回采作业规程.docx
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回采作业规程
第一章工作面及地质概况
一、工作面位置及基本参数
1：
C1工作面位于+1270水平排水平硐上部C1煤层中，该面于2008年布置，已回收200m，该面从北向南推进。
2：
本工作面在1270水平运输大巷以上，1280水平以至1316水平，煤层倾角32°-37°煤炭自溜，随工作面推进时对溜煤眼不需采取措施。
3：
采面规格：
工作面
工作面尺寸
煤层赋存条件
回采率
煤量
序号
名称
走向m
倾向m
面积
m2
厚度
m
倾角度
容重t／M3
（％）
（T）
l
C1
120
100
12000
1.2
35
1.45
90
18792
二、地质概况
（一）、煤（岩）层产状、。
C1煤层平均厚度为1.2m，局部中间夹有薄层矸石，该煤层属于粉煤，坚固性系数为3。
呈黑色、条痕暗黑色，以粒状、碎块、片状、鳞片状结构为主，具中至细条带结构。
油脂及玻璃光。
C1号煤层煤质属低灰～中灰、中高硫、高热值贫煤。
C1煤层距C5煤层垂距为45m、距C6煤层垂距为6m。
煤层特征情况表
指标
参数
备注
煤层厚度（平均m）
1.2
煤层倾角（平均度）
35
煤层硬度f
≤3
煤层节理（发育程度）
不发育
煤层层理（发育程度）
不发育
自燃发火期/d
Ⅲ类不易自燃
煤层爆炸指数（％）
有煤尘爆炸危险性
地温（0c）
正常
（二）、煤系地层
C1煤层出露地层由老至新分别为下二迭统茅口组（P1m），上二迭统龙潭组（P2l），（P2c）、下三迭统夜郎组（T1y）茅草铺组（T1m）及第四系（Q），现将与开采有关的地层简述如下：
1）、第四系（Q）主要分布与沟谷及缓坡地带，由残坡积物、塌积物（粘土、砂土、岩块、碎石及耕植层）等组成，一般厚0～5m。
2）、三迭系下统茅草铺组（T1m）：
主要为灰、浅灰色薄层至中厚层状灰岩，夹灰、浅灰色薄层至中厚层状白云质灰岩，厚度300---450m。
3）、三迭系下统夜郎组（T1y1）：
根据岩性分为上、中、下三段：
下段沙湾段（T1y）：
为灰色、黄色页岩，偶夹少量薄层泥灰岩，假整合与二迭系上统长兴组之上；中段为玉龙山段（T1y²）为灰、浅灰色薄层至中厚层状灰岩，岩溶发育；上段为九级滩段（T1y3），主要为紫红、灰紫色页岩，局部夹少量薄层至中厚层状泥灰岩，总厚度300m。
4）、二迭系上统龙潭组（P2l）：
由页岩、硅质岩、粘土岩、砂岩、泥灰岩、煤层、粘土岩等等交互组成。
厚度68.70~85.60m，与下伏地层呈假整合接触。
龙潭组（P2l）为矿区主要的含煤地层，区内共含煤8层，含煤总厚5.77m，煤层编号自上而下分别为C1、C2、C3至C8。
5）、二迭系下统茅口组（P1m）：
下部为深灰色中至厚泥晶灰岩、碎石灰岩；上部为灰至浅灰色厚层及块状泥晶至粉晶灰岩。
平均厚度100m，地貌上常形成陡崖。
二、构造
C1煤层位于后井坪向斜西翼中部，为单斜构造，地层走向近南北，倾向东，倾角34°-36°，矿井范围内倾角一般为35°左右。
从目前巷道揭煤情况看，井田内褶皱、断层均不发育，区内构造简单。
三、煤层
龙潭组（P2l）为矿区主要的含煤地层，共含煤3层煤，从上到下依次为C1至C5，C6煤层特征见表1-2-1。
C1煤层特征表
含煤地层
煤层编号
煤层厚度（m）
煤层结构
煤层稳定性
煤层倾角（°）
顶底板岩性
顶板
底板
夜郎组
C1
1.2
简单
较稳定
35
泥质粉砂岩、
粘土岩、泥岩
四、煤质
该矿煤种属无烟煤，煤质指标（原煤）：
C1煤层（原煤）：
灰分（Ad）22.33%；硫分（St,d）：
2.01%；挥发分（Vdaf）：
12.65%；发热量（Qb,daf）27.05MJ/kg。
可采煤层的煤质特征见表1-2-2。
项目
煤层
水份
（Mad%）
灰分
（Ad%）
挥发分
（Vdat%）
硫分
（Std%）
发热量
（MJ/kg）
C1
1.49
22.33
12.65
2.01
27.05
C1煤层煤质特征表表1-2-2
据以上煤层煤质分析结果，按照《煤泥、炭地质堪查规范》（DZ/T0215-2002），矿区煤层煤质属中硫、中灰、中高发热量无烟煤，用于工矿企业用煤和生活用煤。
五、瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性情况
1、瓦斯等级
根据贵州省煤炭管理局黔煤管字[2010]701号文：
2010年度鑫源煤矿瓦斯等级鉴定结果为：
矿井瓦斯绝对涌出量2.33m³/min，相对瓦斯涌出量27.96m³/t，二氧化碳绝对涌出量1.05m³/min，二氧化碳相对涌出量12.60m³/t，矿井为高沼气矿井。
2、煤层自燃
根据贵州省煤田地质局实验室2011年7月提交的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，该煤层为不易自燃（Ⅲ）类。
3、煤尘
根据贵州省煤田地质局2011年7月提交的《煤尘爆炸性鉴定报告》，该矿煤尘无爆炸性，火焰长度2mm。
4、煤与瓦斯突出
C1煤层瓦斯较小，瓦斯浓度较低，但遇构造、煤层增厚变薄瓦斯含量也要增加，如果通风系统不完善，不采取瓦斯治理措施，也容易造成瓦斯动力现象和积聚，引起瓦斯事故的发生。
C1煤层未作煤与瓦斯突出鉴定，煤与瓦斯突出等情况不详。
因此掘进时，必须制定一系列的防范措施。
5、冲击地压
本矿区范围内未发生过冲击地压，地压正常。
6、地温情况
桐梓县茅石乡鑫源煤矿属地温正常型矿井，在实际生产过程中区内从未发生过地温异常现象。
六、水文地质情况
1、地下水类型
根据矿区内出露的地层岩性及含水介质特征可将矿区的地下水分为岩溶水、基岩裂隙水、松散岩类孔隙水三种类型。
按地下水埋藏条件划分，为潜水类型。
A、碳酸盐岩溶水：
包括裂隙溶洞水、溶洞裂隙水。
主要发育与栖霞组（p2q）、茅口组（p2m）、龙潭组（p2l）、长兴组（p3c）及夜郎组中部等可溶性石灰岩地层中，是矿区的主要含水岩组，分布于整个矿区，发育溶蚀裂隙，也可能有隐伏溶洞存在，地下水集中于溶蚀裂隙及隐伏溶洞中，含水极不均一。
B、基岩裂隙水：
主要发育于矿区内的龙潭组（p2l）及三叠系夜郎组（顶、底部）泥、页岩地层中，分布于岩石节理裂隙中，坑道中见少量节理裂隙有滴水现象，因而富水性弱。
C、孔隙水：
在区内的的一些溶蚀洼地、地形相对平缓的台地、缓坡、山麓及谷地，零星分布有第四系松散残坡积物，这些松散堆积体中含有不同程度的孔隙水，但其富水性明显受降雨影响和控制。
（2）、含水层（组）及富水性
区内含水层为二叠系上部的长兴灰岩和下部的茅口灰岩，富水性中等，但有较好的隔水层阻隔。
地下水以岩溶裂隙水为主，基岩裂隙水次之，补给来源以大气降水为主，次为老窑积水，具有明显的季节性。
（3）、地下水的补给、迳流、排泄条件
A、岩溶水的补给、迳流、排泄条件
地下水主要接受大气降水补给，由于岩石岩溶较强，降水通过岩溶洼地中落水洞、溶洞直接补给地下，地表水则主要通过断裂、节理下渗补给；地下水主要沿层面发育裂隙、溶洞迳流。
B、基岩裂隙水的补给、迳流、排泄条件
大气降水是入渗唯一的补给来源，并在冲沟中就近补给就近排泄。
C、孔隙水的补给、迳流、排泄条件
孔隙水靠大气降水直接渗入补给，一般下渗进入下伏岩溶含水层，矿区未见其集中排泄点。
（4）、矿井充水因素分析
矿井充水除与地貌、含水构造有关外，主要与下列因素有关；
A、大气降水：
在雨季，雨水充沛，易渗入矿井造成矿井充水。
B、老窑采空区积水：
矿区内沿煤层露头线，分布有不少老窑，据调查访问，老硐有积水现象。
矿井已开采数年，形成了一定面积的采空区。
这些老窑和采空区积水，对矿井冲水有一定影响。
C、构造裂隙和岩溶裂隙：
井巷充水方式主要为地表大气降水和老窑采空区积水，也可能存在隐伏溶洞水，大气降水沿岩层节理、裂隙和层理渗入井巷产生矿井充水，老窑采空区积水和隐伏溶洞水则可能导致矿井涌水、突水和透水。
随着开采深度的增加，矿井渗水量也会相应增加，必须采用排水设备将井巷疏干。
综上所述，矿区为以大气降水补给为主的岩溶裂隙充水矿床，且煤层大多位于当地侵蚀基准面上，地下水补给、迳流、排泄条件较好，矿区水文地质条件属简单类型，预计矿井生产时正常涌水量为20m³/h,最大涌水量60m³/h。
第二章主要生产系统
一、生产系统：
运输系统（运料）、通风系统、监控系统、供电系统、供水排水系统、通讯、隔爆、防尘系统等。
1、运输系统
（1）运煤系统：
工作面风镐落煤一工作面溜煤眼装入1吨矿车一5T机车运输一排水平硐一1270南运输巷一主平硐一地面煤仓。
（2）运料系统：
+1270主平峒一南运输巷一排水平硐一工作面。
三、通风系统：
新风：
+1270m主平峒一南运输巷一排水平硐一工作面。
污风：
工作面一C1回风巷一总回风平硐一矿井总回风。
四、瓦斯监控系统：
地面监控室一+1270m主平峒一南运输巷一排水平硐一行人上山一工作面进风、回风等传感器。
五、供电系统：
+1270m主平峒一1285中央变电所一工作面。
六、供水、排水系统
供水防尘：
+1326消防水池一C1回风上山一C1采面回风巷一装车处。
七、通迅：
值班室一+1270主平峒一南运输大巷一装车点。
第三章采煤方法及回采工艺
一：
回采方法
C1回采工作面采用走向长壁式采煤，摩擦支柱支护，风镐落煤。
二：
回采工艺
l、落煤方法：
C1回采工作面，采用风镐落煤，采高1.0～1.4m，平均1.2米，推进循环0.9m。
工序为：
落煤一临时支护一掏煤一支护一回柱一收浮煤。
2、装煤：
利用人工掏、溜皮自溜至溜煤眼装车。
3、运煤
（1）、采区自溜至排水平硐一人工装车一机车运输至南运输巷一+1270m主平峒一地面煤仓。
4、工作面支护方式
（1）、工作面采用摩擦支柱支护顶板，支柱保持（内空）排距0.9m，柱距0.8m；见4回1，最大控顶距3.6m，最小控顶距2.7m，放顶步距0.9m。
（2）、支柱必须保证打正打直，支柱必须戴帽，其柱帽规格为0.5×0.1×0.05m。
柱窝10cm，支柱支设必须迎山有力。
（3）、支设支柱必须横竖成排，保证初撑力，工作面严禁有无效支柱，一经发现立即更换，支柱严禁支设在顶煤上，支柱与煤壁不超过0.3米。
不合格的支柱禁止使用。
（4）、工作面按斜长每5m架设一个木垛，其规格为1.2×1.2m×采高，若工作面压力大、地质变化带、顶板破碎带等，木垛必须牢固可靠，支柱排距为0.8，柱距为0.6，必须加密木垛及3～5m一个，工作面按倾斜长每10米打一排横密集，预防工作面上部矸石窜入工作面下部，在工作面靠木垛及第三排必须打一排密集。
5、采空区处理
（1）工作面使用回柱器回柱，采用全部垮落法管理项板。
回柱工作由三人进行，一人回柱、一人运柱、一人看安全；操作作业人员应站在上侧的安全地点。
（2）回柱前必须在采空侧排柱距内打密集，对垮落段扛背挡矸帘，严密防止窜矸；工作面回柱顺序从下往上、从采空向煤壁进行。
（3）回柱前必须保证支护可靠、退路畅通，在安全情况下进行回柱作业。
（4）回木垛必须先打、后回，严禁先回、后打。
第四章顶板管理及支护
一、顶板管理
1、工作面在回采过程中，必须随时观察危岩顶板变化情况，加强现场顶板支护，严格执行敲帮问顶制度。
2、若顶板破碎清刁顶时，必须站于安全位置，由两名有经验的人员担任，一人找顶，一人观察顶板安全，选好退路，作业人员站在工作面上部完好的支护点进行。
3、遇大块矸石离层，应首先打设临时支护，然后沿层理慢慢找下，不准强刨硬挖。
施工碛头配备规格长1m的撬棍及长柄掏扒（柄长1.0m），根据各种情况下选用。
找顶时应戴手套，防止煤矸顺杆而下伤人。
4、每班进入工作面后，由班长、现场值班员先检查通风、瓦斯、顶帮，处理好隐患安全可靠后，方能进入采面作业。
5、现场值班人员必须每班收集相关资料，向矿值班室汇报情况，加强现场地质管理工作，凡遇特殊情况，必须立即到现场收集相关资料，认真分析情况，以便研究制定相关补充安全技术措施。
6、工作面支护损坏、折断（歪斜）或片帮现象等，必须停止采煤作业，根据情况由上至下进行修复（扶正）及换柱、打贴帮柱背扛后，方能恢复采煤作业。
7、在作业过程中，若局部发生地质影响变化，煤层松软、易脱落、或有夹矸时，必须进行特殊支护及缩小排距为0.5m，木垛加密3～5m，煤壁片帮必须及时打贴帮柱杠背。
严禁空顶作业。
8、必须使用有效的支柱支护，保证达到初撑力，严禁使用失效的支柱。
9、采煤悬露的顶板必须及时打设临时支柱，必须有支护可靠的情况下，才能掏煤作业。
10、工作面靠近煤壁的一排支柱必须用软钢绳固定牢固，防止倒柱伤人。
11、靠近工作面的第二排支柱中间必须安设路棍，路棍直径不得小于5cm。
且必须用8号铁丝固定可靠。
12、上下安全出口必须打设木垛控顶，保证出口畅通。
13、工作面上下出口巷道20m范围内，必须加强支护；上下出口必须打设木垛护口，规格为1.2×1.2m×采高，木垛必须牢固可靠。
14、在运输巷和回风巷的50m处，各备用坑木40件，应急使用，坑木或材料堆积不得超过巷道断面的三分之一。
二：
工作面上.下安全出口管理
l：
超前支护
（1）工作面两巷出口的支护，上下两巷20m采用摩擦支柱进行超前支护，随工作面推进搬迁，支柱必须戴帽其柱帽规格为0.3×0.1×0.05m。
（2）采面下口必须保持有超前溜煤眼，后侧未使用的溜煤眼必须及时密闭；溜煤或人行上山下口必须设置拉绳和木梯。
2、巷道维修
两巷由该面班组负责维修，确保支护完好，若发现失效的立即更换，巷道内保持无浮煤杂物、积水，保持出口高度不小于1.6m，否则停采沉扩。
第五章劳动组织措施及技术经济指标
一、作业方式
工作面采用“三、八”作业制作业，
二、岗位职责及劳动力配备及组织
l、凡现场作业人员必须按《煤矿安全规程》、《作业规程》、《各工种技术操作规程》的规定要求执行。
2、瓦斯、放炮员、必须按各自《技术操作规程》进行，作好各自的记录。
3、现场值班员、班长必须验收好当班的各工程质量，严格执行交班制度，开好班前会，抓好当班的生产。
二、劳动力组合
工种
实际需要
在册人
工作主
早
中
夜
人数
数
要内容
落煤工
5
5
5
15
风镐落煤
掏煤工
1
1
1
3
装车工
2
2
2
6
机车司机
运料工
1
l
1
3
排材、笆片
支护工
2
2
2
6
打回柱、修巷
瓦检员
l
1
1
3
4
检查瓦斯
班长
1
1
1
3
4
安全生产工程质量
安全员
l
1
1
3
4
安全生产工程质量
值班矿长
1
1
1
3
4
安全生产工程质量
合计
15
15
15
45
45
三、主要经济指标
序号
项目
单位
指标
1
工作面走向
m
120
2
工作面倾向
m
100
3
采高
m
1.0～1.4
4
容重
t/m3
1.45
5
回采率
％
90
6
日循环
m
1.O
7
正现循环
2
8
日产量
吨
174
9
月产量
吨
4524
10
支柱消耗
根／万t
5
11
采煤全员工效
吨／工
3.86
12
在册人数
人
45
第六章回采质量标准与生产
一、采煤工程质量标准
项目
设计要求
质量标准
项目
设计要求
质量标准
工
作
面
支
护
柱距
800mm
±50m
回
柱
放
顶
最大控
顶距
3.6
±0.1m
排距
900mm
±50m
最小控
项距
2.7
±0.1m
直线度
0
±50
采空区
垮落
1.5倍
采高
>0
迎山角
3—5°
±1°
煤壁
煤壁直
0
无伞檐
lOOmm
文
明
生
产
支架
完整
无失效
巷
道
支
护
超前柱
20m
>20
积水
浮煤杂物
无
出口木垛
2个
>2
材料
设备
码放整齐
第七章工作面通风瓦斯管理
一、工作面风量计算
1：
按瓦斯涌出量计算
Q采=l00×Q采口×K采通=100×1.2×1.5=180m3/min
式中：
Q采——回采工作面实际需用风量，m3／min；
Q采口——回采工作面瓦斯绝对涌出量，取0.7～1.2m3／min
K采通——回采工作面瓦斯绝对涌出不均衡系数1.5。
2：
按工作面温度计算
Q采=60×u采×S采=60×0.75×2.4=108m3／min
式中：
Q采——回采工作面所需风量m3／min
u采——回采工作面适宜的风速m3／S；
3：
按最多人数计算
Q采：
4NK=4×15×1.5=90m3／min
式中：
N－采煤工作面同时作业最多人数，取15人：
K－风系数，取1.5：
4;按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，
最大风速为4m／s。
则工作面配风为：
Q采≥0.25×60×4=60m3／min
Q采<4×96×4=960m3／min
经计算该工作面所配风量为105～180m3/min，取值180m3/min，在生产过程中依据实际需要调节。
二、工作面和两巷及隅角瓦斯管理
1、工作面和两巷瓦斯管理
（1）工作面采煤时，必须保证工作面和两巷的通风断面不小于2.5m2，保证工作面供风量，满足生产需要。
（2）合理调控采面风量，专职瓦检员跟班检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业，班长必须配带便携式瓦斯报警仪，报警浓度1.0%。
2、隅角瓦斯管理防止采面上隅角瓦斯积聚和超限，工作面回风平巷以上的煤炭禁采。
三：
工作面防尘、防火、防水管理
1、工作面防尘：
严格执行防尘制度，定期对易积煤尘的地点每月清扫一次，每l0天洒水降尘，按时检测粉尘浓度。
2、工作面防火管理（详见防灭火安全措施）
3、工作面防水管理
本工作面为倾斜煤层，易排涌水，必须保持水沟畅通，正确判别穿水预兆，熟悉水灾撤出路线。
第八章安全技术措施
一、“一通三防”技术措施
（一）、瓦斯管理
1、严格执行排班和交接班制度，值班员必须跟班作业，严禁空班漏检或早退下班；班中巡回检查工作面、回风、上隅角的瓦斯浓度，各检查结果必须记录在册同时填上瓦斯牌。
下班交班时，必须交清工作面的情况，及煤层变化、各支护、瓦斯涌出和浓度等情况。
及时填写交接班记录和瓦斯日报。
2、每班必须有瓦斯员值班巡回检查，做好检查记录，现场牌板，瓦斯手册、瓦斯报表三对口，严禁瓦斯超限作业。
地面瓦斯监控室必须24小时值班人员，瓦斯报警、超限必须立即向矿长、技术负责人报告研究立即处理。
3、当班采煤作业过程中，值班瓦检员，所在管辖区域内的工作面、回风流等地点瓦斯检测不少于3次；若瓦斯浓度接近1％时，随时检查瓦斯变化情况，达到1.0％时应停止作业；若瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止一切作业撤出作业人员采取措施进行处理。
4、当班瓦斯超限撤人后，必须检查通风设施，及时查明瓦斯超限的原因进行处理，当瓦斯降到1.0%以下时方能恢复打眼作业；若经过处理后瓦斯浓度仍然不能降到安全浓度时，及时向值班矿长汇报或用电话向矿值班室汇报，研究采取有效措施，当瓦斯达到安全浓度后，才能恢复采煤作业。
5、在正常作业过程中，若遇突然停风停电时，值班员和班长立即通知工作面的作业人员、或作业人员自觉的沿进风的反方向撤出，值班人员督促在所有盲巷的入口处，打好牢固的栅拦，并标明严禁入内警示。
6、若遇停风停电后，来电恢复作业时，必须等候抽风机稳定运行2小时后，由当班瓦斯检查员和安全员二人负责，对工作面进行全面检查、隐患处理后才能恢复作业。
7、本面通风设施每班进班，必须进行检查，通风设施损坏或不可靠严禁采煤作业。
（二）、防溜煤（矸）、防倒柱伤人措施
1、工作面落煤时，必须设置好挡矸设施，在落煤处下方设置坚固的挡矸设施，防止煤炭下滑伤人，人员上下时，必须与作业人员联系可靠，停止工作面风镐落煤作业和放煤工作，待上下人员离开采面后，方可进行风镐落煤作业。
工作面上段放煤时，必须停止下端的采煤作业，将人员撤职安全地点后，方可进行放煤作业。
2、工作面靠近煤壁的一排支柱必须用软钢绳固定牢固，防止倒柱伤人。
随工作面的推进而前移。
若有折断的必须及时搭接完好，确保支柱稳固。
（三）、监控系统
l、采面按规定安设瓦斯监测探头配远程自动断电仪。
2、瓦斯监测探头监控线路必须挂吊整齐。
3、工作面探头始终保持距上出口10m，随推进而搬移。
4、必须配备一台备用瓦斯传感器。
（四）通风管理规定
1、必须按计划配足风量，坚持每旬测风。
2、本面的通风构筑设施，必须由通风科长负责管理。
3、采后报废的溜煤眼必须及时密闭，严防漏风。
（五）防尘管理
1、作业人员应该配戴防尘口罩才能作业。
2、对易积煤尘的地点，必须每10天清掏、洒水一次。
3、井下装煤点必须进行喷雾降尘。
4、实行装水泡泥才能放炮。
5、定期检测各巷的粉尘浓度，粉尘浓度超限必须采取措施处理后，方能恢复作业。
四、灾害预防安全技术措施
（一）灾害预防
1、瓦斯预防：
加强通风管理，禁止瓦斯超限作业。
严禁串联通风、无风、微风作业。
若工作面瓦斯忽大忽小、喷孔、卡钻、片帮严重等现象时应停止作业操作，立即向矿值班室汇报，撤出人员于安全的进风流中，以待采取措施再进行施工。
2、火灾预防：
1）、按规定建立安装灭火器材。
2）、井口附近20米范围内严禁烟火和火炉取暖。
3）、井下和井口20米范围内严禁焊接工作，特殊情况必须制定安全措施，经矿长批准后执行。
4）、严格井口检身制度，严禁失爆矿灯发入井下，井下严禁拧开、敲打矿灯。
5）、严格放炮制度管理，防止放炮产生火花；加强通风管理，消除瓦斯积聚超限。
6）、采面区域内一旦发生火情，值班人员立即组织现场人员直接灭火，同时迅速向矿值班室汇报。
电气设备附近10米内，严禁堆码易燃物；动力线、监控线、电话线、放炮母线等必须分开吊挂整齐。
3、水灾预防：
1）、做好预测预报工作，巷道内水沟要随时清理畅通。
2）、工作面严格执行“有疑必探，先探后采”的探放水原则。
3）、施工作业中发现有水叫声、“挂汗”、顶板淋水增大等情况时，必须停止作业撤出人员，电话向矿值班室汇报请示处理；探水遇有水压时不得拔出钻钎。
4、顶板灾害防治：
工作面严格按本规程“第四章”的规定进行顶板管理。
严禁空顶作业，严格执行“敲帮问顶”制度；放炮崩倒支柱及时恢复后再作业。
5、粉尘治理：
工作面装煤点和其它易积尘点应设置防尘喷嘴进行喷雾降尘。
回风巷每月冲洗一次；每15天人工清扫一次，工作面人员必须配戴防尘口罩。
对于巷道中的浮尘应及时清收，定期洒水防尘，认真清扫电器设备上的粉尘，实行洒水装运煤。
（二）处理各种灾害原则
I、坚持时间就是生命的原则，必须迅速抢救遇险人员，硬少伤亡；
2、迅速有效防止事故扩大；
3、尽量避免在处理中不当，造成灾害事故的发生或扩大；
4、任何作业人员都有义务向值班人员和矿值班室汇报灾害情况。
（三）、避灾路线
l、发生水灾害路线：
工作面一C1工作面回风巷一1326回风巷一矿井总回风一地面。
2、发生瓦斯、火、灾害路线：
工作面一C1进风巷一1270排水平硐一南运输巷一+1270m主平峒
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