煤巷段掘进作业规程

煤巷段掘进作业规程
井筒, 规程, 煤巷, 作业
1.地质基本情况:
1.1巷道顶底板岩石性质由上而下依次为：
K2 灰岩：灰色细粒结构，含有大量动物化石，平均厚度10.0 米。

中间含有一层砂质泥岩，平均厚度1.8 米。

15#煤层：黑色，中间夹炭质泥岩，0.0—0.4 米，煤层平均厚
2.41 米。

砂质泥岩：灰黑色，含有植物化石，平均厚8.0 米。

1.2水文情况：
主要来源于15#煤层顶板K2 灰岩含水层水和15#煤小窑采空区积水，掘进时要加强探放水工作。

1.3瓦斯涌出量：
根据相邻矿井开采情况，15#煤层瓦斯含量较低，为低瓦斯矿井。

1.4煤尘情况：煤尘无爆炸性，煤层不自燃。

1.5巷道预计穿过煤、岩层的性质：主井井筒煤巷段巷道沿煤层顶板上山全煤巷掘进，其煤层性质为：煤层为15#煤，平均厚度为
2.41 米,煤层结构简单,属中厚煤层。

1.6地质构造：井田构造以断裂为主，褶皱不发育，井田北部岩层走向近北西-南东向。

井田南部岩层转为近南北向，向东倾斜。

井田内共有断层三条，无岩浆及陷落柱，属中等-复杂类构造。

2.巷道布置及技术特征
2.1巷道位置、用途、服务年限与四邻采掘情况的关系：
2.1.1位置：地面位置：位于沁水县郝家村西部。

2.1.2巷道用途：矿井主提升及进风井。

2.1.3服务年限：3 年。

2.1.4施工总长度：783 米，
2.1.5施工期限：预计55 天。

2.2施工条件：
采用EBH-120 型掘进机进行截割装载，配套DSJ-80 皮带运输机运煤，采用MQT-130J-C 锚杆机为打注安装顶锚杆。

采用MQS-
50/1.9 型帮部锚杆钻机打注安装帮部锚杆。

采用锚、网、喷联合支护。

激光仪控制中线。

2.2.1巷道的主要补充水源为15#煤小窑采空区积水，因此在掘进过程中，要加强探放水水工作。

2.2.2巷道在掘进过程中，应加强瓦斯监控，通风管理，严格执行专项安全技术措施。

2.2.3在掘进过程中通过地质构造时，根据现场情况制定安全技术措施。

2.3巷道技术特征、设计规格及支护形式：
2.3.1该巷道为煤巷。

主井筒煤巷段巷道断面技术特征表
断面尺寸支护方式锚杆间排距
宽度
( m) 高度
(m) 面积(川) 间距( m )
排距( m)
掘进断面 4.2 2.9 12.18
锚、梁、喷联合支护
顶：1.2
帮：0.5 1.8
净断面 4.0 2.8 11.2 布置方式见《巷道施工断面图》。

2.3.2支护形式：
2.3.2.1巷道顶部、帮部采用锚杆、钢带梁、喷浆联合支护。

特殊地点采用锚索补强支护及铺设金属网支护。

2.3.2.2巷道断面顶部锚杆布置：排距为1800 毫米，间距依次为
1200 毫米，靠近帮上的顶锚杆距帮300 毫米，每排4 根锚杆。

2.3.2.3巷道帮部锚杆布置：锚杆排距为1800 毫米，锚杆距顶500 毫米，每帮每排1 根。

2.3.3.4锚固方式：顶锚杆先放入一支SMK2335 树脂锚固剂，后放入一支SMZ2360 树脂锚固剂。

帮锚杆为树脂端部锚固，放入一支SMK2335 树脂锚固剂。

2.3.3.5锚杆角度：靠近巷帮顶锚杆与顶板呈75º 角度布
置，靠近巷道顶板帮锚杆仰角10º ，靠近巷道底板帮锚杆俯
角10º ，其余分别与顶板或巷帮垂直。

2.4支护材料：
螺纹钢锚杆规格：杆体公称直径=18mm ；L=2000mm ；
锚固剂：MSK2335 、MSZ2360 。

顶、帮部金属托盘：长x宽x厚=150 x 150 x 10mm ;
钢带：采用C 10伽圆钢焊制梯子形，两顺径净间距为0.07 煤，顶部、帮部钢带长度为5.2 米、3.5 米。

锚索：采用C 15.24X 7300 mm七芯钢绞线锚索，托盘：300X 300 X 16 m （特殊地点补强支护）。

金属网：采用$ 4 m,网格为80X 80 m的钢筋经纬网，规格
为2000 X 2400 m和2000 X 2200 m （特殊地点补强支护时使用）。

3.施工方法
3.1作业方式：
采用掘支单行，一次成巷的作业方式。

3.2施工组织：
采用“三?八”制作业形式，三班生产,交接班检修。

3.3掘进方式：采用掘进机全断面一次成巷，割够一个循环距离后，开始打注锚杆。

割煤前，紧靠工作面的永久支护距工作面煤壁的距离不大于0.4 米，割煤后不大于
4.0 米，即最小空顶距不大于0.4 米，最大空顶距不大于4.0 米。

实行每班多循环的循环作业方式。

3.5循环进度：
循环进度为3.6 米；
3.6施工技术：
工作面采用EBH —120型掘进机一台，后配QZP —160型转载机一部，DSJ-80 型胶带输送机一部，组成综合机械化掘进，激光控制中线。

MQT —130J-C型气动锚杆（锚索）钻机打注、安装顶部锚杆，MQS—50/1.9 型风动锚杆钻机打注、安装煤层帮锚杆。

3.7施工前，由矿地测部门送施工中线，经校核后，严格按标注尺寸施工。

4.掘进施工作业
4.1施工工艺流程。

4.1.1机械化施工工艺流程：进刀-截割-修帮-成形
截割头由巷道底部吃刀，进刀深度200—300mm ,然后在巷
道内水平摆动截割，周边留下200—300mm 厚的煤、矸，每
水平摆动一次，提高400—600 mm，按照截割曲线示意图将断面初步截割成形，割够一个循环进度后，再修成设计断面。

附：掘进机截割曲线示意图。

4.2设备配套：
4.2.1设备配套。

掘进机一部：EBH-120 型
转载机一部ZP—160 型
皮带输送机一部：DSJ—80 型
刮板机一部：SGB-620/40T 型
4.2.2掘、装、运设备技术特征表。

4.2.3掘进机、运输机司机操作安全技术措施：
4.2.3.1掘进机司机操作安全技术措施：
4.2.3.1.1掘进机司机必须经培训考试合格后持证上岗，严格按操作规程要求操作。

4.2.3.1.2掘进机司机在开机前，认真检查掘进机各部件完好情况。

检查工作面、煤岩壁、锚杆支护等是否安全可靠，洒水管路是否畅通，防尘设施是否齐全、完好、有效，检查掘进机周围是否有物料、设备、电缆、工具、人员或其它杂物，有问题必须及时处理，安全后方可开机。

4.2.3.1.3掘进机前方运转部位及周围人员全部撤到掘进机后方的安全地点后，司机必须先送水，待掘进机外喷雾雾化正常有效（内喷雾装置的使用水压不得小于3MP ，外喷雾的装
置使用水压不得小于1.5Mpa）,并发出警铃信号方可开机，否则不准开机。

4.2.3.1.4割煤矸时，司机必须精力集中，认真操作，巷道成形要规整，超、欠挖不得超过质量标准要求。

4.2.3.1.5割煤、矸时，指挥人员要站在机组铲板以外永久支护完整的安全地点进行指挥作业，严禁任何人在支护不完整的地方或空顶下指挥或作业。

4.2.3.1.6割煤、矸时，若出现大块炭或矸（长度300mm 以上），
必须停机断电后进行人工破碎，破碎时要对工作面进行严格的敲帮问顶，确认安全无误后方可进行破碎，破碎时要有两人协同进行，一人负责观山望顶，一人站在永久支护下，用大锤将大块打碎，破碎时人员严禁进入空顶下作业，机组司机负责看护好机组按钮，以防误动作造成意外伤人。

4.2.3.1.7巷道截割成形后，工作面及两帮必须保证平整，不得留伞檐。

4.2.3.1.8割煤、矸过程中，需要调机时，掘进机司机必须观察掘进机周围是否有人员、物料、设备等，且必须将物料、设备、杂物等全部清理干净，人员全部撤到转载机后方安全地点后再调机。

调机时，要派专人站在转载机后方安全地点观察，防止转载机掉道，并看护好电缆、水管，同时避免将巷道两帮或顶板上的锚杆撞坏等。

4.2.3.1.9掘进施工人员严禁在机组带电或机械运动的情况下, 在机组上工作和处理问题,必须在机组停机断电（随机开关闭锁机组）的情况下工作和处理问题。

4.2.3.1.10转载机工作时，任何人不得在转载机两侧工作或休息。

4.2.3.1.11掘进机停机时，必须将其退到支护完整的地方。

并将截割头、铲板放置在底板上，切断掘进机电源。

4.2.3.1.12若地质条件发生变化时，工作面岩石变厚机组截割不动时，严禁机组强行切割，必须执行放压顶炮措施。

4.2.3.1.13掘进机停机和检修时严格按《煤矿安全规程》第
71 条执行。

4.2.3.1.14工作时如设备发生事故或发现其它异常情况时应按急停开关，立即停机，同时将各操作手柄回零，待查明原因后，方可继续操作。

4.2.3.1.15掘进机断电之前，一定要将切割臂完全放下置于底板上，应将机器摆在对人员无任何危险或伤害的位置上。

4.2.3.2运输机司机操作安全技术措施：
4.2.3.2.1运输机司机必须经培训考试合格后持证上岗，严格
按操作规程操作。

4.2.3.2.2运输机司机必须用声、光信号联系开停，严格按信号规定执行，做到信号不清不开机，发现异常情况及时停机，信号设施必须齐全、完好、可靠，信号联系方式为一停、二开。

4.2.3.2.3运输机司机必须在现场交接班，开机前严格按岗位作业标准认真检查设备，开机时先发出开车信号要首先点动两下（间隔不小于5 秒钟）进行试机，确认无问题后再连续开机，司机要站在机头侧面1 米以外的安全地点操作，严禁正对机头开机。

4.2.3.2.4设备启动后，司机不得擅自离开操作地点，要认真观察设备运行情况，发现故障要及时停机处理，司机下班或离岗时要将控制开关手把打到零位。

4.2.3.2.5严禁使用胶带输送机（刮板输送机）运输除煤矸以外的物料和设备，严禁乘坐或横跨开动的胶带输送机（刮板输送机），人
员跨越的地点，必须设有过桥或与司机联系停止设备运转的按钮，并将中停开关打到闭锁位置，胶带输送机每隔50 米接一个中停开关。

4.2.3.2.6胶带输送机的保护设施必须齐全、灵敏、可靠。

机头运转部位必须挂护网，机尾要上护罩，巷道内最后一个中停开关距机尾滚筒不得大于5 米，掘进机延接皮带时，皮带机尾5 米范围内不得有人。

4.2.3.2.7胶带输送机（刮板输送机）的机头要打双地锚固定，地锚用长1.8 米，直径18 毫米的圆钢锚杆，然后穿上大链
（Ø16mm ）把机头固定牢固。

4.2.3.2.8检修人员必须每天对运输设备的完好情况进行检修，要保证螺丝紧固，运转良好；胶带输送机上下托辊转动灵敏，皮带扣没有撕裂等情况。

4.2.3.2.9检修人员在胶带输送机头工作时，必须将其开关及上部运输设备的开关打至零位。

4.2.3.2.10在储存部和机尾部处理皮带跑偏时，必须停机进行调偏，处理皮带中间部跑偏时，必须使用专用工具，严禁用手直接扳动托滚。

4.2.3.2.11胶带输送机运行期间严禁在储存部和机尾上、下皮带中间清煤或进行其它作业。

4.2.3.2.12紧链或解链时，必须由有经验的老工人进行，必须使用紧链器，刮板跳牙时必须用紧链器上正。

处理故障时，要停机进行并将控制开关手把打至零位并闭锁。

4.3延接皮带：延接皮带前，工作面作业人员必须将皮带机尾与掘进机的连接部位用大链连接好，连接好后由工作面作业人员向皮带司机发延接皮带信号（信号为三声铃声），皮带司机听清信号后方可松皮带涨紧绞车，皮带司机将皮带小跑车松驰后，向工作面发出信号（信号为三声铃声）可以延伸皮带，班长在检查安全工作无误后，方可命令掘进机司机开动掘进机延伸皮带，皮带延伸到规定距离后，停止掘进机，工作面作业人员将延伸处的H 架、架管，上下托辊补齐、补全，完成后，工作面作业人员向皮带司机发出信号（信号为二声铃声）将皮带涨紧绞车涨紧，涨紧后皮带司机向工作面发出开车信号（信号为二声铃声），在皮带司机听到皮带机尾信号人员两声回铃后方可开车。

4.4掘支工艺：
交接班T延长皮带T割、运煤（备料）T敲帮问顶T临时支护T永久支护T清煤T验收。

4.5截割曲线: 截割方式：横向连续摆动截割。

4.6截割质量要求及措施:
4.6.1截割质量要求:
顶、帮、底板截割平整，两帮不留伞檐，严格控制超高、超宽，高度、宽度符合设计要求，其误差符合质量标准。

4.6.2提高截割质量措施:
4.6.2.1加强岗位练兵,提高司机的素质。

4.6.2.2司机专心操作，严格按照截割方法和截割工艺进行操作。

4.6.2.3掘进机司机必须牢记巷道的断面尺寸及误差标准。

4.6.2.4加强通风防尘管理，提高工作面能见度。

4.6.2.5根据底板起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。

4.6.2.6割煤前，要由当班班长验校激光仪，保证激光仪指向正确，无中线指向不准割煤。

4.7 运输作业:
4.7.1运煤
4.7.1.1运煤设备：
掘进机装载机构（铲板、耙爪、小溜子）、QZP—160 型桥式转载机、DSJ-80 型胶带输送机一部。

4.7.1.2运煤路线：
工作面T主井井筒巷T地面。

4.7.2.运输作业方式：运煤：装、运煤连续作业。

运料：人工装卸、轨道运输。

4.8 临时支护方式采用金属吊环穿钢梁托板梁进行前探支护。

4.8.1架设：巷道在完成一个循环进度，截割成型后，将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂，切断电源。

进行敲帮问顶，找掉顶帮的危岩、活块。

然后人工将两组（4 个）吊环分别固定在最前两排离每帮第二根锚杆上，再将钢管穿在两组吊环之间且前探2400mm。

然后在钢管前横托两块板梁，钢管后横托一块板梁(板梁支设位置必须与顶板打注锚杆位置错开，保征能够正常打注锚杆。

板梁与顶板之间要用木楔打紧背牢，顶板不平时，可选择不同规格的背板勾实顶板) 。

穿
管上梁时由三人协同操作，并且在上板梁时要一人站在铁凳上扶住板梁，一人扶好钢管，另一人穿管，穿管时要先上钢筋托梁然后再穿钢管。

三人要配合协调，以防误操作伤人。

架设临时支护过程中，机组司机严禁离开操作台，看护好操作系统。

在临时支护架设好后，开始永久支护，打注锚杆时要由外向里逐排进行。

先打注顶部中部的锚杆，待中部锚杆打注完毕后，再由外向里逐排打注角锚杆，然后取下板梁，将钢管依次后撤，由外向里逐排打注剩余的4 根锚杆。

在永久支护过程中，帮锚杆可滞后2 排支护。

待永久支护完整后，综掘机缓缓开进工作面，继续施工作业。

附：临时支护示意图。

4.8.2临时支护工艺流程：
退机组-截割头落地并闭锁-敲帮问顶-紧固吊环-在永久支护下把钢筋托梁托在顶板上-采铁凳穿钢梁、上板梁- 前探梁达到支护距离要求-将板梁与顶板背紧。

4.8.3临时支护材料及规格：
板梁规格：长x宽x厚=3000 x 150 x 100 ( mm);
吊环：内圆直径=120mm ；钢梁：外圆直径=100mm；
L=4000mm 。

4.8.4验收制度：
4.8.4.1交接班时，机组司机要负责对前探梁的完好情况进行检查，发现问题及时处理。

4.8.4.2生产施工中，必须坚持使用临时支护，临时支护必须合格有效，严禁超空顶作业，禁止任何人在空顶下作业。

4.8.4.3临时支护要在班长负责统一指挥下，并由有经验的老工人负责观山望顶，发现问题及时处理。

4.8.4.4每次架好临时支护后，都必须经班长、安检工检查验收合格后，方准进行下一道工序。

4.8.5空顶距要求：
最大空顶距》4000mm，最小空顶距》400mm。

附：最大和最小空顶距平面和剖面图。

5.钻眼爆破作业：（适用于工作面出现岩石较硬机组截割不动的情况下）
5.1爆破说明书。

5.1按巷道实际爆破岩层厚度，补炮眼布置图及爆破图表。

5.2打眼放炮作业：
5.2.1打眼机具、规格数量：打眼采用7655 型风动钻机，长为2.5米的六角中空钻杆，钻头为 $ 42mm的一字钻头。

5.2.2作业组织：
由三人组成一个打眼小组，严格按照《风钻打眼工操作规程》操作。

5.2.3提高打眼的质量措施：
5.2.3.1加强工序管理，打眼前必须严格执行“敲帮问顶”制度。

打眼的角度、深度、位置、数量按爆破图表要求执行。

5.2.3.2严格按中线和设计断面规格画好轮廓，按炮眼布置图标定
眼位，方可开钻打眼。

5.2.3.3严格按照爆破图表的规定控制炮眼深度、角度和间距，以保证巷道的成形规则。

5.3爆破：
5.3.1采用炸药、雷管种类：爆破采用煤矿许用三级乳化炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管。

5.3.2放炮方式：正向装药，串连方式联线，MFB —100B 型电容式发爆器起爆。

5.3.3爆破必须执行如下措施：
5.3.3.1爆破工要按规定放炮，坚持“一炮四检”和“三人联锁放炮制”。

5.3.3.2坚持使用水泡泥。

5.3.3.3按爆破图表规定进行装药、联线和起爆。

封泥必须使
用水炮泥和炮泥，炮眼深度0.6-1.0 米时，封泥长度不得小于
眼深1/2；炮眼深度超过1.0 米时，封泥长度不得小于0.5 米，炮眼深度超过2.5 米时，封泥长度不得小于1.0 米。

5.3.3.4掘进过程中如遇煤层中含水或底板下含有积水时，底眼及含水层眼的炸药要套防水套。

5.3.3.5爆破前，必须加强对距爆破地点20m 范围的所有工具、电缆、开关等的保护，由当班班长亲自将工作面瓦斯探头撤至20 米以外的支护完整的地点并进行安全保护，以防止爆破崩坏瓦斯探头，爆
破后由当班班长亲自将工作面瓦斯探头按照规定位置悬挂。

5.3.3.6爆破时, 班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒（警戒距离直巷不小于120 米，弯巷不小于75 米，拐弯后不小于15 米）警戒线处必须挂警戒牌、拉警戒线警戒。

爆破必须严格执行“三人联锁放炮制” 的规定。

“三人联锁放炮制”的规定为：爆破工在检查联线工作无误后，将警戒牌交给班长。

班长接到警戒牌后，必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令并将自已携带的放炮命令牌交给安检工。

安检工确认符合爆破条件后，将自己携带的放炮器和放炮牌交给爆破工。

爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号（吹口哨三声，并大喊三声放炮了），至少再等5 秒钟，方可起爆。

爆破后，三牌各归原主。

5.3.3.7爆破后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、安检工和班长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况；无危险后，班长方可撤回警戒人员。

当出现通电以后装药炮眼拒爆时，爆破工必须先取下钥匙和母线，并将母线扭结成短路，再等一定时间（至少15 分钟后），才可沿线路检查，找出拒爆的原因、发现有拒爆、残爆等情况，应在距拒爆炮眼0.3 米以外另打一平行的新炮眼,重新装药爆破。

装药的炮眼应当班爆破完毕。

特殊情况,
当班有尚未爆破的装药炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

5.3.3.8爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱放。

爆炸材料箱必须放在顶板完好，支架完整，避开机械、电气设备的地点。

爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

5.3.3.9装配起爆药卷时，必须严格遵守《煤矿安全规程》第
326 条相关规定。

5.3.3.10敲帮问顶：爆破完毕、待炮烟吹散、顶板稳定后，班长、安检工方可由外向里检查巷道顶板、煤帮、支护等。

用找顶杆进行敲帮问顶，将松动的煤、矸石撬下，方可进行下一工序。

5.3.3.11爆破质量标准：顶、帮、底板平整，两帮不留伞檐，严格控制超高、超宽，高度、宽度符合设计要求，其误差符合工程质量标准。

6.永久支护施工方法
6.1永久支护形式：巷道顶部、帮部为锚杆、钢带梁联合支护。

6.2施工设备：
施工中，采用MQT —130J-C 型风动锚杆（锚索）钻机打注顶部锚杆。

MQS —50/1.9型风动锚杆钻机打注煤层帮部锚杆。

插图6—1 施工机具技术参数表。

6.3锚杆施工工艺、操作要求、安全技术措施：
6.3.1顶锚杆施工工艺流程：
掘进—敲帮问顶找掉危岩活块—临时支护—钻顶板中部锚
杆孔T清孔T锚杆带上托盘和螺母T安装树脂药卷和锚杆
—用锚杆机搅拌树脂药卷至规定时间—停止搅拌等待1分钟
左右—拧紧螺母—安装其它锚杆。

6.3.2两帮锚杆施工工艺流程：钻孔—清孔—托上托盘—安装树脂药卷和锚杆—搅拌树脂药卷—停止搅拌等待1 分钟左右—拧紧螺母—安装其它锚杆。

6.3.3操作要求：安装前，先吹净眼孔内的岩粉，然后检查锚杆、锚固剂与锚
孔是否相符，并检查锚杆孔位置、深度( 1900± 30)、帮部
钻孔深度( 1900±30)、角度与方向是否符合设计要求。

检查完毕后，用杆体将锚固剂 (顶部要先放入一支SMK2335 ，后放入一支SMZ2360 ；安装帮锚杆只放入一支SMK2335 。

) 送到眼底，然后将连接头拧紧在杆体上，开动锚杆钻机，随搅拌随进，直到将杆体推到眼底，搅拌时间为15—30 秒。

搅拌完毕后，及时在孔口用木楔将杆体楔住，待树脂锚固剂固化后再取连接头，固化前不要使杆体移动或晃动。

一分钟后用锚杆机旋紧螺母，使其具有一定的预紧力，顶锚杆预紧力达到120N.M ，顶锚杆锚固力不小于100KN(25MP), 帮锚杆预紧力达到80N.M ，帮锚杆锚固力不小于70KN(17.5MP), 即可承载，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。

托盘必须紧贴岩面，不得点接触，尾部螺母必须拧紧，尾部螺纹部分外露长度不得小于20 mm ，不大于50 mm 。

6.3.4安全技术措施：
6.3.4.1钻孔前，必须进行安全检查，保证顶板与煤帮在稳定的情况下，进行施工作业。

6.3.4.2锚杆钻机支腿有裂纹时严禁使用，严禁磕碰锚杆钻机支腿，操作前所有操作控制开关，都应处于“关闭”位置，所有通气通水管路保持清洁度，按标志牌所示联接气路水路。

6.3.4.3锚杆钻机禁止平置底板，以防一旦通气或误操作后气腿突然伸出而造成伤害或设备损坏事故。

6.3.4.4钻眼时，禁止触摸旋转的钻杆。

开钻打眼前，应先扶稳钻机，操作者应远离钻孔中心线。

钻进中不要一味加大气腿推力，以免因推力不匀降低钻孔速度，造成卡钎、断钎、顶弯钻杆等事故。

6.3.4.5钻机载入或卸载时，会出现反扭矩，但要把稳摇臂（或手把）取得平衡。

严禁突然加（卸）载，操作者必须注意站位，合理把持好手把。

6.3.4.6钻机回落或升起时，手不要扶在气腿上，以免造成伤害。

在锚杆安装过程中，发现托盘没有戴正，待预紧一定程度后，再用金属锤将其纠正（严禁在锚杆旋转期间用手将托盘纠正），用锤时要注意安全范围。

6.3.4.7不允许使用弯曲和不直的锚杆，单独将锚杆插入锚杆孔应能自由转动，无卡紧状况，严禁在钻机下衬垫木料。

6.3.4.8当人工用锚杆将药卷推入锚杆孔，并装上搅拌套筒，开始用锚杆机搅拌，安装锚杆时，锚杆机先以中速为宜，然后再开足马力
搅拌，气腿推进时间和初凝时间相吻合，因为这时锚固剂在孔壁与锚杆间处于最佳充盈状态，锚固效果好。

6.3.4.9搅拌时切勿一下将气腿顶到位，然后开足马力旋转搅拌，如此会有部分锚固剂被挤出锚固区域而影响锚固效果。

6.5施工技术组织措施
6.5.1打眼工及支护工严格执行本工种岗位作业标准及技术操作规程,打眼工必须有两人协同操作,一人操作,一人扎眼
扎眼时要适量减小风量。

6.5.2施工前,应将所用支护材料及工具准备齐全,由4—6人组成一个支护小组,整个过程在班长统一指挥下进行,保质保量
完成任务。

5.5.3打锚杆眼前，必须认真敲帮问顶，将顶帮危岩、活块找掉，并确认无危险后方可作业。

6.5.4打眼前必须按设计要求画出眼位，锚杆眼布置要合理，严禁打穿皮眼，或沿顺层面、裂隙打眼，锚杆必须打在钢筋托梁设计的方格内，因煤体破碎条件变化等特殊情况，不能打在方格内时必须经验收员许可。

6.5.5架设临时支护及打锚杆时，必须派有经验的老工人在一旁观山望顶，然后再由外向里逐排打注锚杆，只有当上一排锚杆达到要求后方可进行下一排锚杆的打孔安装，严禁在空顶下和支护不完整的地方作业，锚杆眼应当班打眼当班注锚杆。

6.5.6锚杆眼角度应符合规定，严格按照《巷道断面支护示意图》。