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主井筒规程

第一章概况

第一节概况

一、巷道名称:

本维修措施施工的巷道为:

葛石煤矿主井筒。

二、施工的目的及巷道用途:

排放三层煤采空去积水、管线布设、排水、通风等任务。

三、巷道设计长度:

巷道设计长度284m。

四:

巷道服务年限:

本巷道服务年限为10年。

五、开工时间、预计竣工时间:

本巷道自2009年1月1日开工,整个工程施工期限预计为3个月。

预计2009年3月31日竣工,

第二节编写依据

本规程依据原葛石煤矿三层煤采掘工程平面图和测量资料、井上下对照图、煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、宁阳县堽城镇南宁煤矿技术改造初步设计说明书。

第二章巷道布置及支护说明

第一节原葛石煤矿基本情况及现在现状

一、原葛石煤矿基本情况

原葛石煤矿1974年11月份建井,1998年3月份闭坑,所采煤层为石炭二迭系山西组第三层煤,开拓方式上部为片盘斜井开拓,深部为下山开拓,采煤方法为走向长壁下行垮落、沿顶、沿底中间留煤皮的开采方法。

1996年2月至1998年3月份最后生产阶段,对-55水平以上主、副斜井煤柱和三层煤露头防水煤柱采用了“穿采”的方法进行了煤柱回收。

生产期间矿井最大涌水量为80m3/h,正常涌水量一般在60m3/h。

主要充水水源为第三层石灰岩和第四系地层水,每年井下涌水随雨季而增大。

地面标高为+79m。

二、现在现状

地面位置位于南宁煤矿井田的南部,地面无建筑物及河流,为农田和原葛石煤矿老矿区。

闭坑后井下慢慢被淹没,积水与第四系地层形成水平状态。

经水井水位实测,水系标高为+76.4m。

第二节原葛石煤矿主、副井筒顶、底板岩性

主井筒处在石炭二迭系山西组的煤岩层内,其顶板为泥岩、粉细砂岩互层,顶板砂岩中发育大型交错层理,但横向上多相变为粉砂岩和粉细砂岩互层,发育有大量植物茎部和叶部化石,厚度一般在6~8米。

再其上为中粗灰白色砂岩、孔隙较发育,是一弱含水层,厚度一般为15~20米。

底板为厚度不大的灰色泥岩和厚度较大的粉细或中细砂岩互层。

发育水平层理和波状层理等沉积构成。

发育植物根系化石。

附:

主斜井剖面图

维修巷道与其它巷道关系平面图

主井筒顶底板岩性柱状图。

第三节原葛石矿水文地质

一、原葛石矿开采期间主要来水水源为第四系地层水和第三层石灰岩水。

第四系地层水主要是天上下雨而补给。

随雨季而增大,属补给面广的水层。

三煤底板距三灰51m,在-130、-55水平有揭露,浅灰白色、致密、坚硬,厚度4.55m,裂隙较发育富水性差,属裂隙型,承压含水层,揭露点常年涌水量为5~15m3/h。

二、原葛石矿两翼边界断层南有F7,北有F5和F5-1,深部为F4,在井田内共揭露4条落差较大的断层,即:

F301、F302、F303、F304。

这四条断层均为正断层,斜交于井田,对煤层破坏较大,但在开采中这些断层均未发现有导水的现象。

第四节葛石矿主井筒现状

原葛石矿主斜井为料石砌碹巷道,净宽2米,墙高1.6米,直墙半圆拱形,倾角为25º。

主、副斜井在+42水平设有地表水仓,用于截流第四系水。

泵房设在主井北侧,主井内的第四系水经过泵房流入水仓。

水仓容量为200m3。

主、副斜井有贯通两道:

第一道贯通在+2水平,第二道贯通在-40水平。

两贯通都设有临时水仓,二贯通水仓容量为234m3。

主、副斜井内开拓方式为双翼片盘开拓,其片盘形式为+40、+8、-2、-30、-55水平各5个片口,各水平通过顶板绕道联通。

主、副斜井大部分在三煤底板通过,个别井筒段做在煤层内。

井筒现状分析

1、井筒煤柱回收采用“穿采”回收,残采后巷道支架已全部回撤,巷道已冒落充实了穿采空间,经多年来水的浸泡和压实,现两井筒基本稳定。

2、原井筒采用砌碹支护,受采动影响部分井筒有所破坏,但可修复利用。

3、利用两井筒排放采空区积水、联通性好,基本可排放干净,对今后进入三煤复采比较有利。

第五节支护设计

1、在维修过程中对揭露的片口和巷道,要及时进行封闭,砌封闭时,为保证安全,在片口处砌双墙,墙后空隙部分用乱石沙浆背实,原棚头保持不动,在棚头空间处加“11”号矿工钢棚头,棚头上用水泥板背顶,水泥板上部用垛木接实顶。

原老巷道砌封闭时,采用砌双墙,两道墙中间留0.8m空隙,空隙用混凝土填实,砌封闭时要留观察孔和反水池。

2、在维修过程中如发现碹或墙子破坏严重时要进行维修,扒砌墙子时要打好临时支护,,并用木楔打紧打牢,然后扒墙子,支“11”号矿工钢棚子,棚距0.8m,宽度、净高2m,上口净宽2.0m,下口净宽2.4m,两帮和顶部用水泥板背严,顶部空隙部分要用垛木接实顶。

棚子之间使用撑木,迎头前10m使用链锁加固。

3、维修过程中,在工作地点向前未进行维修的巷道严禁人员进入,在施工地点向前悬挂“严禁入内”的警示牌。

(一)临时支护

1、在施工过程中,为保证施工安全,支棚时采用前探梁支护为临时支护,前探梁采用15kg/m钢轨两根,长度4m,使用链锁固定在后面支护好的棚梁上,固定点每根3个。

及时敲帮问顶,用长把工具处理干净伞檐悬矸后,立即将前探梁伸向迎头,前探梁上部用木板或垛木打紧打牢,维护好空顶区顶板,两根前探梁钢轨之间距离1.2m,所有施工人员必须在前探梁及牢固支架的掩护下工作。

附:

前探支护平面图、前探支护剖面图。

(二)永久支护

井筒维修时如墙子和碹部破坏严重时采用11#矿工钢梯形棚子作为永久支护,上口净宽2.00m,净高2.00m,底宽2.40m,左帮腿窝0.20m,右帮腿窝0.20m,顶部及两帮用水泥板背严,水泥板压茬使用。

水泥板上部空隙部分用垛木接实顶。

每次施工前每班有一定数量的支护材料,“11”号矿工钢梯形棚5架,垛木60根,木楔80个,水泥板50页(规格:

1.0×0.1×0.05m),撑木10根(规格:

0.77×0.08×0.06),分类码放在不影响行人,运输的安全地点,不准放在淤泥积水中。

第六节支护工艺

一、矿工钢梯形棚子安装工艺

在施工过程中,支设“11”号矿工钢梯形棚子前,必须根据中线、中腰线严格检查巷道荒断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理达到标准,然后根据实际棚距确定腿窝位置,根据腰线定腿窝深浅后挖出腿窝,从后面观测棚腿明暗,最后确定棚腿位置,竖起棚腿,使用上戗柱戗腿子后,松下前探梁及背顶材料,用长把工具处理干净顶帮伞檐、悬矸后,准备上棚梁,上棚梁时,施工人员必须用手托棚梁,稳抬稳放,不要将手伸入棚梁接口处,先上一头再上另一头,然后按支棚标准背实顶帮,在支棚过程中,施工人员必须严密分工,相互配合,提高工作效率。

第三章施工工艺

第一节施工方法

每次进入施工地点施工前,当班安全员、班队长必须由上向下敲帮问顶,检查安全、支护情况,发现不安全因素立即处理干净,确认安全后在施工。

首先铺道,采用18kg/m的道轨,轨距0.60m,道木0.8m一根,接头处道木间距0.4m。

第二节装、运岩方式

1、装岩方式:

巷道在维修过程中,采用人工装车,矿车不要装的太满,矸石不要超过车帮或车上沿,在装车过程中,如遇到大块矸石必须破碎,矸石最大不超过直径350mm,用大锤或手镐破大块时,周围禁止站人,以防掉锤或碎石飞溅伤人。

装车时人员要紧靠两帮。

随时注意顶部及两帮矸石稳定情况发现悬矸及时处理干净。

2、运输方式:

维修地点的矸石人工装车,由25KW绞车提升,经主井筒提升至地面。

第三节管线敷设

在维修施工中,所敷设的电缆、管路、风筒等均应按《煤矿安全规程》中规定的位置要求吊挂牢固整齐。

电缆勾每隔3米一个,电缆垂度不超过50mm,电缆严禁用铁丝吊挂。

风筒悬挂要平直整齐环环吊挂使劲,接头严密无破口并使用好反压边,严禁出现磨损、漏风现象,风筒口距迎头不得大于5米。

第四章生产系统

第一节通风系统

一、通风计算依据

原葛石煤矿井口标高+80m,排水到-40m标高,长度284m,井筒为砌碹巷道,净宽2m,墙高1.6m,直墙半圆拱型,倾角25º,为保证±0标高运输巷和-26标高运输石门的开拓安全,决定用原葛石煤矿主副斜井进行排水,排水时利用FBD№4.5/2×4局部通风机供风。

根据《山东省宁阳县宁阳煤田东区详查(最终)地质报告》钻孔资料,3层煤瓦斯相对涌出量为0.14m3/t,绝对涌出量为0.04m3/min。

二、风量计算

根据《煤矿安全规程》和山东省煤矿“一通三防”工作实施细则规定,按实际需要风量的总和计算,取其最大值做为矿井需风量。

(1)按瓦斯涌出量计算:

Q=100×QCH4×K

=100×0.04×1.8

=7.2m3/min

K——瓦斯涌出不均匀备用风量系数,K取1.8。

(2)按同时工作人数计算:

Q=4×N

=4×8

=32m3/min

式中:

N——主井排水时各井筒同时工作最多人数,人。

(3)按局部通风机吸风量计算:

Q=Q局机×I×K

=150×1×1.2

=180m3/min

式中:

Q局机——局部通风机最低额定风量150m3/min。

I——同时通风的局部通风机台数。

K——风量备用系数。

(4)按风速进行验算:

(两井筒断面积相同)

按最低风速验算:

Q局吸≥9Sm3/min

局吸≥9×4.77

150m3/min≥42.93m3/min

按最高风速验算

Q局吸4≤Sm3/min

Q局吸2≤40×4.77

150m3/min≤1145m3/min

(5)按排水期间的机电设备计算:

(主斜井安设一台90KW水泵)。

Q=

=

=

=45m3/min

三、通风阻力计算

1、主井筒:

砌碹S=4.77m2,L=248m,半圆拱,空气密度1.25Kg/m2,

巷道实际摩擦阻力系数:

查表5—8,q0=0.00061NS2/m4则Q=q0

=0.00061

=0.00064NS2/m4

巷道摩擦风阻:

k1=

=

=0.143NS2/m4

巷道摩擦阻力:

h摩=k1Q2=0.143×1802=32400×0.143=4633.2Pa

=0.143×1502=22500×0.143=3217.5Pa

通过以上计算:

选用局部FBD№4.5/2×4通风机能满足排水时的风量需要。

风机安放在井口一侧,距井口距离不小于10m。

附:

风机安放位置和通风系统示意图

第二节提升系统

一、概述:

因为安装水泵,排水管路,下放轨道及维修井筒需要提升设备进行提升,主井口处安装一台JD-1.6型绞车,安装位置距离井口20m处,基础应为水泥预制在基础坑里,基础规格为(长×宽×深)2m×2m×1.5m,选择Φ22mm,长度为1m,基础螺栓,双帽背实。

安装绞车型号JD-1.6,牵引力16KN,绳速为0.6m/s~1.2m,悬挂Φ16mm,钢丝绳,容绳量400m,配备电机型号为YBJ25-4,电压380V/660V,功率25KW,转速1480r/min。

井口安全设施必须齐全、完好,设置合格的卧闸、阻车器、挡车门档车杠,并有专人进行检查和维修。

轨道选用18Kg/m型钢轨,严格按照《煤矿窄轨铁路质量标准》进行铺设,轨距600mm,扣件必须齐全牢固并与轨型相符,安设足够数量地滚以减少钢丝绳磨损。

信号选用DX-1隔爆本质安全型通信声光信号,工作电压127V,信号的表达方式为扬声器发声,高亮度发光二极管发光显示,载波对讲信号电缆选用MY3×2.5+1×2.5型矿用电缆。

通讯选用K1026型防爆电话、泵房、井口、绞车房、配电室分别设置,井底与井口还要有直通电话,通信电缆选用MHYVR-10×2型矿用通信电缆。

二、绞车验算

计算依据:

水泵重量360Kg,电动机重量590Kg,泵盘205Kg,水泵总重:

Q泵=1155Kg

平盘矿车:

Qz=340Kg

矿车选用FD-0.5型0.5T翻斗车重量Q翻=380Kg

装载重量:

1200Kg井口标高:

+80m

排水标高:

-40m井筒倾角:

25°

斜长:

310m

选用16ZBB6T×7+FC1570GB8918-2006提升钢丝绳参数如下:

钢丝绳子直径:

d=16mm

钢丝绳每米重:

P=0.998Kg/m

钢丝绳拉强度:

QB=1570MPa

钢丝绳破断拉力总和:

Qq=151×1.12=169.12KN

1、绞车强度验算

(1)最大静张力验算:

提升和下放水泵时:

F;min泵=(Q泵+Qz)(sina+f1cosa)+PL(sina+f2cosa)

=(1155+340)(sin25°+0.02cos25°)+0.998×310(sin25°+0.2cos25°)

=968.26kg

=9.6826KN

维修井筒提升下放物料时

F;min物=(Q翻+Q物)(sina+f1cosa)+PL(sina+f2cosa)

=(380+1200)(sin25°+0.02cos25°)+0.998×310(sin25°+0.2cos25°)

=982.5Kg

=9.828KN

式中:

a------井筒倾角

f1------矿井阻力子数,取0.02

f2------摩擦子数,数0.02

L------钢丝绳长度,m

P------钢丝绳每米重量,Kg

Q翻------翻斗车(FD-0.5T)重量

Qz------平盘矿车重量

(2)验算

F;min物≤[F;min]

F;min物9.828KN<[F;min]=16KN

所选绞车合格

2、钢丝绳安全系数的验算

m物=Qd/F;min物=169.12/9.828=17.2>7.5

式中:

7.5------提升钢丝绳提物时的安全系数

所选钢丝绳合格。

空车→主井筒→工作地点

重车→工作地点→主井筒→地面

料车运输系统与空车相同

第三节排水系统

一、概述

根据主井筒断面,井筒内安装一台DA1-150×5型排水泵,水泵扬程136米,流量162m3/h,配备电动机功率90KW,地面存放三台完好的备用水泵,保证排水期间,有工作、有备用、有检修,井筒内敷设一趟排水管路,排水管路要沿井筒南侧进行敷设并必须进行加固。

排水管路选用φ159mm,无缝钢管,控制排水泵的开关选用QBZ-200型矿用隔爆真空电磁启动器,并在排水泵附近安装。

该开关采用JDB型电动和综合保护装置,具有漏电闭锁、过载、短路、断相保护功能。

排水泵的供电电缆选用MY-3×70+1×10型矿用电缆,排水泵的真空表,压力表必须齐全完好,指示准确,手动闸阀,止阀底阀灵活可靠,每班必须有足够时间检修水泵,保证排水泵安全正常运行。

二、计算依据

井口标高:

+80m

排水标高:

-40m

排水高度:

120m

井筒倾角:

25º

管路敷设长度:

290m

老空积水量:

206090m3

动水涌水量:

正常60m3/h,最大80m3/h。

三、排水泵选型计算

1、计算水泵必须的排水能力

排水泵的排水能力应在排出矿井正常涌水的同时,能够排出矿井积水为目的。

正常涌水量时:

QI=1.2×60=72m3/h

最大涌水量时:

QI=1.2×80=96m3/h

2、排水泵必须的排水高度

H=1.1×120=132m<136m

式中:

1.1—水泵扬程阻力系数。

所选水泵扬程合格。

四、管路选型计算

dp=0.0188

=0.0188

=0.154m

式中:

Q——水泵额定流量

U——管内经济流速。

2、计算管壁厚

8=0.5×dp(

-1+c=0.4077cm

式中:

6b—许用应压务,无缝钢管6b=800Kg/cm2

P——管路最低点压力,P=0.11×120=13.2Kg/cm2

C——钢管附加厚度,取0.12cm

选用Ф159×4.5无缝钢管、管路联接均采用沟槽式柔性管卡联接。

所选管路合格

五、水泵工况点参数

前期:

Q=154m3/hH=130.4mn=0.787

后期:

Q=130.4m3/hH=132mn=0.760

六、电动机功率计算

N=1.2×(1050×130.4×129.6)/(3600×102×0.8×0.98)

=73.96Kw

该水泵配备YB280M-2型380V90Kw电动机满足要求。

七、排水泵能力的验算

矿井正常涌水量60m3/h时,每天正常涌水量为60×24=1440m3

矿井最大涌水量80m3/h时,每天最大涌水量为80×24=1920m3

每一井筒排水时间,每天按20小时计算,4小时的水泵检修,维修井筒。

每台排水泵排水能力

Q=130.4×20=2608m3

两井筒排水泵总能力

Q总=2Q=2×2608=5216m3

结论:

所选水泵合格。

附:

供电系统图

第四节通讯系统

本工作地点安设的隔爆型电话,能够直接和井下各工作地点、地面、总调度室、生产调度室、矿井地面变电所、矿各位领导负责办公室相互直接联系。

第五章安全技术措施

第一节施工准备

1、施工前,由区(队)长负责组织,由技术人员(编写人员)负责传达批准的维修措施。

传达进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。

不合格的人员必须补考,补考合格后再下井作业。

轮休或请假的人员上岗前必须进行学习,并考试合格。

干部、工人学习,考试成绩分别登记在学习考试记录表上。

2、施工前,应提前按设计要求,做好各种准备工作。

第二节“一通三防”管理

一、通风管理

1、加强通风管理。

工作面的局扇风机和电气设备,必须装有延时的风电闭锁装置,局扇通风机无论工作或交接班都不准停风,并做到有专人兼管,并挂牌管理,其它人员不得随意停开。

2、因检修停电等原因停风时,必须把人员撤到地面,并切断电源,恢复通风前,必须检查瓦斯浓度,只有施工地点瓦斯浓度在1%以下、局扇及其开关附近10米内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局扇,恢复正常通风。

实现双风机、双电源,并自动切换。

3、局扇风机安放在井口一侧,距井口距离不得小于10米,并必须垫高离地面不得小于0.3米,并台台上机架,风带必须使用抗静电、阻燃性直径400mm的风筒其悬挂高度不得小于矿车的高度,支架不得磨擦挤压风筒。

4、风筒必须有专人监管,逢环必挂,悬挂要达到平直、环环使劲,严密无破口,不准出现磨损、炮崩、漏风现象,确保风筒质量,发现问题及时处理好,避免漏风造成迎头风量不足,保证迎头有足够的新鲜风量,风筒出风口距迎头距离不得大于5米。

5、管理好本工作面调风的风门、风窗等设施,不准随意同时打开风门和挪动风窗位置,严禁出现敞开风门不关及漏风现象的发生。

6、瓦斯检查员每班对瓦斯检查不少于二次,间隔时间3至5小时,并填好牌板、报表。

如发现有害气体浓度超过《煤矿安全规程》规定时,要立即停止作业,迅速采取措施进行处理,现场作业人员必须佩带自救器。

7、班队长必须正常使用便携式瓦斯报警仪,班队长的瓦斯报警仪必须挂在距施工地点不大于5米的范围内避开风筒并开启。

二、防尘管理

1、保持巷道清洁卫生,无粉岩尘积聚现象。

2、施工人员必须佩带防尘口罩,并经常检查巷道内的粉尘含量,采取综合防尘措施,努力降低空气内的粉尘含量。

三、防火管理

防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。

1、通防人员要对已暴露的封闭墙定期检查,如有漏风或墙内外温度升高,有雾气、水珠、一氧化碳浓度超过0.0024%时,要采取措施,重新进行封闭。

2、电气设备、缆线着火时,首先切断电源,用沙子、岩粉灭火器灭火。

3、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾,可利用身边物件,水管直接灭火,在施工过程中,施工人员必须管好、用好本工作面内防灭火或供水管路,设备确保时时完好。

4、管好、用好本工作面内防灭火或供水管路、设备,确保时时完好,并不断清理巷道内浮矸,现场如发生火灾扑救无效,应立即迅速的撤出所有井下施工人员,位于火源进风侧的人员迎风撤出,位于火源回风侧的人员,佩带自救器顺风撤出,并尽快进入新风巷道中,按避灾路线撤出,如果距火源较近而且火源没有危险时,也可迅速穿过火区,撤到火源进风侧,按照避灾路线迅速撤出。

发生火灾时的避灾路线:

施工地点→主井筒→地面。

附:

避灾路线示意图

第三节顶板管理

1、在施工过程中,及时观察碹及墙子的变化情况,确认施工地点安全后,才能清理井筒内的淤货,严格加强顶板管理,预防顶板事故的发生,坚持“安全第一,预防为主”的原则,认真执行敲邦问顶制度,每次进入施工地点工作前,都必须首先由安全队长和班长或有经验丰富的工人由上向下用长把工具由上而下处理干净顶邦松动的悬矸及伞檐,并确保后退路畅通无阻。

2、在架棚施工中坚持使用前探梁支架,严禁空顶作业。

执行敲邦问顶制度后,方可在加固好支架掩护下将前探梁向前移,并使用好前探梁用木板、木楔接实顶板不能用双楔,前探梁采用15Kg/m钢轨2根,长度4米,使用链索固定在后面支好的棚梁上,固定点每根三个,整理好后,先清理干净间窝矸,然后挖腿窝竖腿子,进行支棚工作。

3、严格按质量标准支设,所有支架必须牢固可靠,背邦背顶材料要紧贴围岩打牢固,不准空邦空顶,棚腿间使用好撑木,棚腿严禁支在浮矸上,严格按中腰线及架棚质量标准支设,要做到坡度一致,两邦整齐。

两邦空隙过大时,用木板背实,棚梁接口要吻合,所支设的棚子不准前倾后仰。

坚持一次成巷,发现不符合质量标准要求的要及时停工处理,对腰线要经常校正。

支护前,应按中腰线检查巷道毛断面的规格质量,处理好不合格部位。

4、严格按规程要求使用链锁认真加固迎头10米内的棚子,若遇到危岩石破碎压力增大时,可根据实际情况适当缩小棚距。

如出现片邦冒顶在处理过程中,必须做到由外向里一人操作一人监护顶板及围岩情况,并清理好退路。

5、经常检查后面支护好的棚子,发现变形时,必须先进行维修后方可进入施工地点工作,修复必须从上向下在牢固支护或前探支架掩护下,敲邦问顶,逐架维修,施工过程中严禁空顶作业。

6、架棚支护工必须经过专业技术培训,考试合格后方可上岗。

7、架棚支护工必须认真学习维修措施,掌握规定的支护形式,支护技术参数、质量标准要求等情况。

8、在架棚施工中不得使用不符合维修措施规定的支护材料,严禁使用腐蚀的棚料。

9、施工时必须按照维修措施规定,采用前探梁支护或其它临时支护形式,严禁空顶作业,其支护材料、结构形式、质量应符合作业规程规定。

10、支护过程中,必须对工作地点的电缆、风筒、水管及机电设备妥善加以保护,不得损坏。

11、修复支架前,应先处理掉危石、活矸,做好临时支护,更换支架应从上向下逐架依次进行。

12、在架棚施工时,架棚地点下方不得有人行走或逗留,架棚时严禁提升。

支架之间必须安设牢固的撑木。

13、架棚严格按照架棚标准,棚梁和柱腿接口处严密吻合,梁腿接口处及棚腿两端至中线确中,支架不准前倾后仰,帮、顶按规定背紧背牢,不得松动或空帮、空顶,邦、顶的背板应与巷道中腰线平行,梁腿接口处的两肩必须加楔打紧,背板两头必须超过梁(腿)中心。

14、上棚梁时,必须用手托棚梁,稳抬稳放,不要将手伸入柱梁、棚腿的接口处。

15、施工前要掩护好风、水、电管路,要备齐支护材料和施工工具;施工工具要放在不影响施工、行人、无淤泥积水规定地点。

16在架棚施工过程中要搭设牢固的脚手架或工作平台。

第四节防治水管理

1、本巷道在维修过程中,边排水边清理维修,在维修过程中,注意观察井筒内的所有密闭,发现有压力水头,及时采取措施进行处理。

2、加强顶板支护,为保证避灾路线所经过的巷道不发生冒顶、片帮,在施工过程中,应加强支护质量,确保支护有足够的设计强度,保证巷道畅通无阻。

3、在密闭内有积水时应首先疏放积水,在可能受水威胁地点施工

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