井底水仓作业规程1修改版.docx
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井底水仓作业规程1修改版
第一章编制概况
第一节概述
一、巷道名称
巷道名称为井底水仓(施工段:
内水仓与外水仓)。
二、掘进目的及用途
目的:
形成井底存水区域。
用途:
满足矿井建设和生产期间排水需要。
三、巷道设计长度和服务年限
设长度:
347m。
服务年限:
30年。
四、预计开工、竣工时间
本巷道自2013年1月10日开工,预计2013年11月6日竣工。
五、巷道平面布置
附图
(一):
井底水仓平面布置图
附图
(二):
井底水仓剖面图
第二节编写依据
一、编制依据
《井底水仓设计与地质说明》
二、其它技术规范
1、《煤矿安全规程》
2、《煤矿作业规程编制指南》
3、《各工种操作规程》
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及临近采区开采情况
本工作面为井底水仓。
周边为中央变电所、主水泵房、副井井底车场。
详见附图(三):
井上下对照图。
(表一)井上、下对照关系情况表
水平名称
+450水平
巷道名称
井底水仓
地表标高/m
+1118.81136.5.m
井下标高/m
+443.7~450m
地面相对位置
紫金煤业基建井工业广场
井下相对位置及掘进巷道的影响
本工作面周边为中央变电所、主水泵房、副井井底车场及主副井筒。
临近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响
临近采区、煤层、巷道对掘进巷道无影响。
第二节地质构造
根据副井北码所掘巷道推测本工作无F15-1号断层的半生断层,但不排除有南北走向的断层或陷落柱存在。
内、外水仓工作面顶板赋存煤层3层,分别为15#、15#下、16#煤层。
15#煤层平均厚度3.0m;15#下煤层平均厚度0.35m;16#煤层平均厚度0.80m。
煤层整体走向240°,煤层倾角变化较大,整体为7°局部为15°。
(柱状图见附图)
第三节水文地质
一、水文地质情况:
本工作面地层为石炭系上统太原组,主要充水因素为石炭系太原组碎屑岩类夹碳酸岩类岩溶裂隙含水层。
该含水层主要指太原组的K2、K3、K4三层石灰岩和K1砂岩,石灰岩总厚度平均为7.52m,局部石灰岩裂隙、岩溶较发育,富水性中等。
根据ZK302水文孔观测奥灰水水位标高+770—+774,内外水仓工作面标高+445.7—+446.2。
工作面距奥陶系石灰岩含水层约64m,距奥灰水水位约323.8—324.3m。
(两数之和为387.3—388.3m,按100米约1兆帕计算)。
奥灰水对工作面底板压强约3.9兆帕。
)
严格执行有掘必探、先探后掘防治水原则,组织人员进行物探、钻探;具体施工方案及安全技术措施另行编制、审批、执行。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
该掘进工作面施工时按设计给定坡度进行掘进,从水仓交叉点处开始分别施工内、外水仓;内水仓巷道设计长度114m,外水仓巷道设计长度233m,则该段巷道设计总长度347米。
附:
巷道断面和技术特征及工程量表
表(五) 巷道断面和技术特征及工程量表
巷道
名称
类别
煤岩别
支护
形式
坡 度
巷道断面
(㎡)
工程量(m)
备注
外水仓
准备
岩石
锚网喷
0º
S荒=12
S净=10.7
225.2
平巷
外水仓
准备
岩石
锚网喷
18º
S荒=12
S净=10.7
7.8
斜巷
内水仓
准备
岩石
锚网喷
0º
S荒=12
S净=10.7
106.4
平巷
内水仓
准备
岩石
锚网喷
18º
S荒=12
S净=10.7
7.6
斜巷
巷道布置详见设计施工平面图及巷道断面图。
第二节矿压观测
一、观测对象:
井底水仓。
二、观测内容:
锚杆、锚索的载荷及锚固力。
三、观测方法:
锚杆预紧力随时进行检查,每100根锚杆或100根以下抽样一组(三根)进行检查,拱部锚杆拉拔不小于80KN,巷帮锚杆拉拔不小于60KN,锚索拉拔不小于120KN。
四、数据处理:
采取边施工、边观测,及时对数据加以分析、判断,并把观测的结果反馈到设计和施工中去,从而不断修改设计、补充措施、指导施工。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
井底水仓采用半圆拱断面,锚杆+金属网+喷砼联合支护,如果围岩破碎加打锚索补强支护。
巷道断面规格:
井底水仓:
S荒=12㎡S净=10.7㎡
二、支护方式
(一)临时支护
1、采用超前锚杆临时支护
2、迎面帮装置
迎面围岩破碎时需在迎面打2-4根锚杆,挂1~2片Φ6-1000×2000mm的金属网进行保护,防止掉矸伤人。
(二)永久支护
巷道永久支护方式采用锚杆+金属网+喷砼进行联合支护,锚杆为用螺纹钢式树脂锚杆。
支护参数确定如下:
1、锚杆间距为800mm,排距为800mm,与巷道中心对称布置。
2、喷砼支护:
混凝土强度等级C25,喷厚100mm。
3、水沟规格:
净断面500mm*910mm,壁厚100mm,盖板50mm,混凝土强度等级C15。
铺地100mm,混凝土强度等级C20。
通用支护参数:
1、纯外露长度(锚杆从螺母外算起):
锚杆外露10~40mm;拱部悬挂装置的专用锚杆外露长度为60~80mm。
2、锚固力:
拱部锚杆不小于80KN,帮锚杆不小于60KN,锚索不小于120KN。
3、螺母扭矩:
拱部锚杆不小于80N·m,帮锚杆不小于60N·m。
4、锚索纯外露长度(从锁具外算起):
150mm~250mm。
5、铺设金属网,金属网搭接100mm。
(三)按悬吊理论计算锚杆参数
以4.4m宽断面为例,计算锚杆参数
1、锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中:
L——锚杆长度,m;
H——冒落拱高度,m;
K——安全系数,一般取K=2;
L1——锚杆锚入稳定岩层深度,一般按经验取0.4米;
L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.14米。
其中:
H=B/(2f)
H=B/(2f)=4.4/(2×5)=0.44m
式中B——巷道开掘宽度,取4.4m;
f——岩石坚固性系数,砂岩取5。
则:
L=2×H+0.4+0.14=2×0.44+0.4+0.14=1.42m
通过以上计算,巷道拱部锚杆选用直径22mm、长度2000mm的螺纹钢式树脂锚杆,帮锚杆选用直径22mm、长度2000mm的螺纹钢式树脂锚杆均能满足计算要求。
2、锚杆间、排距计算:
设计时令间距、排距均为a,则a=(Q/KHγ)1/2
式中:
a——锚杆间排距,m;
Q——锚杆设计锚固力,64KN/根;
H——冒落拱高度,根据计算取:
0.44m;
γ——被悬吊砂岩的重力密度,取19.992KN/m3;
K——安全系数,一般取K=2。
a=[64/(2×0.44×19.992)]1/2≈1.91m
通过以上计算,确定锚杆间排距800mm×800mm完全满足支护需要。
(四)锚索加强支护
施工过程中对围岩破碎地段采用锚索加强支护
1、锚索长度计算:
L=La+Lb+Lc+Ld
式中L——锚索总长度,m;
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度,取2m;
Lc——托盘及锚具的厚度,取0.07m;
Ld——需要外露的张拉长度,取0.3m;
按GBJ86—1985要求,锚索锚固长度La按下式确定:
La≥K×(d1ƒa/4ƒc)
式中K——安全系数,取K=2;
d1——锚索钢绞线直径,取17.8mm;
ƒa——钢绞线抗拉强度,N/mm²(1920MPa,合1883.52N/mm2);
ƒc——锚索与锚固剂的粘和强度,取10N/mm2;
则La≥2×(17.8×1883.52/4×10)≈1.68m取La=1.68m,
则L=1.68+2+0.07+0.3=4.05m。
设计取锚索长度6.3m。
2、锚索倾角:
锚索垂直于顶板安装。
3、锚索数目的计算:
N=K×W/P断
式中N——锚索数目;
K——安全系数,一般取2;
P断——锚索的最低破断力530KN;
W——被吊岩石的自重,KN。
W=B×∑h×∑γ×D
按4.4m宽断面计算锚索根数;
B——巷道开掘宽度,取4.4m;
∑h——悬吊岩石厚度,取2m;
∑γ——悬吊岩石平均容重,19.992KN/m3;
D——锚索间排距,取1.6m。
W=4.4×2×19.992×1.6≈281KN
N=2×W/530≈1.1根
通过计算:
巷道安注锚索时,取2根即可满足要求。
巷道断面图及巷道支护详见附图:
附图(五):
井底水仓巷道断面图
附图(六):
井底水仓锚杆支护仰视图
附图(七):
最大、最小空顶距及临时支护示意图
第四节支护工艺
一、支护材料
1、锚杆:
采用Φ22mm×2000mm的螺纹钢式树脂锚杆。
2、每根锚杆使用用Z2360型与CK2360型锚固剂各一卷。
3、锚杆托盘均采用150mm×150mm×10mm的铁托盘。
4、锚索选用直径17.8mm,长为6300mm钢绞线。
5、锚索托盘采用300mm×300mm×10mm的铁板制成,并在托盘中心位置钻一个Ø20mm的圆孔。
6、锁具:
KM20锚索锁具。
7、金属网:
采用Φ6mm钢筋加工的金属网,规格尺寸:
1.0m×2m,网格距100mm×100mm。
(表六)支护材料规格表
序号
材料名称
型号
材质
单位
备用数量
备注
1
锚杆
Φ22×2000mm
螺纹钢
根
100
料场要备用可供两天使用的支护材料,料场随工作面一起前移,与工作面最大距离200米。
2
锚固剂
CK2360、Z2360
树脂
根
各100
3
铁托盘
150×150×10mm
钢板
块
150
4
金属网
1.0m×2.0m
钢筋
片
75
二、临时支护工序及要求
1、顶板临时支护工序
(1)超前锚杆临时支护工序:
爆破后,将超前锚杆打入距永久支护200-500mm的掘进前方稳定岩层内,每循环打2根超前支护锚杆,间距1.8m,角度上倾60°,根据顶板围岩情况可增加1-2根超前支护锚杆,锚杆规格为φ22*2000mm,每根锚杆用一个药卷。
2、上山掘进迎面临时支护工序及要求
(1)上山掘进迎面临时支护工序:
①、作业人员站在临时支护下,首先用不小于2.0m撬棍找净迎面的浮石、险块,作业时设专人监护顶板。
②、在迎面打护2-3根帮眼,护帮眼施工完毕后,挂1~2片Φ6-1000×2000mm的钢筋网进行保护,防止掉矸伤人,锚杆螺母必须拧满扣。
(2)上山掘进迎面临时支护要求:
要求护帮锚杆布置均匀,打在迎面的中上部或岩石松散易发生片帮的部位,特殊情况下,可视迎面岩层状态适当调整护帮锚杆的位置及数量,确保有效护帮。
三、永久支护工序及要求
(一)锚杆安装工序及要求
1、永久支护工序:
(1)打锚杆眼前必须标定锚杆间排距眼位,打拱部锚杆时必须由外向里、由中间向两边,先施工完中间锚杆后,再依次由中间向两侧交叉施工。
打帮锚杆时按从上到下的顺序进行,拱部锚杆排排平行且垂直岩面布置,帮锚杆排排平行且垂直岩面布置。
(2)锚杆安装工艺流程:
帮、顶找掉浮石→顶板临时支护→测量宽度,定中心眼位→施工中心眼→注药卷→注锚杆→搅拌药卷→紧固锚杆。
(3)拱部锚杆与帮锚杆施工顺序:
打拱部锚杆的同时,打滞后的帮锚杆不超过6排。
(4)采用锚杆机打拱部锚杆;钻头使用Ø28mm的钻头。
帮锚杆施工采用凿岩机进行。
2、永久支护的要求:
(1)打锚杆眼:
打眼前,首先严格按中心检查巷道断面规格,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,找掉活矸、危岩,确认安全后方可作业。
锚杆眼位置要准确,眼位误差不得超过100mm。
打拱部锚杆使用锚杆钻机,打帮锚杆使用凿岩机,钻头使用Ø28mm的钻头。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,严格按锚杆长度打锚杆眼。
打眼应按由外向里、由中间向两侧,先顶后帮的顺序依次进行。
打锚杆时,可分两组在两侧同时施工,但两组施工人员应保持1米以上的距离,施工人员可在临时支护掩护下钻安上部帮锚杆。
(2)安装锚杆:
先把树脂锚固剂送入眼中,随后将锚杆插入锚杆眼内,将锚固剂送入眼底,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上锚杆钎尾,锚杆钎尾另一端插入锚杆钻机上。
开动锚杆机,使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,搅拌旋转时间大于30秒,锚固时间为1-2分钟,待锚杆锚固后,方可撤去锚杆机。
(3)拱部锚杆垂直顶板布置,打拱部锚杆时必须按从中心到两侧的顺序进行,锚杆间距为0.8m,排距为0.8m。
遇裂隙时锚杆要尽量垂直于裂隙面。
(4)帮锚杆排排平行且垂直岩面布置,打帮锚杆时必须按从上到下的顺序进行,锚杆间距为0.8m,排距为0.8m,帮锚杆可滞后工作面6排安装。
施工中如发现两帮围岩松软易碎锚杆紧跟工作面。
(5)联网要求:
金属网搭接100mm,相邻网每隔300mm用14号双股铁线连接一道,拧紧不少于3圈。
(二)锚索安装工序及要求
当地质构造复杂围岩破碎时,锚杆支护不能满足安全要求时,要补打锚索。
1、安装工序:
(1)当巷道按设计要求支护合格后,用锚杆钻机湿式打眼,眼深为6.0m。
(2)安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格,以手感柔软为合格,不合格的或过有效期的严禁使用。
(3)两人配合用钢绞线顶住锚固剂缓缓送入钻孔,确保锚固剂全部送到眼底。
装药时必须保证快速药端在上方(即锚固剂红色一端),然后用钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入,注意不要用力过猛更不能反复抽拉钢绞线,以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
(4)钢绞线下端安上钎尾,再将钎尾尾部插入锚杆钻机上。
(5)一人扶住锚杆机、一人操作锚杆机,边推进边搅拌,搅拌时间控制在20-30s,确保搅拌均匀。
(6)停止搅拌后,必须继续保持锚杆机的推力约1min,然后收回锚杆机。
(7)操作人员将锚索托盘及锁具套在锚索上,然后两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手握住把手进行张拉,张拉时注意观察压力表读数(压力表读数达到30MPa),张拉千斤顶行程结束,换向回程,继续进行张拉,达到设计预紧力后,迅速换向回程,卸下张拉千斤顶。
(8)卸下张拉千斤顶时注意用手接住,避免坠落。
2、技术要求:
(1)掘进施工中如发现顶板岩松软易碎,易发生片帮、掉顶时,及时补打锚索进行加强支护。
(2)锚索孔深误差控制在0~30mm。
(3)锚索外露长度150-250mm。
(4)锚索施工10-15min后进行预紧,锚固力不小120KN。
锚索机油泵压力表显示不小于30MPa。
(5)张拉时发现锚固不合格的锚索,必须立即在其附近补打锚索重新锚固。
四、巷道工程质量规定
(表七)
施工质量标准
项目
设计尺寸;技术要求
允许偏差(mm)
巷道净宽(中宽)mm
4200;4200
合格
巷道中线左右
0~+200
优良
巷道中线左右
0~+150
巷道净高(中高)mm
3000;3000
合格
0~+200
优良
0~+150
螺母扭矩(N·m)
顶
>100
符合设计
帮
>80
符合设计
锚杆间排距
(mm)
顶
800×800
合格±100
优良±50
帮
800×800
锚杆锚固力
(KN)
顶
>80
符合设计
帮
>60
符合设计
锚杆角度
(°)
顶
垂直顶板
合格±5°
优良±2°
帮
垂直巷帮
锚杆纯外露长度
(mm)
顶
10~40
符合设计
帮
10~40
符合设计
锚索(mm)
间排距
1600×1600
±100
锚固力
120KN
符合设计
外露长度
150~250
符合设计
网片联接
符合要求
锚杆(索)构件
构件齐全,禁用非标准件
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工准备
1、完善局部通风及供电系统;
2、延接风水管路、排水管路、完善排水系统;
3、安装调试绞车、耙斗装岩机;
4、按设计给定中心、腰线进行掘进。
二、施工方法
1、巷道采用钻爆法施工,打眼前找好中腰线,画出轮廓线,标定眼位,采用多打眼、少装药、重掏心、轻剥皮的中深孔光爆爆破技术。
2、掘后先施工锚杆网支护,初喷50-70mm,初喷紧跟工作面,阶段性复喷,初喷与复喷距离不大于50m,复喷达到设计厚度。
3、开口处施工方法:
开口处前后10m加强支护,画出轮廓线,标定眼位,开口处向里掘进5m内,进行小循环作业,循环进尺1m,永久支护紧跟工作面,最小空顶距0.3m。
4、巷道施工顺序:
按设计给定坡度进行掘进,外水仓在内外水仓交岔点处以18º坡度向下掘进7.8m处后,再以0º坡度掘进233m直至与配水巷贯通;内水仓在内外水仓交岔点处以18º坡度向下掘进7.6m处后,再以0º坡度掘进114m直至与配水巷贯通。
第二节凿岩方式
一、采用钻爆法施工:
岩巷段采用YZ-28风锤、Ф22×2m钎杆,全断面一次爆破。
采用耙斗装岩机、工作面组成运输系统进行出货。
二、掘进施工时,最大循环进尺1.8m,最大空顶距2.1m,最小空顶距0.3m;施工中如果顶板破碎,循环进尺缩至0.8m,最大空顶距1.1m,最小空顶距0.3m。
三、工艺流程
1、生产工艺流程
接班、找线、点眼→打上部炮眼→扒矸→打下部炮眼→装药连线→爆破通风→临时支护→拱部打锚杆挂网→扒矸→打下部锚杆→喷浆(每掘进6m延接输送机一次)
2、检修工艺流程
检修前准备→检修绞车、耙斗装岩机→试运转→检修完
第三节爆破作业
一、爆破条件
必须注意根据岩石的性质,巷道断面,通风方式,瓦斯含量,掏槽方式,周边眼与设计轮廓线关系,循环进度,炸药的种类,雷管的型号,炮眼利用率,炸药、雷管消耗量等。
二、爆破要求
(1)爆破后巷道尺寸要符合设计要求。
(2)爆破后围岩震动小,利于维护,成形要符合光面爆破标准。
(3)巷道宽度超挖中线一侧不超过100mm,不允许欠挖。
(4)巷道严格按中腰线施工。
(5)前后炮间衔接台阶尺寸不大于150mm。
三、循环进度的确定
用2m、2.2m钎子打眼,最大循环进度为1.8m,其他按照地质条件进行调整。
四、炮眼布置及装药方式
1、每循环炸药消耗量
Q=q×s×L×η
式中:
q——单位炸药消耗量q=1.44kg/m3;
s——巷道掘进断面积,m2,12m2;
L——炮眼深度,m,取2m;
η——炮眼利用率,取0.9。
计算得Q≈31.1kg。
2、炮眼数目
N=Q/(a×p)
式中:
N——炮眼数目,个;
a——炮眼装药数量,掏槽眼装4卷,其他装3卷;
p——每个药卷重量,0.2kg。
计算得:
N≈55个。
3、炮眼布置
炮眼设计为57个,比理论值多2个,具体布置见爆破图。
4、装药方式
使用煤矿许用三级乳化炸药、矿用毫秒延期电雷管,1~5段,
脚线长3m;正向装药,见附图:
起爆方式:
起爆使用发爆器全断面一次起爆,联线方式为串联线。
炮眼封泥为水炮泥和黄土炮泥,封泥长度不小于0.5m。
五、爆破网络阻值计算:
(1)本次施工井底水仓断面布置炮眼76个。
根据实际检测每个电雷管的阻值取6Ω,200m长爆破母线的阻值为20Ω,爆破时网络的阻值不应超过计算阻值的10%。
将76个电雷管串联。
炮眼的电雷管串联的阻值为:
R1=6n=6×76=456Ω
加上爆破母线的阻值20Ω,整个爆破网络的阻值为:
476Ω
爆破时该网络的阻值不应超过的数值为:
476+476×10%=523.6Ω
(2)当实测值与计算值误差在10%范围内即属于正常,可以放炮
六、内外水仓爆破说明书
1.爆破原始条件表
序号
名称
单位
数量
备注
1
净断面
m2
10.7
2
掘进断面
m2
12
3
岩石条件
f
4~6
4
雷管
毫秒延期电雷管
5
Φ32乳化炸药
kg/卷
0.2
煤矿许用三级炸药
2.爆破参数表
炮眼
名称
编号
炮眼
深度
(mm)
炮眼
角度(°)
每眼装药量
合计
装药量(kg)
水泡泥
用量
(个)
爆破顺序
联线方式
卷
质量(kg)
掏槽眼
1~6
2000
90
90
3
0.6
3.6
6
Ⅰ
串
并
联
辅助Ⅰ
7~14
1800
90
90
2
0.4
3.2
8
Ⅱ
辅助Ⅱ
15~25
1800
90
90
2
0.4
4.4
11
Ⅲ
周边眼
26~49
1800
90
90
2
0.4
9.6
24
Ⅳ
底眼
50~57
1800
90
87
2
0.4
3.2
8
Ⅴ
合计
57
24
57
3.预期爆破效果表
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
80
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
13.3
每循环工作面进尺
m
1.8
单位体积岩石炸药消耗量
Kg/m3
1.1
每循环爆破实体岩石
m3
21.6
每循环雷管消耗量
个/循环
57
每循环炮眼总长度
m/循环
103.8
每米巷道雷管消耗量
个/m
31.6
每循环炸药消耗量
Kg/循环
24
每立方米岩石雷管消耗量
个/m3
2.63
7、炮眼布置见附图:
附图(八):
井底水仓爆破示意图
第四节装载与运输
一、装载与运输方式
1、装、运岩:
用耙斗装岩机将岩石装车外运。
2、材料及设备运输:
材料及设备装车由副井运至到井底车场,利用电机车运至,再利用绞车运输到工作面。
3、人员运输:
人员乘坐副井罐笼到达副井井底车场,步行到工作面。
二、运输设备的铺设及安全设施
(一)运输设备的铺设
1、耙斗装岩机的安装
(1)耙斗装岩机应安设在顶板完整、距工作面最远不超过45m,最近不小于5m的地方。
耙斗装岩机稳固规定:
钢丝绳穿过卸载槽后部的工具槽孔,在掘进时,在簸箕口两旁、漏斗两旁的底板上各打1根地锚,用钢丝绳固定,所有钢丝绳必须保证坚固有力,每处绳卡不少于1个并卡牢。
开机前必须发出明确信号,待人员都撤至安全地点,方可开机。
(2)锚桩用直径22mm,长2000mm锚杆打入岩石深度不低于1600mm,楔眼要有一定的偏角。
地锚绳合格,楔子用锤打牢。
尾轮悬挂高度距渣堆不小于800mm,一定要固定牢,不准挂在支护锚杆上。
禁止在已松动岩块上或松软破碎的围岩上打眼安设固定楔。
为了把巷道两帮的矸石装尽,可在两帮各打一固定楔,挂上滑轮,将主绳引到靠帮一侧。
尾轮及各导向滑轮必须转动灵活。
(3)必须使用合格的钢丝绳,经常检查钢丝绳的使用情况,钢丝绳打结、磨损、断丝、锈蚀严重必须及时更换,钢丝绳在滚筒上排列整齐,闸带间隙松紧适当。
(4)耙斗装岩机底盘两旁存矸不准超过底盘。
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