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文档简介
1、2022/7/241光面爆破与 锚喷支护技术2022/7/242 锚杆支护是一门科技含量较高的工程技术,是理论知识和实践知识的完美结合。 要想掌握锚杆支护技术必须加强学习与培训。 1.技术人员要学习高等数学、各种力学、锚杆支护理论等基础理论知识,以提高接受、传授、现场指导锚杆支护技术的能力。 2 .注重理论知识与实践知识的结合,要“知其然,并知其所以然”。 3 .要进行现场操作实习。2022/7/243主要内容一、锚喷支护基础知识二、光面爆破三、锚杆支护四、喷射混凝土支护锚喷支护基础知识一、岩石的分级与围岩分类级别坚固性程度岩石性质坚固性系数f最坚固的岩石最坚固、最致密的石英岩及玄武岩。其它最
2、坚固的岩石20很坚固的岩石很坚固的花岗岩类:石英斑岩、很坚固的花岗岩,硅质片岩;坚固程度较级岩石稍差的石英岩;最坚固的砂岩及石灰岩15坚固的岩石花岗岩(致密的)及花岗岩类岩石;很坚固的砂岩及石灰岩;石英质矿脉,坚固的砾岩;很坚固的铁矿石10a坚固的岩石坚固的石灰岩;不坚固的花岗岩;坚固的砂岩;坚固的大理岩;白云岩;黄铁矿8相当坚固的岩石一般的砂岩;铁矿石6a相当坚固的岩石砂质页岩;泥质砂岩5坚固性中等的岩石坚固的页岩;不坚固的砂岩及石灰岩;软的砾岩4a坚固性中等的岩石各种(不坚固的)页岩;致密的泥灰岩3相当软的岩石软的页岩;很软的石灰岩;白垩;岩盐;石膏;冻土;无烟煤;普通泥灰岩;破碎的砂岩;
3、胶结的卵石及粗砂粒;多石块的土2a相当软的岩石碎石土;破碎的页岩;结块的卵石及碎石;坚硬的烟煤;硬化的粘土1.5软土粘土(致密的);软的烟煤;坚固的表土层,粘土质土壤1.0a软土轻砂质粘土(黄土,细砾土)0.8壤土状土腐质土;泥炭;轻压粘土;湿砂0.6松散土砂;小的细砾土;填方土;已采下的煤0.5流动性土流砂;沼泽土;含水黄土及其它含水土壤0.31、普氏围岩分级表 锚喷支护基础知识2、围岩分类(稳定性分类)围岩类别主要工程地质特点岩体结构构造影响程度,结构面发育情况和组合 整体状及层间结合良好的厚层状结构构造影响轻微,偶有小断层。结构面不发育,仅有两到三组,平均间距大于0.8m,以原生和构造节
4、理为主,多数闭合,无泥质充填,不贯通。层间结合良好,一般不出现不稳定块体 同类围岩结构 同类围岩特征块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层状结构 构造影响较重,有少量断层。结构面较发育,一般为三组,平均间距0.40.8m,以原生和构造节理为主,多数闭合,偶有泥质充填,贯通性较差,有少量软弱结构面。层间结合较好,偶有层间错动和层面张开现象 同类围岩结构 同类围岩特征同类围岩块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层状结构 同类围岩块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层状结构特征 层间结合良好的薄层和软硬岩互层结构 构造影响较重,结构面发育,一般为三组,平均间距0。20。4m,以构造节理为主,节理面多数闭合
5、,少有泥质充填。岩层为薄层或以硬岩为主的软硬岩互层,层间结合良好,少见软弱夹层、层间错动和层面张开现象 碎裂镶嵌结构 构造影响较重;结构面发育,一般为三组以上,平均间距0.20.4m,以构造节理为主,节理面多数闭合,少数有泥质充填,块体间牢固咬合 同类围岩块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层状结构同类围岩块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层状结构特征 散块状结构 构造影响严重,一般为风化卸荷带。结构面发育,一般为三组,平均间距0.40.8m,以构造节理、卸荷、风化裂隙为主,贯通性好,多数张开,夹泥,夹泥厚度一般大于结构面的起伏高度,咬合力弱,构成较多的不稳定块体 层间结合不良的薄层、中厚层和软
6、硬岩互层结构构造影响严重。结构面发育,一般为三组以上,平均间距0.20.4m,以构造、风化节理为主,大部分微张(0.51.0mm),部分张开(1.0mm),有泥质充填,层间结合不良,多数夹泥,层间错动明显 碎裂状结构 构造影响严重,多数为断层影响带或强风化带。结构面发育,一般为三组以上。平均间距0.20.4m,大部分微张(0.51.0mm),部分张开(1.0mm),有泥质充填,形成许多碎块体 散体状结构 构造影响很严重,多数为破碎带、全强风化带、破碎带交汇部位。构造及风化节理密集,节理面及其组合杂乱,形成大量碎块体。块体间多数为泥质充填,甚至呈石夹土状或土夹石状 GBJ86-85围岩分类锚喷支
7、护基础知识3、围岩分类(松动圈分类)GBJ86-85围岩分类围岩松动圈:开挖后表层围岩随位移的发生与发展、破坏逐渐向深处扩展,使其连续性和完整性遭到破坏的部分岩石圈。对其测量的方法有声波法、多点位移计法和形变一电阻率法。松动圈理论为基础的围岩分类与支护围岩分类松动圈范围支护方式稳定围岩小于400mm喷射混凝土较稳定围岩4001000mm锚喷支护一般稳定围岩10001500mm锚喷支护一般不稳定围岩15002000mm锚喷加网支护不稳定围岩20003000mm锚喷加网支护极不稳定围岩3000以上采用特殊支护锚喷支护基础知识二、巷道地压GBJ86-85围岩分类1、 巷道矿压与矿压显现 地下岩体未被
8、开挖时,上部的岩石以本身的重量对下部岩石产生一种压力, 下部岩石对上部的压力产生对抗力, 这种压力和抗力处于平衡状态。 在这种情况下, 岩石一般不会发生变形和移动, 因而岩体也不会受到破坏。 在岩体内开掘井巷后,岩体的受力平衡状态遭到了破坏,井巷周围的岩石受力出现了不平衡,会使周围岩石发生变形、位移乃至破坏。如井巷开挖后架设支架,上述变化产生的压力就会作用在支架上,使岩体内应力发生重新分布。 这种作用在井巷周围岩体中及支护体上重新分布的力就叫巷道矿山压力,简称巷道矿压。 在矿山压力作用下, 将引起一系列力学现象, 如围岩变形或挤入巷道、 岩体离散、移动或冒落, 煤被压松、 片帮或突然抛出, 木
9、材支架压裂或折断, 金属支架变形或压弯,充填物产生沉缩以及岩层和地表发生移动或塌陷等等。 这些由于矿山压力作用,使巷道围岩、煤体、 以及支护体发生缓慢的或急速的变形或破坏的现象, 叫做“矿山压力显现”, 简称“矿压显现”。 锚喷支护基础知识二、巷道地压GBJ86-85围岩分类2、 原岩应力 地壳中由于没有受到人类工程活动(如矿井开掘巷道等)的影响的岩体称为原岩体,简称原岩。存在于地层中未受工程扰动的天然应力为原岩应力,也称为岩体初始应力、绝对应力或地应力。天然存在于原岩内而与人为因素无关的应力场称为原岩应力场。 原岩应力的开成主要与地球的各种动力运动过程有关,包括:板块边界受压,地幔热对流,地
10、球内应力,地心引力,地球旋转,岩浆侵入和地壳非均匀扩容等。此外,原岩体内温度不均匀,水压梯度变化,地表被剥蚀或其他物理化学作用也能影响岩体内应力的大小与分布状态。 由地心引力引起的应力场称为自重应力场,地壳中任一点的自重应力等于单位面积的上覆岩层的重量。由于地质构造运动而引起的应力场称为构造应力场, 构造应力与岩体的特性,以及正在发生过程中的地质构造应力场是原岩应力场的主要组成部分。 由于原岩应力场是分析开采窨周围应力重新分布的基础,研究岩体的初始应力状态,为分析开挖岩体过程中岩体内部应力变化,合理设计巷硐支护提供依据。 锚喷支护基础知识二、巷道地压GBJ86-85围岩分类3、地层压力 周围岩
11、体作用于隧道和地下洞室衬砌或支护上的荷载,也称地层压力。广义地讲,围岩压力是开挖隧道后围岩变形和应力重新分布的一种物理现象。 人们从开挖洞穴后围岩变形和坍塌,衬砌或支护产生变形和开裂等现象,逐步认识到围岩压力的存在。影响围岩压力的因素有:洞室形状或大小、地质构造、支护型式和刚度、洞室埋深,以及时间因素和施工方法等。围岩压力的性质、大小和分布规律是正确进行隧道和洞室支护、结构设计和选择施工方案的重要依据。洞室开挖前,岩体处在相对静止状态,其中任何一点的岩土都受到周围地层的挤压,称为初始应力状态或一次应力状态。它是由上覆地层自重、地壳运动的构造应力以及地下水流动等因素所决定的。洞室开挖以后,解除了
12、部分围岩的约束,原始的应力平衡和稳定状态被破坏,围岩中出现了应力的重分布,进入二次应力状态。围岩向洞室内部空间变形,并力图达到新的平衡。 锚喷支护基础知识二、巷道地压GBJ86-85围岩分类4、围岩的成拱作用 巷道开掘后,顶板岩石就暴露出来,如不进行支护,巷道顶板就如同“梁” 承受上部的压力后开始弯曲下沉, 随后就出现一些逐渐扩大、 增多的纵横交错的裂缝, 导致原来的整体顶板岩石破坏、 冒落,与此同时, 上部又产生裂缝, 这些裂缝又逐渐扩大, 最后冒落。 这样由下往上、 由低到高, 不断地破坏与冒落, 直到巷道形成类似拱的形状以后, 顶板岩石才处于稳定状态。 这样形成的拱形叫做自然平衡拱。 巷
13、道自然平衡拱的形成 锚喷支护基础知识GBJ86-85围岩分类 自然平衡拱的大小与巷道宽度和岩石性质有关。 巷道越宽、 岩石越松软, 顶板弯曲下沉程度就越大, 拱也就越高。在一般条件下形成的自 然平衡拱是稳定的。 特殊情况下, 有时会出现暂时的拱平衡, 经一定时间后, 仍会向上冒落, 虽最后还会形成新的自然平衡拱, 但是, 在井下掘进工作面处理冒顶时, 必须清楚地认识到这一点, 应认真对待。 自然平衡拱形成以后, 支架上只承受拱内岩石的重力, 并达到稳定, 其大小随拱的形状和大小而变, 称为拱形压力。 拱外岩石重量由拱承担, 拱内就成为压力降低区(或叫免压带), 这时拱上部的压力由巷道两侧的岩石
14、来支承, 因而在巷道两侧形成了压力升高区, 这时把巷道两侧所承担的压力叫支承压力(集中压力), 压力分布如图 巷道及围岩受压情况 a 巷道支承压力分布情况; b 巷遭受顶压、 侧压、 底压情况 原始应力区, 支承压力区, 卸压区 1 一自然平衡拱; 2 一岩壁刚露出时的支承压力;3 支承压力向深部转移; 4 顶压; 5 侧压; 6 底压 4、围岩的成拱作用 在生产过程中, 经常可以遇到自然平衡拱的现象, 每当巷道发生局部冒顶时, 尽管落的高度和范围有大有小,但冒落到一定程度, 冒落区的顶部便形成一个自 然平衡拱, 处于一个相对稳定状态。 掌握了岩层的这个特性, 抓紧这个相对稳定的时间, 在冒顶
15、区内进行处理, 防止冒落范围继续扩大, 这对处理冒顶事故是非常重要的。 但还必须有相应的安全技术措施。 注意锚喷支护基础知识 瑞典从20世纪50年代开始,率先研究一种能按设计轮廓线爆破岩体,使巷道周壁或开挖面平整,并使围岩不受明显破坏的控制爆破技术,即光面爆破技术。光面爆破 我国自1970年以来,在矿山、水利、地下工程中获得了广泛应用光面爆破技术,至今成为控制开挖轮廓线的主要爆破方法之一。 特别是光面爆破与锚喷支护相结合后,已成为井巷工程中一项重大技术改进。普通爆破和光面爆破的效果(a)普通爆破(b)光面爆破光面爆破光面爆破在隧道掘进建设中的应用光面爆破 对掘进巷道来说,爆破顺序是掏槽、崩落,
16、最后周边眼光面爆破。光爆锚喷施工质量好,减少了围岩的位移、松动和破坏,增加了安全性。减少超挖、节约材料,降低了成本。 在巷道掘进中采用光面爆破具有以下优点:光面爆破第一节 光面爆破技术的特点和基本原理一、光面爆破的特点(1)爆破后成型规整,符合设计轮廓,特别在松软岩层中更能显示出光面爆破的作用。 光面爆破后通常可在新形成的壁面上残留清晰可见的半边孔壁痕迹。(2)光面爆破可以大大减少巷道的超挖量,提高施工质量,加快施工进度,节省大量的混凝土衬砌浇筑量。(3)光面爆破对围岩的破坏要轻微得多。根据声波探测表明,采用光面爆破时,围岩松弛带的范围只是常规爆破方法的1/31/2,从而提高了围岩的稳定性,减
17、少了支护工作量; 采用光面爆破,围岩的壁面平整,危石少,撬顶工作简单,减轻了表面应力集中现象,避免局部冒落,增进了围岩的稳定和施工安全,并为喷锚支护的使用创造了有利条件。 光面爆破的优点在完整岩体中十分明显,可以直观地感到爆破后的开挖面光洁平整,岩体完整,爆破裂隙不发育,给人以安全感。 在松软的岩石中,特别是在一些不均质的岩体和构造发育的岩体中采用光面爆破在减轻围岩的破坏,减少超挖以及避免产生冒顶等方面,仍起到很大作用。光面爆破第一节 光面爆破技术的特点和基本原理二、光面爆破的基本原理 光面爆破的破岩机理是一个十分复杂的问题,目前仍在探索之中。尽管在理论上还不甚成熟,但在定性分析方面已有共识。
18、关于控制爆破中岩石破裂过程有3种不同的理论解释: 应力波波峰干扰理论; 爆生气体的膨胀作用理论; 应力波与爆生气体综合作用理论。 对于不同的装药结构、不同的岩石和炸药性能,上述3种理论各有其合理性。 一般认为,光面爆破是周边眼同时起爆,各炮眼的冲击波向其四周作径向传播,相邻炮眼的冲击相遇,则产生应力波的叠加,并产生切向拉力,拉力的最大值发生在相邻炮眼中心连线的中点,当岩体的极限抗拉强度小于此拉力时,岩体便被拉裂,在炮眼中心连线上形成裂缝,随后,爆炸气的膨胀合裂缝进一步扩展,形成平整的爆裂面。光面爆破第一节 光面爆破技术的特点和基本原理二、光面爆破的基本原理 光面爆破的实质是沿开挖轮廓线布置间距
19、减小的平行炮眼,采用特殊的装药结构,在这些光面炮眼中进行减少药量的不耦合装药,选择合理的光爆参数,然后同时起爆。爆破时,沿这些炮眼的中心联接线破裂成平整的光面。 比如在巷道掘进设计断面的轮廓线上布置加密的周边孔,减小药包直径,减少装药量,配套采用不耦合装药结构,采用低密度和低爆速的炸药,甚至专用的光面爆破炸药(小直径、低猛度、低爆速20003000m/s),以控制炸药爆炸能量及其作用,降低爆炸冲击波的峰值压力,削弱它在岩石中引起的应力波强度,避免在炮孔周围产生压碎区,而使爆破作用集中到需要爆落的一侧岩体上,减弱对原岩体的破坏作用。光面爆破第一节 光面爆破技术的特点和基本原理二、光面爆破的基本原
20、理 光面爆破时由于采用不耦合装药,药包爆轰后,炮眼壁上的压力显著降低。此时药包的爆破作用为准静压作用。当炮孔压力值低于岩石动抗压强度时,在炮眼壁上就不致造成“压碎”破坏。 这样爆轰波引起的应力波和凿岩时在炮眼壁上造成的应力状态相似,只能引起少量的径向细微裂隙。 与普通爆破相比,光面爆破的主要优点是:岩壁面光滑平整,围岩稳定,其爆破后壁面光滑、平整。然而目前,由于对光爆的认识不足,在岩巷掘进爆破中普遍存在少打眼、乱打眼、多装药、乱放炮的现象,造成的后果是炮眼利用率低、岩石碎块抛掷远,爆堆不集中,周边超挖大,巷道成形差,围岩松动破坏严重,在松软岩层中,周边很难留下半边眼痕。大大影响了掘进速度,增加
21、了支护成本。 目前对光面爆破的质量要求尚不统一,一般应要求:周边轮廓尺寸符合设计要求,壁面凸凹度不大于200mm;眼痕率:软岩55%,中硬岩石65%,坚硬岩石75%。光面爆破第二节、光面爆破参数的选择 要取得理想的光面爆破效果,主要取决于:炸药、雷管、连线方式、炮眼布置、装药量、装药结构、起爆顺序等的选择。1.炸药光面爆破第二节、光面爆破参数的选择 2.雷管光面爆破第二节、光面爆破参数的选择 3.炮眼布置与装药量选择光面爆破第二节、光面爆破参数的选择 掏槽眼方式光面爆破第二节、光面爆破参数的选择 辅助眼布置原则光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(1)最小抵抗线W(从装药重心到自由面的最短距离)
22、 光爆层是指周边炮孔与最外层主爆孔之间的一圈岩石层。 光面层厚度或周边眼(光爆孔)到邻近辅助眼间的距离,是光面眼(光爆孔)起爆时的最小抵抗线,一般它应大于或等于光面眼间距。 如果最小抵抗线过大,光爆层将不能很好地破碎下来,甚至产生大块或留底根; 如果最小抵抗线过小,在反射波作用下,可能导致围岩破坏,影响光爆效果和围岩的稳定性,甚至产生超挖形成凹凸不平的壁面。4、其它有关参数光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(1)最小抵抗线W(从装药重心到自由面的最短距离) 把光爆层岩石看作类似露天台阶爆破,可以采用以下经验公式来确定最小抵抗线W式中 W光爆层厚度; qb炮眼内的装药量;S炮眼间距;Lb炮眼长度
23、;C爆破系数,相当于炸药单耗值。 光爆层的厚度还与巷道开挖断面的大小有关,大断面巷道的顶拱垮度大,光爆孔所受到的夹制作用小,岩体比较容易崩落,此时,光爆层厚度可以大一些。小断面巷道的光爆孔受到的夹制作用大,其厚度宜小一些。 光爆层的厚度还与岩石的性质和地质构造等因素有关。坚硬完整的岩石,光爆层宜薄一些;而松软破碎的岩石,光爆层宜厚一些。光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(2)炮孔密集系数 光爆层厚度w与周边孔的间距a有着密切的关系,可用两者的比值Ka/W来表示,K称为周边孔(光爆孔)的密集系数。 K值过大时,爆破后可能在光爆孔间留下岩埂,造成欠挖,达不到光面爆破效果;反之m值过小时,则会在新壁
24、面造成凹坑,可能出现超挖。 实践中多取最小抵抗线大于孔距,具有小孔距、大抵抗线的特点,尤其在坚硬岩石中密集系数皆小于1。这样,可使反射拉伸波从最小抵抗线方向折回之前造成贯穿裂缝,隔断反射拉伸波向围岩传播的可能,减少围岩破坏。 实践表明,当m = 0.8l.0时,爆破后的光面效果较好,硬岩中取大值,软岩中取小值。光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(3)不耦合系数 不耦合系数K,是指炮孔直径与药包直径之比(环向空气间隔装药时)。光面爆破采用药包直径小于炮孔直径的方法,因而不耦合系数K1。 不耦合系数K的取值一般介于1.13.0之间,采用最多的是不耦合系数K=1.52.5用得较多。光面爆破炮孔装药结
25、构1导爆索;2堵塞段;3中间装药;4底部增强装药光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(3)不耦合系数 光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(4)线装药密度 线装药密度是指单位长度炮孔内的装药量,又称装药集中度,当采用既有环向不耦合又有轴向空气间隔的装药结构时,当光爆孔直径为3545mm时,一般将线装药密度取为0.10.3kg/m,其中软岩为0.070.12 kg/m,中硬岩为0.10.15 kg/m,硬岩则为0.150.25 kg/m。炸药密度,kg/m3;d1药卷直径,m;q0线装药密度,kg/m连续装药 采用环向不耦合连续装药结构时,因为K=d2/d1,这里d2为炮孔直径 光面爆破第二节、光面
26、爆破参数的选择(5)孔距 光爆孔的间距比主爆孔小,它与炮孔直径、岩性和装药量等参数有关。孔距过大,难以爆出平整光面;孔距过小会增加凿岩费用。通常,合理的孔距可按炮孔直径选取S =(1020)d2S孔距(实际工程设计多用类比法选取),m; d2炮眼直径,m。在节理裂隙比较发育的岩石中应取小值,整体性好的岩石中可取大值。 炮眼间距的确定一般是根据一个掘进循环所需要的总装药量计算出总炮眼数目后,再按巷道断面的大小及形状均匀地布置炮眼。 平巷掘进中,掏槽眼有多种不同的形式,其眼间距也有所不同,周边眼的眼口至轮廓线的距离一般为 100250mm , 在坚硬岩石中取小值; 周边眼的眼口间距则为 50080
27、0mm,底眼的间距取小值。 辅助眼的间距为 400600mm 。 光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(6)起爆间隔时间时差越短则壁面平整效果越有保证。起爆时间对光面爆破效果的影响(a)不同段秒差延期起爆;(b)齐发爆破;(c)微差起爆 光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(7)炮眼直径 炮眼直径的大小直接影响钻眼速度、 炮眼数目、 单位炸药消耗量、 爆落岩石的块度和井巷轮廓的平整性。 炮眼直径增加,意味着药卷直径加大,有利于提高爆炸反应的稳定性、增加爆速,但是炮眼直径过大,不仅使钻眼速度下降,而且因炮眼数目 减少影响炸药的均匀分布, 使岩石的破碎质量变差。 我国地下矿山井巷掘进中, 一般采用 3
28、640mm的炮眼直径,在小断面巷道( 小于4m2) 掘进中, 采用 2530小直径炮眼,配合使用轻型高频凿岩机、压气装药和高威力炸药,也可获得良好的爆破效果。 光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(8)炮眼深度 炮眼深度是指炮眼底到工作面的垂直距离,而沿炮眼方向的实际深度叫炮眼长度。炮眼深度的大小,不仅影响着每个掘进工序的工作量和完成各工序的时间, 而且影响爆破效果和掘进速度。 它是决定每班中掘进循环次数的主要因素。 为了实现快速掘进, 在提高机械化程度、改进掘进技术和改善工作组织的前提下, 应力求加大眼深并增多循环次数。 根据快速掘进的经验,采用深眼多循环,能使工时得到充分利用,增加凿岩和装岩
29、时间,减少装药、爆破、通风和准备工作的时间。 但是,眼深和循环次数又是矛盾的两个方面,必须正确分析和处理,随着掘进机械化程度的提高和掘进技术的改进,当达到一定循环指标后,适当地控制循环次数,逐步增加眼深是适宜的。但巷道断面愈小,随着眼深增加,爆破受到的夹制作用更大。 目 前,在我国巷道掘进中眼深以1.5-2.5用得最多。光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(9) 单位炸药消耗量 爆破一立方米原岩所需的炸药重量称为单位炸药消耗量, 通常q(kg /m3)表示 该值的大小对爆破效果、凿岩和装岩工作量、炮眼利用率、巷道轮廓的平整性和围岩的稳定性都有较大的影响。单位炸药消耗量偏低时,则可能使巷道断面达不
30、到设计要求,岩石破碎不均匀,甚至崩落不下来。当单位炸药消耗量偏高时,不仅会增加炸药的用量,而且可能造成巷道超挖、降低围岩的稳定性,甚至还会损坏支架和设备。 单位炸药消耗量取决于岩石的性质、巷道断面、炮眼直径和炮眼深度等多种因素,关系复杂,尚无完善的理论计算方法。在掘进爆破工作中,常根据国家定额选取或用经验公式计算。 所列为1981年颁布的矿山井巷工程预算定额规定的岩巷掘进炸药消耗量定额。 表中所列定额系按 2号岩石硝铵炸药、延期电雷管制定的,若采用其它炸药时,则需根据其爆力大小加以适当修正。若 A为制定定额所用之标准炸药的爆力, B为换用炸药的爆力, 则定额修正系数K为:K=A/B。改用新炸药
31、后的 q值为:q=kxq (kg /m3) 式中: q 采用标准炸药时的炸药消耗量光面爆破第二节、光面爆破参数的选择(9) 单位炸药消耗量 如能采用合理的掏槽方法, 实现深眼光面爆破增大循环进尺, 那么, 单位炸药消耗量还能进一步降低。 光面爆破第二节、光面爆破参数的选择光面爆破第三节、光面爆破的施工方法1、起爆顺序 用光面爆破掘进巷道时有两种方案: 一种是全断面一次掘进,多用于掘进小断面巷道。 全断面一次掘进方案的炮孔起爆顺序为:掏槽孔辅助孔周边孔(光爆孔)。 此时掏槽眼、辅助眼等的参数按普通爆破来设计周边眼则按光面爆破来设计。 常用多段毫秒电雷管或塑料导爆管起爆系统顺序起爆。(掏槽1号,辅
32、助2号,三圈眼3号,4圈眼4号,底眼帮眼及周边眼5号。分次爆破时,周边眼最后装药起爆) 掏槽眼间、辅助眼间起爆间隔时间不应小于25ms。 邻近周边眼的一排炮眼的药量要比其它炮眼的药量少,以控制围岩爆震裂隙的发展。 另一种是分次掘进,预留光面层,先进行中心掏槽眼、辅助眼的爆破,最后进行周边轮廓线的光面爆破。或者先掘进超前导硐,采用超前掘进小断面导硐,然后刷大至全断面,是分次爆破,多用于掘进大断面巷道或硐室。 这种方案常用来掘进大断面巷道或硐室。这种预留光面层法的特点是,在爆破周边眼之前可根据爆破超前导硐的情况进行参数调整或修整轮廓,以达到较好的光面爆破效果。 光面爆破应采用毫秒起爆方式 ,当雷管
33、分段毫秒差小 造成震动波峰迭加时 应跳段使用,开挖工作面的岩石爆破时 周边眼应采用低密度 低爆速 低猛度 高爆力的炸药 并应采用毫秒雷管或导爆索同时起爆 当炸药用量较多 对围岩影响较大时 可分段起爆 。光面爆破第三节、光面爆破的施工方法2.影响光面爆破质量的因素(1)爆破参数 经验(2)钻眼质量 准确定位(3)装药量和装药结构严格控制 (4)起爆顺序与起爆间隔时间,50100ms; (5)传爆方向反向起爆多 此外,岩石力学性质、地下硐室的深度、岩体的节理数和方向、节理面的粗糙度、地下水、炸药性质等都不同程度影响光面爆破质量。光面爆破第三节、光面爆破的施工方法3. 光面爆破质量要求周边眼施工应符
34、合下列要求: 1、 洞轮廓线的眼距误差宜小于 50mm 2 、炮眼外偏斜率不应大于 50mm/m 3、 眼深误差不宜大于 100mm 周边眼宜采用小药卷连续装药结构或间隔装药结构 眼深小于 2m 时 可采用空气柱反向装药结构 在岩石较软时 亦可用导爆索束装药结构 ,内圈炮眼的孔深大于 2.5m 时 内圈炮眼斜率应与周边眼相同。爆破质量应符合下列要求: 1 眼痕率:硬岩不应小于 80% 中硬岩不应小于 50% 2 软岩中隧洞周边成型应符合设计轮廓 3 岩面不应有明显的爆震裂缝 4 隧洞周边不应欠挖 平均线性超挖值应小于 150mm 注: 1 眼痕率为可见眼痕的炮眼个数与不包括底板的周边眼总数之比
35、 2 当炮眼眼痕大于孔长的 70%时 算一个可见眼痕炮眼 3 平均线性超挖值为超挖横断面积与不包括洞底的设计开挖断面周长之比 2022/7/2442 锚杆支护是在边坡、岩土深基坑等地表工程及隧道、采场等地下硐室施工中采用的一种加固支护方式。用金属件、木件、聚合物件或其他材料制成杆柱,打入地表岩体或硐室周围岩体预先钻好的孔中,利用其头部、杆体的特殊构造和尾部托板(亦可不用),或依赖于黏结作用将围岩与稳定岩体结合在一起而产生悬吊效果、组合梁效果、补强效果,以达到支护的目的。具有成本低、支护效果好、操作简便、使用灵活、占用施工净空少等优点。锚杆支护 通过锚杆加固围岩,尽最大努力利用巷道周壁没有挖走的
36、原岩体,共同发挥其支撑巷道的作用。人们把这种支护又叫做主动支护。充分利用巷道周壁的原岩体来参与支护。 2022/7/24432022/7/24442022/7/2445锚杆支护一、锚杆支护的术语解释1 、初期支护 当设计要求隧洞的永久支护分期完成时, 隧洞开挖后即时施工的支护,称为初期支护2 、后期支护 隧洞初期支护完成后,经过一段时间, 当围岩基本稳定, 即隧洞周边收敛量和收敛速度达到规定要求时,最后施工的支护,称为后期支护3 、锚固力 锚杆对围岩所产生的约束力,称为锚固力4 、抗拔力 阻止锚杆从岩体中拔出的力,称为抗拔力5 、系统锚杆 为使围岩整体稳定, 在隧洞周边上按一定格式布置的锚杆群
37、,称为系统锚杆。6 、预应力锚杆由锚头、预应力筋、锚固体组成,利用预应力筋自由段(张拉段)的 弹性伸长,对锚杆施加预应力,以提供所需的主动支护拉力的长锚杆。7、喷射混凝土利用压缩空气或其他动力,将按一定配比拌制的混凝土混合物沿管路 输送至喷头处,以较高速度垂直喷射于受喷面,依赖喷射过程中水泥与骨料的连接桩基,压密而形成的一种混凝土。 8、全长粘结型锚杆它是一种不能对围岩加预应力的被动型锚杆, 适用于围岩变形量不 大的各类地下工程的永久性系统支护。9 、端头锚固型锚杆它安装后可以立即提供支护抗力,并能对围岩施加三向不大于100KN 的预应力,适用于裂隙性的坚硬岩体中的局部支护。 、 2022/7
38、/2446锚杆支护一、锚杆支护的原理 通过锚杆的轴向作用力,将围岩中一定范围岩体的应力状态由单向(或双向)受压转变为三向受压,从而提高其环向抗压强度,使压缩带既可承受其自身重量,又可承受一定的外部载荷,使其有效地控制围岩变形。2022/7/2447锚杆支护一、锚杆支护的原理1. 组合梁论: 锚杆的组合梁作用是被多数人认可的。 组合梁理论是把层状的巷道板看作是由巷道两帮来支撑的“梁”, 然后再通过这种“梁” 来支撑巷道顶板上部的岩石压力。2022/7/2448锚杆支护一、锚杆支护的原理2. 悬吊作用论: 锚杆支护的悬吊作用也是公认的锚杆支护作用。 悬吊作用认为,锚杆上端锚固在围岩内部较坚硬的岩层
39、中, 把一层或几层稳定(或不稳定) 且比较平而薄的直接顶板通过锚杆下端的托板及螺栓, 锚固在比较坚硬的岩层上,起到悬吊作用。 2022/7/2449锚杆支护一、锚杆支护的原理3. 拱形压缩带论: 通过系统的布置锚杆, 使巷道拱顶节理发育的岩体串联在一起,沿巷道的断面形成一个连续的具有自承力的拱形压缩带, 使岩层得到补强, 成为一个整体结构, 支撑其自身重量和上部的顶板压力。 同时, 还可以在锚杆支护的托板上衬以背板或金属网, 以防止其表面掉渣及小块岩石冒落现象的继续发生, 2022/7/2450锚杆支护一、锚杆支护的原理4. 减小压力拱高度论:在巷道内安设锚杆, 能减小压力拱的拱高; 假如在巷
40、道跨度中间安设一根锚杆, 相当于增加一个支座, 使原拱分成两个小拱, 小拱跨度为原拱的一半, 如所示。 假如安设 3 根锚杆能把原拱分成四个小拱,亦即压力为原拱的 1/4 。 2022/7/2451锚杆支护二、锚杆支护的种类和结构按锚固长度分:端 锚:锚固长度小于400mm;加长锚:锚固长度大于400mm,小于锚杆长度的90;全 锚:锚固长度大于锚杆长度的90。锚固长度:煤矿安全规程的第四十四条(五)规定: 软岩使用锚杆支护时,必须全长锚固。2022/7/2452锚杆支护二、锚杆支护的种类和结构主要以全长锚固锚杆和端头锚固锚杆两种。 全长锚固锚杆不论是锚杆的构造如何,都是水泥砂浆或树脂类粘结剂
41、锚杆和孔壁紧密结合以增加锚杆的抗剪、抗拉和防腐蚀作用,其锚固性能可靠,具有较强的长时期的锚固力,有利于约束围岩的位移。目前在地下工程中使用最广的类型。这种锚杆依不同的围岩条件不同的用途及注浆方式,安装方式方面又分出了实体锚杆、中空锚杆、自进式组合锚杆等。端头锚固型锚杆。这种锚杆是通过锚杆端头与围岩用机械式或粘结式锚固,再通过孔口的托盘板及螺母使锚杆受拉,锚杆的受力状态取决于锚杆端头的锚固力。 这种锚杆由于受地下水和潮湿空气的作用使锚杆易锈蚀,围岩蠕动后降底锚固力,故这种锚杆只适于临时支护中,这类锚杆的类型有楔缝式锚杆、胀壳式锚杆、倒楔式锚杆。摩擦型锚杆。这是将杆体全长开缝且管径比锚杆孔稍大的钢
42、管强行压入锚杆孔中,使岩体孔壁与锚杆固壁产生较大的摩擦力,从而改变或改善围岩的受力状态。这种锚杆在实践中用的不多。2022/7/2453全长锚固的优点: 1.围岩避免了集中受力点,锚杆受力条件改善,消除孔应力集中,实际锚固力大。 2 .全长锚固能提供更高的抗剪能力。全长锚固的缺点: 1.全长锚固不能适应巷道围岩的大变形,特别是不能适应巷道的不均匀变形。 2 .成本较高。 3 .搅拌阻力较大,施工困难,影响巷道掘进速度。锚杆支护2022/7/2454全长锚固的两种破坏形式:锚杆被拉断 锚固体破坏锚杆支护2022/7/2455锚杆支护屈服载荷KN破断载荷KN强度规格公称直径(mm)BHRB335B
43、HRB500BHRB600BHRB335BHRB500BHRB600理论质量kg/m20201051631901552102602.4722221251902301852503102.9825251652452952403253953.85左旋无纵肋螺纹钢式树脂锚杆产品介绍: 无纵肋螺纹钢式树脂锚杆执行MT146.2-2002标准.它是一种经特殊加工工艺制作的锚杆,螺纹段强度大于杆体的强度,螺纹段抗弯抗剪性能良好,是井巷高强度支护的新型锚杆.该锚杆强度高,结构合理,预紧力大,能够自动调整受力方向,增大对围岩的约束力,能实现机械化快速安装.可端锚、加长锚和全锚,主要用于高地压矿井大变形巷道的高强
44、度支护,同时也可用于铁路、水电等各类工程的高强度,永久性巷道支护使用方法: 1.根据设计要求确定锚杆孔位,用钻机具打孔.2.用压风吹净孔内岩粉.3.将锚固剂送入孔底,用锚杆顶住开始搅拌(搅拌时间按锚固剂的型号规定),搅拌完毕,卸下搅拌机具,达到等待时间后,卸下搅拌连接头,装上锚盘、球型垫圈、摩擦垫圈,并用专用扳手拧紧螺母。结构:杆体、锚盘、球型垫圈、摩擦垫圈、螺母、阻尼塞。2022/7/2456树脂类锚固剂的介绍 锚固剂可以分为两大类:快硬水泥类锚固剂和树脂类锚固剂。 复合材料锚杆在矿山中应用最好采用树脂锚固剂。 从锚杆的极限抗拔力来说, 应该以现场的试验为标准,因为锚杆的极限抗拔力受许多因素
45、的影响, 它与岩层的坚硬程度、 钻孔直径的大小、有效锚固长度、 灌浆材料和施工工艺等均有关系, 目前尚无完善的设计理论, 现有设计计算的锚杆抗拔力只能作为粗略的预测,还需通过现场抗拔试验以判断设计方案的可靠性以保证工程的安全。 2022/7/2457树脂类锚固剂的介绍 树脂锚固剂:起粘结锚固作用的材料称为锚固剂,树脂锚固剂是由树脂胶泥与固化剂两部分分隔包装成卷型。 混合后能使杆体与被锚固体岩层粘结在一起。 CK 、 K 型锚固剂是在大量推广应用中速锚固剂基础上新开发的快速锚固剂。锚固剂凝胶时间 20 60s ;固化后 3min 抗压强度大于 30Mpa ; 一天后抗压强度大于 80Mpa 。
46、锚杆可实现快速安装, 立即上紧托板, 5min 锚固力大于 40KN 。 树脂锚固剂型号表示方法: MS -类型-直径(mm)-长度 (cm) 其中: M 为锚杆, S 为树脂锚固剂, 类型可分为 CK 超快速; K 快速; Z 中速; M 慢速。 例: MSCK2370 表示直径为 23mm ,长度为 70cm 的超快速树脂锚固剂。 2022/7/2458树脂类锚固剂的介绍 树脂锚固剂根据其凝固固化时间, 分超快、 快速、中速、 慢速四种 2022/7/2459树脂类锚固剂的介绍 树脂锚固剂(及树脂药包)的规格 树脂锚固剂组分图 A-树脂胶泥 B-固化剂 2022/7/2460树脂类锚固剂的
47、介绍 树脂锚固剂适用范围: 矿山井下的全岩巷, 煤巷、 半煤巷、地面铁路,公路隧道、大坝边坡,桥梁建筑基础以及边坡护坡等; 适宜于灰岩、页岩、 沙岩、 粉沙岩以及泥岩等的锚固支护,不适宜严重渗水的岩段及松软泥土的锚固。 3、使用两只及以上锚固剂锚固同一根杆体时应合理选择锚固剂速度, 以利共同达到搅拌要求, 达到全长有效锚固的目的。 4、 依据设计要求的杆体长度,应严格控制锚杆孔的深度,一般孔深比锚杆长度短60-80mm ,防止锚杆孔过深,过浅。 2022/7/2461树脂类锚固剂的介绍 5、使用两只及以上锚固剂锚固同一根杆体时应合理选择锚固剂速度, 以利共同达到搅拌要求, 达到全长有效锚固的目
48、的。、若系两种速度及以上锚固剂用于同一根杆体锚固时, 速度较快的一支锚固剂应放入孔底。 安装、使用操作方法 1、打锚杆孔,眼深比锚杆杆体短60-80mm为宜。 2、用专用工具将孔内岩粉清扫干净。 3、药卷送入前先检查其质量,破裂失效的药卷坚决不能使用。 4、将药卷送入眼底,用杆体捣实后,顶住药卷开始搅拌,搅拌时间为超快速 8-15s,其它类型20-35s,搅拌停止后,应稍等到凝胶后,方可松开电煤钻和连接装置,待3分钟后,卸下搅拌用连接头,上托盘,快速中速分别为7分钟、15分钟后用专用扳手拧紧螺母(扭矩为100Nm),40分钟后测试锚固力为宜。 6、 锚杆安装搅拌结束卸下搅拌机前要及时在孔口将杆
49、体楔住,在等待时间之 前严禁杆体位移或晃动,安装顶板这一点尤为重要。 7、锚固剂表面不得沾有油垢, 万一沾染上油垢可用干净布片、 纸壳等擦拭干净后再使用。 2022/7/2462树脂类锚固剂的介绍 一般锚固剂常用规格与锚杆钻孔的匹配锚固剂直径352823适用锚杆孔直径423228故障分析及排除故障现象原因分析排除方法锚固不住1、杆孔直径与所用锚固剂、铅孔直径、不匹配。2、锚杆孔内存有大量积水与残留物。3、搅拌器旋转方向及搅拌时间是否正确。4、搅拌过程中胶泥与固化剂搅拌不均匀。1、选用与锚固剂相匹配的钻头打锚孔。2、用专用工具清理锚孔。3、检查搅拌器的旋转方向及时间。4、可在锚杆杆体前端折一个小
50、小的弯度。产品贮存与运输 1 、锚固剂可在 4 25 以下,无强烈阳光照射,远离火源,干燥的室内贮存。 2 、在 20-25 环境贮存,保质期从生产之日起不少于三个月,过期产品经检查手感柔软的产品可继续使用。 3 、 锚固剂的包装采用硬质纸板箱, 搬运时注意轻放, 禁止摔撞, 详见包装箱表面禁忌标识。 2022/7/2463 扭矩螺母 使用扭距螺母,可以实现搅拌树脂药与紧固螺母一次安装成功,缩短锚杆安装时间。 扭距螺母最重要的技术指标: 由于现在国内使用的单体锚杆钻机的扭矩普遍较小,对螺母的扭矩要求比较严格,一方面破断扭矩必须超过搅拌阻力:另一方面又要低于钻机输出的最大扭矩,一般应满足如下要求
51、: 1.对于顶板锚杆的扭矩螺母来说,要求扭矩为6090Nm ; 2.对于帮锚杆的扭矩螺母来说,要求扭矩为3555Nm 。 扭距螺母在使用的过程中应与超快树脂药配合使用。锚杆支护2022/7/2464紧固锚杆螺母时应: 一是锚杆螺母必须紧固到规定预紧扭距,不同锚杆直径应施加不同的预紧扭矩,直径越大预紧扭距应越大。 二是托盘与螺母之间应使用减磨垫圈。锚杆支护2022/7/2465锚杆支护2022/7/2466 锚杆托盘与螺母之间应使用减磨垫圈,使用减磨垫圈有以下好处 : .减磨垫圈有弹性,能起到弹簧垫圈的作用,有效地防止螺母松动。 .根据减磨垫圈的变形,能很直观地判别螺母是否拧紧,锚杆是否有预拉力
52、。 .减少托盘与螺母之间的摩擦,在同样扭矩的作用下,使用减磨垫圈锚杆的预拉力大于使用金属垫圈锚杆的预拉力。锚杆支护2022/7/2467理论推导: 拧紧螺母时,会使锚杆产生预拉力。在螺母上施加的预紧扭矩T始终与螺母和螺杆之间的摩擦力产生的扭矩T1及垫圈和螺母之间的摩擦力生产的扭矩T2相平衡。 即:T= T1+T2锚杆支护2022/7/2468锚杆支护2022/7/24大同煤矿集团公司生产技术部69式中:T1为克服螺纹副的摩擦阻力矩; T2螺母与垫圈支撑面间的摩擦阻力矩; F为预紧力; d公称为锚杆杆尾螺纹的公称直径; d中为杆尾螺纹的中径; 为螺纹升角; V为当量摩擦角; D为螺母的内切圆直径
53、; d垫圈为垫圈的内径; K 拧紧力矩系数 锚杆支护2022/7/2470从上式可以看出如下关系: 、其它条件不变的情况下,施加在螺母上的预紧扭越大,锚杆的预拉力就越大。 、其它条件不变的情况下,垫圈和托盘之间的摩擦系数越大,锚杆的预拉力就越小。 、其它条件不变的情况下,锚杆直径越大,锚杆的预拉力就越小。 锚杆支护2022/7/2471 锚固长度为100mm时不同锚杆直径的螺母预紧扭矩与锚杆预拉力的对应关系锚杆支护2022/7/2472锚杆支护三、锚杆支护设计 1、锚杆设计应根据隧洞围岩地质情况、工程断面和使用条件等,分别选用下列类型的锚杆 (1 )全长粘结型锚杆:普通水泥砂浆锚杆 早强水泥砂
54、浆锚杆 树脂卷锚杆 水泥卷锚杆 (2) 端头锚固型锚杆:机械锚固锚杆 树脂锚固锚杆 快硬水泥卷锚固锚杆 (3 )摩擦型锚杆:缝管锚杆 楔管锚杆 水胀锚杆 (4 )预应力锚杆 (5 )自钻式锚杆 2022/7/2473锚杆支护三、锚杆支护设计 2 全长粘结型锚杆设计应遵守下列规定: (1) 杆体材料宜采用 、 级钢筋 钻孔直径为 28 32mm 的小直径锚杆的杆体材料宜用 Q235 钢筋 (2 )杆体钢筋直径宜为 16 32mm (3 )杆体钢筋保护层厚度 采用水泥砂浆时不小于 8mm 采用树脂时不小于 4mm (4 )杆体直径大于 32mm 的锚杆 应采取杆体居中的构造措施 (5 )水泥砂浆的
55、强度等级不应低于 M20 (6 )对于自稳时间短的围岩 宜用树脂锚杆或早强水泥砂浆锚杆 2022/7/2474锚杆支护三、锚杆支护设计 3、端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: (1 )杆体材料宜用 级钢筋 杆体直径为 1632mm ( 2 )树脂锚固剂的固化时间不应大于 10min ,快硬水泥的终凝时间不应大于 12min ( 3 ) 树脂锚杆锚头的锚固长度宜为 200 250mm ,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度宜为300 400mm ( 4 )托板可用 Q235 ( Q代表的是这种材质的屈服度,后面的235,就是指这种材质的屈服值,在235 MPa左右)钢 ,厚度不宜小于 6mm ,尺寸不
56、宜小于 150mm X150mm (5 )锚头的设计锚固力不应低于 50kN (6) 服务年限大于 5 年的工程 应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆2022/7/2475锚杆支护三、锚杆支护设计 4、锚杆布置应遵守下列规定: (1) 在隧洞横断面上,锚杆应与岩体主结构面成较大角度布置,当主结构面不明显时可与隧洞周边轮廓垂直布置。(2)在岩面上锚杆宜呈菱形排列。 (3)锚杆间距不宜大于锚杆长度的 , 、V 级围岩中的锚杆间距宜为 0.5 1.0m并不得大于 1.25m 。(4)拱腰以上局部锚杆的布置方向应有利于锚杆受拉,拱腰以下及边墙的局部锚杆布置方向应有利于提高抗滑力 。(5)局部锚杆的锚固体应位于
57、稳定岩体内,粘结型锚杆锚固体长度内的胶结材料与杆体间粘结摩阻力设计值和胶结材料与孔壁岩石间粘结摩阻力设计值均应大于锚杆杆体受拉承载力设计值 。2022/7/2476锚杆支护四、矿山巷道、锚杆支护设计1、为减小水平应力对巷道支护的影响,采区设计时尽可能使巷道的布置方向与最大水平应力方向平行。2、巷道应采用矩形或梯形断面,特殊条件下也可采用拱形或微拱形断面。巷道、隧道设计断面在满足通风、运输、行人等要求的前提下,其高度和宽度可预留 200mm , 以适应围岩变形。3 、锚杆支护设计应采用以实测为基础的动态反馈设计法。设计过程包括地质力学评估、初始设计、监测与信息反馈、修改设计四个步骤。4、当地质力
58、学评估结果表明待施工巷道可采用锚杆支护时,可进行锚杆支护初始设计。 2022/7/2477锚杆支护一、初始设计可按以下方法进行: 1 、计算机数值模拟法。其步骤为:利用地质力学评估过程中获得的资料建立地质力学模型;利用地质力学模型分析巷道围岩的变形失稳模式;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, 优选出最佳的方案作为初始设计;分析确定顶板离层临界值。2 、工程类比法。 当地质力学评估表明待施工巷道与已经经过验证的锚杆支护巷道在地质条件、围岩力学性质、地应力和其它影响锚杆支护因素基本相同的情况下,巷道初始设计可参照进行。 另外,可根据围岩稳定性分类,在下表 推荐的锚杆支护形式
59、和支护参数范围内,选择最合理的方案最为初始设计。根据本矿实际或经过验证的锚杆支护巷道的顶板离层情况确定顶板离层临界值,但最大临界值不能超过巷道设计高度的 5% 。 2022/7/2478锚杆支护2022/7/2479锚杆支护3、锚杆支护初始设计是掘进工作面作业规程的组成部分和工程质量管理的依据,经负责任主持审查,完成审批程序后生效。 初始设计必须包括以下内容:巷道名称、位置、用途以及巷道设计断面;锚杆支护布置图;锚杆几何参数(长度、直径),力学参数(强度、延伸率);锚杆布置参数(间排距、角度)锚杆锚固参数(孔径、锚固长度);钢带形式、强度、规格;锚杆预紧力矩(或预紧力)、设计锚固力;金属网的形
60、式、规格;支护材料消耗;施工工艺方法;相关安全技术措施:临时支护、空顶距;验证初始设计的观测与监测方案;基于初始设计的补强加固措施;巷道受采动影响时预计可能出现的问题,以及应采取的相应措施。 2022/7/2480锚杆支护4、按初始支护设计施工的巷道应及时进行综合监测,并将监测结果用于验证或修改初始设计。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修改支护设计。5 、特殊地点的巷道断面以满足设备运输以及安装、通风、行人等基本使用要求为限, 并进行专门支护设计和制定特殊安全技术措施。采用锚索进行补强加固时,优先选用不小于 18 的锚索。6、沿空掘进巷道顶板必须采用锚网、钢带(或钢梯)以
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