孟子峪回风斜井作业规程.docx
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孟子峪回风斜井作业规程.docx
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孟子峪回风斜井作业规程
目录
第一章 概况1
第一节 概 述1
第二节编写依据2
第二章地面相对位置及地质情况3
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况3
第二节煤(岩)层赋存特征3
第三节地质构造6
第四节水文地质6
第五节煤层顶板岩工程地质特征8
第三章 巷道布置及支护说明9
第一节 巷道布置9
第二节 矿压观测9
第三节 支护设计9
第四节 支护工艺13
第四章施工工艺17
第一节 施工方法17
第二节 凿岩方式28
第三节 爆破作业28
第四节 装载与运输31
第五节 管线及轨道敷设32
第六节 设备及工具配备33
第五章生产系统34
第一节通风34
第二节压风36
第三节瓦斯防治36
第四节综合防尘37
第五节 防灭火37
第六节安全监控38
第七节供电39
第八节供水、排水41
第九节运输41
第十节通迅、照明和信号42
第六章劳动组织及主要技术经济指标43
第一节劳动组织43
第二节作业循环44
第三节主要技术经济指标45
第七章安全技术措施46
第一节一通三防46
第二节顶 板48
第三节爆破48
第四节防治水50
第五节机电51
第六节运 输52
第七节其他53
第八章灾害应急措施及避灾路线56
第一节井下避灾的基本原则56
第二节撤离灾区时应遵守的行动准则56
第三节灾区避难时应遵守的行动准则57
第四节爆炸灾害应急措施57
第五节火灾事故的应急措施和安全撤退原则58
第六节事故预防和处理58
第七节避灾路线60
第九章环境保护和文明施工61
第一节环境保护措施61
第二节文明施工61
第一章 概况
第一节 概 述
一、巷道名称、位置与煤(岩)层、相邻巷道的关系
本作业规程掘进的巷道为回风斜井,井口标高1240m,落底标高1125m。
回风斜井开口位置在工业广场南部大门口南600米处,方位为130°30′29″。
落底为回风下山,西南面为矿井主要生产区域,东北面为同时施工掘进的主斜井(混合提升斜井)。
二、巷道用途、设计长度
满足矿井生产时的通风、行人的需要,设计长度为274.011米(斜距)。
三、工程量、坡度、服务年限
该巷道设计长度为274.011m(斜距),其中表土段47m;基岩段227.011m,设计坡度为23°,服务年限11年。
四、预计开工时间、竣工时间
本掘进工作面2012年10月开工,预计2013年4月竣工。
附:
巷道布置平面图。
第二节编写依据
一、设计及批准时间
经山西中远设计工程有限公司设计,批准时间2012年1月。
二、地质说明书及批准时间:
山西省煤炭地质144勘查院编制的《山西康伟集团孟子峪煤业有限公司生产矿井地质报告》,批准时间为2011年10月。
三、瓦斯鉴定情况:
新的矿井2号煤层瓦斯数据为2010年度由山西省煤炭工业局文件晋煤瓦发[2011]728号对孟子峪煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复。
长治市安全生产监督管理局,长安局办发[2004]9号文,批复原孟子峪矿井二号井开采9+10号煤层相对瓦斯涌出量4.23m3/t,二氧化碳相对涌出量为4.46m3/t,批复该矿9+10号煤层为低瓦斯。
山西省煤炭工业局,晋煤安发[2005]13号文,批复原孟子峪矿井二号井开采9+10号煤层相对瓦斯涌出量3.15m3/t,二氧化碳相对涌出量为3.57m3/t,批复该矿9+10号煤层为低瓦斯。
根据山西省煤炭工业局晋煤安发[2006]39号文:
原孟子峪矿井二号井开采9+10号煤层相对瓦斯涌出量2.52m3/t,绝对涌出量0.70m3/min,二氧化碳相对涌出量为2.66m3/t,绝对涌出量0.74m3/min,批复该矿9+10号煤层为低瓦斯矿井。
四、本规程安全质量标准依据
《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》、《井巷工程质量及验收规范》、《回风斜井设计图纸》及孟子峪煤业相关安全规定。
五、其他技术规范
回风斜井施工依据及技术规范有:
1、《煤矿安全规程》
2、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》
3、《锚喷支护工程质量监测规程》(JB50204-2001)
4、《矿山井巷工程施工及验收规范》(GBJ213-90)
5、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(MT5009-94)
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
附表一地面相对位置及临近采区开采情况表
巷道名称
回风斜井
设计方位
130°30’29”
地面标高(m)
1240m~1440m
井下标高(m)
1120m~1130m
地面位置及
建筑物
对应地面位置为中高低山区,无建筑物
掘进位置对地面建筑物影响
该巷道位于井田东北角,对地面无任何影响
邻近采掘情况
西南部为原矿井主要生产区域,东北部为同时掘进施工的主斜井,其他均为实体煤岩
走向
130°30’29”
倾斜
23°
长度
274.011m
(斜距)
第二节煤(岩)层赋存特征
1、井田地层
本区位于沁水煤田西南部沁源国家规划矿区沁源南区中段中部。
井田内出露有上石盒子组下段、下石盒子组上段、下段、山西组地层及太原组地层,第四系松散沉积物以不整合覆盖于各时代地层之上。
现依据本次勘查的6个钻孔统计整理,结合地表出露情况,对井田内的地层由老到新分述如下:
1、奥陶系中统峰峰组(O2f)
地质勘查钻孔揭露奥灰15.14m,岩性为灰色,略带微红色的石灰岩及角砾状泥质石灰岩、方解石细脉发育,具铁质浸染现象。
2、石炭系中统本溪组(C2b)
岩性由灰色、灰黑色铝土岩、泥岩、粉砂岩、石英砂岩及不稳定不可采的12号煤层组成,底部沉积有山西式铁矿,其厚度和品位很不稳定。
由于中奥陶统古风化壳剥蚀程度不同,该地层厚度变化较大,依据钻孔揭露资料,地层厚度为22.92-35.85m,平均29.39m。
平行不整合于峰峰组地层之上。
3、石炭系上统太原组(C3t)
为本井田主要含煤地层,自K1砂岩底至K7砂岩底,地层厚度为94.25-109.88m,平均100.08m。
与下伏地层呈整合接触。
主要由灰白、灰黑色砂岩、粉砂岩、泥岩、石灰岩组成。
含丰富的动物化石,旋回结构清楚,横向稳定性好,易于对比。
全组可划分为4~5个沉积旋回,属于海陆交互相沉积。
依据岩性、岩相特征,可自下而上划分为三段:
太原组下段(C3t1)
K1砂岩底至K2石灰岩底,地层厚度为25.90-34.42m,平均29.37m。
主要由灰白色砂岩、灰~灰黑色泥岩、铝质泥岩、粉砂岩及稳定可采的9+10、11号煤层及不稳定不可采的10下号煤层组成。
底部K1砂岩为灰白色薄层状细粒砂岩,局部相变成粉砂岩。
太原组中段(C3t2)
K2石灰岩底至K4石灰岩顶。
地层厚度24.00-34.41m,平均30.45m。
主要由三层深灰色石灰岩及灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩夹二层煤层组成。
底部为深灰色,巨厚层状致密、坚硬的K2石灰岩,含有丰富的有蜒科、腕足类化石和燧石结核,自K2向上为灰黑色泥岩及具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩,多受黄铁矿浸染,其上发育有不稳定局部可采的8号煤层,顶板为深灰色,厚层状的K3石灰岩,K3石灰岩全区稳定,易于对比。
K3至K4石灰岩间,为灰、灰黑色砂岩、粉砂岩和泥岩,间夹不稳定不可采的7号煤层,其顶部即为深灰色、中厚层状、致密坚硬的K4石灰岩。
太原组上段(C3t3)
K4石灰岩顶到K7砂岩底,地层厚度为36.40-48.08m,平均39.92m,主要由灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩及煤层组成,含黄铁矿、菱铁矿结核,其余钻孔剥蚀本段地层。
4、二叠系下统山西组(P1s)
K7砂岩底至K8砂岩底,整合于下伏地层之上。
北部部分剥蚀,本段地层,地层厚度为28.30-50.37m,平均41.19m。
岩性主要由灰色的细粒砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩和1、2、3号煤层组成,1、2号煤层在井田北部剥蚀,巷道见煤点工程为稳定可采煤层,3号煤层为不稳定不可采煤层。
底部K7砂岩为细粒砂岩,岩性及厚度变化大。
5、二叠系下统下石盒子组(P1x)
K8砂岩底至K10砂岩底,与下伏地层呈整合接触。
地层厚度81.93-115.40m,平均95.24m,根据其岩性、岩相特征,划分为上、下两段:
下段(Plx1)
K8砂岩底至K9砂岩底,地层厚度为22.51-52.55m,平均38.32m。
以灰色、绿灰色中、细粒砂岩为主,夹深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩,局部夹薄层煤线,顶部为黑灰色泥岩。
底部K8砂岩为灰色、灰白色细粒砂岩,具直线型斜交层理和斜层理,局部含泥质斑块。
上段(Plx2)
K9砂岩底至K10砂岩底,地层厚度为55.15-62.80m,平均59.12m。
底部K9砂岩为灰白色中粒砂岩。
其上为互层状绿灰色、灰色中、细粒砂岩和灰绿色泥岩、粉砂岩。
顶部为一层状灰绿色与紫红色花斑相间、含鲕状铁质结核的泥岩,俗称“桃花泥岩”可作为确定K10砂岩的辅助标志。
6、上统上石盒子组(P2s)
底部为一层灰白色中—细粒砂岩,成份以石英为主,次有长石。
含暗色矿物,孔隙式钙泥质胶结,分选差,厚2.90-5.85m,平均4.43m,钻孔揭露最大厚度199.10m。
根据岩性可分为本区只残留下段、中段地层
下段(P2s1):
K10砂岩底—K12砂岩底,残留厚度0.00-199.10m。
下部主要由黄绿色、灰黄色的粉砂岩、细砂岩组成,夹绿灰黑灰色泥岩薄层,局部夹似层状、串珠状铁锰质岩,上部为灰紫色、紫色、灰绿色、黄绿色细砂岩和粉砂岩互层。
时夹有灰色、灰绿色中粒砂岩。
中段(P2s2):
K12砂岩至K13砂岩底,残留厚度约42.00m,底部K12砂岩为灰色、灰白色、粗粒长石石英砂岩,泥质、钙质胶结,底部含砾石,厚度5.48m。
其上以浅灰色、灰色、灰绿色泥岩、粉砂岩互层为主,夹紫色、暗紫色泥岩、粉砂岩薄层及2-3层黄绿色、浅绿色细粒砂岩。
7、第四系(Q)
本区地表覆盖以第四系黄土为主,为上更新统(Q3)和中更新统(Q2)。
中更新统(Q2):
主要由棕、红、黄褐色亚砂土和亚粘土组成,夹红褐色古土壤层及黄褐色结核层。
厚度0-5m。
上更新统(Q3):
底部为砂砾层及砂层,中下部为灰黄色亚粘土和亚砂土,夹砾石层;上部为灰黄色亚粘土夹棕红色古土壤条带,厚度0-20m。
2、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
瓦斯:
根据山西省煤炭工业局晋煤安发[2006]39号文:
原孟子峪矿井二号井开采9+10号煤层相对瓦斯涌出量2.52m3/t,绝对涌出量0.70m3/min,二氧化碳相对涌出量为2.66m3/t,绝对涌出量0.74m3/min,批复该矿9+10号煤层为低瓦斯矿井
煤尘爆炸性鉴定结论为:
对各可采煤层做煤尘爆炸性测试,结果各煤层煤尘均具有爆炸性危险。
煤的自燃性:
1号、2号、9+10号煤层煤的自燃倾向性等级为Ⅰ级,属容易自燃煤层。
6号、11号煤层煤的自燃倾向性等级为Ⅱ级,属自燃煤层。
第三节地质构造
该矿位于沁水煤田西缘,霍山隆起之东翼。
由于受南北向构造带影响。
矿区总体构造为一走向北东—南西倾向南东的单斜构造,地层倾角小于15°,井田内发育有二条正断层F1、F2,F1断层位于井田北东部边缘,断层走向NW,倾向WS,倾角为70°,落差5m。
区内延伸670m,为井下开采发现的,F2断层位于井田东南部,其断层走向NE,倾向ES,倾角70°落差60m,区内延伸850m。
矿区内未发现陷落柱及岩浆岩活动。
综上所述矿井地质构造对回风斜井掘进施工没有影响,F2断层会对后期东南部巷道布置、采区布置有一定影响。
第四节水文地质
一、主要含水层分析
1、地表水系
本区地表水属黄河流域,井田西南部有柏子河,北东部为沟谷内一般无水流,在雨季遇暴雨时,雨水短时聚集出现水流,水流流入柏子河,柏子河向南流入沁河,沁河南流于河南济源流入黄河。
井田内河流的最低侵蚀基准面1200m。
井田内最高洪水位1206.00m,位于原回风立井(已关闭)附近。
2、矿井涌水量
根据2003—2005年原孟子峪煤矿(15万t/a),下组煤9+10号煤涌水量450—900m³/d,预测矿井下组9+10号、11号煤层开采(60万t/a)时的涌水量。
9+10号煤层:
正常涌水量450m3/d最大涌水量900m3/d。
3、井田充水因素分析
(1)大气降水及地表水对矿井充水的影响
本区年降水量为463.3mm~861.6mm,属于较干旱地区,本井田地形坡度较陡,植被不发育,有利于自然排水,入渗补给地下水条件差,只在基岩露头的沟谷中有少量的入渗。
井田地表河流不发育,各沟谷平时大都干涸无水,仅雨季有短暂洪水排泄。
孟子峪煤矿各井口均位于沟谷一侧,其中回风斜井井口标高为1208.14m,主斜井井口标高为1258.57m,安全出口斜井井口标高1260.92m,各井口均位于距沟心10m以上,高于沟谷最高洪水位标高,大气降水和地表水对矿井生产无影响。
(2)开采受水害影响程度
采空积水对矿坑充水的影响,一是可作沿下层煤层顶板导水裂隙向下渗漏,二是当采区接近采空区时,一旦将其勾通,瞬时以很大流量溃入矿坑,并带有泥砂,给矿井的安全和生产带来很大危害。
孟子峪煤矿井田内2号煤层已进行大面积开采,分布有大片采空区,大部分采空区水沿连通巷道空隙渗出汇入采区巷道被排出地面,仅部分采空区因无巷道连通,无法排出而存有积水;井田内9+10号煤层也曾进行少量开采,分布部分采空区,有的采空区分布有积水。
另外,据2010年水文地质补充勘查时,采用物探手段探测,井田北部2号煤层露头附近分布有2处小窑破坏区,并存有积水,对该地段2号煤层开采有潜在充水危险。
由此分析,采空区积水是本矿井最具危害的充水水源。
总体上矿井受水害影响程度为中等。
第五节煤层顶板岩工程地质特征
煤层顶板岩工程地质特征一览表
煤层
1
2
6
9+10
11
顶板岩性
抗拉强度
------------
抗压强度
MPa
粉砂岩
0.70-0.76
------------
15.5-27.2
泥岩
0.63-0.88
------------
29.5-89.5
泥岩
0.52-1.15
------------
11.3-13.6
石灰岩
1.45-2.88
------------
19.1-25.8
粉砂岩
1.07-1.86
------------
24.6-35.1
泥岩
0.61-0.83
------------
13.1-16.7
细粒砂岩
0.39-2.11
------------
24.7-43.3
粉砂岩
1.74-1.85
------------
22.9-25.2
类型
不稳定-
中等稳定
中等稳定
不稳定-
中等稳定
稳定
中等稳定
底板岩性
抗拉强度
------------
抗压强度
MPa
泥岩
0.74-0.91
------------
4.7-19.2
泥岩
0.20-1.32
------------
8.6-10.5
泥岩
0.91-1.08
------------
17.4-21.8
泥岩
0.41-1.70
------------
11.3-23.7
泥岩
1.06-1.96
------------
21.3-27.5
粉砂岩
0.81-1.08
------------
16.1-25.2
细粒砂岩
1.59-2.34
------------
38.7-45.8
细粒砂岩
2.92-7.10
------------
20.9-39.8
类型
不稳定-
中等稳定
不稳定-
中等稳定
不稳定
中等稳定
不稳定-
中等稳定
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
本巷道掘进层位分为表土段和基岩段;设计角度为23°;断面为直墙、半圆拱巷道;工程量为274.011m,巷道腰线下1.5m为硬化底板;中线为正中心;开门位于矿区大门口南600米处,设计方位角为130°30’29”。
1、巷道断面:
井筒表土段,掘进断面:
宽×高=5.6m×4.35m,墙高1.55m,半圆拱形,断面积19.63m2;净断面:
宽×高=4m×3.5m,墙高1.5m。
净断面积12.24m2井筒基岩段:
掘进断面:
宽×高=4.2m×3.75m,墙高1.55m,半圆拱形,断面积13.89m2;净断面:
宽×高=4m×3.5m,墙高1.5。
净断面积12.24m2;
2、巷道开口施工:
开口为表土段,采用明槽开挖,明槽根据土质放边坡采用1:
0.56施工采用机械配合人工开挖。
施工过程中可根据表土层的稳定情况调整开挖深度。
明槽开挖过程中,应分层分段进行,分层高度4米,分段长度10-12米。
3、施工顺序:
根据现场安全生产实际,在不影响工程进度,本着巷道掘进安全原则,采取由上向下、先表土段后基岩段,表土段施工要深入基岩段5米。
开口点根据矿技术部门给定的开口点进行施工
第二节 矿压观测
1、矿压观测对象及内容
(1)掘进过程中,每班安注的锚杆及锚索锚固力。
2、观测方法:
(1)每班安装的螺纹钢锚杆,要用力矩扳手逐根进行检测,力矩扳手指针读数不得小于100N.m。
每20米螺纹钢锚杆用拉力计试拉一组,每组不得小于3根;并做好螺纹钢锚杆拉拔力试验记录。
检测记录与现场标志一致,并有记录牌板记录。
第三节 支护设计
一、巷道支护形式
根据山西中远设计工程有限公司设计要求,确定本巷道表土段采用钢筋混凝土浇注,基岩段采用锚网索喷浆支护。
二、支护方式
1、临时支护
临时支护采用2根4m长3寸钢管作前探梁,用专用前探梁卡扭连接在靠近工作面居中的2根永久支护顶锚杆上,间距为锚杆间距的2倍,前后前探梁卡子为锚杆排距的2倍,用木板进行临时护顶,用木楔将顶背紧。
临时支护的架设方法:
掘进后,将两根前探梁前移至工作面,作业人员站在安全地点将护顶大板横放在前探梁上,然后用木楔将顶背实、背牢,再进行打锚杆等工作。
附:
临时支护平、剖面图。
2、永久支护
(1)支护参数设计的确定根据山西中远设计工程有限公司设计要求执行,本《作业规程》不再作另外计算。
(2)井筒表土段先采用φ6mm钢筋网、18#槽钢架设钢棚,棚间距800mm,棚架之间采用φ16mm圆钢连接、喷射100mm厚混凝土临时支护;再采用钢筋混凝土进行永久支护,浇注厚度500mm,使用Φ18mm、Φ6mm的钢筋,浇筑砼强度等级为C30,钢筋保护层厚度50mm。
(附图:
回风斜井表土段支护断面图)
(3)井筒基岩段支护形式为锚网+锚索+喷砼联合支护,锚杆使用φ20×2000mm的左旋螺纹钢锚杆;间排距为800×800mm。
顶部使用9根,帮部各使用3根。
锚索使用φ15.24×6000mm;间排距1500×4000mm。
顶部使用3根锚索。
树脂锚固剂:
MSK23/35(锚杆用);MSK23/35+MSM23/35(锚索用);砼厚度为100mm,砼强度为C25。
锚索锚固力及预应力按照锚索设计承载力230KN的50%-60%取值,根据围岩与压力情况确定,围岩较差时取大值,围岩好时取小值。
(附图:
回风斜井基岩段支护断面图)
(4)井筒表土段混凝土底板厚度为150mm。
基岩段混凝土底板厚度为150mm。
躲避硐底板厚度为100mm。
巷道掘进方向的右侧设水沟和人行台阶及扶手,水沟规格200×200mm;人行台阶规格160×650×700mm并每隔40米施工躲避硐室(2400×2000×2000mm),另外每隔50米设一横向水沟,水沟与巷道斜交成15°夹角,水沟规格200×200mm;底板、台阶及水沟均采用砼浇注,强度等级为C15。
第四节 支护工艺
一、材料规格及要求
(一)表土段:
18#槽钢加工制作的拱形支架;
钢筋网:
φ6mm钢筋焊接而成,网孔规格100×100mm。
Φ18mm、Φ6mm钢筋;
水泥为普硅水泥PO32.5,中粗河沙,2~4cm坚硬石灰岩碎石,水采用洁净水,不含酸,碱及油污,搅拌成强度等级为C30混凝土。
(二)基岩段
锚杆:
φ20mm×2000mm螺纹钢锚杆;锚固力要求达到60KN。
钢筋网:
φ6mm钢筋焊接而成,网孔规格100×100mm。
锚杆托板:
长×宽×厚=150×150×8mm,中心孔径φ23mm;
锚索:
φ15.24×6000mm;间排距1500×4000mm。
顶部使用3根锚索。
锚固力要求达到100KN。
锚索托板:
长×宽×厚=300×300×12mm,中心孔径φ23mm;
树脂锚固剂:
MSK23/35(锚杆用);MSK23/35+MSM23/35(锚索用);
强度等级为C30混凝土。
二、锚杆、锚索的孔位、孔深和孔径应与锚杆、锚索类型、长度、直径相匹配等要求
(一)锚杆
1、打设锚杆必须严格按照规程中规定,排间距误差为±100mm。
2、锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75°,锚索不小于80°。
3、锚杆必须拧紧螺母,螺纹外露长度为10—50mm,托盘紧贴岩壁。
4、锚杆锚固力必须达到60KN以上,不合格必须重新补打。
5、紧固锚杆螺母必须使用扭矩扳手,扭矩力不小于100N.m
6、锚杆安装方法:
按设计位置点好眼位,眼位误差不得超过50mm,采用风动锚杆钻机打设顶部锚杆:
严格按照设计角度施工。
(1)顶部采用锚杆机打眼。
A、打眼顺序:
应先施工紧靠有永久支护的一排锚杆眼,且一般以巷道中间向两帮依次施工为宜,应打一眼注设一根锚杆,不得跳跃式打眼。
采用组合式钻杆(L=1000㎜),Φ28mm钻头打眼。
钻孔时,锚杆机升起,使钻头插入相应的钢筋托梁孔中,然后开动锚杆机进行钻孔。
开眼时应轻打,当钻进300㎜左右时方可逐步加速。
钻孔够深后钻机要反复升落2-3次,以防孔内碎渣堵孔卡钻。
孔深要求为1950±30mm,并保证钻孔角度。
钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机,同时清孔,清除岩粉和泥浆。
B、利用锚杆杆体将树脂锚固剂(MSK23/35一支)轻推送入顶眼孔底。
锚杆体套上托板及球垫、尼龙垫后带上搅拌锚杆螺母,杆尾通过搅拌器与钻机机头连接,升起并开动钻机,搅拌树脂锚固剂,搅拌过程连续进行。
搅拌时间控制在20-30秒,中途不得间断,使化学药剂充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体。
C、利用钻机拧紧螺母,使锚杆具有一定的预紧力,然后用专用的风动板手拧紧,预紧力矩不小于100N.m。
(2)帮部锚杆及时紧跟迎头,两人一组,操作风动锚杆机按设计角度及位置打设帮眼,眼深1950±30mm采用Φ28mm钻头,帮部锚杆安装用风动帮锚钻机搅拌药卷,使用MSK23/35型号树脂锚固剂锚固,帮锚杆用加长板手上紧,预紧力矩不小于100N.m
(二)锚索
锚索施工必须紧跟工作面安装。
①两人利用风动钻机配B22中空六方接长钻杆和Φ28mm双翼钻头按设计位置钻孔,孔深控制在5700mm。
②利用锚索将MSK23/35、MSM23/35各一支树脂锚固剂轻推入孔底。
③锚索下端用搅拌器与锚杆机相连,开机搅拌。
先慢后快,待锚索插至孔底后,全速搅拌15-20s后,停止搅拌,下缩锚杆机,卸下搅拌器。
张拉锚索:
垫板、锚具、用张拉千斤顶张拉锚索到设计预紧力10
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