主变电所掘进作业规程终.docx
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主变电所掘进作业规程终
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称及位置
巷道名称：
山西华晋韩咀煤业有限责任公司主变电所及主变电所通道。
井下位置：
主变电所和主变电所通道位于井底车场左侧。
二、掘进目的及巷道用途
主变电所掘进目的是为了满足全矿井供电需要。
三、巷道工程量及服务年限
主变电所设计长度约69.48m，主变电所通道设计长度为56.98m。
服务年限为同矿井开采年限。
四、巷道类别、巷道层位及巷道坡度：
巷道类别：
开拓巷道。
巷道层位：
位于2煤层。
巷道坡度：
主变电所按-3‰施工43.83m后再按-4‰施工25.65m；主变电所通道暂定沿2煤层底板施工。
五、中腰线标定
1、巷道严格按照设计坡度掘进。
2、激光仪在使用过程中，队组跟班队干每班开工前进行核实，确保中线的正确使用，如发现激光仪中线偏离，及时通知地测科进行调校。
3、激光仪在使用过程中，够100m距离需设置一组检核点，使用最大距离为200m。
六、开、竣工时间
开工时间为2014年5月5日，预计竣工时间为2014年6月中旬竣工。
附图一：
巷道布置平面图
第二节编制依据
1、山西华晋韩咀煤业有限公司《变电所与水泵房扩刷老巷施工图》。
2、山西华晋韩咀煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告。
3、《安全生产法》、《煤矿安全规程》、《煤矿建设安全规范》。
4、《煤矿井巷工程质量验收规范》（GB50213-2010）。
5、《煤矿井巷工程施工规-范》（GB50511-2010）。
6、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》（GB50086-2001）。
7、《混凝土工程施工质量验收规范》（GB50204-2002）。
8、《混凝土质量控制标准》（GB50164-92）。
9、《煤炭建设工程质量技术资料管理标准》（2013年版）。
10、其它与本工程有关的国家及部颁现行的技术规范、规程和规定。
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
一、地面相对位置、建筑物及其他：
井上下对照关系表
水平、采区
＋675水平
工程名称
主变电所及通道
地面标高
+828～+867
井下标高
+667
盖山厚度
161-200
地面相对位置
该巷道地表位于窑咀北沟谷地段，地表无建筑物。
地面的对应
位置建筑物
地面多为沟谷，无建筑物。
邻近采区（面）
开采情况
现处于矿井改扩建阶段，有老空区、塌陷区。
二、临近采掘情况及对掘进巷道的影响
井底车场、主斜井清理斜巷已完成掘进，主变电所回风联络巷已完成95m，剩32m，对生产无重大影响，变电所施工沿原窑咀老巷刷扩，可能存在老空冒落区，施工时要加强顶板管理，预防顶板离层掉落伤人。
三、瓦斯情况
本矿属于瓦斯矿井，但施工的变电所段可能存在老空区，存在有害气体及老空水，巷道掘进过程中主要受到瓦斯及水的影响。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤层特征
2#煤层含煤层厚度5.00-7.97m,平均厚6.47m。
含夹矸0-5层，一般含0-3层夹石，结构较简单
二、煤质特征：
2#煤呈黑色，条痕为黑—灰黑色，玻璃—金刚光泽。
半暗煤裂隙不发育，质地坚硬。
亮煤裂隙发育，性脆、质轻、很易破碎，有时可见正交节理。
断口参差状。
煤层自然分层一般为上、下两层，分层样和全层样镜质组含量均大于80%，在84.0-85.4%间，惰质组在14.6-15.8%间，壳质组几乎没有显示。
镜质组主要以基质镜质体为主，其次是均质镜质体，其中散布着粘土和丝炭化碎物。
丝质组（惰质组）中半丝质体多于丝质体，有少量的碎屑体，个别的火焚丝质体。
矿物含量在6.1-9.7%，以粘土矿物为主，形态各异，分散状，浸染状、颗粒状，其次是黄铁矿，常呈细晶状，产于凝胶化基质之中，煤层显微煤岩类型属微镜惰煤。
容重1.4t/m3，煤层下分层焦炭抗碎强度M40为68.40-78.20%，耐磨强度M10为7.60-17.00%，抗碎强度较高，耐磨强度有部分较低，2号煤层属特低灰-高灰、特低硫-中低硫的瘦煤，可作炼焦用煤。
煤质特征具体见下表：
煤质特征表
煤层
工业分析
Qgr.d
Fc
Y（mm）
发热量
St.d
粘结指数
煤种
Ma.d
Ad
Vdaf
原煤
0.78
17.96
18.83
35.31
0.44
SM
浮煤
0.84
7.16
16.59
9.9
0.44
62
SM
三、煤层顶底板岩性
1、煤层顶板岩性
多为粉砂岩、泥岩、岩性灰黑色，性脆，胶结较好。
粉砂岩单项抗压强度36.7～51.4MPa；单项抗拉强度1.34～1.98MPa；抗剪强度3.85～6.15MPa。
据小窑调查，顶板为中等稳定，较好管理，隔水性能好
2、煤层底板岩性
多为粉砂岩、泥岩。
岩性灰黑色，块状，性脆。
粉砂岩单项抗压强度28.3～47.6MPa单项抗拉强度1.29～2.35MPa抗剪强度1.96～5.31Mpa。
遇水易泥化，在一定条件下（顶面来压）容易发生底鼓现象，但隔水性能好，属不稳定底板。
附图二：
综合柱状图
第三节地质构造
主变电所所在区域整体呈单斜构造，煤层走向北西，倾向北东，倾角2°—7°，平均倾角4°。
根据已有地质资料显示，工作面内存在老空区。
第四节水文地质
一、岩层赋水情况
2煤的充水因素有：
老空积水、顶板砂岩裂隙水涌水（充水）、断层带底板含水层突水和导裂出露区地表渗漏。
2煤老空水充水是2煤开采危害最大的水害因素。
顶板砂岩裂隙水为2煤开采最普遍的水害因素，其充水强度不大。
水害类型：
主要为老空积水。
二、涌水量情况
现迎头无淋水，预计最大出水量5m³/h，搞好排水系统管理，确保排水能力达到最大出水量的1.5倍。
施工中应加强顶板及淋水的观测，加强顶板支护管理，确保施工安全，注意迎头淋水情况，做好排水工作。
三、探放水
1、巷道施工期间必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则。
2、坚持“物探先行、钻探跟进、探掘分离、先探后掘、不探不掘、不探不采”的防治水工作原则，巷道施工前先进行物探和超前钻探。
3、巷道掘进时严格按照地测科下发的可掘通知单进行施工。
4、工作面超前钻探必须做到闭合管理，每次钻探完成后，探放队必须履行安全确认签字移交程序。
第五节其它地质条件
一、煤层瓦斯赋存情况
根据临煤审发【2014】5号《临汾市煤炭工业局关于山西华宁煤焦有限责任公司和山西华晋韩咀煤业有限责任公司2#煤层矿井瓦斯涌出量预测的批复》中对山西华晋韩咀煤业有限责任公司以120万吨/年能力联合开采2#煤层时，单个回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为4.91m3/min，单个掘进工作面最大绝对瓦斯为涌出量为2.34m3/min；矿井最大绝对瓦斯涌出量为17.49m3/min，最大相对瓦斯涌出量为6.68m3/t。
预测结论为山西华晋韩咀煤业有限责任公司矿井以120万吨/年能力联合开采2#煤层生产期间为瓦斯矿井。
二、煤尘爆炸指数
2号煤层有爆炸性危险。
三、煤的自燃发火倾向
根据临汾市煤炭中心化验室对本井田2号煤层煤的自燃发火倾向性鉴定结果：
吸氧量0.62cm³/g，自燃倾向性等级为Ⅱ级，属自燃煤层。
四、地温
根据钻孔测温工作结果显示，地温正常。
第三章巷道断面及支护
第一节巷道断面
一、巷道为矩形断面，变电所断面为Ⅱ-Ⅱ断面，主变电所通道断面为Ⅲ-Ⅲ。
二、Ⅱ-Ⅱ掘进断面为25.81㎡，净断面23.1㎡；Ⅲ-Ⅲ掘进断面为14.235㎡，净断面12.24㎡。
三、Ⅱ-Ⅱ掘进宽×高=5.8×4.45m，净宽×净高=5.5×4.2m，喷厚150mm；
Ⅲ-Ⅲ掘进宽×高=3.9×3.65m，净宽×净高=3.6×3.4m，喷厚150mm。
四、主变电所支护方式及工程量一览表
序号
断面
围岩性质
净断面（m2）
掘进断面（m2）
支护
方式
支护厚度（mm）
工程量
（m）
1
Ⅱ-Ⅱ
煤/岩
23.1
25.81
锚网索喷
150
69.48
2
Ⅲ-Ⅲ
煤/岩
12.24
14.235
锚网索喷
150
56.98
第二节支护设计
一、巷道支护形式及技术参数
1、矩形断面，采用锚网梁索+喷浆联合支护。
2、支护参数
⑴、锚杆：
为左旋无纵筋树脂螺纹钢锚杆，锚杆Φ22mm，L=2400mm，锚杆间排距为800×800mm。
⑵、锚索：
选用Φ17．8×8300mm的低松弛钢绞线，间排距2000×2400mm，“对二”布置。
⑶、锚杆托盘：
选用Q235钢板，L×B×H=150×150×10mm。
锚索托盘：
选用Q235钢板，L×B×H=300×300×16mm。
⑷、锚网：
采用Φ6.5mm金属平焊网，规格：
2000×1000mm，网格100×100mm，采用14#铁丝压茬连接敷设，网格搭接长度100mm。
⑸、钢筋梯梁：
钢筋托梁规格：
φ12L5800B90mm，用φ12mm钢筋加工制作。
⑹、锚固剂：
每根锚杆锚固使用CK2335和K2360树脂锚固剂各一支，每根锚索锚固使用两支CK2335和两支K2360树脂锚固剂。
⑺、喷射混凝土：
喷射混凝土支护强度为C20，喷射厚度150mm。
3、附图三：
巷道断面支护图
二、支护参数的确定
㈠、锚杆参数的选择
1、锚杆长度
按平衡拱理论计算：
由公式L=N×（1.1+W/10）计算确定
式中：
N——围岩影响系数，取1
W——巷道跨度，5.8m
L——锚杆总长度，m
则：
L=1×（1.1+5.8/10）=1.68m
锚杆长度选取2.4m可以满足要求。
2、顶锚杆直径
由公式d=L/110计算确定。
式中：
d——锚杆直径，mm
则：
d=1680/110=15.3mm
所以锚杆直径选取22mm可以满足要求。
3、锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径确定
根据“三径”匹配要求，锚杆钻孔直径与锚杆杆体直径之差为6～12mm，锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径之差为4～7mm，因此锚杆钻孔直径R孔在28～34mm之间，树脂锚固剂直径R树在23～26mm之间。
取R孔=30mm，R树=23mm。
4、锚固方式和长度
锚固方式：
采用端头锚固，选用CK2335型、K2360型树脂锚固剂各一支。
5、锚杆间、排距
由公式M≤0.5L和B＝nN/2KraL2确定。
式中：
M——锚杆间距，m
式中：
B——锚杆排距，m。
n——顶板每排锚杆根数，取7；
N——每根锚杆锚固力，取80KN；
K——安全系数2－3，取2.5；
r——顶板岩层容重，取24kN/m3；
a——掘进巷道跨度之半，取2.9m；
L2——软弱岩层厚度，取1.5m
则：
M=0.5×2.4=1.20m
B＝7×80/（2×2.5×24×2.9×1.5）＝1.07m
主变电所顶帮锚杆支护间排距均取0.8×0.8m，符合巷道计算要求。
㈡、锚索参数的选择
1、锚索长度
根据锚索加强支护设计原理，锚索长度取决于巷道顶板岩性、岩体结构、巷道工程尺寸和坚硬岩层位置。
坚硬顶板岩层，高度小于3倍巷道宽度时，锚索长度取决于坚硬岩层位置。
锚索锚固段要设计在坚硬岩层内1.0－1.5m内。
根据工作面岩性分析，直接顶泥岩0.3-1.0m，基本顶中粒砂岩6.02m，因此锚索应锚固在中粒砂岩中。
L锚索=L外露+L有效+L锚固
式中：
L锚索：
锚索长度，m
L外露：
锚索外露长度（一般取0.25m）；
L有效：
锚索有效长度，取4m；
L锚固：
锚索的锚固长度，m。
选取Φ17.8钢绞线座锚索，每孔使用2支根CK2335型、2支K2360型树脂锚固剂。
L锚固=（L树·R2树）K/（R2孔-R2杆）=（1550×11.52）/（152-8.92）×0.85=1195mm
式中：
K——锚固剂充实系数，取0.85
故：
L锚索=L外露+L有效+L锚固
=0.25+4.0+1.195=5.445m
所以选取锚索长8.3m，大于5.445m，符合要求。
2、锚索间排距：
锚索间排距根据锚杆失效时，需锚索所承担的有潜在垮落趋势危岩载荷确定。
⑴、巷道自然平衡拱高度b。
b=a/fk
式中：
a——巷道掘进宽度之半，5.8÷2=2.9m
fk——顶板岩石普氏系数，fk=6
b=a/fk=（5.8÷2）÷6=0.484m
⑵、巷道潜在冒落拱面积S
S=ab=×2.9×0.484=1.87m2
⑶、每米巷道顶压值Q，则
Q=Srk=abγk=··rk
式中：
rk——为顶板岩石的容重，kN/m³
rk——24kN/m³
Q=Srk=1.87×24=44.88kN/m
⑷、点锚索能承受的冒落危岩的长度L，
W
L=—————
S·γk·n
式中：
W——点锚索的极限破断力，W=260KN
n——安全系数，取1.6
W260
L=—————=——————————=3.6m
S·γk·n44.88×1.6
取锚索间、排距为2.0×2.4m，均小于3.6m，符合要求。
⑸、结论：
根据以上计算结果：
锚索排间距都能满足要求。
三、临时支护形式
㈠、临时支护材料规格：
1、前探梁采用3根φ108钢管制作,长度为4500mm。
2、梁数量：
三根（每根用三个12#圆钢制成的吊环连接）。
3、临时支护环为三个吊环通过螺母与锚杆连接，吊环φ120mm。
㈡、临时支护操作过程及要求：
1、割完煤后，先敲帮问顶，清除活矸危石，及时架设临时支护；作业人员必须站在顶板完好的永久支护下，将前探梁前移，用特制吊环与锚杆尾端连接牢固，每个前探梁必须有三个吊环与锚杆端部固定，并用木楔楔紧。
2、架设前探梁时人员必须站在永久支护下的安全地点操作。
3、质量要求：
前探梁必须打设牢固、可靠，有足够的支撑能力。
两端固定点处的前探梁要余出不少于200mm的长度。
顶板必须过严背实。
永久支护完成后，前探梁及时窜到迎头煤壁。
附图四：
临时支护平面图
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道施工方法
采用EBZ-160型综掘机掘进一次成巷。
二、巷道开口施工
巷道开口采用EBZ-160型综掘机掘进一次成巷。
三、巷道施工步骤
巷道开口方位为N212°44’56”，底板标高为+663.875，按+4‰坡度施工25.65m后方位变为N315°20’51”，按+3‰坡度施工43.83m（底板标高为+663.989）后方位变为N337°53’30”开始施工主变电所，主变电所设计长度为56.98m。
四、特殊地段施工
特殊地段如过断层、构造、采空区施工，则必须编制专项安全技术措施。
第二节凿煤方式
一、施工方式
1、掘进方式：
采用EBZ-160型悬臂式掘进机截割落煤矸，煤矸转入40T溜子进入运输系统。
2、生产工艺流程：
交接班检查（三员两长到位排查隐患、检查瓦斯、检查永久支护）→敲帮问顶→延刮板输送机→掘进机割、装、运→退机→敲帮问顶→检查瓦斯→洒水灭尘→临时支护→永久支护→质量检查→清理浮煤→进入下一个循环→每20米喷浆成巷。
3、作业形式
采用综掘机掘进时坚持掘一排支护一排，循环进度为0.8m，综掘机后喷浆成巷。
4、综掘机进刀方法：
在底板上0.8米位置进刀，沿巷道中心线分二步截割，第一步从左向右、从下向上沿“S”型路线来回截割；第二步综掘机机头回到原来位置根据巷道设计断面然后将底板扫平，沿巷道轮廓线切使巷道成型，如巷道地脚采用综掘机刷帮不到位，可配合风镐刷帮成型。
综掘机截割轨迹示意图
第三节掘进机作业
一、一般规定
1、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须由
专职司机保管。
司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。
2、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。
3、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。
4、开动掘进机前，必须发出警报。
只有在铲板前方和截割臂附近无人时，方可开
动掘进机。
5、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，
外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。
6、掘进机停止工作和检修以及交班时，必须将掘进机切割头落地用防护罩保护好切割
头，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。
7、检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。
二、施工中注意事项
1、掘进机司机必须经过培训且取得合格证并持证上岗，严禁其他人员操作。
机器
配备正副两名司机，正司机负责操作，副司机负责监护。
司机不得离开工作岗位，不得委托无证人员操作。
2、掘进机司机严格执行现场交接班制度，对机器的运转情况和存在的问题，要向交接班司机交代清楚。
3、掘进机司机随身携带瓦斯便携仪。
在停电之前，司机不得离开掘进机。
4、开机前，严格执行检查制度，发现问题及时处理，严禁带病作业。
5、检查完毕后，在作业人员撤至安全地点后，方可合上电源总开关，按操作程序
进行空载试运转3～5min，禁止带负荷启动。
各部位均正常后，方可正式投入工作。
6、开机前，必须发出警报。
合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序启动。
一般
启动顺序为：
液压泵→胶带转载机→刮板输送机→截割部。
7、截割时，根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进速度，避免发生截割电机过载和
压死刮板机等现象，截割时应放下铲板。
如果落煤（岩）量大而造成过载时，司机必须将掘进机退出，停机进行处理。
严禁点动开车处理，以免烧坏电机或损坏液压马达。
8、截割时，司机要注意各部位温度和压力表变化情况；压力表的指示出现问题时，
应立即停机检查。
9、发现危急情况，必须使用紧急停止开关，切断电源，待查明事故原因、排除故
障后，方准继续开机。
10、顶板稳定、压力不明显情况下，掘进机一次截割最大距离为2.0米，严禁超距
截割；顶板条件不好，顶部破碎易冒或压力明显情况下时，应适当缩小截割距离，必要时逐棚掘进。
11、根据不同性质的煤岩，确定最佳的切割方式，按正确的截割循环方式操作，并
遵循以下原则：
1）一般情况下，应从工作面下部开始截割，首先切底掏槽。
注：
ａ、若顶板稳定，采用上图所示截割顺序。
ｂ、若顶部破碎、易冒时，则截割顺序与上图所示截割顺序相反。
2）切割必须考虑煤岩的层理，切割头应沿层理方向移动，不应横断层理。
3）切割全煤，应先四面刷帮，再破碎中间部分。
4）对于硬煤，应采取自上而下的截割程序。
5）掘进半煤岩巷道时，应在煤岩结合处的煤层开始掘进，先截割煤，后截割岩石，即按先软后硬的程序。
6）对较破碎的顶板，应采取留顶煤或截割断面周围的方法。
在巷道断面顶部开始掘进；
12、截割过程中的注意事项：
1）遇有超过掘进机设计截割硬度的岩石时，应将掘进机退至迎头10米以外的安全地点并对机器及管线进行有效的安全防护后，方可进行爆破施工。
2）截割头必须在空载状态下起动，严禁截割头带载起动。
截割头工作时必须打开降尘系统。
截割头在最低工作位置截割时，严禁将铲板抬起，截割部与铲板间距不得小于300mm，严禁截割头与铲板相碰。
截割时应防止截齿触梁（腿）。
3）机器行走时，必须将后支撑抬起。
4）严禁用掘进机链板机强拉大块煤矸。
5）掘进机作业时，各类喷雾降尘设施必须正常使用，保证有效灭尘。
13、遇下列情况时，均不得开机：
1）喷雾、冷却系统不能正常工作；
2）油箱内油位低于油标指示范围；
3）重要部件联接螺栓松动；
4）电气、液压系统破坏。
5）风量不足，防尘设施不齐全，无照明。
14、掘进机作业期间，严禁人员在下列地点停留：
1）铲板前方；
2）铲板和刮板机运转范围内；
3）切割臂的回转范围内；
4）转载带式输送机下方。
15、维修
1）建立定期检修制度，并做好记录。
2）检修工作必须由经过培训且取得合格证并持证上岗的专职维修工担任。
3）检修掘进机，必须在确认作业地点安全情况下方可进行。
检修前应切断机器电源。
4）更换掘进机截齿时，必须断开掘进机上的电气控制回路开关，并断开掘进机隔离开关，切断掘进机供电电源，并在开关箱上挂停电牌后在进行更换。
5）当迎头作业与掘进机调试工作需同步进行时，必须将掘进机最前方滞后迎头不低于3m且设专人在安全地方警戒，防止掘进机误动作伤人。
第四节支护工艺
一、支护工艺
㈠、锚杆施工操作及技术要求：
1、顶锚杆施工安装
⑴、进行临时支护：
将临时支护支设好，确认无误后，方可进行下一步工作。
⑵、顶板采用MQT-70C型风动锚杆机配B19中空六棱钢钎、Φ28mm羊角钻头打眼。
⑶、将顶板用金属网铺设好并用铁丝捆扎好，铺设梯子梁。
⑷、按中线标定锚杆眼位，然后按眼位施工顶板锚杆孔：
采用锚杆打眼机按标定的眼位由巷道两边向中间施工锚杆眼，巷道顶锚杆孔深2320mm，允许偏差为0~+30mm。
⑸、装锚杆：
上联接器，一手持锚杆尾部，一手将联接器端头对准锚杆尾部螺母，按顺时针方向拧紧。
⑹、送树脂锚固剂：
先检查锚固剂的质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。
一手将1支CK2355树脂锚固剂和1支条K2360树脂锚固剂送入眼内，CK2355锚固剂在上，K2360锚固剂在下，一手用装好的锚杆端顶住锚固剂缓慢均匀送入眼底，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚杆，以免影响锚固质量。
⑺、搅拌树脂锚固剂：
将钻机套上联接器，开启钻机将锚杆缓慢均匀地推入眼底，连续搅拌30s后停机。
⑻、紧固锚杆：
待锚固剂凝固15min后，卸下联接套，上好托板螺母，并拧紧，用力矩扳手检查，使其扭矩不小于150N·m/根。
2、帮锚杆施工安装
⑴、两帮将菱形网用联网丝连联好，铺设好梯子梁。
⑵、两帮锚杆用YT—23气腿式凿岩机配B22中空六棱钢钎，Φ28mm柱齿钻头打眼。
⑶、按标定的眼位打帮锚杆眼，采用风钻自上而下打眼，巷道帮锚杆孔深2320mm，允许偏差为0~+30mm。
⑷、送树脂锚固剂：
先检查锚固剂的质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格严禁使用。
一手将1支CK2335和一支K2360树脂锚固剂送入眼内，一手用装好的锚杆端顶住锚固剂缓慢均匀送入眼底。
⑸、搅拌树脂：
将风动锚头套上联接器，开启风动锚头将锚杆缓慢均匀地推入眼底，连续搅拌30s后停机。
⑹、安装锚杆：
待锚固剂凝固15min后，卸下联接套，垫片螺母，并拧紧，用力矩扳手检查，使其扭矩不小于150N·m/根。
3、打锚杆眼注意事项
⑴、打眼前，首先要敲帮问顶，处理工作面活矸及危岩。
⑵、校核中线，检查巷道成形是否符合设计要求。
若不符，必须用手镐刷齐，使之符合设计要求，最后拉尺定眼位，并做好标记。
⑶、打锚杆眼时，必须在钻杆上做好标记。
⑷、打眼时，必须掌握好方向，严禁打穿皮锚杆或沿层面裂隙打眼。
⑸、工作面应配备长短两种钻杆，采用短打长套的方法，以保证锚杆眼符合设计。
㈡、锚索安装工艺
1、施工锚索眼：
当巷道按设计要求支护合格以后采用MQT—70C型气动锚杆钻机、B19六棱可接长组合钻杆、钻杆连接器及钻头连接器，直径24mm柱齿式钻头，打眼至设计深度8.0m，孔深允许偏差为0~+200mm。
2、送树脂锚固剂：
先检查锚固剂的质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格严禁使用。
上锚固剂时要一手将2支CK2335和2支K2360树脂锚固剂送入眼内，CK2335锚固剂在上，K2360锚固剂在下，另一人用锚索缓慢的将树脂锚固
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