回风石门作业规程.docx
《回风石门作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《回风石门作业规程.docx（34页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
回风石门作业规程
第一章、工程概况
一、矿井概况、+1098回风石门掘进工作面情况
（一）矿井概况
晴隆县中营镇仁禾煤矿为“五证”齐全的生产矿井，设计生产能力30万吨／a，为瓦斯矿井（M04在+1110M水平以上无突出危险性）。
井田面积1.357km2,开采煤层11层（M04、M05、M7、M8、M10、M14、M23、M24、M25、M28、M29），平硐、暗斜井开拓，并列式通风。
矿井划分为上、下煤组进行开采，上煤组为4、5、7、8、10、14号煤层，下煤组为23、24、25、28、29号煤层。
先采上煤组，后采下煤组。
上、下煤组之间采用石门联络，各煤层之间采用正、反石门联络，联合布置，分煤层开采。
上煤组划分为一个水平，两个采区进行开采。
水平标高+1099m。
+1099m标高以上为一采区，+1099m标高以下为二采区；下煤组划分为两个水平，三个采区进行开采。
水平标高+1099m、+883m。
下煤组+1099m标高以上为三采区，+1099-＋883m标高为四采区，+883m标高以下为五采区；采区分界线以水平标高为界；开采顺序为先采上煤组，后采下煤组；上煤组先采一采区，后采二采区，区段下行式开采。
同一区段内先采4号煤层，后采5、7、8、10、14号煤层。
晴隆县中营镇仁禾煤矿构造复杂程度属中等型。
晴隆县中营镇仁禾煤矿水文地质条件为中等型。
根据2011年～2013年《矿井瓦斯等级鉴定报告》的批复，晴隆县中营镇仁禾煤矿为瓦斯矿井。
矿区无冲击地压现象。
本矿属地温正常型矿井。
（二）+1098回风石门掘进工作面情况
根据《仁禾煤矿开采方案设计》，+1098回风石门是一采区+1098回风大巷和10404运输巷的专用回风巷道。
《+1098回风石门掘进工作面作业规程》所涉及的工程：
+1098回风石门48m。
+1098回风石门开口于回风下山落平处测点C5，其开口中心点坐标如下：
X=2883976.349m，Y=35508981.014m，Z=+1097.700m。
方位：
31°38'31"。
工程量：
+1098回风石门长度48m。
支护方案：
全部采用（锚杆+网片+砼）综合支护法。
（三）+1098回风石门与相邻巷道位置关系
+1098回风石门为全岩穿层掘进（揭M04煤层后，进行+1098回风大巷掘进），巷道东部为井底联巷、水泵房通道和永久避难硐室，巷道西南为回风下山，与地面高差：
-297.80m。
二、巷道断面特征与工程量见下表：
+1098回风石门断面特征与工程量
巷道名称
断面
形状
净宽（M）
净高（M）
支护
形式
喷浆厚度
（mm）
S掘
（m2）
S净
（m2）
走向
（°）
坡度
（°）
工程量
（m）
上
下
底板起
轨面起
+1098回风石门
半圆拱
3.2
2.4
锚喷
100
7.26
6.58
32
+4‰
48
第二章、地质、水文、瓦斯
一、地质概述
（一）区域地层
仁禾煤矿矿区内出露由老到新有二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）、龙潭组（P3l）、长兴、大隆组（P3c+d），三叠系下统飞仙关组（T1f）、永宁镇组（T1yn）及第四系（Q），现简述如下：
峨嵋山玄武岩组（P3β）：
出露于矿山南边界外围，顶部为紫红色、绿灰色凝灰岩，厚5～10m；中下部为拉斑玄武岩及玄武质火山角砾岩，具气孔状、杏仁状构造。
厚250～400m。
龙潭组（P3l）：
出露于矿山中南部。
厚度410～450m，一般430m，共含煤40～50层，煤层可采总厚度约17.71m。
全组可分为三段：
第四段：
标一（1号煤层顶板）至标四（14号煤层底板），以灰色厚层状粉砂岩、细砂岩及煤层为主，所含煤层较稳定，含可采煤层5～8层，产动物化石。
地层厚度110～180m，一般130m。
第二、三段：
标四至标八石灰岩顶，以灰色细砂岩、粉砂岩及薄煤层为主，中下部含可采煤层4～6层，一般不稳定，全段以植物化石为主。
一般厚度220m。
下段：
标八至玄武岩顶，主要为粉砂岩、石灰岩及凝灰质泥岩，顶部有不稳定煤层1～2层，该段产大量动物化石。
一般厚度70m。
长兴、大隆组（P3c+d）：
出露完整，由浅灰色的泥岩、粉砂岩、泥灰岩和煤组成，富含动物化石。
所含煤层均不可采，地层一般厚度80m。
飞仙关组（T1f）：
出露矿山北部，由一套浅海相石灰岩、泥灰岩、钙质粉砂岩及泥岩组成，厚550m，共分两段。
一段（T1f1）：
绿灰色粉砂岩夹薄层细砂岩为主，浅灰绿色薄层状钙质粉砂岩及钙质泥岩次之，夹少量薄层泥灰岩，底部富产介形虫化石，厚约110m。
二段（T1f2）：
主要为紫色泥岩、粉砂岩、细砂岩夹薄—中厚层状石灰岩，一般厚度440m，分为四层：
a、（T1f2-1）：
为紫色、灰黄色粉砂岩、细砂岩夹少量钙质粉砂岩，一般厚度130m。
b、（T1f2-2）：
为紫色粉砂岩、细砂岩夹少量钙质粉砂岩，斜交层理，含大量的瓣鳃类动物化石，一般厚度110m。
c、（T1f2-3）：
为紫色泥岩及泥质粉砂岩，水平层理，含大量的瓣鳃类动物化石，一般厚度80m。
d、（T1f2-4）：
为下部紫色泥岩，夹少量钙质结核，上部为黄绿色钙质泥岩和薄层泥质灰岩，一般厚度90m。
永宁镇组（T1yn）：
出露于矿山北部边界以外，为灰色薄—中厚层状石灰岩，具缝合线构造。
第四系（Q）：
主要为冲积、残积、坡积砂土层，分布于矿山缓坡、沟谷地带，厚约0～40m。
（二）区域构造
矿区位于中营向斜东南翼南段，地层走向近东西向，仅西北渐变为北西向，倾向北，倾角20～25°。
地层倾角沿走向变化不大，顺倾向浅部为23～25°，深部为20～23°，剖面上表现为轻微波状起伏，除中营向斜轴从矿山西北隅穿过外，未见次一级褶曲。
矿山总体形态为单斜，地层倾角平缓，其构造复杂程度属中等。
矿山内共发现三条大断层，均分布在矿山南部边界附近，个别钻孔见隐伏小断层。
现将矿山的断层分述如下：
F1断层：
矿山内延伸长度800m，走向东西向，倾向北，倾角28～55°，最大断距在C13—507孔一带，为125.00～148.00m，为一正断层。
F2断层：
矿山内延伸长度600m，走向北东，倾向北西，倾角28～66°，断距50m，为一正断层。
F5断层：
矿山内延伸长度250m，走向北西，倾向北东，断距15m，为一正断层。
（三）煤系地层
1、地层特征
矿山内主要含煤地层为龙潭组：
为灰色厚层粉砂岩、砂质泥岩及煤层为主，全层厚度430m。
2、含煤性
龙潭组共含煤40～45层，煤层总厚约45m，含煤系数为11%；可采煤层及局部可采煤层10～14，其编号为1、4、5、7、8、10、14、23、24、25、26、28、29，可采煤层总厚约17.71m，可采含煤系数为6%。
（四）综合煤岩地层柱状图（见下图）
地层柱状图
（五）煤层顶、底板情况
4号煤层：
顶板为粉砂岩，局部为泥质粉砂岩，坚固性好，在矿山内属顶板较好支护的一层；底板为粉砂质泥岩或细砂岩，局部为泥岩，无膨胀底鼓现象。
（六）+1098回风石门掘进工作面地质说明（见下表）
+1098回风石门掘进工作面地质说明
采区
一采区
工作面名称
+1098回风石门
位置及界线
工作面标高+1097.700-+1097.850，全长48m。
同邻近采区及
地面关系
+1098回风石门为全岩穿层掘进（揭M04煤层后，进行+1098回风大巷掘进），巷道东部为井底联络巷、水泵房通道和永久避难硐室，巷道西南为回风下山，与地面高差：
-297.80m。
岩层情况
该巷道为全岩巷道，其岩性主要为粉砂岩、砂岩及泥岩。
构造情况
施工中会有小型断层出现。
水文地质情况
主要为裂隙水。
瓦斯及煤层情况
预计在遇构造带时瓦斯涌出量较大。
二、水文
（一）水文概况及水文地质类型
仁禾煤矿地处贵州高原西北部，属以剥蚀、侵蚀为主的中高山地形，山势与岩层走向基本一致。
矿山内总体地势中部高，南北低；飞仙关组地层分布地段地形较陡；煤系地层分布地段易风化剥蚀，形成缓坡低地。
最高点位于矿山东北部梨子垭山顶，海拔标高1582m，最低点位于矿山西南角拐点2附近，海拔标高约1245m，相对高差337m。
矿区内井、泉分布在村寨附近，涌水量受大气降水制约，旱季小，雨季略大。
矿区内无大的地表河流，仅在矿区西南角有一季节性的的雨源性小溪沟，旱季完全干枯，雨季水量较大，但本区地表高差大，地表水排泄条件良好。
矿区内最低侵蚀基准面位于矿山西南角拐点2附近，海拔标高约1245m，大部分煤层出露于侵蚀基准面以下，含煤地层富水性较弱，地下水补给条件差，但考虑到煤系地层有部分岩层为细砂岩和标志层灰岩，特别对14号煤层而言，在开采过程中，可能有淋水、滴水现象出现。
区内断层富水性及导水性中等。
总之，矿床充水属以大气降水补给为主的裂隙充水矿床，水文地质条件中等。
（二）充水因素分析
水患威胁程度表
水患类型
特征
威胁程度
备注
小窑水、老空水
浅部小窑和老空，采空客观存在
容易突水
主要水患
地表水
井口位于缓斜上，地面排泄条件较好
通过贯通裂隙进入井下充水，增加涌水量
水患威胁不大
顶底板裂隙水
煤层地层含有岩溶裂隙水
通过采动裂隙贯通上下含水层充水
主要水患
断层水
构成良好的充水通道
可能切穿上下含水层而导致工作面及巷道充水
次要水患
河流
不存在
不存在水患
综上所述，老窑水、采空水、顶底板裂隙水是本矿井主要充水水患，矿井水防治仍是本矿井灾害防治重点，必须引起高度重视，切不可大意。
晴隆县中营镇仁禾煤矿水文地质类型属中等型。
（三）+1098回风石门掘进工作面水患防治重点及水患威胁程度分析
1、裂隙水源（主要水患）
+1098回风石门在掘进过程中，会遇到小型构造，大气降水会顺煤岩层裂隙而下，对掘进工作面产生一定的水患威胁。
2、其它水源（次要水患）
+1098回风石门在掘进过程中，会遇到小断层，断层水会涌入该掘进工作面。
必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，采取探放水措施，杜绝透水事故发生，确保施工安全顺利进行。
（四）矿井涌水量
根据井底水泵房排水量统计，全矿井涌水量如下：
矿井涌水量测定表（单台水泵）
日期
排水时间（h）
涌水量（m3/h）
排水量（m3/d）
备注
2014、09、05
1.75
4.958
119.00
水泵工作效率按80%
2014、09、12
2.25
6.375
153.00
2014、09、19
2.50
7.083
170.00
2014、09、26
2.50
7.083
170.00
其中：
水泵型号：
MD85-45×6，扬程270m，流量85m3/h，110KW）。
根据原+1151运输车场掘进工作面水文资料，预计+1098回风石门掘进工作面涌水量为0.1m3/h-0.3m3/h.
为了确保+1098回风石门掘进时的安全，必须按照“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，采取探放水措施，杜绝透水事故发生，保证施工安全。
第三章、施工方案、作业方式、施工工艺
一、施工方案
风钻打眼，爆破落岩，绞车提升（地面1.6m大绞车提升至副平硐，经特殊防爆蓄电式电机车推运至地面，然后进行人工翻卸）。
采用短掘短支法。
支护方案：
全部采用锚喷支护。
二、作业方式
采用一次成巷法（短掘短支，炮眼深度1.8米，爆破效率按80%计算，每次掘支为1.44米），全部采用“锚杆+网片+喷射砼”综合支护法
若围岩稳定时，采取顺序作业法，即每次喷浆长度为15米，若围岩不稳定时，采取两掘一喷。
三、施工工序（详见附后作业循环图表）
掘进：
打眼→装药→爆破（采用二次打眼、二次装药，二次爆破）→通风→出碴、临时支护→锚杆+网片（每一步都需安全检查及处理）。
喷砼：
准备材料→冲洗岩面→喷基础→喷墙→喷拱（每一步都需安全检查及处理）。
采用“三、八”制，每班一个循环。
四、施工工艺
（一）掘进作业施工说明
1、施工前的准备：
（1）在井底联络巷北侧安装2台局部通风机，对井底联络巷的风门进行改造，在门框上部安装铁风门，并设好调节风窗。
即FBDNO-6.3/2×22KW（380m3/min-550m3/min）对旋式局部通风机2台，安装于井底联络巷北侧，距离+1098回风石门开口30米以外；风机距离巷道底板不小于30CM，风机要实现“三专两闭锁”（专用变压器、专用线路、专用开关和瓦斯电闭锁、风电闭锁）。
并安装专用开关，使其2台局部通风机能够自动切换；采用Φ800mm胶质抗静电、阻燃风筒，满足掘进工作面的通风要求。
（2）维修轨道下山及井底车场、井底联络巷的轨道、阻车器、防跑车装置。
（3）将“三条生命线”、风水管路等安设到位。
在井底联络巷、距离+1098回风石门开口25-40米处，安装一组（8个）符合要求的自救袋，每一个自救袋供风量不小于0.1m3/min。
同时，矿井“八大系统”要服务于该掘进工作面，随着该掘进工作面的推进而延伸。
（4）进行探放水工作。
（5）加固回风下山自+1098回风石门开口左右各5米范围内的支护。
（6）人员应进行岗前培训。
2、爆破作业
由于+1098回风石门为穿层掘进，根据我矿以往岩巷掘进经验，每循环炮眼布置34个，掏槽眼每眼装炸药3节，爆破效果较理想。
1）、巷道爆破原始条件见下表
巷道爆破原始条件表表2
名称
数量
名称
数量
岩层硬度f
6--8
炮眼利用率（%）
80
掘进断面（m2）
7.26
联线方式
串联
掏槽方式
楔形掏槽
瓦斯等级
瓦斯矿井
循环进度（m）
1.44
雷管型号
毫秒电雷管1--3段
炸药种类
三级乳化炸药
装药结构
正向
2）、爆破材料
（1）、炸药为三级乳化炸药，规格：
直径为32mm、重量为300g/卷。
（2）、雷管为煤矿许用1－3段毫秒延期电雷管，规格型号为DFM2－8/Z（8＃覆铜管），重量：
20g/发，导线长度为：
2.0m（±0.1m）。
（3）、封孔使用粘土炮泥和水炮泥。
（4）、装药结构：
正向装药结构。
（5）、起爆方式：
起爆使用MFB—100型煤矿安全发爆器放炮。
全断面采用二次打眼，二次装药，二次起爆，第一次为掏槽眼、辅助眼，第二次为周边眼、底眼。
（6）、联线方式为串联。
表3：
爆破说明书
爆破说明书
眼
号
眼
名
眼
数
眼
深
m
装 药 量
眼 角
封
泥
长
度
起
爆
顺
序
装
药
结
构
联
线
方
式
利
用
率
%
单 眼
合 计
水平
（°）
垂直（°）
节
kg
节
kg
1﹣6
掏槽
槽
6
2
3
0.9
18
5.4
76
0
满
Ⅰ
正向装药
串
联
89
7﹣15
辅助
9
1.8
1
0.3
9
2.7
0
0
满
Ⅰ
16－27
周边
12
1.8
2
0.6
24
7.2
88
88
满
Ⅱ
28－34
底
7
1.8
2
0.6
144
4.2
0
-3
满
ⅡⅢ
合计
34
65
19.5
掏槽方式为楔式掏槽法。
见炮眼布置图及装药结构图。
2）、装药要求
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，药卷聚能穴必须向孔底。
装药前必须将孔内清理干净，药卷间不得有岩煤及其它杂物。
不得使用非专用仪器检测雷管，雷管不得混合使用，抽取雷管时，只能拽线，不准拽管，雷管缠住，并将脚线末端扭结，任何情况下，不得解割雷管。
3）、起爆方式：
起爆使用MFB-100型发爆器起爆，联线方式为串联。
见炮眼布置图及装药结构图
爆破指标及参数
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
％
80
每米巷道炸药消量
Kg／m
13.54
每循环工作面进尺
m
1.44
每循环炮眼总长度
m／循环
62.4
每循环爆破实体
m3
10.45
每立方米雷管消耗
个／m3
3.25
炸药消耗量
Kg／m3
1.87
每米巷道雷管消耗
个／m
25
3、打眼
采用风钻湿式打眼。
（1）打眼前准备
①检查风钻各部件，确认完好后，将风管、水管与风钻联接牢固，送风并进行试运转，一切正常后方准作业。
②检查作业地点支护情况，进行敲帮问顶，确保作业安全。
（2）打眼操作
①严格按设计要求的眼位、眼深、角度进行打眼。
②打眼时必须指派专人监护帮顶。
③打眼时先慢钻进，待钻进50～100毫米后，再进行正常钻进。
④打眼时，操作人员必须做到袖口紧、领口紧、衣角紧，不准戴手套，不准敞怀，不准把毛巾露到衣领外。
⑤开眼或钻眼过程中，不准用手直接扶、托钻杆或用手掏眼口的煤、岩粉。
⑥当风钻发生转动困难或发生异常声响时，必须停止钻进，查找原因，及时处理。
⑦需要套钎时先停风、接钻杆时必须联接牢固
⑧气腿用力不能太猛，以免断钎伤人。
（3）收尾工作
①钻眼完毕，要用压风吹净眼内的煤、岩粉。
②风钻用完后，撤离作业地点，并将风、水管路盘放整齐。
4、采用三级煤矿许用安全炸药、毫秒电雷管，电雷管延时计算如下：
爆破材料：
毫秒电雷管和矿用乳化炸药（三级煤矿安全许用炸药）。
采用MFB—100型起爆器起爆，配用直径为1毫米的铜芯电缆作爆破母线，母线长180m。
（1）R母＝ρL/S=1.1908×10-7×180/3.14×0.00052=27.3Ω。
（2）串联电阻：
R串＝2.5×19（一次起爆最多雷管）=47.5Ω。
（3）总电阻R母＋R串＝27.3＋47.5＝74.8Ω。
（4）MFD—100型放炮器电压峰值为1800V。
（5）起爆电流：
I=U/R=1800/74.8=24.06A＞2A，起爆器选择合适。
联线方式：
串联
5、装配引药：
要在顶板完好、避开电气设备的安全地点进行装配，利用专门的绝缘工具扎眼，不能直接用雷管或用其它工具代替扎眼，不能将雷管斜插于药卷上；装好后，脚线要轻轻缠在药卷上，接头要扭接成短路。
6、装药联线：
装药前必须检查工作面的瓦斯浓度，如果瓦斯浓度超过0.8%时，要首先进行处理，等瓦斯浓度在安全范围内方可装药；药卷要轻轻地用竹杆推入眼孔，不得用力冲撞，脚线必须悬空，防治淋水，不得与金属物接触。
7、放炮：
放炮地点：
正常掘进期间放炮地点：
永久避难硐室。
揭穿煤层期间放炮地点：
地面。
当揭穿煤层放炮时，必须在地面放炮，并撤出井下所有人员，断开井下所有电气设备的电源（仅保留井底水仓、监控设备、局部通风机的供电电源）。
采用远距离放炮，放炮30分钟后，由安全员、瓦检员先行进入工作面检查瓦斯和其它安全状况，经检查确认无安全隐患后，方可准许其他人员进入工作面。
⑴撤人范围、设岗地点
撤人范围：
+1098回风石门、井底联络巷、井底水泵房通道、回风下山等。
设岗地点（共2处）：
岗1：
井底联络巷与井底水泵房通道连接处。
岗2：
+1151回风石门与回风下山连接处的+1151回风石门。
⑵断电范围：
+1098回风石门、井底水泵房、井底联络巷所有的电气设备（探水钻、水泵等，监控设备除外）。
工作面瓦斯浓度超过0.8%时，不能放炮；放炮员要在安全地点（有掩护的弯道或躲避硐室内）给电放炮，放炮母线长180米，放炮员要在距放炮地点300米以外的安全地点给电放炮，放炮时要在一切可能进入放炮地点的入口处设岗；并按照“三人连锁”放炮制度进行放炮。
放炮后，放炮母线要扭结在一起。
放炮器钥匙由放炮员随身携带，不得转交他人。
放炮时，工作面所有的人员应撤离至距离+1098回风石门掘进工作面放炮地点300米以外的安全地点（永久避难硐室内）。
8、瞎炮的处理：
线路问题造成的：
利用瞬发电雷管时要等5分钟，利用延期电雷管时要等15分钟方可进行检查。
其它原因造成的：
距瞎炮30CM平行打眼，重新装药起爆。
瞎炮要当班处理，处理不完的，必须要与下一班共同处理。
（二）运输
1、采用绞车提升（地面1.6m大绞车提升至副平硐，经特殊防爆蓄电式电机车推运至地面，然后进行人工翻卸）。
运煤（岩）路线如下：
掘进面人工装煤、岩至0.75m3翻卸式矿车→人工推车途径井底联络巷，至轨道下山井底车场挂钩处→轨道下山1.6m型绞车提升→副平硐特殊防爆蓄电式电机车推运至地面→人工翻卸。
运料路线如下：
地面人工装车→副平硐特殊防爆蓄电式电机车推运→轨道下山1.6m绞车下放→轨道下山井底车场→人工推车至井底联络巷→至+1098回风石门掘进工作面。
2、人力推车安全措施
（1）巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车。
（2）人力推车时一次只准推一辆车。
严禁在矿车的两侧推车。
同向推车的间距，在轨道的坡度小于或等于5‰时，不得小于10m；坡度大于5‰时，不得小于30m。
（3）推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物、从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室门口时，推车人员必须及时发出警号。
（4）不准在能自动滑行的坡道上停放车辆，确需停放时，必须用可靠的制动器将车辆稳住。
（5）矿车装料严禁超高、超宽（以不超出矿车内侧棱角沿为宜）。
（6）推车掉道时,在前、后要设置警戒,然后再进行处理。
（三）临时支护
1、打眼之前和放炮之后，应及时将前探梁前移到工作面迎头。
前探梁应利用3根9号工字钢制作而成，每根长4米，用专门的装置固定在锚杆上（3根工字钢的平行间距中-中不大于75CM），每根前探梁利用3个专门的装置固定在锚杆上。
临时点柱采用长2.5M单体液压支柱。
2、严禁空顶作业。
（四）锚网支护
一）支护材料规格
锚杆：
直径18mm螺纹钢，长1.8m。
锚梁：
直径14mm螺纹钢，长3.5m，每2两根焊接宽度60mm。
锚索（钢绞线）：
直径18mm，长6m。
锚杆托板：
边长12cm，厚5mm钢板，锚索托板：
长0.5米槽钢。
网片：
长2.0m，宽1.0m,由直径4mm钢筋焊接而成，网格边长100mm。
二）支护要求
1、锚杆布置方式：
锚杆呈矩形布置，排距（顺巷道延伸方向）0.800米，间距（顺巷道两帮范围）0.757米。
2、锚固剂数量
锚杆：
3条（320mm/条）/根。
3、托板、螺丝坚固。
4、锚杆外露长度不大于50mm。
三）锚杆施工说明
1、锚杆呈矩形布置。
2、锚杆方向：
打眼时要掌握好锚杆与煤岩层面的交角，在整体岩石中，应垂直巷道轮廓线，在层状岩石中应垂直岩层层面（夹角不小于75°）。
3、锚杆眼深度：
1950mm；间距757mm；岩层破碎或者不稳定时，要加密锚杆，间、排距可适当缩小。
4、锚杆、锚索眼打好后，必须用压风吹洗眼内的岩粉、碎块、积水。
5、每一个锚杆眼内的锚固剂不得少于3条（每条锚固剂长320mm）；螺丝要紧固，托板要紧贴岩面。
6、安装锚网时，要求搭接的长度不小于1个网格的长度。
四）锚杆、锚索打眼
采用普通单体锚杆机配备中空六方接长式钻杆和￠28双翼钻头湿式打眼.为保证孔深准确,可在起始钻杆上用白色或黄色油漆标出终孔位置.
1、钻眼前必须先敲帮问顶，敲掉活石，打好顶柱。
2、看线量边，检查有无欠挖部位。
钻眼前，必须
升级会员 