辅助下山联络巷5#集中辅运下山5#集中辅运下山与5#集中回风下山联络巷.docx
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辅助下山联络巷5#集中辅运下山5#集中辅运下山与5#集中回风下山联络巷
目录
第一章概况5
第一节概述5
第二节编写依据5
第二章地面相对位置及水文地质情况6
第一节地面相对位置及邻近盘区开采情况6
第二节煤(岩)层赋存特征5
第三节地质构造9
第四节 水文地质情况9
第三章巷道布置及支护说明10
第一节巷道布置10
第二节矿压观测11
第三节支护设计13
第四节支护工艺19
第四章施工工艺29
第一节施工方法29
第二节凿岩方式29
第三节爆破作业32
第四节装载与运输34
第五节巷道施工要求及管线布置35
第六节设备及工具配备37
第五章生产系统37
第一节通风37
第二节压风系统41
第三节瓦斯防治42
第四节综合防尘48
第五节防灭火50
第六节安全监测系统52
第七节供电系统58
第八节供水、排水系统58
第九节运输系统59
第十节照明、通讯和信号59
第六章劳动组织与主要技术经济指标60
第一节劳动组织60
第二节循环作业61
第三节主要技术经济指标61
第七章安全技术措施62
第一节一通三防62
第二节顶板65
第三节爆破68
第四节防治水72
第五节机电73
第六节运输77
第七节短探短掘安全技术措施82
第八节其它86
第八章灾害应急措施及避灾路线90
第九章生产环境安全评估93
附图1:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山采掘工程平面图
附图2:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山井上下对照图
附图3:
5#层综合柱状图
附图4:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山断面支护图
附图5:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山截割顺序示意图
附图6:
联络巷炮眼布置三视图、爆破说明书
附图7:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山运输系统图
附图8:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山通风系统图
附图9:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山压风系统图
附图10:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山监测仪器仪表布置图
附图11:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山综合防尘系统图
附图12:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山供电系统图
附图13:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山排水管路系统图
附图14:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山照明通信系统图
附图15:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山正规循环作业图表
附图16:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山避灾路线图
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
所掘巷道名称为辅助下山联络巷、5#集中辅运下山、5#集中辅运下山与5#集中回风下山联络巷,巷道布置在5#煤层,联络巷井下位于我矿副斜井下方550米处的主副井联络巷之间,5#层总回风巷井下位于我矿副斜井下方550米处、主斜井下方370米处与主、副斜井立体相交,5#层回风上山其西北实体煤层,东南为主斜井。
二、巷道掘进的目的及用途
服务于5#层所有工作面采、掘期间运输、通风。
三、巷道性质
所掘巷道为开拓巷道。
四、设计施工长度、服务年限
5#层辅助下山联络巷设计长度:
181.9m,5#层集中辅运下山设计长度:
159.7m,5#集中辅运下山与5#层集中回风下山联络巷设计长度:
34.04m。
服务年限:
10年。
开工时间:
2014年月日,竣工时间:
2014年月日
五、巷道平面布置
详见后附图1:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山采掘工程平面布置图
第二节编写依据
一、经过审批的设计及批准时间
本面所掘巷道施工的依据是5#层集中回风下山及辅运下山设计。
二、地质说明书
本面所掘巷道地质资料的依据是《5#层总回风巷、联络巷及回风上山地质说明书》。
三、其它
1、依照《煤矿安全规程》和《操作规程》的相关规定。
2、依照集团公司制定的作业规程编写标准。
四、矿压观测资料
参考5#层501盘区其它已掘巷道有关矿压观察数据分析结论。
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近盘区开采情况
一、地面位置
矿井位于原平市西北方向直距33km处,长梁沟镇二沟村西,行政区划隶属原平市长梁沟镇管辖,该矿距北同蒲铁路轩岗火车站8km,距大运公路12km。
矿井地理坐标为:
东经:
112°20′43″~112°22′55″北纬:
38°50′06″~38°51′12″。
二、地面相对位置及邻近盘区开采情况
井上下对照关系情况表
巷道名称
5#层总回风联络巷及回风上山
地面标高(m)
1500~1450
工作面标高(m)
1295-1313
地面的相对位置建筑物及其它
本巷道地表位于井田中西部山丘地带,地表无建筑物。
对掘进无影响
井下相对位置对掘进的影响
联络巷井下位于我矿副斜井下方550米处的主副井联络巷之间,5#层总回风巷井下位于我矿副斜井下方550米处、主斜井下方370米处与主、副斜井立体相交,对掘进有一定的影响。
掘进期间必须严格按中腰线施工。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
5#层在掘其它巷道探巷时揭露原小窑巷道,因原小窑采掘资料不详,固本工作面在掘进期间必须坚持有掘进必探,先探后掘进的原则。
详见后附图2:
5#层总回风巷、联络巷及回风上山井上下对照
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
本掘进工作面煤层属5#层,煤层走向NE,倾向NW,煤层倾角平均12°。
煤层最薄为2.92米,最厚为9.82米,平均厚度为6.37米,受构造应力影响,煤体松软、破碎,且多发生流变现象。
煤层特征情况表
项目
指标
备注
煤层厚度(最小~最大/平均)/m
2.92-9.82/6.37
煤层倾角(平均)
12°
煤层硬度ƒ
0.7
自然发火期
6个月
瓦斯涌出量
相对涌出量1.73m3/t
绝对涌出量0.171m3/min
煤层爆炸指数
煤尘有爆炸危险性
二、围岩特征
煤层顶、底板情况表
煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
中细砂岩
5.7
主要成分为石英、钙质胶结。
直接顶
粉砂岩
6.28
深灰色粉砂岩,厚层状,含少量云母碎片。
伪顶
泥岩
0.5
黑色、大部分缺失。
直接底
砂质泥岩
5.33
深灰色砂质泥岩石,含粘土层局部为纯岩,裂隙发育。
详见后附图3:
煤层综合柱状图
第三节地质构造
该工作面基本为一走向NE,倾向NWd的单斜构造,平均倾角12°。
断层构造较发育,由北向南有断层:
F8、F3、F13均为正断层,走向NW,落差分别为10m、10m、40m。
第四节 水文地质情况
5号煤层下部奥陶系灰岩含水层,富水性弱--极强,水位在本区域估计为1194m左右。
根据井田内2个钻孔资料分析,5号煤层底-奥灰顶距离为43.9-53.63米,东向西变薄。
岩性为泥岩、砂质泥岩、不同粒级的砂岩和石灰岩,底部为砂质泥岩、铁铝质岩类,厚度一般有10m左右,是良好的隔水层。
因此,奥灰水对本工作面无影响。
上部为太原组砂岩裂隙含水层,富水性弱。
本工作面主要水害为原整合矿井旧巷积水,据调查与主斜井揭露,本工作面存在多条空巷,在掘进过程中,要严格按探放水设计进行探放水工作,保证安全生产。
井田H301号钻孔做了物理试验(表5),从上表可以看出,泥岩类、粉砂岩类强度低,多为软岩,中粗砂岩、中粗砂岩多为中硬岩石,个别为软岩。
强度大的岩石,具有很强的抗隔水性能。
可见工作面掘进期间奥灰直接突出的可能性不大,但为预防构造裂隙导通奥灰突水,需在工作面掘进期间做好突水危险的措施。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置及掘进
1、5#层辅运下山联络巷:
爆破掘进方式。
开口位置:
5#层辅运下山联络巷与2502运输顺槽交叉点处。
2、5#层集中辅运下山:
爆破掘进方式。
开口位置:
5#层集中辅运下山与5#层辅运下山联络巷交叉点处。
5#层辅运下山联络巷与副斜井贯通后,沿5#层辅运下山联络巷巷道开口中心线反方向掘进。
3、5#层集中辅运下山与5#层集中回风下山联络巷:
爆破掘进。
5#层集中辅运下山掘进159.7米后左转90°掘进34.04米与5#层集中回风下山贯通。
二、巷道规格尺寸及设计长度
5#层辅运下山联络巷、5#层集中辅运下山、5#层集中辅运下山与5#层集中回风下山联络巷设计断面为矩形断面,掘进断面规格:
宽3840mm,高3570mm,掘进断面面积13.7m2;净断面规格:
宽3600mm,高3450mm,净断面积12.42m2。
5#层辅运下山联络巷、5#层集中辅运下山、5#层集中辅运下山与5#层集中回风下山联络巷水沟规格300mm×300mm。
详见附图4:
施工断面支护图
巷道断面技术参数表见表4
巷道名称
荒断面积
净断面积
设计长度
5#层辅运下山联络巷
宽
高
面积
宽
高
面积
181.9m
3840
mm
3570
mm
13.7m²
3600
mm
3450
mm
12.42m²
5#层集中辅运下山
159.7m
5#层集中辅运下山与5#层集中回风下山
34.04m
第二节矿压观测
一、观察对象
5#层辅运下山联络巷、5#层集中辅运下山、5#层集中辅运下山与5#层集中回风下山联络巷。
2、观察内容
用WBY-10型顶板离层监测仪观察顶板位移量,在顶、帮设标记观察点。
三、顶板离层监测
1、顶板离层监测仪的布置
选用WBY-10型顶板离层监测仪,在巷道交叉点顶板中部安设、遇地质构造时,在构造前后5m处各安设一台,顶板离层监测仪距工作面最大距离不得大于100m。
2、顶板离层监测仪的安装
2-1用Ф28的钻头在指定位置的顶板上打眼,眼深应该根据上方的层间距情况,使眼底在稳定岩层中不小于300mm,即锚固1安装位置;
2-2用安装杆将锚固器1推到眼底,轻拉一下细钢丝绳,确认锚固器锚住;
2-3用安装杆将锚固器2推到锚杆锚固剂位置下端,轻拉钢丝绳确认锚固器锚住;
2-4将套管组件3(其下端为固定点)插入钻孔口,同时将钢丝绳从刻度尺端向外拉,确保两个刻度尺指示环移动顺畅,不受任何卡阻,并确认套管组件已固定在钻孔中;
2-5将“刻度尺1”和“刻度尺2”相连的钢丝绳固定在标尺上指示“0”的位置,截去多余的钢丝绳,并保证刻度尺移动顺畅不受卡阻。
3、数据监测及资料整理分析
3-1巷道内位于安装离层监测仪处要悬挂离层监测仪管理牌板,安设第一周每班(第二、三周每天,第四周以上每旬)由项目部派专人进行填写,读数准确,内容齐全,文字清晰;
3-2施工队组派专人负责检查离层监测仪的数据变化,并在离层监测仪记录表内按时填写。
绘制出时间--顶板离层量曲线图,直观反应顶板的变化情况,以便有效维护和管理顶板;
3-3若发现顶板离层位移达到150mm,“刻度尺1”离层位移达到120mm时,要及时在巷道周围补打长锚索进行加强支护(要求锚索锚固在离层监测仪锚固器1向上2m处),若“刻度尺1”与“刻度尺2”离层位移都大于70mm时,按如上要求补打锚杆与长锚索;如顶板如继续下降离层,要编写专项措施进行加强支护。
四、数据处理:
我们采用边施工、边观测,及时对测量的数据加以分析、判断,并把测量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。
五、用LDZ-200锚杆拉力计、气动手持式锚杆螺母装卸器,对顶板锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测,锚杆拉拔力每20m(300根)巷道抽查一次,一次为9根。
对拉拔力不合格的锚杆应立即补打,确保锚杆支护效果。
用MSY-180(MS18-200/60)型锚索拉力计,对顶板锚索的锚固力实施抽查检测,每30m(1组抽1棵)抽查检测一排。
对拉拔力不合格的锚索应立即补打,确保锚索支护效果。
对于锚杆、锚索检测,不得做破坏性试验。
第三节支护设计
根据本矿提供《5#层集中辅运下山及辅运下山联络巷设计图》和邻近巷道的矿压观察数据及支护经验,初步确定5#层集中辅运下山及辅运下山联络巷、5#层集中辅运下山与5#层集中回风下山联络巷采用锚杆、钢筋网支护;为了将锚杆加固的“组合梁”悬挂于坚硬岩层中,需用锚索做联合支护。
具体参数选择如下:
一、锚杆支护设计
(1)、按锚杆悬吊作用计算锚杆长度L:
L=l1+l2+l3
式中:
l1—锚杆外露长度,考虑钢托板支护l1取150㎜,
l2—易碎直接顶厚度,2#层顶板围岩属于II、III类较稳定或中稳定围岩,l2取值范围为400~1500㎜,
l3—深入稳定岩层长度,按锚固粘结力(πdτcl3)等于杆体屈服或拉断承载力(
)而得的公式估算:
l3=
=
=490㎜
式中:
d—锚杆直径,20㎜;
σt—杆体材料的设计抗拉强度,φ20螺纹钢锚杆设计抗拉强度为490Mpa。
τc—锚杆与树脂的粘结强度,螺纹钢取5.0Mpa。
锚杆长度确定为L=l1+l2+l3=150+(400~1500)+490=1040~2140㎜,所以采用2000㎜的螺纹钢锚杆。
(2)按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d
锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P,P=
,由P=Q得:
式中:
Q—锚杆锚固力即抗拉拔力,取10.5t相当于103939N;
σt—锚杆杆体材料的设计抗拉强度,按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa。
锚杆直径选择为20㎜大于18.6㎜,可满足支护需要。
依据以上计算,选用φ20×2000mm的螺纹钢锚杆。
(3)按悬吊理论计算锚杆整体参数
若用锚杆把不稳定的软弱岩层悬吊在坚固岩体上,锚杆参数可按悬吊理论计算,计算如图所示:
锚杆长度:
L=KH+L1+L2
锚杆间距根据锚杆的抗拉拔力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确定,即
Q≥KHD2·γ
则:
D2≤
式中:
Q—锚固力,现场拉拔105—109KN相当于10.5~11吨,取10吨
γ—软弱岩层平均容重,吨/m3,查表取2.5
K—安全系数,取K=2.5
H—软弱岩层厚度,取H=1.5m
则:
D2≤
D2≤
D2≤1.06m2。
根据计算结果及邻近巷道施工经验,锚杆间距0.85m,排距0.85m,保证锚杆锚固在稳定岩层中0.6m以上,达到有效控制顶板,锚杆预紧力矩必须大于150N﹒m,锚杆锚固力最低值不小于设计值7吨的90%。
。
二、锚索支护设计
为提高顶板支护可靠性,采用锚索悬吊加固浅层岩层以进一步提高顶板支护的安全系数。
⑴、锚索长度的确定
为了加强锚固体的强度,减少煤岩顶板冒落,采用预应力锚索作加强支护,采用低松弛、高强度钢绞线,直径为17.8㎜该钢绞线的最低破断载荷为244KN,应用悬吊理论进行参数计算:
锚索长度:
L=l1+l2+l3
L-锚索长度;
l1-锚索外露长度,取0.30m;
l2-巷道顶板潜在破坏范围,取L2=4.5m;
l3-锚索伸入老顶长度,按l3=
计算
式中d—锚索直径为17.8㎜
σt—锚索钢绞线的抗拉强度,345KN的破断载荷作用在φ17.8㎜的钢绞线上相当于强度1387Mpa所以σt取1387Mpa
τc—钢绞线与树脂粘结强度,取10Mpa
代入数据得L3=0.624m。
计算得:
L=0.3+4.5+0.624=5.424m
从以上计算结果与掘进地质报告分析,选择7.0m的锚索支护,保证锚索锚固在老顶稳定岩层中,达到有效控制顶板。
(2)锚索间排距的计算
a、锚索间距的计算
由于顶板悬吊载荷为
G2=2rhB/3
因此,锚索间距可由下式计算
Q2=G2cosα=2rh2rα2Bcosα/3
式中:
Q2——锚索预紧力,KN,100~120,取100;
r——岩石的容重,KN/m,取23.5;
B——巷道跨度,m,5#层总回风巷取4.5m、回风上山3.6m;
f——岩石普氏系数,取2~4,
h—载荷体,m—自然平衡拱理论,沿巷道单位长度吊挂载荷方法,计算载荷体高度h=b/(2f)=0.5
α---岩石倾角,30度。
b锚索排距的计算
需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为
W=bBΔγ
式中:
B——巷道跨度,m;
γ——破坏区煤岩体容重,KN/m3
b——锚索排距,m。
Δ——顶板破坏高度,m。
潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力f,即
F=2bΔphu+2BΔphu
式中:
u——内摩擦系数;
Ph——作用滑移面上的水平应力,KN;
Ph=Δγ/2tg2(45°-Φ/2)
式中:
Φ——内摩擦角,(。
)
则f=(b+B)γΔ2tgΦtg2(45°-Φ/2)
求锚索的排距
b=W/BΔγ
经计算锚索排距不大于4000mm。
根据锚索的屈服载荷Y1,按每排安装n根锚索考虑,有
nY1=W-Ff
式中:
Y1——锚索的屈服载荷,KN。
7
n——锚索间距
n=W/Y1-Ff/Y1
经计算锚索间距不大于3000mm
(3)、锚索排间距及抗拉拔力设计的确定
根据我矿的支护经验确定,锚索间排距:
联络巷及回风下山为1700×1600mm;5#总回风巷为2000×1600mm。
施工过程中锚索预紧时的预拉力必须达到80—100kN之间。
三、巷道控顶距要求
支护距工作面最小空顶距为0.85m,最大控顶距为1.7m。
严禁超空顶作业,当顶板矿压显现或顶板破碎时要缩小空顶距,采用短掘短支,掘进够一个支护距离必须及时支护。
第四节支护工艺
一、临时支护
1、滑移式丝杠前探梁临时支护材料
①前探支护选用滑移式丝杠前探支护。
②刹顶木:
选用200×100×1200mm的木背板和木楔配合使用。
③丝杠式前探支护用12#槽钢,使用数量4根,备用1根,长度为4m/根。
④前探梁吊块用12#槽钢加工而成,吊块规格为240×120×100mm,吊块顶面打孔焊接Ø20的螺母,用以吊块与锚杆连接,吊块地面与横梁相连接,吊块底面开190×25mm的槽,用以调节横梁的位置,共用12块。
⑤横梁选用12#槽钢6根,长度为1.5m/根,横梁打4个孔焊接Ø24的螺母,每根横梁配Ø24×240的全丝螺杆4根,螺杆要带螺母,用以悬吊横梁。
⑥将120×30×6mm的铁块焊接在横梁的两端,作为前探梁的限位挡片。
⑦前探梁中部槽内焊一钩环,在横梁侧面焊一钩环,备用4根铁链,用于在上下坡时固定前探梁。
2、支护方法
①安装时,先将前探梁吊块拧在距工作面第一排、第二排的锚杆上,空缺靠帮某一侧顶部的锚杆,将前探梁穿入吊环内,由外向里推移至工作面。
②用背板和木楔将前探梁前后背紧。
③放炮后先敲帮问顶,由经验丰富的老工人用长柄工具撬掉顶帮浮煤、活矸。
④拉展金属网,用14#镀锌铁丝将金属网与前排网联好,先将中间前探梁推移到工作面,用背板和木楔将前探梁前后背实接顶,使前探梁有效支护顶板。
⑤依次前移其它前探梁,拉紧金属网后用背板和木楔将前探索梁前后背实接顶。
⑥在空缺前探梁的那一侧顶板开始打眼安装锚杆。
⑦安装、锚固好靠帮一侧顶锚杆后,卸下相邻的前探梁和吊环,移装在靠帮距工作面最近的2排锚杆上,并用背板和木楔将前探梁前后背实接顶。
⑧照此方法依次完成打眼、安装锚杆和移动前探梁工作。
3、临时支护要求
①前移前探梁时,每次只准移动一根,固定好后再移动另一根。
首先将背板和木楔松下,移至适当位置后,重新穿好背板打紧木楔接顶背实。
②前探梁和吊块要求完好无损,对变形失效的配件要及时更换。
③吊块使用时要拧紧,并班班检查,发现螺纹磨损时,及时旋转方向拧在备用螺母上,备用螺母用完后及时更换备用吊块,并把不能用的吊块升井重新焊接螺母备用。
④固定前探梁前,必须将金属网拉紧、压平。
附图5:
巷道临时支护平面图、剖面图。
二、永久支护形式及参数
据断面支护图可知:
巷道全断面采用锚杆、锚索、钢筋网、联合支护方式作为永久支护。
1、顶板支护
采用Φ20mm×2000mm左旋螺纹钢锚杆,间排距均为850mm×850mm,每排6根,方形高强度蝶型钢托板规格为200mm×200mm×厚10mm;,钢筋网用Φ6mm钢筋焊制成方格网,网要压茬连接,搭接长度不小于100mm,联网采用14号铁丝要孔孔相连,双丝双扣,绑扎牢固绑死扭结不少于3圈。
连接点要均匀布置,间距200mm。
Ф17.8×7000mm锚索,锚索间距1700mm(2000mm),排距1600mm(1700mm),对称布置每排2根;锚索托板规格为300mm×300mm,厚16mm。
2、护帮支护
帮锚杆规格Φ20mm×2000mm左旋螺纹钢锚杆;间排距为850mm×850mm,每帮2根(3根);托板为方形高强度蝶型钢托板规格为200mm×200mm×厚10mm;帮网采用钢筋网用Φ6mm钢筋焊制成方格网,网要压茬连接,搭接长度不小于100mm,联网采用14号铁丝要孔孔相连,双丝双扣,绑扎牢固绑死扭结不少于3圈。
连接点要均匀布置,间距200mm。
3、永久支护材料及规格
支护材料必须符合设计要求,支护材料必须有检验报告和合格证,严禁使用不合格的支护材料。
支护材料必须符合:
MT146.1-2002树脂锚杆锚固剂;MT146.2-2002树脂锚杆金属杆体及其附件;GB/T14370-2000预应力筋用锚具、夹具和连接器等标准。
1、锚杆:
顶板使用φ20×2000㎜左旋螺纹钢锚杆;
2、托板规格:
顶帮托板长×宽×厚=200×200×10㎜的钢托板,中心孔径φ24㎜。
3、网规格:
钢筋网规格:
钢筋φ6mm圆钢焊制成方格网,长×宽=2000×1000mm,网格边长为100mm的正方形。
4、树脂锚固剂:
锚杆用MSK2335和MSZ2360各一卷;锚索用MSK2360一卷和MSZ2360二卷锚固长度为1800mm;
6、锚索规格为φ17.8,1×7股低松弛高强度钢绞线,长度为7000(mm);锚索锚具规格为QLMK18。
7、备用支护材料:
锚索梁:
11#矿工钢,长2.0m,孔距1.3m(2眼),中心孔径φ24,数量20根。
短11#矿工钢:
长1.0-1.2m,中心孔径φ24mm,数量20根。
29U型钢拱棚10架。
四、支护顺序
1、先安全检查→临时支护→顶板锚杆网支护→顶板锚索支护→护帮。
2、顶板锚杆、锚索支护均由外向里逐根逐排,每排先支护中间后支护两边,一根未支护完毕,不得施工下一根。
3、护帮:
由外向里、从上到下进行,上部支护完毕,方可依次进行其下方支护。
五、临时支护工艺、工序及要求:
(1)、当掘进机向前割至或接近允许最大空顶时,停止掘进,将机组退后,伸出机载前探梁,且机组必须闭锁机组“切割急停”,使切割电机无法起动。
每次前移前探梁后,应及时将刹顶木搭接在空顶处的前探梁上部,刹顶木搭在两根相邻前探梁之间,用木楔子刹紧背牢,整个刹顶过程要由外向里逐块进行,搭接过程中,同时要用目测保证刹顶木不影响后边打锚杆的工作,当前移前探梁的工作完成后,再进行标定锚杆眼位,进行永久支护工作。
打锚索时可缩回前探梁在锚杆支护下进行。
依此循环,再向前切割。
(2)、移前探梁时,司机要准确操作,并有1人观察顶板并协调指挥。
(3)、在前探支护未移入工作面前,严禁人员进入空顶
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