1266作业规程.docx
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1266作业规程.docx
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1266作业规程
庆华集团百灵煤炭有限责任公司
上煤组+1266南翼胶带运输石门
施工作业规程
施工地点:
上煤组+1266南翼胶带运输石门
施工单位:
宏源公司
单位负责人:
编制人:
编制日期:
2008年3月30日
编审人员签字
规程(措施)名称
1266胶带运输石门施工作业规程
编制人
年月日
审核人
年月日
项目经理
年月日
调度主任
年月日
安质部
年月日
生产技术部
年月日
通防部
年月日
机电部
年月日
采掘副总
年月日
机电副总
年月日
通风副总
年月日
安全经理
年月日
总工
年月日
会审意见
目录
第一章工程概况
第一节地质概况
第二节工程概况
第三节影响工程施工的主要因素及范围
第二章施工方法与工艺
第一节永久支护设计
第二节施工方法及施工工艺
第三节施工方法
第四节工艺流程
第五节爆破作业
第六节安全技术措施
第三章劳动生产组织
第一节循环作业方式
第二节组织劳动方式
第三节作业循环
第四节劳动组织人员配备表
第五节主要机械设备配备表
第六节技术经济指标表
第四章通风系统
第一节通风系统
第二节瓦斯管理
第三节安全监控检测系统
第四节防灭火系统
第五节防尘系统
第六节安全技术措施
第五章机电运输系统
第一节排矸运输系统
第二节压风、供水系统
第三节供电系统
第四节安全技术措施
第六章安全管理
第一节基础管理
第二节安全管理制度
第三节避灾路线
第一章工程概况
第一节地质概况
一、围岩特征(煤层、顶底板、地质构造情况描述,柱状图)
煤层顶板岩性可分为三类,及砂岩、页岩与灰岩、砂质页岩。
煤2、煤3和煤10顶板常为中、细砂岩,厚度在3—8m之间变化,而且砂岩为直接顶时稳定性良好,但煤2和煤10往往出现有页岩或砂质页岩伪顶(一般厚0.5—2.0m),稳定较差。
煤3层顶板有时出现粘土岩(节理发育),易冒落,顶板管理需加强。
而且煤3层顺槽尽量靠近煤层底板开掘。
煤6层直接顶为薄层灰岩(0.5—3.0m)稳定性较好,易维护。
煤7层顶板一般为钙质页岩,其稳定性稍差,在掘进施工中对顶板应加强支护和管理。
经勘察和对生产井的实际调查各煤层的底板比较稳定。
岩性主要为页岩、砂质页岩、岩性比较脆,但浸水后不膨胀,为较稳定的中硬底板。
二、水文地质情况:
1、地表水不发育,而且排泄条件好,渗入地下的水量很有限,不会影响井下涌水量的变化。
2、含煤地层中虽然存在五个含水带,但水量甚微,补给条件差,渗透系数小,而且无动储量(补充水没有),因此今后对矿井开采不会有太大的影响。
三、瓦斯情况:
百灵公司2005年进行了浅部(+1350m以上)小井中的煤2、煤3、煤6、煤7层进行了鉴定工作,结果表明各煤层瓦斯最大相对涌出量≤7.65m3/t煤,最大绝对瓦斯涌出量≤1.78m3/min,煤尘有爆炸危险性。
第二节工程概况
一、工程概况
工程概况表
巷道名称
1266胶带运输石门
巷道类别
岩巷
施工部位
从179米开始
巷道用途
运煤
服务年限
开口位置
一采区第一区段溜煤眼上口机头硐室
施工工艺
岩石爆破、耙岩机出矸、临时及永久支护
施工顺序
1266胶带运输石门方位角为65º01′40″、+3‰上坡施工。
计划开工日期
2008年3月30日
实际开工日期
备注
二、工程施工设计平、剖面图:
(附图1—2)
三、影响巷道施工的主要因素及其影响程度、范围
1、设计方面:
以兰州煤矿设计院为内蒙古阿拉善百灵煤炭
有限责任公司技术改造优化设计,工程号S1050(YH),图号163—1及C1050(G)-122-16断面图为依据。
2、地质构造:
地质构造较为发育,施工时严格执行“有疑必探、先探后掘”的原则,影响施工进度。
3、瓦斯、煤尘顶底板方面:
施工时,已打探钻揭露三号煤层,该煤层瓦斯含量高,具有突出危险。
故掘进工作面顶板距(3#)2#煤底板法线距离8米时,必须严格执行经批复的揭煤安全技术措施,并认真贯彻落实到全体施工人员,认真执行。
4、水、火、空区、老巷、小窑:
本石门上为2#层小窑,层间距27米左右,老巷、采空区存在积水、有害气体,故施工中必须按要求及时支护,同时密切围岩及有害气体情况,可能影响施工进度。
第二章施工方法与工艺
第一节永久支护设计
一、巷道断面设计
1、巷道断面设计
兰州煤炭设计研究院设计的断面形状为直墙半圆拱,巷道净宽3200mm,净高2900mm,墙高1300mm,净断面S净=8.2m2,掘进宽度3440mm,掘进高度3020mm,掘进断面S掘=9.1m2,支护形式为锚喷,喷射混泥土强度为C20,喷厚120mm;锚杆采用Φ16×1600mm树脂锚杆,端头锚固,矩形布置,间排距800×800mm。
2、巷道断面图(比例1:
50)(永久支护断面图)
二、巷道断面特征
锚杆巷道断面特征
断面
编号
围岩类别
支护形式
断面积(m2)
掘进尺寸
(mm)
锚杆支护参数
掘进
净
宽
高
种类
直径
长度
(mm)
布置方式
间排距(mm)
外露长度(mm)
1-1
4~6
锚喷
9.1
8.2
3440
3020
钢筋树脂
Φ16
1600
矩形
800×800
50
三、巷道每米材料消耗表
锚杆支护巷道材料消耗表
断面
名称
每米消耗材料
锚杆
树脂药卷(节)
铁托板(个)
螺母(个)
喷射砼(m³)
数量(根)
钢筋(kg)
巷道
墙角
1-1
11.9
32.2
11.9
11.9
11.9
0.94
0.02
四、支护选型计算(支护强度验算)
1、锚杆支护强度计算:
1.1锚杆长度计算
L=N(1.1+W/10)+0.05
式中:
L-锚杆长度,单位:
m。
N-围岩稳定系数,取稳定围岩,N取1.0。
W-巷道跨度,单位:
m。
L=1.0×(1.1+3.4/10)+0.05=1.49(m)
因此巷道采用1600mm钢筋锚杆,满足锚杆长度要求。
1.2、锚杆间排距计算:
D≤0.5L=0.5×1.49=0.745(M)
2、锚杆材料规格选型:
根据以上计算,巷道采用Φ16mm×1600mm的钢筋树脂锚杆和钢托板(规格130mm×130mm×10mm)进行永久支护。
锚杆间排距取800mm×800mm,矩形布置。
锚杆拉拔力不小于49KN,满足支护强度要求。
第二节施工方法及施工工艺
一、开口位置:
一采区第一区段+1266m胶带运输石门紧跟一采区第一区段流煤眼上口机头硐室开口。
(平、剖面图)。
二、施工方法及工艺
1、对临时支护方式要求
1)、工作面临时支护可视围岩情况而定,当围岩稳定时,可先打锚杆,后喷一层30~50mm厚的砼作为临时支护;当围岩破碎不稳定时,爆破后必须先做好临时支护,立即喷一层30~50mm厚的砼封顶,然后打锚杆。
严禁空顶作业。
2)、施工过程中,临时支护必须紧跟工作面迎头,严禁滞后;
在可靠临时支护下,任何人员方可作业。
3)、严格按照永久支护断面图中的尺寸进行支护,打锚杆过程中,由班长亲自指挥,并负责安全。
2、施工方法及施工工艺:
1)、使用风动凿岩机钻眼爆破岩石,耙岩机装矸,1.5T矿车运矸;锚杆及初喷进行临时支护,采用锚喷进行永久支护。
三、施工质量和要求
1、严格按照测量人员给定中线、腰线施工,严禁超挖、欠挖。
2、围岩正常情况下,循环进度1.7米,围岩破碎情况下或过煤层时,必须采用前探管桩预注浆法施工,短掘短喷短支,严禁空顶作业。
3、锚杆间排距取800mm×800mm,矩形布置,锚杆拉拔力不小于49KN,锚杆外露长度控制在30~50mm内,并且与围岩成75°以上的交角,锚杆托盘必须紧贴岩面。
4、锚杆眼深1570~1550mm,锚杆使用扭力搬手或机械紧固,扭距力不小于20KN。
5、初喷紧跟迎头,厚度30~50mm;复喷距初喷不大于25米;终喷厚度100mm。
6、喷射混凝土标号为C20,配比为水泥:
砂子:
石子=1:
2.19:
2.19;水泥使用P.O425#,砂子为中粗砂,石子为2~8mm石子,砂子和石子含泥量为3~5%,速凝剂为水泥量的3~5%。
清水PH值6.5~7.5为中性。
7、严格按行业锚喷质量标准执行。
第三节施工方法
一、施工方式概述:
采用人工打眼、爆破破岩、扒斗机装货出矸一次成巷的施工方式。
二、施工工序:
1、严格按测量人员给定中心、腰线施工。
2、每循环开始施工前,首先由工长敲帮问顶,检查已施工巷道的顶帮、支护情况及巷道断面尺寸,将浮矸危岩清除干净,方准进行作业
3、严格按爆破循环图表及爆破说明书打眼、装药、爆破。
4、每循环爆破结束后,首先进行全面敲帮问顶。
处理工作保证后路畅通无阻,并且必须由工长或有经验的责任心强的老工人进行,必须两人作业;其中一人作业,一人监护;监护人员要站在作业人员后方,有可靠支护并且通视良好的地方监护,作业人员要使用长把工具侧身在支护可靠地方操作,方法为先顶后帮、从上向下、从后向前依次进行,及时处理净浮岩危石,确认安全后,方可作业;作业人员按规定及时打上顶部锚杆并紧固合格,然后打上帮部锚杆并紧固合格。
顶部及腮部锚杆打完后,然后清矸打下部帮锚,继续进行下一循环作业。
第四节工艺流程
一、掘进方式
采用人工打眼、爆破破岩、耙斗机装矸出矸一次成巷的施工方式。
二、运输方式:
耙岩机装岩、人力推1.5T矿车运输。
三、施工工艺:
打眼、装药、爆破、临时支护、装矸、出矸、永久支护。
四、工艺流程
交接班、安全检查及准备工作→延中线→打眼→瓦斯检查→装药→瓦斯检查→爆破→瓦斯检查→临时支护(打锚杆、喷浆封闭)→出矸→永久支护(打锚杆、喷浆)→文明生产。
第五节爆破作业
一、钻眼爆破参数:
二、炮眼布置图:
炮眼布置及装药量如下附图、附表。
钻眼爆破参数
项目
内容
要求
钻眼机具
YT-28风钻
起爆器材
MFB-100型起爆器
100发
掏槽方式
楔形掏槽
3组
炮眼直径
φ42mm
炸药种类
煤矿许用炸药
安全等级不低于三级
雷管种类
豪秒电雷管
爆发时间不超过130ms
起爆方式
全断面一次起爆
串并联
装药方式
正向装药
警戒设置
100m以外的安全地点
必须由班长亲自接送警戒人
爆破前,必须由班组长亲自清点人数,撤出人员,人员躲避在距离爆破地点不小于100m(拐弯巷道75m)的安全地点。
爆破过程中,警戒区以里的及本工作面内严禁有人,
原始爆破条件表
名称
单位
数量
名称
单位
数量
掘进断面积
M2
9.1
瓦斯情况
高
炮眼深度
M
2.0
电雷管
个
42
炮眼数目
个
42
2#岩石炸药
g/卷
146
岩石系数
F
4-6
总装药量
Kg
21.9
预期爆破效果表
爆破指数
单位
数量
爆破指数
单位
数量
炮眼利用率
%
85
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
12.8
每循环进尺
m
1.7
每循环炮眼总长度
m
85.2
每循环爆破实体岩石
m3
15.47
每立方米岩石雷管消耗量
个/m3
2.71
每立方米炸药耗量
Kg/m3
1.41
每米巷道雷管消耗量
个/
24.7
炮眼布置及装药量表
眼号
炮眼
名称
眼深
(m)
装药量
爆破
顺序
联线
方式
装药结构
卷/眼
总计
(卷)
1-6
掏槽眼
2.2
6
36
Ⅰ
串
并
联
连续正向
装药
7-16
辅助眼
2.0
4
44
Ⅱ
17-35
周边眼
2.0
2
38
Ⅲ
36-42
底眼
2.0
4
28
Ⅲ
合计
21.9kg
爆破工作结束后,由班组长亲自接回警戒人员。
二、质量标准和要求
1、爆破工必须持证上岗,并严格执行《煤矿安全规程》中第316条有关规定(原文贯彻)。
2、爆破母线采用不少于100m长的铜芯电缆线,联线时,爆
破工用高压绝缘胶布将雷管脚线接头处包裹严密并悬空,爆破前,爆破工必须仔细检查爆破线路,严禁爆破线路出现短路、明接头、失爆等。
3、作业人员必须严格按照炮眼布置三视图及爆破说明书中的要求作业。
第六节安全技术措施
1、巷道施工安全技术措施
(1)施工前,由测量部门严格按照设计要求给定开口位置及施工方位。
(2)施工前,由本队技术负责人组织所有人员认真学习本规程及有关操作规程。
所以人员要熟知本工作面的通风、运输系统、避灾路线、支护规程等技术要求,经过考试合格后,方可上岗作业。
(3)作业人员必须严格按照测量部门给定的中线进行施工,打眼前,必须准确延中线,测量人员应经常检查,校正中线,确保施工准确无误。
2、钻眼工序管理安全技术措施
(1)打眼前,班组长必须先核对中线,然后依据炮眼布置图及爆破说明书和巷道轮廓线,同时结合工作面的具体情况位定打眼,确保巷道形成。
(2)打眼前,作业人员必须严格执行“敲帮问顶”制度,及时找净顶帮浮石、确认安全后方可打眼。
(3)打钻过程中,若遇夹钻、顶钻,瓦斯涌出异常或涌水预兆时,必须立即停止作业,并切断电源,撤出人员到安全地点,并就进及时向矿调度及有关单位汇报,待有关单位查明原因,采取有效措施处理完毕,确认安全后,方可继续工作。
(4)严禁在残眼内继续加深炮眼,严禁打眼、装药平行作业。
(5)严禁空顶作业,作业人员必须在支护下打眼。
3、装药工序管理安全技术措施
(1)爆破工必须知证上岗,并严格执行《煤矿安全规程》中第316、324有关规定(原文贯彻)。
(2)爆破工由爆破材料库直接向工作地点人力运送爆炸材料时,应遵守《煤矿安全规程》中第308、309、311、313、314、315关规定
(3)工作面使用的爆炸材料应符合《煤矿安全规程》中第317、318、319、320、321、322、323条有关规定
(4)爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内,并加锁,严禁乱扔、乱放、并且严格按照《煤矿安全规程》中第324条中其它有关规定执行(原文贯彻)。
(5)爆破工装配引药时,必须按照《煤矿安全规程》中,第325、326条中的有关规定(原文贯彻)。
(6)装药爆破必须严格执行“一炮三检”、“三人联锁”换牌爆破制度。
爆破前,只有爆破地点20m范围内分流中瓦斯浓度在1%以下时,方准放炮、爆破。
(7)爆破工装药时,必须严格按照炮眼布工图及爆破说明书《煤矿安全规程》中第327、328、329、331、332、333、334、335、336、337、338、339、340条的有关规定(原文贯彻)。
(8)工作面采用正向装药,并且必须严格执行全断面一次打眼、一次装药、一次爆破的方法施工。
(9)装药时,爆破工每装完一个炮眼药后,必须及时将雷管脚线扭接成短路,并且悬空。
(10)工作面炸药,电雷管必须使用火药箱、管箱分别存放,火药箱、电雷管必须存放在警戒线以外的安全地点,两箱间隔距离30米。
4、爆破前安全技术措施
(1)爆破前,作业人员必须将工作面使用的风钻、风水管锚杆钻机等工具撤出距爆破地点20m以外的安全地点并停电,严禁爆破时崩坏。
(2)每循环爆破前,由班组长亲自将工作面迎头的瓦斯传感器移到距爆破地点30m以外的安全地点,严禁爆破时崩坏。
爆破工作结束后,班组长必须将瓦斯传感器移至迎头规定的位置。
(3)爆破工持证上岗,自带钥匙,自联,自放,且爆破前必须发出明显信号,警界牌、警戒绳、口哨必须齐全,爆破结束后,爆破工及时取下钥匙及爆破母线,并将其扭接成短路悬空。
(4)每循环爆破前,必须由班组长亲自清点人数,撤出人员到安全地点,并亲自布置好警戒人,警戒位置距爆破地点不小于100米安全地点,爆破过程中,警戒区内严禁有人,爆破工最后一个离开工作面,爆破工作结束后,由班组长亲自接回警戒人。
(5)工作面规定使用的爆破母线必须符合《煤矿安全规程》中的第334条有关〔贯彻原文〕。
(6)爆破母线必须随用随挂,严禁使用固定母线,并且与电缆线分开挂两侧。
(7)爆破母线采用不小于100m长的铜芯电缆线,联线时,爆破工用高压绝缘胶布将雷管脚线接头处包裹严密并悬挂,爆破前,爆破工必须仔细检查爆破线路,严禁爆破线路出现短路、明接头、失爆等。
(8)工作面使用的炸药、电雷管必须由爆破工专人负责管理,当班剩余的炸药、电雷管必须由爆破工及时将其返回爆炸材料库,严禁爆破工将其在井下私自埋藏或转交他人管理。
(9)每次爆破前,先将连锁开关打到零位,切断工作面电源后,方可进行爆破作业。
(10)每循环爆破前,爆破工必须做电爆网络全电阻检查,严禁用发爆器打火放电检测电爆网络是否导通。
发爆器必须统一管理发放。
必须定期检验发爆器的各项性能,参数,并进行防爆性能的检查。
5、爆破后安全技术措施:
(1)待炮烟散去后,先由爆破工、班长、瓦检员进入工作面对安全情况进行全面检查,瓦斯浓度在1%以下时方可允许其他人员进入工作面迎头。
(2)由爆破工、班长、安检员迎头10米范围的支护的完好情况,由班长站在后巷侧顶板支护完好的地点对工作面迎头进行敲帮问顶工作,找净帮顶浮石,确认安全可靠后及时进行临时支护。
(3)每循环爆破后必须严格按照《煤矿安全规程》中340条有关规定执行(原文贯彻)巡查检查爆破地点。
(4)爆破后,爆破工必须认真检查工作面有无残炮,若工作面留有残炮时,处理拒爆、残炮时,必须严格按照《煤矿安全规程》中341、342条有关规定执行(原文贯彻)。
6、锚杆巷道临时支护措施
(1)每循环爆破后,必须由工长进行全面敲帮问顶,及时找净帮顶浮岩,确认安全后,工作面临时支护可视围岩情况而定,当围岩稳定时,可先打锚杆,后喷一层30~50mm厚的砼作为临时支护;当围岩破碎不稳定时,爆破后必须先做好临时支护,立即喷一层30~50mm厚的砼封顶,然后打锚杆。
严禁空顶作业。
(2)施工过程中,由班组长亲自指挥并负责安全。
7、永久支护
(1)锚杆采用Φ16×1600mm钢筋树脂锚杆,每根锚杆均用1卷树脂锚固剂固定,锚固长度不少于350mm,锚杆外露长度为30~50mm,托盘规格为130mm×130mm×10mm,钢板压制成弧形,树脂锚固剂型号35×350mm,锚杆均使用配套标准螺母紧固。
锚杆布置为矩形布置,间排距800mm×800mm;垂直于岩层层面,锚杆尾部外露30-50mm。
(2)保证锚杆初锚力不小于20KN,锚杆托盘要紧贴岩面。
最终拉拔力不小于49KN,满足支护强度要求。
(3)若遇断层或顶板破碎时立即停止施工,必须及时汇报有关部门,经现场分析后,另行制定安全技术措施。
8、锚杆安装安全技术措施。
(1)打锚杆眼
a、打眼前,作业人员必须严格执行“敲帮问顶”制度,及时找净顶帮浮石、确认安全后方可打眼。
b、打眼前,必须先检查钻机油管、风水管路是否畅通,接头处是否紧固,有无露油、跑风、跑水现象,以及打眼机具的状况是否完好。
c、打完眼时,要按照设计深度、角度打眼。
打顶锚使用风钻打眼,使用Φ40mm钻头。
风钻要扶稳确保钻机和钻杆成一条直线。
打眼工之间必须互相配合,禁止钻机及钎杆下方有人,以防断钎伤人。
d、严禁空顶作业,作业人员必须在临时支护下打眼。
定眼位:
检查巷道规格尺寸是否符合要求,先处理完不合格部门后,按中线及锚杆布置要求确定锚杆眼位。
e、清洗眼孔:
锚杆眼打完,安装锚杆前将眼孔内岩粉清洗干净(用钻杆钻头高压水清洗),确保锚固剂与锚杆眼壁能够良好接触。
(2)锚杆安装
a、检查锚杆的规格尺寸是否符合设计要求:
锚杆是否合格,杆体有无生锈氧化现象,若有必须擦刷干净;锚固剂有无过期结块变质,包装袋有无破裂损坏,影响正常使用时必须更换。
b、检查眼位、角度、深度是否符合设计要求(用待安装锚杆伸入锚杆眼孔检查),若不合格重新打眼。
c、安装步骤:
先将铁托板和限位螺冒上好(限位距离30~40mm),再将钢筋锚杆拧入连接套中,然后将树脂药卷依次放入锚杆眼孔内,用锚杆顶着树脂药卷后端,缓缓将树脂药卷送入眼底,最后将锚杆钻机卡在连接套上,启动锚杆钻机边旋转边将锚杆推入眼底,要求旋转搅拌时间达到20~30秒,搅拌结束,锚杆钻机保持推力一分钟使锚杆杆体临时固定,防止锚杆在树脂凝固前下滑。
d、施工过程中,每班过程中,每班专人用力矩手对所以锚杆螺母进行紧固,达到100%合格。
e、掘进期间必须存放至少5米的支护材料。
(3)锚杆支护安全技术措施
a、锚杆支护工必须经过专门培训,考试合格后,方可上岗。
b、锚杆支护工必须掌握作业规程中规定的巷道断面、支护形式和支护技术参数和质量标准等;熟练使用作业工具,并能进行检查和保养。
c、锚杆支护工要熟悉锚索支护原理,锚杆结构及主要技术参数;熟悉作业地点环境,能够熟练使用支护工具,熟悉锚杆钻机性能、结构和工作原理,并能排除一般故障,并做好使用前的检查和保养。
d、打锚杆眼时,要注意观察钻进情况,有异常时,作业人员必须迅速闪开,防止断钎伤人,钻机五米内不得有闲杂人员。
e、打锚杆眼时,要敲帮问顶,检查施工地点围岩及支护情况,根据锚孔设计位置要求,确定眼位,并做出标志,检查和准备好锚杆钻机、钻具及风水管路,观察围岩,定好眼位,使锚杆机和钻杆处于正确位置,钻机开眼时,要扶稳钻机,使钻头顶住岩面,确保开眼位置正确。
f、操作者站立在操作臂长度以外,分腿站立保持平衡,打眼时先开水,开始钻眼时,用低转速,直到初始锚孔钻进到位;软岩条件下,锚杆机用高转速钻进,要调整支腿推力,防止糊眼;在硬岩条件下,锚杆机用低转速钻进,要缓慢增加腿推力。
推钻机,接钻杆,完成最终钻孔。
g、锚杆安装要求:
锚杆安装前,先将锚杆送入锚杆孔,检查眼孔是否合格,不合格的眼孔必须处理合格或重新打眼。
h、安装前,依次将药卷放入,用锚杆将药卷缓缓推入眼底,将专用搅拌器尾部插入锚杆钻机,并与锚杆相连,开启钻机,一边推进,一般搅拌药卷,搅拌时间为20~30秒;停止搅拌,锚杆钻机保持推力一分钟以上再放下钻机。
i、安装锚杆时,当工作面迎头锚杆安装后必须及时安装托板,并使锚杆的初锚力达到20KN。
j、锚杆安装必须打一眼及时安装一个锚杆。
k、若发现锚固力不合格的锚杆,必须在其附近补打合格的锚杆。
l、锚杆必须严格按照设计要求的间排距施工,严禁将锚杆散乱排列施工。
(4)锚杆安装质量检查
a、每天由质量验收员对锚杆、锚杆安装质量进行检查、验收存在的问题、若因材质问题或安装参数超过允许偏差范围,必须在其侧旁200mm处重新补打同样规格的锚杆。
b、每班由工长、班长必须对所以支护进行一次全面检查,发现后巷两帮片帮或顶部锚杆失效,必须及时采取措施进行处理。
c、若遇断层或顶板破碎时立即停止施工,必
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