13071采面工作面作业规程

第一章 工作面概述
第一节工作面位置及井上下关系

13071工作面位于嵩阳金田煤业有限公司井田东部六水平东翼，开采煤层为五3煤。13071采煤工作面东侧为井田保安煤柱；南侧（上部）为13051回采工作面外部未回采，西侧为副井保安煤柱，北侧为未开拓13091预备工作面。
本区地表为低山丘陵地形，区内地势沿东西偏北走向呈北高南低地势，该工作面上部最高海拔标高为+660米，最低海拔标高为+590米，相对高差70米。
回采对地表的影响：
由于五3煤层赋存较为稳定，煤层倾角28-32度。煤层厚度0—1.2m,平均厚0.85m，且煤层埋深525m，顶板为砂质泥岩，硬度较小，根据以往开采情况工作面采动后不会大面积塌陷，对地面不会造成影响，且工作面上部600米范围内无村庄及零星村民居住，不存在搬迁问题。
表1工作面位置及井上下关系：

第二节 煤层赋存特征
一 、煤层特征
五3煤层位于下石盒子组五煤组中部。煤层厚度0-1.2m，平均0.85m，结构简单，不含夹矸或局部含一薄层炭质泥岩夹矸，区内大部可采。煤层直接顶板为灰～灰黑色砂质泥岩及泥岩，厚度0.8-1.6m，直接顶以上为五4煤，厚度0.1-0.5m，平均厚0.3m。其上为老顶，大部为细粒砂岩、砂质泥岩，厚6.5-10.4m，平均8.5m。底板为灰黑、黑色泥岩及砂质泥岩，厚3-8m。煤层埋深5.00-525m，底板标高+575--+85m。五3煤层下距二1煤层276.72m。上距田家沟砂岩108m。
综上所述，五3煤层层位稳定，结构简单，厚度较稳定，为大部可采的较稳定型薄煤层。
二 、煤质特征
矿井可采煤层为五3煤层，五3煤为黑色，以块状为主，偶见粉状，玻璃光泽，宏观煤炭成分以暗煤为主，可见镜煤条带，为半暗型煤。煤的视密度为1.47t/ m3,煤层平均厚度为0.85m,矿井瓦斯等级为低沼，煤层自燃倾向性为不易燃，煤尘具有爆炸危险性。
三 、瓦斯、煤尘和自然发火期
该矿地质条件简单，属单斜构造。五3煤层赋存较为稳定，煤层倾角28-32度。矿井瓦斯等级：低沼，相对瓦斯涌出量： 2.38m3/t ，绝对瓦斯涌出量:0.66m3/min 。煤层自燃倾向性Ⅲ类，不易自燃。煤尘具有爆炸性，爆炸指数20%。
地质构造
矿区属登封煤田马岭山勘探区的一部分，位于登封煤田西部。登封煤田属华北地层区豫西地层分区嵩箕地层小区
矿区总体构造形态为走向近东西，倾向NNW～N的单斜构造，倾角26～38°，局部发育宽缓背斜，在矿区浅部发现一条走向近东西的正断层（马F1）。
马F1：位于矿区南部，正断层。西起登封市颖阳镇新胜煤矿东部，向东延伸出区，延伸长度2600m，倾向南，倾角70°，落差两端小、中间大，为0～25m。由巷道和采掘工程控制，控制程度较高。
第四节 水文地质
一 、水文地质
1、水文地质单元及位置
本区位于颖阳～新密水文地质Ⅱ单元（I）的颖阳～妙水寺水文地质段（I1）。 区内地层走向近东西，向北倾斜，南部为寒武～奥陶系灰岩，北部为二叠系碎屑岩组成的低山丘陵区，中部为新近系坡、洪积坡地。区内断裂构造不甚发育，仅在在矿区浅部发现一条走向近东西的正断层（马F1）。
2、主要含水层
⑴、五3煤层底板孔隙～裂隙承压含水层：即五3煤层底板砂岩为细粒～中粒砂岩，厚3～8m，为底板直接充水含水层，岩性致密坚硬，裂隙不发育，且多被方解石脉充填，生产中未发生过底板充水现象，说明其含、富水性较弱。
⑵、五3煤层顶板孔隙～裂隙承压含水层：指的是五3煤层以上60m范围内的细粒～粗粒砂岩，发育4～5层，累计厚度为20m左右，为顶板直接充水含水层，岩性致密坚硬，裂隙不发育，且多被方解石脉充填，生产中主要以顶板淋水为主，钻孔单位涌水量为0.00022～0.05m3/s.m，渗透系数为0.00072～0.033m3/d，说明其含、富水性较弱。
（3）寒武系灰岩岩溶裂隙含水层
主要出露于南部山区，岩溶裂隙发育。据以往资料记载，钻孔单位涌水量为0.000479～1.37L/s·m，渗透系数为0.00426～13.76m/d，水位标高为+434.3～+459.38m，水化学类型为HCO3-Ca或HCO3·SO4-Mg·Ca型矿化度为0.308g/L，PH值为7.3～7.55，含富水性差异性较大，水质优良，反映了寒武系灰岩岩溶裂隙含水层水量充沛，水循环交替强烈，但含富水性极不均一的特征。
3、主要隔水层
（1）二叠系上石盒子组碎屑岩段隔水层
该层段残留厚度一般为0～200m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及薄煤层等碎屑岩组成，以泥岩、砂质泥岩为主，间夹数层中厚层状中粗粒砂岩含水层。其中，上部基岩风化带和其间中粗粒砂岩含水层，赋存有一定的水量，但由于其夹持于厚层泥质岩之间，且距开采煤层较远，又因含水层砂岩胶结致密坚硬，在该段中可起到骨架作用，相对增强了泥质岩层的抗压强度。该层段厚度大，在地表呈零星出露，补给条件不佳，裂隙不发育，透水性差，能对上部新近系潜水含水层和下部五3煤层顶板砂岩承压含水层之间的水力联系，起到良好的阻隔作用。
（2）五3煤层底板碎屑岩段隔水层
五3煤层底板至老底之间的砂泥质岩段，据统计，厚度一般为20m。岩性为泥岩、砂质泥岩、粉细粒砂岩，分布连续，层位稳定，裂隙不发育，透水性差，隔水性能良好，正常情况下，可阻隔下部砂岩裂隙承压水充入矿坑。
4、矿床充水因素分析
（1）矿井生产水文地质概况
本矿现开采五3煤层，最低开采水平为+85m，矿井充水水源以顶板裂隙水滴淋水为主，矿井正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h，未发生过突水现象。
（2）充水因素分析
①大气降水、地表水及新近系潜水
本区为低山丘陵地形，地面坡度较大，冲沟发育，大气降水迳流排泄条件好，因而无常年性地表水体。区内新近系地层呈零星发育，以坡积、洪积及冲积于沟谷、坡脚处，厚度较小，岩性复杂，含富水性差。加之上部上石盒子组隔水层较厚，故此大气降水、地表水及新近系潜水对五3煤开采无影响。仅在井筒揭穿层段有少量淋漓水现象。
②五3煤层顶板砂岩裂隙承压水
五3煤层顶板砂岩裂隙含水层直接覆盖于五3煤层之上，生产开采过程中该含水层裂隙承压水将首先充入矿坑，是矿坑涌水的主要充水水源之一。由于该含水层单层厚度较薄，裂隙不甚发育，且补给条件差，裂隙水储存量有限，导、富水性弱，生产中易于疏排。
③五3煤层底板砂岩裂隙承压水
该含水层厚度较小，裂隙不甚发育，且极不均一。因本区属大陆性半干燥气候区，年降水多集中于7～9月份，其水源补给时间短，加之含水层被新近系地层覆盖，补给量不足，故而其富水性相对较弱，一般情况下对开采五3煤层影响不大，以往开采生产过程中也未发生过充水现象。
④断裂构造对矿床充水的影响
本区发育的主要断裂构造位于矿区浅部的马F1。
一般情况下，断裂构造在形成过程中，由于受应力牵引、拖拉作用而在断裂带两侧形成较密集的羽状断裂，破坏了地层的连续性，使各个含水层间产生不同程度的水力联系。同时，断裂破碎带为地下水的运移、富集提供了通道和空间场所。
因此，推测在马F1断层和其附近及其尖灭地段，为地下水的相对强迳流带或相对富集区。在开采过程中，当接近该断层时，应打超前探、放水钻，并留设足够的防水煤岩柱等防治水措施，以防突水造成淹井事故。
⑤老窑老空水
本矿位于登封煤田的西部，本矿及西部四家煤矿在资源整合前进行过多年的开采活动，留下了大面积的采空区，对本矿的安全生产造成了威胁。
与本矿西部紧紧相邻的组合的四个小煤矿采空区，开采后留下的采空区存有老空积水，根据所留图纸和实际调查、访问基本摸清了西部采空区的情况;并已根据实际展绘在采掘平面图上，西部组合的四家矿井采空区都已贯通相连，即矿井的积水彼此相通，我矿已与紧密相连的鑫鑫东井井筒贯通，老空积水已排放，根据这一情况证明西部老空存水并不多；只是老窑的井筒有深有浅，避免不了存在有多有少的老空水；在今后的生产过程中要加强老空水动态观测工作，开采至此时必须确定探水线，进行探放老空水工作，防止老空水涌出，确保安全掘进和回采。
⑥钻孔对矿床充水的影响
由于钻孔揭露并沟通了各个含水层，使之相互间产生了水力联系，构成了未来矿井开采时矿井充水的人为通道。故在生产中，当回采中或回采落顶后冒落破裂带与钻孔沟通时，钻孔即成为泄水通道而向矿坑充水。因此，矿井生产中，钻孔将是矿坑充水的通道之一，生产中应加强以往勘探钻孔的监测工作，避免盲目揭露或穿越钻孔，并要采取有效的防治水措施，以防患于未然。
5、地下水的补给、迳流、排泄
矿区内五3煤层主要充水含水层为其顶板砂岩裂隙含水层，在浅部接受大气降水的渗入补给，并沿地层走向及倾向向北东部及深部迳流排泄。矿井生产过程中，生产排水是采矿期间主要排泄方式之一。
据矿井生产资料，矿井生产中,正常涌水量5m3/h，最大涌水量10m3/h。矿井充水水源以顶板砂岩裂隙淋水为主，涌水量相对较小，易于疏排，由于本区无地表水体，且含水层间有隔水层相阻隔，断裂构造也不发育，故含水层间无水力联系，矿井水文地质类型为二类一型，即矿坑充水以顶板裂隙水为主的水文地质条件简单的矿床类型，矿井水对工作面回采不会造成较大影响。
附图T1：工作面井上下对照图
附图T2：工作面岩层综合柱状图
附图T3：煤层等高线及储量计算图
采煤方法
第一节 工作面巷道布置
13071采煤工作面位于13采区副井东翼，上巷为回风巷道，标高+340m,主要用途为行人、通风、运料，上部为13051采面未回采，走向长度630米。下巷为运输巷，标高+290m,主要用途为通风、行人和运输。上下巷均采用工字钢单棚支护，上宽1.8m,下宽3m,中高(道面以上)2.3m,净断面为5.5㎡。
表2：工作面上、下巷及切巷支护参数表

第二节 采煤方法及回采工艺
采煤方法
本工作面采用走向长壁前进式采煤法进行回采，全部垮落法处理采空区。
二 、采面支护形式
本采面采用DZ0.8/1.0/-300-100型单体液压支柱支护，该支柱适合0.6-1.0米厚煤层段使用，采面支护形式为：采用单体液压支柱配金属铰接梁及木垛联合支护，金属梁采用1米长，带花钢梁。木垛选用直径14—16公分的方木摆成。正常情况下，支柱布置四排，木垛摆在舍帮两排支柱之间，木垛净间距5米，四排三巷控顶，净排距为0.9米，净柱距为0.5米，一柱一梁，最大控顶距4米，最小控顶距3米，放顶步距为1米，边采边放。对于坡度大于30度的回采地点或当采空区空顶面积达2×5㎡及以上未及时跨落时，舍帮用密集柱护矸切顶，密集柱在老塘一排除摆木垛格外每个格加一根单体柱，单体柱上被顶帽，顶帽顺山势上下打，顶帽规格40×100×300mm。
三、回采工艺流程
回采工艺过程，检修→支柱注压→打眼放炮→打临时支护→掏梁窑挂梁→打顶→升柱支护→挂防倒链→交接班。
根据煤层赋存条件及生产管理水平,采用走向长壁前进式采煤法,打眼放炮落煤,人工攉煤,搪瓷溜槽运煤。
四、爆破设计
采用2台ZQS-20/1.8气动钻机分段同时打眼，2#煤矿许用安全炸药配合瞬发雷管正向起爆，爆破说明书见表3。
详见附图T5：炮眼布置图
 

说明：每眼装药量由班组长和放炮员根据工作面顶、底板情况，煤质软硬及地质构造情况适当增减。如果煤质较硬或遇薄煤带，根据具体情况制定专项安全技术措施。
采用毫秒爆破进行爆破落煤，详见爆破说明书。
1、爆破器材的选用：
选用MFB-100型起爆器，最大起爆能力100发，另选用导通欧姆表来检验爆破线路的导通情况。选用安全等级为二级的煤矿许用炸药。选用1-5段合格的煤矿许用毫秒延期电雷管，桥丝为镍铬丝,铁丝脚线,电阻一般为5-6欧姆，延期量及脚线标志见表4：

2、炮眼布置和装药量
⑴、工作面采高0.85m，采用手持式气动钻机配长1m 直径 40mm的麻花钻杆打眼，采用“双排三花眼”布置炮眼，顶眼间距1m，距顶板0.3m，眼深0.9m；底眼间距1m，距底0.2m，眼深0.9m。详见炮眼布置图。
(2)、联线方式：联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自下而上底顶眼依次起爆。（其联线方式见图）：

(3)、起爆长度及装药量：工作面采用一次打眼，分组装药，每组装药必须一次起爆，一次起爆长度一般为5-10m。均采用正向装药，顶眼一般装药量0.3kg，底眼一般装药量0.25kg。
 

(4)、封孔方式：采用水炮泥封孔，并用黄土填满封实，要求封泥长度不低于0.5m。
该采面装格120-130个，每班采格100个，“三八”制作业，日推进2.4米，日产量228.6t,月产6401t。
第三节 生产系统
一、运煤系统
工作面煤炭利用搪瓷溜槽自溜进入运输巷矿车，运输巷矿车经5t电瓶车(CDST-7/90)牵引，运输至六水平大巷溜煤眼转载至运输巷皮带至主井煤仓经主井箕斗运输到地面。
运输路线：工作面煤→工作面下切眼→蓄电池电机车→大巷溜煤眼溜槽→皮带巷→主井煤仓→箕斗→平地。
二、运料系统
工作面所需材料、设备等物质采用矿车、平板车或花车，通过CDST-7/90型电瓶车牵引运至13071上巷（回风巷）至工作面上口，人工运至工作面。
运输路线：地面→副斜井→五水平车场→13071上巷（回风巷）→工作面
附：T5运输系统示意图
第四节 通风系统
一、通风方式
本工作面采用独立U型通风。
二、通风路线(详见附图T6：通风系统图)
工作面新鲜风流：
副井→13071下巷口→13071下巷（进风巷）→工作面下出口→工作面
工作面乏风风流：
工作面→13071上巷（回风巷）→五水平车场→风井→地面
三、风量计算
⑴、按最大出勤人数计算
Q=4NK
=4×70×1.05=294(m3/min)
式中：K ---备用系数 取K=1.05
N ---最大出勤人数为70人
⑵、按工作面一次放炮炸药消耗量计算
Q=25A
=25×6=150（m3/min）
式中：A ---一次爆破的最大炸药量，6kg
25 ---每公斤炸药爆炸后需要供给的有效风量m3/min
⑶、按瓦斯涌出量计算
Q=100q采×Q采×K备
=100×0.66×1.5
= 99（m3/min）
式中：Q采 ---瓦斯绝对涌出量 取0.66
K备 ---采面瓦斯涌出不均衡系数K=1.4－2.0 取1.5
根据以上计算13051工作面的风量取计算风量的最大值: Q=294（m3/min）
按集团公司规定炮采工作面设计风量不得小于350m3 /min。
⑷、风速验算
①工作面风速验算
V=Q/（60S）
=350/（60×2.55）=2.3(m/s)
式中：S ---工作面平均断面积 2.55(m2)
②上巷风速验算
V=Q/（60S）
=350/（60×5.5）=1.06(m/s)
式中：Q ---工作面设计风量
S ---上巷断面积，上巷采用上净宽1.8m，下净宽3.0m，中高2.3m，净断面5.5m2。
③下巷风速验算
V=Q/（60S）
=350/（60×5.5）=1.06(m/s)
式中：Q ---工作面设计风量
S ---下巷断面积，采用上口净宽1.8m，下净宽3.0m，中高2.3m，净断面5.5m2。
经验算风速在0.25～4 m/s之间,符合《煤矿安全规程》规定，所以确定13071回采工作面供风量为350 m3 /min。
第五节 供电系统
一、供电系统
该工作面上巷及下巷各有一组供电设备，专供安全出口超前巷掘进通风使用。
详见附图T7：13071工作面供电系统图。
二、机械设备配备
该工作面除供上下巷掘进超前巷用的风机外无其他设备。
第六节 防、排水系统
防治水管理
13071工作面回采期间，预计最大涌水量1.7m3/h,仅有局部地段顶板滴水现象，涌水量较大时，必须在下巷及时清挖水沟至中央泵房水仓。
排水路线
工作面→13071运输巷→中央泵房水仓→地面
第七节 供水及防尘洒水系统
一、防尘供水系统
13071工作面的防尘用水：地面静压水池→副斜井→上、下巷→工作面
上、下巷供水管路均采用1.5英寸的水管，每隔100米设一个三通阀门给工作面及放煤口喷雾和防尘水幕供水。
二、综合防尘措施
1、转载点喷雾
工作面放煤口及溜煤眼处各设一组喷头，喷雾设施牢固可靠，喷嘴对准产尘源，雾化好，开关方便，灵敏可靠，且坚持正常使用。
2、防尘水幕
在运输巷中距工作面煤壁50m处，安设一道水幕，在回风巷距安全出口50m内安设一道水幕，每道水幕喷头不少于3个，且雾化好，覆盖全断面。两巷水幕均随工作面推进里移。
3、进回风巷煤尘冲刷
对进回、风巷及工作面其他部位煤壁巷帮每班冲刷一次，防治积尘。
4、个体防护
进入工作面回风巷侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。
第八节 工作面通讯系统
工作面上、下安全出口各安装一部直通地面调度室的生产电话。
附图T8:工作面通讯系统示意图。
第九节 工作面安全监测监控系统
一、13071工作面安全监测监控系统(详见附图T9：安全监测监控布置图)
1、工作面共安装四种安全监控设备：两个监测分站(KJF)，三个甲烷传感器(T1、T2、T3、),一个粉尘浓度传感器（FC），一个一氧化碳传感器（CD）。
2、监测分站安装在五、六水平车场巷，并与平地瓦斯监测系统联网，甲烷传感器(T1)安装在下巷安全出口外3～5m处。甲烷传感器(T2)安装在工作面上隅角，(T3)安装在上巷距工作面安全出口5～10m范围内。
3、控制区域：要求瓦斯电闭锁在瓦斯超限时能自动切断工作面及回风流全部非本质安全型的电器设备和线路。
二、电源电缆及信号电缆敷设
1、信号电缆：由六水平监测分站引出一条信号电缆，沿下巷敷设至距工作面5～10m范围内，接里传感器(T1)，由五水平监测分站引出四条信号电缆，一条沿上巷敷设至13071工作面上隅角，外接传感器(T2)，一条沿上巷敷设至距工作面安全出口5～10米范围内,接传感器(T3)，另外两条分别接粉尘和一氧化碳传感器。

第十节 工作面防灭火系统
一、防灭火系统管路
地面→副斜井→13071工作面上、下巷
二、防灭火管理制度
1、井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。
2、设备加强检修，减少自身摩擦，当温度超限时停止运行。
3、工作面下隅角老塘垮落不充分时，必须用编织煤袋围实或采用风布将漏风处挡严。
4、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，并迅速报告调度室。调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灭火预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。
5、公司值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。
6、电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。
7、抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。
顶板管理
第一节 顶板控制设计
一、工作面支护设计
1、煤层顶底板岩性及分类
(1)煤层顶、底板岩性(详见地质柱状图)
(2)顶底板结构
老底←直接底←伪底←煤层→伪顶→直接顶→老顶
(3)顶板分类
直接顶为砂质泥岩，厚度为0.8-1.6m。老顶为细粒砂岩及砂质泥岩，厚度8.5m。直接顶初次垮落步距为8-10m，老顶初次来压步距为25m，周期来压步距为14m，属二类中等较稳定顶板。底板为泥岩、砂质泥岩，属二类中等较稳定底板。
2、采场控制设计
该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。
(1)“支”：就是要求支架在其工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。
A、直接顶初次垮落期间
直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：
P1=MALAYA/2L小 =(1.3×9×2.5)/(2×3)=4.875t/m2
式中：P1——支架支护强度 t/m2
MA ----直接顶厚度 1.3m
YA ----直接顶平均容重 2.5t/m3
LA ----直接顶初次垮落步距 9m
L小 ----最小控顶距 3m
B、老顶初次来压期间
要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。
P2=A+MBYBCB/kt/L小
= (1.3×2.5)+ (8.5×2.5×25)/4/3
=3.25+44.27=47.52(t/m2)
式中：P2 ----支架支护强度 t/m2
A ----直接顶重量 3.25t
MB ----老顶厚度 8.5m
YB ----顶容重 2.5t/m3
kt ----岩重分配系数 kt=4
L小 ---最小控顶距 3m
CB ----老顶初次来压步距 25m
C、周期来压期间
在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：
P3=A+MCYCCC/kt/L小
=(1.3×2.5)+(8.5×2.5×25)/4/3
=3.5+44.27=47.77(t/m2)
式中：P3 ----支架支护强度 t/m2
A ----直接顶重量 3.5t
Mc ----老顶厚度 8.5m
YC----老顶容重 2.5t/m3
CC ----老顶周期来压步距 25m
L小 ---最小控顶距 3m
D、按经验公式计算
按照经验，支护强度为采高岩重的6～8倍。
P4=8M=8×1×2.5=20 t/m2
式中：M—老顶容重 2.5t/m3
取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P3=47.77t/m2
E、支护密度
按该工作面柱距为0.5m，排距为0.9m,则支护密度为：
N实=5/(L棚×L柱) =5/(0.5×4) =2.5(根/m2)
式中：N实 ----实际支护密度 根/m2
L棚 ----实际棚距 0.5m
L柱 ----最大控顶距 4m
N设=Pmax/F0=47.77/24=2根/m2
式中：N设 ---支护强度必须的支护密度
Pmax ----计算取的最大支护强度
F0 ---支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根
经计算：N实=2.5根/m2>N设=2根/m2，故取支柱棚距为0.5m，排距0.9m，合乎要求。
(2)“护”：包括护帮顶和护底
a、护帮顶：
根据采煤工艺要求，所选用棚距虽能满足岩石强度能托住两棚间松散岩体的重量，但必须在柱子上架设铰接顶梁、拍子椽子以支撑破碎的顶板。根据理论和材料供应的材质，选0.6m的棚距（中～中）架设，可以满足护顶的要求。
b、护底
护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压。否则，支柱要穿柱鞋。为保证工作面支柱的初撑力,底板松软地段支柱下站大木鞋(木鞋规格为:400mm×160mm×60mm)。
(3)“稳”的准则
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。
P初 =hr（cosα+sinα/f）/G实
式中：P初 ----支柱初撑力 KN/根
h-----复合岩层厚度 根据跨落高度取2.5m
r-----复合岩层密度 2.0t/m³
α-----煤层倾角 30°
G实------支护密度 2.5根/米2
f------软硬岩层之间摩擦系数 取0.5
则：P初=2.5×2.0×〔(cos30°+sin30°)/0.5〕/2.5
=5.5t/m2
= 53.92kN
故：根据《郑煤集团生字[2003]第8号》文件规定，中排单体柱初撑力保证在55KN以上，煤墙及老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。
第二节 巷道布置
一、采面的下护巷煤柱和超前出口
工作面开切眼以后，从切眼下出口向上量8m（净）煤柱向前（工作面推进方向）开小平巷，小平巷开够7.5m后从工作面下巷切眼口向前（工作面推进方向）量6m（净）煤柱向上开第二个切眼，与切眼内向东掘进的小平巷掘透形成采面的下护巷煤柱（6×8m）和下超前小平巷、下超前出口，该超前小平巷时常超前于工作面2个，以满足通风行人的需要。
二、采面的上护巷煤柱和超前出口
工作面开切眼与工作面上巷贯通后，从切眼上出口向下量8m（净煤柱）向前（工作面推进方向）开小平巷，小平巷开够8.5m后，外部留7m向上开上山切眼掘够8m与采面上巷贯通形成采面上护巷煤柱（7×8m）和上超前小平巷及超前出口，该超前小平巷出口时常超前于工作面2个，以满足通风行人的需要。
三、采面上、下小平巷、上下出口的支护断面要求
采面上下小平巷和出口支护材料以单体柱π型钢梁联合支护，π型钢梁标准1500×120×120mm，单体柱打于巷道两侧，升于π型钢梁两边，要求巷道净宽1.2m，净高不低于0.9m，棚距0.5m（净），顶板破碎时用拍子椽子打顶，小平巷要求用椽子拍子闭上邦。
四、采面上、下小平巷，上、下出口掘进工艺
采面上、下小平巷、上、下出口掘进采用放炮落煤，人工扒煤的掘进方法，采面下出口掘进的煤直接于0.75t矿车内，开小平巷的煤直接扒入工作面溜煤切眼中，再向前做第二个小平巷时，煤扒入第二个切眼中直接接于0.75t矿车中，采面上出口和小平巷掘进的煤直接扒入工作面中。
五、采面上、下小平巷，上、下出口通风管理
采面上、下小平巷，上、下出口掘进时使用11KW风机单独供风由于掘进深度比较浅煤质较硬，所以掘进时的回风对工作面回采影响不大。
第三节 顶板管理
一、顶板管理要求
13071工作面采用全部垮落法管理顶板，作业人员必须严格执行“敲帮问顶”制度，打眼工按照炮眼布置图打好炮眼，放炮员按爆破说明书进行装药爆破，炮放完后，掘工进入工作面，每人分段掘格，两端各留一个格的煤柱，掘格时必须备有托板两块，每4个格在空顶处升临时支护一根，然后开始掏梁窑挂梁，梁挂上后插好板销，开始用拍子椽子打顶，戴好两挂梁必须升柱一根，严格按次序掘格，严禁多格拉通，严格按柱距、排距立柱，坚持一柱一梁，立柱时，柱子必须站在坚硬的底板上（并麻坑）如若底板松软则必须站木鞋等。支柱必须应山有力，去柱扶手必须朝上，支柱必须升紧，保安（隔离）煤柱只有上下工程都做好后再扩掉。煤层厚度超出或下降支柱限度时，应根据情况用特殊支护，按工程要求标准打紧打牢。
二、放顶回柱要求：
放顶分组作业，三人一组，一人作业，一人监护，一人运柱运梁。一组从下部放至中部，另一组从中部放至上部（密集柱按排巷移动放一根立一根），中部开始放顶时起点处必须打好密集支柱。放顶前清理好退路，备齐使用工具（卸载手柄、拉木机）。要求走进工作场所，首先观察顶板、支护受压情况，搞好敲帮问顶，检查控顶距内的支柱使用情况，若有松动应立即升紧升牢，特殊地段的支护，在放顶前如有变形不力者，应及时更换。按顺序由里向外、由下向上，严禁跪坐放顶，必须站在控顶距内(中排巷)，严禁站在第三排巷内（靠放顶侧排巷中），使用卸载手柄将柱子内的水放出或拉木机把柱子拉出，必须安排有技术、有经验、懂业务的老工人放顶作业。若是工作面初次放顶，每9m2支设一根信号木支柱，以便观察初次来压状况，回掉的支柱顶梁，严禁堵塞退路，必须按指定地点堆放。放顶后若顶板不及时垮落，可进行强制放顶垮落及煤壁侧每20米间隔另穿倒U型安全出口。
三、工作面过断层和回采结束时的要求
工作面过断层或回采结束时，首先掘进一条与采面平行间隔5米的上山巷道，并与上巷贯通作为安全退路，并且在上山巷道中每隔6米（净）开一个小巷联络眼，将支柱全部回出，回柱时清好退路，确保安全。
劳动组织、正规循环作业及工作面
主要经济技术指标
劳动组织
１、循环方式：每班0.8个循环，昼夜2.4个循环。
２、作业形式：正常生产为“三班采放煤、边采边放”的作业形式，详见劳动组织表:

工程质量管理和煤质管理
 一、交接班制度
 工作人员要严格执行交接班制度，提前30 分钟到达工作地点，各工种分别交接以下内容：
 1、工作面的现行状况。
 2、工程质量上存在的问题和下一班要注意的事项。
 3、采面地质条件及构造变化情况。
 4、机电设备运行情况。
 5、采面梁柱的使用情况。
 6、特别是要交清采面的安全隐患情况。
 二、工程质量管理制度
 1、区队要成立由4～5人组成的验收小组。
 2、验收员全权负责当班工程质量的验收。
 3、验收小组成员要严格执行交接班制度。
 4、验收员要严格按作业规程和采煤工作面质量标准验收工程质量。
 三、机电设备管理制度
 1、对工作面的机电设备要实行包机制。
 2、设备负责人对所包设备履行维修保养制度。
 3、设备负责人必须由机电队长统一领导。
 4、设备负责人必须对所管设备的结构、原理、性能及常见事故的处理有深刻的了解。
 5、设备负责人针对月检、周检、日检的内容进行详细认真的检查维修，并进行记录，装入设备本身的档案管中。
 6、对于生产中出现的问题，设备负责人要及时汇报给有关领导。
 7、对设备常用配件，设备负责人要提前领取，对闲置设备要放到下巷距工作面30米以外的地方。
 8、因不负责而使设备发生事故，应视情节轻重对设备负责人和责任人给予警告、罚款、降级直至开除的处分。
 四、支护材料的管理制度
 1、队里要成立一个支护材料管理小组，由一名付队长任组长。
 2、严格执行交接班制度。
 3、柱梁编号管理,做到对号入座。
 4、采面实行全支撑，无空载支柱。
 5、采面不得出现3根以上的失效柱。
 6、交接班时，发现柱梁丢失要按价赔偿。
 7、备用支柱和失效支柱应放在上、下巷距工作面30米以外的地方码放整齐，并挂牌管理。
 五、煤质管理
 1、采煤工作面实行碴煤分装分运。
 2、要求工人树立煤质管理思想意识，做到煤中见碴就捡，随手扔到采空区。
第六章  安全技术措施
 一、工作面顶板管理安全技术措施
 1、采煤工作面所有人员必须认真学习《煤矿安全规程》、《操作规程》和工作面《作业规程》。
 2、开工前，认真检查工作面工程质量，处理各种不安全隐患，为回采做好各项准备工作。要对所有支柱实行单枪多次注液，工程质量验收员应随身携带压力表，对工作面支柱初撑力进行测试，确保初撑力达到要求，支柱稳定。支柱工每班测压不能少于3次，并认真填写测压记录。
 3、加强采面支柱的初撑力管理，跟班队长、班长亲临现场，督促职工搞好放顶前二次注液工作，确保单体柱初撑力达到90KN以上，中排巷柱注液后，及时对舍帮、煤墙柱均衡补液，严禁有空载支柱。
 4、冒顶征兆
 （1）响声：顶板下沉、破裂、掉碴、顶板压力过大时，支柱就会发出响声，单体液压支柱自动卸压，紧接着就有单体柱腿芯普遍下沉等现象，遇到这种情况，应迅速撤离危险区，等没有危险时，再采取由外向里或从两头向中间加固，加密支护，增加密集柱，整修支柱等相应措施进行处理。
 （2）掉碴：顶板严重破裂，支架歪扭。
 （3）片帮：冒顶前煤壁受压增大，煤体松软，片帮煤比平时多，使用风煤钻打眼省力，此时要放小炮或不放炮。
 （4）裂缝：顶板的裂缝一种是地质构造产生的自然裂隙，另一种是因为采空区顶板下沉引起的采动裂隙。若裂缝加深加宽。说明顶板继续恶化，必须采取有效措施进行处理。
 （5）脱（离）层：顶板快要落时，往往出现脱层现象，这时要采取“敲帮问顶”的方法，将脱层岩块除掉。
 （6）漏顶：对于破碎的顶板在冒落之前，不一定有响声或折梁断柱现象，若不及时发现进行处理，会造成支架松动，发生大面积冒顶，此时必须进行背顶或加密支护。
 （7）采煤工作面必须严格工程质量，支柱迎山合理，不歪不旋，必须有柱窝。回采过程中顶板必须看护好，如果顶板有异常应及时加固和处理。防止推垮导致工作面冒顶。
 （8）更换支柱或维修巷道时，必须先加临时支柱，然后按作业规程规定支护校正点柱。
 5、冒顶事故的处理
 （1）如果发生小范围冒顶，冒顶不高、面积不大，现场人员由跟班队长指挥，组织人员支护，打木楔、背竹笆，加固周围煤岩，控制顶板冒落，经检查确认安全时，再按规定进行支护。
 （2）如发生大面积冒顶有人被埋时，要立即探明位置，迅速组织人员在顶板稳定情况下，进行加固，采取各种方法进行抢救。
 ①迅速通风，找好退路在巷道不能通风时，可利用水管，压风管路向压埋人员送风。
 ②遇大块矸石埋压人员时，可采用千斤顶等工具把矸石顶起，尽量避免破坏冒落岩石的堆积状态。严禁采用放炮的方法处理大块岩石。
 ③如老塘放顶压埋人员时，可采取沿放顶区由外向里掏小洞，架梯形棚或用前探棚支护方法。
 ④若底板是岩石无法抢救时，可沿煤墙，掏小洞方法进行。
 ⑤采用掏小洞或打木楔法，时间长不安全时，可沿煤墙开切眼的方法进行处理。
 ⑥处理中，必须始终坚持由外向里，加强支护防止二次冒顶。
 6、当工作面必须采取措施，防止大块煤炭或矸石，从流槽滚下砸伤下边工作人员，必须沿工作面倾斜方向每10m打一道闭子，闭子可用旧皮带或溜煤槽固定在两侧的支柱上，下边留0.2m-0.3m的间隙以利于下煤。
 7、工作面捡出的夹矸必须全部清理到舍帮采空区内，严禁放在排巷内，以免影响通风行人和放顶。大煤块必须用镐敲碎，严禁将大煤块沿流煤槽往下放。
 8、工作面扒格与放顶必须错开15m以上的距离，严禁对采对放。
 9、当工作面采空区放顶后出现悬顶面积大于10㎡时，除了按要求升好密集柱以外，在第三排支柱上沿倾斜方向每2根支柱之间加打1根单体柱，然后留一个0.8m的安全通道。
 10、回收出的支柱必须放在靠采空区一侧的密集柱旁边，码放整齐，严禁乱扔乱放，或放在中排巷内，以免影响通风行人。
 11、工作面内严禁留有顶煤、底煤、伞檐等。顶、底煤和伞檐要及时处理。
 12、工作面扒格时，相邻两节之间必须留有2个格的小煤柱，严禁一次拉通，在掘工扒格时，扒成2个格后，必须立即升腿站支柱，严禁全部扒成后再升支柱。
 13、工作面严禁空顶作业，作业过程中要时刻注意敲帮问顶，防止煤炭片帮伤人。
 14、工作面严禁使用损坏的支柱， 工作面的坏支柱必须当班运出工作面，及时升到平地进行维修。
 二、回柱放顶措施
 1、在工作面回柱放顶前，将排巷内的夹矸全部清理到采空区内，将闲支柱及时运走，必须保证退路畅通。
 2、在空顶区、顶板破碎区域或局部有裂隙应先加固，然后加柱。
 3、严禁作业人员进入采空区操作。
 4、放顶时必须三人一组，其中一人观顶、一人回柱、一人移支柱。
 5、被压死的支柱，严禁敲打，用风镐把柱底破碎松动后，将支柱回出。
 6、放顶前要先将中排巷内的密集柱升好，歪旋的支柱修好，然后才能放顶。
 7、流煤槽移到煤墙处，才能进行回柱工作。
 8、回柱的过程中，要观察顶板状况，注意敲帮问顶工作。
 9、回柱时要防止支柱下滑或进入采空区，回柱要用1.5m的绳头一端挂在要回柱的手把上，一端挂在末排一根支柱手把上，滑向采空区的支柱应用长把工具拉出，严禁人员进入采空区清运支柱。
 10、分段回柱时，分段处要选在顶板完好，支柱齐全牢固处，并在分段处末两排之间各打两根支柱，以拦堵上部支柱下滑伤人。
 11、工作面在回柱放顶时，必须有跟班安全员或支柱工、副班长在现场监督指挥，发现问题及时处理。
 三、巷道维修措施
 1、加强对两巷的维修管理工作，当发现巷道有顶板变形、折梁断柱巷道变形严重时，应及时维修，保证巷道行人畅通安全。
 2、发现巷道内有空邦空顶时应及时打顶背邦，防止空邦空顶。
 3、在维修更换点柱或换棚时，应对前后支柱或棚梁进行加固，维修期间应妥善保护电缆，水管及电气设备等，维修时停止矿车在巷道行进。
 4、两巷道维修更换点柱或棚梁时，不得将电缆管线夹到棚里，以防片邦时挤坏管线。
 5、行人通过施工地点时要停止作业，待人员通过后方可作业。
 6、上下巷距工作面20m以内高度不低于1.8m，20m以外高度不低于 2m。
 7、回采过程中要及时整修上下巷，保证其断面通风无阻，保证巷断面不小于原设计的80%。
 四、瓦斯管理与防治措施
 1、工作面必须安设瓦斯自动监测报警装置，工作面上付巷安装瓦斯自动检测断电报警仪，距上安全出口10米内，报警浓度为≥0.8%，断电浓度≥1.0%，复电浓度＜0.8%，断电范围为：工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
 2、电钳工、瓦检员及班组长以上干部必须带便携式瓦斯检测仪，随时随地检查瓦斯，上隅角必须悬挂便携式瓦检仪。
 3、入井人员必须随身佩带自救器，并熟练掌握使用方法。
 4、工作面安装的瓦斯探头全队职工要加以保护，不得私自掩埋或损坏。
 5、加强通风管理，为防止瓦斯聚积，上下付巷内不得堆积物料，防止影响工作面有足够的风量。
 6、瓦斯检查员每班必须对工作面上下端头、上隅角巡回检查，每班不少于2次，发现瓦斯超限，必须停止工作进行处理。
 7、甲烷传感器布置在巷道上方，并垂直悬挂，距顶板不大于200㎜，距巷帮不小于300㎜。
 9、瓦斯检查装置、调试、维修工作由专人负责，并定期进行调试、校正。每月至少调校一次，瓦斯传感器必须每七天调校一次，当发生故障时，必须立即处理。不经允许任何人不得擅自挪动、拆除、调整。
 10、电动机及其开关附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
 11、工作面回风巷中瓦斯浓度超过0.8%时或二氧化碳浓度超过1%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。
 五、爆破管理措施
 1、采面采用“双排三花眼”布置炮眼，顶底眼装药量、一次起爆长度要严格按规定执行，在煤层松软地段，可由跟班队长、班长、放炮员视煤墙情况调整顶底眼位置,适当减少装药量降低一次起爆长度。
 2、采用合格的煤矿1～5段毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药进行爆破。
 3、使用完好的起爆器，并定期检查起爆器参数和更换电池，保证有足够的起爆能力，工作面只能使用一台发爆器，只准配一把钥匙，发爆器的钥匙必须有放炮员随身携带，严禁转交他人。爆破前，爆破母线必须扭结成短路。不到爆破通电时，不得将钥匙插入发爆器。爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。
 4、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间，才可沿线路边检查瓦斯边检查拒爆原因。
 5、爆破作业必须执行“一炮三检”和“三人连锁换牌制度”。经过专门培训的班组长可协助放炮员装药。
 6、装药必须按起爆顺序进行，底眼1、2、3、4段，顶眼2、3、4、5段，装药结构采用正向装药。放炮员要严格区别毫秒雷管各段之间的不同脚线标志，不得装错，装好的炮眼雷管脚线必须拧成短路。
 7、毫秒爆破必须采用串联，不得并联或混联，所有使用的毫秒雷管必须经过严格的导通检验，保证使用的安全性和可靠性。
 8、装药要切实保证1号眼(即一段管)的装药品质，药要装到底。炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。严禁使用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼封泥。
 9、严格执行瓦斯超限不放炮，无风和风量不足不放炮，支架不完整不放炮，有冒顶危险不放炮。
 10、放炮时人员应撤到下顺槽压风自救处，上顺槽人员撤离至回风口以外并设置警戒牌。由班长安排专人在警戒线外和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作。把口人员必须在安全地点警戒，认真把口，不得干与把口无关的工作。放炮员用口哨传递信号(一声停，二声放炮，吹乱哨是解除警戒)，确保爆破安全。
 11、爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8%，严禁装药爆破。
 12、爆破后，待工作面炮烟被吹散，爆破工、瓦斯员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆情况。发现异常情况，必须立即处理。
 13、当班装药炮眼因故未放完时，放炮员及班组长必须在现场交接班。
 14、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。当班未能处理完毕时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆时，必须遵守以下规定：
 ①、由于联机不良造成的拒爆，可重新联机起爆。
 ②、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药爆破。
 ③、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置发起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。无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。
 ⑤、在拒爆处理完毕前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
 15、始终坚持炸药、雷管领退制度，必须把当班没用完的炸药、雷管退回炸药库。
 六、防尘管理措施
 1、定期冲洗上下付巷巷帮，对电器设备及电缆、管线定期清扫，防尘工作要有专人负责。
 2、上下安全出口处20m各安设水幕一组。随着回采逐渐里移。
 3、作业人员要佩带好防尘口罩，减少吸入肺部煤尘，搞好个体防护。
 七、通风管理措施
 1、通风科必须按规定配备风量，风量不足或风速超限时，要停止工作。
 2、加强两巷及上下安全出口的维修管理，保证其断面满足最大风量的需要。
 3、对通风设施加以保护，严禁人为破坏，保证可靠。风门必须连锁。
 4、通风科要根据实际瓦斯涌出量，及时核定调整风量做到以风定产，保证工作面实际供风量。
 5、严格瓦斯管理，严禁超限作业。
 八、防火措施
 1、消灭一切外因火源，杜绝电器失爆。
 2、在采面、泵站、电气开关处必须设置一个砂箱、两个灭火器，砂箱中砂子要干燥无杂物，灭火器必须保证完好不过期。
 3、井下所有人员必须熟悉掌握灭火器的使用方法，能熟练操作。
 4、泵站采用不燃性材料支护。禁止在电器设备周围堆放可燃物料。
 5、加强对设备的维护、保养，及时增加和更换润滑油，防止机械磨擦生热，电机减速机处要经常清理浮煤，保护良好散热环境。
 6、当发生火灾时，现场人员要保持冷静，采取有效的方法灭火控制火势，若无法扑灭时，要立即组织人员按避灾线路撤离火区，及时向矿调度室汇报。
 7、当设备着火时，必须先切断电源，再进行灭火，灭火人员要站在进风侧。
 8、工作面要有完善的防灭火供水系统（可与防尘系统兼用），并每隔10m设一个三通阀门，每班设专人进行巡回降尘。
 9、井下使用过的润滑油筒、油箱、棉纱、布头和纸等，不得随意乱扔，由专人定期送到地面处理，严禁将废油倒在井巷中。
 九、机电管理安全技术措施
 1、加强机电管理，杜绝失爆设备，达到标准要求，电缆吊挂整齐，消灭鸡爪子、羊尾巴，明接头及其它失爆现象。
 2、各岗位工要持证上岗，对自己操作的设备要做到会保养，会检查、会排除故障。
 3、机电设备实行分工包机，每台设备落实到人，定期检查维修。
 4、随着工作面向里推移，上下巷机电设备要及时里移，保持距安全出口不小于5m。
 6、严禁带电作业，带电搬迁电器设备，检查和移动电器设备前，必须停电闭锁，并挂牌设专人看管，做到谁停电，谁送电，严禁喊话，约时或用电话联系。
 7、井下供电要做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”各种开关，大件上架，小件上板摆放整齐，三大保护要齐全可靠。
 十、下付巷推车安全措施
 1、维修工必须经常检查轨道、道岔使用状况，发现问题及时维修。
 2、推车工在装车时，煤不得超过矿车上平面0.2m，严禁矿车在行进中掉煤。推车时人员必须两人一组，分别在矿车的两侧推车，不得站在道心推车，每辆矿车上必须绑刹车棍。
 3、推车过程中要时刻注意前方，并发出“离道”口号告知前方人员或车辆：有矿车通过，注意安全躲避。
 4、矿车在行进时，不能放飞车，更不准人员扒车或乘车，两辆矿车在巷道内同向行驶时，其距离保持在30m以上。
 5、矿车拐弯或过道岔时速度要放慢，严防掉道。
 十一、初采、初放安全措施
 1、初次采煤前，首先在切眼内拉一中线，以中线为基准将工作面调直。
 2、工作面按规程规定替换好棚，并保证工作面有足够数量的单体柱，确保工作面有足够的支护密度与支护强度。
 3、工作面要先按规定采出上下出口，保证出口支架完整。
 4、先将溜煤槽由下往上整体移到煤壁，打好支柱，然后才能打眼采煤。
 5、初采期间，工作面所有支柱必须按规定要求打设正规，单体柱成排成行成直线，初撑力达到要求。
 6、初次采煤前要将工作面内的煤墙调直，拉线升柱，为下一步回采提供一个好的基础。
 7、合理使用支柱严防支柱超高和支柱失稳。
 8、初采初放期间，随着顶板压力加大，片帮严重，应加强舍帮密集柱管理，加强工作面工程质量管理，坚持对工作面支柱进行测压，及进进行二次注液，保证工作面支柱初撑力不低于55KN。
 9、放顶前工作面所有支柱必须按规定支设牢固，不得出现缺柱现象。
 10、放顶时，必须有一名班长观察顶板情况，现场指挥，抓好顶板管理工作，上下安全出口应按规定高度，宽度做好确保安全生产。
 11、放顶方法采用人工回柱放顶，放顶时坚持自下而上，由里向外，先支后回的原则，放顶时必须三人一组配合作业，一人回柱和一人观顶，一人移支柱。      
 12、初放期间，如放顶期间压力过猛，应立即停止放顶进行维护，必要时撤人，待压力稳定后再放顶。回柱放顶后，如舍帮悬顶面积大于10㎡时，可在第三排支柱加打密集柱，每2m留1个0.8 m的行人通道，加强工作面的支护强度。
 13、大顶不落，均按初次放顶对待；顶板冒落时，压力趋于正常时，可转入正常回采。
 14、工作面在初采初放期间，要制定初采初放安全技术措施，并成立初采初放领导小组，加强采面现场跟班管理，直至工作面初次来压过去，正常回采为止。
 十二、防治水安全措施
 该面在掘进上下巷时都进行了物探，没有发现水源，一般涌水量在0.9m3/h左右，据水文地质资料提供该面正常涌水量0.8m3/h，最大涌水量1m3/h。因此在回采期间要重点做好对裂隙及底板水的防治。当工作面在回采期间发现有大断层等地质构造时要时刻注意采面涌水量变化。特殊情况时撤出人员，并报告调度室。
 十三、其它方面安全措施
 1、采煤工作面上、下安全出口支护
 在采面上、下端必须向煤墙采出两个安全出口，一个通向上巷，一个通向下巷，采面的上下安全出口采用6个格超前煤壁1m与工作面上下端头支架交接，要求宽度1m，净高不低于0.85m。
 2、采面的上下超前棚
 采面的上下小平巷应提前向前顺超前棚并与工作面棚交接，超过工作面煤壁不低于5棚长度，宽度不小于1m，高度不低于0.85m，支柱用防倒链捆绑在梁上。
 3、采面上下巷超前支护
 由于工作面上下付巷都留有煤柱，因此工作面上下巷不再超前支护。
 4、两巷文明生产
 （1）定期清扫巷道内的杂物、淤煤、浮碴。
 （2）巷道内无积水。
 （3）管线吊挂整齐。
 （4）材料、设备码放整齐并有标志牌。
 （5）上、下巷要有直通调度室的电话，并有专人维护，确保通讯正常。
 （6）在上巷距工作面50m处要放置10%的备用液压柱和50块坑木，以备紧急情况之用。
 第七章      避灾路线
 一、避灾原则
 1、首先自救，再互救，控制事故蔓延扩大。
 2、尽可能采取果断措施及时处理，减少受灾面积。
 3、在出现灾害时，立即向调度室汇报，汇报内容：灾害性质、时间、范围、受灾人员等情况。
 4、遇有险情，瓦检员、安全员、班组长或调度指挥撤离，接到通知人员必须立即组织人员按要求撤到安全地点。
 二、发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故时的避灾路线
 要迅速佩带好自救器迎着新风流撤退到安全地点
 工作面—13071工作面下巷—六水平乘车场—副井—地面
 三、发生透水事故避灾路线
 现场人员要镇定，听从指挥，沿避灾路线向高处撤退：
 工作面—13071工作面上巷—五水平乘车场—副井—地面
 13071下巷→13071工作面→13071上巷→五水平乘车场→副井→地面