一、巷道名称、位置、相邻巷道的关系
巷道名称：新配回风大巷
位置：胶带大巷掌头向南开口，绕至新配回风大巷以西，再返东与总回风相连
相邻巷道的关系：北为胶带运输大巷，东部、西部、南部均为实体煤田。
二、巷道的用途
本巷道主要解决南翼回风风速超限问题。
三、巷道设计长度及服务年限
1、计划巷道长度523米。
2、服务年限：17.3年
四、预计开竣工时间
按采掘规划安排：该掘进巷道计划从2018年4月中旬开工，预计2018年8月中旬竣工。
1、《山西煤炭运销集团盂县恒泰常顺煤业有限公司生产矿井地质报告》。
2、《山西煤炭运销集团盂县恒泰常顺煤业有限公司生产水文地质类型划分报告》。
3、煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）。
4、《煤矿安全规程》、《操作规程》、《煤矿安全生产标准化》。
井上下对照关系情况表
| 工程名称 |
新配回风大巷 |
| 井下标高 |
1000m-1023m |
| 地面相对位置、建筑物 |
位于井田南部的山梁地带，地面无任何建（构）筑物 |
| 井下相对位置对掘进巷道的影响 |
北部为胶带运输大巷，其它为实体无影响 |
| 邻近采掘情况对掘进巷道的影响 |
北部为9#胶带大巷，东、西、南为实体 |
该巷道掘进工程一段、五段为岩巷，二、三、四段为半煤岩巷，煤层平均厚度1.71 m，含2层夹矸，夹矸平均厚度1.3m；该段顶板为泥岩、砂质泥岩、石灰岩，底板为砂质泥岩、泥岩；可能会出现少量淋水，需注意观测，如水量影响到正常作业，需安设专用排水管路进行排水。
1、井田地表水体及河流
井田内沟谷纵横，冲沟发育，平时为干沟，仅在雨季有少量雨水汇集井田中部、东部及东南部较大沟谷。其中井田中部为南北向的长沟和西南关河，井田地表水基本由其控制，汇流区占到井田总面积的90%以上，该河汇集雨水由南向北流出井田外东侧入滹沱河支流——秀水河；另一少部分向东部分散汇入低凹处流出区外从北部汇入秀水河。
2、各井口标高与当地历年最高洪水位线
本矿生产井口和工业场地均位于井田东北部，主斜井井口标高1163.17m，副斜井井口标高1165.96m，均高于当地历年最高洪水位标高1158m；总回风立井井口标高1234.113m，当地附近历年最高洪水位标高1212m。因此各井口标高均高于历年来最高洪水位标高。
3、矿井水文地质类型
为查清我矿水文地质类型条件，我矿在实地勘查的前提下，委托山西第三地质工程勘察院编制了《山西煤炭运销集团盂县恒泰常顺煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告》，据晋能集团有限公司晋能地防函[2016]163号“晋能集团有限公司关于对《山西煤炭运销集团盂县恒泰常顺煤业有限公司煤矿生产地质报告》的批复”，矿井水文地质类型属中等。
4、主要含水层
1）、二叠系山西组砂岩裂隙含水层，山西组含砂岩层数多，厚度大，但裂隙发育程度差，据区域资料，单位涌水量0.0002L/s.m，渗透系数0.0011m/d。因此，该层属于富水性弱的含水层。
2）、二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层
包括上、下石盒子组各砂岩含水层，各含水层砂岩裂隙发育，由于大气降水补给有限，各含水层均属于弱富水性含水层。
3）、第四系松散层孔隙含水层
井田西部、中西部及北部沟谷中均为第四系黄土及砂砾层覆盖，据民井简易抽水试验，单位涌水量0.554L/s·m，渗透系数6.8m/d。水量较丰富，为当地村民主要生活和农用水源。
4)、奥陶岩溶裂隙水
井田奥灰水位标高551.5～554.5m，低于井田内15号煤层最低底板标高（910m），各煤层开采均不带压，奥灰水对煤层开采无影响。
5、主要隔水层
太原组中砂岩、灰岩含水层之间均发育有厚度不等的泥岩、砂质泥岩，因其结构致密相对不透水，均可起到层间相对隔水作用。
6、相邻老巷、老空积水、钻孔等情况。
1)、新配回风大巷掘进范围周围不存在采动破坏区、老空积水。
2）、新配回风大巷掘进范围内不存在钻孔，各含水层、地表水无法通过封堵不良钻孔汇入井田内部。
新配回风大巷位于9#胶带运输大巷以南，从现掌头开始向南施工。施工参数及概况如下：
工程量：长523m，分五段。第一段：长度56m，方位角180°，倾角-15°，巷道规格：拱形，断面净宽3.5m，净高3.25m，断面积10.05m
2；第二段：长度62m，方位角270°，沿煤层倾角掘进；第三段：长度290m，方位角0°，沿煤层倾角掘进；第四段：长度27m，方位角90°，仰角5°；巷道规格：矩形，断面净宽4.5m，净高3.3m，断面积14.85m
2；第五段为材料运输绕道，先向南沿煤层顶底板掘进5m，再沿-16°倾角，南偏西43°方位角掘进78m。最后沿270°（正西）方位角掘进5m；巷道规格：拱形，断面净宽3.5m，净高3.25m，断面积10.05m
2；如煤层厚度小于巷道设计高度时，沿煤层顶板进行起底掘进，保证巷道设计高度。
一、观测对象：新配回风大巷。
二、观测内容：巷道顶板离层量，底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆、锚索的锚固力和承载能力。
三、观测方法：顶板离层仪和压力表，每组间距为50米，在巷道顶板不稳定或交叉点处增设顶板离层仪和压力表，并填写记录牌板。施工队组技术员每隔7天观测、汇总一次，并报生产技术部。
四、数据处理：矿压观测数据由生产技术部负责汇总、分析，判断，确定顶板的离层量是否超出规定要求。如离层量超出规定范围，对离层范围探测岩性结构，重新调整支护参数进行补强支护。
五、顶板岩性探测
施工队组在掘进时要随时观察顶板钻孔岩性变化情况，如发现顶板岩性发生变化，及时汇报生产技术部，正常情况下，由生产技术部组织，队组施工，每50m进行一次岩性探测，并根据探测成果调整支护参数，同时进行汇总分析。
1、临时支护：
新配回风大巷第一段使用前探梁临时支护，具体如下：
前探梁临时支护，前探梁选用直径3寸的钢管，长度5m。在掘进迎头固定一组（2根）前探梁，每根前探梁配备3道吊环，用锚具、40刮板链把前探梁固定在顶板锚索上。每次爆破作业后，检查永久支护的安全可靠，班队长方可站在永久支护掩体下，用长柄工具处理顶、帮的活矸和活煤，之后将钢筋网用前探梁挑住前移，前移前探梁到掌头，前探梁钢管与顶板之间用木楔与顶板背紧，然后站在永久支护下向工作面逐排打永久支护。要求每道吊环必须安装牢固，成组使用前探梁，严禁单根使用。前探梁前移后，末端与吊环距离为0.5m。
爆破后先敲帮问顶处理危岩，之后用G10型气镐按中腰线刷帮打顶成型，在巷道成型达到标准后进行临时支护，在未支设临时支护前不得进行永久支护。
新配回风大巷第二段、第三段、第四段使用机载临时支护，具体如下：
（1）支护参数：采用LZ5型机载支护。支护面积1.7×2.8m，最大承载4吨，支护高度2.8-5m，超前支护在截割头点地时超出截割头1.2m。
（2）操作程序：
1)掘进机截割完毕后，截割头落地，打开操作阀，将机载式临时支护顶梁升到截割头上方。
2）将支护用的钢筋网放在顶梁架上，向前推动支护主架和顶梁。
3）操作控制阀，调整顶梁使钢带、网片处于设计位置，撑住顶板。掘进机停电闭锁，临时支护完成。
4）施工人员确认安全后，用锚杆钻机完成锚杆、锚索安设，支护顶板。
5）顶板支护完毕后，经检查符合设计要求，撤出掘进机前方施工人员，送电后操作顶梁架下降到最低位置，折叠支护顶梁，直到支护顶梁下落至掘进机上为止。
6）将掘进机后退5米，按照要求进行两帮支护。经检查符合设计要求，巷道全部支护完毕后，再进行下一循环。
2、永久支护：
新配回风大巷第一段：顶锚索采用Φ17.8mm，长度5300mm的钢绞线（钢绞线长度根据掘进顶板岩性探测结果及时进行调整，锚固段位于煤层顶板稳定岩层内1.2～1.5m为宜），开口5m内锚索间距为1200mm、排距为800mm三三布置；开口5m后锚索间排距间距为2400mm、排距2000mm，二二布置，托板使用300×300×14mm高强度托板(承载力不小于500KN)及配套锁具，用一支MSCKb23120型树脂药卷进行锚固。
顶锚杆规格MSGLW-335/φ22mm×2400mm的左旋无纵筋金属杆体螺纹锚杆，开口5m内锚杆间距为800mm、排距为800mm；开口5m后间距为800mm，排距1000mm，使用150mm×150mm×10mm的拱形铁托盘，用1支MSK2335和1支MSZ2360型树脂药卷进行锚固。顶部使用规格φ6mm预应力钢筋网片，规格1.1m×3m，网孔规格100mm×100mm，网片搭接长度100mm，每100mm使用16#铁丝联接一道，V字型绑扎，扭结不少于3圈。
帮锚杆规格MSGLW-335/22×2400mm的左旋无纵筋金属杆体螺纹锚杆，间距800mm、排距1000mm，每排11根，最下部锚杆距底板460mm。使用150mm×150mm×10mm的拱形铁托盘，用1支MSK2335和1支MSZ2360型树脂药卷进行锚固。两帮使用规格φ6mm预应力钢筋网片，规格1.1m×3m，网孔规格100mm×100mm，网片搭接长度100mm，每100mm使用16#铁丝联接一道，V字型绑扎，扭结不少于3圈。
若遇顶板破碎时或帮部煤层松软时增加12#菱形网，规格1.1m×10m，网孔50mm×50mm。
新配回风大巷第二段、第三段、第四段：顶锚索采用Φ17.8mm，长度5300mm的钢绞线（钢绞线长度根据掘进顶板岩性探测结果及时进行调整，锚固段位于煤层顶板稳定岩层内1.2～1.5m为宜），间距为2400mm、排距2000mm，二二布置，托板使用300×300×14mm高强度托板(承载力不小于500KN)及配套锁具，用一支MSCKb23120型树脂药卷进行锚固。
顶锚杆规格MSGLW-335/φ22mm×2400mm的左旋无纵筋金属杆体螺纹锚杆，间距为800mm，排距1000mm，使用150mm×150mm×10mm的拱形铁托盘，用1支MSK2335和1支MSZ2360型树脂药卷进行锚固。使用规格φ6mm预应力钢筋网片，规格1.1m×3m，网孔规格100mm×100mm，网片搭接长度100mm，每100mm使用16#铁丝联接一道，V字型绑扎，扭结不少于3圈。
帮锚杆规格MSGLW-335/22×2400mm的左旋无纵筋金属杆体螺纹锚杆，间距900mm、排距1000mm，每排4根，上、下两根锚杆距顶、底板不大于400mm。使用150mm×150mm×10mm的拱形铁托盘，用1支MSK2335和1支MSZ2360型树脂药卷进行锚固。使用规格φ6mm预应力钢筋网片，规格1.1m×3m，网孔规格100mm×100mm，网片搭接长度100mm，每100mm使用16#铁丝联接一道，V字型绑扎，扭结不少于3圈。
若遇顶板破碎时或帮部煤层松软时增加12#菱形网，规格1.1m×10m，网孔50mm×50mm。喷射混凝土等级C20，喷厚120mm。
新配回风大巷二段水沟布置在巷道南帮，新配回风大巷三段水沟布置巷道西帮，新配回风大巷四段水沟布置巷道北帮，水沟净宽200mm、净高250mm，水沟底部混凝土铺底100mm，墙厚度70mm，底板混凝土浇注100mm。
新配回风大巷第五段（材料运输绕道）：顶锚索采用Φ17.8mm，长度5300mm的钢绞线（钢绞线长度根据掘进顶板岩性探测结果及时进行调整，锚固段位于煤层顶板稳定岩层内1.2～1.5m为宜），开口5m内锚索间距为1200mm、排距为800mm三三布置；开口5m后锚索间排距间距为2400mm、排距2000mm，二二布置，托板使用300×300×14mm高强度托板(承载力不小于500KN)及配套锁具，用一支MSCKb23120型树脂药卷进行锚固。
顶锚杆规格MSGLW-335/φ22mm×2400mm的左旋无纵筋金属杆体螺纹锚杆，开口5m内锚杆间距为800mm、排距为800mm；开口5m后间距为800mm，排距1000mm，使用150mm×150mm×150mm的拱形铁托盘，用1支MSK2335和1支MSZ2360型树脂药卷进行锚固。顶部使用规格φ6mm预应力钢筋网片，规格1.1m×2.4m，网孔规格100mm×100mm，网片搭接长度100mm，每100mm使用16#铁丝联接一道，V字型绑扎，扭结不少于3圈。
帮锚杆规格MSGLW-335/22×2400mm的左旋无纵筋金属杆体螺纹锚杆，间距800mm、排距1000mm，每排11根，最下部锚杆距底板460mm。使用150mm×150mm×10mm的拱形铁托盘，用1支MSK2335和1支MSZ2360型树脂药卷进行锚固。两帮使用规格φ6mm预应力钢筋网片，规格1.1m×2m，网孔规格100mm×100mm，网片搭接长度100mm，每100mm使用16#铁丝联接一道，V字型绑扎，扭结不少于3圈。
若遇顶板破碎时或帮部煤层松软时增加12#菱形网，规格1.1m×10m，网孔50mm×50mm。
要求严格执行“有掘必探、先探后掘”的防治水规定，提前对巷道进行超前探测，综合采用“物探先行、钻探验证、化探跟进”的探测手段探明巷道前方无水害异常后方可正常掘进。如遇地质构造、异常淋水、物探异常等现象，需制定专项探水设计及安全技术措施，探明无水害异常（或探清异常范围内无水害）后方可掘进。
施工组织采用“三八制”作业方式，巷道施工中腰线使用激光指向，沿中腰线掘进。支护采用一掘一支单行作业，新配回风大巷一段、五段掘进采用钻爆法施工，采用2台YT28型气腿凿岩机分区打炮眼，MQT-130/3.2型锚杆钻机打顶部锚杆和锚索眼，YT28型凿岩机或MQTB-80/2.3型帮锚杆钻机打帮部锚杆眼；新配回风大巷二段、三段、四段机掘作业。新配回风大巷一段、五段采用耙岩机装矸，新配回风大巷二段、三段、四段采用综掘机装煤（矸），经刮板运输机、带式运输机运输出（煤）矸。物料采用绞车运输和人工扛运，积水使用污水泵排水。通风采用FBD№7.1型2×30KW对旋轴流式局部通风机配ф1000mm抗静电、阻燃风筒通风。
一、新配回风大巷第一段、五段采用钻爆法施工。
1、钻眼使用YT28风钻，钻杆使用1.5m的钻杆，钻头使用Ф42mm的一字钻头。
2、采用4眼掏槽，掏槽眼左右间距636mm，上下间距900mm；边眼距帮200mm,底眼距底200mm。每循环使用毫秒电雷管51发，使用三级煤矿许用乳化炸药21.2kg（见炮眼布置图）。
3、掘进工作面至少配备3部YT28风钻，其中一部备用。
4、钻爆工艺流程
钻眼前准备→敲帮问顶、安全确认→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→停电撤人放警戒→放炮→检查瓦斯及放炮效果→敲帮问顶→洒水消尘维护顶板→临时支护→出矸→永久支护→下一循环。
5、作业要求
(1)钻眼前，必须详细检查掌头10米范围内的支护，发现问题先及时处理。
(2)必须依据中线和煤层倾角在工作面按炮眼布置标定眼位。 ．
(3)严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，必须采用湿式钻眼。
(4)处理拒爆、残爆必须由当班人员处理完毕，要按《煤矿安全规程》规定执行。
(5)放炮要严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。
(6)放炮撤人距离：直巷撤人距离不小于120米。若撤人在有拐弯巷道时，人员撤到拐弯巷道以外20米以上，且撤人总距离不小于100米。
(7)装药前、放炮前，要切断工作面所有非本质安全型电器设备的电源。
(8)放炮采用正向装药，串联式联线方式，使用毫秒电雷管，三级煤矿许用乳化炸药，每眼使用水炮泥及专用炮土封孔，封孔长度不得小于孔深的1/2。
(9)放炮前班长必须派专人在所有通往放炮地点和贯通地点的各个通道口、放炮撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。每一警戒点设两人放警戒：经检查无人，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知班长已设好警戒。班长只有收到每个警戒点的警戒员都报告后方可装药放炮，放炮后警戒员只有接到班长撤除警戒的命令后才能撤警戒。
（10）其它未提之处，严格执行《煤矿安全规程》有关规定。
二、新配回风大巷二段、三段、四段采用机掘作业。
掘进机截割工艺：掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道中部，由巷道中部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由上向下进行截割，待截割完毕且进行完永久支护后，再进行下一个循环，往复进行。
新配回风大巷二段、三段、四段贯通后采用PZ-5B型砼喷浆机喷射砼。
三、装载与运输
1、装煤（矸）：炮掘-耙岩机；机掘：综掘机。
2、运煤（矸）：装入工作面刮板输送机→胶带大巷带式输送机→井底煤仓→主井带式输送机→地面
3、运料：设备、材料采用绞车运输和人工扛运。
运输路线：地面→副斜井→轨道大巷→轨道下山→材料运输绕道→掘进工作面。
一、锚索支护工艺
使用MQT-130/3.2气动锚杆钻机。钻孔、钻杆为1m长的B19的六楞空心钻杆多根套接使用，钻头为Ф30mm的复合片金刚石锚杆钻头。锚索安装需两人配合，一个操作钻机，一人拆换钻杆。钻完一孔后，用锚索钢绞线顶端顶住药卷送入眼底，戴好搅拌器，开始搅拌，且钻机应缓缓上升，并保证锚固剂到眼底，锚索药卷搅拌时间为10～40秒，搅拌完毕停止钻机，等待120秒后开始拆下搅拌器，半小时后才能用千斤张拉锚索。张拉时，先戴上铁托板、锚具，然后用张拉千斤锁住锚索进行张拉，油泵压力表应缓慢上升，千斤顶油缸行程达到150mm时立即停止张拉，需重新张拉，两次超过规定行程仍不达设计预紧力时，必须在附近400mm处重新补打。
二、锚杆支护工艺
顶锚杆用MQT-130/3.2气动锚杆钻机，帮锚杆凿眼为MQTB-80/2.3型气动支腿式帮锚杆钻机。在顶锚杆施工完毕后，进行帮锚杆安装，根据锚杆布置图，先打上部帮眼然后将菱形网上边与顶网联好，用锚杆机将锚固树脂药卷轻轻送入眼底，用锚杆托板压住金属网，装上搅拌套筒，开钻搅拌30～45秒，达到规定要求，稍后直接用锚杆扭矩倍增器将螺母拧紧即可。
三、喷射混凝土工艺
1、准备工作
1）检查锚杆安装和网片铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。
2）清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。
3）检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。
4）喷射前必须用高压风、水冲洗岩面，在巷道顶部和两帮应安设喷厚标志。
5）喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
2、喷射混凝土的工艺要求
1）喷砼干料的拌制
喷砼干料在喷浆机附近按配合比要求搅拌均匀拌制。
2）砼喷射
砼干料经矿车运至工作面附近喷射机旁，人工用铁锨将砼干料送入喷射机，并在喷射机处均匀加入速凝剂。
喷射顺序为：先墙后顶，自下向上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.6～1.0m为宜。
喷射砼前，应找掉所有的危岩、浮石，严格进行敲帮问顶工作，用压风清扫岩面，埋设喷射砼厚度标志点，喷射机司机与喷射手联系好，喷射区内设防爆照明灯，并加强通风。
喷射时，喷浆机的供风压力在0.6MPa，水压应比风压高0.1Mpa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度50～70㎜，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时，否则应用高压水重新冲洗受喷面。
3）喷射工作
喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须养护。一次喷射完毕，应立即收集回弹料，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。
a.喷射砼时，如发生堵管或突然停风、停电时，应立即关闭喷头水阀，防止水倒流入输料管中，且喷头朝下专人看管，防止突然喷射或管子跳动伤人，严禁将喷头对准人处理堵管；堵管时严禁带压检修。
b.喷浆机启动前，要将机内大块矸石、物料用专用工具取出，以防堵管。喂料停止后，要待料腔、料管内余料全部吹净后再停机，并将机器内外清扫干净。
c.喷浆机送风时，一定要固定好枪头，防止枪头摆动伤人。处理堵管时，不准带风或加大风压处理，要停电、停风打开放风阀敲打堵管处，然后关闭放风阀送风、送电处理。采用敲击法处理不通时，要拆开管路进行处理。喷浆枪头任何情况下都不能对着人。
d.喷浆前各种高压风水管路必须连接牢固，并且外加10#铁丝连在一起，防止断开伤人。
e.开停机顺序：开机先给风，后给水，再送电、给料。停机：先停止给料，待罐中存料喷完后再停电，后停水、停风。喷头操作开始时，先给水，再送料。结束时，先停风，后停水。
4、喷射质量
喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。
5、围岩水的处理：首先采用螺旋式由四周向中间覆盖喷浆，如果仍未封住淋水，则采取预埋导水管，将水导入水沟内。
6、喷浆标号C
20，厚度120mm。
混凝土质量配合比：水泥：砂：石子：速凝剂=1：2：2：0.04
四、支护要求
1、锚杆支护要求：
1）锚杆锚固力不低于127KN（32MPa）,使用LDZ200锚杆拉力计。
2）螺母扭力矩不低于300N·m，紧固锚杆螺母必须使用锚杆扭矩倍增器紧锚杆。
3）锚杆外露长度从螺帽算起10～50mm。
4）支护锚杆时，锚杆要垂直于岩面，托板接实顶、帮。
5）相邻网必须搭接100mm，每隔100mm用16
#双股铁丝V字型联接一道，扭结不少于3圈。
6）顶帮锚杆均采用边掘边锚。每排必须是先支护好顶锚杆后，再支护帮锚杆。
7）锚杆间、排距误差-100～0mm。
2、锚索支护要求：
1）锚索预紧力不低于160KN（27MPa），使用YCD18-350/63千斤顶张拉。
2）锚索外露长度从锁具算起150～250mm。
3）锚索间、排距误差-100～0mm，钻孔轴线与设计轴线的偏差不应大于3º。
4）锚索应与岩层面或巷道轮廓线垂直布置，托板必须紧贴岩面。
5）锚索施工不得滞后掘进掌头，如遇顶板节理发育、松软、压力大地段加密锚索布置，紧跟掌头支设。
五、锚网、锚杆、锚索、树脂药卷要求
1、施工所用材料必须购买专业生产厂家产品，产品必须有出厂检验报告及厂家资质证件，禁止使用不符合标准的材料。
2、所有材料必须符合设计要求。使用前发现变质和超期的药卷严禁使用。
六、锚杆、锚索施工技术要求
1、钻锚索或锚杆眼时，应做好以下工作：
1）检查开孔周围的顶板情况，应清理浮矸，确认安全后开孔。
2）检查钻机，打眼前所有控制开关应处于关闭位置，油雾器充满良好的润滑油。
3）检查风、水管的连接，每次接装进气、水接头时，都应先冲洗出管内砂石异物，包括压缩空气管路内的冷凝水，气、水管与钻机连接要牢靠。
4）钻孔前，先空运转，检查马达旋转、气腿升降、水路启闭，全部正常，才能正式投入作业。
5）打眼前先检查锚杆机的风、水是否正常，再送水、送风开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁猛升造成钻杆折断。安眼时，要缓慢升气腿，将钻杆接顶，定眼时开钻，缓慢钻进100～200mm后，再全速开钻，钻进时推力要均匀，不得顶弯钻杆。
6）钻眼时不能用手摸旋转的钻杆，操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套，当钻眼完毕钻机收缩时，手不要扶在气腿上。
7）接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机钻杆与钻孔同心；接换钻杆时，先接好上部钻杆，再与钻机连接，以防钻机突然开动伤人。
8）钻孔完毕，用压力风将孔冲洗干净，回撤钻杆，放入锚固剂，用锚杆（锚索）将锚固剂轻轻顶入眼底，用搅拌器将锚杆（锚索）与锚杆钻机连接好，然后开钻，按照规定将锚固剂充分搅拌。搅拌器一定要插入钻机底部，（锚杆）锚索要插入搅拌器底部，搅拌药卷过程中要严防甩脱锚杆（锚索）伤人。
2、张拉前做好以下检查工作：
1）将油泵注好油，注入清洁的L-Hm³2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，先处理再张拉。
3）现场组合好张拉机具后，应先进行空载运行，排尽液压油路中的空气。
3、张拉时应遵照下列规定执行：
1）张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线，并用护绳把张拉机挂在顶部的锚网上，以防张拉机吊下伤人。
2）钢绞线外露长度不足于使钢绞线与紧楔器充分咬合时，不得使油泵带负荷运行，应使千斤顶在较小推力下上推一段，满足咬合长度后，退下千斤顶重新张拉，以防损坏紧楔器。
3）一次张拉行程不得超过150mm，三次超过规定行程仍不达设计预紧力时必须在附近400mm处重新补打一根。
4）张拉时，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张拉力或压力表指针急促上移时，停止张拉，油缸回位到底时，也应立即停止供油，以防油路、油泵超负荷。
5）油泵应缓慢升压，严禁高压换向。
6）张拉时除操作人员外，千斤顶45°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，以防紧楔器磨损提前松脱。发现紧楔器磨损，应及时更换。
7）锚索要逐根检查，达到设计预紧力为合格，不合格的锚索必须重新补打。
8）托板应紧贴顶板或巷帮。
第五章 生产系统
该掘进工作面采用压入式局部通风机通风（型号FBD№7.1 功率2×30KW，额定风量380～630m
3/min），风筒使用φ1000mm“双抗”胶质风筒。
一、通风方式
新配回风大巷采用压入式局部通风机通风。
二、通风系统
主斜井→胶带运输大巷绕道→胶带运输大巷→新配回风大巷掘进面专用局部通风机→新配回风大巷工作面→胶带上山→采区上山→采区回风→南、北翼回风→总回风（详见通风系统布置图）
三、掘进工作面需要风量计算
掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
1)按照瓦斯涌出量计算：
Q
掘=125·q
掘·k
掘通式中：
q掘—根据2017年度瓦斯等级测定掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量取值。取1.67m
3/min
k
掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.5
125—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8％的换算系数。
Q
掘=125·q
掘·K
掘通=125×1.67×1.5=313.13 取320m
3/min
2）按照二氧化碳涌出量计算
Q
掘=67q
掘×k
掘通 式中：
q
掘—根据2017年度瓦斯等级测定掘进工作面最大绝对二氧化碳涌出量取值，取0.22m
3/min；
k
掘通—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.5
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
Q
掘=67q
掘×k
掘通=67×0.22×1.5=22.11 取23m
3/min；
3）按炸药量计算
a）我矿井使用三级煤矿许用炸药
Q
掘≥10A
掘式中：
A
掘—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，21.2kg
经计算 Q
掘=10×21.2=212m
3/min
4）按局部通风机实际吸风量计算
掘进巷为半煤岩巷：
Q
掘= Q
扇×I+60×0.25S
式中：
Q
掘—掘进工作面实际需要的风量m
3/min
Q
扇—局部通风机实际吸风量，每个综掘工作面配局部通风机型号为FBD№7.1（需风量为380～630m
3/min），设计掘进工作面供风按局部通风机最大供风量取值630m
3/min。
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台
0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速
S—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积14.64m
2故：Q
掘= Q
扇×I+60×0.25S
=630×1+（60×0.25×14.64）=849.6m
3/min 取850m
3/min
5）按工作人员数量计算
Q
掘≥4N
式中：
N—掘进工作面同时工作的最多人数31人（交接班时）
4—每人需风量m
3/min
故：Q
掘=4×31=124m
3/min
6）按风速进行验算
取上述结果的取大值，Q
掘取850m
3/min
60×0.25S<Q
掘<60×4Sm
3/min
式中：
S——掘进工作面最大净断面积，取14.85m
2。
60×0.25×14.85<Q
掘<60×4×14.85
223<850<3564
故：新配回风大巷的全风压实际需风量为850m
3/min，掘进工作面实际风量不小于320m
3/min。
四、局扇及风筒选型
局部通风机及启动装置必须安装在距掘进巷道回风口不得小于10m，全风压供给的新鲜风流处，该处风量必须大于局部通风机吸入风量。局扇安装地点到回风口间巷道最低风速不得小于0.25m/s。
考虑到局部通风机供风效率及供风长度，选用型号FBD№7.1型2×30KW对旋式风机供风，实行三专两闭锁和双风机、双电源自动切换。
FBD№7.1局部通风机参数：功率2×30KW，额定风量380～630m
3/min；
选用局部通风机φ1000mm“双抗”胶质风筒。
五、按风速进行验算
Ⅰ、验算最小风量
Q
af≥60×0.25S
hf式中：
S
hf──掘进工作面巷道的净断面积，取14.85m
2。
Q
af≥60×0.25×14.85=223m
3/min＝3.72m
3/s。
Ⅱ、验算最大风量
Q
af≤60×4.0S
hf式中：
S
hf──掘进工作面巷道的净断面积，取14.85m
2。
Q
af≤60×4.0×14.85=3564m
3/min＝59.4m
3/s
3.72m
3/s≤14.17m
3/s≤59.4m
3/s，满足掘进工作面最大和最小风速的风量要求。
根据上述计算符合规定要求。
2、按掘进工作面温度和炸药量验算，见下表。
掘进工作面温度和炸药量表
| 炸药量/kg |
＜5 |
5-20 |
＞20 |
| 温度/℃ |
16以下 |
16-22 |
23-26 |
16以下 |
16-22 |
23-26 |
16以下 |
16-22 |
23-26 |
| 需要风量/（m3/min） |
40 |
50 |
60 |
50 |
60 |
80 |
60 |
80 |
100 |
3、按有害气体的浓度验算
P
瓦/Q
掘≤1%
式中：P
瓦—瓦斯绝对涌出量，1.67m
3/min，
Q
掘—掘进工作面计划最小配风量，850m
3/min，
计算结果为：
集中胶带大巷掘进面：
P瓦/Q掘≤1% 1.67/850=0.20%＜1%
根据上述验算，新配回风大巷配风量符合《煤矿安全规程》要求，需要风量不小于850m
3/min。
据地质说明书的有关资料，影响本区段充水的主要因素为顶板淋头水及通过地层裂隙导入的四节石灰岩含水层，预计最大涌水量约为0.3m³/h左右，正常涌水量0.1m³/h，不影响正常生产。为排除钻孔积水或其他涌水，巷道沿煤层掘进，根据现场情况选择巷道低凹处巷帮开挖水泵窝和选择合适扬程的水泵排水，水泵窝规格长×宽×深=2.0×1.5×1米，用围栏围严或盖板盖严。新配回风大巷采用φ108mm镀锌钢管排水，新配回风大巷第一段排水管路吊挂于巷道东帮，新配回风大巷第二段排水管路吊挂于巷道南帮，新配回风大巷第三段排水管路吊挂于巷道西帮，新配回风大巷第四段排水管路吊挂于巷道北帮。工作面主要通过风泵进行排水，排水管路经胶带大巷排入采区水仓，再排至主水仓。
掘进工作面→胶带大巷→采区水仓→主水仓→地面。
矿井地面工业场地现设空气压缩机房，安装有KPS-250型空气压缩机一台，42m³/min;KPS-110型空气压缩机一台，20m³/min；LGFD-110型空气压缩机一台，20m³/min；YXJN-270A-11D型空气压缩机两台，40.7m³/min。一台压风量为42m³/min的空压机运行，两台压风量为20m³/min的空压机备用，两台压风量为40.7m³/min的空压机备用，额定排气压力0.80MPa。通过9#胶带运输大巷现敷设的Φ108mm无缝钢管主管路（二部机头至二部机尾为Φ60mm无缝钢管，更换为Φ108mm镀锌钢管），用Φ108mm无缝钢管及高压胶管接入工作面。风压达到规定要求，满足掌头锚杆机正常运行，随钻(或钻机)高压管长度够20～30米，供风管漏风必须及时处理，处理漏风时关闭风门，必须有醒目警示标记，防止他人误送风发生伤人事故。
管路连接采用法兰或快速接头连接，新配回风大巷压风、供水管路吊挂于巷道西帮，新配回风大巷第二段压风、供水管路吊挂于巷道北帮，新配回风大巷第三段压风、供水管路吊挂于巷道东帮，新配回风大巷第四段压风、供水管路吊挂于巷道南帮。吊挂间距：钢（铁）管间距3m，高压胶管间距1m。压风、供水、排水管应按从上到下的顺序布置，管子间距100～150mm，排水管路吊挂高度不低于巷道底板1.5m，距工作面不超过30m。压风、供水管路每隔50m应加装一组分支三通和截止阀；截止阀一律口朝上倾斜30°布置，管路要求密封完好，无跑、冒、滴、漏现象。
管路敷设方式
| 序号 |
名称 |
规格型号 |
数量/m |
吊挂方式 |
与工作面间距/m |
| 1 |
风管 |
Φ108 |
360 |
悬吊 |
≤20 |
| 2 |
水管 |
Φ108 |
360 |
悬吊 |
≤20 |
| 3 |
排水管管 |
Φ60 |
360 |
悬吊 |
≤20 |
压风自救系统设置在掘进巷道行人侧，装置底沿安装高度应距底板1.3～1.5m，便于现场人员自救使用，并随工作面掘进往前移动,保持距迎头25～30米的范围内，随着巷道延伸，压风自救系统中压缩空气供给量每人不少于0.3m³/min。
新配回风大巷供电电源来自的掘进配电点，经胶带下山、胶带运输大巷绕道用不同平方的负荷电缆送至工作地点，供给各机电设备。
1）系统布置
结合本矿井下供电生产系统现状新配回风大巷内所有机电设备生产用电电源来自掘进配电点。
掘进配电点双电源引自9
#中央变电所的10kV母线段，一回电缆为MYJV
22－50型高压电力电缆，供电距离1.2km，由所内一台PJG40-10Y型高压开关供给；二回电缆为MYJV
22－50型高压电力电缆，供电距离1.2km，由所内一台PJG40-10Y型高压开关供给。
2）工作面供电电压等级的确定
1、局部通风机、刮板输送机、耙装机、探水钻机等机电设备均采用660V供电。
2、通讯、照明、信号等采用127V供电。
3）工作面供电系统负荷统计详见表1。
工作面负荷统计表 表 1
| 序号 |
名 称 及 型 号 |
单位 |
数量 |
额定功率（kW） |
备注 |
| 一 |
新配回风大巷 |
| 1 |
刮板输送机 |
部 |
1 |
40 |
|
| 2 |
局部通风机 |
台 |
2 |
2×30 |
一用一备 |
| 3 |
探水钻机 |
台 |
1 |
22 |
|
| 4 |
耙装机 |
台 |
1 |
55 |
|
| |
总计 |
|
4 |
237 |
|
4）工作面配电设备及电缆选型
一 变压器的选择
1.局扇主用变压器选择：局扇主用。
根据公式：
K=0.4+0.6×
＝0.7
S=
＝60kVA
式中：K—需用系数；
S
1—视在功率，kVA；
P
max—最大一台电动机的额定功率，30kW；
P
e—电气设备工作容量的总和，60kW；
cosφ—功率因数取0.7；
根据计算结果，设计确定局扇主供由掘进配电点KBSGZY-630/10/0.69kV型移动变电站进行供电，容量为630kVA，高压10kV，低压660V。
2.局扇备用变压器选择：局扇主用。
根据公式：
K=0.4+0.6×
＝0.7
S=
＝60kVA
式中：K—需用系数；
S
1—视在功率，kVA；
P
max—最大一台电动机的额定功率，30kW；
P
e—电气设备工作容量的总和，60kW；
cosφ—功率因数取0.7；
根据计算结果，设计确定局扇备供由掘进配电点KBSGZY-1000/10/0.69kV型移动变电站进行供电容量为1000kVA，高压10kV，低压660V。
3.掘进660V变压器选择：掘进660V动力。
根据公式：
K=0.4+0.6×
＝0.68
S=
＝113.7kVA
式中：K—需用系数；
S
1—视在功率，kVA；
P
max—最大一台电动机的额定功率，55kW；
P
e—电气设备工作容量的总和，117kW；
cosφ—功率因数取0.7；
根据计算结果，设计确定新配回风大巷660V供电由掘进配电点KBSG-1000/10/0.69kV型干式变压器进行供电，容量为1000kVA，高压10kV，低压660V。
二电磁起动器的选择
经查设备铭牌，各设备的额定电流如下：
探水钻机额定电流为25.3A
刮板输送机额定电流为46.2A
局部通风机额定电流为2×34.5A
耙装机额定电流为62.7A
根据各设备电机铭牌，设计确定工作面各电气设备开关选择如下：
刮板输送机开关选用QBZ-80/660型矿用隔爆型真空电磁起动器，额定电流为80A；
耙装机开关选用QBZ-80/660型矿用隔爆型真空电磁起动器，额定电流为80A；
探水钻机开关选用QBZ-80/660型矿用隔爆型真空电磁起动器，额定电流为80A；
局部通风机开关选用QBZ-2*120/660型矿用隔爆型真空电磁起动器，额定电流为120A；
信号、照明用控制开关选用ZBZ—4.0/660型矿用隔爆型照明、信号综合保护装置。
三低压电缆的选择计算
由于机电设备距工作面均较近，电压损失均可不计，所以不进行验算。
5）继电保护整定及校验：
一 刮板输送机开关的整定及校验
Ie=40/(1.732×0.66×0.8)=43.7A。
将Ie=43.7A,代入公式得:
Ig≤43.7A,过载整定值是43A,短路整定值为344A；
整定值校验公式：
式中：
…………跟变压器最远的两相短路电流值，A；
…………短路保护整定值，A；
=
式中：
—两相短路电流，A；
，
—短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；
Xx—根据三相短路容量计算的系统电抗值，Ω；
R
1、X
1—高压电缆的电阻、电抗值，Ω；
K
b—矿用变压器的变压比，若一次电压为10000V，二次电压为400 V、690V、1200V，则变比依次为25、14.5、8.3；
R
b、X
b—矿用变压器的电阻，电抗值，Ω；
R
2、X
2一低压电缆的电阻，电抗值，Ω；
Ue一变压器二次侧的额定电压，对于660V网路.Ue以 690V计算。
根据公式
=2199A
=2199A/344A=6.4
所以整定及灵敏度符合要求。
二探水钻机开关的整定及校验
Ie=22/(1.732×0.66×0.8)= 24.1A。
将Ie=24.1A,代入公式得:
Ig≤24.1A,过载整定值是24A，短路整定值为192A；
整定值校验公式：
式中：
…………跟变压器最远的两相短路电流值，A；
…………短路保护整定值，A；
=
式中：
—两相短路电流，A；
，
—短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；
Xx—根据三相短路容量计算的系统电抗值，Ω；
R
1、X
1—高压电缆的电阻、电抗值，Ω；
K
b—矿用变压器的变压比，若一次电压为10000V，二次电压为400 V、690V、1200V，则变比依次为25、14.5、8.3；
R
b、X
b—矿用变压器的电阻，电抗值，Ω；
R
2、X
2一低压电缆的电阻，电抗值，Ω；
Ue一变压器二次侧的额定电压，对于660V网路.Ue以 690V计算。
根据公式
=1273A
=1273A/192A=6.6
所以整定及灵敏度符合要求。
三耙装机开关的整定及校验
Ie=55/(1.732×0.66×0.8)=60.1A。
将Ie=60.1A,代入公式得:
Ig≤60.1A,过载整定值是60A，短路整定值为480A；
整定值校验公式：
式中：
…………跟变压器最远的两相短路电流值，A；
…………短路保护整定值，A；
=
式中：
—两相短路电流，A；
，
—短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；
Xx—根据三相短路容量计算的系统电抗值，Ω；
R
1、X
1—高压电缆的电阻、电抗值，Ω；
K
b—矿用变压器的变压比，若一次电压为10000V，二次电压为400 V、690V、1200V，则变比依次为25、14.5、8.3；
R
b、X
b—矿用变压器的电阻，电抗值，Ω；
R
2、X
2一低压电缆的电阻，电抗值，Ω；
Ue一变压器二次侧的额定电压，对于660V网路.Ue以 690V计算。
根据公式
=1537A
=1537A/480A=3.2
所以整定及灵敏度符合要求。
四局部通风机切换开关的整定及校验
Ie=60/(1.732×0.66×0.8)= 65.6A。
将Ie =65.6A,代入公式得:
Ig≤65.6A,过载整定值是65A，短路整定值为520A；
整定值校验公式：
式中：
…………跟变压器最远的两相短路电流值，A；
…………短路保护整定值，A；
=
式中：
—两相短路电流，A；
，
—短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；
Xx—根据三相短路容量计算的系统电抗值，Ω；
R
1、X
1—高压电缆的电阻、电抗值，Ω；
K
b—矿用变压器的变压比，若一次电压为10000V，二次电压为400 V、690V、1200V，则变比依次为25、14.5、8.3；
R
b、X
b—矿用变压器的电阻，电抗值，Ω；
R
2、X
2一低压电缆的电阻，电抗值，Ω；
Ue一变压器二次侧的额定电压，对于660V网路.Ue以 690V计算。
根据公式
=2119A
=2119A/520A=4.1
所以整定及灵敏度符合要求。
五局部通风机主用总控的整定及校验
局部通风机主用总控整定值应大于切换开关整定值，所以过载整定值是70A，短路整定值为560A；
整定值校验公式：
式中：
…………跟变压器最远的两相短路电流值，A；
…………短路保护整定值，A；
=
式中：
—两相短路电流，A；
，
—短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；
Xx—根据三相短路容量计算的系统电抗值，Ω；
R
1、X
1—高压电缆的电阻、电抗值，Ω；
K
b—矿用变压器的变压比，若一次电压为10000V，二次电压为400 V、690V、1200V，则变比依次为25、14.5、8.3；
R
b、X
b—矿用变压器的电阻，电抗值，Ω；
R
2、X
2一低压电缆的电阻，电抗值，Ω；
Ue一变压器二次侧的额定电压，对于660V网路.Ue以 690V计算。
根据公式
=2531A
=2531A/560A=4.5
所以整定及灵敏度符合要求。
六局部通风机备用总控的整定及校验
局部通风机主用总控整定值应大于切换开关整定值，所以过载整定值是70A，短路整定值为560A；
整定值校验公式：
式中：
…………跟变压器最远的两相短路电流值，A；
…………短路保护整定值，A；
=
式中：
—两相短路电流，A；
，
—短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；
Xx—根据三相短路容量计算的系统电抗值，Ω；
R
1、X
1—高压电缆的电阻、电抗值，Ω；
K
b—矿用变压器的变压比，若一次电压为10000V，二次电压为400 V、690V、1200V，则变比依次为25、14.5、8.3；
R
b、X
b—矿用变压器的电阻，电抗值，Ω；
R
2、X
2一低压电缆的电阻，电抗值，Ω；
Ue一变压器二次侧的额定电压，对于660V网路.Ue以 690V计算。
根据公式
=2596A
=2596A/560A=4.6
所以整定及灵敏度符合要求。
七新配回风大巷660V总控馈电开关的过载计算值为:
Ie=40/(1.732×0.66×0.8)+22/(1.732×0.66×0.8)+55/(1.732×0.66×0.8)=127.9。
将Ie=127.9A,代入公式中得:
Ig≤127.9A,选择过载整定值100A
馈电开关的短路保护计算值为:
将Iq=442.8A,需用系数Kx=0.8，ΣIe=67A, 代入公式中得:Iz =496.4A；
由于馈电开关短路保护整定为过载整定值的整数倍，固选择的整定电流500A；
整定值校验公式：
式中：
…………跟变压器最远的两相短路电流值，A；
…………短路保护整定值，A；
=
式中：
—两相短路电流，A；
，
—短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；
Xx—根据三相短路容量计算的系统电抗值，Ω；
R
1、X
1—高压电缆的电阻、电抗值，Ω；
K
b—矿用变压器的变压比，若一次电压为10000V，二次电压为400 V、690V、1200V，则变比依次为25、14.5、8.3；
R
b、X
b—矿用变压器的电阻，电抗值，Ω；
R
2、X
2一低压电缆的电阻，电抗值，Ω；
Ue一变压器二次侧的额定电压，对于660V网路.Ue以 690V计算。
根据公式
=1516A
=1516A/500A=3.0
所以整定及灵敏度符合要求。
二、施工地点设备
在施工地点安装QBZ-2×120/660型双电源真空电磁起动器1台（局部通风机用），安装KBZ-400/660型真空馈电开关1台（660V动力馈电），安装ZBZ-4.0/660型照明信号综保1台（照明、信号），安装QBZ-80/660型磁力起动器1台（刮板输送机用），安装QBZ-80/660型磁力起动器1台（探水钻用），安装QBZ-80/660型磁力起动器1台（耙装机用）。
新配回风大巷电缆吊挂于巷道中部，距离顶板200mm，电缆钩每1米一个，电缆的垂度不大于50mm。电缆统一使用宽底板树脂电缆钩吊挂，且要吊挂整齐，横平竖直。悬挂中的电缆在接线盒两侧应有适当的张弛度，在开关附近应留有一定的余量。巷道内的监测、通信和信号电缆与动力电缆平行布置。36V及以上电压等级的电缆必须一缆一钩。
各种电气设备的选型、电器保护的整定和开关、电缆的配备必须由机电部严格按供电设计计算的数据进行选用、安装、调试，任何人不得随意更改。供电系统中各种保护齐全、有效、可靠。（后附新配回风大巷供电系统图）。
1、安全监控设施的配备和使用
1）安装种类及数量：分站1台，甲烷传感器3台，馈电传感器1台，断电器2台，风筒传感器1台。
2）根据《煤矿安全规程》规定，矿井采掘工作面必须安装监测监控系统，随掘进巷道延伸，及时移动各传感器至规定位置，保证瓦斯监测监控准确有效，此外，定期对监测设备进行维修、调试。
T
1-掘进工作面甲烷传感器，安装于距掌头回风侧不大于5m处（距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm的风筒出风口对帮）。
T
2-掘进工作面回风流中甲烷传感器，安装于掘进巷道中距回风口10～15m处。
T
3-混合风流甲烷传感器，安装于胶带上山混合风流10～15m处。
甲烷报警浓度 T
1≥0.8% T
2≥0.8% T
3≥0.8%
断电浓度 T
1≥1.2% T
2≥0.8% T
3≥0.8%
复电浓度 T
1≤0.7% T
2≤0.7% T
3≥0.7%
断电范围：
T
1-掘进工作面及回风巷道内全部非本质安全型电气设备。。
T
2-掘进工作面及回风巷道内全部非本质安全型电气设备。
T
3-掘进工作面及回风巷道内全部非本质安全型电气设备。。
3）传感器的安装要求
①甲烷传感器在入井之前必须用标准气样进行报警浓度、断电浓度、复电浓度的调校，保证传感器灵敏可靠。
②工作面甲烷传感器悬挂处应顶板完好、避开淋水、能够准确反映所测地点的瓦斯浓度，并不得影响行人和行车；传感器随工作面的推进及时移动。
③必须用安全监测专用电源电缆及专用信号电缆连接，接线处要用专用接线盒连接牢固，杜绝失爆，电源电缆距动力电缆不小于100mm，不能与通讯电缆混用，电缆悬挂必须符合标准。
④严格按规定每14天对以上甲烷传感器调校一次，每14天必须对瓦斯电闭锁功能、故障闭锁功能至少测试一次。监测人员对以上传感器进行巡检，发现问题，及时处理。
一、防尘系统
1、掘进巷道中的水源由地面工业广场高位水池通过副斜井至掘进巷道，用镀锌钢管及高压胶管向工作面输送。
2、供水水管距工作面不超过20m、设三通，胶管紧跟工作面，以满足洒水需要。
3、在距巷道迎头30m范围内安装2道防尘水幕；水幕覆盖全断面，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于0.3m。
第七节 有掘必探
新配回风大巷严格按照“物探先行、钻探验证、化探跟进”的综合探测手段进行探测。如遇旧巷，需根据现场情况及历史资料制定专项探测方案及措施。
（一）、物探方案
工作面采用型号为YCS600I的瞬变电磁仪进行物探作业。每次物探布置一个探测平面，探测平面沿煤层顺层方向布置。沿掘进方向巷道中心线及两侧15°、30°、45°、60°、90°共布置十三个测点，通过移动发射接收线圈进行探测。探测时工作面掌头20米内不得有设备带电运行。根据设备的参数选择，每次探测距离为100米，留50米超前距离（后附工作面掌头物探示意图）。根据每次物探成果分析，工作面前方不存在低阻异常区时，按照钻探方案正常施工，对物探成果予以验证；工作面前方存在低阻异常区域时，需针对异常区制定专项探测方案。
钻机
型号 |
电机
功率 |
主机外形尺寸 |
立柱
高度 |
钻机
质量 |
钻杆
直径 |
钻孔
直径 |
适用钻孔深度 |
| ZYJ-1000/160架柱式液压回转钻机 |
30kw |
1800*750*950 |
2400-3200mm |
1018kg |
42mm |
63-113mm |
200m |
（二）、钻探方案
1、钻孔参数
新配回风大巷按设计长度435米，分4段掘进，第一段 56米，共进行1次探水作业，探水钻机立柱距掌头2m安置。所有钻孔开钻位置距巷道底板为1.4米，1#孔沿巷道中心线布置，倾角与煤层沿巷道延伸方向倾角相同，钻孔深度为80m；1#孔左侧布置1个钻孔，2#孔与1#孔夹角为15°，钻孔深度为85米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米；1#孔右侧布置1个钻孔，3#孔与1#孔夹角为15°，钻孔深度为85米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米。第二段62米，共进行1次探水作业，探水钻机立柱距掌头2m安置。所有钻孔开钻位置距巷道底板为1.4米，1#孔沿巷道中心线布置，倾角与煤层沿巷道延伸方向倾角相同，钻孔深度为90m；1#孔左侧布置1个钻孔，2#孔与1#孔夹角为14°，钻孔深度为95米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米；1#孔右侧布置1个钻孔，3#孔与1#孔夹角为14°，钻孔深度为95米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米。第三段290米，共进行6次探水作业，探水钻机立柱距掌头2m安置。所有钻孔开钻位置距巷道底板为1.4米，1#孔沿巷道中心线布置，倾角与煤层沿巷道延伸方向倾角相同，钻孔深度为80m；1#孔左侧布置1个钻孔，2#孔与1#孔夹角为15°，钻孔深度为85米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米；1#孔右侧布置1个钻孔，3#孔与1#孔夹角为15°，钻孔深度为85米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米。第四段27米，共进行1次探水，探水钻机立柱距掌头2m安置。所有钻孔开钻位置距巷道底板为1.4米，1#孔沿巷道中心线布置，倾角与煤层沿巷道延伸方向倾角相同，钻孔深度为60m；1#孔左侧布置1个钻孔，2#孔与1#孔夹角为20°，钻孔深度为66米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米；1#孔右侧布置1个钻孔，3#孔与1#孔夹角为20°，钻孔深度为66米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米。第五段88米，共进行3次探水，探水钻机立柱距掌头2m安置。所有钻孔开钻位置距巷道底板为1.4米，1#孔沿巷道中心线布置，倾角与煤层沿巷道延伸方向倾角相同，钻孔深度为60m；1#孔左侧布置1个钻孔，2#孔与1#孔夹角为20°，钻孔深度为66米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米；1#孔右侧布置1个钻孔，3#孔与1#孔夹角为20°，钻孔深度为66米，终孔位置与1#孔终孔位置平距为22.25米。（后附钻孔参数表）。
单孔参数表
| 钻孔组号 |
孔号 |
开孔高度 |
方位角 |
倾（仰）角 |
孔深 |
备注 |
| 第一段 |
1 |
距巷道底板1.4m |
180° |
-15° |
80 |
施工顺序为1#—2#—3#
|
| 2 |
距巷道底板1.4m |
165° |
-15° |
85 |
| 3 |
距巷道底板1.4m |
195° |
-15° |
85 |
| 第二段 |
1 |
距巷道底板1.4m |
270° |
-3°-8° |
90 |
施工顺序为1#—2#—3#
|
| 2 |
距巷道底板1.4m |
256° |
-3°-8° |
95 |
| 3 |
距巷道底板1.4m |
284° |
-3°-8° |
95 |
| 第三段 |
1 |
距巷道底板1.4m |
0° |
-3°-8° |
80 |
施工顺序为1#—2#—3#
|
| 2 |
距巷道底板1.4m |
345° |
-3°-8° |
85 |
| 3 |
距巷道底板1.4m |
15° |
-3°-8° |
85 |
| 第四段 |
1 |
距巷道底板1.4m |
90° |
5° |
60 |
施工顺序为1#—2#—3#
|
| 2 |
距巷道底板1.4m |
70° |
5° |
66 |
| 3 |
距巷道底板1.4m |
110° |
5° |
66 |
| 第五段 |
1 |
距巷道底板1.4m |
223° |
-16° |
60 |
施工顺序为1#—2#—3#
|
| 2 |
距巷道底板1.4m |
203° |
-16° |
66 |
| 3 |
距巷道底板1.4m |
243° |
-16° |
66 |
（三）、化探方案
探水或掘进过程中如遇有出水、淋水现象，需按照标准采集水样。每次取水样不得少于2.5L，并贴好标签，标注出水地点、取样日期送有资质单位化验，确定水源类型。
第八节 瓦斯防治
1、加强通风管理，确保工作面风量、风速符合《煤矿安全规程》规定要求。
2、井下工作人员对通风设施、设备必须爱护，严禁乱动和损坏。
3、加强无计划停风停电管理。
4、掘进工作面临时停工不准停风。
5、风筒管理人员必须按相关标准、要求进行风筒加接，风筒接头使用反压边，风筒口距掌头不得大于5m；风筒与局扇之间必须使用卸压风筒。
6、新配回风大巷风筒悬挂于巷道的左帮（东帮）。
7、掘进工作面必须使用“双风机、双电源”、“专用变压器、专用开关、专用电缆”、“瓦斯电闭锁、风电闭锁”装置，并且能够自动切换，实现倒风机不停风。
8、掘进工作面，必须按照《规程》规定安装瓦斯自动检测报警断电装置，装置必须由专业人员维修，并定期标校，确保装置的报警点、断电点、断电范围符合规定，处于优质良好状态。采掘工作面必须按照规定标准悬挂便携式瓦斯检测报警仪。当使用光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对2种设备调校完毕。
第九节 防灭火
灭火水源来自地面蓄水池，经主斜井静压水管至工作面。
1、掘进工作面防灭火水源采用工作面的供水系统的水源。
2、带式输送机机头、机尾前后各20m范围要用不燃性材料支护，各转载点及电气设备附近必须配齐、配足各类小方设施。
3、掘进工作面、机电设备配电点、油脂存放点、局扇处必须配备消防器材和工具，并定期检查维护。
4、每周对消防器材情况进行1次检查，如有失效、损坏及时更换。
5、井下使用的润滑油等必须在盖严的铁桶内存放，用过擦拭油渍的棉纱、棉布等物品不得乱扔、乱放，必须在盖严的铁桶内存放，班后专人负责将存放擦拭油渍棉纱、棉布的铁桶升井处理。
6、遇火灾时，应视火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势。
第十节 运输系统
一、运煤（矸）
出煤（矸）经刮板运输机、带式输送机送入煤仓。
运煤（矸）方向：
工作面→工作面刮板输送机→胶带大巷带式输送机→井底煤仓→主井带式输送机→地面
二、运料：
运料：采用轨道绞车运输和人工扛运材料。
运料方向：
地面→副斜井井筒→轨道大巷→轨道上山→胶带上山→掘进工作面。
地面→副斜井井筒→轨道大巷→轨道下山→材料绕道→掘进工作面。
第十一节 照明、通讯和信号
1、照明：
掘进工作面的带式输送机机头转载点处必须有照明，电源由照明综保供出，且照明良好；新配回风大巷每间隔20米安装一个防爆型LED灯。
2、通信：
新配回风大巷开口处、施工工作面附近各安设一部电话供巷道使用，通过拨打8050、8080与调度室联系。
3、信号：
各带式输送机、刮板运输及设双向对打声光兼备信号装置，各地点信号必须分开安装，不得混用。信号规定：一停，二开。岗位工不准离岗，严禁无人运行。岗位工通过点击各种信号，指挥设备运行。
第六章 劳动组织及主要技术经济指标
一、作业形式
1、采用三八制作业。
2、循环进度0.8/1.0m。
二、劳动组织
劳动组织表
| 作业制 |
工种 |
班别及人数 |
出勤人数 |
| 0点班 |
8点班 |
16点班 |
三
八
制 |
跟班队长 |
1 |
1 |
1 |
|
| 安检员 |
1 |
1 |
1 |
|
| 瓦斯员 |
1 |
1 |
1 |
|
| 班长 |
1 |
1 |
1 |
|
| 打眼支护工 |
4 |
4 |
4 |
|
| 放炮工 |
1 |
1 |
1 |
|
| 运料工 |
1 |
1 |
1 |
|
| 刮板、带式输送机司机 |
2 |
2 |
2 |
|
| 电工 |
1 |
3 |
1 |
|
| 修理工 |
1 |
2 |
1 |
|
| |
合计 |
14 |
17 |
14 |
45 |
为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织表的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，充分利用工作时间，提高工时利用率。
新配回风大巷一段主要技术经济指标
| 序号 |
指 标 |
单 位 |
数 量 |
| 1 |
巷道断面（净） |
m2 |
10.05 |
| 2 |
巷道断面（毛） |
m2 |
10.48 |
| 3 |
每循环进尺 |
m |
1 |
| 4 |
每日循环次数 |
次 |
3 |
| 5 |
每日进尺 |
m |
3 |
| 6 |
每循环量 |
m³ |
10.48 |
| 7 |
钢筋网消耗量 |
m2/m |
9.68 |
| 8 |
锚索消耗量 |
根/m |
1 |
| 9 |
锚杆消耗量 |
根/m |
11 |
| 11 |
工人数 |
名/天 |
45 |
| 12 |
效率 |
m³/工 |
0.7 |
新配回风大巷二段、三段、四段主要技术经济指标
| 序号 |
指 标 |
单 位 |
数 量 |
| 1 |
巷道断面（净） |
m2 |
14.85 |
| 2 |
巷道断面（毛） |
m2 |
16.68 |
| 3 |
每循环进尺 |
m |
1 |
| 4 |
每日循环次数 |
次 |
8 |
| 5 |
每日进尺 |
m |
8 |
| 6 |
每循环量 |
m³ |
16.68 |
| 7 |
钢筋网消耗量 |
m2/m |
18.348 |
| 8 |
锚索消耗量 |
根/m |
1 |
| 9 |
锚杆消耗量 |
根/m |
13 |
| 11 |
工人数 |
名/天 |
45 |
| 12 |
效率 |
m³/工 |
1.22 |
新配回风大巷五段主要技术经济指标
| 序号 |
指 标 |
单 位 |
数 量 |
| 1 |
巷道断面（净） |
m2 |
10.05 |
| 2 |
巷道断面（毛） |
m2 |
10.48 |
| 3 |
每循环进尺 |
m |
1 |
| 4 |
每日循环次数 |
次 |
3 |
| 5 |
每日进尺 |
m |
3 |
| 6 |
每循环量 |
m³ |
10.48 |
| 7 |
钢筋网消耗量 |
m2/m |
9.68 |
| 8 |
锚索消耗量 |
根/m |
1 |
| 9 |
锚杆消耗量 |
根/m |
11 |
| 11 |
工人数 |
名/天 |
45 |
| 12 |
效率 |
m³/工 |
0.7 |
第七章 安全技术措施
一、瓦斯防治
成立现场瓦斯治理小组，由跟班队长、安全员、瓦检员组成。其中跟班队长为作业现场的瓦斯治理的第一责任人，负责作业现场的瓦斯治理工作。
1、加强通风管理，确保工作面风量、风速符合《煤矿安全规程》规定要求。
2、井下工作人员对通风设施、设备必须爱护，严禁乱动和损坏。
3、严禁无计划停风。如因有计划检修、停电等原因停风时，必须制定安全措施报矿总工程师批准，且停风区内的所有电气设备必须停电。
4、掘进工作面临时停工不准停风。
5、掘进工作面的局部通风机因故停止运转时，必须将工作面所有人员全部撤出，并切断电源，设置栅栏，揭示警标，严禁人员入内。恢复通风前，必须首先由瓦斯检查员检查瓦斯浓度。排放瓦斯时，严格按照《瓦斯分级排放管理制度》制定专项瓦斯排放安全技术措施进行。
6、风筒管理人员必须按相关标准、要求进行风筒加接，风筒接头使用反压边，风筒口距迎头必须符合作业规程要求。
7、风筒应与风水管路分别挂于巷道的两侧。
8、掘进工作面必须使用“双风机、双电源”、“专用变压器、专用开关、专用电缆”、“瓦斯电闭锁、风电闭锁”装置，并且能够自动切换，实现倒风机不停风。
9、掘进工作面，必须按照《规程》规定安装瓦斯自动检测报警断电装置，装置必须由专业人员维修，并定期标校，确保装置的报警点、断电点、断电范围符合规定，处于优质良好状态。掘进工作面必须按照规定标准悬挂便携式瓦斯检测报警仪。当使用光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，当两者读数误差大于允许误差0.1，先以读数大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对2种设备调校完毕。
二、局部通风机安全管理
1、掘进巷道必须采用局部通风机通风。
2、掘进工作面必须实现“三专、两闭锁”（专用开关、专用电缆、专用变压器，风电闭锁和瓦斯电闭锁）和双风机双电源自动切换（每天早班瓦斯员、电工同时在现场进行自动切换试验）。
3、压入式局部通风机及启动装置，安装在距掘进巷道回风口不得小于10m，全风压供给的新鲜风流处，该处风量必须大于局部通风机吸入风量。局扇安装地点到回风口间巷道最低风速不得小于0.25m/s。必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离不得超过5米。主用局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头的规格采用∮1000mm的切换风筒，切换风筒水平段与主用局部通风机的出风口连接；另一端与备用局部通风机的出风口连接；切换风筒的出风口与至掘进工作面的风筒连接。局部通风机的安装和风筒接设吊挂严格按《煤矿安全生产标准化》执行。
4、使用局部通风机供风的掘进工作面，不得停风，因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。人员要撤至全风压通风地点，并在盲巷口设置栅栏，防止人员进入。恢复通风前，必须先检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。要建立无计划停电、停风台帐及无计划停电、停风管理制度。
5、局部通风机必须设专人挂牌管理。瓦斯员要经常检查局部通风机运行情况，发现局扇发生了循环风，要立即将局扇供风地点人员撤出，切断电源，停止局扇运行，设置栅栏、揭示警标，向通风调度汇报，积极采取措施处理。
任何人不得随意开停局扇。因其它原因需停止局扇运转时，要取得通风部门同意，填写停电停风审批表并制定相应的安全措施报总工程师批准，经审批后方可作业。停局扇前要将局扇供风区域内的工作人员全部撤出并切断工作面所有非本质安全型电气设备的电源，设置栅栏、揭示警标。
6、严格风筒管理，发现破口及时修补或更换。风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头，不准拐死弯，风筒出口风量必须根据工作面瓦斯涌出量确定，保证无瓦斯超限或积聚，并保证巷道回风风速符合《规程》规定。
7、局部通风机的安装、拆除、挪移必须经通风部门领导批准，并组织专人进行，其它人员一律不准擅自拆除、移动局部通风机。
三、综合防尘安全管理措施
1、打眼必须坚持湿式打眼，严禁干打眼，做到无水不开钻、停水停钻。装岩前要先喷雾洒水。
2、防尘设施齐全有效，水压和水量符合要求，指定专人管理，不得随意拆除。
3、供水水管距工作面不超过30m、设三通，胶管紧跟工作面，以满足洒水需要；根据掘进巷道的进尺，每隔50m安设一个三通阀门；三通阀门的完好率达到100%，不得出现缺手轮、滴水现象。
4、各运输转载点设三通供喷雾消尘，并且使用正常。
5、工作面爆破前、后要进行洒水，放炮必须使用水泡泥。
6、所有喷雾必须呈雾状。当各输送机运转出煤时，岗位工必须进行喷雾降尘。
7、巷道冲洗
工作面必须设洒水消尘工，距工作面20m范围内的巷道，每班应冲洗一次，20m以外的巷道每天冲洗一次，确保不出现煤尘积存。
冲尘用水的水压不得低于0.5 Mpa。矿井水压不能满足上述要求，必须安装加压装置。
-
（1）隔爆的安装地点应设置说明牌,标明安装地点名称、巷道道断面、棚区参数、使用水槽的规格型号及数量、用水量、管理责任人。
（2）棚区应设有三通阀门和供水软管,随时补充水槽中的水量,保持水槽规定水量。
（3）应至少每周检查一次隔爆水棚的安装位置、数量、水量及安装质量,要保持水槽的完好,损坏的水槽应及时更换。
9、隔爆设施布置：
（1）掘进工作面自顺槽口以里200米处安设首列隔爆水棚。
（2）水棚距离顶梁、两帮的间隙不得小于100mm，距巷道轨面不小于1.8m。棚区处需要挑顶时，其断面积和形状与其前后各20m长度的巷道保持一致。
（3）水棚应设置在巷道的直线段内。
（4）水棚与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离，不得小于50m。
（5）水棚组的用水量应按巷道断面计算，辅助隔爆水棚不少于200 L/m
2，不准使用40L以下的水袋。
（6）水袋安装采用吊挂式，呈横向布置。
（7）隔爆水棚棚区总长度为24米。
（8）在倾斜巷道中，安设水袋棚时，棚与棚子之间应用铅丝拉紧，以免水袋晃动，并应调整水袋架，使袋面保持水平。
（9）水袋与水袋、水袋与巷道的间距不得小于0.1m，之和不得大于1.5m。
（10）在一组隔爆水袋棚中必须使用相同规格的水袋，实行编号管理。
附：防尘系统图
四、局扇发生无计划停风时应急安全措施
1、当局扇发生无计划停风时，当班瓦斯员要马上撤出停风地点的工作人员，并检查工作地点的电源是否切断，然后在巷道口设置栅栏、揭示警标，严禁人员入内。
2、当以上工作完成后，立即向通风调度汇报，原地等待指令。
3、通风调度接到汇报后，要及时向部门领导汇报，并协调机电队组织人员及时查找、处理故障。故障未得到处理时，不得在停风区域进行任何工作。
4、局扇恢复送风时，由瓦斯员检查巷道内瓦斯，按停风时间长短估算排放量，然后汇报通风调度，严格按《井下排放瓦斯制度》进行分级排放。
5、因故障和无计划停电造成的局部通风机停风时，受影响的掘进工作面跟班队长、班（组）长、安全员在最短的时间内切断电源共同把巷道内的所有工作人员撤到新鲜风流中并在巷道口设置栅栏，警戒人员不能入内。撤人时间规定：在500米以内5—10分钟，500米以上10—15分钟，区域内所有作业人员撤至警戒栅栏外。
五、排放瓦斯安全技术措施
1、排除局部积聚或临时停风区的瓦斯，由通风队长批准，指定专人进行排放。
2、排除停工密闭区的瓦斯，停风区中的瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，由通风队制定排放瓦斯措施，报总工程师和通风助理批准后，由通风队指定专人进行排除。
3、排除瓦斯工作，要由外向里，依次进行。所有瓦斯流经的地方，一律停电、撤人，并设置栅栏，提示警标或设警戒。瓦斯进入采区回风或总回风混合均匀后，浓度要降低到规定限度以下（按措施执行）。
4、未形成通风系统的地点，如顺槽巷道开口处的巷道排除瓦斯，瓦斯浓度超过0.5％，要切断电源，撤出人员停止工作。
5、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和二氧化碳都不得超过1.5%，且采区回风流内必须停电撤人，其他地点停电撤人范围应在措施中明确规定。
1、每班开工前，跟班队长、班组长要首先检查沿途和工作面顶、帮情况，安全确认后方可安排人员进入施工。
2、严格执行敲帮问顶制度(工作面必须配备镐、撬棍等敲帮问顶工具)。每次作业前、钻眼前、爆破后、支护前和施工中要随时做好敲帮问顶工作，该工作需由有经验的老工人手持专用工具在有效支护的掩护下进行，要安排专人进行安全监护并保证退路畅通，敲帮问顶要严防矸石顺杆而下伤人。只有处理净活矸危石，经班组长检查确认安全后，才可安排作业。
3、严格控制循环进度，每次爆破后要及时进行临时支护，在临时支护下进行永久支护，永久支护后最大空顶距不大于500mm。
4、必须站在永久支护下打眼，钻眼的方向、角度必须与巷道岩面垂直。
5、如果发现顶板压力大、顶板离层、托板变形、网包增多听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撒出工作面所有人员，待压力稳定后，制定专项措施由外向里进行顶板维护。
6、施工中要有专人监护顶、帮的变化情况，专人指挥维护，施工人员听从命令，相互配合好。
7、连网要合理，锚杆和锚索预紧力必须符合要求，锚网、钢带和托板要紧贴煤壁，严禁空顶空帮，严禁用木板充填空顶空帮。
8、工作面作业人员要面向工作面站立，注意顶帮情况，顶帮松软时要先采取护顶护帮措施，严防冒顶滚帮伤人。
9、进行爆破作业，放炮后要先对支护进行检查，对失效支护进行重新紧固或补打，然后才能进行其它作业。
10、要做好矿压观测工作，按规定对离层仪进行观测，发现异常要及时采取措施和进行汇报。
11、对于超宽巷道，超宽300mm以上要补打一根顶锚杆，每超宽500mm以上要补打一根顶锚索，对于超高巷道，每超高400mm要补打一根帮锚杆。
12、巷道丁字口、十字口均用锚网进行联合支护；丁字口、十字口（开口处、透口处）要及时补打补强锚索。开口处及前后5m范围、十字交叉巷道两开口处及前后5m范围内为防止形成网包，在原有支护不变的情况下增加锚索数量。
13、特殊地段的支护方式和技术要求：
1）掘进工作面过松软岩层、破碎带地段时，巷道交岔点应缩小支护排距增加锚索数量及时挂网支护，锚杆间排距调整为800mm。
2）加强顶板控制，严格使用临时支护，每班设专人监护顶板，并保证在迎头50m处有足够数量的备用支护材料。
3）在巷道特殊地段，如丁字口、十字口处在进行永久支护的同时安装顶板离层仪，对顶板下沉量进行监测。
1、井下爆破严格执行《煤矿安全规程》有关规定。
2、放炮严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”及放炮停电、撤人制度。
爆破作业必须使用煤矿许毫秒延期电雷管和矿用三级乳化炸药。井下放炮必须执行严格执行一次装药，一次起爆。
3、钻眼采用湿式打眼，炮眼封泥必须使用水炮泥。炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合《煤矿安全规程》第三百五十九条规定。眼深0.6～1.0m时，封泥长度不小于眼深的1/2，眼深1.0～1.5m时，封泥长度不小于500mm。装药前，必须将炮眼内煤粉掏干净，煤层中最小抵抗线不小于500mm，岩层中不小于300mm。
4、爆破器材的运输、存放、装配必须符合《煤矿安全规程》规定。
5、爆破前设专人放警戒，每次爆破前要在所有可以通往爆破地点的通道上派专人按规定设警戒。由班组长负责安排警戒，并且指派专人放好警戒，设好警标，人员警戒位置要安全合理。直巷撤人距离不小于120米。若撤人在有拐弯巷道时，人员撤到拐弯巷道以外20米以上，且撤人总距离不小于100米。
6、放炮母线要由放炮员亲自连接，放炮前应检查全部网路有无断线、短路、接地，经检查确认无问题后方可放炮，如放炮不响，要至少等15分钟以上，由放炮员检查线路，查找原因，其他人员不准检查，更不得进入警戒区内。
7、严禁利用爆破作业进行大块矸石的破碎工作。
8、爆破后15分钟，待炮烟吹散，要先由爆破工、瓦检工、班组长进入检查工作面瓦斯、顶板、拒爆、残爆等情况，无危险后班长方可带领工人进入工作面。
9、爆破后必须检查是否有拒爆，发现拒爆时，严格按《煤矿安全规程》中371～372条有关规定执行排除。处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场和下一班爆破工共同处理完毕。
一、探水设备运输、安装技术措施
1、准备工作
1）钻探设备入井前要经过认真详细检查，确保钻探设备完好，严禁设备带病下井。
2）钻探设备转动部分必须安装好防护罩，防止转动部分绞住施工人员的衣物和随身物品伤人。
3）检查钻杆、丝扣岩心管、螺丝头、连接箍等磨损是否超限，钻杆是否弯曲，钻（杆）具是否有微小裂隙。
4）根据设计要求带足钻探工程所需的器材、工具等。
5）电工要提前到现场查看电源接口的位置，电缆吊挂位置等。
6）施工班长提前查看施工钻场、开口位置、风水管路接口的位置，确定设备安装位置等。
2、设备运输工作
1）下井前，钻探设备必须经机电部设备组进行防爆性能检查，防爆性能检验合格后，并贴防爆合格证、入井合格证后，方可允许下井。
2）钻探设备在平板车上运输时，必须捆绑结实，不得重心偏移，以免发生侧翻。
3）设备解体分装、分运时，应采取特殊保护措施，保护好油管接头，操作阀、离合器操纵杆、液压缸柱塞、压力表等易损部件。
4）拆下的零件用容器装好，容易丢失的零件钻工自带。
5）斜巷中运输和搬运设备时，作业地点下方不得有人停留，放警戒必须进入叉巷或躲避硐内，严禁在斜巷中向下滚放任何物品。
6）设备装卸严禁碰、撞、击、摔、滚等损坏设备的行为。
7）人工搬运设备时，要用钢丝绳或其他物品要系牢固，要有班长统一指挥和协调，并轻抬轻放，起落行动一致。
8）移动钻机设备时，必须切断电源，严禁带电移动设备。
3、设备安装工作
1）在设备安装前，必须加强钻场附近巷道前后10米范围的支护，钻场内要提前挖好排水沟，使钻探用水流入水泵窝。
2）设备安装时管路连接处和螺丝要紧固，保证没有跑、冒、滴、漏现象，液压钻高压油管要连接牢固，防止管路崩开伤人。
3）钻机及其他设备都必须安装平稳、牢固，如工作地点容易积水，则设备要适当垫高。
4）施工所用设备的外漏转动部分必须安装防护罩，电器设备要有合格接地系统。
5）在安装、检修电器设备时，由专职电工负责，必须先检查现场瓦斯，当瓦斯浓度低于0.5％时，断开上一级电源开关，并挂上“有人工作，不准送电”的停电牌，再经验电、放电后才能进行作业，作业时一人操作，一人监护。
4、开钻前准备工作
1）开钻前，必须由探水技术员亲自检查钻孔的方位、倾角是否与设计相符，检查钻机各部件安装是否稳固后，再进行试运转。
2）工作人员必须检查钻场及其周围的安全状况，如防水、防火、通风设施及围岩加固情况，如有不安全因素，不得开钻。
3）钻场内必须悬挂可靠的、读数准确的瓦斯传感器，悬挂位置位于钻场上风侧10～15米的范围内，并确保钻机和电器设备达到瓦斯电闭锁功能。
二、钻探期间安全技术措施
1、钻探人员要穿戴工作服需整洁、利落，衣襟、袖口、裤脚必须束紧。
2、启闭开关时，精力要集中，做到手不离按钮，眼不离钻机，随时观察和听从班长的命令，准确、及时的启动和关闭开关。
3、禁止用手、脚直接接触机械运转部分，禁止将工具和其它物品放在钻机、水泵、电机保护罩上。
4、钻孔正前方不准站人，防止高压水将钻具顶出伤人。给压要均匀，根据孔内情况及时调整给进压力和钻进速度。
5、钻进时要保证有足够的水量，不准打干钻，为防止埋钻，钻进时应先开泵送水，见正常反水后才能钻进，加减钻杆关水时，要将水慢慢关闭，防止产生倒吸，使岩粉堵塞钻杆。
6、钻进时操作人员不准离开钻机，并做到“两听”、“三看”，即听机器运转声音，听孔内震动声音，看操作把手震动，给进压力和钻进速度，看压力表及返水情况，看高压管及接头情况，发现异常及时停钻处理。
7、严格执行“四检查”：起下钻检查、孔内事故后检查、加尺检查、准备钻具时检查；“三不用”：丝扣不合格不用、钻具磨损严重不用、钻杆弯曲超标不用：“一及时”：发现异常情况及时处理。
8、当班技术员必须及时、准确、全面地记录各种数据，钻孔角度，作业时间，包括进尺、残尺、孔深、分层厚度、岩性、涌漏水情况、设备运转情况、本班钻探人员情况等，记录要真实反应生产情况，做到全面、准确、详细和整洁，字迹清楚，并经当班班长审核签字，不得涂改，班后报地测防治水部。
9、钻进过程中，根据实际情况及时增减压力，不得过度加压造成钻孔事故。
10、加强职工安全防护意识，密切注意钻进中的异常情况。正常钻进时，闲杂人不准靠近钻机，钻探人员不准正对钻孔或站在钻杆正后方，防止钻具射出伤人。安装钻机时必须要打好顶柱，钻机固定平稳、牢固。钻机前后打好的压柱，不准私自取下。
三、钻探异常时采取的措施
1、打探水钻眼时如发现煤体变松、片帮、来压或沿钻杆向外流水超过正常打钻供水量或冲击钻具时，必须立即停止打钻（不得移动或拔出钻杆）记录好孔深同时将钻杆固定，并报告调度指挥中心和值班长，撤出周围作业人员，按照值班领导的指示进行现场的处理。
2、钻探时如遇到钻孔水压、水量突然增大，应立即停止探水，固定钻杆，严禁移动钻机或拔出钻杆，同时汇报调度指挥中心并等候值班领导的指示。
3、出现透水征兆时必须立即停止作业，撤出受水威胁区域人员，并汇报调度指挥中心，等候进一步的指示。透水征兆有：
1）工作面温度降低，人感觉发凉；
2）空气潮湿，湿度增大；
3）煤壁出现“挂红”（水锈）、“挂汗”（渗水）现象；
4）前方听见“嘶、嘶”的水叫等声音；
5）工作面压力增大，煤壁片帮、顶板冒顶、底鼓等现象；
6）淋水、涌水增大等异常现象。
四、发生水灾时采取的措施
1、井下所有受灾人员或受威胁人员按照避灾路线紧急撤离，并汇报调度指挥中心；无法撤离的人员选择适当位置静卧等候救援，切忌盲目潜水寻求出路。
2、调度指挥中心接到井下受灾报告后，立即汇报值班领导和矿井主要负责人，矿井主要领导立即组成应急救援指挥中心，组织救护被淹人员、受困人员。
3、抢救人员时应搞清水量、水流方向、被困人员及位置，防止二次透水。防止被困人员地点瓦斯积聚，及时疏通或强行排除被困人员所在地点的积水、浮煤、淤泥。
4、水量太大超过矿井排水能力时，采取一切办法保护主要排水设备要，并立即向上级领导汇报，向有关单位临时借调排水设备投入使用。
5、跟班领导必须在井下现场指挥，有序的安排受灾、受威胁区域人员安全撤离，并汇报撤离人员情况及水害影响情况。
6、当水灾危害超过矿井处理能力时，必须立即上报主体企业、县局及救护大队，尽快争取时间确定救援方案并组织施救。
五、探测地质构造安全技术措施
1、每次探水作业中的煤岩赋存变化情况要记录在案，并根据探测结果提出临时性预报，指导掘进队作业。
2、掘进过程中遇到地质构造时，掘进队需立即汇报调度指挥中心、地测防治水部。为确定煤、岩层赋存情况及构造含水、导水情况，地测防治水部派探水队对构造进行探测，跟班技术员记录各种钻探数据，并及时汇报值班领导，提供决策依据。
3、采取物探、钻探、化探等手段探测巷道掘进前方构造含水情况，并提供探测成果，由矿领导分析、决定，并根据不同类型的构造制定不同的探测方案。
4、探测地质构造时，应加固钻孔附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板。
5、安装钻机前应清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，配备与探水量相适应的排水设备。
六、其它相关措施
1、由地测部准确标定探水钻孔的开孔方位角、倾角等。
2、由安全、地测部联合跟踪作业，对钻孔施工的进度及工程质量进行把关。
3、在打钻地点安置一部电话，用于向调度指挥中心汇报钻场情况及进行联系。
4、在探水钻孔施工前，必须把排水管路、泵、电器开关等准备到位，并调试好，在排水试验正常及能力达到要求下，才能开始打钻探水。
5、正常情况下，按照地测部探水设计探放水，保留30m超前距，允许掘进50m。如遇地质构造、物探异常等情况，则需根据现场实际制定专项探水方案进行探测，在保留30m超前距的前提下，根据探测深度确定允许掘进距离。
第五节 机电
一、一般规定
1、入井机电设备必须完好，经机电部检验合格张贴入井合格证、防爆检验合格证后方可入井。
2、井下供电做到“三无，四有”：即无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头，有过电流短路和漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置。
3、馈电开关的漏电试验每日进行一次，由施工队组机电负责人8点班试验，并做好记录；照明综保装置的漏电试验每班使用前试验一次，由本班电工负责进行试验，并做好实验记录；风电闭锁试验每日进行一次，由施工队组机电负责人8点班试验，并做好试验记录，然后将试验结果向调度指挥中心汇报。
4、掘进动力电源必须实行“两闭锁”，风机电源必须实行“三专两闭锁”。
5、管路、电缆必须吊挂整齐，电缆用专用电缆钩吊挂，管路用专用挂管钩吊挂，五小设备做到挂牌管理。
6、机电设备检修必须要求定员、定岗，实行包机制，由专人负责，按“四检”制度内容进行检修检查，且每天检修时间不少于6小时，坚决杜绝“失爆”现象的发生。
7、电器设备检修时，必须经过停电、验电、放电、挂接地线、停电牌并闭锁开关等操作，严禁带电作业。严格执行《停送电管理制度》中的有关规定。
8、机电岗位工必须经过培训，持证上岗。
9、配电点处必须配置足够数量的消防器材，并及时进行检查。
10、机电设备的保护装置在每天运行前必须进行一次试验并做好相关记录，严禁甩保护运行。
11、每月对各配电点的接地棒进行一次检测，接地电阻不得大于1Ω。
二、刮板运输机的使用安全技术措施：
1、刮板运输机司机必须持证上岗。
2、启动前注意事项
①认真检查传动装置、机头部及各部螺栓是否齐全牢固。
②检查通讯信号系统是否畅通，操作按钮是否灵敏可靠。
③检查刮板机机头、机尾固定地锚是否安全可靠。
④检查减速箱油量是否符合规定，检查液力偶合器水介质及减速箱有无渗漏现象。
⑤点开刮板输送机，无问题后试运转一圈，细听各部声音是否正常，检查所有链条、刮板连接螺栓有无丢失或松动和弯曲过大等现象，如有应立即补齐、拧紧或更换。
⑥检查文明生产情况。
3、运行中的注意事项
①听清信号，信号不清不准操作。
②经常注意电动机、减速箱的运转声音，如发现异常响声，应立即停机检查，故障处理后方可重新开动。
③经常观察链条、连接环、护板等状态，发现问题及时处理。
④液力偶合器的易熔塞不准使用其他材料代替或堵死。
⑤严禁利用输送机运送其它物件。
4、停机应注意事项
①应把溜槽中的煤、矸拉干净再停机。
②清理机头各部位，不得压埋电动机、减速箱，保持良好的文明生产环境。
③将开关闭锁置零位。
④认真填写工作日志，把当班输送机的运转情况向接班人交明。
1、岗位工作人员要持证上岗，严禁无证操作。
2、刮板输送机要保证零件齐全、稳固，机头、机尾有压柱或地锚，铺设要“平、稳、直”，带式输送机的托辊要齐全、不跑偏。
3、
输送机的通讯、信号必须灵敏、清晰。
4、带式输送机保护装置必须齐全、有效。
5、输送带与滚筒打滑时，严禁在输送带与滚筒间楔木板和缠绕杂物。
6、带式输送机运行期间，严禁跨越或清理皮带间的夹矸等异物。
7、工作人员必须经过桥跨越输送机。
8、带式输送机皮带松紧度不合适时要及时调整张紧装置，处理皮带跑偏时禁止用工具通过撬皮带的方式解决。
9、带式输送机上的煤或矸石全部卸完后，才能发出停机指令。
10、任何情况下，严禁人员站在主被动滚上蹬踩带式输送机。
11、严禁用刮板输送机及带式输送机运送工具、材料、设备和人员。
第八章 文明生产
一、生产标准化
1、施工应坚持一次成巷，工程质量符合《煤矿安全生产标准化标准及考核评级办法》规定。严格质量验收制度，各班组各工序应进行自检、互检，对不合格工程要及时处理，工程合格后方可继续施工。
2、在掘进过程中，必须搞好文明施工。所有工具、材料管线等应堆放、悬挂整齐，巷道内无杂物、无淤泥、无积水。
3、各工种操作正规化、生产标准化，严格执行工作岗位责任制和岗位作业标准化。
二、设备管理要求
1、各种电器设备电缆，应避免水淋、撞击、挤压等，电缆吊挂要平直。
2、机电设备要挂责任牌板，责任到人。
3、存放油脂时应用专用的油脂存放箱进行存放，并在存放地点放置足够数量的消防器材。
4、保持机电设备整洁，要定期清理，保证良好运转。
5、各工种岗位一律持证上岗。
三、文明生产管理要求
1、巷道文明生产做到“三无”即无淤泥、无积水、无杂物；“四成线”即风筒成线、电缆成线、胶带成线、水管成线；“五不漏”即不漏风、不漏液、不漏电、不漏油、不漏水。
2、巷道掘进中风筒、水管、风管全部按标准进行吊挂和敷设。
3、机电设备管理：机电设备完好，包机牌齐全，各种保护齐全有效，电缆吊挂整齐，电气设备上架并摆放整齐清洁；胶带输送机平、稳、直，不跑偏，托辊齐全，底胶带清扫设施完好。
4、巷道成型管理措施：
1）打炮眼时严格按照爆破图表布置炮眼，杜绝超挖、欠挖，加强成型管理。
2）金属网平展，托板规正成直线，巷道整洁，巷道观感质量整体印象良好。
3）保证锚网工程质量，确保锚索、锚杆间排距、角度、深度、预紧力、锚固力符合要求，支护可靠。
4）要由专人用风镐修整两帮及底角，保证巷道成形良好。
第九章 职业卫生防治措施
一、职业病危害1、生产性粉尘的危害：在生产岗位有大量的粉尘产生，长期吸入直接影响职工的身体健康。
2、生产性噪声和局部振动危害：生产岗位的机械设备都可能产生较强的噪声和局部的振动，长期接触噪声可损害职工的听力，严重时可造成噪声性耳聋，长期接触振动能损害手的功能，严重时可导致手臂振动病。
3、氮氧化物、碳氧化物、硫化氢等有毒有害物质的危害。氮氧化物与水结合会转化成硝酸和硝酸盐，增加慢性咽炎、支气管哮喘、眼部发病率。碳氧化物主要是指一氧化碳和二氧化碳，一氧化碳会使人中毒，甚至造成死亡。硫化氢中毒表现为畏光、流泪、眼刺痛、异物感、流涕、鼻及咽喉灼热感等症状。
二、防护措施 1、坚持预防为主的方针，实行防治结合、综合治理的原则。加强职业病防治工作的宣传教育，提高全员职业病危害防治素质，普及预防知识，开展群众性的防治工作。
2、加强职业病危害防治教育培训。
3、建立、健全职业病防治组织体系和责任制。
4、加强个体防护，确保员工身心健康。
5、加强现场监测，及时发现危害因素。
6、建立综合防尘制度，完善综合防尘体系建设。
7、噪声防护措施。优先选用噪声小的设备，减少噪声危害。
8、井下实施爆破后，为防止氮氧化物中毒，局部通风机风筒出风口距工作面的距离不得大于5m。保证工作面的风量，及时排除炮烟。人员进入工作面进行作业前，必须把工作面的炮烟吹散稀释，并在工作面洒水。爆破时，人员必须撤到新鲜风流中，并在回风侧挂警戒牌，设警戒人员。
9、加强管理，对职业病危害重要部位，悬挂警示牌、告知牌、公告牌。标识牌板应载明职业危害因素的种类、产生的后果、预防和应急处理措施。
10、健全职业卫生档案，以保证对职业病危害因素的有效控制。
11、依法参加工伤社会保险，确保劳动者依法享受工伤社会保险。
12、其它：
（1）职工在作业中必须佩戴防尘口罩、耳塞和耳罩。
（2）皮带输送机机头处必须设置专用的水门、变头及洒水胶管。
第十章 灾害应急预防措施及避灾线路
顶板、火灾、瓦斯、水灾、煤尘事故是煤矿井下五大自然灾害，是造成煤矿井下人员伤亡和财产损失的重大危险源。针对这些自然灾害发生时，做出以下逃生避灾路线：
一、遇火灾、瓦斯、煤尘灾害应急救援措施1、进入新工作面地点之前，必须熟悉该工作面的通风系统及避灾路线。
2、下井人员必须携带自救器，会正确使用，并要学会自救和互救。
3、遇火灾时，应视火灾的的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的办法直接灭火，控制火势。电气设备着火时，应首先切断电源，只准用专用的灭火器材进行灭火。灭火过程中，必须听从指挥，在通风、安监人员的监护下进行，并由指定专职瓦检员检查有害气体和风向、风量的变化，采取防止人员中毒的措施，同时立即汇报调度。如果控制不住火势，所有人员戴上自救器，尽可能逆着风流迅速撤离。灭火、撤离过程中所有人员必须听从瓦检员指挥。
4、遇瓦斯、煤尘爆炸，所有人员戴上自救器，逆风流方向迅速撤离。
二、遇水灾应急救援措施工作面或其它地点发现有透水征兆时，必须立即停止作业，撤出所有受水灾威胁地点的人员，并立即汇报调度。
三、避灾路线：
当工作面发生水、火等灾害事故时，工作面所有人员必须迅速撤出，避灾路线如下：
发生火灾、煤尘、瓦斯、顶板事故时：
施工地点→胶带运输大巷→胶带运输大巷绕道→轨道大巷（紧急避难硐室）→主、副斜井→地面；
施工地点→胶带运输大巷→主、副斜井→地面；
发生水灾事故时：
施工地点→胶带运输大巷→胶带运输大巷绕道→轨道大巷（紧急避难硐室）→主、副斜井→地面；
第十一章 安全避险系统
一、监测监控系统1、地面调度指挥中心设有监控中心站，安装KJ70N矿井瓦斯监控系统，系统具有报警、断电、馈电、故障闭锁、防雷、不间断电源等所有功能；
2、井下全风压供风处设有分站。安装有甲烷、CO、烟雾、开停、馈电、风筒等各类传感器；
3、掘进工作面安装甲烷传感器，报警值≥0.8%、断电值≥1.2%、复电值≤0.7%；掘进工作面回风安装甲烷传感器，报警值≥0.8%、断电值≥0.8%、复电值≤0.7%。
二、通讯联络系统1、井上、下通讯系统为自备网络，SP30CN-PM型矿用程控通信交换机。
2、在掘进面全风压供风处安装一部能与调度值班室直通的有线电话。
3、线路均设有防雷保护，井上下之间形成可靠的通讯网络。
三、井下人员定位系统1、安装了KJ128A井下人员定位管理系统。
2、在工作地点安装读卡分站1台，每个入井人员配备人员信息标示卡，一人一卡，实现了井下作业点人员的实时定位。
四、压风自救系统1、压风自救系统由地面主空压机供给。
2、铺设从地面到井下的Φ108mm主管路，与掘进工作面压风管路相连。
3、压风自救的安装
(1)自巷道口开始50米范围内要设置一组压风自救系统,每组不得小于2个,并且随工作面掘进往前移动,保持迎头25米～40米的距离。
(2) 压风自救系统要安装在地点宽敞,支护良好没有杂物堆积的人行道上人行道宽度应设在0.8米以上。
(3) 压风自救系统的安装高度要适当,开关位置便于操作,其高度距巷道底板1.3米～1.5米,便于现场人员自救。
4、压风自救系统的管理和维护工作，对损坏的部件及时进行维修、更换，确保压风自救系统随时处于备用状态。
5、做好职工压风自救系统使用、自救知识的日常培训工作，确保在发生灾害事故时，能熟练进行自救操作。
五、供水施救系统1、井下供水自救主管路采用Φ108mm无缝钢管，掘进工作面支管采用Φ108mm无缝钢管与胶带大巷主管路连接；
2、自巷道口开始 50 米范围内要设置两组供水施救装置，距掘进头40米处设两组供水施救装置，每个施救装置分支接Ф10mm阀闸供施救用水；
3、沿支管路每隔50米设一个三通及闸阀；
4、安排专人对职责范围内的供水管路及供水施救设施进行日常维护，杜绝“跑、冒、滴、漏”现象。
5、供水系统管路铺设要平直、牢固，岩巷段要采用金属托杆配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂供水救援设备保证齐全完好，阀门手柄方向一致，并与管路保持平衡。
6、不得随意开关阀门。
7、供水施救设备饮用水管路必须定期检查，管路水质有污染应及时排放。
第十二章 危险源辨识、评估与预防措施
第一节 危险因素
1、瓦斯：矿井属于高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量11.95m
3/min，绝对瓦斯涌出量19.8m
3/min。
2、煤尘：经鉴定煤尘具有爆炸性。
3、自燃发火：经鉴定现采煤层为易自燃煤层。
4、矿井水：矿井正常涌水量29.3 m
3/h，最大涌水量37.5 m
3/h。各含水层富水性较弱，水文地质条件为中等。
5、顶板：煤层顶板为黑色泥岩、砂质泥岩，中等稳定，采掘工作面遇构造时可能造成顶板事故。
6、运输提升：主运输采用阻燃型带式输送机，副斜井采用轨道辅助提升。
7、机械危险性：新配回风大巷一段、五段采用炮掘工艺，二、三、四段采用机掘工艺。
第二节 风险辨识范围
风险辨识具体范围为： 新配回风大巷掘进工作面。
第三节 风险辨识评估
一、风险辨识
由总工程师牵头对新配回风大巷进行风险辨识，通过辨识，共计辨识出8条主要安全风险项，具体如下：
1、瓦斯：新配回风大巷工作面掌头易瓦斯积聚，可能发生瓦斯爆炸。
2、煤尘：新配回风大巷巷道易煤尘积聚，可能发生煤尘爆炸事故。
3、顶板：新配回风大巷可能发生顶板冒落伤人事故。
4、机械危险性：
（1）新配回风大巷钻机操作时，操作不当可能造成伤人事故。
（2）新配回风大巷皮带机操作时，未及时通知人员离开皮带，可能发生伤人事故。
（3）新配回风大巷刮板输送机操作时，未及时通知人员撤离，可能发生伤人事故。
（4）综掘机操作时，人员未撤离至安全区域，可能发生伤人事故。
5、爆破：新配回风大巷过构造时，采用爆破作业，可能发生爆破事故。
二、风险评估
本次评估采用作业条件危险性评价法，对辨识出的安全风险进行逐项评估。该方法采用与系统风险有关的三种因素指标值得乘积来评价操作人员伤亡风险大小，这三种因素分别是发生事故的可能性（L）、人员暴露于危险环境中的频繁程度（E）和发生事故可能造成的后果（C）。即作业条件危险性大小D=L×E×C，L、E、C指标值见下表1。
安全风险按照“红、橙、黄、蓝”四个等级进行分级，红色为最高级，橙色为较高级，黄色为一般级，蓝色为最低级。具体划分值见下表2。
L、E、C指标值查阅表1
| 发生事故的可能性（L） |
人员暴露于危险环境中的频繁程度（E） |
发生事故可能造成的后果（C） |
| 分数值 |
可能程度 |
分数值 |
频繁程度 |
分数值 |
后果严重程度 |
| 10 |
完全可能预料 |
10 |
连续暴露 |
100 |
大灾难，许多人死亡 |
| 6 |
相当可能 |
6 |
每天工作时间暴露 |
40 |
灾难，数人死亡 |
| 3 |
可能，但不经常 |
3 |
每周1次 |
15 |
非常严重，1人死亡 |
| 1 |
可能性小，完全意外 |
2 |
每月1次 |
7 |
严重，重伤 |
| 0.5 |
很不可能，可以设想 |
1 |
每年几次 |
3 |
重大，致残 |
| 0.2 |
极不可能 |
0.5 |
非常罕见 |
1 |
引人注目，需救护 |
| 0.1 |
实际不可能 |
|
|
|
|
安全风险评估等级划分表2
| 安全风险分级 |
D（值） |
危险程度 |
| 红色风险（重大风险） |
D（值）≧320 |
极其危险，必须高度关注、重点防控 |
| 橙色风险（较大风险） |
320＞D（值）≧160 |
高度危险，应采取严密防控措施 |
| 黄色风险（一般风险） |
160＞D（值）≧70 |
显著危险，应采取有效防控措施 |
| 蓝色风险（低风险） |
70＞D（值） |
一般危险，严格按章正规操作 |
通过风险辨识和风险评估，共计辨识评估8项。共计辨识出红色风险1项，橙色风险1项，黄色风险2项，蓝色风险4项。具体辨识评估见下表3。
安全风险辨识评估表3
| 序号 |
安全风险 |
安全风险地点（区域） |
安全风险类别 |
可能导致的事故类别 |
作业条件危险性评价 |
安全风险等级 |
| L×E×C=D |
| L |
E |
C |
D |
| 1 |
掌头瓦斯积聚 |
新配回风大巷 |
瓦斯 |
瓦斯爆炸 |
3 |
6 |
40 |
720 |
红色 |
| 2 |
巷道煤尘积聚 |
新配回风大巷 |
煤尘 |
煤尘爆炸 |
1 |
6 |
40 |
240 |
橙色 |
| 3 |
钻机操作伤人 |
新配回风大巷 |
机械 |
机械 |
1 |
6 |
7 |
42 |
蓝色 |
| 4 |
皮带机操作伤人 |
新配回风大巷 |
机械 |
机械 |
3 |
3 |
7 |
63 |
蓝色 |
| 5 |
刮板输送机操作伤人 |
新配回风大巷 |
机械 |
机械 |
1 |
6 |
7 |
42 |
蓝色 |
| 6 |
掘进工作面顶板冒落 |
新配回风大巷 |
顶板 |
冒顶片帮 |
1 |
6 |
15 |
90 |
黄色 |
| 7 |
爆破作业 |
新配回风大巷 |
爆破 |
爆炸事故 |
0.5 |
6 |
40 |
120 |
黄色 |
| 8 |
综掘机操作伤人 |
新配回风大巷 |
机械 |
机械 |
3 |
6 |
3 |
54 |
蓝色 |
第四节 风险管控
一、风险管控
针对辨识出的安全风险，制定行之有效的管控措施，并按风险管控主体严格进行管控，各矿级领导跟班作业时现场监督管控措施落实情况，发现问题立即组织完善措施。
二、成果应用
依据辨识评估成果，我公司在制定年度安全生产工作重点时，需加强对瓦斯、煤尘、顶板、提升运输、机械、电气、火灾、爆破等方面灾害的预防和处理计划编写，完善应急预案，具体如下：
1、新配回风大巷工作面瓦斯管理，确保抽采达标，保证通风系统完善，通风设施合理可靠，并执行好瓦斯巡回检查制度。
2、做好井下综合防尘工作。工作面每个转载点喷雾设施要齐全、灵敏、可靠，距工作面30m—50m内设置全断面喷雾设施，在每班班后要做好洒水灭尘工作，保证巷道无积尘。
3、加强工作面顶板管理。
4、掘进工作面加强临时支护的使用，严禁空顶作业。进入掌头首先必须进行敲帮问顶、安全确认。严格按技术部下发的规程措施组织作业，保证锚杆锚索支护质量达到规程要求。
5、所有岗位人员在作业前要严格执行“安全确认”制度，确保公司安全生产、长治久安。
