、锚索支护耦合支护设计原则。 锚索长度原则。 锚索长度取决于巷道顶板岩性、岩体结构和巷道工程尺寸。坚硬顶板岩层高度小于3倍巷道宽度时,锚索长度取决于坚硬岩层位臵,锚索锚固段要设计在坚硬岩层内11.5m;当坚硬岩层高度大于3倍巷道宽度时,其长度按3倍宽度设计。同时,要充分注意锚固段的结构设计和施工质量,重点考虑深部围岩强度和巷道浅部支护体间的相互耦合作用。 锚索强度原则。 锚索承载强度取决于锚索根数和锚索间排距,其
25、设计总荷载按巷道顶板塑性软化区范围的岩石质量乘以安全系数来计算。 耦合作用设计原则。 锚索和锚杆支护达不到耦合作用状态,将会出现恶性事故。在迎头工作面施作锚索支护,预应力值应适当小一些,为锚杆设计值的0.81.0倍;在掘进机后实施锚索支护时,预应力水平应为锚杆设计荷载值的1.01.3倍比较适宜。 关键部位原则。 锚索设计在顶板的力学关键部位效果最好,锚索要尽量设计在顶板的关键部位。 反馈设计原则。 现场地质条件复杂多变,要加强锚索支护的检测,及时反馈分析、修正和完善设计,这样就及时弥补了理论和实践存在的缺憾。2)、锚索支护参
26、数的确定。根据锚索支护设计原则,锚索支护应在关键部位出现的最佳支护时间对关键部位进行加强支护。 锚索长度确定。 La=La1+La2+La3 =0.3+1+式中: La1锚索外露长度(一般取0.3m); La2锚索有效长度,m; La3锚索锚固长度(一般取1.02.0m) 对于静压软岩巷道,锚索有效长度的确定方法为:在锚杆失效的情况下,其潜在的冒落高度为1.5倍巷道宽度;同时为保证巷道的稳定性,锚索应保证锚固到稳定岩层内,则有效长度为: La2=Max 1.5a,hi =Max 1.5*4.
27、5,3.63+7.2 =10.83米a巷道宽度,m; hi稳定岩层下各层厚度,m; i稳定岩层下岩层层数。 对于动压巷道,锚索有效长度确定方法为:La2=Max 3a,hi =Max 3*4.5,3.63+7.2=13.5米当La2 中,a3时锚索有效长度确定方法为:La2=3a =13.5米 此时不需要加长锚索寻找坚硬顶板岩层,只要充分注意锚固段的结构设计和施工质量,重点考虑深部围岩强度和巷道浅部支护体之间的相互耦合作用即可。故静压巷道La=0.3+10.83+1=12.13米动压巷道La=0.3+13.5+1=1
28、4.8米考虑到岩层较软,长度12.13米与14.8米在施工过程中,锚索孔易塌孔,无法施工,考虑到5#煤层中含有多层夹石。因此将锚索长度降为9米,但为保证锚固的可靠性,可采取如下措施:(1)、增加两卷m2360树脂药卷(原药卷数量为一卷k2335,两卷z2360)。(2)、改变锚索布置角度锚索由原来的垂直顶板布置改为采用锚索衍架式,将锚索锚固段布置在巷帮内,水平投影长度0.8米,锚索与竖直线夹角70-80度。托板采用长2.4米的11#工字钢,每根设置两根锚索,呈八字形布置。(3)、增加锚索直径,增大锚固表面积。将原来15.24mm的直径变为18.4mm。锚固长度:L0=LR12/(R2-R22)
29、=(2400+350)*11.52/(142-9.22)=3265mmL-树脂药卷长度,mm L0-锚固长度,mmR-钻孔半径,14mm R1-树脂药卷半径,11.5mmR2-锚索半径,9.2mm(4)、改变锚索头结构,锚索头部通过电焊增加凸起物,增加摩擦系数。锚索排距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,则其排距为: Sa= 3a / 4a2k =3*260/4*4.5*4.5*1.43*10*3=2.24米式中: a巷道宽度,m; 0上覆岩层平均体积质
30、量,KN/m3; a 单根锚索的极限破断力(通常所使用的15.24mm锚索2=260KN); k安全系数,取3因此,动压巷道选取直径18.4mm、长度9米的锚索,动压巷道药卷为5卷,一卷k2335,两卷z2360,两卷m2360;静压巷道锚索选取直径15.24mm,长度9米的锚索,药卷为一卷k2335,两卷z2360。采用衍架式布置,静压巷道与动压回顺巷道每排两根,动压运顺巷道每排3根。动压巷道排距2.1米,静压巷道排距2.69米。静压巷道与回顺锚索托板采用长3.2米的11#工字钢,运顺锚索托盘采用长3.9米的工字钢。耦合参数的确定。 为使锚索支护和
31、锚杆支护达到相互耦合的效果,注意各时空条件下预应力参数的变化至关重要。在迎头工作面作锚索支护,预应力值应适当小一些,是锚杆设计值的0.81.0;掘进机后实施锚索支护时,预应力水平应是锚杆设计荷载的1.01.3倍合适。C、金属网的选择选择丝径4mm,网孔50*50mm的菱形金属网。网片规格为5m*1.2m。D、架设钢筋梯。钢筋梯采用16mm的螺纹钢制作。四、锚杆、网、索支护特点在锚杆支护提高围岩强度的基础上,通过锚网围岩耦合效应,可以最大限度地发挥刚性锚杆的支护能力; 采用刚度较高的金属网及复合托盘,实现锚杆网托盘效应,能够充分转化围岩中膨胀性塑性能并能最大限度地利用围岩
32、的自承能力,从而使支护体与围岩变形相互协调; 在最佳支护时间施加关键部位锚索支护,实现锚索预应力耦合效应,能够最大限度的调动巷道深部围岩的强度,从而达到了对巷道浅部围岩的支护效果。 锚、网、索支护巷道围岩实现耦合力学效应的标志是高应力转化效应,即巷道围岩高应力区向低应力区转移,达到支护体受力与围岩变形的均匀化。在软岩巷道施行锚、网、索耦合支护有如下的优点: (1) 使巷道变形量明显减少 。(2)能有效控制软岩巷道围岩变形。 (3)提高了生产效率,降低了工人劳动强度。 (4)同过现场工程的实践表
33、明,耦合支护技术控制了极软岩巷道的强烈变形、保持了巷道稳定,五、特殊地点支护设计1、巷道开口交叉点支护设计在巷道开口前,对交叉点支护进行补强,原静压巷道锚杆间排距为0.9*0.9,锚杆直径为20mm,长2.1米。在交叉点再补设两根长9米的锚索。2、切眼支护设计切眼断面为矩形,宽*高为7米*2.8米。锚杆选用直径22mm,长度2.5m的高强度螺纹钢锚杆,间排距为0.6*0.6m。药卷采用两卷药卷,一卷k2335,一卷z2360,加长锚固。锚索采用直径18.4mm、长度9m的钢绞线,药卷选用一卷k2335,两卷z2360,两卷m2360。采用组合衍架式布置,每排三根,排距2米,两帮锚索以70-80
34、度(与竖直线夹角)斜布置在煤帮壁内,在煤帮内的水平投影长度不小于0.8米,中间的锚索垂直顶板布置,托板采用整体的11#工字钢,长5米,每根打三个孔。金属网采用丝径4mm,网孔直径50*50mm的菱形网,规格为5米*1.2米。另在距一帮3米处布置一排木点柱(或单体液压柱),柱距5米。木柱直径不小于20mm。六、锚杆(索)支护施工1、锚杆支护施工的一般要求(1)、巷道宽度的控制巷道宽度是影响巷道稳定性与确定支护参数的主要因素。施工时要严格按设计要求控制巷道宽度。巷道宽度不得超宽200mm。如因某种原因造成施工断面超宽、超高大于500mm时,必须变更支护设计,采用补打锚杆(锚索)可支撑式支护进行加固
35、。当巷道超宽大于200mm时,应采取加强措施,如增打锚杆等。一般情况下,超宽在200400mm时,增加1根锚杆,超宽大于400mm时,增2根锚杆。(2)、临时支护施工中严禁空顶作业。临时支护必须符合作业规程规定,紧跟工作面,在坚硬完整顶板巷道中,无需进行临时支护时,必须制定相应的安全措施,并在作业规程中规定出最大空顶距离。(3)、锚杆孔施工应遵守的规定a、钻孔前,应根据设计要求确定孔位,并做出标记。b、锚杆孔间距误差不应超过100mm。c、锚杆孔轴向偏差应控制在5°之内。d、锚杆孔深不应小于杆体有效长度,且不宜大于杆体有效长度30mm。e、锚杆端部必须推至孔底,尾端外露长度不应大于5
36、0mm。f、锚杆孔位、孔深与角度应符合设计要求。g、锚杆孔内煤岩粉应吹洗干净。(4)、锚杆支护施工的安全规定a、煤巷锚杆支护作业必须严格按掘进工作面规程的有关规定进行施工。b、特殊地点采用特殊支护及加强支护措施时,其支护范围应延伸至巷道正常段起点以外510m。c、对于断层破碎带,煤层松软区、地质构造变化带,地应力异常区,动压影响区等围岩支护条件复杂区域,必须采取加密锚杆,全长锚固、锚索锚固,点控及架棚等强化支护措施。d、在锚杆支护作业时,如遇放煤炮,顶底板及两帮移近量显著增加,底板出现较大底鼓,顶板出现淋水或淋水加大,围岩层(节)理发育,突发性片帮掉渣,巷道不易成型,钻眼速度异常等情况,应立即
37、停止作业,采取加强支护措施后方可继续作业。e、任何煤巷作业地点,不得使用作为永久支护的锚杆、锚索等起吊设备或重物。f、锚杆支护作业场所距工作面200m以内,必须备有510架备用棚及相应的复合支护材料,以备改变支护方式和抢险之需。g、对锚杆巷道应进行定期检查。对顶板、煤帮失效后锚杆应及时补打,对板动后螺母应及时紧固。2、树脂锚杆支护施工(1)、树脂锚杆施工的一般规定树脂锚固剂储存和使用应遵守的规定a、树脂锚固剂应在425°的避光防火仓库中储存。b、锚杆安装前,应检查树脂性状。严禁使用过期、硬结、破裂变质失效的锚固剂。c、井下存放、运输树脂锚固剂应避免受压、受折、受热,已破碎或废弃的树脂
38、锚固剂要挖坑掩埋或采用妥善处理,严禁混入出煤系统。d、树脂锚固剂中的固化剂有腐蚀性,施工人员的皮肤应避免直接接触速凝剂与树脂胶泥。在操作中如不慎接触,要立即用清水冲洗。e、严禁树脂卷接触明火。f、搅拌树脂锚固剂时,必须严格按以下标准掌握搅拌时间和等待时间。、超快速(CK-A),搅拌时间1520s,等待时间1015s。、超快速(CK-B),搅拌时间2025s,等待时间1015s。、树脂锚杆必须至少使用一卷大于等于350mm长CK型锚固剂。g、安装树脂锚杆时,必须严格按设计要求的顺序和数量在锚孔中放置锚固剂。、安装树脂锚杆应遵守的规定a、宜采用快速安装工艺,即搅拌树脂药卷、上托拧螺母一次完成。b、
39、宜用锚杆钻机作为安装机具。c、螺母的拧紧力矩,M16、M18螺纹不应小于100N·M,M20及以上规格螺纹,不应小于140N·M。d、锚杆尾端的托板应贴紧或岩石,未接触部位必须楔紧垫实。、铺网应遵守的规定a、两网搭接长度不应小于设计要求,并按规定连接。b、铺网时必须拉紧,紧贴岩石,使网具有一定的预拉力。(2)、树脂锚杆的安装a、装药卷:装药卷之前应先检查锚杆孔的质量(深度与角度),锚杆构件是否齐全,杆尾是否已涂防锈丝扣脂以及待装药卷是否转化,过期或损坏等。按设计要求的树脂药卷,型号及数量,依次装入孔内。b、插入锚杆杆体:锚杆杆体套上托板及带上螺母,杆尾通过连接套与锚杆机头连
40、接,杆体端头插入已装好的树脂药卷的岩孔内,升起锚杆机并利用锚杆杆体将孔口处的药卷推送至孔内,使药卷接触到岩孔孔底为止,然后开始转动锚杆机搅拌药卷。c、搅拌药卷:严格控制搅拌药卷的时间为(20±5)s,同时要求药卷的搅拌过程连续进行,中途不得间断。d、安装托板及螺母:药卷的搅拌作业完成的同时,托板应压紧托住顶板,螺母也被拧紧。e、对锚杆施加预紧力:利用板手,对顶锚及帮锚施加预紧力,锚杆预紧力扭矩为150N·M。3、锚索安装工艺a、采用普通单体锚杆机配中空六面接长式钻杆和27mm双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确,可在起始钻杆上用白色或黄色油漆标出终孔位置。b、插入树脂药卷前应检
41、查其质量,并注意快凝药卷在上,缓凝药卷在下。c、用棉丝将锚索锚固段的水,煤屑等擦干净,用塑料封箱胶带将树脂药卷与锚索粘结定位。d、锚索下端装上专用搅拌驱动器,工人配合用锚索顶住锚固剂量缓缓送入钻孔(注意不能反复抽拉锚索),确保锚固剂全部送到孔底。e、将专用搅拌驱动器尾部六面头插入锚杆机上。f、一人挟住机头,一人操作锚杆机,边推进边搅拌,前半程用慢速转,后半程用快速旋转,搅拌时间控制在2030s。g、停止搅拌,但继续保持锚杆机的推力约3min,然后缩下锚杆机,并移开打下一个锚索孔。h、10min后,先卸下专用搅拌驱动器,装上托梁、托盘、锚梁,并将其托至紧贴顶板的位置。i、工人一起将张拉千斤顶套在
42、锚索上并用手托住。j、开泵进行张拉,并注意观察压力表读数,达到设计预紧力千斤顶行程结束时,迅速换向回程。k、卸下张拉千斤顶(注意用手接住避免坠落)。l、用液压切割器载下锚索外露部分。4、技术要求a、锚索孔深误差控制在±30mm。b、锚索外露长度控制在(200±20)mm。c、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿,要一气呵成,绝对不能反复搅拌。d、搅拌树脂药卷后1015min张拉锚索,张拉预紧力控制在50100KN。e、锚索安装48h后,如发现预紧力下降,必须及时补打。f、锚索锚固力应不低于200KN。g、张拉时发现不合格的锚索,必须立即在其附近补打合格的锚索,或者用张拉器将不合格
43、的锚索拔出,然后用钻面将原来的钻孔清一遍,重新安装。五、顶板离层的监测1、顶板离层仪一般安设在巷宽中部,深基点固定在锚杆上方稳定岩层内300mm,无稳定岩层时,一般固定在顶板以上8m处,浅基点固定在锚杆端部位置。2、顶板离层监测频度可根据是否在掘进或回采期加以确定,在掘进或回采期间,一般1次/天,其他期间,一般每月1次。3、顶板离层仪安设数量根据巷宽及围岩类别确定。一般为100米安设一个,由于本设计为初始设计,为加强顶板离层观测,可50m安设一个。在地质构造带或巷道交叉点应适当增加安设数量。4、当顶板离层达到离层界限值,应采取相应措施,当锚杆锚固范围内离层时,可采取加大支护密度或提高锚杆的抗拔力的措施;当锚固范围之外离层时,可增加锚杆长度或安设锚索,或采用金属支架以加强支护。六、特殊措施为确保巷道支护的安全,在锚杆、索、网支护的基础上,临时架设11#工字钢棚,棚距5米,在顶板离层观测连续3个月内,离层数值在允许范围内,可拆除工字钢棚,如离层数值超过允许值,须改变支护设计。七、安全技术措施1、严禁空顶作业,顶、帮锚杆和顶板锚索必须紧跟迎头安装,不允许有任何滞后。特别是顶板锚索
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