查干淖尔一号井回风立井井底临时车场及回风平巷施工作业规程.docx

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查干淖尔一号井回风立井井底临时车场及回风平巷施工作业规程

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查干淖尔一号井回风立井井底临时车场及回风平巷施工作业规程

　　第一章概况

　　第一节工程概述

　　本《作业规程》指导施工的工程为查干淖尔一号井回风立井井底临时车场及回风平巷。

查干淖尔一号井回风立井井筒直径6.0米，井深210米。

井底连接处方向为正南正北，净底板标高+837.50m。

所施工的巷道均为净宽5米，净高4.3米，坡度3‰，巷道设计长度共396.377m（包括井底临时车场及回风平巷1、回风平巷2）。

详见附图。

　　第二节编写依据

　　一、工程图纸、设计修改通知单及时间

　　图纸名称为《冀中能源峰峰集团查干淖尔一号井回风立井井底连接处及临时车场》图号为S1594-119

（1）-1。

出图时间为2009年10月。

设计修改通知单编号J407-06.1，时间2010年11月4日。

　　二、地质说明书及批准时间。

　　地质说明书名称为《内蒙古自治区阿巴嘎旗查干淖尔煤田详查报告》，批准时间为2007年8月。

　　三、施工组织设计及批准时间

　　《冀中能源峰峰集团查干淖尔一号井井巷工程（二期）施工组织设计》，批准时间为2010年10月。

　　四、《煤矿安全规程》（2010年版）。

　　五、《矿山井巷工程施工规范》

　　六、《矿山井巷工程施工规范》

　　七、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》

　　第二章水文地质情况

　　第一节地质情况

　　根据钻孔柱状图及实际揭露的岩层，连接处巷道穿过的地层为：

2煤，变质程度较低，局部含炭屑及夹薄层炭质泥岩，块状结构，风干后易碎。

　　第二节水文情况

　　一、含水层

　　1、白垩系下统煤层顶板上段裂隙承压含水层

　　该含水层主要分布于井田内煤系地层上段，赋存于煤系顶板之上。

基本处于无水状，属弱富水性含水层。

　　2、白垩系下统煤系地层2煤组裂隙承压含水层

　　主要分布于井田范围内，含水层岩性主要以煤层裂隙和煤层顶、底板间的细、中、粗砂岩裂隙构成，该含水层是矿井开采的主要直接充水含水层。

属弱富水性含水层。

对煤矿的开采较为有利。

　　二、隔水层

　　根据井田内钻孔所揭露的地层岩性，在井田范围内所揭露的第三系粘土岩和白垩系下统地层赋存的层间泥岩、砂质泥岩及粉砂岩均可视为相对稳定的隔水层。

　　三、断层的导水性

　　根据所处的地形、地貌条件，结合地下水埋藏特征及气象、构造等诸多因素分析，井检区附近虽然有较大断层发育，断层两盘均为柔性岩层，破碎带多被泥岩或砂质泥岩所充填，导水性和富水性相对较差，对煤矿建设和开采不会产生太大影响。

　　第三节瓦斯、煤尘、煤自燃情况

　　一、瓦斯

　　根据《内蒙古自治区阿巴嘎旗查干淖尔一号井井筒检查钻孔勘察报告》提供的钻孔瓦斯采样测定结果表明，M1号煤层甲烷含量为0.02ml/g·可燃质;二氧化碳含量为0.24ml/g·可燃质;氮气含量为6.06ml/g·可燃质;重烃含量为零。

M2号煤层甲烷含量为0.01m[换行]l/g·可燃质;二氧化碳含量为0.27ml/g·可燃质;氮气含量为9.79ml/g·可燃质;重烃含量为零，矿井属低瓦斯矿井。

　　二、煤尘

　　经过对JZK-1号井检钻孔M2号煤层的测试，其火焰长度为>400mm，抑止煤尘爆炸最低岩粉用量为65%。

因此各煤层均有煤尘爆炸的危险性。

　　三、煤的自燃倾向

　　通过对JZK-1号井检钻孔M2号煤层的测试，煤的吸氧量为0.89cm3/g，为Ⅰ级容易自燃煤。

　　第四节工程地质条件与水文地质条件分析

　　一、工程地质条件分析

　　根据本次井检勘察施工的5个井检钻孔和以往勘探施工的工程地质钻孔资料对比，结合井田的工程地质条件和特征，对井筒所穿过的地层按岩体结构类型划分为：

层状结构，软岩类，岩体质量较差，特别是可采煤层顶板岩层完整率（RQD）普遍低于50%;泥岩层一般30-40%，软化系数0.48-0.68之间，耐崩解系数平均约37.6%，属易软化、易崩解岩层，抗压强度普遍小于1MPa，利用煤层底板岩层抗压强度所计算的岩层比压参考值为0.15-0.64MPa，属工程地质条件不稳定的较复杂类型。

　　本施工作业规程指导施工的巷道处于煤层顶底板的煤系地层之中，属于工程地质条件不稳定的地层，因此巷道支护需要切实加强及观测。

　　二、水文地质条件分析

　　由《内蒙古自治区阿巴嘎旗查干淖尔煤田一井田煤炭勘探报告》得知，该井田没有矿井建设历史，没有小煤窑开采活动;该井田为水文地质条件简单的裂隙充水矿床。

　　对施工巷道有影响的主要为白垩系下统煤系地层2煤组裂隙承压含水层，该含水层是主要直接充水含水层，属弱富水性含水层，对巷道施工较为有利。

所施工的巷道没有大的地质构造，对施工不会造成危害，施工应配置不小于106m3/h的排水能力，坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘，先制后采”的防治水原则，采取防、堵、疏、排、截的综合治理措施。

　　第三章巷道特征及支护设计

　　第一节巷道特征

　　附：

3-3断面图。

　　第二节支护工艺

　　一次支护为U29型钢支架挂单层金属网+喷射砼，喷射砼强度等级为C25，支护厚度为200mm。

二次支护采用挂金属网+喷砼，喷射砼强度等级C25，厚度50mm。

钢筋网采用直径为Φ6.5圆钢网片，网孔间距100×100mm，支架间距700mm，支架之间采用4根Φ18圆钢拉杆连为一体，连接套管由Φ32mm钢管制作，长度70mm，焊接在U钢上。

每架钢拱架的两端底部各焊接一块钢垫板，垫板规格300×300×10mm，巷道铺底采用U29反底拱底梁，间距700mm，反底拱底梁与棚架腿采用双面250×250×10mm钢板，用四条M18×40mm螺栓连接。

铺底砼强度等级C25，水沟位于巷道正中，水沟规格200×200mm。

（附U钢支架图）

　　第三章施工工艺

　　第一节施工方法

　　施工方法：

采用风煤钻、风动凿岩机、CX55B挖掘机、P-60B装岩机、混凝土喷射机、JD-11.4调度绞车、电瓶车及1t矿车为主要设备的机械化配套作业线施工。

　　回风平巷1、回风平巷2及井底临时车场施工时根据地质条件，采用“一掘一支”，施工前期，严格控制炮眼深度，一次掘支段长0.8m，支架距工作面不得超过1.2m（放炮后）。

围岩条件变化时可以缩小棚间距，加强支护或者加大掘支长度，但是支架距工作面不得超过2.0m（放炮后）。

　　施工时为减弱围岩风化程度，一次支护喷浆距工作面不超过5米，二次挂网喷浆距工作面不大于30米，毛水沟紧跟工作面，永久铺底、永久水沟距工作面距离不大于50m。

　　巷道开口、回风联络巷贯通施工时另附专项措施。

　　第二节凿岩方式

　　本[换行]规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法凿岩。

　　1.打眼机具：

采用YT-28型风动凿岩机，Φ42mm“一”字型合金钢钻头，2000mm长B22中空六角钢钻杆打眼配合ZMQ-17型风动煤钻，2000mm麻花钻杆，Φ42mm钻头打眼。

全断面掘进或正台阶法掘进。

风源来自地面压风机房。

　　2.降尘方法：

湿式打眼。

　　第三节钻爆作业

　　掏槽方式为楔形掏槽法。

　　1、炸药、雷管：

炸药选用规格为φ32mm×200mm×200g，采用三级煤矿许用乳化炸药，毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。

　　2、装药结构：

反向装药结构，钻眼完成后，将炮眼内煤粉用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，辅助眼、周边眼每孔装药量不超过2卷，掏槽时每孔装药量不超过3卷。

　　3、连线起爆：

联线方式为串、并联联线，专用双芯放炮母线，距离近时采用井筒放炮电缆作为放炮母线，专用放炮电源箱，380V交流电源，井上起爆。

距离远时起爆使用MFd—100型发爆器全断面一起爆，躲避地点设在距离放炮地点150m以外且有掩体的安全地点并设专人站岗警戒。

警戒线处设置栏杆或拉绳等标志，严禁任何人进入放炮警戒区，放炮员必须最后离开放炮地点，并执行好“回头看”制度。

严禁直线放炮。

　　4、爆破作业要严格按爆破设计施工，保证钻眼、装药、连线，放炮等各工序的质量，并根据围岩实际情况，及时调整爆破参数，提高爆破效果，确保巷道成型。

放炮前工作面附近所有的设备要进行掩护，人员撤离到安全地点躲避。

　　第四节装载与运输

　　施工中采用CX55B挖掘机、P-60B装岩机直接将煤矸装入矿车内，人工推车、JD-11.4调度绞车、电瓶车将矿车运输到回风立井井底，通过临时改绞后的2JK-3.0/11.5型绞车和1t单层2车临时罐笼提升至地面，由调度绞车牵引矿车至翻矸架进行翻矸，由排矸车将矸石排至建设单位指定地点。

施工所使用的小绞车钢丝绳每天检查一次，由机电技术员、安监员亲自检查，安排专职维修工检查，发现问题及时处理，并要求检查人员将检查处理结果记录备查。

　　第五节支护施工

　　一、架设前探梁

　　工作面临时支护采用前探梁（破碎段时配合液压点柱）。

探梁采用Φ108mm钢管制作，长度4000mm。

固定前探梁的U型托钩采用Φ25mm圆钢制作，每根前探梁的搭靠点不少于2个。

每个U型托钩固定点要根据实际情况加垫木，以保证后续支架的高度。

前移前探梁时，先去掉固定垫木，人员站在支护完好的顶板下，用工具撬托前探梁前移。

　　二、支设U钢

　　前探梁前移后立即支设U钢拱部、铺设网片，用板皮、木楔将U钢与巷道顶板背紧。

过破碎带时，临时支护可增设点柱。

实际施工时如上述临时支护不能保证安全要求要立即采取其它措施。

　　架设U钢支架前，先应按中腰线检查巷道掘进断面的规格质量，处理好不合格部位，对巷道内支护进行检查，确保安全后方可开始施工。

采用人工上支架时，必须手托住支架梁，稳抬稳放，严禁将手伸入支架连接处，工作台必须稳固可靠，工作台高度超过2m时，操作人员必须佩带保险带并生根牢固。

采用机械上支架时，支架在机具上应放置平稳，操作人员不得站在支架的下方作业。

裱褙要紧贴顶帮，网片搭接100mm，不得松动或空帮空顶现象。

支架连接处的两肩必须加楔打紧，背板两头必须超过相邻两架外沿，另外还要控制支架间距（间距为700mm）、迈步、前倾后仰、搭接（搭接长度500mm）等事项，发现问题及时纠正。

施工时，严格执行前探梁临时支护，严禁空顶作业。

　　三、喷射砼支护

　　根据围岩实际情况，架设U钢施工3.0米左右，立即进行喷浆。

喷射砼施工采用PZ-5B型混凝土喷射机，采用潮喷法喷射砼的施工工艺，以减少井筒内粉尘与喷射回弹量。

喷射作业中严格控制水灰比，喷砼表面应平整，湿润光泽，达到一次支护厚度200mm。

　　①喷射砼材料的选用

　　水泥采用锡湖普通硅酸盐水泥，砂为中粗砂，石子为5-10[换行]mm粒径坚硬碎石，速凝剂掺入量为水泥用量的3-5%，水清洁无杂质。

　　②喷砼干料的拌制与运输

　　喷射砼用料在井上按配比要求经搅拌机搅拌均匀后装入矿车，运送至井下工作面喷射。

　　③喷射砼

　　喷浆机布置于掘进工作面后15-30m。

　　喷射砼干料经矿车运至喷射机旁，人工用铁锨将干料送入喷射机，并在喷射机处均匀加入速凝剂。

　　喷射砼开机顺序为开机-开水-开喷射机-上料-喷射

　　喷射机工作风压控制在0.4-0.5Mpa之间。

　　喷射机停机顺序为：

待喷射干料全部喷出后-停喷射机-停水-停风。

　　④挂网、复喷砼成型

　　在一次喷砼支护后及时按设计要求进行挂网二次复喷成型，喷至设计要求厚度，施工方法同一次喷砼支护，要求网片绑扎牢固，成型巷道砼表面平整，无明显凹凸。

　　第六节管线及轨道敷设

　　在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按《煤矿安全规程》要求吊挂牢固整齐。

电缆勾每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm，各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆，自上而下由粗到细排列，余线要在规定位置盘挂整齐。

水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。

风筒布置在电缆的另一侧，吊挂高度不影响行车、行人，吊挂牢固，风筒口距迎头工作面不超过5m。

敷设各管线时应避开腰线位置。

　　迎头掘进临时轨道的敷设必须符合《验收规范》中有关的规定，轨道枕木必须铺在实底上，巷轨道使用22kg/m单轨铺设，轨距0.6m，轨道至人行道一侧不小于0.8m，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于500mm。

要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm，道枕间距不大于1m，并且轨枕必须垫实。

　　第五章生产辅助系统

　　第一节一通三防

　　一、通风方法

　　利用临时改绞后在井口安设的两台FBD№5.6/2×30型对旋轴流式通风机通过井筒内安装的φ800mm胶质阻燃风筒，井底通过弯头后向两个掘进工作面供风。

　　供风路线如下：

　　1、局部通风机—回风立井井筒—北侧马头门—回风平巷1掘进工作面。

　　2、局部通风机—回风立井井筒—南侧马头门—回风平巷2掘进工作面。

　　乏风路线如下（与供风路线的排序一致）：

　　1、回风平巷1掘进工作面—北侧马头门—回风立井井筒—地面。

　　2、回风平巷2掘进工作面—南侧马头门—回风立井井筒—地面。

　　二、工作面局部通风机选型计算：

　　1、工作面风量计算

　　Q=

　　=

　　=283.6（m3/min）

　　=4.73（m3/s）

　　其中：

A—炸药量kg

　　S—掘进断面积m2

　　L稀—炮烟稀释长度200m

　　K—淋水系数1[换行]t—稀释时间30min

　　2、按瓦斯涌出量计算：

　　Q=100Kq绝=100Kq相T/（24×60）=100Kq相ρSl/（24×60）

　　=100×1.6×10×1.42×33.1×3.0/（24×60）

　　=156.67（m3/min）=2.61（m3/s）

　　K—矿井备用系数，取1.6

　　q绝—矿井瓦斯绝对涌出量

　　q相—矿井瓦斯相对涌出量，10m3/t

　　T—日产煤量，t

　　ρ—煤密度，1.42t/m3

　　S—掘进断面积，33.1m2

　　l—日循环进尺，3.0m

　　根据以上计算，拟取工作面所需风量Q=4.73（m3/s）

　　3、按每循环最高工作人数计算：

　　Q=4N=4×20=80（m3/min）=1.4（m3/s）

　　4、风速验算：

　　根据《煤矿安全规程》规定，煤巷最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。

　　V=Q/60S=283.6/（60×31.3）=0.15（m/s）

　　0.15m/s<0.25m/s不符合要求，因此按巷道最低风速0.25m/S计算工作面最小需风量。

　　Q=0.25×60×31.3=469.5m3/min=7.8m3/S

　　5、局部通风机选择：

（1）局部通风机的工作风量

　　Q吸=PQ=1.45×7.8=11.3（m3/s）

（2）局部通风机全压

　　h=（R1+R2+R3+R4）Q吸Q

　　其中：

　　R1为摩擦风阻

　　R1=6.5αL/d5=6.5×0.0002×400/（0.8）5

　　=1.02（千缪）

　　R2为接头风阻

　　R2=n1ξγ/2gS2=40×0.3×0.416/2×9.81×（3.14×0.3×0.3）2

　　=1.96（千缪）

　　R3为弯头风阻

　　R3=n2ξγ/2gS2=3×0.3×0.416/2×9.81×（3.14×0.42）

　　=0.9（千缪）

　　R4为出口风阻

　　R4=0.818γ/gd4=0.818×0.416/9.81×（0.8）4

　　=0.08（千缪）

　　α—摩擦阻力系数，取0.0002

　　L—送风长度，约400米

　　d—风筒直径，0.8米

　　n1—接头个数，40个

　　n2—转弯数，3个

　　ξ—风筒局部阻力系数，查表

　　γ—空气相对密度，0.416Kg/m3

　　g—重力加速度,9.81m/s2

　　S—风筒截面积,m2

　　所以:

　　h=（1.02+1.96+0.9+0.08）×11.3×4.7=210.3（毫米水柱）

　　=2061（Pa）

　　所以选择FBDNo7.1/2×30型局部通风机，配备2×30KW电机，连接φ800mm胶质风筒。

风量为：

390～650m3/min，全压为：

580～3100Pa。

　　二、瓦斯监测监控系统

　　安装一套KJ78A型[换行]煤矿安全生产监控系统，

　　地面调度室安装KJ78A型煤矿安全生产监控系统，井筒井壁固定一趟MHYVR1×4×7/0.43监控电缆。

井下根据工作面需要安装甲烷、一氧化碳传感器和远程断电器等传感器。

距掘进工作面5m内安设一个瓦斯传感器，距回风口10～15m安设一个瓦斯传感器;总回风流中安设一个瓦斯传感器。

工作面传感器采集的信息经专用MHYVR1×4×7/0.43型电缆传输到中分站和主机进行处理。

　　三、防尘管理

　　1、巷道安装压力水管路，每50m设一个三通阀门。

　　2、井底车场开口处各安装一道净化水幕，各掘进工作面每50m安装一道水幕，最前一道距迎头不超过50m，水幕应封闭全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常。

　　3、掘进工作面，必须采用湿式打眼（由于地质条件所限不能湿式打眼的，要制定专门措施）。

　　第二节压风系统

　　利用原来凿井期间的压风机组同时为回风平巷1、回风平巷2提供压风。

两个掘进面同时用风最多风量为：

　　按照最多工作面2个计算，各工作面用风设备如下：

　　同时施工时最大需风量为：

76.8m3，原凿井期间压风机组总供风能力240m3/h，根据实际需要增减压风机。

　　压风管路利用凿井期间的一趟Φ159×4.5mm压风管，到井底后利用分风阀门供向各个工作面。

　　第一节供电系统

　　一、地面供电系统

　　目前永久变电所未形成，地面施工设施用电均引自地面10kv临时变电所，待永久变电所形成后由永久变电所供电。

　　二、井下供电系统

　　利用井筒内的两趟高压电缆作为低压供两个工作面的施工电源电缆，各设一配电点供两个工作面施工设备用电。

　　第二节排水系统

　　临时改绞后，初期施工时在回风立井井底适当位置安设2个5m3的水箱，附近安设卧泵，卧泵从水箱内抽水通过井筒布置的排水管路排至地面;卧泵扬程270m，排水量85m3/h，配备110KW电机，电源取自井下临时变电所。

根据建设单位提供预计二期施工时最大涌水量为106m3/h，安设的DM85-45×6的卧泵，配置最高排水能力为170m3/h，能满足二期施工时最大涌水量106m3/h的排水能力要求。

　　排水管路利用改绞时布置在井筒内的一趟Φ159×4.5无缝钢管作为排水管路，管路连接方式为法兰连接，固定方式采用钢丝绳悬吊。

　　第三节供水系统

　　一、地面供水系统

　　由地面经供水管路供给，井筒中采用凿井期间使用的供水管路（Φ57×4mm无缝钢管），与压风管路共用两根钢丝绳悬吊，为保证向井下稳压供水，管路下部在井底转平处安设减压阀。

　　二、井下供水系统

　　通过井筒安装的供水管路延伸至工作面，供水管路为Φ57×4mm无缝钢管，在工作面设分水器。

　　第四节运输系统

　　一、地面运输

　　地面选用22kg/m钢轨铺设环形车场，选用MG1.1-6A型1t箱式固定矿车与前倾式翻矸架形成翻矸系统。

　　二、井下运输

　　井底连接处两侧的临时车场选用22kg/m钢轨组成临时轨道车场，井下运输选用MG1.1-6A型1t箱式固定矿车，备用蓄电池电电瓶车（CTY5/6.7.9G即5T电电瓶车）、JD-11.4调度绞车作为井下运输的牵引设备。

　　第五节提升系统

　　一、回风立井二期工程施工提升系统设备见下表。

　　第一节通讯、信号、照明、电视监控系统

　　一、地面通讯

　　采用小型交换机作为地面通讯。

　　二、井下通讯信号、照明

　　利用回风立井改绞时在井筒内安装的一根HUYV10×2×0.8型通信电缆作为电话专线，并直通地面电话总机，井底和井口安装直通磁石电话，各掘进工作面安装防爆电话。

　　回风立井改绞期间，提升信号保留原回风立井信号系统，即保留井筒内主提信号电缆MY0.38/0.663×6+1×6型橡套电缆一根，同时保留井底、井口、绞车房的声光信号，并加装罐笼行车红灯。

　　另购置一套对讲机装置，作为应急及井筒检修时的通讯信号系统。

[换行]井下照明采用ZBX-2.5W型照明综保，照明灯采用防爆白炽灯。

　　三、监控系统

　　利用回风立井改绞时安装的一趟BSYV-75-5型电视监控电缆，实现井上下电视监控。

通讯、信号系统选用KXT19型PLC通讯、信号装置一套。

安装一趟HUYV10×2×0.8的通讯电缆、一趟19芯的信号电缆和一趟电视监控电缆。

井口、井底连接处、提升机房等处安设摄像头，井口调度室及提升机房设电视监控器。

　　第二节搅拌系统

　　井口附近设砼搅拌站，配一台JS-750型强制式砼搅拌机。

搅拌好的干料用矿车送至工作面加水搅拌后使用。

搅拌机的上料由计量装置供给，根据不同的砼配比，严格进行计量，以确保砼质量。

　　第三章劳动组织

　　施工采用项目法管理，在施工现场建立项目部，项目部设生产、技术、经营、机电、技术副经理，下设供应、后勤、技术部等各职能部门以及运输队、通风队、机电维修班等辅助队。

　　掘进二、三队102人，运输队18人，通风队6人，合计126人。

附正循环图表。

　　三、遵守的验评标准

　　《矿山井巷工程施工规范》

　　《矿山井巷工程验收规范》

　　《煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定》

　　《煤炭工业煤矿井巷工程、建筑安装工程单位工程质量保证资料评级办法》

　　《煤矿安全规程》

　　其它与本工程施工相关的国家现行的有关规范、标准和规定。

　　第二节保证工程质量的主要措施

　　1、单位工程质量必须符合有关规范、标准的要求。

　　2、制定切实可行的质量保证体系，确定质量控制目标，实行全过程的项目工程质量控制。

　　3、搞好施工图会审，技术交底及图纸资料的档案管理工作，把好设计图纸管理关。

　　4、测量放线时，先对设计图纸进行方位和高程计算，核实无误后，方可施工。

　　5、严格工程材料的检查、试验工作，确保采购质量符合要求。

　　6、加强混合料的计量工作，搅拌站配自动计量、上料的上料机，同时进行认真计量检测，保证计量的准确性。

　　7、实行质量挂牌制，认真做好质量检查和质量记录，开展班组自检、互检及质检人员专检，消除质量隐患。

　　8、组织岗位技术培训和练兵，提高施工人员的施工技术、操作水平。

　　9、推行全面质量管理，开展群众性的QC小组活动。

　　第三节质量控制措施

　　1、施工前应根据工程地质条件、开挖断面、方法等，确定爆破参数，掘进按照爆破设计进行打眼、装药、联系和放炮。

　　2、严格控制掘进断面，采用光面爆破，做到不欠挖、超挖不大于技术规范规定，其具体措施是：

（1）选择合格的钻爆参数，最佳的爆破器材，完善爆破工艺，提高爆破质量。

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（2）提高划线、钻眼精度，特别是周边眼的精度，必须按设计轮廓钻眼，减少超挖量。

　　（3）保证周边眼装药质量，炮眼装药量要严格控制，“三不同”雷管不能混装，炮泥封堵质量好。

　　4、喷射砼前，应做好下列各项准备工作：

（1）检查断面尺寸，清除松动岩块及拱脚处岩屑等杂物。

（2）用高压风、水冲洗受喷面（对遇水易潮解、泥化的岩层采用高压风吹净岩面）。

　　（3）埋设控制喷射砼厚度的标志。

　　（4）检查机具设备和风、水、电灯管线，并试运转，保证作业区内通风和照明条件。

　　5、喷射砼时应符合下列要求：

（1）喷射作业应分段、分片、分层，由上而下，依次进行。

（2）一次喷射厚度应根据喷射部位和设计厚度确定，拱部应在3-5