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护质量。

技术部

2012-7-9

6195面撤面安全技术措施

安全风险评价

1、临时支柱支设不牢固，有发生漏顶事故的危险。

2、用绞车在平巷拖运大件时，有发生断绳造成大件两侧挤人的危险。

3、绞车压住支设不牢时，有发生跑绞车的危险。

4、起吊大件时，有大件滑脱的危险。

5、放炮时，不安规定操作，可有发生放炮事故的危险。

6、在提升运输过程中，可能会出现车辆掉道、跑车伤人的危险。

7、人员进入机道施工时，未按规定打好全封闭遮挡，有发生飞矸伤人的可能。

编制说明

6195工作面已临近结束，为保证工作面安全顺利撤除，特制定本安全措施。

第一部分6195面加固安全技术措施

6195工作面已临近结束，为保证工作面综采支架及设备安全顺利撤除，需要对6195面机道内顶板进行加固，为保证施工安全，特制定本安全技术措施。

一、6195面撤面支护设计

1.设计原则：

即能满足综采支架撤除时的最小工作空间，又能有效控制顶板下沉量，保证在工作面撤除期间，使直接顶与基本顶贴紧，避免出现离层，使直接顶保持较好的稳定性，确保安全生产。

2.利用锚杆控顶强度计算

（1）支护材料的选择：

根据现场条件及已掌握的地质资料，可知顶板属于Ⅳ类顶板，结合巷道用途及锚杆、锚索支护特点，决定撤面控顶范围采用锚网带及锚索联合支护。

另据《锚杆支护技术管理规定》Ⅳ类围岩支护方式应采用锚网带支护，因此本面撤面采取锚网带+锚索支护是完全符合支护要求的。

（2）计算顶板锚杆间排距：

确定原则是使锚杆的约束作用合理分布，为此需考虑围岩的完整性，锚杆作用角等。

（3）锚杆间排距几何平均数：

d=1/2•K锚K护[3I/（2I+1）+（2f-1）/（2f+1）]

＝0.5×

1.03×

1.05[3×

0.75/（2×

0.75+1）+（2×

3-1）/（2×

3+1）]

＝0.54[0.82＋0.71]

＝0.83

K锚---锚固方式系数，顶板采用树脂加长锚，取1.03

K护---护顶方式系数，锚网带支护时取1.05

I---围岩完整系数

Ⅰ：

整体性好取0.9

Ⅱ：

整体性较好取0.75

Ⅲ：

整体性一般取0.6

Ⅳ：

整体性较差取0.45

Ⅴ：

整体性很差取0.3

根据本矿情况，取I=0.75

f---顶板岩性普氏系数，取f=3

则计算d=0.83m

（4）计算锚杆根数：

n=B/d=4.6/0.83=5.2，取n=6B---锚杆支护控顶宽度，m

（5）锚杆排距：

D排=（4.6-0.5）/（6-1）=（4.6-0.5）/（6-1）=0.82取D排=0.8m

（6）锚杆间距：

D间=d²

/D排=0.83²

/0.8=1.04取D间=0.8m

（7）校验：

D排=0.8〈L/2=2.2/2=1.1mD间=0.8〈L/2=2.2/2=1.1m

从而确定顶板锚杆间排距为：

800×

800mm

因此可以得出：

在6195工作面撤除支架、溜子期间，顶板采用锚网带+锚索支护中，其支护规格、参数如下：

锚杆排间距顶板800×

800mm，使用3.6m“W”型钢带，顶板铺设金属菱形网，用钢带压紧，煤帮采用阻燃塑网用木托板压紧，网与网之间必须用串簧沿走向和倾向进行联接，联网时，必须确保搭接压茬。

顶板采用直径20mm，L=2200mm的金属全螺纹等强锚杆，公称直径为20±

0.1mm，公称截面积314.16mm²

，屈服载荷≥108KN，抗拉载荷≥156KN，重量2.5Kg/m，延伸率≥15%，螺距为12±

0.2mm；

每根锚杆各使用2支MSK28/500型树脂药卷加长锚固；

锚索共布置一排，布置在煤壁侧三、四排锚杆之间，锚索采用长度6.0m，每根锚索使用3支MSK28/500型树脂锚固剂进行锚固，锚固长度不少于1.5m，锚索间距2.4m。

三、施工方法及质量要求

（一）施工方法

1、当工作面上头采至距停采线10m处，开始吃网，由于工作面下头距停采线距离长，即先从工作面上头开始倾斜吃一个网子，随推采再向下延。

开始吃网时，将工作面采高控制在2.2-2.4m。

煤机从溜尾下行割煤后，拉架前先在顶板上铺设金属菱形网，金属网要与上巷金属网联接，第一排网边与钢丝绳（或2寸6m长铁管）用10＃铁丝捆在一起。

每铺设完一个金属菱形网后，及时打开液压支架的护帮板，把金属菱形网顶在护帮板上面。

按拉溜尾排头支架的方法及时拉架后，用护帮板及时护住煤壁侧，多余的金属菱形网卷起吊挂好，网与网之间用螺旋丝连接，螺旋丝搭接100mm，端头与网扭结。

煤机推进一刀（0.6m），当宽度大于金属菱形网宽度时，再沿倾向铺设金属菱形网，各金属菱形网之间用螺旋丝连接牢固。

按此种方法在工作面全部吃网推进4.3m，保证金属网垂至掩护梁以下时，对顶板采用锚带网支护。

2、当进行第一排锚带网支护时，煤机推进一刀（0.6m），在顶板上铺设金属菱形网后，采用单体液压支柱配木托板托住W钢带、金属网作为临时支护，木托板规格为300×

200×

50mm，单体液压支柱柱距1.8m，打第二排锚杆时支柱距前一排锚杆0.8m，打单体支柱时避开W钢带眼的位置。

单体支柱必须见硬底，穿铁鞋，支柱初撑力不得小于50KN，拴牢防倒绳。

两钢带交接处间距不大于0.8m，分别用风钻打眼，用锚杆固定，锚杆间距800mm,施工一排后，同时前移工作面溜子及支架。

采煤机再推采一刀，距第一排0.8m处，再施工第二排锚杆。

当割一刀煤打锚杆间距不够时，铺网后及时拉架移溜0.2m，再割一刀煤后打锚杆。

当液压支架顶梁能压住第二排钢带与第三排钢带之间时，液压支架停止移动，再施工第三排钢带。

采用同样的方法施工第四排至第六排钢带。

为了加强支护，在第三排钢带与第四排钢带之间，沿倾斜方向每隔2.4m施工一根锚索，如图1示。

打锚杆前，工作面空顶距超过规定时，沿倾向支设单体配半圆木支护顶板，并用半圆木腰实帮。

护帮柱初撑力不小于50KN。

3、液压支架停止移动后，再前移一茬溜子即拆掉支架与溜子连接的十字头，使支架与溜子断开。

移溜子采用单体支柱，使用单体液压支柱移溜子时，单体液压支柱必须顶在支架的底座上，方向要正，刚性接触面垫木板防滑，人员躲开单体液压支柱滑落波及的范围，单体支柱拴牢防倒绳，以免单体支柱滑脱伤人，供液时要远距离由小到大缓慢供液。

4、顶板钢带、锚索施工完毕后，对煤壁进行支护，煤壁采用阻燃塑编网护帮，采用两排金属全螺纹等强锚杆进行支护，锚杆选用直径18mm，长度2200mm的金属全螺纹等强锚杆配2支MSK28/500型树脂药卷加长锚固，锚杆间距为1500mm，煤里第一排锚杆距顶板为600mm，第二排锚杆距第一排锚杆800mm，采用三花眼布置，用铁托盘压网，如图2示。

5、工作面顶板破碎时，沿走向支设3.5m的π梁或工字钢棚进行加强支护，棚间距为0.8-1.0m。

工字钢上面用长2.0m，厚0.15m的半圆木穿顶。

棚梁保持一梁三柱，一端在煤壁侧，用两棵单体支柱并排支设，另一端放在支架顶梁上不低于0.2米，并在支架顶梁前0.2m处支设单体支柱，支柱初撑力不小于90KN，拴牢防倒绳。

6、工作面上出口煤壁侧扩帮1m，出口外侧下帮扩1m（抹角）。

上出口施工锚索进行加强支护，上端头自切顶排向外施工两排锚索进行加强支护，共14根锚索，锚索间距为1.5m，排距为2.4m。

严格按照锚索布置图3进行施工。

（二）质量要求

1、网搭接严密，锚带压网紧贴顶板，网子拉紧不松动，网子之间采用串簧联严。

2、锚杆安装牢固，托盘紧贴岩面不松动，全螺纹等强锚杆拧紧力矩为400N.m，锚杆构件完好。

3、锚固力：

顶板锚杆锚固力≥130KN，其值最低不小于设计值。

4、顶板锚杆垂直顶板，煤壁锚杆垂直煤壁施工。

5、锚杆外露长度为15-50mm，锚杆拧紧力矩为400N.m，锚索外露长度为150-200mm，单根锚索锚固力不小于200KN。

6、金属网与金属网之间用串簧连接牢固，串簧搭接0.1m。

塑编网采用串簧连接，每排网的搭接重合0.2m，打包带每隔50mm打一死结。

7、锚索选用高强度、低松弛、1×

7钢绞线，长度为6m，锚索支护采用3支树脂锚固剂锚固，最小锚固长度不小于1.5m。

8、锚杆间排距为800×

800mm，允许偏差±

100mm。

9、锚杆角度：

锚杆与岩面夹角≥75°

10、锚固剂安装位置检测：

全螺纹等强锚杆眼口距树脂药卷外端距离1100mm，允许偏差±

四、支护材料

1、顶板采用Φ20-2200mm的金属全螺纹等强锚杆，每根锚杆使用2支树脂锚固剂进行锚固。

2、煤壁使用Φ18-2200mm的金属全螺纹等强锚杆，每根锚杆使用2支树脂锚固剂进行锚固。

3、顶板上铺设金属菱形网，金属菱形网规格为长×

宽=7000×

900mm，网孔为50×

50mm，用钢带压紧。

煤壁金属菱形网用铁托盘压紧，金属菱形网与金属菱形网之间用串簧连接牢固。

4、锚索采用Φ17.8mm，长度6m高强度、低松驰、1×

7粘结式鸟巢钢绞线锚索。

五、安全技术措施：

（一）顶板管理：

1、严禁空顶作业，联网前必须将溜子、煤机停电闭锁，解开挡矸网吊起，联完网再将挡矸网放下联好。

煤机上行联网时，煤机上行20m后停止溜子、煤机运转，在机组以上5m处用单体液压支柱配厚度大于0.1m木板打好全封闭遮挡后，人员方可进入机道，站在支架顶梁下联网。

煤机下行时，要先在联网地点的上方10m用单体液压支柱配厚度大于0.1m木板处打好全封闭遮挡，严禁在无遮挡的情况下进入机道。

支柱必须拴牢防倒绳。

2、施工过程中，施工人员必须坚持经常性的敲帮问顶制度，进行安全检查，时刻监视顶、帮的稳固情况，以防冒顶片帮伤人，安装锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。

3、锚杆支护工必须经过专门培训、考试合格后，方可上岗。

锚杆支护工严格按照《煤矿工人安全技术操作规程》中第1-23、27条中的有关规定执行。

4、在施工过程中要经常、认真地敲帮问顶，摘除危岩悬矸：

（1）应有两名有经验的人员担任这项工作，一人敲帮问顶，一人观察顶板和退路。

敲帮问顶人员应站在安全地点，观察人应站在问顶人的侧后方，并保证退路畅通。

（2）敲帮问顶应从完好支护的地点开始，由外向里，先顶部后煤壁依次进行，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。

（3）敲帮问顶人员应戴手套，并用专用长把工具，防止矸石顺杆而下伤人。

（4）顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地摘除。

5、支架前支护时，支护工必须掌握作业规程中的空顶断面、支护形式和支护参数；

熟悉作业地点环境，熟练使用支护工具，并做好使用前后的检查和保养。

6、打锚杆眼时,采用锚杆钻机配B19中空六棱接长式钻杆和直径Ф32mm柱齿型钻头湿式打眼，保证锚杆眼的角度与顶板的夹角≥75°

。

7、安装的托盘要与围岩、岩帮接触严密，严禁在托盘后充填木料、矸石等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露丝长度15～50mm。

8、锚杆使用锚杆钻机进行安装，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。

9、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，更不能拧紧螺母。

10、顶板锚杆的锚固力不得小于130KN。

11、施工时，必须确保锚杆的施工质量，并按规定对锚杆进行拧紧力矩检测和锚固力检测。

锚杆拧紧力矩检测：

即对当班新打锚杆必须进行扭矩检测，锚杆预紧力或扭矩检测抽样率不低于5%，每300根顶板锚杆抽样一组（共15根）使用扭矩板手进行检测，每个螺母的拧紧力矩不小于400N·

m。

如果其中1根扭矩不合格，将扭矩不足的螺母重新拧紧即可；

有2个以上不合格，应将所有螺母重新拧紧一遍，对松动的螺母要重新拧紧。

锚固力检测：

每300根抽样一组（５根）进行检查；

被检查的（５根）锚杆均应符合要求。

其中有一根不合格，继续抽样检查，若再不符合要求，由矿分管矿长组织分析研究锚杆质量不合格原因，并采取补充加强支护措施进行处理；

拉拔试验后，应及时重新拧紧螺母；

如果锚杆失效应及时补打锚杆。

做拉拔试验时，锚杆正对方不得有人。

12、顶板锚杆在做拉力试验时，在被拉锚杆对侧5m范围内严禁有人，做完拉力试验重新紧固好锚盘。

13、施工现场必须备有锚杆扭矩扳手和20吨的锚杆拉力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材。

（二）通防安全措施：

1、加强机电设备的维修管理，所有机械、电器设备，保持完好，杜绝失爆。

2、工作面上下隅角配备瓦检仪，电源充足，整班处于常开检测状态，并按规定悬挂，距顶板不大于0.3m处，距帮不小于0.2m。

3、当工作面风流中CH4浓度超过0.8％，或CO2浓度超过1.5％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，采取措施，进行处理。

4、坚持湿式打眼，严禁干打眼。

（三）施工锚杆、锚索安全措施：

1、施工前，首先进行安全检查，检查工作面顶板及支护情况，并必须停机停溜子，在施工地点以上10米处打好全封闭遮挡。

2、施工过程中，必须由现场的班组长和安监员随时执行好敲帮问顶制度，随时摘掉危岩悬矸和松动的煤帮。

3、施工人员必须在牢固的临时支护或永久支护下进行施工，并由有经验的老工人专门进行安全检查和监护，发现问题及时处理。

4、打锚杆

（1）打锚杆眼：

打眼前，要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，摘掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。

锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。

打眼时，必须在临时或永久支护的掩护下操作。

（2）安装锚杆

①锚杆组装：

将锚杆和锚杆托盘按先后顺序穿入锚杆。

②装树脂：

将树脂用锚杆推入钻孔，推入树脂时要用力均匀，尽可能不要把树脂穿破。

③钻机推树脂：

然后将锚杆接入钻机，用钻机将锚固剂推至钻孔深处，直到顶不动为止。

④搅拌锚固剂：

启动钻机搅拌锚固剂，同时钻机推力也要调至最大，搅拌时间10-15秒。

⑤托盘与顶板间隙：

锚固剂搅拌结束时，要确保锚杆托盘与顶板之间有10-15mm的间隙。

⑥搅拌锚固剂后，需停顿60秒，启动锚杆钻机（钻机只旋转不推进），并用锚机将螺母拧紧。

⑦提高安装应力：

钻机拧紧螺母后卸下钻机，再用手动扳手，手动给锚杆施加400N.m的扭矩，确保锚杆安装应力达到6吨以上。

5、打锚索：

（1）打锚索眼：

施工时，采用锚杆钻机配B19中空六棱接长式钻杆和直径Ф32mm柱齿型钻头湿式打眼，打锚索眼时，竖起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内，观察围岩，定好眼位，使锚杆机和钻杆处于正确位置，钻机开眼时，要有两人扶钻机，一人操作，先开气腿使钻头顶住岩面，确保眼位正确；

操作者站立在操作臂长度以外，分腿站立，保持平衡；

先开水后开风，开始钻眼时用低速钻进，随着钻孔深度的增大调整合适的转速，直至初试钻杆钻进到位，然后接钻杆完成最终钻孔。

退钻机时，要缓慢，操作要稳，锚索眼打完后，先关水，再停风。

（2）安装锚索

用锚索绳将树脂锚固剂分支送入锚索孔内，用锚杆打眼机进行搅拌，将专用驱动头尾部内六方插入锚杆机上，另一端套在锚索上，两人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速，后半程用快速，旋转约40秒直到将锚索推进孔内。

停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约1分钟后，缩下锚杆机。

树脂锚固剂凝固1小时后进行张拉和预紧上托盘工作，其顺序为：

①卸下专用驱动头和导向管，装上托盘锚具，并将其托至紧贴顶板位置，把涨拉油缸套在锚索上，使涨拉油缸和锚索同轴，挂好安全链，人员撤开，涨拉油缸前及锚索托盘下方2m范围内不得有人。

②开泵进行涨拉，并注意观察压力表读数，分级涨拉。

锚索涨拉预紧力200KN，达到设计预紧力或油缸行程结束时，迅速换向回程。

③锚索安装48小时后，如发现锚固不合格，必须进行补打。

六、工作面使金属工字钢棚安全技术措施：

工作面顶板在拓宽过程中，出现断层或顶板破碎带，打锚杆困难时，采用3.0m的长工字钢棚配木料对顶板加强支护，施工方法：

（1）施工人员进入施工地点，首先由班组长和安监员进行安全检查，确认安全后方准施工。

每次施工前及施工过程中坚持敲帮问顶制度，随时摘掉危岩悬矸，确保施工安全。

（2）采用木点柱、斜撑作为临时支护，木点柱、斜撑均采用φ180mm以上的优质圆木，木点柱、斜撑均支在硬底，有不低于200mm的柱窝，并用大锤打紧刹牢，严禁空帮空顶作业。

（3）施工时，严格现场标注位置自下向上进行扩修，金属工字钢棚沿走向使用。

（4）在工作面停止拉架后，把长工字钢棚的一端放在支架顶梁上，另一端则用单体支柱靠近煤壁侧支设，根据顶板的破碎情况，在工字钢棚的上方倾斜使用一架或两架工字钢棚，间距0.8米。

（5）棚腿采用2.8-3.15m的单体支柱，单体支柱穿铁鞋，初撑力不低于90KN，并拴好防倒绳。

（6）施工前必须在施工地点以上10米处采用两棵点柱配半圆木打好全封闭遮挡。

（7）施工前，先将金属棚及其它物料运至现场，严禁复棚与运料平行作业。

（8）施工时，严格执行先支后回制度，严禁空顶空帮作业。

严禁人员站在溜子内作业。

（9）施工过程中，施工点下方严禁人员逗留或工作并严禁人员穿行。

大块煤矸必须破碎，以防煤矸飞起伤人。

（10）施工过程中，要有专人进行监护观察顶帮情况，发现问题及时处理。

七、其它严格执行《煤矿安全规程》及《6195工作面作业规程》的有关规定。

第二部分扩绞车硐室安全技术措施

6195面撤除设备前，需在上出口处上帮扩绞车硐室，为确保施工安全特编制安全技术措施。

一、施工方法：

1、绞车硐室西帮与支架底座前沿一条线，施工时严格按中线施工。

2、绞车硐室净宽为2.8m，净高2.0m、深度4m。

3、硐室采用打眼放炮的办法、全断面一次成巷施工。

全断面一次打眼、一次装药，一次起爆，放炮爆落的煤采用人工装进输送机,通过工作面输送机运走。

二、钻眼爆破

1、钻眼机具：

ZY24-M型风钻2部，一部备用。

Φ22mm的六棱中空钢钎2套，Φ32mm的柱齿型钻头3个。

ZMS-60型风煤钻一部，上锚杆用。

2、施工前的准备工作：

施工前应先检查瓦斯，并进行敲帮问顶，摘除危岩悬矸，确保施工安全。

施工前应充分准备好所使用的钻具，如风钻、钻杆、钻头等。

风钻要完好，钻杆要直，水针孔要正，钻头应锋利，并要完整无损。

风水管接至工作面上出口，保证风、水使用方便、正常和安全。

3、打眼方法：

打眼时，严格按照炮眼布置图所标注的炮眼位置、间距、深度、角度进行打眼。

坚持湿式打眼，严禁干打眼、打自由眼。

4、爆破材料及方法：

根据现场实际情况，采用Φ27mm，每支重0.3kg，长度430mm的T-320型煤矿二级水胶炸药及1-4#毫秒延期电雷管进行起爆。

采用MFB-100型网络导通式发爆器进行起爆；

采用正向定炮，严禁反向定炮。

5、巷道光爆设计：

为保证掘出的硐室轮廓线平整，稳定性高，达到光爆要求，对光爆参数作以下选择。

（1）炸药采用Φ27×

430mm的T-320型煤矿二级水胶炸药，每支重0.3kg，长度430mm。

（2）雷管：

采用煤矿许用毫秒延期电雷管。

（3）联线方法：

采用串联。

（4）掏槽眼采用楔形掏槽。

（5）周边眼：

光面爆破时，当炮眼密集系数K=E/W=0.8-1.0时，能提高爆破效果,因此岩层中选择最小抵抗线500mm，周边眼距为500mm。

（6）打眼时，严格按照炮眼布置图中的眼位进行作业，做到“准、平、直、齐”的光爆打眼要求。

（7）爆破时，严格按照爆破说明书进行装药、联线、放炮。

爆破后，必须采用专用长把工具摘除悬矸危岩，达到要求断面规格后方准进行临时支护。

（8）爆破后，两帮必须采用手镐刷帮达到设计宽度后要用锚网带支护硐室迎头，确保巷道成型质量。

三、支护方法及质量要求

（一）工作面支护形式及支护参数选取

1、6195工作面绞车硐室形状为矩形，断面规格：

净宽2.8m，净高2.0m，巷道采用锚网带支护做永久支护；

巷道顶板、两帮锚杆采用Φ20-2200mm的全螺纹钢等强锚杆，锚杆间、排距为0.8×

0.8m，每根锚杆采用二支MSK28/500型树脂锚固剂进行锚固。

（二）支护方式

采用锚网带作永久支护。

1、支护方法

（1）临时支护

迎头采用三棵戴帽单体支柱作为临时支护，单体支柱沿走向均匀支设，柱距0.8m，帽的规格为长0.8m，厚度不小于0.1m的半圆木，支柱初撑力不低于50KN，并拴好防倒绳，支柱至迎头的端面距不得大于0.3m，循环进尺0.8米。

（2）永久支护

采用锚网带作永久支护，顶板采用Φ20-2200mm的全螺纹钢等强锚杆配钢板锚盘、W护板压2.8m长的W钢带、金属网支护，两帮采用Φ20-2200mm的全螺纹钢等强锚杆配钢板锚盘、W护板压金属网支护，锚杆间、排距为800×

800mm；

每根锚杆采用2支MSK28/500型树脂药卷加长锚固；

金属网采用10＃以上镀锌铁丝编结的菱形金属网，规格：

7×

0.9m，其网孔规格为：

50×

50mm，网片之间采用专用串簧联网。

2、质量要求：

绞车硐室开门前，首先对开门点巷道进行加固，支设一梁三柱π梁加强支护，超前支护齐全，初撑力达到90KN。

（1）净宽：

中线至任何一帮允许偏差为0-±

200mm。

（2）净高：

允许偏差为0-±

300mm。

（3）锚杆安装牢固，托板紧贴壁面不松动，锚杆拧紧力矩达到400N.m，锚杆构件完好合格。

（4）顶板锚杆锚固力≥130KN，两帮锚杆锚固力≥70KN。

（5）金属网搭接严密、压实，网子拉紧不松动，网子之间采用串簧连严。

（6）锚杆间、排距：

800mm，允许偏差为±

（7）锚杆角度：

角锚杆允许偏差为±

5°

其它锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75°

（8）锚杆外露丝长度为15-50mm。

（9）锚固剂位置检测：

锚杆距眼口距树脂药卷外端距离为1100mm，允许偏差为±

（三）锚杆安装

1、打锚杆眼

（1）打眼前，首先按照中线严格检查工作面断面规格，不符合本措施要求时，必须先进行处理；

打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，摘掉危矸悬岩，确认安全后方可开始工作。

锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，其角度与巷道轮廓线或岩层夹角不小于75°

（2）顶板、两帮锚杆采用风钻打锚杆眼，采用0.8m、1.2m、1.8m，2.3