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31204综采工作面均压通风方案及安全技术措施第一部分一、概况1.石圪台煤矿31204工作面井下位置及四邻关系：31204工作面北侧为31煤辅运大巷，西侧为31203采空区，东侧为31205备采面，南侧为实体煤。
2.工作面技术参数及回采工艺：工作面倾斜长度为355.2米，设计走向长度为1865米，煤层倾角为1～3°，煤层平均厚度为3.9米，采用长壁后退式综合机械化一次采全高的回采方式。
3.31204工作面与临近采空区关系：上部为22煤综采采空区、旺采采空区、原天隆22煤房采采空区和大渠一矿小窑采空区，且与相邻的尔林兔乡前渠矿小煤矿有可能相通。
石圪台煤矿31204工作面回采过程因有毒有害气体大量涌出，威胁工作面的安全生产，而采取U型均压通风；为防止与其相邻的31204综采工作面在回采期间采空区有毒有害气体涌入工作面，影响安全生产，计划在31204综采工作面采取U型均压通风措施，并处于“热备”状态；31204工作面回采至初次来压后，视工作面气体情况，启用U型均压通风系统，确保安全生产。
二、组织机构及职责为确保该工作面的安全生产，协调解决存在的问题，特成立31204工作面“一通三防”领导小组（以下简称“领导小组”）：组长：王俊良副组长：肖剑儒何广东组员：王全龙高来维左云索智文耿继文张喜文马俊田王珑朱继周李刚杨东温建军郭金义韩金波李旺军领导小组负责协调处理“一通三防”有关事宜，以保证安全生产。
各部门、成员职责：（一）通风科管理责任1.全面负责对31204通风系统的设计指导工作，协调各区队做好综采工作面通风、防灭火工作，是31204工作面防治有害气体、防灭火的主要职能部门。
2.监督通风队日常工作，监督综采一队、机电一队日常对通风设施、均压风机的维护。
3.接到有害气体或自然发火威胁信息时，及时汇报相关矿领导，研究制定解决方案，根据具体情况作出正确决策，指导通风队、综采一队采取应对措施。
4.安排专人定期对31204采空区地表进行巡查，监督检查地表回填进度和质量。
神府煤田石圪台煤矿环境工程地质问题
苏文智
【期刊名称】《西北建筑工程学院学报：自然科学版》
【年(卷),期】1995(000)001
【摘要】主要论述石圪台煤矿开采引起的环境工程地质问题，包括顶板开裂及塌陷，沙化及沙暴，水土流失及泥石流等，针对这些问题，提出采用工程治理与生物治理相结合的整治方案。
【总页数】4页(P38-41)
【作者】苏文智
【作者单位】西安矿业学院
【正文语种】中文
【中图分类】X141
【相关文献】
1.陕西神府煤田环境地质问题及成因 [J], 陶虹;李成;柴小兵;魏兴丽
2.神府石圪台矿111—2上02高产高效工作面“支架—围岩”模拟实验研究报告[J], 侯中杰;邓广哲
3.石圪台煤矿上覆小窑火区治理技术及效果分析 [J], 何帅印
4.矿井胶带机多点温度监测系统在石圪台煤矿的应用 [J], 郭卫风
5.石圪台煤矿顶帮支护的优化设计 [J], 孙长斌
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阳城煤矿原煤生产系统钢桁架施工措施编制：检查：安监：项目工程师：项目经理：三十七处阳城项目部2004年9月24日一、工程概况：阳城煤矿原煤生产系统栈桥由南京设计院设计，山东工程建设监理公司济宁分公司第一项目部负责监理，东华公司三十七处施工。
本工程由四道栈桥组成，分别为主井至筛分动筛车间、筛分动筛车间至大块煤仓、筛分动筛车间至大块矸石仓、筛分动筛车间至原煤仓栈桥，倾角分别为15度、15度、10度、17度。
基础采用柱下独立基础，主体有由框架柱及钢桁架组成，柱之间采用钢桁架连接。
栈桥为预制槽型板及部分现浇板面，围护结构及屋面采用压型钢板，屋架采用钢结构，涂色镀锌钢板，塑钢窗。
钢桁架钢材采用Q235-B、焊条E4304及普通C级螺栓，所有钢桁架及桁架支撑系统、钢梁等外露铁件，涂红丹二度，灰漆二度。
本工程正负0.000相当于绝对标高40.000米。
地震设防烈度为6度。
二、质量目标：工程质量符合图纸设计要求、国家规范标准，检验批、分项、分部工程质量合格率100%。
三、施工准备及部署：1、人员准备：2、主要周转材料进场计划：3、主要建筑材料进场计划：4、施工机械及主要工具配备计划：（1）机械设备剪切机、砂轮机、手电钻、手抬压杠钻、喷砂机、磨光机、8T平板车、15T 及25T吊车和99T及120T吊车、空压机及电、气焊设备等。
（2）主要工具钻模、卡具、夹具、楔铁、滑轮、倒链、千斤顶、电弧气刨、钢丝刷、卡环、绳夹、塞尺、钢卷尺及水准仪、塔尺等。
四、主要分部分项工程的施工方法：（一）钢桁架加工制作已完成（二）小拼装：（1）接头位置设置原则：本工程因钢材长度不够需分两段拼装，对于拼装接头位置应注意：A、在桁架中，接头宜设在受力不大的节间内，或设在节点处。
如设在节点处，为焊好构件与结点板，要加用不等肢的连接角钢，上下弦接头可错开一个借鉴。
B、工字钢和槽钢梁，接头宜设在跨度中央1/3~1/4范围内。
C、经过计算，并能保证焊接质量者，其接头位置不受上述限制。
石圪台煤矿12煤北翼采空区地面注浆方案一、概况石圪台煤矿22上煤二盘区自开采以来空区气体均正常，2016年8月18日对采空区进行周采期检查时发现22上205采空区突然出现CO，最高达581ppm，相关采空区气体观测期间CO浓度最高达13939ppm。
矿在排查采空区气体异常的过程中，发现大柳塔乡办矿综合治理项目剥离揭露区域可能与我矿12煤采空区连通，通过多次对剥露的采硐释放SF6示踪气体，判断漏风通道为：大柳塔乡办矿露采揭露的巷道→12煤北翼部分巷道→二盘区采空区。
9月20日，矿对12煤北翼巷道进行探查发现大巷保护煤柱被盗采、部分重要防火密闭遭破坏，确认小煤矿盗采是导致我矿采空区气体异常的主要原因。
小煤矿盗采行严重威胁我矿安全生产。
12煤北翼巷道保护煤柱被盗采，一旦采空区顶板大面积垮落，会造成冲击地压事故；漏风通道长期持续供氧将导致我矿采空区遗煤自燃，引发矿井火灾。
二、治理方案为了消除小煤矿盗采给我矿造成的安全隐患，公司领导研究决定，计划采取地面打钻注浆治理方案。
（一）煤层概况石圪台煤矿12煤北翼平均煤厚5.01m，12煤与22上煤层间距6-14m，12煤层埋深在68-82m。
松散层厚度为5.4-42m，基岩层厚度为33-78m。
（二）方案描述从地面向12煤北翼大巷煤柱回收旺采采空区、12107回撤通道及12205、206顺槽施工钻孔进行注浆。
注浆浆液随着巷道流动堆积沉淀一段时间后，通过井下施工钻孔进行疏放水，继续从地面进行注浆，直至巷道堆满山砂，形成隔离带封堵漏风通道，同时起到加固顶板的作用。
（三）具体实施1、地面钻孔布置首先在12107主、辅回撤通道及回风措施巷布置5个钻孔，钻孔编号为YF1-YF5，注浆将小煤矿采空区与我矿采空区进行隔离；然后在12205主、辅顺槽2联巷口布置2个钻孔，钻孔编号为YF6、YF7，注浆将12煤、22上煤二盘区采空区与12煤北翼旺采采空区进行隔离；在原封闭12107采空区防火密闭位置附近布置9个钻孔，钻孔编号为YF8-YF16，注浆将12107采空区与12煤北翼旺采采空区进行隔离；在12煤205回撤通道外旺采封闭防爆密闭附近施工3个钻孔，编号为YF17-19，将12煤北翼大巷旺采采空区进行隔离；最后在12煤北翼辅运大巷30联巷布置钻孔YF20（底板标高为1166.74）后，按底板标高由高向低布置钻孔YF21-YF44，合计25个钻孔，对12煤北翼采空区整体进行注浆充实（见附图）。
工作面过集中煤柱压架机理及防治技术毕博韬【期刊名称】《《煤》》【年(卷),期】2019(028)011【总页数】3页(P14-16)【关键词】集中煤柱; 压架; 爆破; 矿压【作者】毕博韬【作者单位】神东煤炭集团石圪台煤矿陕西榆林 719000【正文语种】中文【中图分类】TD325; TD8211 工程概况31201综采工作面是石圪台煤矿二盘区的首采工作面，工作面宽度311.4 m，走向推进长度1 865 m，主采31号煤，煤层平均厚度3.9 m。
上覆基岩厚度48～120 m，埋深110～140 m。
工作面布置了156架ZY18000/25/45D型掩护式液压支架，支护强度为1.52 MPa。
煤层直接顶为中粒砂岩和砂质泥岩，平均厚度4.2 m，基本顶为中、细粒砂岩，平均厚度为12.3 m；直接底为粉砂岩、砂质泥岩，平均厚度3.2 m。
31201工作面上部为2-2号煤层，已经被小煤窑偷采，层间距平均34 m。
根据现有资料，上覆存在多个采空区和多条集中煤柱，开采不详。
工作面上覆采空区及煤柱赋存情况如图1所示。
回采过程中，通过其中一条集中煤柱时发生了切顶事故，在约20 s内，工作面超过100架支架整体下沉，下沉量最大达到1.5 m，事故给矿井安全生产造成了极大损失。
为了避免过集中煤柱期间给矿井继续造成损失，特对工作面过集中煤柱矿压机理进行分析，并提出相应的防治措施。
2 工作面过集中煤柱压架机理分析工作面进入上覆集中煤柱时，顶板移动特征如图2所示，随着工作面的回采，31煤层的基本顶岩块V破断、回转、垮落，引起上覆集中煤柱发生破坏，进而造成集中煤柱上方形成的稳定顶板岩块III发生失稳，如果基本顶岩块III的垮落与31煤层基本顶岩块V的垮落重合，即2号煤层的基本顶同时失稳作用于31煤工作面，形成强烈的冲击，造成工作面压架。
图1 31201工作面上覆采空区及煤柱赋存情况图2 工作面进集中煤柱时顶板移动特征工作面出上覆集中煤柱时，顶板移动特征如图3所示，随着工作面继续回采，31煤层基本顶岩块V就会随着回采开始破断、回转，当变形达到一定程度时，会影响到上覆集中煤柱的稳定性，当集中煤柱破坏失稳时，其上方形成稳定结构的I、II岩块发生失稳，对下31煤层工作面产生冲击作用，集中煤柱越宽，其控制的顶板岩层面积越大，形成的冲击压力越强，当两煤层基本顶同时失稳作用于31煤工作面时，往往会引发压架事故。
收稿日期：2020－03－31作者简介：孙长斌（1987—），男，陕西韩城人，2008年毕业于陕西能源学院煤田地质专业，工程师，现从事矿井采掘技术、地质防治水技术管理工作。
石圪台煤矿顶帮支护的优化设计孙长斌（神东煤炭集团石圪台煤矿，陕西神木719315）摘要：支护设计是巷道支护中的一项关键技术，在保证巷道安全方面起到了十分重要的意义。
若支护形式和参数选择不合理，不但会造成材料浪费、增加成本，同时不能保障巷道安全。
不同的地质条件采用的支护材料和形式有所不同。
石圪台煤矿结合现场采掘条件及经验总结，通过合理选择支护材料和设计参数，优化顶帮支护，在满足支护强度的情况下，提高了掘进速度。
就切眼而言，支护量减少29%，单进水平提高了30%。
关键词：设计；支护；锚杆；锚索中图分类号：TD322文献标志码：B文章编号：1671－749X （2020）03'－0062－04Optimization design of roof and side support in Shigetai Coal MineSUN Chang-bin（Shigetai Coal Mine ，Shendong Coal Group Co．，Ltd．，Shenmu 719315，China ）Abstract ：Support design is a key technology in tunnel support ，which plays a very important role in ensuring tunnel safety．Different geological conditions require different support forms and materials．If the support form and parameters are not rea-sonable ，it will not only cause material waste and increase support cost ，but also cannot guarantee the safety of the roadway．According to the site mining conditions and production experience of Shigetai Coal Mine ，through the reasonable selection of support materials and parameters ，and the optimization of support technology ，the support strength requirements were met and the driving speed was increased．Taking the open-off cut as an example ，the workload of support was reduced by 29%，and the level of tunneling was increased by 30%．Key words ：design ；support ；bolt ；anchor cable0引言支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆、锚索支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。
鄂尔多斯市乌兰煤炭集团公司石圪台煤矿131201回风顺槽绕道支护方案石圪台煤矿捷马(济宁)矿山支护设备制造有限公司2008年08月05日1 概述乌兰集团石圪台煤矿131201采煤工作面位于3-1-2煤层中部，为3-1-2煤层首采面，采长150米，走向长858米。
131201工作面回风顺槽绕道沿3-1-2煤层中部掘进，顺槽绕道顶板留设1m厚的顶煤。
顺槽绕道埋藏深度为50～70米。
其与原掘进的131201采煤工作面回风顺槽之间留设15米的煤柱。
3-1-2煤层顶板为3.6米的砂质泥岩，遇水易膨胀软化，其上为3-1-1煤层房柱式开采采空区。
为避免131201工作面回风顺槽绕道在工作面回采时发生破坏，现对其支护方式进行重新设计。
2近距离煤层采空区下顺槽锚杆桁架系统支护可行性分析锚杆桁架系统支护作用机理分析锚杆桁架系统是一种控制巷道顶板、巷道两肩和侧帮变形的联动结构，该组合式桁架系统不仅可以改变巷道围岩的受力状态，而且还可以有效的限制巷道顶板的变形，并将顶板的变形延伸到巷道两侧。
锚杆桁架系统的力的作用示意图如图1所示。
同时，锚杆桁架结构对控制垂直节理的作用非常明显。
图1 锚杆桁架系统力的作用示意图锚杆桁架系统支护是一种理想的支护手段，其不仅是贴顶支护，而且可以施加较大的预应力，实现主动支护。
因此锚杆桁架系统是支护近距离煤层采空区下顺槽的有效手段，具有良好的支护效果。
煤层顺槽锚杆桁架系统支护的可行性研究表明：预应力锚杆可有效提高围岩的残余强度，充分发挥围岩自身的承载能力。
锚杆与其锚固范围内的锚固体构成一种锚固支护体，在锚杆的约束与抗剪作用下，使塑性破坏后易于松动的煤岩体形成具有一定承载能力并可适应围岩变形的锚杆平衡拱，从而提高顶板的整体性，防止顶板松散冒落。
从巷道纵向看，锚杆支护形成的锚固平衡拱是掘进迎头空顶上方顶板自稳的基础。
因此，使用锚杆支护可以有效地阻止顶板松散冒落。
巷道支护关键是顶板，只要锚杆能保持顶板的稳定，护帮并不难。
通过对锚杆支护后围岩稳定性分析研究，认为试验巷道采用锚杆支护是完全必要的。
但是，考虑到顶板为典型的复合顶板，且中间为煤层，同时上方为采空区的特殊条件，采用长锚索或增加锚杆长度的方法是不可行的，而锚杆桁架系统很好地解决了以上问题。
根据现场的实际考察，认为锚杆桁架系统支护试验是十分必要的，通过试验研究以期确定理想的锚杆联合支护形式和科学的锚杆桁架系统支护参数。
3 巷道围岩应力分析与支护设计 3.1 顶板岩层安全评价系数莫尔库伦安全系数为了确定巷道顶板锚杆长度，莫尔库伦安全系数法是确定巷道围岩破坏范围的常用方法，莫尔库伦安全系数评价公式：13σσCK SF +=式中：K ——与最大主应力有关的内摩擦角；3σ——最小主应力；C ——内摩擦系数。
3.2 计算模型与计算参数为了分析描述回风顺槽绕道的受力状态，如最大主应力、最小主应力和剪应力等受力指标，构建了2-D 有限元分析模型。
计算巷道宽度：3.4 m 计算巷道高度： 2.4 m计算深度：巷道埋藏深度按70m 计算。
图2 为2-D 有限元分析模型。
图2 有限元计算模型3.3 围岩应力分析最大、最小主应力分布: 图3、4 为有限元计算所得巷道围岩应力分布图，图3 为最大主应力分布图，图4 为最小主应力分布图。
图3 最大主应力分布图图4 最小主应力分布图莫尔库伦安全系数分布：基于最大主应力和最小主应力计算结果，计算了莫尔库伦安全系数，图5 是巷道周围莫尔库伦安全系数分布图。
从本图可以看出，直接位于煤层上方的0.6m的砂质泥岩安全系数小于1.0。
图5 巷道周围安全系数分布锚杆长度确定：从上述安全系数分布结果看，最小的锚杆长度应该锚固在煤层上方0.6m以上的砂质泥岩中，根据此限制，考虑到一定的安全系数，顶板锚杆长度选择为2.2m。
3.4 锚杆形式与支护参数3.4.1锚杆类型与支护结构的确定由于3－1－1煤层已经采用房柱式开采采空，留下了煤柱的应力集中区，顶板控制的关键是：（1）组合梁：根据组合梁理论，采用高强度高预应力锚杆，将3－1－2的顶煤、伪顶和煤线及砂质泥岩组成一个完整的组合梁。
以提高该组合岩层的自承载能力。
（2）悬吊：由于上部采空区的限制，采用长锚杆和锚索悬吊在此特殊地质条件下是不可能的。
因此，为悬吊和限制锚杆加固范围内的组合梁，采用锚杆桁架系统是较好的选择。
最终支护方案：锚杆桁架系统＋高强预应力锚杆。
图6为选定的顶板支护方案。
图6 顶板锚杆桁架系统支护方案3.4.2 锚杆安装应力的确定锚杆支护一种主动支护方式，适宜的安装应力是发挥锚杆支护效能的关键。
有效的锚杆安装应力应该取得下述支护效果：①顶板岩层中无离层发生；②顶板岩层中的拉应力区和拉应力值应该尽量小为了设计科学有效的安装应力，本设计进行了有限元分析。
图7所示为安装应力计算有限元模型。
此模型中包括2根垂直锚杆和1套桁架系统。
垂直锚杆长2.2m。
桁架倾斜锚杆长2.4m。
倾角45度。
模型计算所选取的锚杆排距为1.0m。
为了获得最佳的安装应力值，通过改变锚杆和桁架系统的安装应力，进行支护设计参数的优化计算。
共计运行了10个模型，下面是部分运行结果：图7 安装载荷有限元计算模型(1) 3吨安装应力图8是在3吨安装应力下的顶板变形和应力分布。
在此安装应力下，无顶板离层发生。
在巷道上方约1.0m的范围内存在一个拉应力区。
所以此安装应力不能保证形成理想的组合梁，为了提高组合梁的承载效果，减小拉应力区范围，锚杆安装应力需要进一步提高。
图8 围岩应力分布与围岩变形计算结果（3吨安装应力）(2) 4吨安装应力图9是在4吨安装应力下的顶板变形和应力分布。
在此应力下，无顶板离层发生。
拉应力区基本消除，组合梁效果基本达到。
因此，锚杆安装应力选定为4吨以上。
图9围岩应力分布与围岩变形（4吨安装应力）3.4.3 锚杆直径的确定依据锚杆安装应力计算结果，锚杆的安装应力不应大于锚杆抗拉强度的50%。
因此锚杆的最小承载能力应为12吨。
(1) 静载荷计算：所选定的顶板支护系统至少应该满足顶板垂直静载荷的需要。
经计算最小静载荷为6吨，考虑1.5的安全系数，锚杆的最小承载能力为9吨。
(2) 要求锚杆安装应力不小于锚杆抗拉强度的50%，所以锚杆的最小抗拉强度应该12吨。
根据上述计算结果，垂直锚杆直径选用Φ18mm ，倾斜锚杆直径选用Φ20mm 。
设计中所选用的高强度阻尼螺纹钢锚杆的力学性能为：Φ18mm－屈服强度大于13吨，抗拉强度大于16吨。
Φ20mm－屈服强度大于16吨，抗拉强度大于20吨。
3.5 结论基于石圪台煤矿现有的地质采矿条件，通过顶板控制分析和有限元模型计算，有限元模型计算进行了围岩应力分析、安装应力确定和支护方案的选择，通过上述综合分析与计算，得出如下结论：（1）锚杆长度：顶板垂直锚杆采用长度为2.2米的高强度阻尼螺纹钢锚杆，倾斜锚杆长度为2.4米。
安装载荷：安装载荷对顶板的综合承载能力起着重要的作用，经过多个模型的优化计算，确定安装载荷应不小于4吨。
（2）桁架系统：为了确保3－1－2煤层及顶板的稳定性，选用锚杆桁架系统。
（3）锚杆直径：顶板锚杆直径为Φ18mm,倾斜锚杆直径为Φ20mm。
（4）间排距：模型计算中排距是按1.0m计算的，并考虑了必要的安全系数。
在产品试用期建议排距为0.9m最终的支护设计方案如图6所示。
图10 锚杆桁架系统结构示意图3.6 材料消耗表表1 每米巷道材料消耗表此外，为配合锚杆和桁架系统的安装，应备有锚杆搅拌器、T型扳手、扭矩放大器、锚索张拉器等施工机具。
4 井下工业性试验及矿压观测4.1 试验巷道概况本次试验施工巷道为3－1－2煤层的131201工作面回风顺槽绕道。
巷道顶板从下往上依次为1m的3－1－2煤层、0.3m的伪顶、0.1m的煤线、3.6m的砂质泥岩、3－1－1煤层房柱式开采采空区，巷道底板为砂质泥岩。
巷道埋藏深度大致为60m，巷道为矩形。
试验巷道锚杆桁架系统的排距定为0.9m。
4.2 锚杆施工工艺为了充分发挥每根锚杆的作用，正确的安装锚杆对于有效地控制顶板，减少锚杆用量，提高掘进速度都是至关重要的，因此必须重视锚杆的安装。
合格的锚杆安装后应具有足够的安装载荷，最大的拉拔力以及合理的锚杆外露长度。
为此根据安装质量要求编写了锚杆的安装说明书。
锚杆安装过程如下：（1）钻孔①钻孔直径：根据设计支护需要的锚杆的实际情况而定。
一般钻孔直径为28mm。
②钻孔深度：钻孔深度需大于锚杆有效长度30～50mm。
锚杆的有效长度是指从安装锚杆托盘的内侧表面到锚杆的端部的距离。
一般的讲，钻孔深度与安装锚杆的长度一致即可。
③钻孔角度：按照设计要求的角度进行施工。
④钎杆标记：为了准确钻孔深度，需在钎杆上做钻孔深度标记，用卷尺从钻头开始向下做一与锚杆长度一致的标记。
⑤钻孔施工：用锚杆钻机按钻孔深度和角度要求严格施工。
⑥钻孔冲洗：钻孔施工至孔底后，上下移动钻杆，对钻孔进行冲洗。
（2）扭矩应力锚杆安装①锚杆组装：将锚杆减阻垫圈和锚杆托盘按先后顺序穿入锚杆。
对于桁架系统的倾斜锚杆需要先穿球形垫圈，再穿桁架角、最后穿桁架托盘。
②装树脂：将树脂用锚杆推入钻孔，推入树脂时要用力均匀，尽可能不要把树脂穿破。
③钻机推树脂：然后将锚杆接入钻机，用钻机将锚固剂推至钻孔深处，直到顶不动为止。
④搅拌锚固剂：启动钻机（旋转）搅拌锚固剂，同时钻机推力也要调至最大，搅拌时间根据锚固剂的型号而定，一般的快速锚固剂搅拌10～20秒即可。
⑤托盘与顶板间隙：锚固剂搅拌结束时，要确保锚杆托盘与顶板之间有10～15mm 的间隙。
⑥打开阻尼：搅拌锚固剂后，需停顿40～60秒（适用快速树脂锚固剂），启动锚杆钻机（钻机只旋转不推进）打开螺母阻尼，并用锚机将螺母拧紧。
⑦提高安装应力：钻机拧紧螺母后卸下钻机，再用手动扳手或者扭矩放大器，给锚杆施加符合设计要求的安装扭矩或安装应力。
锚杆安装可以总结为：一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂），三等(等树脂充分凝固)，四紧(紧固螺母)在安装过程中要严格按安装步骤。
否则会出现“长尾锚杆”或打不开阻尼现象。
这会大大影响锚杆支护效果甚至失效。
4.3 锚杆桁架系统施工工艺锚杆桁架系统安装说明锚杆桁架系统示意图（1）倾斜锚杆与垂直锚杆的安装步骤同上。
（2）水平锚索安装将U型卡一端挂在桁架角上，再将钢绞线的一端穿入U型卡中的锚索索具内。
以相同的方式安装另一端的U型卡和锚索。
水平钢绞线长度必需大于两端U型卡内的两索具直线距离200mm，确保两端的锚索外露150mm。
锚索穿入U型卡中的索具后，用锚索张拉器拉紧锚索，并达到所需的八吨张拉力。
在底板组装方法：将两个U型卡分别放置在巷道底板上，将钢绞线穿入安装在U型卡上索具中，然后在将U型卡挂在桁架角上，用锚索张拉器张紧锚索，并达到所需的张拉力。
