1307工作面作业规程（悬移支架）
鹤煤十矿回采工作面作业规程
第一部分 地质概况
（一）工作面位置：
1.矿井中的位置：1307工作面开采的是二叠系山西组的二1煤层，为我矿的主要可采煤层。1307煤柱工作面位于我矿13采区中部，地面标高一般为+162.2~+180.3之间，该工作面煤层距离地面垂深为552.2~620.3米，第三、第四系冲积层厚度一般为174米~197米。
2.地面位置及地面设施：地面对应位置位于矸石山西南，地形属丘陵阶地，高差不大，由于回采范围内为农田和坡地，对地面设施无任何影响。
3.井下位置及四临采掘情况：1307工作面井下位置位于我矿13采区中部，该工作面北与1107及1109工作面相邻，南以F1059断层为界，西与1103工作面相邻（已回采），东与1309工作面相邻（未开采）。
（二）工作面煤层情况：
1.赋存情况：1307工作面上顺槽长427.6m，下顺槽长400m，切眼长
115m，工作面长度随向外推采逐渐增加，平均倾角28°，面积43716.9㎡。 1307工作面开采的是二叠系山西组下部的二1煤层，为我矿的主要可采煤层，该工作面地质构造较复杂，煤层厚度变化较大。根据工作面上、下顺槽及切眼实测煤厚点，该工作面煤层厚度在4.9-8.2m，平均煤厚6.4m，煤层结构简单，没有夹矸，可采指数为1。 2.储量计算边界
该工作面计算边界：北到设计停采线位置，南到切眼，西到1307上顺槽，东到1307下顺槽。
3.储量计算方法与参数的确定
储量计算方法是在1：1000的二1煤层底板等高线图上，利用几何图形法进行储量计算 1）计算公式
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Q = （S/cos α )×M×D 式中：
Q：计算块段内储量104t
S：平面积，是利用煤矿地测管理信息系统龙软3.0软件,求得平总面积为43716.9m2.
a: 煤层倾角，根据工作面切眼实际揭露煤层倾角，取其平均数28°。 M：煤厚，根据1307工作面上顺槽实测煤厚点12个、下顺槽实测煤厚点12个，切眼实测煤厚点4个，取其平均数6.4m. D：煤的容重（采用精查报告提供的1.38t/m3）
1307工作面地质储量为42.29万吨，回采率按80%计算，工作面可采储量为33.83万吨。
详见储量计算成果表四。 4.煤质情况：
依据鹿5透钻孔及周围巷道实际揭露煤质化验资料得出本工作面工业分析成果列表。（见附表三）
5.顶底板情况：
二1煤层顶板：根据鹿5透、2’-2钻孔资料，伪顶为黑色泥岩，质软易碎，遇水膨胀，极易冒落。直接顶为灰黑色薄层状砂质泥岩，破碎易冒落，含植物化石，保存完整，厚度1.0-2.2米左右。老顶为灰色，发褐中细粒砂岩，成分以石英为主次为长石，含大白云母片，块状结构，层厚23.47米，中间夹2.27米砂质泥岩。
二1煤层底板: 伪底为黑色泥岩，遇水膨胀。直接底为灰黑色质砂泥岩，层状结构，层面含炭质和白云母片，富含植物化石，遇水膨胀，局部会发生底鼓，平均厚度0.74米-2.41米之间。老底为灰黑色泥岩与灰色细粒砂岩，薄层理，含少量黑色泥岩包裹体，厚度为26.98米。
煤层上、下部分岩石详见《煤系地层综合柱状图》（附综合柱状图一） 二1煤层顶底板岩石的物理力学性质，可根据冷泉井田补勘精查地质报
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告中，二1煤层顶底板岩石力学试验成果(见附表二)。从表中可以看出，二
1煤层顶底板砂质泥岩为中等坚固岩石，砂岩为坚固岩石，其顶板砂质泥岩
为II类中等稳定顶板。
（三）地质构造：
地质构造是影响煤矿生产建设的最主要的地质因素，它也是其它地质变化的主要控制因素，它直接影响工作面的生产和管理。该工作面总的地质趋势为一褶曲构造，位于秦家岭向斜两翼。根据上、下顺槽掘进期间实际揭露资料分析，该工作面地质构造较为复杂，在工作面掘进期间揭露的断层有F1307-1正断层、F1307-2正断层、F1307-3正断层、F1307-4正断层、F1307-5正断层、F1307-6正断层，现将其基本情况及对回采的影响情况分析如下：
1.F1307-1正断层
该断层在上顺槽揭露，断层倾向110°，倾角55°，落差1.3米,掘进上顺槽时揭露，对工作面回采稍有影响。
2.F1307-2正断层
该断层在上顺槽揭露,断层倾向115°，倾角66°，落差2.0米，掘进上顺槽时揭露，对工作面回采稍有影响。
3.F1307-3正断层
该断层在上顺槽揭露,断层倾向290°，倾角50°，落差2.5米，对工作面回采稍有影响。
4.F1307-4正断层
该断层在上顺槽揭露,断层倾向290°，倾角26-55°，落差3.0米，对工作面回采稍有影响。
5.F1307-5正断层
该断层在下顺槽掘进期间探测断层,位于工作面切眼以外，断层倾向340°，倾角50°，落差8.0米左右，对工作面回采影响不大。
6.F1307-6正断层
该断层在下顺槽掘进期间揭露,断层倾向120°，倾角70°，落差2.0m左
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右，对工作面回采稍有影响。
断层位置见1307工作面回采地质说明书附平面图，断层要素见附表（一）。
7.岩浆侵入体、河流冲刷带对煤层的影响：
该工作面煤层不受岩浆侵入体影响，局部可能受构造影响造成煤层厚度变小，给回采带来一定影响。对此，施工过程中应加强观测。 8.水文地质：
本区开采主要含水层为山西组砂岩含水层和太原群八层灰岩含水层，主要隔水层为二1煤直接底板泥岩隔水层。现将各含（隔）水层简述如下： 1）顶板砂岩含水层
山西组二1煤顶板砂岩含水层组（S10+S11+S12）是二1煤回采期间的直接充水含水层，也是工作面采掘活动中最主要的充水因素。它位于二1煤上0~41.57米，平均间距为12.83米，该地区S10层砂岩位于二1煤上1-2.2米左右，含水层平均厚度23.47米，属承压裂隙水。
2）底板砂岩含水层
山西组二1煤底板砂岩含水层（S9）是二1煤回采期间直接充水含水层，它位于二1煤下0.74-14米，该地区S9层砂岩位于二1煤下2米左右，厚度5.1米多以砂质泥岩出现，以断层和裂隙接受c3L8灰岩水的补给。 3）c3L8灰岩含水层
太原群八层灰岩含水层为二1煤回采期间的间接充水含水层，位于二1煤下20.58~55.38米，平均33.75米，灰岩平均厚度5.55米，属裂隙岩溶承压水，裂隙岩溶不发育，一般是通过断层或其它构造向工作面充水。 4）二1煤直接底板泥岩隔水层
该隔水层为二1煤直接底板，厚度在0.74~1.38米之间，较为致密，但该岩层厚度较薄，回采期间容易受到破坏，达不到隔水效果，该岩层起不到隔水层的作用。 5）充水因素
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二1煤层顶板砂岩水是二1煤采掘活动中最主要的长期充水水源，1307工作面上顺槽掘进期间顶板砂岩的涌水量为10-30m3/h，一般为遇到断层或顶板破碎时出水，对掘进造成一定的影响。在回采阶段，当大顶初次来压，顶板砂岩大面积冒落后水量会逐渐增大，可能达到最大值，但只要防排水措施到位，一般不会对生产造成大的影响。
1307工作面上部1103工作面（已回采）回采期间，受采掘扰动底板砂岩曾出水，水量最大为20m3/h。由于1307工作面与1103工作面（已回采）同处于秦家岭向斜，水文地质条件相似，在回采过程中也可能发生底板出水。
c3L8灰岩含水层由于距离二1煤层间距较大，只有通过导水断层对工作面回采掘进产生影响，影响本工作面回采的断层落差最大5.5米，所以，分析1307工作面受c3L8灰岩水影响较小，工作面回采时遇断层应密切注意出水。
6）工作面涌水量预测
本工作面水文地质条件与其它采区相比较为复杂，根据1307工作面上、下顺槽掘进期间的涌水量以及1103工作面（已回采）回采期间的出水量，推测1307工作面回采期间的正常涌水量为30-50m3/h，在大顶初次来压或回采过程中遇构造变化、断层导水等情况时，预计最大涌水量为60-100m3/h。 7）水害威胁情况分析
二1煤层顶底板砂岩水是工作面采掘过程中最直接的、长期的主要充水水源。1307工作面在掘进期间，上、下顺槽均有不同程度的滴淋水，特别是上顺槽遇到F1307-1、F1307-2、F1307-3、F1307-4断层，切眼遇到F1307-5断层都有淋水，对生产造成了一定的影响，但由于及时补掘水窝，安设水泵，采取管路引水等措施，没有发生水害事故。但在工作面回采阶段，当顶板初次来压，顶板砂岩大面积垮落，水量会逐渐增大；底板砂岩受采掘扰动，也可能发生出水，这时水量可能会达到最大值。 9.煤层瓦斯含量、瓦斯涌出量
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该工作面原始瓦斯含量为9.36m3/t，经抽放后，根据河南理工大学所测瓦斯含量，该工作面经抽放后瓦斯含量最大为6.36m3/t，根据煤炭科学研究总院抚顺分院2008年鉴定结果，二
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煤尘具有爆炸性，爆炸性指数为
15.05%，煤层为不易自燃煤层，最短自然发火期为134天，地温梯度为0.82°c/百m。
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第二部分 采煤方法及回采工艺流程
（一）工作面巷道布置平面示意图详见附图二。 （二）采煤方法：
1.该工作面采用走向长壁炮采放顶煤方法。全部垮落法管理顶板。
2.工作面采高的确定：
工作面采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移支架和π型梁（对棚，两梁五柱）联合支护。悬移支架支护段采高根据ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架特性确定为1.9m±0.1m。π型梁支护采用DZ22-30/100型液压单体柱为柱腿。单体柱最大高度为2240mm，最小高度1440mm特性，确定π型梁支护段采高为1.8m±0.1m。
随着1307工作面沿走向不断推进，工作面长度逐渐增加，工作面悬移支架与端头中间需要逐步增加π型梁对棚支护（因为每组悬移支架宽1.0m）。
悬移支架与π型梁支护结合处，为避免错台阶现象。悬移支架可降低采高与π型梁支护段采高一致，保证顶板顺平。
3.放顶煤工作面采放比的确定：
工作面煤层平均厚度6.4m，放顶煤厚度4.4m，采高按2.0m计算，采放比1：2.2。
（三）回采工艺
1.工艺流程
1）悬移支架支护段工艺流程：
打眼→联网→清煤推槽→前移托梁→装药放炮→伸前探梁护顶→出煤→收回左前伸缩梁提起左梁前后柱前移左梁→收回右前伸缩
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梁提起右梁前后柱卸载前移右梁（面向煤壁）→放煤完成一个循环
2）π型梁配单体柱支护段工艺流程：
打眼放炮→铺展网→推槽→打中排柱→移主梁护顶（包括清煤打靠帮柱）→装运煤→清老塘浮煤→移副梁→清浮煤→改中排柱→放顶煤。
2.落煤方式
采用风锚头人工打眼，使用矿用毫秒延期电雷管引爆乳化炸药爆破落煤。炮眼采用三排孔五花眼布置。炮眼编号：顶眼为3号、腰眼为1号、底眼为2号。
（炮眼布置图及爆破说明书见附图三） 3.装煤方式
装煤采用人工装煤。除爆破时刮板输送机运出一部分煤外，其余全部采用人工攉煤。
4.运煤方式
工作面、下顺槽共安装两部SGW-40T型可弯曲刮板输送机。 5.支护形式
该工作面采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架（伸缩梁长度0.8m）与部分π型梁联合支护，其中：Z H—组合滑移支架，2000—额定工作阻力（Kn），16/24—支架最小/最大支护高度（dm），F—分体顶梁。
工作面端头支护：由于工作面倾斜长度变化，上安全口将采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架，悬移支架必须伸出前探梁，确保有畅通的安全出口，若支架与出口抬棚棚距超过0.5m时，必须加棚，加棚采用2.6mπ型梁配单体柱对棚支护，两梁五柱，将对棚主梁窜0.8m护顶。出口抬棚为1对3.5mπ型梁；下安全口采用4对4.0mπ型钢梁对棚支护，一梁四柱，出口抬棚为1对4.0mπ型梁。
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工作面上下端头与悬移支架结合间需要逐渐增加部分π型梁对棚支护，以便随工作面倾向长度的变化增添整组支架。π型梁长度2.4m，采用液压单体柱为柱腿，两梁五柱，棚距中之中为600mm，π型梁支护段采宽随悬移支架采宽为0.8m。π型梁支护段采宽缩小后，为保证人行道宽度不得低于0.7m。
（工作面支护方式示意图见附图四）
工作面支护形式表
项目 内容 支 架 型 式 支架结构 梁柱型号 及规格 柱窝 深度 （㎜） 迎山 角度 （度） 棚 距 （m）
梁柱配合 背顶方式 支架类型 普 通 支 架 机 头 大 棚 特 殊 支 架 一组梁配合四支柱（Ф125 ZH2000/16/24F mm），顶梁用托梁连接为一体 单体柱DZ22-30/100 л型梁 长4.0m 分体顶梁组合悬移液压支架 顶梁上托网 100 6~8°迎1° 1（支架中心距） π型梁配单体柱对棚齐梁式 四对八根 分体顶梁组合悬移液压支架 π型梁配单体柱对棚齐梁式两梁五柱 二梁八柱 网下背 Ф40mm×1m背木8根 100 6~8°迎1° 0.5 上端 头支 护 一组梁配ZH2000/16/24F 合四支柱2.6mπ型梁配（Ф125 单体柱对棚齐mm），顶梁梁式两梁五柱 用托梁连接为一体 单体柱 DZ22-30/100 铰接梁长 1.0m 一梁一柱上下帮各一组 网下背 Ф40mm×1m背木6根 100 6~8°迎1° 0.5 超 前 双 抬 棚 超前单抬棚 单体柱配铰接梁 100 根据顺槽坡度迎山 1、上顺槽超前双抬棚外10~20m范围内，用铰接梁配合单体柱打一梁一柱单抬棚。 2、下顺槽超前双抬棚外10~20m范围内，用铰接梁配合单体柱打一梁一柱单抬棚。 6.移刮板输送机方式
工作面放煤后，开始清理浮煤，待浮煤清净后，用单体液压支柱
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将输送机推移至煤墙。移输送机时掌握好顺序避免输送机脱节，移输送机时必须拉线，严格按照从上而下进行。移工作面机尾时，待移好机尾打上压柱后，方可传点开输送机。移工作面机头时，要停下顺及工作面的输送机，将下顺槽输送机电源开关停电、闭锁、挂停电标志牌，待移好机头打好压柱后，方可传点送电。移输送机时要时常注意煤壁、支架、顶板等情况，发现问题要及时处理。移工作面机头时，机头正前及煤墙侧严禁有人停留、工作。
7.移梁放顶方法
1）悬移支架支护移梁放顶方法
（1）工作面清净浮煤后，由下向上依次将滞后的顶梁收回前探梁，同时将该梁下两根柱卸载提起前移顶梁放顶。前移后的顶梁梁头与提前移的顶梁梁头对齐。
（2）移梁放顶时，本段采煤工1人站在煤墙侧待移梁下部不少于1.0m处，1人站在老塘侧待移梁上部不少于1.0m处操作片阀移梁，位于煤墙侧人员要观察顶梁移动长度，及时提醒老塘侧人员停止操作片阀。
（3）顶梁移动到位后，由老塘侧人员分别操作片阀将该顶梁下的前后支柱升紧升牢。然后依次对下一架顶梁进行同样操作移梁放顶。 （4）移梁放顶段间隔距离不少于15m。 2）π型梁支护放顶方法
当分段内窜过主梁，打好煤墙靠帮柱。分段移副梁（放顶）距离不少于15m，放顶时必须由下往上逐棚进行，且必须是2~4人配合作业，作业前先检查安全情况，放顶退路保证畅通。放顶时，先把切顶线侧支柱回出放在煤墙，然后卸柱移梁，对移好的梁重新支设，使其与主梁形成对棚，棚距中至中为0.6m。回柱放顶时，必须回一棚升一棚，如有顶网破损时，必须重新补联网。
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3）上、下隅角放顶方法
（1）上、下隅角放顶前，必须补齐抬棚梁下的柱子。 （2）上、下安全口抬棚交错0.8m迈步前移。
（3）放隅角后路必须保证畅通，放隅角由里向外逐棚进行。 （4）放顶后，最里一架梁下（安全口对帮）必须有抬棚加强支护。 （5）下隅角放顶时，下顺槽运输机开关必须停电落锁，班长现场指挥，并指派专人停送电和看守开关，放顶结束后，班长同放顶人员检查运输机内是否有支护材料或工具等，确认无问题后，方可通知输送机司机开槽。严禁用下顺槽刮板运输机运送梁、柱。
4）放煤方法
（1）悬移支架及π型梁支护段放煤均采用低位间隔多轮循环放煤法。两相邻的放煤口同时放煤间距不得少于5m。当班放煤范围内分三轮将煤放净，每轮放约三分之一厚度的顶煤。
（2）放煤步距0.8m，放煤口规格400×400mm（“门帘”状），放煤口下边紧靠大槽上沿。放煤时，可将网剪开“门帘”掀起并固定，待顶煤放净后方可停止放煤，然后用铅丝将“门帘”联好。
（3）每段放煤时从下顺槽向上顺槽方向进行，放煤工作不少于2人同时作业，一人观顶一人放煤，放煤人员必须站在支架完好的放煤口上方安全地点，严禁将身体探入放煤口掏煤。
（4）放煤时，若大块煤堵口，应用专用放煤钩进行处理，严禁用手搬移。
（5）放煤过程中，若支架松动、支柱卸载或煤壁片帮，应立即停止放煤并对支架进行加固或超前支护，待处理好后，方可继续放煤。 （6）放煤与采煤间隔的安全距离不少于15m。
（7）工作面放煤时，必须保证老塘冒落的煤、矸高于支架顶梁，否则停止放煤。
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8.支架工序进行的顺序和其它配合方式
（1）悬移支架初撑力以液压泵压力不得低于25MPa为标准。π型梁下的液压支柱初撑力为：每对棚下的支柱平均初撑力不低于40Kn（5MPa）。
（2）悬移支架支护段放炮前必须联好顶网并卷起吊挂在顶板上。 （3）放炮落煤后，由下向上依次将每组悬移支架的前探梁伸出至煤壁进行护顶。护好顶将煤清净后，左顶梁收回前伸缩梁，同时将该梁下两根柱卸载提起前移至煤壁，然后右顶梁收回前伸缩梁，同时将该梁下两根柱卸载提起前移顶梁放顶。前移后的顶梁梁头与提前移的顶梁梁头对齐，并将支柱起紧升牢。
（4）前探梁前移长度为800mm，支架最大控顶距3400mm，最小控顶距2600mm，护顶操作不少于2人进行，一人操作，一人观顶。护好顶后方可清煤。严禁空顶下作业。
（5）攉煤工必须是在完好支护下攉煤，严禁空顶下作业。 （6）放炮后，及时伸出前探梁护顶，梁上托网，然后将相邻支架的菱形网逐扣相连。
9.工作面设备及工具配备
（1）上顺槽应备用木料，规格2.0m板梁20块， 1.2m半圆木板梁50块，备用单体柱20根，2.4m长л型梁20根，备用槽10节。 （2）上述备用材料均放在顺槽距工作面50m以外，分类码放整齐，并挂牌管理。
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第三部分 生产系统
（一）概述：
1307工作面上顺槽长427.6m，下顺槽长400m。切眼长115m。工作面平均坡度28°。工作面上、下顺槽均采用U29支架支护，支护断面为3.79m×2.8m；棚距中至中为0.7m。详见附图十七
（二）工作面设备布置示意图：
工作面、下顺槽共铺设SGW-40T型可弯曲刮板输送机两部，其中，下顺槽刮板输送机为2×40KW双机运转，工作面刮板输送机为2×55KW双机运转，详见附图五。
（三）生产系统
一、运煤系统： 1）运煤路线：
（1）1307工作面→1307下顺槽→1307出煤横川→1105岩中巷→铸石槽→-575运输线→主井底→地面
2）运输设备型号、运输能力、台数、安装位置
（1）工作面铺设一部SGW-40T型可弯曲刮板输送机，电机型号为：DSB-2×40T，长度为110m（随工作面的长度变化及时延长或缩短），下顺槽铺设一部SGW－40T型可弯曲刮板输送机，板输送机长度为60m。SGW-40T型可弯曲刮板输送机运输能力为：150T/h，链速：0.86m/min。（所用工具及机械设备见附表五）。
3）技术安全规定：
（1）输送机司机要站在偏离机头的安全地点，启动输送机时先发出信号（点动1～2次）发出开槽信号，稍停后再正式开动。工作面停、开刮板输送机时有以下规定：
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a.煤壁装药时不允许开槽。 b.放炮落煤时允许开槽。 c.放煤时允许开槽。 d.打眼时不允许开槽。
（2）刮板输送机司机必须经过培训，持证上岗。 （3）刮板输送机必须坚持使用综保和远距离操作。
（4）工作面开刮板输送机必须在护身挡掩护下操作，且能观察到工作面的位置处操作刮板输送机。
（5）刮板输送机司机要先检查电气设备的使用性能和安全性能，检查完毕后开动输送机，注意刮板输送机的转动情况，并负责清理机头、机尾附近5m内的浮煤和杂物。电机、减速机严禁被煤淤掩埋。 （6）本班出现的机电事故应积极处理，刮板输送机司机要坚持井下交接班制度，设备上的煤尘应班班清理，安全口的浮煤要清扫干净，保证畅通无阻。
（7）工作面刮板输送机机头距大梁距离不得低于500mm。 （8）8点班机电维修工要对机电设备进行检修和保养，及时增添油脂，确保电气设备完好，符合防爆标准，现场备有足够的常用易损配件。
（9）机电设备护罩齐全，电缆悬挂整齐，不准用铁丝吊挂。 （10）闲置设备和材料要放在距安全出口50m以外的宽敞地方。电气设备上方有淋水时，要有防水设施。
（11）各班无论延长或缩短刮板输送机，在解开链子之前，上链与底链必须予以固定，严防链子下滑伤人。
（12）多台运输设备连续运行，应按逆煤流方向逐台开动，按顺煤流方向逐台停止。
（13）工作面进行推移刮板输送机前，必须点动输送机三次，通
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知工作面人员，在确认无问题时方可推移刮板输送机。
（14）工作面电动机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员进行处理（摘自《煤矿安全规程》第一百三十八条）。
（15）不准用输送机运送其它物料，特殊情况下须编制专项措施。 二、运料系统： 1）运料路线：
副井→井底车场→-575运输大巷→-575运输主巷→13运输机上山→1307回风联络巷→1307上顺槽
详见附图六。 2）材料管理：
工作面所用材料及设备应全部分类、码放在距上安全口50m以外的宽敞地点。要求码放整齐，并挂牌管理，材料不足需及时补充。
3）技术安全规定：
（1）菱形网规格为1.6m×1.0m。运输途中不得撞损、弯折。 （2）当使用背木时，直径不得小于50mm；板梁厚度不得小于150mm；红松圆木小头直径不得小于160mm。
（3）当备用电气设备或物料上方有淋水时，必须采取遮盖或另选存放地点的方法处理。
三、防尘系统：
1）供水灭尘系统见附图七。 2）防尘设施及措施：
工作面上顺槽清水管路采用2寸钢管，从1105岩中巷清水管路上引入，延接到工作面上顺槽。下顺槽清水管路采用2寸钢管，从13运输机上山清水管路上引入，延接到工作面下顺槽，然后采用软胶管连接到施工用水地点。工作面消防管路按规定要求每50m设置
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鹤煤十矿回采工作面作业规程
一个三通阀门，皮带机头设三通安全阀门。
防尘措施：
（1）工作面投产前必须将洒水灭尘管路敷设到上下顺槽、工作面及各转载点，必须按规定安设喷雾防尘装置，并保证正常使用。 （2）水幕安装地点：回采工作面上、下顺槽以里50m，安全出口以外20---50m范围内必须各安设两道水幕。要求水幕覆盖巷道全断面，雾化良好，灵敏可靠，水压不低于0.4MPa，设施在生产期间必须正常使用。
工作面投产前，由通风区负责在上下顺槽按《规程》规定配齐挂好隔爆水袋，且水量充满水袋（200L/m2），隔爆水袋位置在上下安全口以外50--200m范围内按设，吊挂要符合《安全规程》要求。施工单位负责隔爆水袋的管理和日常维护。
（3）坚持放炮前后洒水。工作面要有洒水灭尘装置。如果工作面煤体比较湿，适当减少洒水量。煤壁注水要指派专人负责。 （4）施工单位要对上、下顺槽经常清理维护，保证通风断面不低于设计断面的80%，确保风速符合《规程》要求。
（5）距工作面20m以内的巷道，要求施工单位班班冲洗煤尘，并清除堆积浮煤。20m以外的巷道冲洗煤尘周期定为每天不少于一次。
（6）放炮前后要分别冲洗一次煤壁、顶板、并浇湿底板和落煤。在出煤过程中，边出煤边洒水。
（9）通风区负责按规定进行粉尘测定工作，对井下每个测点的粉尘浓度每月测定两次，煤尘分散度每半年测定一次。粉尘中的二氧化硅含量每半年测定一次，并按规定向各级领导提供测尘结果报告。 （10）严格执行煤壁注水防尘措施：工作面必须采取煤壁注水防尘措施，孔深不小于5m，孔间距为5m，孔径Φ42mm，注水孔方向
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沿工作面推进方向垂直煤壁，采用专用注水器进行封孔注水，发现水由煤壁或相临注水孔中流出为止。注水孔超前工作面距离始终不低于3m。
四、灌浆、洒水系统（附图七）： 1）灌浆系统：
地面注浆站—西风井井筒—-50南翼回风巷—联络巷—箕斗下山—联络巷—大井辅助回风下山—联络巷—-250上平道—中间回风上山—1307回风横川。
2）灌浆方式：
采用上隅角埋管注浆，该管路采用4寸钢管，压管长度不少于6m，罐浆时以下顺槽见浆为止。详见防火灾、防煤尘安全技术措施。
3）灌浆系数：
严格保证浆液质量，浆液水土比例符合要求。注采比（即注黄土方数与煤炭吨产量的比值）不得低于1.5：100。
4）防灭火措施： 矿井火灾类型：
（1）内因火灾：自燃物在一定的外部（适量的通风供氧）条件下，自身发生物理化学变化，产生并积聚热量，使其温度升高，达到自燃点而形成的火灾，称为内因火灾。在煤矿中自燃物主要是具有自燃倾向性的煤炭。
（2）外因火灾：可燃物在外界火源（明火或高温热源）的作用下，引起燃烧而形成的火灾，叫外因火灾。 防灭火措施：
（1）上、下顺槽必须有消防管路，一旦遇到煤体着火，可以直接洒水灭火。
（2）工作面所有人员都不得私自拆卸和敲打矿灯。
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（3）加强该地区的现场监测，每班布置专人专检，掌握水温、煤（岩）温、气温、一氧化碳、二氧化碳变化的趋势，发现异常情况，要及时查明原因进行处理。
当工作面及上、下顺温度大于26°以上时，由瓦斯检查员负责查明原因及时处理。超过30°时必须停止作业、撤出人员、采取措施、进行处理。
（4）每月1—5日和16—20日垛煤袋，每次垛煤袋沿走向垛6m，沿倾向长度不少于8m。每次在煤袋墙中部夹垛一个风帐，煤袋墙要求上接顶下接底，下端紧贴下顺槽实体煤，不留空隙，煤袋内添加防灭火堵漏材料，并对煤体进行洒水。煤袋墙高度必须达到后尾的支护高度，不得少垛煤袋而通过放顶使顶煤冒落压实煤袋，从而造成顶煤产生空隙而漏风。装煤时大于50mm的煤块不装袋，装煤量不大于袋子容量的80%，此项工作由采煤队负责。
（5）工作面采用埋管注浆方式，该管路采用4寸钢管，-250回风巷注浆管路上引入到工作面上顺槽，距上顺切眼位置20m位置，再往前由施工单位采用软管引入到工作面注浆地点。
上顺槽注浆管靠上隅角附近设置一个阀门，从1307回风横川注浆主管路上设置一个阀门，便于调节控制工作面注浆。
（6）工作面回采期间，由施工单位负责将注浆软管埋设到注浆地点，埋管长度不小于6m，两个管交替埋压。
（7）回采期间，下隅角风帐由采煤队负责。风帐向下顺槽贴下帮拐3m，向工作面倾斜方向延伸10m，紧贴采空区侧吊挂。挡风帐随工作面推进要及时维护，吊挂要求上接顶下接底，以防采空区漏风造成煤氧化自燃。
（8）坚持正规作业循环，合理配置劳动力，加快工作面推进度。提高煤炭回收率，减少煤炭丢失。
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（9）施工单位要加强工作面上下安全口和上下顺槽的维护，保证断面不小于设计断面的80%，确保工作面风流畅通，减少通风阻力，降低上下顺槽之间的压差，工作面及上下顺的帮顶要背严背实，严禁空帮空顶，对于出现的空帮、空顶现象要用黄泥等助燃材料进行充填。 （10）加强井下电气设备管理，完善各种保护装置，坚决杜绝电气失爆现象。机运科负责每周至少组织一次机电检查，施工单位机电工每班，必须对机电设备的失爆情况进行全面检查，发现问题及时处理，杜绝因电火花引起工作面火灾事故。
（11）井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人送到地点，剩余部分和废弃的棉纱、布头等易燃物品，必须由专人及时送回井上，严禁在井下储存。
（12）工作面在回采结束后，必须在30天内撤出所有设备和材料进行永久性密闭，并注浆，减少采空区浮煤的触氧面积。
（13）所有人员必须佩带合格的隔离式自救器，由区队技术员负责培训，要求人人要会正确和熟练使用。所佩戴的矿灯必须完好，符合规定要求，作业地点严禁敲打矿灯。
（14）任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、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，并迅速报告矿调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后应立即启动《重大灾害事故应急预案》。
（15）加强职工防火安全意识，并向职工详细贯彻避灾路线，确保人人熟悉矿井避灾路线及自燃发火征兆。
洒水系统：
1）下顺槽洒水路线:由05岩中巷引入下顺槽。
2）上顺槽洒水路线：由13运输机上山引入1307上顺槽。 3）消防水管与上、下顺槽洒水管，一管二用。
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4）工作面清水管路必须安装水压表。供水压力0.2～1MPa。 五、排水系统：
1）上顺槽排水：二部绞车底设计一水窝，选用BQS30-50/7.5潜水泵进行排水；四部绞车底设计一水仓（水仓容积20m3），选用3DA-8×8多级离心泵和BQS30-50/7.5潜水泵进行排水；五部绞车处设计一水窝，选用BQK12-35/4.0潜水泵进行排水。上顺槽排水管路选用4寸钢管，将水排至中间回风上山；上顺槽引水管路选用φ108mmPVc管。以上水窝及水仓处潜水泵均为3台（一用、一备、一检修），水仓处多级离心泵为2台。上顺动力电源取自1105变电所1-3开关，上顺水泵专线电源取自1105变电所6-1开关。
2）下顺槽：二部皮带中间设计一水窝，选用BQS30-50/7.5潜水泵进行排水；三部皮带头处设计两个水仓（水仓容积50m3），选用4DA-8×8多级离心泵和BQS30-50/7.5潜水泵进行排水，下顺槽排水管路选用两趟4寸钢管（一趟为水泵专线电源所带水泵排水管路、一趟为下顺动力电源所带水泵排水管路），将水排至中间回风上山，引水管路选用φ108mmPVc管。以上水窝及水仓处潜水泵、多级离心泵均为3台（一用、一备、一检修）。1307底板抽放巷泵房选用2台4DA-8×8多级离心泵和2台BQS30-50/7.5潜水泵进行排水，排水管路选用两趟4寸钢管（一趟为多级离心泵排水管路、一趟为潜水泵排水管路），将水排至中间回风上山。下顺动力电源取自1105变电所1-2开关，下顺水泵专线电源取自1105变电所6-3开关，1307底板抽放巷水泵电源取自下顺水泵专线闭锁开关。
1）排水系统线路： 上顺槽—中间回风上山
下顺槽—1307下顺槽—1307底板抽放巷—中间回风上山 2）排水方法：
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（1）在回采期间上顺槽，则通过埋管引水，将水引至上顺槽水窝或水仓处经收集后，通过潜水泵和多级离心泵将水引至中间回风上山。
（2）下顺槽，分为两部分排水，即里段和外段埋两躺6寸PVc管引水方法，下顺槽里段埋管引水将水引至下顺槽二部胶带输送机机尾处，经过多级离心泵和潜水泵将水引至中间回风上山；外段侧采用6寸PVc管将水引至下顺槽外段水窝内，通过潜水泵将水排至中间回风上山。
（3）详见附图五。 3）排水设施及管理 （1）其它防水物资
a、在上顺槽工具箱处备100个编织袋，以备突然出水时抢险之用。
b、上顺槽备用50根引、排水用的PVc管。
c、上顺槽单体柱、板梁必须码放整齐，不足时必须及时补充，以备出水后加固工作面之用。
4）防治水措施
（1）全队干部职工应熟悉出水预兆及避灾路线，工作面一旦出现出水预兆能立即组织防治水工作，抢在出水前期水量还未增大之前加固工作面，准备排水物资，在出水点下方清挖水窝并打上水堰接上引、排水管路，以防出水后因来不及防治酿成更大的事故。在工作面出水较大，危及安全时能及时冷静的按照避灾路线撤离。
（2）工作面上顺槽要备有单体柱、板梁、编织袋、PVc管等防治水物资。 （3）治水方法
当发现工作面有出水预兆或出现出水点时，应高度重视，立即停
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止工作面的一切工作，现场组织工作面人员当作险情治水。具体作法是：
a、立即用工作面上、下顺槽备用的编织袋装上煤或黄土在出水点或出水预兆处的下方打上水堰，并接上PVc管引水；
b、在打好水堰，接水管的同时安排专人清挖工作面的出水点或有出水预兆的地点，使其充分暴露，理清出水通道；
c、在水堰上方清挖一个水窝，在水窝内铺设一层大的石子作为滤水之用，要求石子盖过引水管管口，在水堰的引水管口安置一滤水用的铁板，充分搞好水煤分离，以防引水管路阻塞；
d、利用备用单体柱、板梁加固工作面出水点上、下20m的范围； e、在工作面出水点向下每隔10m用装煤或黄泥的编织袋打上一道横挡，以防水流溃过水堰冲刷工作面，造成工作面单体柱失脚危及安全，影响工作面治水；
f、用备用的编织袋装上煤或黄土将工作面出水点下方底板铺严，防止水冲工作面。
5）未尽事宜严按《1307工作面防治水安全技术措施》执行。 六、压风系统（附图八）：
1）压风系统：上顺槽安装压风自救12组；下顺槽安装压风自救11组，每组压风自救装置间距50m。随工作面推采及时后移或拆除。
2）安全技术规定：
压风自救每组安装5～8个压风装置。压风自救装置必须保证供风，不得无故停风。
每班机电维修工必须检查压风自救装置，调节风量适当，不得出现风量大小不一现象。
七、供电系统
1）供电系统图见附图十。
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2）供电设施：
工作面刮板输送机、下顺刮板输送机、选用MY-1000型矿用橡套电缆。工作面电缆从1105变电所经1307下顺到工作面。
3）安全技术管理规定
（1）加强机电设备管理，杜绝一切火源。电气设备要保持良好的防爆性，且保护装置齐全，符合完好标准，严禁有失爆现象。 （2）电气设备要台台上架，严禁带电检修和搬迁设备 。 （3）电缆要悬挂整齐，不准用铁丝吊挂。严禁堆放、缠绕、挤压和砸埋。
（4）机电设备应定期检修和保养，现场有足够的常用易损配件。 （5）机电设备护罩齐全。
（6）检修机头部件时，必须先对控制开关停电、闭锁、挂停电牌。 （7）闲置设备和材料要放在距安全出口50m以外的安全地方。电气设备上方有淋水时，要有防水设施。 八、照明系统、信号系统
工作面上、下顺槽均无照明系统。下顺槽信号系统采用的是：隔爆型综合电铃，电压：36V，电流0.6A，型号：KXH0.6/36。
九、瓦斯抽排系统
本煤层抽放钻孔，上顺槽铺设6寸聚乙烯管路通过05岩中巷与中间回风上山10寸主管路连接，下顺槽铺设6寸聚乙烯管路与中间回风上山10寸主管路连接。本煤层抽放钻孔带抽到地面瓦斯抽放泵房。
顶板裂隙抽放钻孔，通过上顺槽铺设8寸聚乙烯管路与中间回风上山管路连接，再到-575移动瓦斯抽放泵站。
上隅角埋管抽放钻孔，通过上顺槽6寸钢管与中间回风上山6寸管路连带抽到-250移动瓦斯抽放泵房。
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第四部分 通风系统
（一）通风线路 ：
新鲜风流由主（副）井进风—-575南大巷—13运输机上山—1307运输联络巷—1307下顺槽—1307工作面—1307上顺槽—1307回风联络巷—中间回风上山—-250里段—-155回风斜巷—南风井
副井—-575南大巷—猴车道 —二车场—1105岩中巷—1307出煤橫川—1307下顺槽—1307工作面—1307上顺槽—1307回风联络巷—中间回风上山—-250里段—-155回风斜巷—南风井
进风路线：副井—-575南大巷—13运输机上山—1307运输联络巷—1307下顺槽—1307工作面
（二）通风系统示意图详见附图十一 （三）工作面风量计算
1.瓦斯绝对涌出量计算：
q绝＝（工作面日产量×工作面瓦斯含量）/（60min×24h）
=（1036×6.36m3/t）/（60min×24h） ≈4.57m3/min
按瓦斯涌出量计算所需风量： Q采1＝100×q绝×K
＝100×4.57×1.5＝686.3m3/min
式中：K——沼气涌出平均稳定系数，取1.5。 2.按工作面炸药消耗计算： Q采2=25A=25×9=225m3/min
式中：A——工作面每次拉炮最大装药量，取9kg(本工作面正常回采时1次拉炮长度为5~10m，取最大值10m，即9kg)。
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3.按人数计算：
Q采3=4n=4×65=260m3/min
式中： n——工作面同时最多人数，取65人（包括交接班及其他单位人员）。
根据以上计算，综合考虑工作面超产或瓦斯涌出异常情况，工作面配风量按800m3/min配备进行风速验算。
4.风速验算：
根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速0.25m/s，最高风速4m/s的要求进行验算，即回采工作面风量应满足：
15×Sc≤Q采≤240×Sc
式中：Sc为回采工作面平均断面5.2㎡。 即15×4.5≤800≤240×5.2 满足风速验算要求
所以工作面配风量设计为800m3/min符合《煤矿安全规程》第101条的要求。施工中，根据工作面实际情况，还可由通风部门按规定作适当调整。
（四）通风系统管理措施
1.上、下顺槽的安全高度、宽度要符合规程要求，上、下安全口向外20m以内巷道高度不得低于1.6m，20m以外巷道高度不得低于1.8m，并保持巷道整洁，以确保行人通风畅通无阻。
2.工作面放炮后，工作面必须及时清煤，以确保工作面巷道断面，保证通风顺畅。
3.施工区队必须保证工作面及上、下顺槽的巷道断面，从而保证通风顺畅及工作面的安全生产。
（五）瓦斯管理
一、瓦斯管理措施
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1.通风区负责调整、完善工作面通风系统，加强通风设施管理和日常维护工作，必须保证通风设施坚固完好，符合标准化要求。发现损坏及时处理；防止风流短路，确保通风系统稳定可靠，保证工作面有足够的有效风量。
2.工作面投产前，由防突科负责对工作面进行通风能力核定，施工单位要严格按核定产量组织生产，严禁超通风能力生产。
3.瓦斯检查员负责检查工作面范围内瓦斯浓度、风量变化、通风设施、监测监控等情况，发现问题及时处理，并向通风区、矿调度室汇报。若瓦斯超限必须及时停电撤人，坚决杜绝瓦斯超限作业现象发生。
4.瓦斯检查员要严格执行瓦斯检查制度，并严格执行现场交接班制度。
5.通风区跟班干部或班组长必须重点落实该地区的瓦斯检查制度及交接班制度的现场执行情况。
6.工作面回采期间，必须加强工作面上下隅角管理工作，防止发生局部瓦斯聚积。上隅角必须与切顶线放齐。严禁下隅角落后，防止下隅角漏风造成采空区瓦斯涌出和煤炭自燃发生。上隅角瓦斯风障上下左右要接帮接顶，由瓦斯检查员负责维护，其他人员不准随意移动风障，如施工期间需要移动风障时必须与瓦斯检查员联系，并在检查员的监护下移动，严禁随意损坏或私自去掉风障，否则，安检科按事故进行追查处理。回采期间，下隅角风帐由采煤队负责吊挂和维护，下隅角处向工作面方向不少于10m，向下顺槽下帮延伸不小于3m，挡风帐随工作面推进要及时维护，吊挂要接帮接顶，以防采空区瓦斯涌出造成工作面瓦斯超限。
7.回采期间，施工单位要对工作面上、下安全口经常进行清理和维护，必须保证有足够的断面，断面面积不小于设计断面的80%，确
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保进回风和后路畅通。
8.工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用打眼；爆破地点附近20m以内风流中，瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破；工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理；工作面及其它巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时方可通电开动 (摘自《煤矿安全规程》第138条)。
1307工作面上顺槽电源来自于-250变电所，变电所内的1-1 KBZ-400A开关，下顺槽电源取自1105变电所内的6-2 KBZ-400A开关，工作面电源取自1105变电所内的2-3 KBZ-400A开关，通过瓦斯探头联锁，当工作面瓦斯浓度超过1.0%时，瓦斯电闭锁装置动作，三台开关自动断电，断电范围为工作面及进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。
9.工作面上、下安全口及安全口向外20m以内巷道高度不得低于1.6m，20m以外巷道高度不得低于1.8m。并保持巷道整洁，以确保行人通风畅通无阻。
10.工作面要严格执行专职安全检查员和专职瓦斯检查员“双盯岗”制度，并现场交接班。
11.工作面在回采过程中出现突出预兆时，如响煤炮、瓦斯忽大忽小、打钻时卡钻、顶钻、喷孔、工作面压力忽然增大等，必须立即停止工作，撤出人员，切断电源，待压力稳定无问题后，方可施工。
二、瓦斯监控管理
1.通风区必须严格按照《规程》规定安设瓦斯传感器，具体安设
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要求如下：距顶不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
工作面上隅角安设一组，探头安设在工作面切顶线外200mm，垂直悬挂。该探头报警值瓦斯浓度≥1.0%，断电值≥1.5%。断电范围为工作面及其进、回风流内全部非本质安全型电气设备。
工作面探头安设在距上安全口煤壁小于等于10m处，报警值瓦斯浓度≥1.0%，断电值≥1.5%。断电范围为工作面及其进、回风流内全部非本质安全型电气设备。
工作面回风流探头安设在上顺槽内，距混合风流10—15m处，报警值≥1.0%，断电值≥1.0%。工作面上顺槽中部增设一组，安设要求与工作面回风流探头相同，并随工作面推进及时改变吊挂位置。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
以上探头只有在工作面风流和工作面回风流瓦斯浓度均在1.0%以下时，方可人工送电恢复生产。
以上探头由施工单位提供馈电开关。
2.监测探头的移动由施工单位班组长负责，但必须在安检员、瓦斯检查员的共同监督下执行，其他人员不得随意移动探头位置。
3.通风区要加强监测系统的维护，确保其精度和瓦斯超限报警断电性能的灵敏可靠。
4.探头发生故障必须在2小时内赶到现场进行处理，期间由瓦斯检查员负责加强瓦斯检查，严禁瓦斯超限作业。
5.工作面洒水降尘时应掩护好探头，避免因探头湿水影响准确度。
三、放炮管理
1.工作面放炮必须严格执行《煤矿安全规程》规定，严禁违章作业。放炮人员必须选派业务水平高、责任心强的人员担任，并固定人员。
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2.严格放炮制度的管理，放炮时坚持执行：
⑴严格执行“一炮三检查”制度和“三人连锁”放炮制度。即：“一炮三检”：装药前、放炮前和放炮后由瓦斯检查员检查瓦斯。“三人连锁”：放炮前放炮员将警戒牌交给班组长，由班组长派人警戒，并检查顶板与支架完好情况，确认无问题后，下达准备放炮命令，并将自己携带的放炮命令牌交给瓦检员，瓦检员经检查瓦斯、煤尘合格后，将自己携带的放炮牌交给放炮员，放炮员发出放炮口哨后进行放炮，放炮后三牌个归原主。
⑵使用《煤矿安全规程》规定的安全等级不底于三级的煤矿许用炸药。
⑶放炮员使用的雷管必须是专人专号专用，不得转借，不得在工作地点存放，当班用不完的必须及时交库。放炮员必须携带雷管箱并加锁，任何情况下都不准用炮兜携带或存放雷管。
⑷该工作面采用毫秒延期电雷管起爆。
⑸装好药的炮眼必须当班放炮完毕，每次放炮后放炮员必须认真检查有无瞎炮，且必须当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。处理拒炮时必须遵守下列规定：
①由于连线不良造成的拒炮可重新连线起爆。
②在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或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；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
④处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
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⑤在拒爆处理完毕之前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
3.装药时首先要掏净煤粉，用木质炮棍轻轻推入，不得冲撞或捣实，眼内各药卷必须彼此密接。坚持使用水炮泥。工作面炮眼深度和炮眼的封泥长度必须符合《煤矿安全规程》第329条之规定。即：炮眼深度小于0.6m，不得装药，在特殊情况下，必须采取安全措施，封满炮泥；炮眼深度为0.6m—1m时，封泥长度不得小于深度的二分之一；炮眼深度为1m时，封泥长度不得小于0.5m；炮眼深度为2.5时，封泥长度不得小于1m；工作面有2个或2个以上自由面时，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。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。
4.严格执行放炮站岗制度，站岗必须拉警戒绳、挂警戒牌，每次放炮都要按规定吹哨发出警号，拉炮前必须坚持回头看，确认装炮地点附近无人方可放炮。
放炮地点：放炮地点设在1307下顺槽距下安全口100m处；工作面放炮时，回风沿线全部停电撤人，工作面上顺槽人员全部撤到1307上顺槽正反向风门外的新鲜风流中，下顺槽人员全部撤到1307下顺距下安全口100m外新鲜风流处。（放炮站岗地点见附图）
5.装配引药、放炮母线连接脚线、检查线路和通电放炮工作必须由放炮员一人操作。
6.装药前必须把电雷管脚线末端扭结成短路，装药后必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、放炮母线与运输设备、电气设备等导电体相接触。
7.通电以后装药炮眼不响时，放炮员必须取下把手或钥匙并将放炮母线从炮机上摘下扭结成短路，再等一定时间（至少15分钟），方
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可沿路线检查原因。（摘自《煤矿安全规程》第341条）。
8.由施工单位负责派专人站岗，安检员负责落实站岗的执行情况。放炮后，放炮员、瓦斯检查员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查瓦斯、通风、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，如有危险情况必须立即处理，无问题后方可恢复施工。经检查无问题后，由施工单位负责撤岗。
9.爆破时后需等30分钟，施工人员方可进入工作面。 10.其它严格按《煤矿安全规程》中有关放炮的规定执行。 四、机电管理
1.施工单位加强该地区的机电管理，由施工单位负责班班对机电设备进行检查，由矿机运科负责每周至少组织一次机电检查，发现问题及时处理，每次检查要作好记录以防备查，坚决杜绝失爆发生。机电设备检修时必须按规定停电挂牌闭锁，严禁带电作业。
2.加强对电气设备的过流、漏电、接地三大保护的维护检查试验，发现保护失效及时处理。
3.其它严格按《煤矿安全规程》及公司有关规定执行。 五、防突措施：
（1）该工作面在回采前已采取顺层钻孔预抽工作面瓦斯区域治理措施，经过区域效果检验，瓦斯含量已降至6.36m3/t。
（2）在工作面正常回采期间必须坚持区域验证，即：工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证。
（3）工作面每推进10米，至少进行两次区域验证。
（4）只要在该区域内任何一次区域验证为突出危险，则在该区域内进行作业时，必须执行局部综合防突措施。
（5）该工作面回采期间自始至终执行安全防护措施。 局部综合防突措施
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1.若工作面参数超标，该工作面即为有突出危险工作面，工作面必须采取煤壁注水消突措施，根据煤的软硬程度，在煤壁的软分层中打注水孔，孔间距5m，孔深不小于10m，孔径Φ42mm，注水孔方向沿工作面推进方向垂直煤壁，采用单排布置，采用专用注水器进行封孔注水，注水压力不得低于8MPa，发现水由煤壁或相临注水孔中流出为止。注水孔超前工作面距离始终不低于5m。（注水孔布置见附图）
2.煤体注水及打钻工作由施工单位具体负责，打钻时要有施工单位跟班干部、班组长、瓦斯检查员、安全检查员在现场监督验收并在钻孔注水单上签字，必须保证注水深度、质量，钻孔注水参数单由施工单位负责保管以防备查。
3.注水完毕后必须待两个小时后，方可对注水消突措施进行效果检验。效果检验均采用两项指标法，即：钻孔瓦斯涌出初速度法和煤钻屑量法。检验步骤为沿工作面每隔10m布置一个检验孔，检验孔的数量随工作面长度的增加而相应增加，检验孔要尽量布置在软分层中，检验孔深度为9m，孔径为Φ42mm。
效果检验参数临界值：
钻孔瓦斯涌出初速度q＝4.5L/min； 煤钻屑量S＝6kg/m。
组别 第一组 第二组 第三组 第四组 第五组 第六组 位置 3m 4m 5m 6m 7m 8m 测定参数 q(1) q(2) q(3) q(4) q(5) q(6) 位置 3-4m 4-5m 5-6m 6-7m 7-8m 8-9m 测定参数 S(1) S(2) S(3) S(4) S(5) S(6)
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4.效果检验时，每个效检孔共测6组参数，每组参数由煤钻屑量 S和钻孔瓦斯初速度q值组成。第一组参数测定位置为：效检孔钻进至3m-4m之间测定煤钻屑量S（1）。效检孔钻进至4m时测定钻孔瓦斯涌出初速度q（1）值。测定q值时必须使用专用封孔器封孔，效检孔内预留1m的测量气室，且必须在停止钻进后2min内完成。依上述方法，以后每钻进1m测一组参数。具体如下表所示。
检验指标小于该工作面突出危险临界值时，则防突措施有效；反之则防突措施无效。
5.当两个参数均不超标时方可进行采煤。如果参数超标必须停止工作，在整个工作面采取补充防治突出的措施，即补打注水孔措施，注水后再次进行效果检验，直至参数均不超标方可进行采煤。
6.参数不超，经检验无突出危险时，每预测循环工作面允许推进5m，保证留有不小于2m的预测超前距。
7.防突检验必须严格执行“五同时”制度，即：瓦检员、安检员、效果检验员、电工、班组长必须在现场，并在效果检验单上签字备查。（附效果检验图）
8.施工单位要加强顶板管理，杜绝流煤冒顶，如果工作面发生冒顶，必须及时进行处理，处理冒顶时，瓦斯检查员必须首先检查高顶处瓦斯，若瓦斯超限要先处理瓦斯，待瓦斯浓度降到1%以下不超限时，方可进行工作。
9.施工单位必须安排专人每天对上下顺槽进行检查，发现危棚、浮煤、物料等影响回风时必须立即处理，确保上下两巷断面符合要求。
10.工作面过地质构造带时施工单位必须编制专项措施，生产科、通风区、防突科、安检科要监督措施的执行情况，对工作面瓦斯涌出量、顶板周期来压等要进行分析，摸清瓦斯涌出规律，以便采取切实可行的措施，防止意外事故发生。
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六、安全防护措施
1.该地区所有人员必须佩带合格的隔离式自救器并能熟练使用。 2.所有工作人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆，如：煤壁内有声响，煤的硬度、光泽变化，层理紊乱，支架压力增大，工作面瓦斯忽大忽小，煤壁外移，打钻时顶钻夹钻等现象，如有突出预兆必须立即将人员全部撤出。若出现煤与瓦斯突出预兆时，必须立即停止施工、切断电源、撤出人员、向矿调度和有关部门汇报，待30分钟后，由瓦斯检查员、安检员、跟班干部共同负责到现场检查，确认无问题后方可恢复施工。
3.通风区、安检科要加强瓦斯检查和隐患检查，认真落实瓦斯检查制度和隐患的处理、落实制度，确保工作面安全生产。该面安排专职瓦斯检查员一名，专职安检员一名，实行专职双顶岗制度。
4.施工单位必须按规定在上、下安全口向外25—40m处各设置一组压风自救装置，再向后每隔50m安设一组；每组5—8个压风嘴，压风自救装置的供气量每人不得少于0.1m3/min，必须保证24小时不间断供风，施工单位要定期检查和维护并保证能正常使用。
5.加强防突知识教育，提高全员防突意识。 七、瓦斯抽排系统
1.为加强抽放管理，防止采空区瓦斯涌出造成瓦斯超限，必须坚持“先抽后采”的抽放原则，在工作面实施综合抽放工艺对工作面瓦斯进行治理。该工作面采用三种抽放方式。
本煤层抽放钻孔：上顺槽铺设6寸聚乙烯管路通过05岩中巷与中间回风上山10寸主管路连接，下顺槽铺设6寸聚乙烯管路与中间回风上山10寸主管路连接。本煤层抽放钻孔带抽到地面瓦斯抽放泵房。
顶板裂隙抽放钻孔：通过上顺槽铺设8寸聚乙烯管路与中间回风
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上山管路连接，再到-575移动瓦斯抽放泵站。
上隅角埋管抽放钻孔：通过上顺槽6寸钢管与中间回风上山6寸管路连带抽到-250移动瓦斯抽放泵房。
2.抽放队安排专职人员定期对各项抽放参数进行观测，及时调整保证抽放效果。对各项抽放指标进行观测分析并及时向业务科室和业务口领导汇报。
3.抽放队负责对带抽管路、管路质量等定期检查和维护，保证抽放质量。
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第五部分 顶板管理
（一）工作面支护设备型号及主要技术参数
1.设备型号
工作面采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架和π型梁对棚联合支护（两梁五柱）。上安全口支护为ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架，控顶距3.4m；下安全口采用4.0mπ型钢梁，一梁四柱，对棚支护。
2.设备的主要技术参数
DZ22-30/100型单体液压柱最大高度为2.24m，最小高度为1.44m，工作行程0.8m，额定工作阻力300Kn，支柱重量55kg。
悬移支架型号：ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架。
悬移液压支架主要参数表
名称 支架最大高度 支架最小高度 支架全长 支架中心距 立柱数量 立柱缸径 立柱支撑力 立柱降柱力 支架推移行程 前伸梁行程 支架重量 初撑力 工作阻力 安全阀开启压力 工作液 泵站压力 支护强度 推进缸 单位 mm mm mm mm 根 mm Kn Kn mm mm Kg Kn Kn MPa MPa MPa MPa 参 数 2500 1700 2600 1000 4 125 245 55 800 800 1800 1546 2000 40.8 M10乳化油 31.5 0.66 63/45/800 备 注 对应压力25MPa 对应压力25MPa 浓度5% 缸径/杆径/行程 36
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三、乳化液泵
1.液压泵站安设两台BRW/31.5/125KW型乳化液泵和一台RX-1000型乳化液箱。乳化液泵一台工作，一台备用。
2.工作面正常工作时，不准随便停泵。
3.开泵工必须坚守工作岗位，并严格执行交接班制度。 4.乳化液浓度不得低于5%，有现场配比和检查手段。 5.泵站必须保证有足够的压力，压力不得小于25MPa。
6.开泵工负责维修高压管路，且要经常检查，防止滴、冒、跑、漏现象发生。
（二）工作面支护强度计算
一、工作面支护密度、强度计算
由于ZH2000/16/24F型悬移支架为连锁支架，其梁间距为固定值，只需要对π型梁支护段所需支护密度进行计算。现根据有关资料的结论（对采场支架有明显作用的岩层一般在4～8倍采高范围内）来确定工作面支护密度。
用P=（4～8）MR来估算顶板压力，为安全起见，系数取1.3。 式中：
P ——顶板压力，t/m2。 H ——采高，取1.9m±0.1m。
R ——顶板岩石平均容重，取2.5t/m3。 K1——安全系数，取1.3。 1.悬移支架支护强度验算
每架支架顶板压力P=8×2.0×2.5×1.3=54.6 t /m2=499.2KPa 499.2KPa＝0.4992MPa
由于悬移支架支护强度为0.8 MPa大于0.4992MPa，所以ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架完全可以满足工作面的支
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护要求。
2.π型梁支护密度验算
即：P=8HRK1=8×1.8×2.5×1.3=46.8t/m2 工作面支护密度为：n=P/Rt Rt=Rb×K2×Kb=30×0.9×0.9≈24t／根。 n=46.8÷24=1.95根/m2 式中：
n——支护密度，根/m2。 Rt——支柱实际支撑力，t／根。
Rb——支柱额定工作阻力，DZ－22型取30t。 Kb——支柱增阻不均衡系数，取0.9。 K2——支柱增阻系数，取0.9。
根据π型钢梁支护要求，每对π型钢梁支设五根柱，工作面按最大控顶距计算。
最大允许棚距为：5÷3.4÷1.95=0.75m
为加强工作面支护强度，棚距取定为0.6m±0.1m。 二.“护”
“护”顶要求使用冷拔丝金属网，网的规格为1.0m×1.6m，网与网
之间逐扣搭接严密，采用14#铅丝连接，且铅丝穿好后两端要弯勾。 悬移支架段支护段：
放炮前将顶网铺联吊挂好，炮后及时伸前探梁护顶、清煤。 π型梁支护段：
放炮后联网窜主梁及时护顶，梁头要留有200mm的网边，以便下一排联网。上、下端头在铺联网时，必须将工作面顶网与上、下顺槽的顶网联接好，以防出现因铺联网及背顶质量不好而引起局部冒顶事故的发生。
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为提高单体柱初撑力和防止顶板出现坠网兜现象，工作面π型梁支护段每对梁上采用1.2m杂木板梁背顶。每棚梁上背板梁不得少于4块，板梁间距为50mm，板梁厚度不小于50mm，并做到搭接合理，摆放均匀。
（三）工作面顶板管理
一、工作面支架布置见附图十三。 二、支架的布置和间距说明 悬移支架支护段：
悬移支架为连锁支架，梁宽0.42m，梁距0.16m，架间距0.08m，柱腿间距约0.43m。
π型梁支护段：
采用对棚支护，两梁五柱，支柱为液压单体柱，柱距为中至中600mm。
三、最大最小控顶距和放顶步距
该工作面最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.6m，放顶步距为0.8m，采高1.9±0.1m。
四、支架规格质量要求
工作面控顶范围内顶底板移近量按采高每米不超过100mm，工作面顶板不准出现台阶下沉，梁端距煤壁不超过300mm，机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于200mm，否则，必须用木料背实。
π型梁支护段：
工作面π型梁支护段支柱要打成一条直线，其偏差不超过正负50mm，柱距不大于100mm，排距不超过正负100mm。支柱时挖出不少于100mm的柱窝，支柱要及时升紧达到规程要求，每对棚下的支柱平均初撑力不低于40Kn（5MPa）。
悬移支架支护段：
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鹤煤十矿回采工作面作业规程
执行拉线移架，工作面在煤墙支柱外侧、底托梁老塘侧分别拉线。支架应保持一条直线，其偏差不得超过±10㎜，支架垂直顶底板，其歪斜小于±5°，支架中心距在1000±10mm。支架顶梁要与顶板平行，相临支架顶梁间空隙40mm。
（四）工作面上下安全出口与端头管理
一、支护手段
工作面上安全口采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架。
工作面下安全口采用4.0mπ型钢梁配合液压单体柱进行支护。 由于工作面倾斜长度变化，将直接采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架。出口抬棚为1对3.5mπ型梁（随工作面长度变化逐渐增加部分π型梁对棚支护（2.6mπ型梁配单体柱对棚支护，两梁五柱）或悬疑支架支护；工作面下安全口机头大棚采用4对8根4m长π型钢梁，一梁四柱，对棚支护。
二、支护方式
1.上安全口斜长2m，宽度0.8m，采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架，棚下高度按悬移支架采高为准，即1.9±0.1m，出口抬棚下高度不得低于1.6m，随工作面长度变化所增添的π型钢梁支护也与悬移支架推移行程相同。棚间距中至中不大于500mm±100mm，对棚π型钢梁间距不大于50mm，最上一对棚距上顺槽下帮棚梁端距离不超过200mm。
2.工作面下安全口斜长2m，宽度1m，棚梁下高度不低于1.8m,出口抬棚下高度不得低于1.6m，机头大棚采用4对8根4m长π型钢梁，一梁四柱，齐头并进，π型钢梁迈步步距为0.8m。棚间距中至中不大于500±100mm，对棚π型钢梁间距不大于50mm，最下一对棚距下顺槽上帮棚梁端距离不超过200mm。
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鹤煤十矿回采工作面作业规程
3.工作面机头与下顺槽运输机搭接处，即下顺槽上帮和上顺槽下帮都要架设一对4m长矿用π型钢梁抬住顺槽棚梁梁头，该对梁与工作面第一架棚间距不超过400mm，随工作面向前齐头前移。
三、工作面安全出口与端头管理的有关规定
1）上、下顺槽自煤壁向外20m范围以内支架要完整。超前支护：上顺槽距煤壁10m范围内架设铰接顶梁配单体柱打双抬棚，10m~20m范围内沿巷道中心线用1.0m铰接梁配单体柱打单抬棚。抬棚位置：上顺槽双抬棚为一排靠巷道下帮工字钢梁梁爪里侧100mm处，一排靠巷道上帮工字钢梁梁爪里侧100mm处。20m外靠巷道中心线加打长度不少于20m的加强点柱（单体柱柱头与U型棚梁结合处必须放置木垫块，垫块规格：150mm×150mm）。下顺槽双抬棚：下顺槽双抬棚为一排靠巷道上帮工字钢梁梁爪里侧，一排为巷道沿中线靠运输机槽帮处。单抬棚靠运输机槽帮处一排外延。上、下顺槽必须坚持超前替棚，上、下顺槽替棚后应保持巷道宽度，两帮打柱防止片帮，不准出现悬梁。
2）上、下顺槽单、双抬棚必须打成一条直线。
3）上、下顺槽距煤壁20m范围内高度不低于1.6m，20m以外不低于1.8m。
4）巷道内管线悬挂整齐，成一直线，开关要台台上架，杜绝失爆设备。
5）下顺槽必须有不少于0.7m的人行道，输送机要靠一帮铺设，靠人行道帮必须有挡煤板，单抬棚向外每节大槽必须有一根加强柱，每部刮扳输送机机头处设一个800×650×500mm的清煤坑。每部输送机机头、机尾处必须打好压槽柱。
6）上、下顺槽支架必须保持完整，无折梁断柱、空帮、空顶现象。
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7）两巷内无淤泥、积水，无浮煤杂物，材料设备要码放整齐，并有标志牌，要定期清洗煤尘。
8）工作面上隅角要求跟切顶线放齐，下隅角不得滞后老塘1m。若上隅角瓦斯超过规定时，可班班超前处理一排。
9）放上、下隅角时，在移抬棚前应先打点柱后移抬棚梁。 10）上、下顺槽所回出的U型梁腿、木料要运到指定地点码放整齐，严禁乱堆乱放，阻碍行人。
11）上、下顺槽必须按防突措施设置压风自救装置，并保证安全可靠。
12）工作面上、下順槽的抽放管路随工作面推移，抽放队必须及时拆除、外移抽放管路。
（五）上、下顺槽替棚措施
1.上顺槽及下顺槽外段均采用2.6m工字钢配单体柱替棚。上、下顺槽超前替棚距离均为10m。替棚时必须坚持“先支后回”、“由里向外”的原则逐棚进行。
2.替棚前维护好周围支架，掩护好管线设备，确认无问题后方可替棚。
3.替棚前准备好板梁、背木、菱形网等足够的备用物料。 4.替棚前先维护好周围支架，超前抬棚按规定打齐，替棚前掩护好风水管线。
5.替U形棚时采用液压单体支柱做腿，顶板空顶高度大于0.2m时应用木料背严绞实。
6.替棚工序：
加固替棚前后5m内棚梁（梁下用液压单体柱打点柱）---在所替U型棚前后打套棚---在替棚梁下打点柱---清U型棚腿下浮煤---分别拆卸柱腿---下U型棚梁---上工字钢梁---栽液压单体柱柱腿---清理浮
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煤。
详见《1307工作面上、下顺槽替棚专项安全技术措施》。 7.去U形棚卡缆处螺丝帽时，先将所去支架所有螺丝帽拧松，最后一块去掉螺丝和卡缆。
9.用套筒去卡缆及拉杆螺丝帽时，人员应站在卡缆受力方向的外侧，严禁人员正对螺丝帽，以防受压螺丝帽突然弹出崩伤人员。
10.底煤松软时支柱必须穿木鞋，严防支柱钻底。 11.替棚时严格执行敲帮问顶制度，严禁在空顶下作业。 12.替棚时去掉U形棚后，如有破网处，必须及时重新补联网，背好帮顶，背帮时每帮背木4根，保证帮顶背紧背严。
13.替棚时，至少三人配合作业，专人观测帮顶部情况，发现异常情况立即发出警号撤人，严防U型棚梁翻倒伤人或损坏风水管线。
14.替棚时，施工地点前后要设专人警戒，严禁人员从施工地点穿过，如需通过必须经施工人员同意，以防发生意外事故。
15.替棚时，若帮顶发生流煤或流矸现象，应及时用菱形网、背木、板梁等进行护顶，以防发生大面积冒顶事故。
16.下顺槽替棚时人员严禁站在运输机内，替棚所用的工具、材料等不准放在运输机内。
17.下顺槽替腿时必须事先与运输机司机联系好，需要开槽时必须由施工负责人当面与运输机司机联系。运输机司机开槽时必须先点动两下，然后才能启动，严禁一次开动运输机。
18.替棚回出的U形棚，应及时运往指定的地点分类码放整齐，严禁乱堆乱放，影响通风和行人。
19.替棚后将巷道浮煤杂物清理干净，保证巷道高度（安全口外20m范围内高度不低于1.6m，20m以外巷道高度不得低于1.8m，人行道宽度大于0.7m）。
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20.替棚后必须将各种风水管线吊挂好，保证巷道清洁整齐，做到文明施工，搞好文明生产。 21.替棚时处理冒顶措施：
1）替棚期间，如果直接顶离层发生冒顶事故时，要及时把冒落的煤矸放下来，然后重新架棚，并绞架接顶。
2）绞架前，首先要加固冒顶处两侧的支架。可在两帮支架下打抬棚或棚梁下打点柱加固，长度不得小于5m。
3）处理冒顶前，绞架所用的板梁、架杆等可用材料，必须备齐、备足，分类码放至巷道两帮宽敞处，不准乱堆乱放。
4）处理冒顶时，瓦检员必须先检查空顶处瓦斯，只有在瓦斯浓度不超过1.0％时方可处理，否则必须采取措施。
5）处理冒顶时，严格执行“敲帮问顶”制度，冒高处要用1.2m以上的长柄工具及时找掉活矸、危矸，确认安全后再用板梁、方木等在棚梁上码放“井”字型或“△”型木垛与顶接实，周围用菱形网罩严刹好周帮，杜绝顶板事故发生。
6）处理冒顶时，必须派有经验的老工人处理，绞架时三人配合，专人观察顶、帮及周围支架的动静。发现隐患立即处理，情况危急时，立即发出警号撤人到安全地点，确认无问题后再恢复工作。
7）绞架时绞架人员必须沉着、冷静、稳拿、稳放；传料人员必须注意力集中，随要随到，整个施工过程要求净、快、稳，确保绞架人员尽快施工完毕。
8）处理冒顶时，与施工无关的人员不准在施工地点逗留和穿行。
（六）顶板动态监测及管理规定
顶板动态监测及管理规定：
1.工作面控顶范围内，顶底板移近量按采高≤100mm/m计算。 2.工作面顶板不得出现台阶下沉。
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3.工作面底板松软时，支柱要穿柱鞋，支柱钻底＜100mm。
（七）工作面片帮、冒顶事故的预防及处理措施
一、工作面片帮、冒顶事故的预防措施
1．工作面要加强顶板管理，压力增大时，π型梁支护段可采取缩小棚距、增加抬棚、加打木垛等措施加强支护。
2．严格执行“敲帮问顶”制度，跟班队长、班组长进班后，必须首先对工作面安全情况进行全面检查，发现问题应及时处理。只有确认安全后方可安排各项工作。
3．每个工作人员要随时注意顶板变化情况，严格执行“敲帮问顶”制度，认真检查作业地点的顶板、煤墙、支架等情况，发现隐患要立即通知跟班人员采取措施进行处理。发现活矸、伞檐、冒顶或片帮危险时，人员要站在斜上方用长把工具撬落危岩或及时架设临时支护进行维护。危岩下方不得有人工作。
4．放炮后，π型梁支护段应及时铺展网移梁护顶，尽量缩短空顶时间，若支架顶部煤体或岩石比较破碎时，禁止放大炮，应先掏梁窝移梁护好顶后再放炮；悬移支架支护段要及时将卷起的护网放下，伸前探梁进行护顶。
5．工作面π型梁支护段移梁架棚时，若煤壁冒落高度大于200mm，必须用板梁背实。若工作面出现冒顶时，必须及时绞架接顶，严禁在空顶下作业。
6．放顶时严格按由下而上的顺序进行。
7．放顶后，若老塘悬顶面积超过10m2，顶板不落时，可在老塘侧垛两排煤袋，煤袋高度必须接顶，长度应大于悬顶区域。
8．工作面放炮前，必须对π型梁支护段单体柱进行二次补液，支架柱腿要升紧、打牢。
9．采煤工作面必须配足配齐梁柱，π型梁支护段严禁出现缺梁
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少柱现象，并且在上顺槽要有足够的备用梁柱，否则不准生产。
10．工作面控顶距要符合作业规程规定，严禁提前回柱。 11．放炮后对支架和歪扭单体柱进行及时维护，严禁在空顶下和不安全支架、棚梁下作业。
12．工作面所有工作人员都必须随时注意听、看工作面的动态，若发现异常现象应立即撤离所有人员到安全地点，待顶板稳定后，再进行处理。
二、工作面片帮、冒顶事故的处理措施
1．首先弄清发生的部位，片帮长度、顶板压力是否已经稳定，冒落高度和冒顶范围大小，冒落矸石的块度等情况。
2．工作面煤墙发生片帮时，必须超前护顶进行临时支护。 π型梁支护段：
片帮长度小于0.5m时，采用挂网窜主梁护顶措施；超过500mm时采用架一梁两柱顺山棚支护，梁采用半圆木或圆木，小头直径不小于150mm。
悬移支架支护段：
当煤墙片帮宽度小于800m时，采用挂网后向前伸前探梁进行临时护顶；超过800mm时，采用架一梁两柱顺山棚支护，梁采用半圆木或圆木，小头直径不小于150mm。
支柱要硬打硬上。临时支护时严禁出现“丁字棚”现象。
3．检查未冒落区的支架状态，加强其支护密度与强度，避免冒顶区的扩大。检查输送机是否能正常运转，如果被压埋应将其断开，铺设临时机尾恢复运输，处理冒顶区的矸石。
4．工作面移梁架棚时，若煤壁冒落高度大于200mm，必须背实。若工作面出现冒顶，则冒顶地段不准放煤，待冒顶地段过去后方可放煤。
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5．冒顶区范围较小时，可在支架上方打木垛刹顶，清除矸石后恢复生产。
6．如果是较大范围的冒顶，则可用劈帮（沿煤壁掘进小巷道）或重新掘进开切眼铺设刮板输送机恢复生产。冒顶区的设备另由专人清理回收。
（八）工作面初采初放、过地质破碎带及过老巷等另行制定专项措施
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第六部分 生产组织、循环图表及主要技术
经济指标
（一）劳动组织
1.劳动组织形式：
采煤工作以班组为基本施工单位，每班2～3个班长，采煤工每2人为一组，分段作业。（附劳动组织表六）
2.作业方式：
作业方式为两个半班采煤，半个班准备。
（二）循环作业图表
1.循环人数：每循环人数平均为108 2.循环进度：循环进度为0.8m。 3.循环方式：圆班完成1~2个循环作业。 4.循环产量：每循环产量为690.6t 5.循环工效：循环工效为6.39吨/工。 6.循环作业图表：
正规循环作业图表见附图。
（三）劳动组织
1.上、下顺槽替棚及文明卫生安排专职人员负责。 2.工作面打眼注水工作，每班安排2人负责。 3.工作面生产为两班半采煤，半班准备形式。
（四）主要技术经济指标
经济技术指标表见附表七。
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第七部分 安全技术措施
（一）采煤安全技术措施
一、钻孔与爆破安全技术措施：
1．爆破实用的器材，必须符合国家或行业标准。（《煤矿安全规程》第556条）。
2．打眼与装药地点的间隔距离不少于15m，腰眼采用1段管，底眼采用3段管，顶眼采用5段管，装药、爆破采用分组装药、分段爆破方式。一次拉炮长度不得超过10m。
3．打眼与移架（放顶）同时作业时其间距不小于15m。 4．打眼前必须进行“敲帮问顶”，遇有伞檐、活块等应用手镐、长撬棍处理掉，且应对工作地点的顶板、煤壁、支架进行全面检查，待问题处理好后方可打眼。
5．打眼工应按作业规程中爆破说明书的炮眼布置方式打眼。对凹凸不平的煤壁要根据情况减小或加大眼深，保证放炮后煤帮平直，采高和开帮都必须符合作业规程要求。
6．禁止在旧眼、残眼内或在煤（岩）裂缝中打眼，禁止站在输送机上打眼。打眼过程中，禁止用手或带手套扶托钻杆。
7．施工爆破孔时，如爆破孔与瓦斯抽放钻孔或其他钻孔、裂隙等非实煤体结构相贯通，必须废弃此孔并用炮土填实，另选位置补打。
8．打眼时必须是两人操作，一人在风钻一侧领钎定眼，一人在另一侧紧握手持风钻手把操作。
9．开眼时，煤硬要先用手镐刨点定位，煤软可直接用钻头定开定眼。定好位后，使钻头顶紧定位点，间断地送风2~3次，使钻头钻进煤体。
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10．钻头钻进煤体后，根据爆破说明书的规定，调整打眼的方向和角度。推进时要均匀使劲，不可用力过猛，要顺势推进。每隔一段时间要来回推动钻杆，排除煤粉。
11．打够眼深后，必须将钻杆来回拉动几次，把眼内煤粉排尽。底眼要用木楔、大块煤掩盖好，以防煤粉堵塞。
12．工作面坡度大打眼前应在其上下方设置挡板（1300mm×400mm×50mm），挡板要随打眼随移动。
13．装药时必须采用正向装药，严禁反向装药。装药时要先将炮眼内的煤粉掏净，再用木质炮棍轻轻把药卷推入炮眼，不得冲撞。小线必须靠煤墙边挽起来，不准和导电物接触。
14．各类炮眼必须全部装黄土炮泥和水炮皮，封泥不少于《煤矿安全规程》第329条规定要求。炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2；炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m；炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。联线采取大串联法，雷管脚线、连接线头要悬空，联结前雷管的脚线必须扭接。
15．装药采用分组装药，组与组间隔不少于2m，工作面一次拉炮长度不得超过10m，如遇顶板破碎或条件不好时，适当减少一次拉炮距离，必要时单装单放。
16．严格按爆破图表打眼、装药、放炮。
17．炸药要入箱加锁，当班用不完的炸药和雷管必须当班退还火药库，不准在井下乱藏乱放。
18．放炮员必须持证上岗，且必须依照放炮说明书进行装药放炮。 19．放炮前脚线的连接工作可由经过专门培训的班长协助放炮员 进行，但放炮母线联接脚线、检查线路和通电工作，只能由放炮员一人操作。
爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。
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