6号煤集中轨道巷.docx

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6号煤集中轨道巷

第一章概况2

第一节概述2

第二节编写依据2

第二章地面相对位置及地质水文情况3

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况3

第二节煤（岩）层赋存特征3

第三节地质构造及水文地质3

第四节水文地质3

第三章巷道布置及支护说明5

第一节巷道布置5

第二节支护设计5

第三节支护工艺9

第四章施工工艺13

第一节施工方法13

第二节凿岩方式13

第三节爆破作业13

第四节装、运岩（煤）方式13

第五节管线及轨道敷设14

第六节设备及工具配备15

第五章生产系统16

第一节通风系统16

第二节压风系统17

第三节防尘系统18

第四节防灭火18

第五节安全监测系统19

第六节供电系统19

第七节排水系统20

第八节运输系统20

第九节通迅系统21

第六章劳动组织及主要技术经济指标22

第一节劳动组织22

第二节循环作业图表23

第三节主要技术经济指标23

第七章安全技术措施25

第一节施工准备25

第二节“一通三防”管理25

第三节顶板管理28

第四节爆破管理29

第五节防治水管理35

第六节机电管理35

第七节运输管理38

第八节其它39

第八章灾害预防及避灾路线46

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置

本《作业规程》掘进的巷道为6号煤集中轨道巷，6号煤集中轨道联络巷自开门位置施工68米见6号煤，平推10米车场后，调巷方位按241°施工6号煤集中轨道巷。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为形成掘进6号煤系统通风、行人系统，满足生产运输、通风、行人的需要。

三、巷道设计长度、坡度、工程量及服务年限

巷道设计长度、坡度、工程量：

604m，顺6号煤煤层顶板掘进。

服务年限：

等同于矿井服务年限。

四、预计开、竣工时间

根据生产接续安排，本掘进工作面自2011年3月开工。

竣工时间约在2011年7月。

第二节编写依据

一、采区设计说明书及批准时间

采区设计说明书名称为《6号煤集中轨道设计说明书》，批准时间为2010年12月。

第二章地面相对位置及地质水文情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

1、6号煤集中轨道巷为6号煤掘进工作面首条掘进巷道，北临6号煤集中回风巷尚未开拓，西邻6号煤轨道大巷尚未开拓，南邻10号煤集中轨道巷尚未开拓，东临10号煤集中轨道巷。

2、巷道开门位置：

6号煤集中轨道联络巷施工68米见6号煤，平推10米车场后，调巷方位按241°施工6号煤集中轨道巷。

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

6号煤层顶板为泥岩，厚度为3.96m，黑灰色厚层状，主要成分为粘土质矿物；直接底板为砂质泥岩，厚度为3.29m，黑灰色厚层状泥质结构，主要成分为粘土质矿物；老底为灰岩，厚度为7.27m，深灰色厚层状，裂隙层被方解石脉充填，裂隙断面含有铁锈斑，加酸气泡剧烈，局部加有薄层泥灰岩。

位于太原组上部，上距4号煤层31.30～43.02m，平均35.62m。

根据井田内钻孔及井峒见煤点煤层厚度统计，煤层厚度0.90～1.53m，平均厚度1.32m，含0～2层夹矸，结构简单，属全井田稳定可采煤层。

顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩。

井田周边ZL4-1厚度达最大为1.53m,在井田外41号钻孔煤层厚度0.15m。

附图1：

煤岩层综合柱状图（1：

200）

第三节地质构造及水文地质

一、地质构造

1、井田构造总体为一单斜，地层走向北西～南东，倾向南西，地层倾角一般3°～8°之间，局部地段倾角较陡，达到16°。

根据4号煤开采情况，6号煤地质构造较简单。

2、地质构造简单，但掘进时要特别注意，如果发现淋水变大，要停止工作，汇报相关领导进行处理，安全后方可掘进，严格执行“有掘必探、先探后掘”的探放水原则。

第四节水文地质

一、水文地质情况

石炭系太原组碎屑夹碳酸岩岩溶裂隙含水层：

岩性为石灰岩（L5、L4、L1）组成，彼此之间隔以泥岩及少量砂岩。

单位涌水量0.00026～1.24L/s·m，渗透系数在0.00275～8.53m/d，水位标高874.93～1044.00m，富水性弱—强，水质属重碳酸盐—硫酸盐型，为软的淡水。

井田内6号煤层最低底板标高高于奥灰岩溶水水位标高，6号煤层不受奥灰岩溶水的影响。

6号煤层位于4号煤层下30m左右，之间主要岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩，裂隙不发育，为隔水性较好的岩层，6号煤层直接顶为泥岩～L5灰岩，该层灰岩致密坚硬，富水性弱，6号煤层矿井充水因素与4号煤层基本相同，根据比拟法预计巷道涌水量：

根据山西恒安益煤业有限公司开采4号煤层，生产能力9万t/a时，矿井正常涌水量8m3/d，最大涌水量10m3/d，富水系数为0.029～0.037m3/d。

预计6号煤集中轨道巷正常涌水量8m3/d，最大涌水量10m3/d，富水系数为0.029～0.037m3/d。

二、瓦斯

1、地质资料及历年瓦斯等级鉴定

根据井田内10-1、10-2、10-3号钻孔煤芯瓦斯样资料，评见表2-1-7：

煤层号

钻

孔

号

干燥无灰基含量

ml/g

煤中自燃瓦斯成份粉前（%）

取样深度

（m）

瓦斯分带

CH4

CO2

N2

C2-C8

CH4

CO2

N2

6

10-1

0.72

0.12

0.68

59.28

7.00

33.72

0.000

48.50-48.70

氮气—甲烷带

10

10-1

0.02

0.32

0.98

4.14

38.19

57.67

0.000

82.00-82.20

氮气—二氧化碳带

10-2

0.12

0.08

1.32

17.30

8.56

74.14

0.000

144.80-145.00

氮气带

10-3

0.19

0.14

1.38

21.79

9.10

69.11

0.000

82.30-82.50

氮气—甲烷带

据山西省煤炭工业局晋煤安发[2009]88号文件《关于吕梁市2008年度30万t/a及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，原菁蒿焉煤业10号煤层2008年度矿井瓦斯相对涌出量2.16m3/t，绝对涌出量0.06m3/min，二氧化碳相对涌出量2.88m3/t，绝对涌出量0.08m3/min。

泰宁煤业10号煤层2008年度矿井瓦斯相对涌出量1.85m3/t，绝对涌出量0.19m3/min，二氧化碳相对涌出量3.11m3/t，绝对涌出量0.32m3/min。

综上所述，井田内6、10号煤层均为低瓦斯矿井。

三、煤尘

根据原恒安益煤业2009年10月19日采取的4号煤层煤样，经山西煤矿矿用安全产品检验中心检验，4号煤样的煤尘有爆炸性危险性。

根据2010年2月5日永聚煤业10号煤层检验报告，检验单位山西煤矿矿用安全产品检验中心，火焰长度为5mm，加岩粉用量45%，煤尘有爆炸性危险性。

综上所述，井田内4、6、10号煤层煤尘均有爆炸性危险性。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1、6号煤集中轨道巷为6号煤掘进工作面首条掘进巷道，北临6号煤集中回风巷尚未开拓，西邻6号煤轨道大巷尚未开拓，南邻10号煤集中轨道巷尚未开拓，东临10号煤集中轨道巷。

2、巷道开门位置：

6号煤集中轨道联络巷施工68米见6号煤，平推10米车场后，调巷方位按241°施工6号煤集中轨道巷。

巷道平面位置图见附图2

剖面图见附图3

第二节支护设计

一、巷道断面

6号煤集中轨道巷：

断面荒宽4.4m,净宽4.2m荒高2.8m,净高2.6m

巷道支护图4（1:

50）

二、支护方式

1、①临时支护形式：

（1）采用前探梁作临时支护，前探梁使用长度不低于3.5米的π型钢或钢管制作，严禁使用弯曲变形的前探梁；使用四根前探梁间距0.8—1.2m。

前探梁前端方木使用两根，超前支护距两帮端面距不超过0.3米。

悬挂前探梁的锚杆必须留有足够的丝扣，丝扣长度40-80mm，前探梁、吊环、吊梁器的强度要与前探梁的强度相匹配。

人员必须在前探梁的有效掩护下作业。

前探梁到迎头的端面距不超过0.3米。

该区段前探梁方木规格：

长×宽×厚=2m×0.15m×0.15m或用前探梁每两根分别放方木。

临时支护顺序：

（1）迎头放炮后，洒水降尘；

（2）用长把工具（≥2m）敲帮问顶，摘除迎头危矸悬岩；（3）松前探梁方木木仨，拿下方木；（4）松前探梁木仨，将后面一个前探梁吊环移至前排上紧，前移前探梁，其中一根前探梁端面距迎头不大于300mm，另一根前移至不影响放方木和放钢带、铺网为原则；（5）往前探梁上放后边一根方木；（6）往前探梁上放前边一根方木，往前探梁及方木上放钢带，铺顶网；（7）前探梁连同钢带、网一同托起，将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm；（8）根据锚杆间排距和巷道中线将钢带调整到合适位置，涨紧网使两帮余量对称；（9）用板枇、木仨紧好前探梁方木，用木仨固定牢固前探梁。

当顶板不适于用前探梁时，可采用初喷作为临时支护。

②临时支护形式：

顶板完整时采用初喷做临时支护，初喷30mm至迎头，初凝20分钟后进入迎头作业。

特殊情况的临时支护：

如顶板完整初喷作为临时支护，如顶板破碎，初喷厚度为50mm至迎头，若顶板非常破碎时，放炮前打设2-3根超前锚杆作辅助临时支护。

临时支护顺序：

（1）放炮通风洒水降尘后；

（2）用长把工具（≥2m）敲帮问顶，摘除迎头危岩悬矸；

（3）初喷30mm，初凝20分钟后进入迎头作业。

特殊情况下的临时支护形式：

当顶板破碎难以控制时，必须采用超前锚杆加强支护。

超前支护是在每次放炮前，紧贴迎头向前以与顶板45°夹角施工两根直径18mm长度不低于2000mm的全螺纹钢等强锚杆（此超前锚杆可采用回收整直的锚杆），锚杆间距0.8—1.2米，锚杆末端用铁托盘配水泥托盘或铁托盘配木托盘联合紧固。

2、永久支护：

顶部使用4.2m“W”型钢带（规格：

长×展宽×厚＝4200×163×3ｍｍ），顶部网使用8＃铁丝编制的金属菱形网帮部使用10#铁丝网，并每隔200mm用14#铁绑丝双股扭牢一处。

帮网采用金属菱形网支护，网孔规格50×50ｍｍ，顶板锚杆采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护顶，帮部采用钢筋梯子梁压网支护。

两帮部锚杆均采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护帮，帮部煤体坚硬时可不打设钢带和梯子梁。

永久支护完成后需进行喷浆，要求喷浆厚度达到100mm。

3、火药硐室的临时支护形式：

①施工火药硐室时，放炮前在顶板永久支护下作业，放炮前临时支护最大控顶距不大于0.3m，放炮后临时支护最大控顶距不大于1.3m。

放炮后优先采用前探梁作临时支护，前探梁使用长度不低于3.5米的π型钢或钢管制作，严禁使用弯曲变形的前探梁。

采用两根前探梁，前探梁间距0.8～1.2m之间，前探梁上使用专用方木，一般情况下最好使用两根。

超前支护距硐室两帮端面距不超过0.3米，前探梁前端到迎头的端面距不大于0.3米。

当顶板不平原支护锚杆吊挂前探梁吊环后，无法窜前探梁时，采用40T溜子链子固定在原支护锚杆上，溜子链需另加螺帽固定，另加的螺帽必须满丝。

前探梁上方用木料及方木等与顶板钢带接实。

前探梁吊环用与前探梁等强度的钢板制作，放炮后施工人员必须在前探梁的有效掩护下作业。

前探梁方木规格：

长×宽×厚=1.7m×0.15m×0.10m。

临时支护顺序：

①硐室迎头放炮后，洒水降尘；②用长把工具（≥2m）敲帮问顶，摘除硐室迎头危矸悬岩；③在巷道内固定吊环、窜前探梁；④其中一根前探梁端面距硐室迎头不大于300mm，另一根前移至不影响放方木和放钢带、铺网为原则；⑤往前探梁上放后边一根方木；⑥往前探梁上放前边一根方木，往前探梁及方木上放钢带，铺顶网；⑦前探梁连同钢带、网一同托起，将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm；⑧根据硐室内锚杆间排距和硐室中心线将钢带调整到合适位置，涨紧网使硐室两帮余留量对称；⑨用板枇、木仨紧好前探梁方木，用木仨固定牢固前探梁。

当无法使用前探梁时可使用点柱或木点柱作临时支护，点柱数量以现场实际为准，但至少保证不少于2棵，点柱打在硬底上，在原巷道永久支护下攉矸（或煤），边攉煤、矸边支护点柱，当攉至空顶区时，每往里攉0.5m成对支设两棵点柱，点柱上部用木托盘与顶接实，木托盘规格长×宽×厚不小于200×200×30mm。

待由外向里攉至0.9m时利用两棵点柱和木托盘将硐室钢带托起，点柱和木托盘应布置在钢带两孔之间的空档内。

当钢带下的点柱升紧后。

可将原距永久支护0.5m处的点柱倒掉。

临时支护的施工过程应由经验丰富的老工人指导施工。

4、开关硐室的临时支护形式与火药硐室的临时支护形式相同。

永久支护：

顶部使用钢筋梯子梁，顶部网使用金属菱形网，金属网时每隔200mm用14#铁绑丝双股扭牢一处。

帮部使用钢筋梯子梁压金属菱形网。

火药硐室、开关硐室永久支护：

顶部使用钢筋梯子梁，顶部网使用金属网，金属网时每隔200mm用14#铁绑丝双股扭牢一处。

帮部及内壁使用钢筋梯子梁护帮。

开关硐室、火药硐室顶部采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护顶。

帮部、内壁均采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆。

5、施工过程中遇顶板破碎带、断层破碎带、复合顶板施工时巷道加强支护的措施：

①正常情况下布置锚索打设在巷中每3米打设一根，当顶板破碎时，隔排布置一根锚索，锚索之字形布置，锚索距顶板钢带端头1m。

采用锚索托梁，并垂直顶板钢带，锚索绳向巷道两侧倾斜，与铅垂线的夹角10°，锚索拖后放炮前迎头的距离不大于3.0m。

②当顶板破碎严重时，每排布置一根锚索，锚索之字形布置，锚索距顶板钢带端头1m，采用锚索托梁，并垂直顶板钢带，锚索绳向巷道两侧倾斜，与铅垂线的夹角10°。

锚索拖后放炮前迎头的距离不大于2.0m。

当顶板破碎且有淋水区段、顶板破碎有下沉迹象或锚杆锚固在煤中时，锚索按“五花”布置，两侧的锚索距顶板钢带端头分别为1m，中间布置的锚索布置在巷中，为避免前探梁妨碍，允许偏移100mm。

锚索拖后放炮前迎头的距离不大于2.0m。

复合顶区段施工时，采取打设一顶板探眼探明上分层赋存情况；顶板以上3m以内范围有复合顶（有上分层或弱面），若顶板较完整时，隔排布置一根锚索，之字形布置，拖后拖后放炮前迎头的距离不大于3.0m；若复合顶板区段顶板破碎时，每排布置一根锚索且拖后放炮前迎头不大于2m，顶板破碎严重时五花布置锚索且拖后放炮前迎头不大于2m。

当顶板永久支护锚杆锚在煤中时，采用加长锚杆支护，锚杆看煤层厚度选取长度。

当断层破碎带有淋水区段、复合顶板破碎段、顶板下沉严重、已施工巷道变形严重、出现钢带撕裂、锚杆撸帽等现象、采用五花锚索仍不能有效控制顶板下沉时，采用复棚加强支护。

当迎头补打锚索后，能有效控制顶板下沉，掘进过程中，每天对该薄弱地点进行顶底板移进量观测，根据观测情况，确定是否需要复棚，复棚拖后迎头不大于20米。

当迎头补打锚索后，仍不能有效控制顶板，复棚根前探梁施工。

6、质量要求：

①净宽4200mm,允许偏差0-+150mm，净高2.6m，允许偏差0—+200mm。

②锚杆安装牢固，托板紧贴壁面，不松动，锚杆予紧力达300N.ｍ，锚索张拉予紧力应控制在80—100KN，锚索安装48小时后，锚索张拉予紧力应达到200KN，如发现予紧力下降，必须及时补拉。

③锚杆间排距：

顶板锚杆间排距为800mm×800mm；两帮锚杆间排距均为800×800mm，顶帮锚杆间排距允许误差均为±100mm；

④锚杆锚固力顶板达到130KN，帮部锚杆锚固力70KN。

⑤网搭接严密压实，锚盘压网紧贴岩面。

⑥顶板靠巷道两帮的锚杆，必须向巷道两帮倾斜，锚固端距各自邻近帮距离不大于400mm，并与钢带连接；巷道两帮肩角锚杆距巷道顶板不大于400mm，倾斜角度根据顶板倾角调整，保证锚固端在顶板岩石中，底板为煤层时，巷道两帮最下一排锚杆距巷道底板不大于300mm，起底掘进煤层底板为坚硬岩石时，最下一排锚杆锚至煤层底板岩石，距巷道底板不大于600mm，与水平线夹角为10°-30°夹角，锚固端位于底板岩石中。

⑦锚杆外露长度30-50mm，锚索外露长度不大于200mm。

附一：

锚带网施工支护设计

根据同类巷道矿压观测的支护参数、两帮移进量，本巷道选用¢18mm,L=2000mm全螺纹等强锚杆。

一、确定原则是使锚杆的约束作用合理分布，从而在保证支护效果的前提下，为提高成巷速度创造条件，为此，需考虑围岩的完整性。

1、顶锚杆间排距几何平均数：

d=1/2K锚K护[3I/（2I+1）+（2f-1）/（2f+1）]

K锚---锚固方式系数，顶板采用树脂加长锚，取K=1.03

K护---护顶方式系数，铺设金属网加“M”钢带，取K=1.05

I---直接顶整体系数

Ⅰ：

整体性很好I=0.9Ⅱ：

整体性较好I=0.75Ⅲ：

整体性一般I=0.60

Ⅳ：

整体性较差I=0.45Ⅴ：

整体性很差I=0.30

根据现场直接顶情况，取I=0.45f——顶板岩性（普氏系数），取f=５

则：

d=0.5×1.03×1.05×[（3×0.9）/（2×0.9+1）+（2×５-1）/（2×５+1）]

=0.９

顶板锚杆根数：

n=B/dB——巷道荒宽，在净宽4.2米巷道中，取B=4.4米

则n=4.4/0.8=5.5　取n=6

3、顶板锚杆间距：

D=（B-0.4）/（n-1）=（4.4-0.4）/（6-1）=0.8m取D=0.8m

4、顶板锚杆排距：

P=d2/D=0.82/0.8=0.8m取P=0.8m

5、检验：

D=0.8m

顶板间排距为：

800mm×800mm。

二、两帮锚杆间排距计算

1、帮锚杆间排距几何平均数：

d=1/2K锚K护[3I/（2I+1）+（2f-1）/（2f+1）锚，取K=1.0

K护---护帮方式系数，铺设金属网加Ｍ钢带，取K=1.0

K锚---锚固方式系数，两帮采用树脂加长1.05

I---直接顶整体系数Ⅰ：

整体性很好I=0.9Ⅱ：

整体性较好I=0.75

Ⅲ：

整体性一般I=0.60Ⅳ：

整体性较差I=0.45Ⅴ：

整体性很差I=0.30

根据现场煤层性质，取I=0.6f——煤岩性（普氏系数），取f=４

则：

d=0.5×1.05×1.0×[（3×0.75）/（2×0.75+1）+（2×４-1）/（2×４+1）]=0.8

2、帮锚杆根数：

n=H/d

H——巷道荒高，在净高2.6米巷道中，取H=2.8米。

n=2.8/0.86=3，取n=3，

3、帮锚杆间距：

D间=（H-0.8）/（n-1）=1.7/（3-1）=０.85m取D间=0.8m

4、帮锚杆排距：

取D间=0.8m时D排=d2/D间=0.82/0.8=0.8m

所以：

取D排=0.8m

5、检验：

D间=0.8m≤L/2=2/2=1mD排=0.8m

帮锚杆间排距为：

800×800mm

第三节支护工艺

一、支护材料：

1、锚杆及锚固剂：

锚杆采用φ18mm、L2000mm金属全螺纹钢等强锚杆，锚固剂为φ28mm，L＝350mm，锚固方式加长锚，每根锚杆配2根树脂药卷，穿煤层、有淋水及顶板破碎时每根增加一根树脂药卷。

锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为30～50mm.

2、金属菱形网用10号及以上的铁丝制作，网格要均匀。

二、锚杆安装工艺

1、打锚杆眼

打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程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，找掉活矸、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，眼向垂直岩面，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，严格按锚杆长度打眼，深度1.7m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。

打眼时，必须在有效支护下操作。

打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。

2、安装锚杆

安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。

吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风动锚头卡住螺帽，开动风动锚头，使风动锚头带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去风动锚头，搅拌旋转时大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于300N·m。

三、锚索施工：

1、锚索的质量要求：

锚索托梁应紧贴岩面、不松动。

单根锚索设计锚固力应大于150KN涨拉时，如发现锚固不合格时，必须及时补打。

锚索外露长度不大于200mm。

每根锚索使用5块树脂锚固剂，锚索最小锚固长度不小于1.5m，锚固方式为加长锚。

锚索使用直径不小于17.2mm。

⑴直径：

17.2mm，每米重量：

1.102kg/m，级别：

270K，强度:

1860N/mm2截面积：

140.00mm2，延伸率：

≥3.5%，最低破断负荷260KN，执行标准：

ASTMA416-90G托盘：

规格尺寸不小于230mm×230mm（方形）或φ230mm（圆形）；若选用平板托盘，托盘中心孔径比钢绞线公称直径大2-4mm。

托盘强度要与锚索强度相匹配，托盘承载力应不小于锚索设计承载力的1.5倍。

托盘视现场情况定锚索托梁可采用工字钢制作强度符合要求。

2、打设、安装锚索的正规操作：

①先备齐机具及有关材料，检查施工地点支护状况，只有在支护状况良好，无片帮冒顶危险状况下方可施工，否则，必须自外向里先加固好施工地点附近10米内顶板两帮，严防片帮冒顶伤人，并在有效的支护下施工锚索。

②打锚索眼时，根据锚孔设计位置要求，确定眼位，并做出标记，竖起锚杆机，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，要扶稳钻机，先升气腿，使钻头顶住岩面，确保开眼位置正确。

③开钻:

操作者站立在操作臂长度以外，先开水，后开风，开始钻眼时，用低钻速，随着钻孔深度的增大，调整到合适钻速，直到初始锚孔到位。

④打锚索眼时，要注意观察钻进情况，有异常时，必须迅速闪开，防止断钎伤人，锚杆机2m以内不得有闲杂人等；⑤钢铰线旋向应与搅拌工具旋转方向相反。

⑥退钻机，接钻杆，完成最终钻孔。

⑦锚索眼、五花布置时中间的那根必须与巷道岩面垂直，其余锚索眼要与铅垂线的夹角呈30°向巷道两帮打设。

所有锚索眼眼深误差为±50mm，偏差为±150mm。

⑧锚索眼打完后，先关水，后关风。

⑨安装、锚固锚索，将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底，用锚杆打眼机进行搅拌，前半程用慢速后半程用快速，旋转约40秒。

⑩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小时后进行涨拉和予紧上托盘工作。

涨拉时，涨拉缸前不得有人，人员必须撤至3m以外。

3、打设及安装锚索托梁的程序及安全措施：

安装锚索托梁时，可由一施工人员托起托梁，锚索绳通过托梁孔后，另一施工人员将锚具穿过锚索绳，通过锚具临时固定住托梁后，施工人员闪开5m以外，然后进行涨拉，初步涨紧后、停止涨拉，然后将托梁调正，进行二次涨拉、直至达到设计锚固力。

4、矿用锚索钢绞线、索具和其它附件应符合中华人民共和国煤炭行业标准MT