切眼掘进作业规程已修改.docx
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切眼掘进作业规程已修改
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系：
本面所掘进的巷道为22302切眼导硐，位于22盘区西部，东部为北翼三条主要大巷（回风、皮带、辅运），北部为未开采区域。
二、巷道用途：
形成22302回采工作面。
三、巷道设计长度、服务年限：
1、22302工作面切眼从22302风巷2F10点前30.8m（平距）为切眼导硐拨门中，按方位角N=207°、4°上山施工，设计长度：
160.6m（平距）。
2、服务年限：
22302工作面切眼安装完成，开始回采。
四、巷道性质：
本面所掘进的巷道为回采巷道。
五、预计开、竣工时间：
开工日期2015年1月，预计竣工2015年2月。
第二节编制依据
一、根据崔木煤矿生产技术部业务联系单（编号：
JSB-JJ-2015-001）和设计图纸，设计图纸：
2014年12月下发的22302工作面平面布置图。
二、根据地质部门提供的22302工作面地质说明书。
三、根据《煤矿安全规程》（2011版）、《煤矿安全质量标准化标准》、《安全生产岗位制》、《煤矿操作规程》等。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
22302切眼导硐位于井田西翼22盘区，西侧靠近井田煤层露头及风氧化带，北至设计的22303工作面（未开采区），东至北翼三条主要大巷（回风、皮带、辅运），南至设计的22301工作面（未开采区）。
工作面起止标高765～777m，平均倾向宽160.6，本工作面周边均为未开采区域。
井上下对照：
地面主要为山地、生产道路、沟壑、水系、陡坡等地貌，地面标高约1230.5-1323.0m；树木茂密，草本、灌木植被较为发育。
附图1：
22302切眼导硐施工预想地质平、剖面图
第二节煤（岩）层赋存特征
1、煤层赋存状况：
3煤:
黑色，沥青光泽，参差状，贝壳状断口，条带状结构，煤芯多为煤块，以半暗型煤为主；依据4个周边钻孔煤层厚度资料分析，最大煤厚为12.15m，最小煤厚7.3m，平均煤厚M=10.5m。
煤层产状变化较大，煤层倾向在50°～265°～325°之间，倾角2～9°,平均为4°左右。
煤厚变异系数γ=4.2%,可采性指数km=1，煤层综合评定为稳定煤层。
2、穿层情况：
22302切眼导硐设计为煤巷-半煤岩施工，巷道自3煤层拨门开窝，然后施工约82m时，预计将揭露煤层底板，并随施工进度，揭露煤层底板将呈逐步增加趋势，至贯通处，破底最大约2.3m。
3、煤、岩性：
设计巷道位于3煤层中施工，为煤巷施工，煤层为暗淡型-半暗淡型煤，条痕黑褐色，油脂光泽，沥青光泽，层里面有植物性化石，裂隙较发育，煤层厚度约为3～7m；煤层顶板为2.6～3m炭质泥岩，黑褐色，水平层理，可见植物化石；底板岩性为炭质泥岩约3.6-4.3m，黑褐色，水平层理，可见植物化石。
附图2：
22302切眼导硐地质综合柱状图
第三节地质构造
依据22302风巷实际揭露资料，2F9点前37m见正断层80°∠25°H=1m，预计22302工作面切眼在施工20m时，巷道左帮或将揭露该断层，受该断层影响使煤岩层整体下降约1m，导致切眼掘进至该处之前均为跟煤层顶板施工，过煤层后为留煤顶施工。
第四节水文地质
巷道设计位于煤岩层中施工，局部可能出现少量顶板顺锚杆（索）孔淋、滴水现象，或受断层导水影响，预计掘进期间单孔涌水量约0.5-2m3/h。
第三章巷道布置及支护设计
第一节巷道布置
22302切眼全宽为9.0m，先进行切眼导硐施工，后进行刷宽至设计规格，导硐拨门位于22302风巷2F10点前30.8m为切眼导硐中，按方位角N=207°、4°上山按中线留顶煤施工，巷道设计工程量160.6m（平距）。
巷道设计如有改动，以生产技术部业务联系单为准。
附图3：
22302切眼导硐巷道平面布置图
第二节矿压观测
根据《锚杆支护技术规范》的要求，该施工巷道要进行顶板离层监测，观测内容、目的及手段见下表：
矿压观测内容、目的及手段一览表
序号
观测内容
观测目的
测试手段
1
顶板离层
监测顶板稳定状况，及时采取安全措施
离层指示仪
2
螺母拧紧力
检查锚杆安装质量
扭矩扳手
3
锚索预紧
检查锚索安装质量
锚索张拉机具
矿压观测仪器一览表
序号
名称及规格
数量
备注
1
顶板离层指示仪
4
2
锚杆拉力计
2
1台备用
3
扭矩扳手
2
1台备用
4
锚索预紧器
2
1台备用
第三节支护设计
一、锚杆支护设计依据及思路
1.设计依据
锚杆支护设计依据的煤层顶板综合柱状图。
设计锚杆长度等参数引用的理论为悬吊理论、松动圈理论和锚杆支护强化理论。
2.设计的主要思路
由于巷道埋藏深度大，为了降低支护成本，使设计做到科学性和可靠性，本设计的主要思路如下：
根据工程类比法采用锚杆支护（类比22302工作面机、风巷已施工锚杆支护参数），顶板锚杆采用端锚，顶板锚杆杆体选用左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆配合菱形网、W钢带梁护表，帮部靠老塘侧选用左旋螺纹钢锚杆配合菱形网护表，帮部靠煤壁侧选用木垫板配合玻璃钢锚杆护表，配套平钢带，以便控制并适应煤帮的变形。
二、锚杆参数的确定
锚杆长度是锚杆支护参数中关键参数之一，就巷道支护整体而言，锚杆长度太短，其在巷道内所形成的加固厚度较小，难以承受围岩压力，不利于巷道的稳定。
1.锚杆长度的计算
按照经验公式计算
L=K（1.1+B/10）
L—锚杆杆体长度，m
K—围岩类别系数，（取1.2）
B—巷道跨度，取4.6
则L=1.2×（1.1+4.6/10）=1.872m
此外，设计的锚杆长度考虑巷道实际断面尺寸和施工技术条件的影响，根据计算结果，22302切眼导硐顶、帮锚杆长度均为1.9m以上，取锚杆长度为2.2m锚杆。
2.锚杆间排距的计算
采用经验公式计算
S≤L/2=2.2/2=1.1m
S—锚杆间排距
L—锚杆杆体长度
根据计算结果，锚杆间距不大于1.1m，因此确定22302切眼导硐锚杆间距800mm可以满足要求。
3.锚杆、梁、网的规格、材质的计算、选择与确定
由经验公式知，锚杆直径d=（L/100～L/110）=（0.022～0.02m）。
因此取d=22mm满足设计要求，由于22302切眼导硐处于Ⅲ类二型顶板，且服务年限在一年左右，而巷道顶压较大，由工程类比法，顶板锚杆杆体拟采用直径22mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，杆体抗拉屈服强度不小于320MPa，抗拉极限强度不小于500MPa，延伸率不低于16％；锚杆杆体尾部螺纹必须采用滚丝工艺加工。
顶帮均选用Φ22、L=2200mm左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆支护，顶板配合菱形网、W钢带护表，帮部配合菱形网、平钢带护表，顶板及帮部锚杆间排距800×800mm。
4.托盘的选择经分析比较，顶板采用碟型托盘，规格为150×150×10mm。
5.锚固剂、钻孔直径的选择与确定
经分析研究确定顶板与两帮锚杆均采用直径28mm的孔径，为了防止顶板的离层变形，顶板及帮部锚杆均采用1卷K2370型树脂药卷，凝胶时间快速为41s～90s，中速为91s～180s，搅拌时间均为10s～15s。
6.锚杆锚固力
巷道选用的Φ22mm的左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆极限载荷不小于160KN，锚杆抗拔力不小于锚杆极限载荷的50%，确定锚杆抗拔力不小于80KN。
三、锚索长度及锚固力
锚索的主要作用是把冒落拱中的岩石悬吊起来，在锚杆支护失稳时能悬吊冒落拱中岩石的重量，继续起作用，提高巷道维护的可靠性。
顶板冒落拱高度计算
根据公式
H——冒落拱高度，m；
h——巷道高度；取平均值，取巷中高3.5m；
a——巷道跨度之半，2.3m；
——煤体内摩擦角5°；
——顶板岩石的坚固性系数，3～6，取最小值3；
故计算可得冒落拱高度为1.817m。
2.锚索自由段长度
φ卷—药卷直径；
l—药卷长度；
φ孔—眼孔直径；
φ孔—锚索直径；
可得：
锚索自由段长度为1585.3mm。
3.锚索深入岩体长度：
L=H+La
式中:
La——为锚索锚固长度，mm；
H——锚索岩体内自由段长度。
锚固长度可按下列两个公式计算，La是按树脂与钢绞线的粘接强度计算的锚索锚固长度，Lb则是按树脂与孔壁岩石的粘结强度计算的锚索锚固段长度，选计算最大值。
按树脂与钢绞线的粘接强度计算的锚索锚固长度：
上式计算中:
K为安全系数，K=1.4；
Nt:
锚索设计载荷，Nt=120kN；
n:
钢绞线根数，n＝2；
d:
钢绞线直径，为17.8mm；
:
树脂与钢绞线粘结强度，MPa，τa=2MPa
按树脂与孔壁岩石的粘结强度计算的锚索锚固段长度：
上式计算中:
K为安全系数，K=1.4；
Nt:
锚索设计载荷，Nt=120KN；
D:
锚固体直径，mm，孔径D=28mm（药卷直径23mm）；
:
树脂与孔壁岩石（接触面钢绞线较大）粘结强度，MPa，τb=3MPa
选计算最大值，并参照国内外成功经验，取锚固长度不小于900mm。
根据以往的实际经验，选用规格为K2370型一卷、Z2370型一卷进行锚固，采用Φ28钻头打孔，则实际锚固长度为：
满足要求。
根据文件规定要求锚索施工应生根于顶板稳定岩层中，且生根长度不小于1000mm，由于直接顶厚度为最厚3.0m，锚索的长度根据钻孔探查取为6～8m满足要求。
4.锚索的排距确定
冒落拱最大面积大约为：
上述计算中，a＝2.3，h=3.5，H＝1.817，f＝3
按每排一根锚索布置，锚索直径确定为17.8mm，材料为钢绞线，破断载荷为363KN，则锚索排距：
D=Q/KSγ
式中：
Q——锚索悬吊力，363KN；
即：
取D=1.6m，锚索排距为1.6m，间距取1.6m，按照“三三”型布置锚索满足设计要求。
四、施工工艺
1.施工机具
顶板锚杆和锚索采用MQT-120型锚索钻机钻孔，采用锚索钻机安装锚杆和锚索，锚杆采用专用风动扳手进行二次紧固，二次紧固时间以注入锚杆等待固化480s后进行二次紧固，确保锚杆锚固力、螺母扭矩达到设计要求。
锚索采用FBD0.5×63型风动油泵进行张拉，确保锚索张紧力、抗拔力达到设计要求。
2.施工工艺
顶板锚杆施工：
钻孔→装入树脂锚固剂及锚杆→用锚杆将锚固剂推至眼底→用钻机连接锚杆→启动钻机连续搅拌20～30s→等待凝胶时间→铺网→上钢筋梁→紧固。
帮部锚杆施工：
钻孔→装入树脂锚固剂及锚杆→用锚杆将锚固剂推至眼底→用风煤钻机连接锚杆→启动钻机连续搅拌25～30s→等待凝胶时间→铺塑编网→上钢筋梯子梁→紧固。
锚索施工：
钻孔→装入树脂锚固剂及锚索→用锚索将锚固剂推至眼底→用钻机连接锚索→启动钻机连续搅拌20～30s→退下钻机→等待固化时间→张拉紧固。
根据实际地质条件，规定各控制指标的控制值。
序号
控制指标
控制值
1
顶板离层总量
40mm
2
左旋螺纹钢锚杆锚固力
80KN
3
玻璃钢锚杆锚固力
20KN
4
左旋锚杆螺母扭矩力
200N·m
5
玻璃钢锚杆螺母扭矩力
30N·m
6
锚索最大抗拔力
120KN
第四节支护工艺
一、巷道支护形式及断面
1、采用锚网梁索支护
22302切眼全宽为9.0m，先进行导硐施工，后进行刷宽至设计规格，导硐施工为矩形断面：
宽×高（净）=4.6×3.5m，S掘＝16.1㎡。
采用锚网梁索支护，巷道按中线、4°上山留顶煤施工。
2、巷道顶板破碎、过断层及锚网梁索支护不能满足安全支护要求时，另补充专项加强支护安全技术措施。
附图4：
22302切眼导硐巷道支护断面图
二、支护形式及支护材料
1、超前临时支护
临时支护采用戴帽点柱形式。
采用戴帽点柱作为超前临时支护，点柱采用DWB35-30/100型玻璃钢轻型单体，柱帽的规格为长×宽×厚=500×200×150mm优质木材，布置方式为双排矩形布置，每排两根，间、排距为1×1m（必要时间距根据现场施工需要布置），共4根，点柱必须打在实底上，无法打在实底上的要穿木鞋（木鞋规格为长×宽×厚=300×300×100mm的优质方木）。
打点柱时，每根点柱要由三人操作，找净活矸危岩后，由两人把单体液压支柱抬到指定地点扶起，底不实时，第三人垫好鞋；抬支柱的其中一人扶正支柱，另一人拿起柱帽放于柱杆顶端，活柱头要处在柱帽中间，单体液压支柱垂直巷道顶、底板。
升柱时将管路系统中的注液枪插入三向阀注油阀体，挂好锁紧套，操作注液枪，泵站高压液经注液枪顶开三向阀中的球形单向阀，进入支柱，迫使活柱升高，初撑力达到2.5Mpa。
若柱帽折断必须更换一块，戴帽点柱施工结束后，及时在点柱柱头处拴防倒绳，将所有点柱连成整体。
打锚杆钻孔、施工锚杆或打迎头进尺眼等时，不得碰松或碰倒点柱，否则重新打戴帽点柱。
支柱回收时，将卸载手把插入三向阀右阀筒的卸载孔中，转动卸载手把，迫使阀套、连接螺杆、注油阀体等整体轴向移动，压缩卸载阀弹簧，卸载阀垫离开左阀筒的密封面，卸载阀被打开，支柱内腔工作液，经左阀筒喷入迎头侧，活柱在自重和复位弹簧作用下回缩。
只有在迎头永久支护结束或将柱帽周围永久支护结束（因柱帽碍事）后，方可逐一拆除点柱。
单体液压支柱使用注意事项：
支柱使用时，应先升、降柱一次或二次，以排除缸体内空气；
将支柱卸载阀朝向迎头一侧，以保证人员安全；
绝对禁止用锤、镐等金属物体猛力敲砸支柱任何部位，以免损坏支柱；
不能将支柱水平放置作推移千斤顶用，尤其不能以支撑手把作为推移千斤顶的支点；
回撤下来的支柱，顶盖朝上立放，不得随意的抛置，防止煤粉进入支柱内腔。
临时支护所用的支柱、柱帽距综掘机15～25m，靠帮放在安全地点。
2、临时支护的技术要求
（1）严禁空顶作业。
（2）施工前，用长度不低于2m的专用找顶工具进行敲帮问顶，找顶工作应由当班班队长和一名有经验的工人担任，一人找顶，一人观察顶板，找顶人员要站在安全地点，观察顶板的人应站在找顶人员的对面安全地点，并要保证后路安全畅通，找净帮部、顶板活矸、危岩后，及时打设玻璃钢单体作临时支护。
（3）临时支护最大控顶距为1.9m（两排锚杆加300mm），若顶板不稳定，正规循环进尺不能保证顶板施工安全时，应逐排掘进、逐排支护。
附图5：
戴帽点柱临时支护图
3、永久支护
1）永久支护的形式、规格、材料
切眼导硐采用锚网梁索支护，顶部：
采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格为：
φ22、L=2200mm，每排布置6根，锚杆间排距为800×800mm。
锚杆托盘形状为蝶形，其规格：
150×150×8mm；帮部（老塘侧）：
采用左旋螺纹钢锚杆，规格为：
φ22、L=2200mm，每排布置5根，刷大侧采用玻璃钢锚杆，规格为：
φ20、L=2200mm，每排布置3根，锚杆间排距为1200×800mm,上部第一根锚杆距顶板300mm。
药卷均采用：
型号为：
K2370，每孔1卷树脂药卷。
切眼顶部锚杆采用W钢带梁支护，规格为：
4200×180×3mm；靠老塘侧帮部使用规格为3400×100×3mm的平钢带，刷大侧帮部玻璃钢锚杆与木垫板配合使用，木垫板规格为长×宽×厚=400×200×50mm。
切眼顶部及老塘侧：
采用10＃金属网支护，规格为长×宽＝14000×1000mm，网与网之间压茬不小于100mm，且每隔200mm用14＃铁丝双股扎紧，刷大侧帮部破碎、易片帮处挂菱形网，煤层稳定段可不挂网。
顶板锚索采用直径为Φ17.8mm钢绞线制作，长度为7300mm，间排距为1600×1600mm，每排布置3根，锚索应打在两排锚杆之间，每根锚索采用1卷Z2370型和1卷K2370型树脂锚固剂锚固，安装时先放快速药卷，后放中速药卷，锚固长度1400mm。
锚索托盘采用18#槽钢，L=360mm，在中间穿一个直径18mm的圆孔；锁具为QVM15-1单孔锁具，锁具与槽钢托盘之间加一块规格为长×宽×厚=100×100×6mm的平垫板。
锚索锚固力不小于120kN（34MPa），锚索外露长度为150～250mm。
每排锚索采用3400×180×3mm的“W”型钢带配合锚索进行支护，钢带垂直巷道中线布置。
2）永久支护技术要求
（1）锚杆的施工应拉线作业，间排距允许偏差±50mm，锚杆眼孔深度允许偏差0～-50mm，锚杆与巷道轮廓线法线夹角不得小于75°，螺母外露锚杆丝扣长度为15～40mm。
（2）锚索的施工应拉线作业，间排距允许误差±100mm，垂直于巷道顶板或巷道轮廓线，安装角度允许偏差±2°，锚索眼孔深度误差0～+50mm,外露长度150～250mm。
（3）锚索生根硬岩中的长度不小于1m，锚索生根硬岩中的长度不够时，加长锚索长度应以生产技术部业务联系单为准。
（4）每班施工前，巷道顶板永久支护距迎头不大于300mm。
（5）掘进施工最大控顶距不大于1900mm，巷道掘进后，在临时支护掩护下，顶部锚杆必须由外向里逐排逐根施工到迎头，每排锚杆由中间向两帮施工，施工好的锚杆孔必须及时安装锚杆。
（7）顶板锚杆必须紧跟迎头，逐排由外向迎头顺序施工，每排锚杆必须由中间向两帮顺序施工。
煤壁松软易片帮时应紧跟迎头；帮部最上端锚杆距顶板距离应为200～300mm；底脚锚杆距底板距离应不大于500mm，并且宜向底板倾斜150，倾斜锚杆宜与异形托盘配套使用。
过断层或顶板破碎时，要短掘短支施工。
（8）顶部W钢带垂直巷道中线布置，严禁吊斜，帮部钢带梁应垂直于巷道顶、底板，且与顶部钢带梁对齐，严禁错茬；帮、顶部锚杆、锚索均应成排、成行。
（9）施工帮部锚杆时，应先用风煤钻打最上一根锚杆眼，然后挂网、上钢带，安装树脂锚固剂及锚杆，紧锚杆螺帽，依次从上到下按照锚杆间距施工；帮部最上一根锚杆距巷道顶板不大于300mm。
（10）若巷道帮部煤、岩性较稳定，在确保不发生片帮情况下，帮部最上两根锚杆滞后迎头距离不得大于1.9m，下部锚杆滞后迎头不大于5排排距；锚索滞后迎头不大于5m，顶板破碎时应紧跟迎头，如巷道帮部易片帮，帮部锚杆必须紧跟迎头且一次性支护齐，严禁空帮、空顶作业。
（11）锚杆托盘将平钢带与菱形网压紧贴实煤（岩）面；帮、顶部钢筋梁要对齐、成排压茬长度不小于100mm,严禁出现错茬、吊斜。
（12）若顶板锚杆、锚索眼出水时，锚杆进行全长锚固，锚索间排距及时更改为1.2×1.6m，配合“W”钢带支护，并在淋水段安装顶板离层仪，同时在锚索眼旁边300mm处施工一个放水孔，放水孔应比锚索眼深500mm，采用导管排水。
（13）掘进工作面必须配备锚杆拉力计、锚索张拉器、扭矩扳手，用专用工具箱存放，且存放在指定地点，位置距迎头不超过100m。
（14）严禁用支护锚杆或锚索进行起吊物件、吊挂保险挡等工作。
如需使用，必须专门施工起吊锚索，起吊锚索必须满足起吊要求；起吊锚索规格φ7300，L=17.8mm；锚索每孔2卷树脂锚固剂，并做拉拔力检测，锚索拉力大于100KN并满足物件起吊要求时才可使用，不合格的外露部分必须截掉（需经现场安监员同意）。
（15）施工期间，施工单位如果发现锚网梁索支护巷道出现异常情况，例如：
顶板出现裂隙、顶板来压、遇断层、顶板离层仪的离层量大于临界值20mm等异常时，立即停止该巷道施工，安全撤离人员，并及时向生产技术部及有关领导汇报。
生产技术部负责组织地质、技术、安全监察部共同到现场进行鉴定，经矿总工程师批准后，再确定合理的支护参数或支护形式，然后恢复该巷道正常施工。
（16）锚杆及锚索锚固力：
左旋螺纹钢锚杆锚固力为80kN，锚杆扭矩：
200N·m；玻璃钢锚杆锚固力为20kN，扭矩力为30N·m；锚索孔内的树脂药卷锚固需养护15min后，再装托盘、锁具，并使托盘紧贴巷壁，用张拉千斤顶张拉，张拉力不小于设计预紧力120KN（34MPa）。
（17）班队长对锚杆（索）的施工质量负有现场管理责任，每根锚杆（索）要责任到人，
工作面现场必须建立锚杆（索）施工台帐，台帐由当班班队长填写、移交、管理，以便监督管理人员检查，填写时要做到内容真实；跟班队长负责对当班施工的锚杆（索）进行自检，当检测结果不符合设计要求时，必须立即停止施工并及时进行补打；每班应安排专人对所有破断或失效的锚杆（索）及时进行补打；每班交接班前，必须安排专人对松动的锚杆螺母及锚索锁具应及时进行二次紧固。
（18）锚杆逐排编号，锚索应逐根编号。
锚杆、锚索编号用白色油漆及时喷（写）在托盘上。
三、支护工艺
1、打锚杆眼
1）锚杆布置方式为正顶布置一根锚杆，然后向两侧均匀布置，墙基锚杆距底板距离不大于500mm，下扎角度不小于15°。
2）开工前，当班班队长必须对工作面安全情况进行全面检查，严格执行敲帮问顶制度，确认无危险后，方准人员进入工作面。
找顶结束后及时进行临时支护，严禁空顶作业。
3）根据设计要求，先检查巷道规格，然后再拉线定眼位打眼，眼位误差不得超过设计值的±50mm，垂直巷道轮廓线，角度误差不得大于±50，锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，深度误差0～-50mm。
4）打眼之前，应检查钻机所有的操作控制开关，均应处于“关闭”位置，所有通水通气管路确保清洁，以免损坏钻机。
5）先将顶部锚杆支护完毕后，再支护帮部锚杆。
打顶部锚杆时必须由外向里，由中间向两边进行。
如戴帽点柱占据锚杆位置，可以先施工其它锚杆，拆除戴帽点柱后再施工剩余锚杆。
6）必须采用湿式打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的岩粉、积水用压风清理干净。
7）锚杆眼的深度、间距、排距及布置形式要符合设计规定。
8）钻机打眼时，风压应控制在0.4～0.65Mpa，水压控制在0.6～1.2Mpa，钻机钻头要完好不堵塞。
9）钻机开钻时，应先给水后开风，停机时先停风后停水，钻机钻进时，钻机操作臂半径以内严禁有人，以防钻机突然停机手把摆动伤人。
10）钻机钻进时，不能用大力推进，以防卡钻；钻机收缩时，手不能触碰伸缩的气腿；钻机长时间不用时，应将机体内的水用压风吹干。
11）操作钻机者应注意机构的尾端，将操作臂置于身前右侧，且操作者距钻机机身的距离大于臂长，两腿分开站稳，扶稳钻机，钻机运行时，严禁用手摸钻机的钻杆。
12）在软岩条件下，钻机用高转速钻进，调整支腿推力，防止糊钻。
13）在硬岩条件下，钻机用低转速钻进，要缓慢增加支腿推力。
14）退钻机时，应关闭气腿进气，调小出水量，减慢转速，使钻机靠自重平稳地带着钻杆回落（接钻杆、完成最终钻孔），钻机回落时，手不得扶在气腿上，以防伤手。
2、安装锚杆
1）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，正对眼孔方向不得有人。
2）锚杆托盘周围的浮煤（矸）必须找掉、找平等，锚杆托盘应压紧钢筋网，使其紧贴巷道煤（岩）面。
3）对锚杆眼及锚杆的质量进行检查，发现有不符合要求的要及时进行处理。
4）按规定数量放入树脂锚固剂，提前将锚杆托盘、减摩垫圈、螺母上好后，用专用转换套筒将锚杆与钻机联接，开动钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，轻轻送入眼底，不可强推硬送，防止提前破坏锚固剂，并进行均匀搅拌，直至锚杆达到设计深度。
锚杆搅拌时间为25～40s，再等180s后（使用计时工具计时），方可撤去钻机；15min之后，必须用专用风动扳手对锚杆螺母进行二次紧固，以保证螺母扭矩力符合设计要求，扭矩达到200N·m，保证托盘压紧钢筋梁并使其紧贴煤（岩）面。
锚杆安装后1～2天应进行检查，发现托盘松动，及时进行二次紧固或重新补打。
3、打锚索眼
打眼前必须先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸危岩，确认安全，由班长拉线点好锚索眼后，方可开始施工，眼位误差±100mm，方向（钻孔轴线与设计轴线偏差
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