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261109风巷外段掘进作业规程

 

国投新集能源股份有限公司新集一矿

掘进工作面作业规程

 

工程名称:

261109风巷外段

施工单位:

开拓三队

技术负责人:

工程负责人:

编号:

Q/XJ1-KTSD-GC-2010-05-01

分发号:

 

2010年月日

目录

第一章 概况1

第一节 概述1

第二节 编写依据1

第二章 地质及水文地质情况2

第一节工作面位置、范围、与邻区及地表关系2

第二节煤层及顶底板特征2

第三节地质构造3

第四节水文地质情况3

第五节其它开采技术条件3

第三章 巷道布置及支护说明4

第一节 巷道布置4

第二节 矿压观测4

第三节 支护设计4

第四节 支护工艺6

第四章 施工工艺12

第一节 施工方法12

第二节 凿岩方式12

第三节 爆破作业14

第四节 装载与运输14

第五节管线及轨道敷设14

第六节设备及工具配备16

第五章生产系统17

第一节 通风17

第二节压风19

第三节供水19

第四节安全监控19

第五节供电20

第六节排水20

第七节运输21

第八节照明、通信和信号22

第六章劳动组织及主要技术经济指标23

第一节劳动组织23

第二节 作业循环23

第三节主要技术经济指标23

第七章安全技术措施25

第一节一通三防25

一、局部通风25

二、瓦斯管理26

三、综合防尘27

四、防灭火专项安全技术措施28

五、监测监控28

第二节顶板管理30

第三节爆破34

第四节防治水38

第五节机电39

第六节运输44

第七节风动工具使用安全技术措施48

第八节其他53

一、喷射砼安全技术措施53

二、风水管路施工安全技术措施54

三、钉道安全技术措施55

四、巷道修护安全技术措施55

五、搭设简易脚手架安全技术措施55

六、防倒棚安全技术措施56

七、卧底整道安全技术措施56

八、过煤、过断层安全技术措施57

九、绞车窝、信号硐室、躲避硐室施工安全技术措施58

十、排底施工安全技术措施59

十一、文明生产59

第八章灾害应急措施及避灾路线61

一、灾害应急措施61

二、避灾路线61

三、避灾路线图示意图61

第一章 概况

第一节 概述

一、巷道名称:

261109风巷外段。

二、巷道用途:

为261109工作面提供运输、行人、供水、回风、供压风和轨道运输等服务。

三、工程量:

128.2m

四、坡度:

-3‰,-14°。

五、服务年限:

长期。

六、预计开竣工时间:

2010年5月开工,2010年6月竣工。

七、工程概况表:

序号

施工段名称

设计

工程量

起点

标高(m)

施工

方位

坡度

支护

形式

尺寸(净宽×净高)

断面积(m2)

荒断面

净断面

1

A-B

40.6

-529.910

106°

-3‰

U型棚或

钢带锚网(索)

4.4×3.7m,

U型棚为16.52,

锚网索为15.21

U型棚为14.48,

锚网索为14.20

2

B-C

81.4

-530.032

-14°

3

C-D

6.2

-549.740

-3‰

八、巷道平面布置示意图。

(见附图1)

第二节 编写依据

一、《煤矿安全规程》及《煤矿操作规程》;

二、技术管理部设计室提供的《261109风巷外段》设计平面图;

三、技术管理部地质组提供的《261109风巷外段掘进地质说明书》和《261109风巷外段地质平、剖面图》;

四、通防公司提供的261109风巷外段通风系统设计图;

五、通防公司监测队提供的261109风巷外段监测监控系统图;

六、机运公司电管队提供的261109风巷外段供电系统设计图。

第二章 地质及水文地质情况

第一节工作面位置、范围、与邻区及地表关系

261109综采工作面位于2水平六采区西翼,是该采区11-2煤层第二个工作面。

该工作面西起设计切眼,东至六采区11煤回风上山保护煤柱,南起工作面设计风巷,北至工作面设计机巷。

该工作面西临14勘探线及井田保护煤柱线,东临六采区集中石门、11煤集中上山及其保护煤柱。

北为六采区各煤层未开采区,南临F10断层防水煤柱。

261109高位瓦斯抽排巷、261109顶板瓦斯抽排巷位于工作面正上方并平行于工作面走向。

工作面机巷煤层底板预计标高为-535.2~-662.993m,风巷煤层底板预计标高为-581.494~-669.57m,该工作面风巷可采走向长约为1464.6m,机巷可采走向长约为1493.7m,平均走向长约为1479.2m,平均倾向长约为184m,平均可采斜面积约为283131.6m2。

对应本工作面地表主要为农田、新集北大渠、村庄、张集进矿路、张集变电所110kV高压线路等地形地物,受开采影响的村庄有刘卡村、孟圩孜、前大刘、翻身庄等村庄。

受开采影响的钻孔有1204、S10等钻孔。

第二节煤层及顶底板特征

一、煤层顶底板岩层特征

老顶:

细砂岩,以灰色、灰白色中细粒砂岩为主,石英为主,含少量暗色矿物,局部为灰色砂质泥岩。

硅质胶结,层理发育,中厚层状,层面含大量黑色炭质碎屑及云母片,厚度6.39~7.28m,平均厚度7.61m。

细砂岩普氏硬度系数为12。

直接顶:

泥岩、砂质泥岩,灰色,灰黑色,致密块状,略具贝壳状断口,含菱铁结核、黄铁矿膜,富含较完整的植物叶片化石(如栉羊齿、带羊齿、轮叶、瓣轮叶等)。

厚度2.34~8.39m,平均厚度5.82m。

直接顶与11-3煤之间通常发育一层厚0.27~0.59m,平均厚0.43m的煤线。

砂质泥岩普氏硬度系数为6,泥岩普氏硬度系数为4。

直接底:

泥岩,局部含炭,灰色、灰褐色,块状、破碎,参差状断口,含大量植物根化石,厚度3.19~6.41m,平均厚度4.36m。

泥岩普氏硬度系数为5。

二、煤层特征及其分布情况

11-2煤:

黑色,块状、条带状,半亮型煤,结构较复杂,绝大部分含有1~2层夹矸。

煤层倾向202°~308°,倾角4°~29°,平均为16°。

煤层厚度总体较稳定,局部受构造影响,煤层中不同程度的存在着“构造变薄带”。

该工作面纯煤厚2.36~3.75m,平均纯煤厚度为2.88m,全层厚度为3.38m。

三、夹矸岩性及其分布情况

距煤层顶板1.3m左右含一层0.25~0.56m,平均0.32m厚的泥岩夹矸,此层夹矸呈致密块状,坚硬,具滑面,含根茎化石,黄铁矿膜,稳定发育,稳定可比,是11-2煤层的主要夹矸。

局部受构造影响,发生揉皱、层滑,出现重叠、间断现象;距底板0.8m左右发育一层0~0.27m,平均0.18m厚的不稳定炭质泥岩夹矸。

四、本阶段综合柱状图(见附图24)。

第三节地质构造

一、本工作面区域上方位于阜凤逆冲断层前锋构造带,受其影响,地质构造较为复杂。

261109工作面沿F10断层走向布置,处于F10断层“构造影响带”内,受F10断层的影响,褶曲及断裂构造相对较为发育。

二、261109机巷回风联巷、进料联巷地质剖面图(见附图23)。

第四节水文地质情况

一、充水因素分析

11-2煤顶板砂岩水是工作面掘进时的主要充水水源。

根据现有的井巷资料分析:

11-2煤顶板砂岩富水性不均一,局部富含水。

工作面掘进过程中过断层时,巷道顶板可能出现滴、淋水现象。

二、涌水量预计

预计巷道掘进过程中,正常涌水量为5~15m3/h,最大涌水量60m3/h。

第五节其它开采技术条件

一、瓦斯

经抚顺煤科分院对11-2煤的突出危险性区域划分为:

F10断层以北,地质勘探线9~14线之间,-600m水平以上区域定为无突出危险区域。

而本工作面位于F10断层以北,11~14勘探线之间,机巷开采煤层底板预计标高为-535.2~-662.993m,风巷开采煤层底板预计标高为-581.494~-669.57m。

因此,工作面内13勘探线以西,11-2煤层底板-600等高线至设计切眼区为突出危险区域(详见261109工作面煤层底板等高线图)。

根据通风资料预计本工作面掘进期间绝对瓦斯涌出量为0.36~0.98m3/min,平均绝对瓦斯涌出量为0.68m3/min。

二、11-2煤属于煤尘有爆炸性危险的煤层。

三、11-2煤自燃发火期一般为3~6个月。

四、地温:

30-35℃左右。

五、地压:

本工作面位于F10断层构造复杂区域掘进,巷道过断层破碎带,将出现地压异常现象。

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

一、简要说明

1、261109风巷外段自261109风巷回风联巷A(X=22501.689,Y=4041.344,Z=-529.910)拨门,按106°方位3‰下坡施工40.6m至B(X=22490.494,Y=4080.386,Z=-530.032),之后以106°方位14°下坡施工81.4m至C(X=22468.713,Y=4156.345,Z=-549.722),再以106°方位3‰下坡施工6.2m至D(X=22467.006,Y=4162.298,Z=-549.740)。

2、绞车及绞车窝设置:

该巷道有一段14°下山达81.4m,采用25kW绞车出矸,在上部平台需施工一绞车窝,斜巷上下口距变坡点2m位置行人侧设置信号硐室并在斜巷内人行道侧每隔40m施工一个躲避硐室。

钢带锚网索支护段采用钢带锚网支护,绞车窝、信号硐室、躲避硐室规格为净宽×净高×净深=2.0×2.0×2.0m;架U型棚段采用架梯形棚支护,规格为:

梁×腿×腿=2.4×2.4×2.4m,信号硐室断面图见9,炮眼布置三视图见附图12、13。

第二节 矿压观测

一、观测内容:

顶板离层值、顶底板移近量、两帮移近量。

二、顶板离层仪的安装与观测

1、安装方法与注意事项

(1)、顶板离层指示仪必须靠近工作面安设,布置在巷道宽度的正中,深部基点应固定在稳定岩层内300mm以上,浅部基点固定在锚杆端部深度相同的位置,安设顶板离层仪与锚杆支护同时进行,安设方法如下:

、在巷道顶板垂直打入一个直径28mm的钻孔,一直打到坚硬老顶,一般深度6~7m,具体参考施工巷道的煤层顶底板柱状图和地质说明书,并结合施工现场实际情况而定。

、用安装杆或锚索线先将深部基点固定装置推到孔内额定位置,抽出安装杆或锚索线,轻拉钢丝细绳,确认基点定位牢固,按同样方法安设好浅部基点。

、安装固定好孔口套管和积水盘。

、将两刻度坠的“0”位对齐,然后和孔口套管的下边缘对正,将绳卡定位牢靠。

(2)、注意事项

、推入钢丝绳时应逐圈打开,防止纠缠打节。

、推入固定装置时应一次到位。

、基点的固定位置一定要准确。

、安装离层仪应紧跟迎头,炮掘时必须对外露部分采取必要的保护措施,以防炮崩损坏。

、安装后,两个刻度坠必须应处于自由悬垂状态,不得有任何卡阻现象。

2、顶板离层仪的数据观测与分析处理

(1)、观测要求

、顶板离层仪的观测、记录由各施工单位技术员负责,并将数据及时汇报到矿压组。

、离层仪从安设完毕到距离掘进工作面50m处的期间内应安排专人每天测读一次,其它时间应每周监测一次,观测要作出详细的观测记录。

、矿压组每旬对所有离层仪数据观测一次。

(2)、数据分析与处理

深部基点和浅部基点所测位移变化速度应逐渐降低并最终趋近于0,如果中间发生离层跃变或离层值超过安全临界时必须及时汇报矿领导及相关职能部门,及时采取补救措施,预防事故的发生。

第三节 支护设计

一、临时支护(形式、规格、材料)

1、锚网索作永久支护的临时支护

(1)、形式:

采用带帽点柱(液压单体)、防片帮网。

(2)、材料及规格:

、点柱为长不小于1800mm,直径不小于Φ200mm的圆木,数量不少于2根。

、柱帽:

为厚度不小于100mm的枕木或不小于80mm的木大板,长度1200~1500mm,宽度不小于200mm。

、液压单体规格为DW22-300/100。

、迎头防片帮网采用两块大小一样的1/4半圆拱加直墙部分组成,在两块网的中间竖直边上按700mm间距加工扣环对接。

防片帮网外形尺寸比巷道毛断面小50~100mm。

防片帮网加工材料:

边框采用Ф10mm圆钢焊接;内部用Ф6mm圆钢加工成100×100mm方格网,焊接到边框上;中间用Φ10mm的圆钢按600mm排距加工加强筋,起横向加固作用,防片帮网布置示意图见附图18。

防片帮网采用Φ20×1200mm专用左旋螺纹钢强力锚杆固定(岩性破碎时,锚杆采用Φ20×1500mm左旋螺纹钢强力锚杆),每片网两根锚杆,成“八”字形布置,上部锚杆距防片帮网中间500mm,下部锚杆距防片帮网边沿、距下边沿均为500mm,锚杆垫板采用宽200mm、厚50mm的木板,垫板两端各钻一直径22mm的圆孔,锚杆至木板端头的长度不小于200mm。

木垫板外安装120×120×10mm铁垫板。

2、架U型棚作永久支护时的临时支护

(1)、金属前探梁

、形式:

采用金属前探梁及防片帮网。

、材料及规格:

前探梁采用两根长度不小于4m、22kg/m轨道,配合吊挂式钢板套(钢板厚度不小于10mm)或40T链条和Φ20mm螺栓(帽)分别固定在迎头棚梁上。

迎头常备链条不少于6根,螺丝不少于6只。

防片帮网规格同锚网索支护规格一致。

(2)、撞楔法

、形式:

采用撞楔超前支护

、顶板破碎或煤层较软易漏顶时,采用密集撞楔超前支护顶板,木撞楔规格:

1800×70×50mm;铁撞楔规格:

长度为不小于1800mm的2寸钢管,常备于迎头的数量不少于50根。

撞楔也可以用管缝式锚杆代替,直径为40mm,长度2000mm,布置时间距不超过300mm为宜。

(3)、超前护顶锚杆法

、形式:

采用打锚杆超前支护

、迎头顶板岩性不稳定时,为了加强巷道迎头顶板的支护强度,爆破前可在迎头顶板上打超前锚杆护顶。

锚杆规格为Φ20×2200mm左旋螺纹钢强力锚杆。

二、永久支护(形式、规格、材料)

1、支护形式选择

(1)、围岩为砂岩或整体比较完整的砂质泥岩及泥岩时采用钢带锚网索支护,全断面挂网并压钢带。

(2)、围岩为软泥岩或顶板较破碎、过断层或煤层时采用架U型棚支护,棚距为600mm,搪材棍腰背、拱、帮部铺菱形网,棚间采用槽钢(或角钢)拉条固定。

2、支护材料及规格

(1)、锚杆:

拱、帮部均采用Φ20×2200mm左旋螺纹钢强力锚杆,间排距为800×800mm,每排布置13根锚杆。

(2)、托盘:

采用10mm厚的钢板制成正方形,边长为120mm。

并压制成弧形。

(3)、金属网:

锚网由Φ6mm的圆钢制作,网格100×100mm,长×宽=1000×2000mm或1000×1100mm。

(4)、钢带:

钢带采用Φ12mm的钢筋焊制成梯子状,长度为3.6m和2.2m及2.8m配合使用。

(5)、锚索:

锚索规格为Φ21.8×7200mm,每排布置三根,间排距1200×1600mm,锚索托板均为300×300mm及150×150mm两块,由厚10mm的钢板制作。

(6)、锚固剂:

采用Z2360型或Z2850型锚固剂,拱、帮部锚杆均为2卷/根,其直径必须与钻孔直径相配套。

施工时,若采用风锤打帮顶锚杆眼,应使用Φ32mm的钻头,锚固剂用Z2850型;若采用锚索机打顶部锚杆眼时,应使用Φ28mm的钻头,锚固剂用Z2360型。

打锚索眼时使用Φ32mm的钻头,锚固剂用Z2360型4卷/眼。

(7)、U型棚:

采用29U型钢加工,梁长4.0m,腿长分别为3.8m。

(8)、菱形网:

长×宽=2800×800mm。

(9)、搪材棍:

长度800mm。

(10)、木撑:

规格为580(内径480)×100×100mm。

(11)、拉钩:

长度480mm。

(12)、拉条:

采用80#槽钢或角钢加工,其长度为1500mm。

(13)、喷射混凝土:

必须采用标号不小于325#普通硅酸盐水泥(硬化失效的水泥严禁使用),砂为纯净的黄砂(模数细度在2.4~2.6之间的中粗砂),瓜子片必须用水冲洗干净。

混凝土标号C20,重量配合比为水泥∶黄砂∶瓜子片=1∶2∶2,速凝剂掺入量一般为水泥重量的4~6%,喷拱取上限,喷帮取下限,喷淋水区时可酌情加大,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

喷浆后喷浆表面无裂缝、蜂窝、孔洞、露筋现象,喷后壁面饱满密实,无明显凸凹现象。

3、巷道支护断面图。

(见附图7、8)

第四节 支护工艺

一、临时支护

1、带帽点柱

放炮后,施工人员必须站在支护完好的地点,先敲帮问顶找除浮矸活岩,确认安全后,在专人看护下铺锚网并与迎头锚网插接、联网,在锚杆孔位置铺上钢带并用铁丝将其与锚网联好再将点柱打在锚网和锚带下,带上柱帽,用木楔打紧,然后打好防片帮网锚杆,且及时安设好防片帮护网。

2、液压单体

放炮后,施工人员必须站在支护完好的地点,先敲帮问顶找除浮矸活岩,确认安全后,在专人看护下铺锚网并与迎头锚网插接、联网,在锚杆孔位置铺上钢带并用铁丝将其与锚网联好后挖好柱窝,一人将液压单体扶直,另一人将柱帽放在液压单体的端头后,由一人扶稳,手必须放在大板的下方防止给液压单体加压时被挤伤并注意观察顶板情况,一人给液压单体加水压,到位后柱帽与顶板不实处用木楔打紧,然后打好防片帮网锚杆,且及时安设好防片帮护网。

3、前探梁

放炮后,施工人员必须站在支护完好的地点,先敲帮问顶找除浮矸活岩,确认安全后,再将前探梁移向迎头,并紧固锚链,在前探梁上放梁子、过顶,然后按要求打好防片帮网锚杆,且及时安设好防片帮护网,防片帮护网应紧贴岩面,锚杆螺帽上紧。

4、撞楔法

施工过程中当顶板破碎易掉顶时可以采用密集撞楔超前护顶,人员必须站在支护完好的地点将撞楔垂直迎头第一棚梁子,从迎头第一棚梁上方打入顶板,撞楔尾端应搭在第二棚棚梁下进行超前护顶。

5、超前锚杆护顶法

施工过程中当顶板破碎易掉顶时可以采用打超前锚杆超前护顶,人员必须站在支护完好的地点,锚杆打在紧贴迎头第一棚的下方,打入顶板进行超前护顶。

使用超前锚杆作临时支护时必须执行一棚一架。

6、超前临时支护图。

(见附图14、15、16、17)

二、临时支护的质量要求

1、使用带帽点柱做临时支护时,带帽点柱打在距巷中两边各1000mm左右的位置并垂直于巷道轮廓线的切线或主要层理面,且柱窝落在避开耙斗钢丝绳的实矸上,浮矸较软时,必须穿木鞋。

带帽点柱的柱帽避开锚杆眼的位置。

木鞋规格为长×宽×厚=300×300×100mm。

2、使用液压单体做临时支护时,液压单体打在距巷中两边各1200mm左右的位置并垂直于巷道轮廓线的切线或主要层理面,且柱窝落在避开耙斗钢丝绳的实矸上,浮矸较软时,必须穿木鞋。

液压单体的柱帽应避开锚杆眼的位置。

木鞋规格为长×宽×厚=300×300×100mm。

3、使用吊挂式前探梁(长度为4.0m)作超前临时支护时,每根前探梁不少于3个吊挂点,两端的吊挂点间距不小于1.2m,两根前探梁分别吊挂在距U型棚棚梁两端各1000mm左右的位置,轨道与其上的梁子间均必须用木楔打紧,链条螺丝丝帽外露丝不少于20mm,锚链和螺丝(或钢板套)变形或损坏时应立即更换。

每次在前探梁上过梁不得超过两根。

4、使用密集撞楔护顶时,其间距一般不大于300mm,打入深度600~800mm,撞楔数量不得少于7根。

撞楔必须在打上部眼前全部施工完毕。

5、使用超前锚杆护顶时,锚杆孔由巷道正顶向两边沿巷道施工方向按20~30°仰角施工,超前锚杆间距为不大于300mm,锚杆数量不得少于7根。

锚杆必须打到底,每根锚杆使用两卷锚固剂,锚杆螺丝必须拧紧有力。

超前锚杆必须在打上部眼前全部施工完毕。

6、两块防片帮网之间用扣环连接。

防片帮网固定锚杆螺帽必须拧牢固,锚杆外露出螺帽不少于5丝,并且防片帮网必须紧贴岩面,允许最大误差不超过100mm。

岩巷采用Φ32mm的钻头施工锚杆眼,采用Z2850型锚固剂;锚固力不小于3t。

三、永久支护施工工艺

1、锚网索支护施工工艺

放炮后,施工人员必须站在支护完好的地点,先敲帮问顶,找净顶帮及迎脸的浮矸活岩,确认安全后;在有专人看护的情况下打霸王桩眼、挂滑轮倒货,迎头高度满足要求后再铺网并在其下打好临时支护,上好迎头防片帮护网,最后在临时支护下班队长根据巷道中腰线画好轮廓线,确认巷道尺寸符合设计尺寸后,先打正顶锚杆孔并注好锚杆,依次打两边拱部锚杆孔并必须实行边打边注。

安装锚杆由外向里,逐排进行,即先打好第一排然后才能进行第二排锚杆施工。

(1)、锚杆安装工艺

、打锚杆眼:

打眼前,首先严格按中、腰线检查巷道断面规格,不符合设计要求时必须先进行处理,打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮,找除活矸危岩,确认安全后方可作业。

锚杆眼位置要准确,眼位误差不超过50mm,眼向误差不大于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,深度2.1m。

打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行,打顶眼时,则从拱顶向两侧进行。

、安装锚杆:

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,然后将锚固剂送入眼底。

随后将锚杆插入眼内,使锚杆顶住锚固剂,外端头套上垫板、垫片,上好螺帽,用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。

开动锚杆安装机带动杆体旋转将锚杆旋入锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,方可撤去锚杆安装机。

搅拌旋转时间为20~30s,15min后,将螺帽再紧一遍并给锚杆施加一定预紧力,锚杆拉力不小于10t,螺帽紧固有力,锚杆托板应紧压钢带紧贴岩面,顶板出现起伏时,钢带、金属网应拿弯,不得在托板与岩面间填充矸石或半圆木等物料。

托板边方向与巷道方向尽可能保持一致,避免歪斜。

(2)、锚索安装工艺

、当巷道按设计要求支护合格以后,进行打眼。

打眼时,先在起始钻杆上做好标记标出终孔位置,眼深7.0m。

、安注锚固剂前应检查其质量(为手感柔软为合格),不合格的严禁使用。

、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔,确保锚固剂全部送到孔底。

注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索,以防捅破锚固剂影响锚固质量。

、一人扶住机头、一人操作锚索机,边推进边搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快速搅拌(时间控制在20~30s),确保搅拌均匀。

、停止搅拌后,必须继续锚索机的推力约3min,然后收回锚索机。

、45min后先卸下专用搅拌驱动器,装上托盘、锚具,并将其托到紧贴顶板的位置。

、两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。

然后开泵进行张拉,并注意观察压力表读数,达到设计预紧力或千斤顶行程结束时,迅速换向回程。

、卸下张拉千斤顶,完成锚索的安装。

2、架U型棚支护施工工艺

放炮后必须先敲帮问顶,在有专人看护顶板的情况下伸出前探梁做好超前临时支护,在前探梁上过梁,迎头施工人员齐心协力,将棚梁架到前探梁上后必须及时挂好拉钩,上齐木撑并用8#铁丝双股带好,再铺网并联网,班组长负责校好中线,找准巷中拉好棚梁扭距,跟腰线巷道,应在固定前探梁时即调整好坡度,校好腰线,调整好棚梁高度和棚距,铺好搪材棍过好顶,如果有空顶还必须用半圆木接实。

顶部支护好后上好拉条,安设防片帮护网,再掏腿窝,刷齐帮部,栽棚腿,挂上帮部拉钩,撑上木撑,铺网腰帮,上拉条,最后将余货出尽。

3、喷射混凝土施工工艺

(1)、准备工作:

、检查巷道尺寸、锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求,发现问题应及时处理。

、喷浆前必须将未

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