2271采面作业规程(4、5)_免费下载.docx

采煤工作面作业规程 织金县凤凰山煤矿 采煤工作面作业规程 工作面名称： 2271 采煤工作面 规 程 编制： 生产技术部 施工负责人 ： 李 永 书 主 管 矿 长： 蔡 军 批 准 日 期： 年 月 日 执 行 日 期： 年 月 日 会审意见 一、会审单位及人员签字 生产技术部： 20 年 月 日 通 风 部： 20 年 月 日 机运副矿长： 20 年 月 日生产副矿长： 20 年 月 日安全副矿长： 20 年 月 日矿 长： 20 年 月 日总工 程师： 20 年 月 日 法人 代表： 20 年 月 日二、会审意见汇总 目 录会审意见 第一章 概况-5第一节 工作面位置及井上下关系-5第二节 煤层-5第三节 煤层顶底板-6第四节 地质构造-8第五节 水文地质-9第六节 影响回采的其它因素-9第七节 储量及服务年限-10第二章 采煤方法-11第一节 巷道布置-11第二节 采煤工艺-14第三节 设备配置-17第三章 顶板控制-18第一节 支护设计-18第二节 工作面顶板控制-13第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制-20第四节 矿压观测-21第四章 生产系统-25第一节 运输-25第二节 “一通三防”与安全监控-25第三节 排水-30第四节 供电-30第五节 通信照明-30第五章 劳动组织和主要技术经济指标-30第一节 劳动组织-30第二节 作业循环-31第三节 主要技术经济指标-32第六章 煤质管理-33第一节 煤质指标-33第二节 提高煤质措施-33第七章 安全技术措施-33第一节 一般规定-33第二节 顶板-34第三节 防治水-42第四节 爆破-43第五节 “一通三防”及安全监控-46第六节 运输-48第七节 机电-49第八节 工业卫生与文明生产、采面结束后期工作-50第八章 灾害应急措施及避灾路线-51第一节 灾害应急措施-51第二节 避灾路线-51作业规程传达贯彻-52 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面位置及井上下关系表 采煤工作面位置所处水平 一水平（+1512米）采煤工作面在本采区中具体位置2271采煤工作面是我矿二采区27号煤层首采面，位于二采区轨道上山右翼。所处采区一采区所处标高最高标高：+1594m最低标高：+1587m几何尺寸走向长度：372m采煤工作面相邻关系左边为2272采煤工作面，未布置。除此外周围无采煤工作面。倾向长度：144m斜面积：53568m2 地面相对位置描述工作面周边（含终采线）在地面的相对位置运输巷在地面的相对位置凤凰村箐脚后山东面回风巷在地面的相对位置凤凰村箐脚后山西面终采线在地面的相对位置凤凰村箐脚后山南面 回采对地面的影响工作面的回采对地面设施可能造成的影响地面塌陷区范围箐脚后山塌陷程度预计轻度对地面建筑物的影响程度无对其它设施的影响程度无工作面相邻的采动情况以及影响范围采动情况无影响范围无第二节 煤 层煤层厚度最大厚度（米）1.65煤层厚度变化情况描述基本稳定最小厚度（米）1.25平均厚度（米）1.45描述工作面范围内煤层产状煤层走向及变化情况稳定不变煤层倾向及变化情况稳定不变煤层倾角及变化情况稳定不变煤层稳定性描述比较稳定煤层结构（夹矸）描述本煤层无夹矸，煤层厚度开切眼位置较薄，终采线位置较厚。煤层层理、节理描述稳定无变化煤层硬度（）描述开切眼段较小，向终采线方向逐渐增大。在2-3之间。煤层稳定性、结构（夹矸）、层理、节理、硬度（）对回采的影响。该煤层为一复杂结构煤层、但在本工作面煤层较稳定、硬度较好，非常利于回采。煤种、煤质描述煤种WYM煤质优级，块煤率40-75，中硫低灰，视密度1.45t/m3，发热量23Mj/kg。第三节 煤层顶底板一、煤层顶板煤层顶板伪 顶岩石性质粉砂质泥岩厚度0.1m0.3m层理 水平层理结构分类类，中等稳定。节理不发育变化情况不明显 直接顶岩石性质细砂岩厚度4-6m层理水平层理分类类，较稳定。节理不发育变化情况不明显 基本顶（老顶）岩石性质钙质砂岩厚度12-22m层理水平层理分类类，稳定。节理不发育变化情况不变二、煤层底板煤层底板直接底岩石性质碳质泥岩、泥岩厚度0.3m-0.6m层理水平层理分类类，中等稳定。节理不清晰变化情况较小 基本底（老底）岩石性质深灰色细砂岩、粉砂岩互层，偶含黄铁矿结核。厚度9m层理层理不清分类类，中等稳定。节理不发育变化情况无变化地压小附图1: 工作面地层综合柱状图（下页） 附图1: 工作面地层综合柱状图第四节 地质构造一、 断层 描述对工作面回采有影响的断层产状、在工作面中的具体位置及其对回采的影响程度。 断层情况表编号断层名称性质走向倾向倾角落差对工程的影响1无2无二、 褶曲褶曲情况表编号褶曲名称性质走向倾向倾角落差对工程的影响1无2无三、 其它因素描述陷落柱、火成岩等其它因素对回采的影响：无第五节 水文地质一、含水层分析对工作面有影响的含水层厚度（m）无补给关系涌水量（m3/h）0对回采的影响情况涌水型式0二、其它水源分析老空水涌水量（m3/h）0对回采的影响程度无地表水水量（m3/h）0对回采的影响情况无注浆水（m3/h）0对回采的影响情况无钻孔水（m3/h）0对回采的影响情况无构造导水（m3/h）0.01对回采的影响情况小三、预测工作面涌水量采煤工作面正常涌水量（m3/h）0.01采煤工作面最大涌水量（m3/h）0.015第六节 影响回采的其它因素一、 预计本采煤工作面的瓦斯、二氧化碳涌出量1、参考临近采掘工作面的瓦斯及二氧化碳涌出量 临近采掘工 作面名称42310采煤工作面瓦斯涌出量相对涌出量（m3/t）9.04绝对涌出量（m3/min）5.27二氧化碳涌出量相对涌出量（m3/t）0.77绝对涌出量（m3/min）0.4542310运输巷掘进工作面瓦斯涌出量相对涌出量（m3/t）18.51绝对涌出量（m3/min）0.51二氧化碳涌出量相对涌出量（m3/t）1.40绝对涌出量（m3/min）0.0642、预计本采煤工作面的瓦斯及二氧化碳涌出量 预计本采煤工作面的瓦 斯及二氧化碳涌出量瓦斯涌出量相对涌出量（m3/t）9.04绝对涌出量（m3/min）5.27二氧化碳涌出量相对涌出量（m3/t）0.77绝对涌出量（m3/min）0.45二、有资质的鉴定机构提供的鉴定数据确定采煤工作面的煤尘爆炸指数 贵州省煤田地质局实验室对织金县凤凰山煤矿（C27号煤层）煤尘爆炸性鉴定报告资料委托单位织金县凤凰山煤矿收样日期2009.8.20报出日期2009.8.31统一编号煤层编号 工业分析爆炸试验爆炸性结论水分灰分 挥发分焦渣特征火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉量（）MadAdVdVdaf2009-M265C273.3211.436.17200煤尘无爆炸性 执行标准：煤尘爆炸性鉴定方法AQ1045-2007二、 有资质的鉴定机构提供的鉴定数据确定采煤工作面煤层的自燃倾向性；参考相邻采煤工作面煤的自燃情况，确定自燃发火期。1、自燃发火鉴定数据 贵州省煤田地质局实验室对织金县凤凰山煤矿（C27号煤层）自燃倾向性鉴定报告资料委托单位织金县凤凰山煤矿收样日期2009.8.20报出日期2009.8.31统一编号煤层编号 工业分析真相对密度全硫煤吸氧量自燃倾向分类水分灰分 挥发分焦渣特征TRDdSt，dCm3/g干煤MadAdVdVdaf2009-M265C273.3211.436.1721.571.15备注级：容易自燃 级：自燃 级：不易自燃执行标准：GB/T20104-20062、相邻采煤工作面煤的自燃发火情况 相邻采煤工作面煤的煤没有自燃发火情况。三、 地温对回采的影响本矿井及相邻采煤工作面的地温正常，对采煤工作面无影响。四、应力集中区或冲击地压1、本矿无冲击地压。2、本采区及相邻工作面的应力集中区对回采的影响 本回采工作面的上方有小窑采空区，通过调查其留设的煤柱对采空区支撑较好，在掘进切眼期间，没有发现应力明显增大现象；运输巷、回风巷掘进时也一样。 故应力集中区对回采工作面没有影响。五、地质部门对工作面回采的具体建议 本工作面在掘进期间，运输巷、回风巷、开切眼均未遇到断层，故回采期间预计无断层影响；经矿地质部门对矿区水文地质调查确定，水文地质简单，对回采无影响。第七节 储量及服务年限工业储量计算走向长（m）倾向长（m）平均煤厚（m）煤的密度（t/m3）工业储量（t）3721441.51.45116510可采储量计算工作面采出率（）可采储量95116510t0.95=110685t工作面服务时间（月）可采推进长度除以设计月推进长度：372m 65m/月=5.7月第二章 采 煤 方 法采煤方法选择：本工作面是我矿主采煤层，从临矿及本矿已经采过的工作面看，顶板既容易控制，在回柱放顶时顶板也极易垮落，因此采用单一走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法处理采空区较为合适。第一节 巷 道 布 置一、采区巷道布置概况、服务巷道位置和设施情况1、采区巷道布置概况凤凰山煤矿为资源整合矿井，整合技改工程已经竣工。 采用斜井开拓方式，中央并列式通风。 开拓巷道布置主斜井、副斜井和回风斜井三条，准备巷道布置运输、轨道、回风三条下山。其中皮带巷和轨道巷进风、行人，回风上山、回风斜井均为专用回风巷。采煤工作面的运输巷与二采区轨道上山和皮带运输上山连接。采煤工作面的回风巷与回风下山连接。2、服务巷道位置和设施情况（1）主斜井：由地面开口，-180倾角施工，斜长220米。（2）副斜井：由地面开口，-180倾角施工，斜长220米。（3）回风斜井：在采区中部，由地面直接开口布置，按25度倾角下掘与回风联络巷相通。（4）一二采区运输联络巷、一二采区回风联络巷、一二采区轨道联络巷均为穿层斜巷，布置在23号层与32号层之间，其功能是连接一二采区。（5）总运输上山、二采区回风下山、二采区轨道下山均布置在32号煤层底板。（6）123运输上山、123轨道上山、123回风上山均布置在23号煤层内。（7）设施情况 采区内各上山之间的联络巷用两组连锁的正反向风门控制。 回采工作面的运输巷侧设置调风设施控制工作面风流。二、工作面巷道情况巷道名称断面形状断面积支护方式 位置 用途工作面运输巷矩形6.4m2锚杆工作面下方运煤、进风、行人工作面回风巷矩形6m2锚杆工作面上方回风、进料、行人工作面开切眼矩形5.7m2锚杆工作面边界形成采场三、其它巷道情况巷道名称断面形状断面积支护方式 位置 用途联络巷无溜煤眼无硐室无四：采掘工程平面图（工作面位置图），下页。附图2：采掘工程平面图（工作面位置图）第二节 采 煤 工 艺一、 采煤工艺选择：该工作面选择爆破落煤工艺。二、 工艺过程为：准备工作打炮眼爆破落煤扶正歪扭棚挂正悬臂梁临时支护人工装煤支设倒悬臂梁临时支护清理采空区侧浮煤移溜升单体液压支柱支设基本柱同时回掉临时支柱回柱放顶清理现场交班。三、 下一班工序与上一班相同；爆破落煤；当班准备，当班采煤； 每天三个循环，一个循环推进1.0m。 四、 爆破落煤： 打眼工可提前2-3h下井到工作面打眼，在上一班已完成所有工作的地段首先打眼。为加快打眼速度，可以配备两台煤电钻分段同时打眼。使用煤矿三级乳胶炸药1、 炮眼方向：炮眼与煤壁夹角原则上为75o85o，由于我矿所产无烟煤的煤质较好，在市场上大多数用煤单位均要求块煤要多，根据现场实际经验，此夹角越小，生产的块煤率越高，所以要求打眼工在能少催倒单体液压支柱的前提下，缩小夹角而提高块煤率；顶眼仰角为5o10o，底眼在垂直面上向底板方向保持10o20o的俯角，为了避免崩翻输送机，底眼眼底高出底板约0.3m，底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输送机上部水平面以上。为了不崩倒支架，使水平方向的最小抵抗线尽量朝向两柱间的空档。2、 炮眼布置方式为对眼布置。 3、 由于煤的硬度有变化，故打眼工可以现场灵活调整装药量。4、 连线方法：全部采用串联法连线，严禁采用并联连线爆破。5、 整个工作面分组装药，每组一次起爆，禁止一次装药分次起爆，6、 为了保证输送机不被爆破落煤压死，每组总长度以不超在20m内为宜。五、爆破说明书（下页） 编制：织金县凤凰山煤矿生产技术部 591、爆破说明书 （1）爆破方式：分组装药分组爆破 （2） 环个数循：一个循环； （3）打眼范围：下出口至上出口煤壁 ； （4）雷管品种：毫秒电雷管；（5）装药方式：正向装药； （6）联线方法：全部串联；炮眼布置方式炮眼名称炮眼编号炮眼个数炮眼位置眼深（米）每眼装药量水炮泥个数封泥长度（米）循环炸药雷管消耗量起爆顺序炮眼眼距（米）与煤壁夹角（度）块数（节）重量（kg）炸药（kg）雷管（发）横向纵向横向方向纵向距顶距底仰度俯度五花眼顶眼1-7814410.30.375-8514无1.21.50.310.743.2144分组装药一次起爆每组长度10米中眼底眼1-8314410.30.375-85无141.21.50.310.743.2144合 计28886.42882、炮眼布置图（下页）附图3：炮眼布置图六、正规循环生产能力W=LShrc式中 W工作面正规循环生产能力，t； L工作面平均长度， 144m； S工作面循环进尺，1m； h工作面设计采高，1.5m； r煤的视密度，取1.45t/m3； c工作面采出率，95%。 代入数据计算W=LShrc=144m1 m1.5m1.45t/m30.95=297t 工作面正规循环生产能力为297t 。第三节 设 备 配 置设备名称规格、型号主要技术参数 使用量 备用量备用存放地点外注式单体液压支柱DW1.6-300/100行程0.8m，最大高度1.6m，最小高度1.0m。 1252棵100棵运输巷铰接顶梁HDJA-1000长度1m 1252条100条回风巷机头大棚C11/3.5 11#花边工字钢，长3.5m。 8棵2棵回风巷 水平销三角型长260mm；大头宽70mm；小头宽25mm厚18mm 100个50个回风巷加强型刮板运输机SGW420槽宽420mm；运距：110m；配电机40kw；运能：200t/h工作面1台1台设备库运输巷 3台1台设备库煤电钻综合保护器ZZ8L-4 最大负载功率：4kw 2台1台运输巷煤电钻MSZ12功率：1.5kw2台1台运输巷煤电钻电源开关QBZ-80负载功率：40kw2台面溜开关QBZ-120负载功率：80kw1台1台运输巷 超溜开关QBZ-120负载功率：80kw1台1台运输巷机巷开关QBZ-120负载功率：80kw3台1台运输巷回柱绞车开关QBZ-80N负载功率：40kw回柱绞车 JH-8型功率7.5W，减速比2301台 乳化液泵80L/min 37kw2台2台 乳化液泵开关QBZ-120负载功率：80kw1台1台乳化液箱XRXTA 640L容量：640升1个1个瓦斯断电仪KDG15-B660输入电压：660V/1140V工作电压：12-18V接点容量：225VA2台2台 第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面支护设计 本矿没有开展矿压观测工作，无相关资料，但是根据已采的多个工作面的实际使用情况，用以下经验公式计算后，选择的支护强度能够满足要求。Pt=9.81hrk式中Pt工作面合理的支护强度，kN/m2； h采高，1.9m； r顶板岩石重力密度，2.5t/m3； K工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚与采高之比，一般为48，该处取6经计算得 Pt=279.585KN/m21、单体液压支柱实际支撑力 RT=kgkzkbkhkak式中RT单体液压支柱实际支撑力，KN；kg支柱工作系数， 0.99；kz支柱增阻系数， 0.95；kb支柱不均匀数， 0.9；kh采高系数， 1.0；ka倾角系数 0.9；R支柱额定工作阻力，300kN经计算得 Rt=228.5KN2、工作面合理的支护密度 n=pt/Rt=279.585/228.5=1.22根/m23、工作面支柱柱距、排距的确定 A=(NS)/（Nb+F）式中A_柱距N工作面支柱排数，5； S每根支柱的支护面积，1/1.22m2； F机道上方梁端至煤壁距离，0.2m。 Nb铰接顶梁长度，5m；经计算得A=0.79m。 根据以上计算的支护强度，工作面间距、排距确定工作面选用DW20型单体液压支柱和HDJA-1000型铰接顶梁支护顶板。工作面选用排距为1m，柱距为0.8m，折合2棵/m2，大于计算密度，该支柱标准长度1m，完全可以满足要求。二、乳化泵站设计 泵站及管路选型：乳化液泵站位置选在北四集运巷内；管路选用1吋高强度专用软管，软管带快速接头。泵站使用规定：1、 泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。2、 坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2%3%，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。3、 泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18Mpa。但也不得随意调高稳压值。4、 泵体、泵箱、液压管路无漏、串液现象。5、 曲轴箱内温度不得高于50o，不低于5o。6、 选用无悬浮物的清水灌入水箱。第二节 工作面顶板控制一、支护、控顶、放顶1、顶梁悬挂方式布置为齐梁齐柱，顶梁布置为正悬臂，支柱顶爪支在顶梁中间位置。本煤层在本工作面范围煤层倾角为7o，按倾角每6o8o支柱上仰1o的要求，支柱迎山角定为3o 5o；在遇底板光滑时使用竹笆垫柱底，防止底板光滑而滑倒，支柱底必须有柱窝。2、工作面煤壁不得留有伞檐，铰接顶梁末端紧靠煤壁，有片帮的地方必须使用大竹笆和圆木背实，防止大量片帮。2、基本支柱：（1）必须拉绳定位把支柱支设成为一条直线，支柱工有经验后可以撤销拉绳工序，保证切顶有力，放顶垮落效果好。（2）最大控顶距5.2m，最小控顶距 4.2m，放顶步距1m；排距1m，柱距0.8m；输送机行人道宽度0.9m；堆放支柱顶梁，竹笆的材料道宽1m。3、特殊支柱（1）切顶柱：放顶排支柱为切顶柱，需要加密时，将柱距由原0.8米加密至0.4米。（2）戗柱：支在切顶排，柱距1m；柱腿窝在后两排中间。（3）戗棚：支在切顶排，1.2米二平木木梁，一梁二柱，柱距1米，棚距2米；加强支护时棚梁首尾相接。（4）丛柱：需要时支设，由现场管理人员确定，3棵为一丛，丛距2-5米。（5）木垛：顶板来压期间支设，用二平木（即标准道木）架成“井”字型，垛距10米-15米。（6）超前支柱：煤壁向外的运输巷和回风巷20米内支设，前10 米为双排，后10米为单排，柱距单双排段均为1.0米；均使用铰接顶梁连接。随工作面推进而前拆后补确保20米内的支护。（7）机头机尾大棚：均由“4对8梁”组成，梁长3.6米，使用工作面的液压支柱作梁腿，交错迈步，实现控制机头机尾的顶板。（8）关门柱：位置在原掘进巷道的运输巷和回风巷内，与工作面切顶排成一线布置，柱距为0.25米。（9）机头机尾压柱：用工作面的液压支柱作压柱，在机头机尾的底部压柱固定板位置支设。（10）信号柱：在工作面初采沿走向推进达10米后如果顶板没有垮落，则要打信号柱。信号柱用直径160毫米的原木，在腰部砍出1/3的口。在工作面倾向方向柱距10-15米，走向方向排距10-15米布置。4、临时支柱（1）正悬臂梁：由基本柱的顶梁向煤壁方向将顶梁延伸，插好园销及平销，其端头距煤壁不超过0.3米。正常情况时，梁距为1米，即隔1柱挂一柱。顶板来压时逢梁必挂。（2）倒悬臂梁：为独立的戴帽点柱，柱子紧贴煤壁，顶梁平行基本柱的顶梁，顶梁悬臂朝向采空区。（3）贴帮柱：起临时护顶和防片帮作用，可以有顶梁也可以无顶梁，且顶梁朝向为任意方向，柱窝位置选择无规律，根据需要任意布置，但必须贴帮，距帮得距离不超过0.3米。（4）点柱：在移溜期间，或开超前洞时，根据需要支设的戴帽独梁独柱。5、护顶：本层煤顶板完整性比较好，一般情况下不会漏顶，但如果遇断层破碎带顶板不好控制时要使用竹笆或木背板背严，以不露煤为原则，如因压力折断时需及时更换。对顶板冒落而不实的部分必须使用园木或二平木及时架木垛，预防顶板大面积垮落而压塌支柱。6、放顶（1）回柱放顶方法：采用人工回柱放顶，长钩工具取梁、柱，支柱没有钻底或被严重埋压时采用手拉绞车拉拔支柱，否则采用回柱绞车拔柱。（2）正常放顶：工作面采用“四、五排”控顶，见五回一，由下至上，有里向外逐柱回柱，分段回柱放顶段距20米以上。（3）特殊放顶人工辅助放顶工作面推进达10米后，顶板坚固不垮落时，需首先采用人工辅助放顶。辅助放顶是沿倾向方向在顶板中通过打眼放炮方式炸出一条深度不小于1.5米的顶板沟，人为的制造顶板裂隙，破坏顶板的完整性，而工作面继续推进，当采空区顶板压力进一步增大时，受到破坏的顶板会断裂垮落。此方法在我矿已试验2年以上，效果较好。强制放顶在采用人工辅助放顶后顶板仍然不垮落时必须采用强制放顶方法，即在每个正规循环中，均打眼放炮，炸垮顶板达到放顶目的。我矿在开采23号煤层中，此前没有遇见采取强制放顶方法过，如果本工作面出现人工辅助放顶都不能使顶板垮落时，另行补充强制放顶设计和措施。 二、工作面各工序的平行作业1、打眼与攉煤：当工作面工作进入下半班后，本班最后2小时内，攉煤已在机尾段进行，机头段无人，下一班打眼工可以提前到工作面进行打眼，两道工序的距离必须在20米以上。2、打眼与支柱回柱：当工作面工作进入下半班后，本班最后2小时内，支柱和回柱仍然在机尾段进行，机头段也无人，下一班打眼工可以提前到工作面进行打眼，两道工序的距离必须在10米以上。3、回柱放顶与攉煤：先攉煤，后回柱，攉煤超前回柱的距离不小于20米。4、回柱放顶与回柱放顶：分段距离不低于30米，相距10米时必须停止其中一段。5、移溜与回柱放顶：保持20米以上距离。6、支柱与攉煤：可以平行作业，相距5米以上。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、超前支护1、范围：由工作面运输（回风）巷煤壁起向外20m范围。2、要求：临近煤壁10m为双排，后10米为单排。3、超前支护范围巷道高度不得低于1.6m。二、煤壁至关门柱范围的原运输巷和回风巷内支护：柱排距与工作面相同，不能用原掘进巷道的支护，必须重新支设。本着先支后回原则，在重新支设支柱后才能回收锚杆的托盘和螺帽，锚杆杆体不许回收。三、上下安全出口 1、煤壁线与运输巷和回风巷的交汇点周围5米内为上下安全出口。2、安全出口内支护：柱排距与基本柱一致，遇顶板来压时，柱距改为0.4米。3、保持干净畅通的退路。、四、运输巷、回风巷支架的回撤1、原则：经矿有关管理人员现场确定是否回收。2、遵循先支后回规定3、金属锚杆支架（1）当顶板完整性好时才能回收，否则不得回收。（2）回收范围：超前支柱支护范围。（3）回收部位：使用可回收锚杆时，回收托盘、螺帽、杆体；使用锚固剂钢筋锚杆时，回收托盘、螺帽。（4）必须先支后回，在