15101运输顺槽作业规程改.docx
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15101运输顺槽作业规程改
第一章编制概况
第一节概述
一、巷道名称
山西长治县振兴煤业有限公司15101运输顺槽，本《作业规程》适用于15101运输顺槽巷道的掘进和支护工作。
二、掘进目的及用途
满足15101采煤工作面开采、通风、行人、运输、供电、排水等需要。
三、巷道设计长度及服务年限
1、15101运输顺槽设计长度为517米，方位295°。
2、服务年限：
服务于15101采煤工作面开采结束。
3、根据生产需要，本掘进工作面自2011年6月份开工，预计2011年8月份竣工。
第二节依据
一、15101运输顺槽设计说明书及批准时间
15101运输顺槽设计说明书由山西省煤炭设计院初步设计，批准时间为2011年1月11日。
二、地质说明书及批准时间
为了合理开发利用有限煤炭资源，依据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发【2009】67号文件《关于长治市长治县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》文件批精神，山西振兴煤业有限公司属单独保留矿井，井田面积为2.892km2，开采3-15号煤层，生产规模由30万吨/年，提升至90万吨/年。
该矿为了满足重组后矿井设计和开采技术的需要，委托山西省地质勘查局二一二地质队编制《山西长治县振兴煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。
批准时间为2011年5月
三、矿压观测资料
向斜轴部地应力集中，围岩压力较稳定。
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巷道情况
长治县振兴煤业有限公司位于长治县西火镇西掌村东南处北距长治县城约17km，行政区划隶属长治县西火镇管辖。
井田地理坐标为东经113°06′15″～113°07′38″，北纬35°52′35″～35°53′34″。
15101运输顺槽井筒东临运输大巷，南临15101回风顺槽，西侧为矿界，北侧为回风立井，井田面积约2.892km2。
2009年12月4日由山西省国土资源厅换发采矿许可证，证号C140000************6459。
批采3号-15号煤，生产规模90万吨/年，开采深度1119.97～899.98m。
井田为一不规则多边形，东西约3.0km,南北约1.8km.井上、下对照关系见表
表1井上、下对照关系表
巷道名称
15101运输顺槽
工程名称
15101运输顺槽
地面标高/m
+1119.97
井下标高/m
+899.98
地面的相对位置
建筑物
15101运输顺槽坐标为：
X=3975345.726；Y=19691999.415；Z=+925；ａ=5º（巷道倾角）；β=295°（方位角）。
工作面范围内无民房及其他建筑物。
井下相对位置对
掘进巷道的影响
本工作面东临运输大巷，南临15101回风顺槽，西侧为矿界，北侧为回风立井，为首掘工作面，因此掘进期间对本工作面没有任何影响。
邻近采掘巷道对
掘进巷道的影响
本工作面东临运输大巷，南临15101回风顺槽，西侧为矿界，北侧为回风立井，因此掘进期间对本工作面没有任何影响。
第二节煤（岩）层赋寸特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
1、本次山西省煤炭工业局综合测试中心对钻孔煤芯样进行了煤尘爆炸性检测，结果显示，各煤层煤尘均有爆炸危险性。
各个生产环节上，要进行洒水降尘，同时定期清理巷道壁上的浮尘，确保安全。
表2煤层特征情况表
指标
参数
备注
煤层厚度（最小～最大/平均）/m
2.80～4.55m
煤层倾角（最小～最大/平均）/（°）
3°～5°
煤层硬度∮
2
煤层层理（发育程度）
发育
煤层节理（发育程度）
发育
自然发火等级
Ⅱ
瓦斯涌出量/（m3·t-1）
2.25m3
煤尘爆炸指数/%
30
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度/m
岩性
顶
板
基本顶
K2灰岩
7.28～8.60m
含燧石条带，富含蜒科化石，厚度大，层位稳定，极易识别。
属坚硬岩石
直接顶
薄层泥岩
伪顶
底
板
直接底
泥岩
基本底
泥岩
黑色含黄铁矿泥岩
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤尘爆炸指数、发火期
（一）、矿井瓦斯
根据山西省长治煤炭工业局长煤局安发【2008】534号文件，《关于2008年度年产30万吨以下矿井瓦斯等级和二氧化碳鉴定结果的批复》文件，常蒋煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：
瓦斯相对涌出量3.32m3/t，绝对涌出量为0.60m3/min；二氧化碳相对涌出量1.77m3/t，绝对涌出量为0.32m3/min。
确定该矿属低瓦斯矿井。
虽属低瓦斯矿井，在生产中也要加强通风，防止瓦斯聚集，杜绝事故发生。
二、煤尘爆炸危险性依据
据山西省煤炭工业局2008年11月26日对本矿15号煤芯煤样做的煤尘爆炸性测试结果：
15号煤层火焰长度为15mm，加岩粉量为30%，煤尘具有爆炸性。
因此在今后掘进及开采过程中应加强漏水防尘工作，以杜绝煤尘爆炸事故的发生。
表4煤尘爆炸性危险特征表
煤层号
火焰长度（mm）
最低岩粉量（%）
有无爆炸性
15
15
30
有
三、据山西省煤炭工业局综合测试中心2008年11月26日对常蒋矿ZK3钻孔中15号煤芯煤样做的煤自燃倾向性测试结果：
15号煤吸氧量为0.92cm3/g，自燃倾向等级为Ⅱ级，属自燃煤。
该矿井下无火区分布。
表5煤的自燃倾向性表
煤层号
吸氧量（ml/g）
自燃等级
倾向性质
15
0.92
Ⅱ
自燃
第三节地质构造
井田位于沁水煤田长治矿区东南部边缘，太行山复背斜西翼西端，井田内总体未单斜构造，并叠加北西向宽缓背斜皱褶。
总体走向为NE，倾向为NW，倾角为3-5°。
井田东南边缘发育一背斜构造。
背斜轴向近SN，向NE延伸，背斜轴向向北倾伏，东南端翘起。
井田内单斜构造为此背斜的西翼。
井田内无断裂构造，地质类别为简单类。
煤（岩）层产况，总体为走向NE，倾向NW的单斜构造，，赋存于太原组，直接顶板为K2灰岩，煤层厚度4.1m。
井田内未发现陷落柱等其它构造现象，亦未发现有岩浆岩活动。
综上所述：
该区地质构造属简单类型。
第四节水文地质情况
一、地表水体
井田内地形南高北低。
地貌类型为构造剥蚀低中山区。
井田最高点海拔高程1178.7m，最低点海拔983.0m，相对高差195.7m。
井田水系均为季节性洪流沟谷，无常年性河流及地表水体。
仅雨季时，沟谷才汇集洪水向北流出井田。
根据资料矿井所在地区河沟历史洪水位线标高1116.40m，工业广场最低标高1110.05m，矿井最低副立井井口为1120.08m，均高于最高洪水位标高，井口及工业广场均不受洪水威胁。
二、主要含水层特征
1.第四系松散沉积物孔隙含水层
区内第四系中更新统广为分布，岩性为亚粘土、亚砂土、孔隙率差，加之井田地形坡降大，大气降水，排泄快，下渗量很小，故含水性微弱。
局部较大沟谷底部的全新统砂砾石层。
含水层厚度因地而异，水位埋深较浅，一般富水性较弱，水质较好，水位及水量季节性变化大。
2.二叠系山西组、下石盒子组砂岩裂隙及风带含水层
该含水层埋深变化较大，据其埋藏条件分析，地下水类型为承压水，据井田邻区长治县王庄煤矿详查勘探资料，该含水层为弱富水性，其钻孔单位涌水量为0.0046～0.034L/s·m渗透系数为0.02～0.24m/d，矿化度为290～490mg/L，PH值为7.6～8.2，水质类型为HCO3-Ca型及HCO3-Ca·Na型。
3．石炭系上统太原组灰岩及砂岩岩溶裂隙含水层
该含水层在井田内部分地段埋深较大，含水层层间为厚度不等的泥岩类隔水层，相互间水力联系较弱，地下水具承压性，局部地段为潜水。
据区域水文地质资料，一般含水层岩溶及裂隙不够发育，富水性弱。
据长治县王庄煤矿详查资料，钻孔单位涌水量为0.0212～0.027L/s·m，渗透系数为0.0049～0.072m/d，矿化度为280～320mg/L，水质类型为HCO3-Ca·Na型及HCO3-Ca·Na·Mg型,属弱富水含水层。
4.奥陶系中统灰岩岩溶含水层
本区奥灰岩溶含水层埋深大，以上马家沟组一段下部灰岩岩溶裂隙较为发育，富水性较强。
含水层的补给来源以北部和东部灰岩露头区补给为主，深层岩溶水属辛安泉域范围。
据井田南侧4km处王庄煤矿水源井资料，井深559.80m，取水层为奥陶系中统上马家沟组，水位埋深405.60m，涌水量33.75m3/h，水位标高632.40m，水质类型为HCO3-Ca·Mg型水。
由此推测，本井田奥灰水位均在628m左右。
三、主要隔水层
1.本溪组及太原组底部泥质岩类隔水层
该隔水层位于15号煤之下，岩性为泥岩、铝土质泥岩等，岩石裂隙一般呈闭合状且不发育，平均厚度约12.57m，正常情况下在15号煤与奥陶系之间可起到良好的隔水作用。
2.太原组及山西组、上、下石盒子组灰岩、砂岩含水层层间泥质岩类隔水层。
井田内该隔水层主要岩性由泥岩、粉砂质泥岩组成，单层厚度不等，呈层状分布与灰岩、砂岩含水层之间，隔断或减弱了各含水层之间的水力联系，可起到良好的层间隔水作用。
四、构造对地下水的影响
井田地层总体倾向呈东偏南方向倾斜的单斜构造，褶皱不发育。
该构造特点决定区内地表水具有往东南运动及矿井涌水量在东部大于西部的特征。
另外，井田中部发育两条较大断层，其中F1落差45～50m，F2落差80～85m。
对其含水性和导水性，目前尚无可靠探测资料，有待该矿进一步做工作予以查明，以便在临近断层附近开采时采取相应防范措施。
1、石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层
太原组含水层主要由4-5号层石灰岩组成，平均总厚度19.44m，岩溶裂隙发育，钻孔钻至此石灰岩时，冲洗液漏失严重，甚至不返水。
岩芯中多见有5-15mm的溶孔，ZK1孔抽水试验结果，太原组含水层单位涌水量0.409L/s.m，渗透系数2.111m/d，水位标高816.74m,水质为SO4.HCO3-Na.Mg.Ca型，矿化度0.968g/L，属中等富水性。
2、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层
该含水层以中粗粒砂岩为主，平均厚度12m左右，含水层裂隙发育差，富水性较弱，在补给条件较好的地段富水性较好。
据ZK1孔抽水资料，单位涌水量为0.082L/s.m，渗透系数为0.567m/d，与太原组混合水位标高817.09m，水质为SO4.HCO3-Na.Mg.Ca型，矿化度0.993g/L。
3、对井下涌水情况进行观测和分析，制定了各类水害防范措施，并根据井下涌水量变化情况，及时向地面抽排，以保证矿井安全生产。
本矿目前矿井最大涌水量为15m3/h，正常涌水量为30m3/h。
第五节地温和地压
据该矿井开采情况和邻矿矿井生产资料及长治县王庄详查，井下均未发现地温异常情况，该区地温地压均属正常区。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、15101运输顺槽布置在15号煤层中，开口坐标为（80坐标系）：
X=3975345.726；Y=19691999.415；Z=+925；ａ=3°～5º（巷道倾角）；
β=295°（方位角）。
水平标高：
925—1010米（底板等高线）。
2、矩形断面，掘进宽度为5000mm，掘进高度为2700mm，S毛=13.5m2；净宽为4800mm，净高为2600mm，S净=12.48m2；坡度约为5°，沿15号煤层底板掘进，顶板为夹矸上煤层，掘进时顶板不得留有夹矸。
该巷道担负着进风、运料、行人、管线敷设等任务。
3、15#煤层赋存稳定，顶板K2灰岩竖硬完整，巷道掘进60m支护采用锚网喷+锚索+W钢带联合支护。
60m往后采用锚杆+金属网和塑料网+锚索+W钢带联合支护。
三、巷道施工断面图：
15101运输顺槽剖面图、断面示意图
第二节矿压观测
锚杆锚固力检测
掘进过程中每班安注的锚杆要用扭矩扳手逐根进行检测，凡扭矩力达不到100N.m的锚杆要当班补打安装，并将检测结果记入专用记录本中查。
第三节支护设计
一、临时支护
采用吊挂前探支架做为临时支护，前探梁采用10#槽钢对扣加工制作，长度不小于4m，间距为2.5m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为，每根前探梁不少于2个吊环。
吊环用配套的锚杆螺母或加长螺母固定，锚杆锚固力不小于50KN/根，前探梁最大控顶距离1.3m，前探梁上方用4块规格为：
长×宽×厚=3000×200×150mm板梁和小木料接顶。
二、永久支护
1、15101运输顺槽巷道开口60m采用锚网喷+锚索+W钢带联合支护，60m后巷道采用锚网+锚索+W钢带联合支护，巷道规格见巷道特征表。
2、锚杆规格为：
开口60m顶帮锚杆φ20×2200mm左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，托盘规格为120mmm×120mm×10mm；60m后顶锚杆φ20×2200mm左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，左帮锚杆φ20×2000mm玻璃钢锚杆，右帮锚杆φ20×2000mm左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，托盘由12#槽钢加工制作，规格均为350mmm×120mm×10mm。
间排距为800×800mm，均呈矩型布置。
每根顶部锚杆安装2支、每根帮部锚杆安装1支K2360型树脂锚固剂。
锚杆托盘必须紧贴岩面，预紧力不小于100N.m，锚固力不小于80KN/根。
锚杆眼深度应保证锚杆外露长度为15mm～50mm。
3、顶部金属网采用φ6.5mm钢筋焊接，网幅为2500mm×1100m，网孔100×100mm；左帮网选用双抗塑料网，网宽2000mm,网格为40×40mm；右帮金属网片采用10#镀锌铁丝制作菱形网，网的规格（长×宽）为1300mm×1000mm,网孔规格为50mm×50mm。
4、金属网与金属网搭接100mm,塑料网与塑料网搭接100mm，搭接处用14#铁丝连接固定，每200mm隔扣相连。
5、锚索规格为φ15.24mm×6100mm的钢绞线，锚索托盘规格为300mm×300mm×12mm，间排距为1600×1600mm，每根锚索使用树脂锚固剂（K2360一支、Z2360两支）。
张拉预紧力不少于10T，托板必须紧贴岩面，锁具锁紧。
6、顶板钢带使用W钢带，规格为W280×5×4400-800-6；帮部钢带使用W钢带，规格为W280×4×2000-800-3，钢带使用钢材必须经拉拔实验合格后方可使用。
附图：
W钢带加工图
7、喷浆所用的水泥为425号普通硅酸盐水泥，砂为纯净的河砂，石子直径为6mm～15mm，并用水冲洗干净，混泥土中的水泥：
沙：
石子配合比为1:
2:
2。
混凝土喷射厚度100mm、喷射砼强度等级C20。
三、锚杆支护验证
按悬吊理论计算锚杆参数：
（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=2.5；
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.3m；
L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；
其中：
H=B/（2f）=5.0/（2×4）=0.625（m）
式中：
B—巷道开掘宽度，取4.2m；
f—岩石坚固性系数，取4；
则L=2.5×0.625+0.3+0.1=1.96（m）
（2）锚杆间距、排距计算，通常间距排距相等，取A：
A=〔Q/（KHr）〕1/2
式中：
A—锚杆间排距，m；
Q—锚杆设计锚固力，50KN/根；
H—冒落拱高度，取0.65m；
R—被悬吊砂岩的重力密度，取23KN/m3；
K—安全系数，一般取K=2.5；
A=[50/（2.5x0.65x23）]1/2=1.13（m）
（3）锚杆直径
d＝35.52×（Q/σ）1/2
=35.52×（50/300）1/2=15（mm）
d-锚杆直径
Q-锚杆设计锚固力，50KN/根
σ-锚杆杆体抗拉强度，Mpa（杆体抗拉强度为300Mpa）
通过以上计算，加上安全系数，顶锚杆选用如下规格满足支护要求：
直径φ20mm，长度2000mm左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆。
四、特殊支护
当巷道出现淋水、过断层、顶板破碎严重、有冒落险情、顶板岩性变化、缩小锚杆和锚索间排距，另附补充安全措施。
五、巷道工程质量规定
项 目
设计规格（mm）
测量部位
质量标准（mm）
优良品
合格品
掘进宽
15101运输顺槽
5000
巷中线到帮部距离
0～+200
-50～+200
掘进高
15101运输顺槽
2700
底板到顶板的距离
0～+250
-50～+250
锚固力
100kN
顶部锚杆
最低值符合设计要求
80kN
锚索
锚杆间排距
顶部800×800
帮部800×800
顶、帮部间排距误差
±100
网搭接、连扣
搭接120-100mm，每200mm隔扣相连。
设计要求
锚杆（锚索）角度
900±15゜
锚杆外露
15-50mm
锚杆预紧力矩
100N.m
锚索外露
≤300mm
锚索间排距
1600±150mm
钢带、托盘情况
压紧煤壁
第四节支护材料和支护要求
1、锚杆-锚索-金属网-塑料网-喷浆联合支护；
2、顶锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，规格为φ20×2200mm；帮锚杆采用玻璃钢树脂锚杆，规格为φ20×2000mm；
3、顶锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆使用一块规格为120×120×10mm预应力钢托板，托板要与锚杆相配套。
帮锚杆托盘由12#槽钢加工制作，规格均为350mmm×120mm×10mm。
4、顶部金属网采用φ6.5mm钢筋焊接，网幅为2.5m×1.2m，网孔100×100mm；帮网选用双抗塑料网，网宽1300mm,网格为40×40mm；
5、金属网与金属网搭接100mm,塑料网与塑料网搭接100mm，搭接处用14#铁丝连接固定，每200mm隔扣连接一处。
6、顶锚杆间排距为800×800mm，帮锚杆间排距为800×800mm。
7、锚索规格为Φ15.24×6100mm钢绞线，间排距为1600×1600mm，锚索托板规格为300×300×12mm的钢板，配套使用锁具。
8、每根锚杆安装一支K2360型或K3560型树脂锚固剂，锚固长度600mm；每根锚索安装三支锚固剂，最上部一支采用K2360型树脂锚固剂，其余两支采用Z2360型树脂锚固剂，锚固长度为1800mm；为端头锚固。
9、每隔100m安装顶板离层仪。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法：
1、15101运输顺槽工作面施工采用EBZ-120TP综掘机掘进，采用综掘机自带的转载输送机配合DSJ-100/40/2×160胶带输送机出渣。
2、施工顺序：
交接班及安检准备工作→激光定位，确定掘进尺寸→开机检查→掘进并出渣→临时支护→永久支护→清理浮渣并起底→文明生产
二、施工质量和要求
1、严格按照地测部门给定的施工中线施工，并按开口支护设计支护。
2、在施工开口前认真检查开口处帮顶支护，瓦斯浓度及通风情况，确保无任何安全隐患后方可开口施工作业。
3、综掘机开至施工位置后，按设计图纸施工，为了今后回采时的需要，沿15号煤夹矸上煤层为顶板掘进，顶板不得留有夹矸。
因此巷道实际高度大于巷道设计高度。
并按照设计要求施工临时机电硐室，移动避难硐室，施工要求与所在巷道要求相同。
三、切割工艺及安全技术措施：
1、掘进机按巷道断面设计要求和巷道中线，首先在中部或顶部煤层处掏槽，同时启动装载机构运出煤岩，切割头以左右横扫为主，落煤效率最高为宜；截割出巷道轮廓后，找尽顶帮危煤，最后修帮成型。
2、必须坚持使用掘进机上所有的安全闭锁和保护装置，不得擅自改动或甩掉不用，不能随意调整液压系统、雾化系统各部的压力。
3、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制开关，专用工具必须有专职司机保管。
司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。
4、开动掘进机前，必须发出警报，只有铲板前方和截割臂附近无人时，方可开动掘进机。
5、掘进机停止工作和交班时，必须将切割头落地，并断开电控箱上的隔离开关和磁力启动器的隔离开关。
6、配备正副两名司机，正司机负责操作，副司机负责监护。
司机必须精力集中，不得擅自离开工作岗位，不得委托无证人员操作。
7、切割两肩窝及刷帮时应采用慢速切割。
切割头变速时，应首先切断电机电源，当其转速几乎为零时方可操作变速按钮进行变速。
严禁在高速时变速。
8、切割进深应小于800mm，避免发生切割电机过载和压死运输机等现象，切割时应放下铲板，增加机器稳定性，如落煤量大造成过载时，司机必须立即停车，将掘进机退出，进行处理，严禁点动开车处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。
9、切割头必须在旋转状况下，才能切割煤岩，切割头不准带负荷启动，发生闷车现象时，应使切割头退出煤壁，重新启动后方可进刀。
10、司机应经常注意清底及清理机体两侧浮煤，扫底时应一刀压一刀，以免出现硬坎，防止履带前进时越垫越高。
11、煤岩块度超过龙门宽度和高度时，必须先行破碎方可装运。
12、当油缸行程将至终止时，应立即放开手柄，避免溢流阀长时间溢流，造成系统发热。
13、掘进机向前掏槽时，不准使切割臂处于左右极限位置。
14、切割电机长期工作后，不得立即停冷却水，应使电机冷却数分钟后再关闭水路。
15、转载皮带尾部堵大块时，严禁人员站在转载皮带尾部两侧挡板上采取手板、脚蹬方式进行处理，应采取专用工具，并对转载皮带停机闭锁。
16、转载皮带前后移动时，看转载人员应站在外帮转载皮带侧后方，严禁人员在巷道里帮作业。
转载皮带运行过程中严禁人员从下方穿过，以防落煤（岩）伤人。
17、转载掉道时，严禁使用铲车吊起的方法处理，只能使用专用起吊锚杆起吊。
18、切割完成时，无支护成型巷道保持在1.2-1.3米之间，控顶距离严禁超过1.3米，且不许留有伞檐。
19、切割完成后，综掘机退后4-5米，同时综掘机两侧留出500mm以上的安全距离。
四、敲帮问定后，前移前探梁进行临时支护。
五、前探梁使用安全技术措施：
（一）、操作方法
1、完成切割，且综掘机退出后，班长迅速安排两名有经验的老工人用加工好的长臂工具进行“敲帮问顶”，彻底找净“悬矸危岩”，操作过程中，一人找顶，一人监护，保证后路畅通。
2、将卡梁器上牢在最后一排永久支护锚杆上（卡梁器必须上满螺母，且外露出2-3丝），定位圆销插在合适的孔位里。
3、迅速将联好的网片托到前探梁前上方合适位置，然后前移前探梁，将网片托到前探梁上；将紧固木楔打牢，将前探梁背牢刹实，使前探梁充分接顶，严禁悬空。
（二）、安全措施
1、前探梁操作及使用过程中，严禁人员停留在前探梁梁体正下方，防止前探梁由于操作等问题落下伤人。
2、前探梁做为临时支护工具必须将前探梁背牢刹实，使前探梁充分接顶，严禁悬空。
3、前移前探梁操作过程中，操作人员必须带手套操作，严禁操作人员将手放在梁体上方，以防伤手，窜前探梁时，手掌虎口朝向前上方。
4、前探梁配套的木楔和定位销用小铁链联在卡梁器上，防止落下伤人。
5、支护前，前探梁必须窜到迎头。
6、操作过程中，严禁人员进入无支护区域，且人员面向迎头方向站立。
附图：
前探梁示意图。
四、锚杆、锚索打注方法及安全措施：
（一）、锚杆锚索打注方法
1、前探梁移到位且背牢刹实后打注顶部锚杆：
用锚杆钻机打顶部锚杆孔，清孔，将锚固剂装入孔中，并用串好托盘的锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。
锚杆外端通过螺帽、连接套与锚杆钻机连接，大约距顶板400-300
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