22103回风顺槽绕道施工作业规程.docx

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22103回风顺槽绕道施工作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置

本《作业规程》所掘巷道名称为：

山西煤炭进出口集团左云韩家洼煤业有限公司22201运输顺槽回风绕道，巷道北部为井田，东面为22201运输顺槽,南面为22号煤层二采区回风大巷。

二、巷道施工目的及用途

该巷道设计为满足22201运输顺槽掘进回风。

三、设计施工长度及服务年限

根据22201综采工作面设计施工图，该巷道共计施工工程量129米。

服务年限：

服务至22201运输顺槽掘进结束

第二节编写依据

1、《山煤集团左云韩家洼煤业有限公司22201综采工作面设计》施工图；

2、《山西煤炭进出口集团左云韩家洼煤业有限公司兼并重组整合矿井地质说明书》；

3、《煤矿安全规程》、《岗位操作规程》中华人民共和国国家标准GB50213—2010《煤矿井巷工程质量验收规范》和GB50511—2010《煤矿井巷工程施工规范》。

4、《煤矿安全技术操作规程》；

5、《山西省煤矿“六个标准”》；

6、《防治水规定》；

6、其他各项管理制度。

第二章地面位置及地质情况

第一节四邻情况及采区开采情况

煤层名称

22#

采区

二采区

工程名称

22201运输顺槽回风绕道

地面标高（米）

1474-1488

井下标高（米）

1285

地面的相对位置

位于回风立井东部约1160米处

建筑物、小井及其它

该巷道对应地面无建筑物，巷道四邻无采空区。

井下相对位置及采掘情况对地面的影响

巷道北部为井田，东面为22201运输顺槽,南面为22号煤层二采区回风大巷。

煤层间的关系

22号煤层上距19#煤层平均层间距38.54ｍ，与25#煤层层间距18.13m。

掘进方位

268°56′12″

坡度

按腰线

长度（米）

145

表1井上下对照关系情况表

第二节地质概况

一、地质构造

本井田位于大同煤田石炭—二叠纪煤田的中南部，总体形态为单斜构造，西北部走向近东西向，倾向北；东北部走向北西20°，倾向北东，倾角2～6°，一般4°。

该巷道掘进时会遇到多条正断层，预计不含有其他地质构造。

煤层顶板岩性细砂岩，底板为砂质泥岩。

二、水文地质

本井田及邻区无地表水体，大气降水都以地表迳流排出，部分垂直渗透松散地层和侧向补给煤系砂岩含水层。

地表迳流主要来自雨季的山洪爆发，且时间短暂，雨后排泄很快，入渗量小。

井下含水层都为弱含水层，据左云南勘探区奥灰水位等值线图反映，本井田奥灰水位应为1170m，流向从西流向东南。

矿井水文地质条件简单，含水层充水性弱，最下边的25号煤层的最低标高+1225m，井田内各煤层的开采不受奥灰水的影响。

矿井的正常涌水量500m³/d,矿井的最大涌水量600m³/d。

该区域无老空积水，预计22201运输顺槽回风绕道正常涌水量50m³/d,最大涌水量100m³/d。

根据相邻巷道的水文地质特征表明,巷道掘进时，顶板会出现滴水及淋水，因无补给水源，巷道过后短期内自然疏干，预计巷道掘进时不会出现大的淋水。

三、煤层特征

矿井瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井。

瓦斯绝对涌出量为0.66m³/min，相对涌出量为0.39m³/t。

煤层煤尘均具有爆炸性。

22#煤层自燃等级为Ⅱ级，煤层自燃倾向性质为自燃。

22号煤层：

以老顶为主，直接顶及伪顶不发育，其顶板结构如下：

伪顶：

岩性为炭质泥岩及粉砂岩，平均厚0.3m。

直接顶：

分布于井田东北部，707号孔见直接顶，以砂质泥岩、炭质泥岩为主，次为泥岩、高岭质泥岩，厚1.10m，中厚层状，胶结致密，稳定性较好。

老顶：

全井田均有分布，岩性为砂砾岩及粗细砂岩，厚4.20-26.93m，一般4-6m，稳定性好。

底板：

泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及少量的炭质泥岩。

附图一：

韩家洼煤业煤层综合柱状图

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置及巷道断面

一、巷道布置

22201运输顺槽回风绕道巷道设计在22201运输顺槽以里79.3米处前进方向左帮开口，开口坐标为X=19642296.719Y=4403431.491Z=1285.954，开口巷道底板位置高出22201运输顺槽底板1.0m。

按方位角268°56′12″以+6°施工至22号煤层后，沿煤层底板向前掘进19m后，按方位角178°56′12″沿煤层底板与22号层二采区轨道大巷贯通（贯通方式顶板对顶板）。

然后以-10°施工至22号煤层顶板按煤层顶板向前掘进，直至与22号层二采区回风大巷贯通（贯通方式顶板对顶板）。

当遇到断层时，根据矿方提供资料编写过断层施工安全技术措施。

2、巷道断面

该巷道为矩形断面锚网索巷道。

巷道断面及规格

断面形状

掘进宽（mm）

掘进高（mm）

掘进断面（m²）

矩形

3000

2500

7.5

附图二：

韩家洼煤业22201运输顺槽回风绕道平面布置图

附图三：

韩家洼煤业22201运输顺槽回风绕道支护平面图

第二节矿压观测

一、观测对象

22号煤层22201运输顺槽回风绕道掘进巷道。

二、观测内容

巷道顶板离层量；锚杆、锚索的载荷及锚固力。

三、观测方法

巷道顶板离层量观测：

在22201运输顺槽回风绕道与22201运输顺槽交叉口打设一个顶板离层仪，巷道内每隔50m布置一个测点。

顶板离层仪安装在巷道正中位置，误差不超0.3m；对于断层及围岩破碎带、应力集中地段等巷道必须补打顶板离层仪（每隔25m安装一组顶板离层仪）。

巷道开口与各个巷道交岔位置施工一组顶板离层仪，定期派专人观测、记录顶板离层仪数据。

用锚杆钻机打眼，钻头采用规格为∮28mm的合金钢钻头和中空六棱钎子。

打眼前先敲帮问顶，仔细检查顶部岩石情况，找掉活矸、危岩，确认安全后方可开始工作。

眼的位置要准确，垂直巷道顶板，保证顶板离层仪测绳自然下垂，根据该地点附近锚索的锚入深度施工一个钻孔，孔深8300mm。

用锚索将深部基点锚固器推入孔中直至设计位置（顶板离层仪深基点8300m），抽出锚索后，手拉一下钢丝绳，确认锚固器已锚固牢固，然后再将浅基点锚固器推入孔中设计位置（顶板离层仪浅基点2200mm），抽出锚索索绳后，手拉一下钢丝绳，确认锚固器已锚固牢固。

最后将离层仪白色PVC套管推入孔中，确认固定在PVC套管下端的紧贴顶板。

对准刻度：

将两测点指示刻度尺与红色套管一端对齐，将绳卡死，并截去多余钢丝绳。

锚杆、锚索的载荷及锚固力：

巷道掘进过程中，用锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，用锚索张紧器检测锚索预紧力和锚固力，共需锚杆拉力计1台，扭力扳手1把，锚索张紧器1台。

第三节支护设计

一、支护方式

22201运输顺槽回风绕道支护形式为锚杆、锚索、钢筋网、金属网联合支护

（一）临时支护

1、临时支护形式为2根金属前探梁，每根前探梁分别用顶部锚杆和方形吊环吊挂，当巷道顶板岩层破碎,掘进后顶板凹凸不平、前探梁很难从方形吊环中穿过时,为满足前探梁的安全使用，前探梁吊环可用40T溜子刮板链代替,根据顶板凹凸不平的程度,调整刮板链下落长度,以调整前探梁仰俯角，并用木板结实顶板。

前探梁必须均匀布置在巷道的顶板上。

放炮后及时前移前探梁，前探梁必须探至工作面，然后紧固吊环，用木板将菱形网托起贴紧前探梁上方顶板,然后用木楔将木板刹紧。

2、前探梁的规格，前探梁：

2根，每根长4.0米的12#槽钢。

3、吊环：

采用方型可调式吊环。

4、吊环的固定：

每根前探梁3个固定点，安装顶部锚杆时，预留40毫米的锚杆丝，将吊环用螺母固定在锚杆丝端，将槽钢插入吊环内。

在前探梁的掩护下进行出矸、打锚杆眼和安装锚杆。

安装完锚杆后，进行下一个正规循环时，用同样的方法前移前探梁。

（二）永久支护

1、顶板：

使用4根∮18×2200mm螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距900mm×1000mm,托板为120mm×120mm×8mm方形钢板，网采用8#菱形金属网，网格50×50mm，网搭接均不少于100mm，每200mm用14#铁丝联接，呈“三花”布置

2、帮部：

采用∮18mm×2200mm金属锚杆，矩形布置，间排距900×1000mm，托板为120mm×120mm×8mm方形钢板，网采用8#菱形金属网，网格50×50mm，锚网铁丝网搭接均不少于100mm，每200mm用16#铁丝联接，呈“三花”布置。

3、顶板每根锚杆使用MSCK2335与MSZ2360的锚固剂各一条，帮部每根锚杆使用MSZ2360锚固剂一条。

设计锚固力不小于60KN，扭矩不小于120N·m。

4、锚索设计使用∮17.8mm×6300-11800mm的钢铰线，确保锚索锚入稳定岩层不小于2.5m锚索排距为2000mm,呈“一·一”直线布置，设计预应力不低于130KN，锚固力不低于200KN，锚索露出索具150～250mm,钢托盘300×300×12mm；每根使用一条MSCK2335和二条MSZ2360型号的锚固剂。

5、锚杆、锚索锚固设计为锚固剂端头锚固。

6、如遇到断层、冒顶或顶板破碎时，必须写专项安全技术措施。

附图四：

韩家洼煤业22201运输顺槽回风绕道支护断面图

二、锚杆（锚索）支护参数校核

（一）锚杆支护校核

顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1＋L2＋L3

式中L——锚杆总长度

L1——锚杆外露长度（托板、螺母厚度）取0.04m；

L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）

L3——锚杆锚入稳定岩（煤）层的深度，一般按经验取0.95m。

其中围岩松动圈冒落高度

b=

式中B、H——巷道掘进宽3m、掘进高2.5m；

——顶板岩石普氏系数2.0；

——围岩的似内摩擦角，顶

=80.5°、帮

=56.3°。

1、顶锚杆长度校核：

设计锚杆长度2.2m

b==1.0m

L≥0.04＋1.0＋0.95=1.99m

通过长度校核2.2m＞1.99m符合设计要求。

2、帮锚杆长度校核：

设计锚杆长度2.2m

=0.97m

L≥0.04＋0.97＋0.95=1.96m

通过长度校核2.2m＞1.96m符合设计要求。

（二）锚杆间排距校核：

a=

式中a=锚杆间排距m

Q=锚杆设计锚固力，60kN/根

H=冒落拱高度，取1.0m

Y—被悬吊岩石的重力密度，取13kN/m³

K—安全系数，一般取K=2

a==1.52m

（三）锚杆屈服强度计算

采用∮18螺纹钢锚杆，若达到设计锚固力60KN/根，则锚杆的屈服强度应满足：

σsmin=F/S=236Mpa。

σsmin——锚杆屈服强度，Mpa；

F——锚杆所受的力，取85KN；

S——锚杆断面面积，S=лr2²,r=9mm；

现使用∮18普强螺纹钢金属锚杆屈服强度≥335Mpa，抗拉强度≥490Mpa；根据《MT146.2-2002树脂锚杆行业标准》：

应优先选用屈服强度大于236MPa螺纹钢杆体，在满足锚杆支护需要时，也可采用屈服强度大于236MPa的普通热轧圆钢。

通过以上计算，锚杆间排距最大为1.0m＜1.52m，选用直径Φ18mm，长度2200mm锚杆符合设计标准，施工时间排距按900×1000mm,满足设计施工要求。

（四）、锚索长度校核（设计∮17.8×6300-11800mm）

长度应满足L=La+Lb+Lc

式中L——锚索总长度；

La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度

La≥1.3m

其中

—安全系数，一般取K=2

—锚索直径17.8mm；

—锚索抗拉强度，1427N/㎜2；

—锚索与锚固剂的粘合强度，10N/㎜2；

——需要悬吊的不稳定岩层厚度9m；

——托板及锚具的厚度0.067m；

——外露张拉长度0.25m；

L=1.3＋11＋0.067+0.25=10.6m

通过以上计算锚索长度11.8＜10.6m，选用直径∮17.8mm，长度11800mm锚索符合设计标准。

按悬吊理论校核锚索间距：

为了防止顶板岩层发生大面积整体垮落，用∮17.8mm，L＝6300-11800mm（锚入砂岩2.5米）的钢铰线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中。

校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑，此时靠巷道两帮的锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在弧忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，用下式校核：

锚索排距 

s=3σ/4B2γk 

=3×355/（4×3×2×13.0×1）=2.9m

式中  σ——每根锚索最低破断载荷，355 kN； 

  γ——煤岩体积力，13.0kN/m³；   

 B——巷道宽度，3m；  

  k——安全系数，取1；

根据计算s≤2.9m，锚索排距2.0m符合设计要求。

加强锚索数目的校核：

应满足 N≥K×W/P 断=1.09

   式中N——锚索数目； 

K——安全系数；取2

P断——锚索最低破断力，取355kN； 

        W——被悬吊岩石的自重，kN；  

      W=B×∑h×∑γ×D＝3.5×1.3×26.7×1.6＝194.3kN

    其中：

B——巷道掘进荒宽，m； 

D——锚索间排距，m； 

          ∑h——悬吊岩石厚度，m； 

∑γ——悬吊岩石平均容重，kN/m³

设计每排支护锚索2根,即N≥K×W/P符合设计要求。

（五）、锚杆、锚索锚固长度：

（设计锚固剂端头锚固）

锚杆锚固长度：

L=（L1×D12）/（D2-D22）×K=928mm

式中：

K—锚固剂充实系数，取0.85

L—树脂锚固剂锚固长度,mm

　L1—树脂锚固剂长度,950mm

D—钻孔直径,28mm

　D1—树脂锚固剂直径,23mm

D2—锚杆直径,18mm

根据计算L=928mm，符合设计要求。

锚索锚固长度：

L=（L1×D12）/（D2-D22）×K=1491mm

式中：

K—锚固剂充实系数，取0.85

L—树脂锚固剂锚固长度,mm

　L1—树脂锚固剂长度,1550mm

D—钻孔直径,28mm

　D1—树脂锚固剂直径,23mm

D2—锚索直径,17.8mm

根据公式　实际锚固长度1491mm。

根据锚索与锚固剂的粘合强度，10N/㎜²，锚索直径17.8mm及设计锚固力200KN计算，需要锚固长度358mm。

实际锚固长度1491mm＞358mm符合设计要求。

三、特殊支护

在支护中,当围岩稳定性较差时，容易出现片帮、冒顶现象时，放炮前应在工作面顶板打超前锚杆作为超前临时支护，以防止顶板放炮冒落，锚杆向前倾60～70度，锚杆间排距缩小为600mm×600mm。

放炮后必须及时打正式锚杆。

断层破碎带前后以及硐室等顶板暴露面积较大或压力显现较明显的地点必须补打锚索加强支护。

如掘进过程中出现高冒区，冒落范围较小时可在冒落区两侧施工锚索，然后在锚索托梁上方用木板背实顶板；如冒落范围较大时，可在冒落区两侧顶板支护完整处的锚杆上上紧吊环，然后将钢管穿过吊环，在吊环的上方搭木垛背实上方顶板。

处理高冒区时，可在高冒区下方冒落的煤矸堆及上方冒空处之间楔入22公斤／米的钢轨作为临时支护冒落的顶板，必须打牢打实，处理冒顶工作必须在临时顶板掩护下进行。

在掘进过程中，必须仔细检查后路巷道的顶板以及两帮的支护情况，发现有锚杆、锚索失效压力明显变大时，必须立即采取扶工字钢棚加强支护。

（工字钢棚支护根据现场情况补写施工措施）

第四节支护工艺

一、支护工艺流程：

安全检查-标定中（腰）线-打眼、装药、爆破-安全检查-临时支护-打顶锚杆、锚索并预紧-打帮锚杆-铺网、联网。

（一）顶板情况正常时掘进两排支护两排，循环进度2.0m；顶板破碎、遇构造时缩小循环进度1m。

（二）放炮前，顶锚杆和上部的一根帮锚杆支护距工作面不超过0.2m。

放炮后，顶锚杆和上部的两根帮锚杆支护距工作面不超过2.2m。

下部的两根帮锚杆距工作面不超过5m，锚索支护紧跟工作面。

（三）工作面放炮必须将顶锚杆支护到工作面，够一排距离必须支护一排锚杆。

（四）放炮后施工人员在永久支护下敲帮问顶，然后及时支设临时支护，打注锚杆必须在临时支护或永久支护下进行。

二、临时支护工艺及要求

1、临时支护使用前探梁，要求前探梁使用2根3寸钢管，长4m，布置在巷道顶部，用三个吊环。

前探梁一头穿入固定在顶锚杆上的三个圆形吊环中，一头紧跟茬岩。

前探梁上用菱形网、木板梁、木背板接顶维护。

用螺帽固定在靠工作面的第2排和第3排锚杆上,每根吊环使用三道。

木板梁长3000m，宽200mm，厚50mm，上敷钢筋网。

2、待工作面煤尘吹散后进行敲帮问顶、安全检查及安全隐患排查。

在工作面安装前探梁，然后将铁丝网和钢筋梯子梁摆放在前探梁顶架上，并用刹顶木与木楔错开相应锚杆位置横向在前探梁上刹紧背牢，在临时支护的掩护下，按照规程要求打锚杆眼、安装锚杆，锚索支护必须在锚杆支护全部完工后进行。

3、安装前探梁时，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥，2人安装前探梁。

当前探梁安装好后，由外向里在前探梁上铺菱形网和钢筋梯子梁并在网下架设刹顶木，用木楔刹紧背牢。

4、韩家洼煤22201运输顺槽回风绕道最大控顶距2.2m,支护后最小控顶距0.2m；

附图五：

韩家洼煤业22201运输顺槽回风绕道金属前探梁临时支护示意图

三、锚杆锚索支护工艺

1、锚杆、锚索支护工艺要求

（1）必须严格执行敲帮问顶制度，及时处理危岩活石，严禁空顶作业，及时进行临时支护。

（2）锚杆间排距误差不超过±100mm，锚杆锚固力不小于60kN，扭力矩不小于120N•m。

锚杆露出螺母长度10～40mm。

（3）锚索预紧力不小于130KN，锚固力200kN以上，锚索露出索具长度在150～250㎜范围内。

（4）顶网必须用锚杆、锚索压紧，紧贴岩面。

铁丝网搭接均不少于100mm，联网每隔200mm用14#铁丝联一道，呈“三花”布置每道不少于2匝，

（5）靠两帮顶锚杆倾角75°，其它锚杆、锚索垂直于壁面，锚杆锚固力、预紧力以及锚索预紧力都必须达到规定要求。

（6）打顶锚杆、锚索使用锚索钻机，打帮锚杆使用YT-28风钻，钻眼时不能用手握旋转的钻杆，操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套。

2、锚杆锚索钻孔工艺

（1）检查开孔周围的顶板情况，应选择顶板完好地点开孔。

（2）检查YT-28风钻钻机钻具，打眼前所有控制开关应处在关闭位置，油雾器充满良好的润滑油，严禁对着人员试验锚杆钻机。

（3）检查风水管长度是否够用，风水管接到钻机上以前要吹干净，接头与钻机连接要用U形插销，严禁用铁丝代替。

（4）接换风管时要先关闭上一级来压端的控制阀门。

风管接换完毕之后，打开控制阀门试压加压时，所有人员都不要把脸部朝向风管接头处。

（5）锚杆钻机钻锚索眼时，要两人进行，开钻时一人扶钻安眼、一人开钻。

开钻时，要先送水后开钻，安眼时要缓慢升气腿，将钻杆接顶，安好眼时开孔，缓慢钻进50～100mm后，再全速开钻，钻进时推力要均匀。

当钻眼完毕钻机收缩时，手不要握在气腿上。

（6）接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机钻杆与钻孔同心。

接、拆卸钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。

（7）钻孔完毕，将孔冲洗干净，回掉钻杆，放入锚固剂，用锚杆或钢绞线将锚固剂轻轻顶到眼底，将搅拌器连接好，然后全速开钻将锚固剂充分搅拌，并将锚杆、钢绞线顶至孔底搅拌15～25秒，15分钟后上好托板、螺帽，紧固锚杆，锚索30分钟后进行涨拉。

（8）搅拌器一定要插入钻机机嘴底，钢绞线要插进搅拌器底部，注药卷过程中要专人护住钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。

（9）安装锚杆前必须用锚杆检查眼孔深度，使之达到要求，安装锚杆要先顶后帮依次进行。

（10）检查药卷是否断裂或过期失效，发现过期失效或断裂不得使用。

（11）如巷道较高需搭设架时，必须搭设牢靠。

3、LSL-200锚杆拉力检测

（1）对露出螺母长度10—40mm的锚杆进行检测，紧固被检测锚杆及周围相邻的锚杆。

（2）安装时测力计连接杆与锚杆连接不小于20mm，安装后连接杆与套筒要有30mm以上的拉伸区间。

（3）做拉力试验时，操作人员站在施工方向的外侧。

检查好拉力计各部件完好，接头严密不漏油。

（4）测试锚杆时，若涨拉顶锚杆，除操作人员外，千斤顶下3m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶紧好螺丝后也撤至安全区域；待泄压后方可回撤千斤顶，操作人员应一边握持好千斤顶，一边松螺丝。

（5）测试锚杆时，若涨拉帮锚杆，除操作人员外，千斤顶周围3m范围内禁止站人，尤其是禁止在被测试的锚杆头方向左右45°范围内严禁有人。

待泄压后方可松螺丝回撤千斤顶。

（6）测力打压时要平稳进行，压力表读数达到要求即停止。

油缸伸出不得超过20mm。

（7）连续2根不合格时必须停止掘进，查明原因，采取措施后方可继续施工。

（8）拉力试验完后要将被测锚杆重新紧固。

（9）测试过程中测试地点范围不得进行其它掘进施工工作。

4、MQ22-300/63锚索拉力检测

（1）将油泵注好油，注入8L清洁的N32号或46号机械油，不得使用2种以上混合油。

（2）对油泵、千斤顶、油路进行全面检查，如有异常情况，先处理再涨拉。

（3）现场组合的涨拉机具，应先进行空载运行，排尽液压油路中的空气。

（4）涨拉时，千斤顶应与钢铰线保持同一轴线。

（5）钢绞线外露长度不足以使钢绞线与紧楔器充分咬合时，不得使油泵带负荷运行，应使千斤顶在较小阻力下上推一段，满足咬合长度后，退下千斤顶重新张拉，以防损坏紧楔器。

（6）一次涨拉行程不得超过150mm，一次涨拉超过规定行程仍不达设计预紧力时多涨拉几次。

（7）涨拉时，操作人员必须注视油泵压力表读数，油泵压力超过锚索设计涨拉力或压力表指针急促上移时停止涨拉，油缸回位到底时也应立即停止供油，以防油路、油泵超负荷。

（8）油泵应缓慢升压，严禁高压换向。

（9）使用锚索涨拉仪涨拉顶锚索时除操作人员外，千斤顶下5m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶与钢绞线咬合后也撤至安全区域；回撤千斤顶时，操作人员应提前握持好千斤顶，以防待泄压后紧楔器磨损提前松脱；注意手持位置，避免夹手，发现紧楔器磨损，应及时更换。

（10）锚索要逐根检查，达到设计预紧力为合格，不合格的锚索应重新补打。

（11）如遇锁具、锚固剂或张拉千斤顶等出现质量问题，必须停止掘进、及时更换并汇报。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

巷道采用人工钻眼爆破，人工装岩、刮板输送机运输施工方法。

1、施工采用“三八”制作业方式。

施工工艺，采用普通钻爆法，掏槽方式为楔形掏槽，中深孔光面爆破，全断面钻眼一次爆破。

二、中腰线标定的方法和要求

1、巷道掘进时，按设计图纸及时标定中腰线，施工队组要严格按中、腰线施工。

2、按技术人员给定的中腰线进行掘进。

中线的标定方法采用挂线法或激光指向法，用挂线法标定时两组中线距离不大于30米；用激光指向时，激光仪由测量员负责安装，在掘进中，每个循环之间都必须标定中线。

3、队组严格按线施工，并保护好中线。

4、施工队组在施工中要妥善保护好中、腰线，发现问题及时校正。

5、随着巷道的延伸每隔20—30m引线一组，每组不少于3根，或者安装激光指向仪。

第二节施工方式

1、掘进工艺流程：

安全检查→开工准备→标定中腰线→打炮眼→撤人→检查瓦斯、装药连线→检查瓦斯、撤人放警戒→放炮→检查瓦斯→临时支护→锚杆、锚索、挂网→出渣。

2、施工时，循环进尺不得超过2m，放炮后支护、出渣。

3、