进风顺槽和回风顺槽（关于8403回风顺槽与8405运输顺槽之间构筑联络巷的安全技术措施）
进风顺槽和回风顺槽（关于8403回风顺槽与8405运输顺槽之间构筑联络巷的安全技术措施）现场施工负责人：当班班组长现场主要负责人：当班队长二、组织机构1、成立现场领导组项 目 负 责 人：
根据8403（下）准备工作面的需要，现需在8403（下）回风顺槽与8405（下）运输顺槽之间构筑联络巷，为保证施工期间的安全，经调度会研究决定，特制定如下安全技术措施。
一、开口位置
联络巷开口位于8403（下）回风顺槽距8400阶段运输巷56m处，沿方位角90°向东掘进15米，用于8403（下）准备工作面安装设备的通道.
绞车硐室开口位于联络巷的对面，绞车硐室的宽度为3米，深度3米，高度2米，采用爆破的方式构筑绞车硐室。
二、组织机构
1、成立现场领导组
项 目 负 责 人：
现场主要负责人：当班队长
现场施工负责人：当班班组长
现场安全监督人：由当班专职安全员全面负责
当 班 瓦 斯 员：负责作业点及作业点附近的瓦斯监测监控
质 量 负 责 人：由每班质检员现场质量把关；相关负责人不定时检验，工程结束后组织质量验收。
2、现场领导组职责：
项目负责人：负责8403（下）回风顺槽构筑联络巷、绞车硐室的全面工作，尤其是施工作业期间的安全管理工作。
现场主要负责人：负责现场对8403（下）回风顺槽构筑联络巷、绞车硐室期间的施工安全，是联络巷施工期间的安全生产第一责任人。
当班班组长负责对8403（下）回风顺槽构筑联络巷、绞车硐室期间的劳动组织、施工人员管理及使用工具、物料等进行安排协调。
安全员：负责8403（下）回风顺槽构筑联络巷、绞车硐室期间的安全监督工作，是构筑联络巷施工期间的安全第一负责人。
当班瓦斯员负责：8403（下）回风顺槽构筑联络巷、绞车硐室期间施工地点及施工地点附近的瓦斯检测检查工作，是本次构筑联络巷期间现场通风瓦斯管理的第一责任人。
质量负责人：负责8403（下）回风顺槽构筑联络巷、绞车硐室期间施工地点的质量检查工作，对当班的工程质量负责。
三、支护方式
（一）开口处支护方式
1、构筑联络巷的支护方式
（1）开口前必须先穿钢针进行控顶，防止搭接处出现漏顶，具体为在顺槽和联络巷搭接处以2~3度的仰角打钢针进行控制前方顶板（钢针规格为3米长的28#圆钢），钢针行距为20cm，排距为1.2m，所打钢针为扇形布置；只有当钢针打好后方可进行开口处的架棚支护及开口工作，否则，严禁开口作业。
（2）开口前必须先在开口处架设棚架进行控顶，即采用两根7.4m12#钢梁“对梁”对开口处进行支护，在架设棚架时，必须先对原钢架的钢腿进行拆除，拆除时必须先利用DW31.5型单体液压支柱对8403（下）回风顺槽内开口处及其附近10米范围内的支架进行加强支护，必要时，在每架之间再套设一架支架。拆除原钢架钢腿时，必须在原钢架下支设一根单体液压支柱，单体液压支柱位于钢架的中心位置，待加强支护工作结束后，再利用G10型风镐挖柱窝，柱窝规格需满足梁腿拆除要求，挖柱窝前必须先对顶帮情况进行详细认真的检查，确认无危险后，方准逐架拆除钢腿，在拆除钢腿时，必须坚持由外向里的顺序拆除，拆一架检查一架的顶帮情况，确保拆除钢腿期间的安全。
（3）柱窝完成后，利用单体柱（选用合适长度）进行顶梁腿作业，单体柱采用远距离控制方式，即安装远距离操作控制阀，梁腿被顶出柱窝后，由安全员处理顶帮隐患，无隐患后，安排不少于三人进行梁腿拆除作业，两人操作、一人观察，如发现异常情况时，停止作业，撤出人员，汇报带班领导和相关科室，待制定安全可靠的安全技术措施后再作业。
（4）开口处所有梁腿取出后，及时在原钢架下架设棚架，支设棚梁时利用两根单体柱和防坠落钢丝绳先将7.4m的钢梁支设到位，然后在再7.4m的钢梁下支设钢腿，待棚架架设好后在割煤前必须紧贴所架设的棚架的梁外侧利用单体液压支柱进行戗设，防止掘进过程中撞倒支架，造成冒顶，所使用的单体液压支柱必须挂好防倒柱钢丝绳，棚架架设好后必须在7.4m的钢梁下支设一梁不少于4柱。
（5）贯通前必须先在8405（下）运输顺槽停采线处利用5米的π型梁按照上述方法进行架设抬棚，抬棚架设好后方准进行贯通 否则严禁贯通。所支设的5米π型梁必须保证一梁不少于四柱。
（6）贯通前，必须在与8405（下）运输顺槽贯通处2m范围内套设4m的π型梁，架距0.6米。
2、绞车硐室的开口支护方式
（1）开口前必须先穿钢针进行控顶，防止搭接处出现漏顶，具体为在顺槽和联络巷搭接处以2~3度的仰角打钢针进行控制前方顶板（钢针规格为3米长的28#圆钢），钢针行距为20cm，排距为1.2m，所打钢针为扇形布置；只有当钢针打好后方可进行开口处的架棚支护及开口工作，否则，严禁开口作业。
（2）开口前必须先在开口处架设棚架进行控顶，即采用两根3.3m12#钢梁“对梁”对开口处进行支护，在架设棚架时，必须先对原钢架的钢腿进行拆除，拆除时必须先利用DW31.5型单体液压支柱对8403（下）回风顺槽内开口处及其附近10米范围内的支架进行加强支护，必要时，在每架之间再套设一架支架。拆除原钢架钢腿时，必须在原钢架下支设一根单体液压支柱，单体液压支柱位于钢架的中心位置，待加强支护工作结束后，再利用G10型风镐挖柱窝，柱窝规格需满足梁腿拆除要求，挖柱窝前必须先对顶帮情况进行详细认真的检查，确认无危险后，方准逐架拆除钢腿，在拆除钢腿时，必须坚持由外向里的顺序拆除，拆一架检查一架的顶帮情况，确保拆除钢腿期间的安全。
（3）柱窝完成后，利用单体柱（选用合适长度）进行顶梁腿作业，单体柱采用远距离控制方式，即安装远距离操作控制阀，梁腿被顶出柱窝后，由安全员处理顶帮隐患，无隐患后，安排不少于三人进行梁腿拆除作业，两人操作、一人观察，如发现异常情况时，停止作业，撤出人员，汇报带班领导和相关科室，待制定安全可靠的安全技术措施后再作业。
（4）开口处所有梁腿取出后，及时在原钢架下架设棚架，支设棚梁时利用两根单体柱和防坠落钢丝绳先将3.3m的钢梁支设到位，然后在再3.5m的钢梁下支设钢腿，待棚架架设好后在放炮前必须紧贴所架设的棚架的梁外侧利用单体液压支柱进行戗设，防止放炮过程中崩倒支架，造成冒顶，所使用的单体液压支柱必须挂好防倒柱钢丝绳。
（二）作业点巷道支护方式
1、联络巷的支护方式
联络巷开口处采用“锚杆 钢筋梯 锚索 金属网”联合支护方式配合6.8mπ型梁进行支护，然后再每隔0.6m支护第2架6.3m的π型梁、并以0.6米的架距逐架递减支设5.5m、5m的钢梁，直至缩减到规定的矩形断面4.2×2.8米，开口处锁口锚索不少于3个（并根据现场顶板情况及时增加锚索补强支护）。
一)、支护方式
A:临时支护
临时支护采用前探梁（6.3kg/m的槽钢对焊制成，长度3.0m），前探梁数量为两根，间距为1.8m 前探梁采用吊环固定，吊环采用20mm厚钢板加工制成的可调节吊环，每根前探梁用两个吊环与顶板锚杆固定。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2块，锚固力不小于100kN/根；打注锚杆时必须在前探梁掩护下进行；割煤后，由一人监护、一人站在安全地点用长柄工具找净顶部浮煤（矸）活石，然后向前联接铁丝网，保证与前网片搭接不少于15cm，确认合格后，然后向前串移前探梁，前探梁上方放好背板，背板上边铺有铁丝网，并用背板、木刹把顶板和前探梁接实，起到超前支护的作用；如无法支设前探梁进行临时支护时，必须支设点柱配合耙板进行临时支护，1平米1柱，如底板松软，必须进行穿靴支设，支设点柱必须打紧、打牢，确保点柱支设牢靠；如工作面掌头及巷帮煤质较软或存在“油口”时，必须采用钢锚杆进行临时支护，确保安全；工作面整个工作进行期间，人员要在永久支护或临时支护下进行，严禁空顶作业；同时由班组长指定一名有经验的老工人负责观察顶帮，安全员现场监督，发现问题及时处理；前探梁、吊环每移动一次，都要检查结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换；在移动前探梁时，要从外向里在支护完好的情况下进行。
B:永久支护
采用“锚杆 钢筋梯 锚索 金属网”联合支护方式。如巷道在掘进过程中顶帮较破碎时，根据实际情况必须缩小锚杆、锚索的间排距和加打锚杆、锚索进行加强支护。
二)、支护设计
1、顶板支护
1）顶板锚杆长度确定
式中：L——锚杆总长度，m；
L1——锚杆外露长度，包括托盘高度 螺母厚度 锚杆外露长度 钢带厚度 网厚度，取L1=0.15m；
L2——锚杆有效长度，m；
L3——锚杆锚入松动圈外稳定煤层或岩层的长度，取0.6m。
锚杆有效长度L2的确定：
根据本矿井煤层巷道松动圈测试结果，巷道松动圈范围为0.5～1.2m，因此应取L2=1.2m。另，设计根据“普氏自然平衡拱理论”计算顶板锚杆有效长度，作为校核。
当巷道侧壁不稳定时，顶板锚杆有效长度按照下式计算：
式中：B——巷道掘进宽度，分两种情况：B=5.0m，B=5.5m；
H——巷道掘进高度，H=3.0m；
f——巷道顶板普氏坚固性系数，根据地质力学评估结果，取f=6.5
φ——两帮围岩内摩擦角，根据表3-7-1，煤层取φ=35°39’；
计算得：L2=0.62～0.66m。
根据上述测试及计算校核结果，取L2=1.2
顶板锚杆总长度：
L= 0.15 1.2 0.6=1.95m，取顶板锚杆长度：L=2.0m。
2）顶板锚杆间排距
（1）顶板支护荷载集度
式中：q——荷载集度，kPa；
h——顶板自然冒落拱高度，h=0.66m。
γ——顶板岩石视密度，γ=25kN/m3；
计算得：q=16.5kPa；
（2）顶板锚杆布置密度
式中：Q——顶板钢锚杆设计锚固力，Q=100kN;
k——锚杆设计安全系数，一般k=2～3，这里取k=3.0
计算得：D≤2.02根/m2
（3）顶锚杆间排距
排距：根据回采巷道掘进循环进尺0.9m，取顶锚杆排距900mm。
间距：根据锚杆支护密度，锚杆间距应小于：2.02/0.9=2.24m
结合本矿井开拓、准备巷道实际支护参数，采用“工程类比法”，确定锚杆间距900mm。
3）顶板锚杆直径
式中：d——锚杆直径，m；
Q——锚杆设计锚固力，Q=100kN；
[
t]——锚杆屈服强度，335MPa。
经计算：d≥0.0195m，取锚杆直径d=20mm。
4）锚杆托盘
为使与托盘接触的围岩表面不被压坏，托盘应具有一定的承压面积，其面积可按下式计算：
=0.00875m2
式中：A0——锚杆托盘面积，m2；
Q——锚杆设计锚固力，100kN；
k2——托盘与围岩接触面积的不均匀系数，一般取0.4；
Rc——煤岩体的单轴抗压强度，根据表3-7-1，煤体取Rc =30×106Pa。
设计托盘为正方形，厚度8mm，内孔与凹陷部直径dh=60mm，则边长LT应满足下式：
。
结合工程类比，LT取130mm。采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为130mm×130mm×8mm，托盘承载力≥105kN。
5）锚杆锚固剂
根据锚固长度，按下式计算锚杆锚固需要的药卷长度：
式中：ks——锚固剂损耗系数，取1.1~1.5；
R孔——锚杆钻孔半径，取14mm；
R锚——锚杆半径，10mm；
R药——树脂药卷半径，11.5mm;
L锚——锚杆锚固长度，600mm；
计算得：L药=479~653mm
根据计算结果，选取MSCKb2335（1卷）、MSK2360（1卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为快速。树脂锚固剂应符合MT146.1-2002的规定，锚固剂生产厂家应提供质量合格证。
6）锚杆预紧力
根据高预紧力支护原则和理念，设计锚杆预紧力为锚杆屈服载荷的30～50%。
计算得 Ppre应处于31.5kN～52.5kN。Ppre所需的预紧力矩处于105N·m～200 N·m之间。结合工程类比，确定锚杆预紧力矩不低于120 N·m。
7）锚杆“三径”匹配
根据《煤巷锚杆支护技术规范》，钻孔直径和锚杆杆体直径之差应为6mm～10mm，钻孔直径与树脂锚固剂直径之差应为4mm～8mm。因此三径匹配为：
锚杆直径20mm；锚杆钻孔直径28mm；树脂锚固剂直径23mm。
故我矿锚杆的形式和规格：我矿选用目前最常用的MSGLW-335/20×2000型 无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，长度为2000mm（±10mm），极限抗拉强度≥490MPa，屈服强度≥335MPa，延伸率≥15%；杆体尾部螺纹承载力≥105KN，采用滚压加工工艺成型。
托板：采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为130×130×8mm，托盘承载力≥105KN。
钢筋梯规格：选用直径为12mm的钢筋来制作钢筋梯。
顶板钢筋梯长度3800mm，宽度80mm，限位孔间距900mm；钢筋梯的规格如图所示。
8403（下）回风顺槽联络巷顶板钢筋梯规格图
网片规格：采用12#铁丝编制的金属网护顶，使用的网片规格为1200×10000mm，网孔规格均为50×50mm的菱形网。
锚固方式：树脂加长锚固，顶板每根锚杆选用MSCK2335（一卷）、MSZ2360（一卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为中速。
锚杆的锚固长度0.9m，锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m。
锚杆布置：锚杆排距为900mm，每排5根锚杆，间距为900mm。
锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与铅垂线成10°，其余的垂直于顶板。
锚索：顶板锚索呈“2-2”，排距为1.8m，布置的两根锚索采用φ17.8×8300mm和φ21.8×10000mm交替支设，锚索位于顶板两侧，间距为1.4m，距两帮的间距为1.4m；工作面所安设锚索型号为：SKP18-1/1860，规格为：φ17.8×8300mm；安装预紧力不低于100kN，不高于120kN，锚索托盘为300mm×300mm×16mm的方形钢板，其中心孔径为20mm；每根锚索采用MSCK2335（两卷）、MSK2360（两卷）两种速度的树脂药卷进行锚固；规格为φ21.8×10000mm锚索，安装预紧力不低于200kN，不高于250kN，锚索托盘为300mm×300mm×16mm的方形钢板，其中心孔径为35mm，支护形式同上。巷道开口及顶帮破碎时，应根据实际情况缩小锚杆、锚索的排距或加打锚杆、锚索进行加强支护。
2、巷帮支护
锚杆的形式和规格：巷帮采用钢锚杆进行支护，选用目前最常用的MSGLW-335/20×2000型 无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，长度为2000mm（±10mm），极限抗拉强度≥490MPa，屈服强度≥335MPa，延伸率≥15%；杆体尾部螺纹承载力≥105KN，采用滚压加工工艺成型。
托板：钢锚杆采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为130×130×8mm，托盘承载力≥105KN。
钢筋梯规格：巷帮钢筋梯长度2400mm，宽度80mm，限位孔间距730mm。规格如图所示；采用直径为φ12mm圆钢焊接而成。
8403（下）回风顺槽联络巷巷帮钢筋梯规格图
网片规格：采用12#铁丝编制的金属网护帮，使用的网片规格为1200×10000mm，网孔规格均为50×50mm的菱形网；与上层网片搭接上都不少于15cm，且保证搭接长度及强度符合规定。
锚固方式：树脂加长锚固，巷帮每根锚杆选用MSCK2335（一卷）、MSZ2360（一卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为中速。
锚杆的锚固长度0.9m，钢锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m。
锚杆布置：锚杆排距为900mm，每排每帮4根锚杆，间距为730mm。
锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10°，其余的垂直巷帮。
在巷道掘进过程中，为防止顶部和巷帮锚索喷射，因此在掘进过程中，顶、帮部锚索应设置防外射装置；具体方法如下：
1、巷道掘进过程中，每安装一个锚索要及时安装防外射装置铁管。
2、防外射装置铁管由矿机电科所做。
3、防外射装置铁管直径必须比锚索直径大2~3mm，长度统一，以便锚索能够放置进去。
4、防外射装置铁管安装完毕后，必须用10#铁丝将其连接至顶、帮网或顶、帮钢筋梯上，并连接牢固。
（三）、最大控顶距和最小控顶距
8403（下）回风顺槽联络巷掘进时，最大控顶距为1.35米，最小控顶距为0.45米。
（四）支护过程
割煤后，先由当班瓦斯员和安全员及时进行瓦斯检查和敲帮问顶检查，确认瓦斯不超限和无冒落片帮等危险后，进行临时支护；首先支设工作面平台，必须保证所支设平台的平稳，其次向前连接顶网（铁丝网片），顶网连接完毕后，上顶钢筋梯并及时向前移动前探梁，并用背板和木锲固定牢固；临时支护完成后，在工作面掌头煤壁处使用全断面防护网配合单体柱利用长3-4m的背板进行护帮，单体柱与背板之间利用木楔背紧背实，单体柱采用柱径为100mm的DW2.8型，初撑力不小于11.4Mpa，并安设防倒柱钢丝绳，对工作面煤壁确认安全后，再进行永久支护的支设工作。
开口磨三角时，在不能采用前探梁进行临时支护时可采用带帽点柱进行控顶。
一）顶板锚杆施工工艺
出煤→敲帮问顶找掉危岩→联网→上临时支护→用锚杆钻机打顶板中部锚杆孔并清孔（面朝工作面）→托上钢筋托梁→向钻孔内放入药卷→在锚杆尾部套上托板并拧上螺母（拧上4~5扣即可）→用锚杆头部顶住药卷并送入孔底→升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆尾部→转动钻机至规定时间（一般为15~30秒）→停止搅拌但保持钻机推力至规定时间（一般为1分钟）→用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾部→转动锚杆钻机拧紧螺母→安装其它顶板锚杆。
二）帮锚杆施工工艺：
接金属网→上钢筋托梁→定孔位→用钻机钻孔→清孔→向孔内放入药卷→用锚杆头部顶住药卷送入孔底→用搅拌器联接钻机和锚杆尾部→转动钻机搅拌药卷至规定时间（一般为15~30秒）→停止搅拌并等待至规定时间（一般为1分钟）→用扳手拧紧螺母至拧不动为止→安装其它帮锚杆。
三）锚索施工工艺：
定锚索孔位→用锚索钻机钻孔→清孔→往孔内放入树脂药卷→用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底→升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚索尾部→转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间（一般为1分钟）后收缩锚杆钻机卸下搅拌器→安装防外射设施→等待15分钟→取下防外射设施→套上托板安装锚具→用张拉设备张拉锚索至预紧力，不低于100kN，不高于120kN→安装防外射设施。
（五）、安装顶板锚杆
①当顶板比较破碎时，应视具体情况适当缩小掘进的进尺及锚杆的排距，安装锚杆前必须支设临时支护，严禁空顶作业。
②锚杆孔采用单体风动锚杆钻机完成，先用1.0m的短钻杆，反换2.0m的长钻杆，采用φ27mm的岩石钻头，钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔，孔深要求为1910~1940mm，并保证钻孔角度偏差不大于5°；钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥岩。
③先放入1支MSCK2335超快速树脂药卷，然后再放入1支MSZ2360中速树脂药卷，锚杆杆体套上托板及带上螺母，用锚杆头部顶住药卷并送入孔底，升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆尾部。
④利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌时间按厂家要求严格控制（一般为15~30秒）；同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断；停止搅拌后保持推力等待1分钟左右后再移动钻机。
⑤利用锚杆机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力；拧紧力矩不低于120N·m，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。
⑥锚杆螺纹段外露：锚杆螺母外锚杆丝扣10—50mm之间。
（六）、安装巷帮锚杆
巷帮锚杆钻孔采用帮锚杆钻机完成（帮锚杆风钻型号为MQS-50/1.7），孔深要求1910~1940mm，并保证钻孔角度偏差不大于5°，采用帮锚杆钻机搅拌；拧紧力矩达到120N·m，锚杆锚固力≥70KN，杆体抗拉强度≥300MPa。
（七）、安装锚索
（1）采用单体锚索钻机配B19中空六方接长钻杆和φ28mm双翼岩石钻头钻孔，孔深控制在8210~8250mm之间，并保证钻孔角度偏差不小于5°。
（2）先放入两卷MSCK2335超快速树脂药卷，然后依次放入MSZ2360中速树脂药卷两卷，插入锚索将药卷推入孔底。
（3）锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，开机搅拌先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间（一般为15~30秒）；停止搅拌后等待至规定时间（一般为1分钟），收缩锚杆钻机，卸下搅拌器。
（4）等待15分钟后装上托板和锚具，用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力（100KN），之后卸下千斤顶。
（5）张拉后锚索外露应控制在150-250mm以内。
（6）锚索的排距误差和锚杆排距误差应相对应。
（7）要求锚固长度为不小于1800mm，预紧力不低于100kN，不高于120kN。
2、绞车硐室的支护方式
绞车硐室采用2.5米单体柱配合2.8米的Л型梁，一梁不少于三柱，架距0.8米（若顶板不好时架距为0.6米），同时铺设金属网。
支护设计
（1）临时支护
采用单体柱配合穿板进行临时支护时，必须在顶网的掩护下进行；放炮之后，由安全员站在安全地点用长柄工具找净顶、帮活矸活炭，且指定一名有经验的老工人负责观察顶帮，确认无隐患后，再进行支护，支护时要先铺设顶网，与上一茬的顶网搭接不少于15cm 然后利用单体柱配合穿板进行临时超前支护，单体柱不少于两根，间距为0.9m，分别距两帮1.05m（确保单体柱初撑力不小于5MPa）；待顶板π型梁支设到位后，再在单体柱靠煤壁侧支设“井”字型背板配合铁丝网进行支护（背板规格：长2~2.2m，宽18~20cm，厚6~8cm；金属网规格：长×宽：10m×1.2m），并保证所支设的背板、铁丝网能够有效控制工作面前方煤壁；背板必须支设牢靠；最后在两帮利用背板（规格：长1.5米，宽10-15cm 厚6-8cm）进行临时支护，能够有效控制巷帮片帮隐患。
整个工作进行期间，人员严禁在无支护下进行作业，由班组长指定一名有经验的老工人负责观察顶帮，安全员现场监督，发现问题及时处理。
（2）永久支护
临时支护完成后，进行顶部穿板的支设工作。顶板采用π型梁与单体柱进行支护，一梁不少于三柱支设，架距为0.8米，两侧单体柱分别距离两帮0.2m，所用π型梁长度为2.8m，单体柱长度为2.5m，待顶部穿板支设完毕后，利用两根单体柱和防坠落钢丝绳将π型梁先安装到位，作业人员必须保证身体的任何位置在支护下进行，不得在空顶下作业，π型梁固定牢靠后方可进行两侧巷帮支设工作，巷帮采用背板结合铁丝网进行支护，如巷帮松软破碎时，必须加密穿板加强支护，并利用木楔背紧穿板使之贴紧煤壁符合有关规定；单体柱安设防倒柱钢丝绳，π型梁安设防坠落钢丝绳，且确保钢丝绳固定牢靠，防止坠梁柱翻伤人。
若顶帮破碎时，要及时缩小架距为0.6米1架，穿板“六六”接顶联帮。
施工地点最大控顶距为1.2m 最小控顶距为0.4m。
四、施工工艺
（一）施工方法
1、施工前，地测科必须提前标定开口的位置，标定中腰线，施工单位严格执行。
2、施工前必须先在开口处架设好抬棚，并对施工地点附近10米范内的的巷道支护进行检查加固。
3、开口前必须提前将局部通风机、风筒、SGB420/30型刮板输送机准备好。
4、开后前需对开口处的管线进行拆除移位整理。
5、开口时需磨三角，磨三角位于巷道开口的左帮。
（二）凿岩方式
一）联络巷凿岩方式
该巷道施工采用EBZ135型掘进机掘进；
1、打眼机具：采用MQS-50/1.7型风动钻机进行打眼，采用MQT-120型顶锚杆钻机进行打眼安装锚索。
2、装载采用：EBZ135型掘进机掘进装运至SGB420/40型刮板输送机外运。绞车硐室采用人工清煤。
3、降尘方式：在工作面接入综掘机内外喷雾防尘，转载点设置喷头 距工作面掘头20米处采用全断面静压防尘水幕；随工作面往前推进，第一道水幕不超过巷道掘头20米，第二道水幕与第一道水幕间距不得大于10米，第三道水幕距离回风口10~15米处；防尘水幕必须由专人定期进行检查和维护，保证正常使用。
截割方式
切割方式：采用截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度400-600mm，然后在巷道内水平截割，周边留煤200-300mm，每水平摆动截割一次抬高400-600mm，按照掘进机截割曲线图连续摆动截割至初步成形；截完一个循环后，修周边至设计要求。
1、截割要求
⑴底板截割平整，两帮齐整；严格按照设计要求施工，保证巷道中心线偏离不超过5cm。
⑵截割煤体时，严格按截割轨迹示意图截割煤。
⑶截割完毕，应将掘进机退后4米，至永久支护范围内，拉下隔离开关，将截割头放至最低位置，并上防护罩。
2、施工质量技术要求
1）割煤前必须由跟班队长、综掘司机、当班专职安全员共同核实好中线，严格按切割示意图割煤。
2）施工过程中必须要求掘进巷道严禁丢帮落顶，巷道各项参数符合设计要求。
3）中线至任何一帮的距离允许偏差在±5cm之间。
4）施工过程中，严格控制巷道施工参数。
5）割煤前应严格检查瓦斯、顶帮情况，发现隐患，先处理，后割煤。
6）正常支护架距为0.9米，在掘进过程中如遇顶板破碎或压力增大时，可适当的减小架距或利用π型梁配合单体柱进行加强支护。
二）、绞车硐室凿岩方式
（一）采用打眼爆破的方法落煤
1、打眼机具：采用MQS-50/1.7型风动钻机进行打眼。
2、装载采用人工清煤至SGB420/40型刮板输送机外运。
3、降尘方式：采用湿式打眼，水炮泥装药，爆破前洒水和爆破后冲刷巷帮。
（二）爆破作业
工作面开口处必须采用放小炮的方式进行，严禁大断面爆破作业，防止放炮崩倒支架。
1、掏槽方式：
工作面采用楔式掏槽法，光面爆破。
2、炸药、雷管、炮眼利用率：
电雷管使用毫秒延期电雷管，炸药使用三级煤矿许用乳化炸药，眼利用率≧91%。
3、装药结构：
正向装药结构，见装药结构附图。
4、起爆方式：
采用矿用FD-200D防爆型发爆器发爆，全断面一次打眼、一次装药、一次起爆，联线方式为串联。详见爆破连线方式图。
5、爆破方法：
作业时采用气动手持式钻机打眼，乳化炸药和毫秒延期电雷管爆破，发爆器引爆。炮眼布置成楔形掏槽，槽眼深1.2米 雷管串联引，25个炮眼 耗炸药8.1公斤 雷管25个，装药时必须掏尽眼内煤岩粉 药卷必须一次送入，药卷间紧接，严禁一次装药多次放炮。放炮时要封满炮泥，使用水炮泥，严格执行“一炮四检（打眼前、装药前、放炮前、放炮后）和三人联锁放炮制度”，爆破前后必须对工作面进行洒水降尘。详见爆破布置三视图。
6、施工程序
安全检查（敲帮问顶、支护设施检查完善）——钢梁加固——打眼前（瓦斯检查）----打眼----支护检查——装药前（瓦斯检查）----装药封泥---爆破工连接爆破母线——爆破前(瓦斯检查)——爆破——爆破后 (瓦斯检查）——临时支护、清煤——永久支护。
五、装煤（岩）与运输方式
由掘进机的三齿星轮装载机构装运经一运、二运装运至SGB420/30型刮板输送机，由刮板输送机运至顺槽皮带外运。
六、生产系统
（一）通风系统
1、通风方式
采用局部通风机压入式通风。
2、供风路线
掘进时，风机安设在8400阶段运输巷距8403（下）回风顺槽回风绕道口口大于10米的地点；此时的通风为：
进风：主（副）井—一级轨道（皮带）巷—8400阶段运输巷—8403（下）回风顺槽风机—风筒—工作面；
回风：工作面—8403（下）回风顺槽—8403（下）回风顺槽回风绕道—8400阶段回风巷—北翼回风巷—回风立井—地面；
3、工作面风量计算及风机选型
A:以单巷风量计算：
1)、按瓦斯涌出量计算：
Q掘＝125×q瓦×k掘＝125×0.8×2.0＝200m3/min
式中：Q掘－－联络巷所需风量m3/min；
125－－联络巷回风流中瓦斯浓度不超过0.8%换算系数；
q瓦－－回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取0.8m3/min；
k掘－－瓦斯涌出不均衡通风系数，取2.0；
2)、按二氧化碳涌出量计算：
Q掘 =67×Q2×K2=67×0.8×1.5=80.4m3/min
式中: Q掘－－联络巷所需风量，m3/min;
Q2－－联络巷回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.8m3/min;
K2－－联络巷二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。最大绝对
二氧化碳涌出量与月平均绝对二氧化碳涌出量的比值；取1.5。
67—按联络巷回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
3)、按作业点最多工作人数计算：
Q掘＞4N＝4×26＝104m3/min
式中：Q掘－－联络巷所需风量m3/min；
N－－作业点交接班时 最多同时作业人员，取26（包括跟班矿长、质检员等流动人员）；
4－－每人每分钟最低供风量，取4m3/min；
4)、按风速进行验算：
4×60×S≥Q掘≥0.25×60× S=240×11.2≥Q掘≥15×11.2=2688≥Q≥168m3/min
式中：4——最大风速；
0.25——最小风速；
Q——工作面所需风量，200m3/min；
S——巷道的断面，取11.2m2；
根据上述方法计算，选用风机吸入风量必须大于200m3/min，所以选用FBDY№5.6/2×11KW风机，保证其风量符合要求。
5)、按局扇实际吸入风量计算：（据上计算，选用FBDY№5.6/2×11W轴流式通风机2台 1用1备）
Q＝Q局＝350m3/min；风机吸入风量取350m3/min
6)、按局扇吸入口至联络巷回风流之间的风速不小于0.25m/s计算
Q＝60VS＝60×11.2×0.25＝168m3/min
7)、按局扇吸入口至联络巷回风流之间的风量计算
Q＝Q局＋Q最低＝350＋168＝518m3/min
8)、选取最大值518m3/min进行风速验算：
按最低风速Q掘min＝518＞60×0.25×11.2＝168m3/min
按最高风速Q掘min＝518＜60×4×11.2＝2688m3/min
据以上计算，518m3/min符合规定，故8403（下）回风顺槽联络巷风机处配风量为518m3/min，要保证风筒出风口风量不低于200m3/min，如掘进过程中瓦斯涌出量增大；必须及时更换风机，以便保证作业点的用风量和作业点瓦斯、温度及风速符合有关规（由通风科制定专项安全技术措施）。
（二）风机选型
该联络巷工作面风机处的供风量为518m3/min，能够满足安全生产的需要，另准备一台FBDY№5.6/2×11KW风机备用。
（三）局扇安装位置
局扇安设于8400阶段运输巷距8403（下）回风顺槽回风绕道口10m以外的地方，采用柔性风筒导风，风筒出口距工作面迎头不超过10m，实现了2台局扇自动切换，保证了工作面供风的稳定性。
联络巷工作面风筒出口至工作面掌头距离，根据有关规定和本巷道风速要求和排放瓦斯要求，风筒出口至工作面掌头距离不得大于10米；并在工作面风筒末端20米范围内安装风筒风量传感器，当工作面风筒出口风量达不到规定风量时（＜200m3/min），能自动切断本联络巷内所有非本质安全型电气设备，只有等风量符合规定要求后，并对巷道内瓦斯情况进行由外向里的检查，确保瓦斯不超限后，方能人工送电，如出现局部瓦斯超限情况，必须严格执行通风科所制定的《联络巷排放瓦斯相关规定》进行操作，确保安全。
在安全生产过程中，为给工人创造良好的工作环境，必须保证工作面的有效风量不低于200m3/min，其它人员严禁随意开启（除排放瓦斯外），由当班瓦检员负责日常监督管理，发现有风量不足、发生循环风、瓦斯超限现象，必须立即向通风科汇报，并及时处理。
（四）安全监控
A、通风监测仪表及其布置
1、监测仪表的数量和型号
工作面安装1台KJ120-F分站，2台GJC40(A)甲烷传感器、1台KDG5/36断电器、KGT29风机开停传感器4个，风筒末端安装GFT5风筒传感器。
2、布置位置
a、分站应设置在供电点，并且置于便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，使其距巷道底板不小于300mm。
b、断电器安设在被控开关与风机开关附近，开关应留有接入监控设备的端口。
c、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。
（1）联络巷甲烷传感器距工作面＜5m，须在风筒的另一侧；
（2）联络巷回风流甲烷传感器距回风口内壁10m～15m，且垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。
3、风筒传感器应设置在距风筒口不大于20米的范围内，必须垂直悬挂，确保传感器的感应环完全与风筒抱在一起，传感器的附近不应有任何障碍物，以防阻挡了感应环的自由开合而造成传感器测量错误。
4、风机开停传感器应分别卡接在局部通风机开关负荷出线电缆上，连续监测双风机的开停状态。
5、掘进机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。
6、甲烷传感器
|
瓦斯传感器 |
报警点 |
断电点 |
复电点 |
断电范围 |
|
联络巷工作面 |
≥0.8% |
≥1.2% |
＜0.8% |
本掘进巷道内全部非本质安全型电器设备 |
|
联络巷工作面回风流 |
≥0.8% |
≥0.8% |
＜0.8% |
本掘进巷道内全部非本质安全型电器设备 |
|
机载传感器 |
≥0.8% |
≥1.2% |
＜0.8% |
掘进机电源 |
注:局部通风机停止运转，联络巷或回风流中甲烷浓度大于3.0%时，必须对局部通风机进行闭锁使之不能启动，只有通过密码操作软件或使用专用工具分可人工解锁；当联络巷或回风流中甲烷浓度小于1.2%时，自动解锁。
B、粉尘浓度传感器、温度传感器
粉尘浓度传感器安装在工作面回风侧；温度传感器安装在距回风侧10-15米内，距顶板不大于30cm，距巷帮不小于20cm，报警值为30℃。
C、其他传感器
在皮带机主滚筒下风侧10—15m设置一台CO传感器和烟雾传感器，CO传感器报警浓度≥0.0024%。
D、人员定位系统
1、在工作面入口处、距工作面掌头30米处各设1个南京北路自动化系统有限公司生产的KJ602-F2型矿用本质安全型读卡分站，通过KJ602-F1传输分站与地面监控室人员定位系统联接，形成人员定位监控系统。
2、在人员出入井口、重点区域出/入口、限制区域等地点设置读卡器，并能满足监测携卡人员出/入井、出/入重点区域、出/入限制区域的要求；井下主要进回风井口，各联络巷交叉口，主要场所，各采掘工作面均安装有人员定位系统。
3、下井作业人员随身携带，当进入读卡器的识别范围时，将识别卡发射唯一的编码信息发送到中心服务器。
4、通过无线方式读取识别卡发射唯一的编码信息，并发送至地面传输接口。
F、安全监控系统的管理与维护
1、使用的分站、传感器、馈电断电器及电缆等由所在区域的队长负责使用和管理。
2、所有设备在使用中避免猛烈摔打、碰撞，经常擦拭仪器外部的煤尘、污垢，尤其是传感头部位，保持传感器的清洁、美观；非专职人员禁止拆开仪器。
3、每班应安排专人对系统内所有设备进行巡检，并有详细的记录，确保监控设备完好。
4、与安全监控设备关联的电气设备、电源线和控制线在改线或拆除时，必须与安全监控中心共同处理；检修与安全监控设备关联的电气设备，需要监控设备停止运行时，必须经矿主要负责人或主要技术负责人同意，并制定安全措施后方可进行。
5、分站与电源箱应有可靠的接地。
6、局部通风机开停监测传感器安设在风机专线上。
7、所有设备必须挂牌管理。
8、严格按标准安设，探头必须挂好 以防损坏、碰撞。
9、严格按规定移瓦斯探头，每班必须随工作面掘进而及时前移，严禁随意调整和损坏探头。
10、每天必须由专人检修维护，发现问题及时向调度汇报，安排处理，瓦斯探头的调校、校正每15天必须由平安中心人员现场进行效验并记录。
11、要经常清理瓦斯探头上的煤尘，特别是吸收盖上的煤尘，防止堵塞进气孔。
12、如发现瓦斯探头报警时，必须立即停止工作，把人员撤至全风压地段，然后向调度汇报，查明原因，进行处理。
13、洒水防尘时 严禁将水洒在传感器和接线盒 以免造成传感器损坏和误超限事故。
14、每次甲烷传感器出现故障时 必须保证甲烷传感器能够切断控制区域内的电源 即监控系统具有的故障闭锁功能。
15、开停、馈电、风筒等传感器的安装
（1）回风顺槽联络巷联络巷主局扇电机、备用局扇电机分别设置开停传感器；
（2）回风顺槽联络巷联络巷距风筒口15m范围内设置风筒传感器；
（3）8403（下）回风顺槽联络巷掘进面动力开关负荷侧设置馈电断电器；
（4）监测电缆铺设在动力电缆上方0.1米处。
16、安全监控设备必须定期进行调试、校证，每月至少1次。便携式甲烷检测报警仪在仪器维修室调校，每15天至少一次。甲烷电闭锁和风电闭锁功能每15天至少测试一次。可能造成局部通风机停电的，每半年测试一次。
17、安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。
18、矿井安全监控系统中心站必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态；矿井安全监控系统的监测日报表必须报矿长和技术负责人审阅。
七、风险管控措施
一）、瓦斯重大风险管控
（一）瓦斯重大风险清单
|
风险 地点 |
风险描述 |
风险类型 |
风险等级 |
管控措施 |
管控单位 |
管控责任人 |
|
8403（下）回风顺槽联络巷 |
遇到瓦斯赋存情况变化较大，容易引发瓦斯大量涌出等瓦斯事故 |
瓦斯爆炸 |
重大风险 |
1.遇到构造带时必须制定专项安全技术措施； |
通风瓦斯科 |
矿长 |
（二）事故原因分析
发生瓦斯事故必须同时具备三个条件：
a瓦斯浓度达到爆炸界限5％～16％；
b氧气浓度不低于12％；
c有650℃～750℃的引爆火源存在，且高温热源存在时间大于感应期。
在这三个条件中，氧气无法进行控制，所以瓦斯事故发生的原因为：瓦斯积聚达到爆炸界限，遇到引爆火源产生剧烈的化学反应。
（三）管控措施
1、采掘面设专职瓦检员，并要求瓦检员严格执行交接班制度，在指定地点交接班，保证井下各点实现瓦斯持续检测。瓦斯员须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，除按规定检查瓦斯和二氧化碳外，还应认真填写瓦斯牌板和瓦斯检查手册，做到瓦斯牌板、班报和检查手册三对照，并在每次检查完后，向通风科值班汇报检查结果，由值班人员做好记录。坚决杜绝空检、漏检、假检，确保检查数据真实可靠。
2、牢固树立瓦斯超限就是事故的理念，采取有效措施，做到积极主动预防。做到瓦斯超限立即停止生产，切断电源、撤出人员，再进行汇报和原因分析等，务必确保人员安全。
3、应按规定设置隔爆水棚。经常检查并定期加水，确保隔爆水棚经常处于完好状态。
4、风筒距工作面严格按《掘进作业规程》和安全生产标准化要求管理好风机、风筒，确保掘进面风量稳定可靠，将瓦斯浓度稀释至规定值以内。
5、不得随意停风。若因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压巷道中，并切断电源、撤出人员。恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机，并严格按规定排放瓦斯后，再恢复通风。
6、加强风筒吊挂质量检查，及时发现并处理漏风，确保风筒完好不漏风，且逢环必挂，风筒连接符合规定，风筒传感器完好且安装符合规定。
7、进一步完善安全监测监控系统，并确保正常运行。
8、严格执行每日一次的局部通风机切换试验，做好记录，确保双风机双电源自动切换。
9、加强瓦斯检测仪器仪表校验
10、瓦斯检测仪器仪表必须设专人管理维护，定期送资质部门对便携式瓦斯检测报警仪、光干涉甲烷检测仪、甲烷传感器等进行检定。
11、按规定及时校验便携式瓦斯检查仪与光学瓦检仪、瓦斯探头的差值，确保显示数值误差在规定允许范围内。
二）、顶板重大风险管控
（一）顶板重大风险清单
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风险 地点 |
风险描述 |
风险类型 |
风险等级 |
管控措施 |
管控单位 |
管控责任人 |
|
8403（下）回风顺槽联络巷 |
发生顶板事故造成人员伤亡、财产损失，影响正常生产作业 |
顶板冒落 |
重大风险 |
1、严格执行“顶板四人联合鉴定制”“敲帮问顶”制度。 2、割煤后及时进行临时支护，有效控制顶板 |
调度指挥中心 |
矿长 |
（二）事故原因分析
1、联络巷在掘进过程中，可能出现因支架柱窝深度不足或支设不在坚实底板上引发支架变形，导致支护效果达不到预期要求。
2、工作面未及时采取有效的临时支护，人员在空顶空帮下作业。
3、未严格执行敲帮问顶制度，找掉活矸活炭不及时不彻底，作业人员进入空顶区域。
4、联络巷在掘进过程中，可能出现由于防尘措施不到位，造成煤尘较大现象。
5、未进行有效的矿压监测，未能够在巷道矿压显现明显变化时采取有效的应对措施。
（三）管控措施
1、在掘进过程中，掘进机司机在割煤时必须保证巷道断面呈“距形”，且必须保证割至坚实的底板，进行永久支护时，如不符合规定处，必须及时用风镐进行整修，确保巷道断面、支护质量符合要求。
2、要按照措施要求进行作业，每次割煤后要先进性临时支护，作业人员必须在临时支护下进行后续作业，严禁在空顶情况下作业。
3、必须严格执行敲帮问顶，坚持使用临时支护和迎头支护，严禁空顶作业。如果顶板破碎，必须减小最大控顶距。每次进入工作面前必须由班组长或由班组长指定一名有经验的老工人进行“敲帮问顶”，采用长柄工具按“由后向前、先上后下”的工作顺序找掉顶帮及迎头活矸危岩。人员在作业过程中先清理作业地点，保证退路畅通，防止作业时滑倒。
4、在掘进过程中，要加强现场管理，综掘机在割煤时，必须打开喷雾，使用湿式降尘，割煤放水，不割煤不放水，严禁干割煤；各转载点喷雾水幕装置必须设置合理、便于操作，并严格按照规定进行冲洗；加强个人防尘，劳动保护用品必须佩戴齐全。
5、施工过程程中，安全员要时刻注意观察顶帮，发现问题及时采取有效措施进行处理，并做好现场监督，严禁违章指挥、违规作业。
6、加强巷道巡回检查工作，发现巷道矿压显现较大，钢架变形等问题，当班及时处理。
八、安全技术措施
（一）通风瓦斯管理措施
A: 预防瓦斯
1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井；局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行累计时间半年以上的必须升井检修。
2、局部通风机必须安设在进风巷中，且距回风绕道口不少于10米处，供给作业面的风量必须大于局扇的吸入风量，以免产生循环风。
3、局部通风机安装要求离地高度大于300mm，并用专用工具进行固定；局部通风机周围要清理干净，无杂物堆积。
4、局部通风机实行挂牌管理；局部通风机管理牌板应写明供风地点、局部通风机型号、功率、风筒长度、备用风筒数量、管理人员姓名、检查时间、风机入风量、有效风量、有无循环风等内容。
5、局部通风机必须实现“三专两闭锁” 装置，停风时能自动切断供风巷道内的电源。
6、局部通风机必须实现双风机、双电源自动切换，每天由电钳工、瓦斯员、监控管理员进行切换试验，并由跟班矿长监督签字。
7、局部通风机不得随意停开，如发生无计划停电、停风，人员要及时撤至风机以外的安全地点，并设置栅栏、揭示警标，严禁人员入内，电钳工检查动力开关是否闭锁；恢复正常时，瓦斯员按规定排放瓦斯，并检查瓦斯浓度符合规程规定后再进入工作地点，排放瓦斯时严格按通风科制定的“排放瓦斯管理制度”执行。
8、严格风筒管理，风筒要吊挂平直，发现破口及时修补或更换，风筒百米漏风率应控制在3%以内。
9、风筒的安装使用必须符合下列标准：
（1）风筒无破口，末端10m内除外（10m内可能有两节短风筒）；
（2）风筒必须使用抗静电、阻燃风筒；风筒要吊挂平直，逢环必挂，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒脱节及破口，以减少风量损失；
（3）风筒拐弯处设弯头或负压风筒，严禁拐死弯；
（4）局部通风机出口的全风压通风区段的风筒设三通，平时捆严，排放瓦斯时用来控制风量；
（5）工作面风筒在拐弯处须使用负压风筒时，负压风筒（抽出式局扇风筒）与正压（软质）风筒接头联结要用铁丝捆牢；
（6）局部通风机和备用通风机自动切换的交叉风筒接头规格为FTZSS600×10，安设标准：①风筒接头严密，无破口；②无反接头，软质风筒接头要反压边；③风筒吊挂平直，逢环必挂；
（7）局部通风机风筒末端出风口距工作面距离不大于10m。
10、工作面局部瓦斯积聚时，其20m范围内必须停止作业，切断电源，进行处理，禁止进行其它工作。
11、瓦斯员不检查瓦斯或通风设施不齐全或损坏，不得进行任何工作。
12、停风时，工作面所有人员都要撤至新鲜风流中，送风、排放瓦斯必须按排放瓦斯管理制度执行，严禁“一风吹”，瓦斯排完后，必须经瓦斯员检查 瓦斯浓度符合规定要求后方准进行送电。
（1）恢复供风前的操作
当井下发生无计划停风停电时，局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合《煤矿安全规程》第一百七十六条开启局部通风机的条件时，方可人工启动局部通风机，恢复正常通风。
停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3%时，必须采取安全技术措施，控制风流排放瓦斯。
停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。
在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯浓度不得超过1.2%和二氧化碳浓度不得超过1.5%，且采区回风系统内必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定，只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过0.8%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。
瓦斯排放结束后，经瓦检员同意后，工人方可进入工作面组织生产。
安全监察科要认真监督，严格按《一通三防管理制度》及通风科制定的《排放瓦斯措施》执行。
（2）安全措施
①指定人员必须熟悉《一通三防管理制度》和局部通风机的性能，并携带合格的便携式甲烷检测仪，24小时坚守岗位；
②启动局扇前，由瓦检员检查风机附近20米内瓦斯浓度 指定人员检查风机开关附近20米内的瓦斯浓度，当瓦斯浓度低于0.4％时，由瓦检员通知指定人员启动局扇；
③采掘工作面及其它用电地点恢复动力供电前必须由区域瓦检员检查，且瓦斯浓度低于0.4％时，方可由区域电工恢复动力用电设备供电。
13、局扇供电由电钳工负责，瓦斯员管理，保证持续运转，全风压供给该处的风量不得小于局扇吸入风量，工作面回风流瓦斯浓度超过0.8%时，采取措施进行处理。
14、通风设施前后10m范围内严禁堆放任何杂物。
15、掘进巷道的所有机电设备实行风电、瓦斯电闭锁。
16、风筒的延伸要及时，保证风筒出风口到工作面的距离和风筒风量传感器安装符合规定，延接风筒和处理风筒问题时必须与工作面人员联系好，且要停掉掘进机和胶带输送机并闭锁后再作业，并切断动力电源，设专人看管。
17、巷道内瓦斯管理工作严格按《煤矿安全规程》第173条和矿《一通三防管理制度》执行。
18、严格执行瓦斯检查制度，认真填写各类报表及牌板。
19、机电工要严格按规定认真检查各种设备及电缆，坚决杜绝失爆、漏电等，防止产生火花，造成事故。
20、任何人不得毁坏通风设施和其它防尘防火设施，运料时，严禁超高，防止挂破风筒。
21、瓦检员要加强风筒的管理，严格执行逢环必挂，吊挂平直，接头要实行双反压边，有破必补，确保工作面有足够的风量。
22、瓦斯员必须对巷道高冒处在每次割煤前、爆破前后必须进行检查瓦斯，确保施工安全。
B：巷道贯通
1、巷道施工前通风瓦斯科必须制定贯通措施，在巷道预贯通前，必须预计贯通后的通风系统，做好贯通预透后的调整通风系统的准备工作。
2、贯通预透时，必须由专人在现场统一指挥，停掘、预透的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状态和工作面及其回风流中瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时必须立即处理。工作面每次割煤前，必须派专人和瓦斯员共同到停采的8405（下）运输顺槽检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度；瓦斯浓度超限时，必须停止在掘巷道工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在两个工作面内及其回风流中瓦斯浓度都在0.8%以下时，工作面方可割煤。每次割煤前，必须在两个工作面的入口处有专人设置警戒。
3、贯通时，必须严格执行通风瓦斯科制定的贯通措施。
（二）顶帮管理措施
A:顶帮管理措施
1、开工前，严格执行“顶板四人联合鉴定制” 和“敲帮问顶”和“围岩观测”制度，由带班矿长、带班队长、安全员、支护工技术员，根据顶帮支护现场评估鉴定制度对工作面顶板支护进行验收，达到安全生产条件，方准人员进入工作面。
2、工作面严禁空顶作业，靠近工作面10米内的支护，在割煤前必须进行检查和加固。
3、作业人员在作业过程中必须时刻观察顶帮支护的安全情况，若发现异常时，撤出所有人员，汇报带班矿长、调度室及相关科室，制定安全可靠的措施后方可进行处理，严禁任何人员冒险作业。
4、严格执行现场交接班制度，开好岗位现场会议，做好岗位安全确认。
5、坚持临时支护、超前支护、安注锚杆要时刻注意顶板、煤壁的变化，严格执行敲帮问顶制度 及时用长柄工具找掉危岩、排除隐患，确保施工期间安全。
6、在施工过程中，当班队长必须安排有经验的老工人观察顶帮隐患，如发现顶板冒落、巷帮片帮等隐患时，必须及时撤出人员。
7、拆除原有支护时严格执行“先支后拆”的原则，且确保作业点附近10米范围内不得有其他作业人员.
8、割煤后必须严格执行“由外向里，由上到下、先顶后帮”进行处理隐患，隐患处理妥善后方准继续作业。
9、严禁使用不合格的支护材料及配套设施。
10、每次割煤后，要及时使用前探梁控制作业点前方顶板，前探梁必须用木楔刹紧；严禁做一切与控制顶板无关的工作，班后足头空顶处必须支设临时超前支护，确保顶板完整；顶帮较破碎时，可适当缩小架距，确保作业现场的安全。
11、每次使用前探梁支护前，必须检查各部件是否完好，发现问题及时更换。
12、人员必须在有正常支护或超前支护情况下作业。
13、单体柱安设防倒柱钢丝绳，背板背紧背牢，单体柱初撑力达到要求，如底板松软时，必须穿柱靴支设，确保支护有效。
14、作业工具摆放整齐，分类存放，并清理好撤退路线，一旦发现异常情况，班组长或安全员有权停止作业，及时撤出人员。
15、各相关科室要密切配合，及时处理相关事项，带班队长要盯岗作业，及时处理作业点在施工过程中出现的各种异常情况，确保整个工作顺利进行。
16、各级业务领导要定时或不定时进行跟班检查，落实有关安全技术措施，严格执行交接班制度，确保作业安全。
17、锚杆、锚索必须按规定角度打眼，不得打在顺层面、裂隙处。
18、每班安装的锚杆、锚索质检员必须进行抽检，确保锚固力和预紧力符合规定要求。
19、在施工作业过程中必须经常性的执行敲帮问顶制度，及时排除隐患，确保施工过程安全。
20、掘进机在开口时要根据现场实际情况对掘进过程中妨碍的支柱进行提前替换，替换时必须做到先支后拆，同时对掘进机后方的支架根据现场情况及时在钢架下加打单体液压支柱。
21、开口时在磨三角时，必须采取循序渐进的办法进行，即对新暴露出的顶板根据现场实际情况及时利用带帽点柱进行控顶，所支的带帽点柱只有在永久支护架设好后方准进行拆除。
B、冒顶防堵人措施
1、发现顶板压力大、听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员，待压力稳定后，由外向里进行顶板维护。
2、处理冒顶前，用长柄工具由外向里处理干净顶帮活矸，顶板处理好后，把障碍物清理干净，确保退路畅通，及时在冒顶区的边缘打不少于3排戴帽柱维护顶板，戴帽柱每排3根，防止冒顶区域的扩大，由外向里逐架支设支架维护。
3、处理冒顶段时，瓦斯员随时检查瓦斯情况，跟班矿长现场指挥，安全员监护顶板的变化情况，班组长指挥维护，支护工及其它人员听从命令，相互配合，发现有片帮预兆时，要将人员立即撤至安全地点。
4、顶板破碎时，缩小架距进行支护，加强顶板管理。
5、撤掉原有支护时，应先加固临近工作地点前后10米范围内支护。拆除支护后，必须及时除掉顶帮活矸和支设永久支护，必要时采取临时支护措施。撤换支架的工作应连续进行，如果不连续施工，每次工作结束前，必须接顶封帮，确保工作地点安全，倾斜巷道维修时，必须停止行车。必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施并严禁上、下段同时作业。坡度较大时，必须搭设操作平台。
（三）爆破措施
1、严格执行“顶板四人联合验收制度”和“敲帮问顶”制度；爆破作业必须认真执行报告和联锁制度，由带班队长向矿调度室报告瓦斯、煤尘、支护等情况，经同意后方可进行爆破，严禁擅自爆破。
2、爆破前必须由当班队长、班组长、安全员、瓦斯员、爆破工对工作面瓦斯、支护等进行全面检查，只有工作面瓦斯、支护等符合要求方可进行爆破作业；工作面掘进作业过程中出现“三异常”时严禁爆破。
3、爆破工必须严格执行操作规程，严禁违章操作；爆破前后必须采取洒水降尘等综合防尘措施，严禁煤尘聚集或超限情况下爆破作业；必须在规定的安全位置警戒、起爆和躲炮，严禁爆破后未经检查进入警戒区。
4、爆破前作业点附近前后10米内的支护进行全面紧固，检查钢棚、单体柱与π型梁的支护是否符合要求，不符合要求的必须及时加固或重新支设。
5、施工作业要坚持浅打眼、多打眼、少装药、放小炮的方法，尽量避免震动围岩或因爆破引起冒顶；爆破后及时进行支护，尽量缩短顶板暴露时间和减少暴露面积；如顶帮压力增大时，必须缩短支护距离和采取合适措施进行加强支护。
6、打眼时炮眼必须严格按要求的角度及深度打好，打眼前、爆破前瓦斯员必须检查瓦斯，只有瓦斯不超过0.8%时方才可进行打眼、爆破作业；如瓦斯超过0.8%时要立即采用措施，只有瓦斯浓度降到0.8%以下时方可作业。
7、爆破前，将爆破地点附近的电缆、水管、瓦斯传感器及各类设备进行妥善保护，防止爆破崩坏；电器设备必须使用板皮或旧皮带盖实护好，防止崩坏。
8、装药
（1）打眼、装药严禁平行作业；不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。
（2）引药的装配必须遵守以下规定：
① 从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线；应将成束的电雷管脚线顺好，拉住脚线前端将管体抽出，抽出的单个电雷管脚线末端要扭结短路。
② 装配引药必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的炮药箱附近地点进行，禁止坐在炮药箱上装配引药；装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。
③ 装配引药时，必须防止电雷管受震动或冲击以及折断电雷管脚线或损坏脚线绝缘层。
④ 电雷管只许由药卷的顶部装入，首先用木或竹制的炮针在药卷顶端心扎略大于雷管直径的孔眼，然后将电雷管插入孔眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上，并将脚线在药卷上套一个扣，剩余脚线应全部缠绕在药卷上，同时将脚线末端扭结成短路。
⑤ 每个药卷内只准插放一个电雷管。
⑥ 装配好的引药要整齐摆放在无导电体的安全地点，并且点清数量、掩盖好不得丢失，不准随地乱放。
9、装药前做好以下准备工作：
① 爆破工要严格执行装药前及爆破前后的“一炮四检”及“三人连锁爆破制”；工作面每次打眼前、装药前、爆破前及爆破后，瓦斯员检查装药爆破地点附近20米范围内的瓦斯浓度；当瓦斯浓度超过0.8%时，不准装药爆破，必须立即汇报调度室，采取措施处理；爆破后瓦斯浓度超过0.8%时不准开动电气设备。
② 由爆破工、班组长监督 对施工地点附近支护进行检查，确保支护完好。
③ 将炮眼内的煤（岩）粉清除干净。
④ 爆破工、班组长及瓦检员对硐室情况进行全面检查，发现问题应及时处理；凡下列情况之一者，不准装药爆破：
a.空顶距离超过规定 支护损坏 支护不齐全；
b.装药地点20米以内，有未清除和撤出的煤、矸、矿车及机电设备，或其它物体阻塞道断面1/3以上时；
c.装药地点20米以内煤尘飞扬时；
d.装药地点20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.8%时；
e.炮眼内发现异状、温度骤高骤低，炮眼塌陷、裂缝，有压力水，瓦斯突增等；
f.工作面风量不足时；
g.炮眼内煤（岩）粉未清除干净时；
h.炮眼深度、角度、位置等不符合爆破说明书规定时；
i.装药地点有片帮、冒顶危险时；
j.发现拒爆未处理时。
10、装药工、爆破工必须按照措施爆破规定的各种炮眼装药量进行装药爆破。
11、装药方式为正向装药，即引药最后装在眼口，引药及所有药卷的聚能穴一律朝向眼底；禁止采用反向装药。
12、装药时要一手拉脚线，一手用木质炮棍将药卷轻轻推入眼底，用力要均匀，使各药卷紧密相接；药卷装完后要将两脚线末端扭结短路并悬空。
13、封泥用水炮泥和黏土炮泥，严禁用煤渣或其它块状材料、可燃材料充填炮眼。
14、装填炮泥时，要一手拉雷管脚线，一手用木质炮棍推填炮泥，用力轻轻捣实，炮眼封泥封满。
15、封泥的填装结构是：先紧靠药卷填上30～50mm的黏土炮泥，然后装填水炮泥一个，在水炮泥的外端再填塞炮泥；装填水炮泥不要用力过大，以防压破，装填炮泥外端的炮泥时，先将炮泥紧贴在眼壁上，然后轻轻捣实。
16、爆破
（1）爆破工作必须由经过指定单位培训合格的专职人员担任，并持证上岗。
（2）爆破母线用铜芯绝缘线，长度不小于100米；禁止使用钢轨、金属管等当做回路或母线使用；爆破母线与电缆、电线、信号线应分别悬挂在巷道两侧，如果遇特殊情况必须挂在同一侧时，爆破母线必须挂在电缆或信号线下方不小于300mm处。
（3）爆破母线必须由里向外敷设，两端在与脚线、爆破器连接前必须扭结短路。
（4）各炮眼雷管脚线的联结方式应按串联方式进行，脚线的连接工作由经过专门训练的班组长协助爆破工进行，要求脚线和连接线、连接线和母线之间的所有接头接触良好，爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作，确认好方可爆破。
（5）电雷管脚线与连接线、脚线与脚线之间的接头，都必须悬空，不得与任何导电体接触。爆破母线不得有破皮或明接头。
（6）在起爆前，瓦斯员必须检查起爆地点20米范围内的瓦斯浓度，在瓦斯浓度小于0.8%时，方可允许爆破工连线起爆，否则必须采取措施处理。
17、设警戒
（1）撤人范围：爆破前工作面所有人员全部撤到距离爆破点直线距离不少于100米以外，拐弯距离不少于75米以外，并派专人在交叉口及回风绕道处分别设警戒，清点人员，确认无误后，由当班队长向调度室报告瓦斯、煤尘、支护等情况，经同意后方可下达起爆命令。
（2）爆破前，应在所有通往爆破地点的通道上设置专人警戒，发爆地点必须在警戒点以外，警戒必须由班组长亲自负责安排设置和撤除，设警人员到岗后，必须坚守岗位，禁止一切人员进入警戒范围内，未接到撤警通知不得擅自解除警戒，爆破后，由班组长按规程规定认真检查，确认无拒爆、残爆存在时，并经当班班组长核实无误后方可撤除警戒，严禁用“喊话”或“预约”的方式设置或撤除警戒。
（3）爆破：装药连线完毕后由专职瓦斯员检查瓦斯，保证瓦斯不超限，安全情况正常，等设警人员撤除所有人员并设好警戒后告知爆破人员可以爆破后，进行爆破。
（4）各警戒点必须“人、牌、绳”三齐全；爆破前，工作面所有人员必须全部撤到警戒以外，警戒区内严禁有人。
（5）爆破工把母线与脚线联结好后，必须最后退出，并沿途检查爆破母线是否符合要求，边往外走，边发出准备爆破信号；爆破工进入爆破地点后，随即发出最后一次准备爆破信号。
18、爆破工接到爆破命令后，将母线与发爆器连接，并将发爆器把手插入爆破器，转至充电位置并发出爆破信号，再过10～15秒钟，发爆器灯亮稳定后，将发爆器把手转回爆破位置进行爆破。
19、爆破后，爆破工将发爆器把手拔出，将母线从发爆器接线柱上摘下，并扭结短路。
20、爆破器把手必须由爆破工随身携带，严禁转交他人，不到爆破通电的时间不得将把手插入爆破器内。
21、等迎头炮烟被吹散后，班组长、爆破工、瓦检员首先进入迎头，由外向里检查通风、瓦斯、煤尘、支护、顶板、拒爆及残爆情况，如有异常情况，必须进行安全处理后方可进行其他作业，无隐患后爆破工发出解除警戒信号，由班组长亲自解除各处爆破警戒点后，其它人员方可进入工作面作业。
22、通电后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并从爆破器上摘下母线，扭结短路，然后至少再等15min，方可沿线路检查不响的原因，如果是连线不良造成的拒爆，可重新连线爆破。
23、检查处理拒爆或重新连线爆破前，必须进行敲帮问顶 处理悬矸危岩，确认安全的条件下方可操作。
24、如非连线不良造成的拒爆时，必须在距离拒爆眼0.3m处另打平行于拒爆眼的新炮眼，重新装药起爆。
25、严禁用镐刨或从拒炮眼中取出原放置的起爆药卷，或者从起爆药卷中拉出电雷管，不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁使用打孔的方法向外掏药；严禁使用压风吹拒爆、残爆炮眼。
26、处理拒爆的炮眼爆破后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
27、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与拒爆处理无关的工作。
28、拒爆必须在当班处理完毕，如有特殊情况未处理完时，当班爆破工必须在现场向下班爆破工交待清楚。
29、装药的炮眼应当班放完，遇有特殊情况时，爆破工必须在现场向下班爆破工交接清楚。
30、爆破后，要将爆破母线、发爆器、瓦斯器等收拾整理好，清点剩余的电雷管炸药 填写好消耗单 在核清领取数量与使用及剩余数量吻合后，经班组长签字，当班剩余火工品要交回火药库，严禁私藏爆破器材或存放在井下。
31、升井后，要将发爆器交回规定的存放处。
32、爆破作业必须严格执行“一炮四检”制度和“三人连锁制” 并在起爆前检查起爆地点的甲烷浓度。
33、班组长、爆破工要佩带便携式瓦斯报警仪，随时检查工作地点瓦斯浓度，当工作面瓦斯浓度超过0.8%时不得进行打眼、装药、爆破作业，并汇报矿调度室和相关科室，由相关科室采取措施进行处理。
（四）火工品管理的安全技术措施
1、火工品设专人保管和发放；雷管和炸药必须分开并由专人运送，严禁与其他材料混合运输，严禁交接班、人员上下井时间运输。
2、所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆破物品性能和本措施规定。
3、火工品存放地点要求顶板完好，支护完整，避开机电设备，爆破时放到警戒线外的安全地点；严格火工品的领退和保管制度。
4、炸药、雷管严格按规定分箱上锁领退和存放，并放在放炮警戒线处的进风流中，间距至少6米以上，严禁乱扔乱放；发爆器手把、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁交给他人。
5、爆破工经培训合格后，持证上岗，并严格执行相关措施及其爆破说明书；井下放炮必须有专职放炮员担任且工作面只允许有一人执行放炮任务。
6、工作面要坚持使用水炮泥 爆破前、后应用水冲洗煤壁，爆破时应喷雾降尘。
7、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：
（1）炮眼深度小于0.6米时，不得装药放炮；在特殊条件下，如挖地、刷帮、挑顶确需进行炮眼深度小于0.6m的浅眼爆破时，必须制定安全措施并封满炮眼。
（2）当炮眼深度为0.6—1.0米时，封泥长度不得少于眼深的1／2。
（3）炮眼深度超过1.0米时，封泥长度不得小于0.5米。
（4）炮眼深度超过2.5米时，封泥长度不得小于1.0米。
（5）深孔爆破时，封泥长度不得小于孔深的1/3。
（6）光面爆破时，周边光爆炮眼应当用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。
（7）工作面有2个及以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅孔装药爆破大块岩石时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。
8、严格执行爆炸材料领退制度；领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须出井交回爆炸材料库，严禁乱扔乱放或移交给下班。
九、紧急避险
如发生灾害时，作业人员应优先选择沿避灾路线逃至地面，如无法逃至地面时，进入避难硐室躲避。
1、四采区距8403（下）回风顺槽50米处设置临时避难硐室一个，临时避难硐室额定避难人数≤40人，且≥10人；硐室及巷道前后20米范围内采用锚喷、砌碹等不燃性材料进行永久支护；硐室总长度20米，其中生存室长13.7米，密闭墙厚0.8米，隔离墙厚1.5米，硐室断面为矩形，净宽3.8米、净高：2.8米；硐室面积按44人计算，人均有效面积大于0.9m2；符合规定《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》。
2、 8400临时避难硐室施工、安装均符合设计要求，硐室的整体设计合理、施工质量合格、系统配置齐全；包含防护密闭系统、生活保证系统、压风自救系统、排水排气系统、通讯系统、监测监控系统、电力照明系统等。通过现场鉴定，各系统功能参数符合《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》，能满足避难人员的基本生存要求。
3、进入硐室的避灾线路
8403（下）回风顺槽→8400阶段运输巷→8400临时避难硐室
4、进入硐室的应急预案
（1）、当井下发生火灾、水灾和瓦斯爆炸事故时，工作面作业人员在无法升井的条件下，要按照所在地点的避灾线路，进入避难硐室；
（2）、当人数较多时，各队组跟班干部要加强组织协调，进入避难硐室时要有序，防止拥挤事件，提高进入效率；
（3）、进入避难硐室后，各队组干部必须及时清点人数，同时认真检查和掌握本队组人员的健康情况；
（4）、各队组跟班干部要利用一切通讯手段，尽快与地面救援指挥中心取得联系，及时准确汇报事故情况及人员情况；
（5）、必须按井下避难硐室的各项规定来操作各系统、设备；
（6）、由当班跟班矿长或科长担任避难硐室现场的第一责任人，如果上述人员不在现场，由安全经验丰富、熟练掌握煤矿井下各种事故应急救援知识、对周边巷道环境熟悉的跟班队长或安全生产骨干担任避难硐室第一责任人；
（7）、现场第一责任人必须在最短时间内掌握整个避难硐室人员的健康情况，尽快与地面救援指挥中心取得联系，及时准确汇报事故及人员情况，并接受地面救援中心的指挥；
（8）、现场第一负责人必须进一步明确责任、分解工作，成立临时救援指挥体系，实现统一指挥、统一行动。要安排专人具体的对避难硐室内部各系统、设备运行情况进行检查控制，对避难硐室环境进行检测；
（9）、进入避难硐室的人员必须听从指挥，必须保持冷静，有序，尽量节省体力消耗；
（10）、现场第一负责人要组织对受伤人员及时进行的急救；
（11）、现场第一负责人必须加强避难硐室各资源的管理，做到统一管理、伤员优先、合理使用；
（12）、在接到地面救援指挥中心的指令或者避难硐室无法保证人员生存的特殊情况下，现场指挥人员必须结合现场情况，认真组织，确保有序、快速撤离；
（13）、撤离前场指挥人员必须认真清点人数，并规定联系方式，确保撤离过程总始终保持联系；
（14）、撤离必须提前安排好伤员救治转移。
十、灾害预防措施
工作面在施工期间，要严格执行本措施中对顶板、一通三防等部分的要求，发现不安全隐患要及时处理；当工作面发生事故时，现场所有人员都有义务向调度指挥中心汇报，并将事故发生的性质、时间、地点、状况、可能受害范围等讲清说明，同时采取一切有效的措施，将灾害控制在最小范围内，按照避灾路线组织撤人；并执行以下程序：
A:事故发生后的处理程序
1、必须立即组织营救受害人员，组织撤离或采取有效的措施保护危害区域内的其他人员 营救行动必须迅速、准确、有序、有效地实施现场急救与安全转送伤员，并指导和组织人员采取各种措施进行自身防护、自救互救。
2、迅速控制事态，并对事故造成的危害进行检测、监测，测定事故的危害区域、危害性质及危害程度，及时控制危险源，消除危害后果，做好现场恢复；针对事故造成的现实危害和可能的危害，迅速采取切实可行的措施，将事故现场恢复到相对稳定状态。
B:应急救援的方针及原则
1、统一指挥的原则：所有现场救护人员必须听从现场指挥负责人的安排。
2、保护人员安全优先的原则：在保证救援人员安全的前提下，实施救援，在实施救援过程中做到以人为本、统筹兼顾，主次分明、重点突出。
3、防止和控制事故蔓延优先的原则：必须采取一切可能的手段首先控制事故，然后防止事故继续蔓延，最终消灭事故。
4、保护环境优先的原则：在实施救援过程中，应先对已被破坏的环境进行有效的控制 然后改善环境 使其达到安全化，不要因急于救援继续破坏原来的环境 从而造成新的事故的发生或增加救援难度。
5、自救互救的原则：事故发生后，在救援人员没有达到前及救灾过程中，事故地点及附近的职工应迅速组织自救互救，进行现场救护，尽量减少人员伤亡和财产损失。
6、事故损失控制最小化原则。
C、火灾、瓦斯、顶板事故避灾线路
8403（下）回风顺槽→8400阶段运输巷→一级轨道（皮带）巷→井底车场→主（副）井→地面
8403（下）回风顺槽→8400阶段运输巷→一级轨道（皮带）巷→井底车场→主（副）井→地面
8403（下）回风顺槽（顶板完好处）→8400阶段运输巷（顶板完好处）→一级轨道（皮带）巷→井底车场→主（副）井→地面
当井下发生火灾、水灾和瓦斯爆炸事故时，工作面作业人员在无法升井或无法进入永久避难硐室的条件下，要按照所在地点的避灾线路，进入临时避难硐室。
其它未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》。
目 录
一、开口位置 1
二、组织机构 1
三、支护方式 2
四、施工工艺 17
五、装煤（岩）与运输方式 20
六、生产系统 20
七、风险管控措施 27
一）、瓦斯重大风险管控 27
二）、顶板重大风险管控 29
八、安全技术措施 31
（一）通风瓦斯管理措施 31
（二）顶帮管理措施 36
（三）爆破措施 38
（四）火工品管理的安全技术措施 45
十、灾害预防措施 48
