1、XXXX掘进工作面矿压动力显现防治方案及安全技术措施XXXX掘进工作面矿压动力显现防治方案及安全技术措施矿压防治办公室二一五年七月XXXX掘进工作面矿压动力显现防治方案及安全技术措施编 审 人 员 签 字 表编 审 人 员签 字编 制审 核生产技术部通风灭火部机电设备管理部调度指挥中心安全检查部采煤副总掘进副总通灭副总机电副总机电矿长生产矿长安全矿长总工程师矿 长编制日期第一章 概 况第一节 工作面概况XXXX位于井田西翼，上部为706综放工作面采空区，与706运输顺槽留设煤柱8m（平距），下部为原始煤层，西以井田可采边界为界，东以深部集中进风运输巷保安煤柱为界（最小留设50m），详见图1。X
2、XXX标高10801100，对应地表标高16201635m，采深536m。地面较为平缓，基岩大多被第四纪黄土覆盖。XXXX设计总工程量900m，设计断面净宽4.5m，净高3.5m，净断面面积14.11m2；掘宽4.8m，掘高3.65m，掘进断面面积15.6 m2。第二节 施工巷道围岩特性及顶底板情况XXXX布置在煤层中，所属煤层为侏罗系中统窑街组。一层煤赋存比较稳定，为单斜结构煤层。煤层走向300310，倾向SW，倾角515，平均10。煤层由东向西逐渐变薄，至西边界尖灭，厚度比较稳定，平均11.9m。煤层容重为1.35t/m3。根据中国矿业大学对该煤层的冲击倾向性鉴定结果，煤层硬度系数f=2.
3、7，属类，具有强冲击倾向性。巷道施工所在区域岩层属侏罗系中统窑街组，按岩性自上而下分为：上部：紫红色、灰色及杂色泥岩，粉砂质泥岩，细砂岩、粉砂岩互层，多含铝质，平均厚27.51m。中部：灰色、黑色铝质泥岩、炭质泥岩，中部夹有一层煤（前大槽煤），为本区主要可采煤层，该地层在中部厚，东西部逐渐变薄。平均厚度20.44m。下部：灰色、灰黑色细砂岩，中粒砂岩，中间夹有薄层灰色砂岩和铝质泥岩，平均厚17.1m。根据顶板冲击倾向性鉴定结果，顶板属类，具有弱冲击倾向性。图1-1 708综放工作面设计平面图表1-1 煤层顶底板情况表煤岩层名称厚 度岩 性 描 述工程力学性质顶 板伪顶05.67m直接顶419.
4、2m伪顶为炭质、铝质泥岩，松软、易碎，直接顶为砂质泥岩，致密、易冒落。f26一层煤最大20.96m平均12m呈黑色、条痕深棕色，自下而上由半亮型变为半暗型。容重1.35T/m3f2.7底 板直接底01.7m直接底为炭质泥岩，团块状，易碎；老底为细砂岩，较坚硬。f26第三节 地质构造情况该工作面煤层为一南西倾斜的单斜构造，无陷落柱、岩浆岩侵入体的影响，煤层受古河床冲刷和沉积基底不平影响，顶、底板起伏变化较大。XXXX施工至47m、82m分别见F704-1、F704-2断层，掘进至690m、711m时分别预计见F706-1、F706-2断层。四断层均为正断层，走向NW、NE，落差1m7m。地质构造
5、情况详见表2。预计对后期工作面掘进有一定影响，施工过程中要及时对煤层及围岩松软、破碎地带加强支护。表1-2 工作面地质构造表构造名称走向倾向倾角性质落差对采掘活动的影响F704-1NW6044正断层7m较大F704-2NW70-7552-60正断层1.41.7m较小F706-1NE28540正断层7m较大F706-2NW26068正断层2较大F706-3NE10066正断层14 较大第四节 邻近采动情况XXXX掘进工作面东部的707综放工作面现处于初采初放阶段，上部为706综放工作面采空区，现已封闭。第二章 矿压动力显现评价第一节 临近工作面矿压动力显现历史XXXX上部的706综放面及东部的7
6、05综放工作面在开采期间均发生过多次矿压动力显现，706工作面回风顺槽在回采期间曾发生过5次较为明显的矿压动力显现。708掘进工作面为沿空掘巷，与706工作面采空区留设煤柱8m，工作面右侧为706工作面采空区，掘进过程中，预计会受到采空区侧顶板覆岩运移扰动、加之706工作面遗留煤柱区域与F704、F706断层带区域重叠静载荷应力以及工作面自身掘进施工扰动影响，多重交叉应力扰动影响下，发生矿压动力显现的可能性增加；随着工作面走向掘进延伸，覆岩稳定性变差，大范围覆岩运动，将进一步增加矿压动力显现发生的可能性。应重点防止掘进相互扰动及断层应力引发矿压动力显现。第二节 矿压动力显现影响因素分析及危险区
7、域划分一、影响因素分析（一）开采深度矿井发生矿压动力显现最小采深为479m（1155避难硐室）。708回风顺槽掘进工作面标高10801100，对应地表标高16201635m，平均采深536m，具备发生矿压动力显现的条件。（二）煤的冲击倾向性经中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室测定，我矿煤层（一煤煤层）具有强冲击倾向性。（三）断层影响XXXX掘进至47m、82m时预计见F704-1、F704-2断层，掘进至690m、711m时预计见F706-1、F706-2断层，受断层应力影响，工作面掘进两断层前后约30m区域时，均易发生矿压动力显现。（四）工作面停采线遗留煤柱影响XXXX掘进至75m
8、时，上部对应706工作面停采线，停采线区段煤柱应力集中，对工作面掘进有较大的影响。根据704停采线遗留煤柱对706回风顺槽影响情况，确定706停采线位置前后各50m共计100m（掘进至22m122m）范围段为动力危险区域。二、危险区域划分综上所述，XXXX掘进期间的矿压动力显现危险影响因素主要有F706、F704断层带、706工作面停采线、704工作面停采线影响等。根据多因素耦合分析，划分出该工作面的矿压动力显现危险区域：工作面掘进至22122m段；工作面掘进至690711m段。三、过特殊地段XXXX开口30m区域、对应706工作面停采线(与F704-1、F704-2断层重叠)前后各50m区域
9、，以及F706-1、F706-2、F706-3断层揭露点前后各30m区域在掘进施工过程中，缩小锚杆（索）间、排距加强巷道支护强度。巷道掘进施工过程中要适时依据现场地质变化情况编制专项支护安全技术措施，重点加强特殊区域的支护质量。四、掘进扰动影响XXXX上部为706工作面采空区已封闭，二者间留设8m窄小煤柱，工作面掘进受煤柱应力影响不大。开口点距708回风顺槽掘进工作面平均约75m（倾向），708回风顺槽开始掘进施工后，需调整掘进进度，保持两个工作面相距150m以上，否则停止一个工作面掘进。当两个工作面相距150以上同时掘进时，由调度指挥中心指挥协调两道综掘机割煤作业，严禁两台综掘机同时截割，防
10、止相互扰动诱发矿压动力显现。第三章 矿压监测第一节 钻屑监测原理及方案设计一、钻屑法监测原理煤的冲击倾向性和支承压力带特征是预测冲击矿压的主要依据。煤的冲击倾向性是煤岩体产生冲击破坏的固有属性，可由试验室测定。支承压力带参数即支承压力峰值大小及其距煤壁的距离的测定直接测定煤层应力相当困难，尚没有可靠方法，一般可采用钻屑法探测。对煤体打钻至一定深度后，钻孔周围将逐渐过渡到极限应力状态。孔壁部分煤体可能突然挤入孔内，并伴有不同程度的响声和微冲击。打钻过程中发生吸钻或卡钻甚至卡死。出现这些变化的原因是钻孔周围煤体变形和脆性破碎所致。煤层中的应力愈大，煤的脆性破碎愈占优势。在钻孔周围煤体处于极限应力状
11、态打钻过程中煤粉量异常增多，钻屑粒度增大，响声和微冲击强度升高，孔径扩大，这就是所谓的钻孔效应。粒度增大和钻进容易，是因为在高应力作用下，打钻几乎不需要钻头参与就自动破碎，勿需推力，研磨也小，造成钻屑块度变大。这种钻孔效应现象与巷道发生的矿压动力显现相似，只是尺寸、规模不同而已。只要出现这种钻孔效应，就意味着应力集中带的出现。在应力集中带钻孔，煤粉量异常多，钻孔冲击更强烈，钻孔周围破碎带不断扩大。其原理示意如图3-1所示。图3-1 钻屑法监测原理示意图二、监测方案XXXX与706运输顺槽之间留设8m窄小煤柱，右帮（顶板侧）后巷不进行钻屑监测。监测点布置方案为：工作面迎头布置1个监测点，退后20
12、m、40m、位置左帮（底板侧）各布置1个，共3个监测点。每掘进6m实施一次钻屑监测，监测点位置随掘进位置顺次前移，始终保持掘进迎头10m及后巷40m区域在监测范围内。详见图3-2：掘进头钻屑监测孔主要根据是否存在有吸钻、卡钻、顶钻、喷粉等动力现象及煤粉颗粒粒径大小异常情况，判断掘进头煤体冲击危险程度。如果超过临界值或在钻进过程中存在动力现象，需要停止掘进，采取解危卸压措施至钻屑监测值小于临界值或在钻进过程中无动力现象为止。图3-2 XXXX掘进工作面钻屑监测施工示意图三、施工技术要求1、钻位于底板以上1.5m位置，迎头沿掘进方位施工，后巷垂直巷帮布置。2、钻孔采用风动帮钻配42mm钻头和1m可
13、接长麻花钻杆施工。3、第1m不计煤粉量，从第2m开始分别记录每钻进1m排出的煤粉量，至最后1m结束。4、钻屑监测由技术人员跟班实施。钻屑称量必须真实可靠，并详细记录钻进过程中的钻孔动力效应及煤层夹矸情况，钻屑监测施工完毕后，由监测人员填写钻屑预测孔现场验收单，并对钻孔进行现场挂牌管理。5、当班监测人员必须于本日内将钻屑预测孔现场验收单报送至生产技术部，生产技术部负责数据处理及结论分析工作。三、钻屑临界指标及结论分析根据中国矿业大学关于宝积山矿707工作面钻屑量监测临界指标确定报告及参考708工作面原始煤体钻屑应力普查，将XXXX钻屑临界指标暂定为：26m区域2.4kg/m，710m后区域3.4
14、kg/m，见表3-1。此指标后期根据掘进实际再次测定优化。若钻屑值超过相应区段临界指标，必须提出预警，停止工作面掘进，采取专项措施卸压解危。表3-1 钻屑临界指标钻孔深度/m26m710m正常平均煤粉量kg/m1.621.70临界值kg/m2.43.4第二节 综合监测根据巷道掘进范围和围岩条件每50m安设一组锚杆（索）应力传感器、围岩移动传感器，并接入KJ24矿压在线监测系统，利用该系统的实时监测功能预报锚杆（索）载荷和巷道变形量。当巷道尺寸、掘进工艺或围岩地质条件发生变化时，应根据具体条件调整围岩移动传感器的间距；巷道交岔点必须单独增设围岩移动传感器。巷道收敛量观测参照上述方法执行，挂牌管理
15、，队技术负责人每旬将观测结果报送生产技术部，锚杆（索）拉拔试验检测按现有规定执行。第四章 卸压治理第一节 大直径钻孔卸压XXXX掘进期间，每掘进60m于迎头施工一组大直径卸压钻孔进行超前卸压。每次施工3个孔，按正、倒三花眼型交替发散布置，巷道每掘进60m循环施工一组超前卸压钻孔。卸压钻孔前10m用94mm钻头开孔，后60m用75mm钻头打设，卸压钻孔兼做高压注水孔。右侧及中间孔沿巷道方位施工，左侧孔与巷道方位带15夹角，孔深均为70m（留有10m保护区域）。钻孔施工前发布施工通知单，详见图4-1。图4-1 XXXX正前卸压孔布置示意图后巷卸压原则上根据钻屑监测情况而定，若钻屑值超过临界指标，必
16、须提出预警，停止工作面掘进，对钻屑超标点前后各10m共计20m区域左帮实施大直径钻孔卸压解危。钻孔垂直左帮位于底板以上1.5m位置，孔径133mm，孔深15m，孔间距1.5m，直至解除预警。同时，当工作面掘进至矿压动力显现危险区域时，必须随掘进在后巷左帮施工大直径卸压钻孔（参数同上），见图4-2。图4-2 XXXX卸压解危示意图XXXX跟底板掘进，巷底不统一进行卸压处理。当过断层期间或局部顶底板起伏变化较大时，如留有2m以上底煤，必须对底煤进行卸压处理，具体措施届时另行编制。第二节 煤层注水软化每次待迎头、后巷的钻屑监测孔以及超前卸压孔施工完后即利用其进行高、低压预裂联合静压注水。高压注水预裂
17、后静压渗透，高压注水压力816Mpa，低压注水压力46Mpa，使用流量计计量，采用封孔器封孔，钻屑监测孔使用封孔器长度1m，封孔深度不小于4m；超前卸压孔使用封孔器长度2m，封孔深度不小于5m，当钻孔附近顶、帮部渗水或孔口淌水停注。注水期间将注水孔前后10m区域的卸压孔用水泥砂浆等封填处理，封孔深度2m。在工作面迎头退后50m区域对注水作业进行挂牌管理，由施工队技术人员负责。一、注水孔卸压原理（1）注水压裂作用煤体（顶板）注水压裂，注水孔周围的煤岩体是处于弹性应力状态，煤岩体在注水孔内的水压作用下产生张性破裂。岩体的开裂过程分为2个阶段，即孔壁开裂和煤岩体内开裂，开裂的方式由各自的应力状态的控
18、制。孔壁开裂是由于密封的注水孔水压增加时只对孔壁有法向应力，并随水压增加。孔壁的切向应力将随之减少，最终变为张应力。当张应力大于或等于煤岩体的抗拉强度时，在孔壁上出现垂直裂缝。孔壁开裂后会迅速转入岩体内开裂，这是由于注水的压力克服了煤岩体内最小主应力和煤岩体抗拉强度时引起的岩体内开裂。顶板岩体开裂面是垂直于最小主应力分量，即水平开裂（在强度较低的弱面附近进行注水压裂，压裂面会沿弱面扩展）。（2）注水软化作用岩石的软化机理是使注入煤岩体中的水与煤岩体产生物理、化学的综合作用，使煤岩体向着分离、分散、松散、比重变小、硬度降低方向转换，导致煤岩体强度降低。煤岩体注水软化程度取决于煤岩体的矿物程度、结
19、构、节理裂隙程度、胶结情况及水质、软化时间等因素。二、掘进工作面注水方案（1）注水孔间距孔距的确定在注水软化过程中十分重要，将直接影响到注水效果。理论计算公式如下：式中，湿润半径，m；t注水时间，min；岩石容重，；n岩石的吸水率；Q注水量，；l钻孔渗透部分长度，m；K不均匀系数，K=0.08-0.2。由式（2-1）可知，影响孔距的因素很多，其中包括注水量和注水时间由现场实际确定。考虑到掘进面沿掘进走向方向超前卸压为主要目的且工作面断面有限，将卸压孔兼注水孔间距选取为1.5m，该参数可根据实施效果进一步优化。（2）注水孔直径根据现场实际封孔器选用情况，选取直径为94mm。（3）注水孔深度以保证
20、掘进工作面沿走向方向掘进区域超前充分卸压注水弱化，设计注水孔深为70m。 为了消除封孔器回收难及封孔深度不够导致注水效果不佳的问题，设计煤体高压注水的方案为，前10m 用94mm钻头开孔，后60m延伸直径75mm的注水孔，布置角度沿工作面掘进方向顺层布置。（图6）图4-3 XXXX正前注水钻孔布置示意图（4）注水参数：确定明确的动压注水压力，注水压力可以按下式式计算：PH=0.0750.2rH式中：PH-注水压力；r-煤的密度；H-距地表垂深）。静压注水压力可按PH=0.075 rH计算；取PH=15Mp注水速度以每小时注水流量等于或大于3m/h为宜，动压注水时泵工作压力816Mp。动压注水结
21、束后，采用静压进行补水，静压补水利用管网压力（2-5Mp），静压补水根据煤体渗水情况控制单孔注水流量；采用LGZ-25S/X-35型注水流量计计量，量程1.230m/h。（5）单孔注水量计算根据公式1)Q=khw1计算单孔注水量。式中：Q-单孔注水量，m3；k-钻孔前方煤体湿润系数，取1.11.3；h-煤层厚度，m；w-钻孔间距，m；1-钻孔长度，m；-煤的密度，t/m3； -规定的注水后的水分-煤的原始水分 。取k=1.1；h=12m；w=1.5m；1=70m；=1.35t/m3；=3%代入上式得Q=56.133 m3（6）注水时间：根据煤体裂隙率及注水压力，确定工作面单孔动压注水流量，一般
22、取3m3/h,每孔动压平均注水时间18h；静压不计注水时间。（7）注水添加剂：为了提高注水速度，增强水的渗透能力,缩短注水时间,根据条件在水中添加表面活性剂。如加入0.5%的洗衣粉，注水速度可提高20%。（8）注水孔管理：及时进行煤层注水，即施工第二个注水孔时，必须对第一个注水孔进行注水，依次类推，并建立档案进行记录；注水时，以煤壁已出水或注水压力下降30%方可停水。（9）煤层注水效果检验：当完成注水时间后，利用钻屑法或全水分测定仪进行效果检验，检测注水后煤层的水分是否达到4%，确定下一轮注水要求。第三节 中深孔循环爆破卸压XXXX掘进工作面在掘进过程中出现矿压动力显现征兆的情况时应立即采取工
23、作面正前及后巷施工大直径卸压钻孔加高、低压预裂注水弱化措施，若轮番采取上述卸压解危措施后仍无法达到预定卸压效果的经过相关领导及技术人员现场研究论证后可采取爆破卸压解危措施。一、卸压作用原理根据深孔爆破理论，爆破后从钻孔中心沿径向向外依次形成3个区：压碎区、破裂区以及弹性震动区。其中，压碎区的岩石在爆炸冲击波的作用下粉碎，岩石变为粉状；破裂区岩石结构破坏，且原有裂隙扩展，产生新的裂隙；弹性震动区属于弹性变形区，其变形属于可恢复变形，其岩石结构并未受到破坏。前两区属塑性变形区，其岩石结构受到破坏，裂隙增多加大，而最后区属于弹性变形区，岩石结构在应力恢复之后并未发生变化。根据煤岩体的强度弱化减冲理论
24、，卸压爆破是对已形成冲击危险的煤体，用爆破方法减缓其应力集中程度的一种解危措施。卸压爆破的作用有两种：同时局部解除矿压动力显现发生的强度条件和能量条件，即在有矿压动力显现危险的煤壁一定宽度的条带内破坏煤的结构，改变煤层的物理力学特性，加长煤体破坏峰后的长度，降低峰后曲线的斜率，使它不能积聚弹性能或达不到威胁安全的程度。这样在工作面前方形成一条卸压保护带，隔绝了工作空间与处于煤层深处的高应力区，并且提高了发生矿压动力显现的最小能量水平。监测到有矿压动力危险的情况下，利用较多药量进行爆破，释放大量的爆破能量，人为地诱发矿压动力显现，使矿压动力显现发生在一定的时间和地点，从而避免更大的损害。这种爆破
25、一般采用大药量、集中装药和同时引爆的方法，以便使煤岩体强烈震动，诱发矿压动力显现，或造成煤体强烈卸压、释放能量，把高应力带移向煤体深部。集中爆破的药量越多，诱发矿压动力显现的可能性越大。因为这样在煤体中造成的动应力就大，加在原来存于煤体中的静应力上的总和越大，超过临界应力值的机会就愈多，当超过诱发矿压动力显现的最小能量值时就会诱发矿压动力显现。因此，卸压爆破的作用是改变煤岩体的物理力学性质、诱发矿压动力显现的可能性，并且还使高应力区向煤岩体的深部转移。即在爆破的瞬间释放炸药的爆炸能，使其诱发矿压动力显现；并且炸药爆破后，释放爆炸能，其从而达到释放能量、卸压和防止发生矿压动力显现的目的。二、工作
26、面中深孔循环卸压爆破方案（1）掘进头中深孔循环卸压爆破孔布置（见图4-4，钻孔深度10m，孔径42mm，顺煤层布置，单孔装药量3kg，正向装药，封孔长度不小于4m，采用水泡泥和黄土炮泥封孔；中深孔爆破卸压后，采用钻屑法再次检查卸压效果，主要根据是否存在有喷粉、吸钻、卡钻、顶钻等现象及煤粉颗粒粒径大小异常情况（优先参照喷粉、吸钻、卡钻、顶钻等动力现象确定掘进冲击危险程度；其次，出现大量煤粉颗粒粒径大于3mm，视为有矿压显现危险），判断掘进头煤体矿压显现危险程度；采用掘进头后巷左帮5m处钻屑检测值，检验XXXX掘进煤体应力是否小于临界值。如果卸压爆破范围钻屑监测在钻进过程中仍有动力现象或煤粉量监测
27、数值仍超过临界值，则应进行第二次爆破或采用其他解危卸压措施，直至解除强矿压危险为止。图4-4 掘进头中深孔循环爆破卸压方案（2）施工方案1、炮眼布置：沿XXXX掘进头底板以上1.2m、布置2个钻孔，钻孔方位与巷道掘进方位一致，倾角10，孔径42mm，孔深10m。采用KMQTB-130/3.1型气动支腿振动式帮锚杆钻机配42mm钻头和1m可接长麻花钻杆施工钻孔。2、装药措施：为防止药量较大对正前待掘段支护圈煤层破坏导致片帮抽顶，将药量暂定为3kg，即20码药卷，装药长度3.6m。装药方式采用正向装药。为防止因孔较深装药时药卷堵塞，先将药卷顺次装入2500mm40mmPVC管内，保证相邻药卷密接。
28、起爆雷管利用双雷管，孔底药卷及最外一卷药卷内各装一发，然后将管外端用绝缘胶带封粘，最后利用炮棍将PVC管送至孔底。使用黄土炮泥封孔，封孔深度5m。详见图4-5：图4-5 炮眼装药示意图3、接线方式：双雷管在孔内按并联方式单独连接两种不同颜色的脚线，并将脚线扭结成短路，脚线必须保护好，严禁捣破脚线，各连接线必须悬空。4、爆破器材：煤矿许用乳化炸药，药卷直径35mm，长180mm/码，重150g/码；煤矿许用毫秒延期电雷管；MFB100型电容式发爆器。第四节 解危效果检验及要求在工作面掘进过程中，如出现在线应力监测出现预警及钻屑值超临界值等情况，应立即停掘采取大直径钻孔卸压联合动静压注水弱化或采取
29、中深孔爆破解危措施后进行效果检验，如此反复，直至钻屑值和应力值恢复正常。图4-6危效果检验流程图第五章 安全技术措施第一节 个体防护安全技术措施1、XXXX所有作业人员，必须接受矿压动力显现防治的基本知识培训学习，熟悉矿压动力显现发生的原因、条件、征兆，掌握相关应急措施，熟悉撤离路线，具备特殊情况下的自救常识。2、所有进入XXXX的人员必须穿防震背心，加强个体防护，提高自我保护意识。3、掘进工作面割煤期间，当巷道长度小于150m（断层、遗留煤柱应力交叉影响区域）时，全巷除综掘司机、打灯人员、机尾看护人员、安检员、瓦检员各1名（共5人）外，其他人员严禁进入，并于巷口悬挂醒目的警戒牌；当巷道长度达
30、到150m以上时，割煤期间迎头至退后100m区域除上述5人外，其他人员严禁进入，并于迎头退后100m位置悬挂醒目的警戒牌。安检部当班安检员负责监督执行。综掘机割煤时机身尽量向非操作侧靠放，以加大操作侧的安全空间。4、掘进机停止状态下，除了检修人员，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业，掘进机割煤期间，司机应按规定进行操作，严禁司机站立操作。5、每次割完煤之后必须及时支护，缩短围岩暴露时间，支护前严格执行敲帮问顶制度。6、锚索安装需要借助梯架时，梯架必须支设牢靠，安装人员尽量减少待在梯架上的时间；锚索张拉时，操作人员严禁站在张拉点正下方操作，防止千斤顶坠落砸伤人员。张拉千斤顶通过自制的防坠链挂在巷顶金属网上。7、工作面若采用放炮工艺时，放炮撤人距离不小于150m，躲避时间不少于30分钟，其它规定应在爆破专项措施中作出特别说明。8、工作面迎头至退后60m范围除当班支护材料及施工设备外，严禁码放其它任何材料及设备配件，后巷100m范围段严禁存放大型设备。靠近迎头综掘机机身护盖上严禁存放任何物件，各附件要与主机架间牢固连接。9、工作面所有放置的设备、工器具、材料必须使用12.5mm钢丝绳绑扎固定，强度可靠，材料码放高度不超过0.8m。10、电缆吊挂留有垂度，并对吊挂管钩上下均用双股8#铁丝绑扎固定。11、工作面铺设的轨道按20m的间距固定牢靠。12、通
