1301作业规程20号打印.docx
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1301作业规程20号打印
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
1301工作面是河坝煤矿一采区的北翼K13煤的第一个工作面。
工作面位置及井上下关系如表所示：
工作面位置及井上下关系表1
煤层名称
K13层煤
水平名称
1250水平
采区名称
1301采区
工作面名称
1301工作面
地面标高
+1400~+1490
井下标高
+1250~+1335
走向长
（m）
123
倾向长
（m）
180
面积
（m2）
18660
工业储量
5.2万吨
可采储量
4.2
服务年限
2.8个月
地面位置
1301采煤工作面位于工业广场井口以东北380m～600m，工作面范围地面少部分是庙脚村，其民房已全部搬迁，正北方向是地面荒地、山坡，最高标+1490m，没有其他建筑物。
采面距地表标垂高为：
174m。
井下位置及相邻关系
该工作面井下位于主斜井北翼，该面上至+1335m水平，下至+1293m水平，北距矿区边界还有500m，南翼1302正在准备。
按照由上至下的原则，K13煤是河坝煤矿可采煤层的最上覆煤层，其下伏煤层是K14、K15煤。
回采对地面设施的影响
该工作面位于原河坝煤矿老系统以下，原河坝煤矿老系统在K13煤已回采到+1343m水平，其上都是老采空区，地面所有村民住房在2009年底以前已全部搬迁到移民街。
该采面距地表最低相对标高为84m，最大为174m，该采面对地表的影响不大。
第二章地质说明书
第一节煤层
工作面煤层情况一览表表2
煤层总厚
（m）
1.4－2.0
1.7
煤层结构
简单
煤层倾角
（°）
9~17
13
煤层
情况
描述
该面K13煤为贫瘦煤，总厚度1.4～2.0m，平均1.7m，煤层内含有0～0.2m的夹石，煤层结构简单，煤层倾角在9～17°之间，平均13°，煤层普氏硬度系数f=1.4。
第二节煤层顶底板
1、煤层赋存条件
龙潭组（P3l）含煤：
矿区含可采煤层位于龙潭组第三段（P3l3）：
岩性以灰、浅灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、粘土岩夹煤层及煤线6～11层，该段含煤总厚为8.86米，含煤率为12.8%，；含煤质地疏松，倾斜层理发育，常常具球状风化，而且横向比较稳定，该段地层厚为88～128米。
该段含该矿区内的可采煤层为K13、K14、K15共3层。
可采煤层与含煤地层特征情况如下表（见表1—1）。
河坝煤矿主要煤层特征表表1—1
附图1：
《1301采煤工作面煤层综合柱状图》。
第三节地质构造
一、区域构造
根据《1：
20万‘水城幅’区域地质调查报告》，区域大地构造位置属于扬子准地台上扬子台褶带黔中早古供断褶束，是台上扬子台褶带上具菱形边界轮廓的长期发展的相对隆起区，区域位于比德向斜西翼中段，总体呈一宽缓的单斜构造，次一级褶曲、断裂呈北东～南西向展布，地层走向整体呈南北向，倾向东。
比德向斜：
轴部位于阳场—百兴—河坝一线，全长约55km，轴向呈NW—SW向展布,向斜轴被几条断层所截，以F10断层以北称南西翼北段，以F17断层以南称西南翼南段，两断层之间称西南翼中段,核部主要由T1f及T1yn地层组成。
二、矿区构造
矿区位于比德向斜西翼中段，总体呈一宽缓的单斜构造，次一级褶曲、断裂呈北东～南西向展布，地层走向整体呈北西～南东向，倾向北东，倾角9°～17°,平均在13°左右。
矿区内主要发育有F1断层：
F1断层：
位于比德以北牛场、大寨、三岔河一带地层沿走向倾出，走向NE～SW，长约5km，倾向NW，为一正断层，断距50～80米左右，倾角56°～76°，断层面呈缓坡状，破碎带宽约1.5米，断层从该矿区西北角穿出。
1301采煤工作面位于断层以南500m，从1301采面上下两巷所揭露的实际情况来看，1301采煤工作面部分地段煤层呈波浪式以外，未见断层，根据现有地质资料，本面基本上无褶曲影响。
因此该采面地质构造简单。
三、其它因素对回采的影响：
工作面在掘进过程中没有发现陷落柱和火成岩侵入。
附图2:
《1301采煤工作面运输顺槽巷道实测剖面图》
附图3:
《1301采煤工作面轨道顺槽巷道实测剖面图》
附图4:
《1301采煤工作面切眼巷道实测剖面图》
第四节水文地质
一、水文地质情况
1、地表水
矿区属高原侵蚀中低山地貌，沟谷岩溶发育；总体地形呈两边高中间低，最低海拔为1312.6米，位于矿区东北部冲沟中，最高海拔为1825.6米，位于矿区西北部矿界外杀牛坡，相对高差513.0m。
区域水系属于乌江水系，矿区最低侵蚀基准面为矿区外东北部的三岔河，矿区内中部有二条季节性冲沟及部分低谷地段季节性泉点，地表水系弱发育。
2、地下水的补给、径流、排泄条件
矿区内地下水的补给主要来源于大气降水，降水量及降水强度对地下水资源的补给起主要作用，含隔水层的岩性，厚度和分布及地形地貌、岩层的节理裂隙发育程度、风化溶蚀强度、植被等影响着大气降水对地下水的补给；地表水也是该矿区内地下水的补给来源之一。
由于岩性的差异及断层裂隙的控制作用，区域内地下水的径流也有差异性；非可溶岩地段，地下水主要赋存于基岩裂隙及孔隙中，并沿地形的自然斜坡作用渗流运动于侵蚀沟谷排出地表，可溶岩中的地下水在运移中受非可溶岩的阻隔以泉形式排入冲沟。
3、矿井充水因素分析
矿区充水因素的主要水源有大气降水补给、周边分布的废弃小煤窑及地表冲沟；由于小煤窑开采时间较长，现又进行了封闭，有一定的采空区，均汇聚了一定积水，是矿床充水水源之一，对以后矿井的安全构成了一定的威胁。
矿区内部分季节性冲沟在自然状态下对矿床充水影响极小,但在开采条件下可通过塌陷裂隙、断层破碎带等渗入矿坑而成为充水水源,对煤层的开采均构成威胁。
总之，矿井充水方式为矿床主要充水水源（地下水、老窑积水）与矿体直接接触，地下水通过裂隙、溶隙、断层破碎带直接进入矿坑，故矿床为直接充水矿床。
4、小煤矿、老窑水文地质特征
原河坝煤矿主要开采南部井田（西翼）浅部，生产能力为6万吨/年，经过近十年的开采后，形成了一定面积的采空区，根据目前井巷工程探测，西翼井田北部K13煤层+1325m标高范围内大部分被采空，西翼井田北部K13煤层+1350m标高以上区域大部分被采空。
经估算，K13煤层采空区面积约86220m2，K13煤层采空面积约103464m2，K15煤层采空区面积约78410m2。
老窑开采历史较长，以斜井或平硐开采，见煤后一般沿煤层走向掘进，由于井口垮塌、排水困难、通风困难等原因而停采，因天长日久坑道内积存有一定的矿坑水。
5、矿坑涌水量的预测
造成矿井充水因素的主要水源有大气降水补给，大气降水通过塌陷裂隙、断层破碎带等渗入矿坑而成为充水水源。
矿井安装了三台同等能力的水泵，一台工作，一台备用，一台检修。
单台水泵实际排水能力为46m3/h左右，矿井正常涌水情况下，日排水时间为5－6小时左右，经过测算，矿井目前正常涌水量为13m3/h，结合该矿井扩界后的地表水及老窑水综合分析，排水设施及水仓能满足矿井排水要求和规程规定。
二、涌水量预计
据已有井下钻孔及巷道揭露资料，K13煤层及顶、底板未见涌水和流水，正常涌水量为钻孔放水和生产用水，预计为0.5~3m3/h左右。
三、原河坝煤矿老井水害防治
1301上回风巷掘进标高+1335m水平，距地表相对高差95m。
1301上回风巷其上部是河坝煤矿老系统的老采空区，老系统最低已采标高为+1343m水平，与1301上回风平巷垂高相距8m，斜长40m，但老系统的最低标高在水仓的+1324水平，因此，该巷不会有积水。
同时1301上回风平巷在掘进过程中严格按照《1301上回风平巷掘进探水安全技术措施》进行掘进，在探放水过过程中，未发现有水害隐患，在掘进到94m时，顶板出现淋水现象，淋水量约0.1～０.２m3/h左右，探水队对该地段进行重点探放水，沿煤层顶板重新补打了5个地质钻孔，未见有异常现象。
第五节影响回采的其它因素
一.瓦斯
依据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年6月做的《贵州省水城县比德乡河坝煤矿K13、K14、K15煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，河坝煤矿K13、K14、K15煤层在+1293m标高以上有煤与瓦斯突出危险性。
二.煤尘爆炸性
依据2010年7月21日贵州省煤田地质局实验室煤尘爆炸性鉴定报告，K13具有爆炸性。
三.煤的自燃倾向性
依据2010年7月21日贵州省煤田地质局实验室煤尘爆炸性鉴定报告，K13煤层自燃倾向属
类，为不自燃煤层。
四、煤与瓦斯突出情况
根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年6月做的《贵州省水城县比德乡河坝煤矿K13、K14、K15煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，结论为：
河坝煤矿K13、K14、K15煤层在+1293m水平以上有煤与瓦斯突出危险。
我矿在施工建设中，严格均按煤与瓦斯突出进行管理和施工。
1301采面在掘进过程中严格按照《专篇》进行施工，每50m布置一个钻场，进行抽放瓦斯，采面下顺槽每间隔5m/个瓦斯抽放孔，采面上回风巷也呈扇形布置了三个钻场，对本煤层进行瓦斯抽放，已消除突出危险。
五、地质部门建议及要求：
1、由于目前尚无可靠的地压资料，回采中应加强工作面支护管理，收集整理好地质资料。
2、该工作面为我矿新系统投产的采煤工作面，回采过程中应防止丢顶、底煤，提高回采率。
3、该面位于庙山脚村以下，虽然老系统已在其上部开采完毕，但1301采面在回采过程中，会对地表造成不同程度的损坏（该村民房已于2009年全部搬迁到移民街），因此应在地面建立岩移观测点，收集资料，建立台帐，确切掌握有关数据，为下个工作面提供有效资料，并便于及时采取有效的安全措施。
第三章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置：
主斜井、副斜井、回风斜井均为穿层斜井。
主、副斜井在K13煤层底板开口陆续穿过K14、K15煤层后进入K15煤层底板于+1250m水平落平；回风斜井在K13煤层顶板开口陆续穿过K13、K14、K15煤层后进入K15煤层底板于+1250m水平落平。
即三条井筒层位均位于煤系地层内。
以三条井筒代替采区上山巷道，直接在井筒两侧分别布置采面和接替面。
巷道揭煤地点均避开了如断层、褶皱等地质构造带。
该矿井有3层煤可采，煤层倾角9-17°，平均倾角为13°，采用走向长壁采煤法。
结合煤层赋存及开采条件，采用炮采工艺、走向长壁后退式采煤方法。
二、工作面运输顺槽、中间运输平巷及回风顺槽：
1、1301工作面走向长度只有123m，而倾斜长度180m，标高从+1335m到+1293水平，分两个区段进行回采，共掘3条巷道一个切眼，即1301下巷、1301中间运输巷和1301上回风巷以及1301边界切眼。
2、1301下顺槽（进风巷）、1301上回风顺槽和1301中间运输平巷，均沿走向布置、沿煤层顶板掘进；均采用锚网支护方式（部分地段采用工字钢支护），巷道净宽均为3m，净高为2.2m，巷道净断面积6.6m2。
3、1301采煤下巷、1301上回风巷和1301中间运输巷道内布置有ф59mm防尘管路各一趟，并在距工作面250m处的主副井联络巷设置临时配电点。
三、采煤面切眼
切眼位1301采面边界，沿煤层顶板推进，初掘时为矩形断面，与两顺槽施工断面、支护型式相同，刷大部分宽3m，采面安装时切眼净宽5.2m，净高同煤厚，断面积9.36m2。
附图5：
《1301首采炮采工作面位置及巷道布置图》
第四章回采工艺
1、1301采煤工作面采用炮采，一次采全高，采用走向长壁后退式采煤法。
循环进尺1.2m。
采用放炮落煤,人工装煤，SGB—420/40型刮板输送机运煤。
2、1301采面走向短，斜向长，回采顺序由下往上循环整体推进，循环进度为1.2m/循环，下区段滞后上区段1.2m。
3、反向回采：
1301采面从边界切眼往里还有10m左右煤柱，因此可先往里反采两循环，采面回采有四排柱子，立即停止反向回采，在采面第三排打好切顶柱，对第排进行回柱，反向回采两排，回柱结束后，进行正常回采。
4、过老切眼安全技术措施：
1）1301采面下段在回采35m时,会过老1301采面切眼,该切眼原巷道为上净宽2m，下净宽2.8m，净高1.8m的梯形工字钢抬棚支护巷道，在未过老切眼之前，先对1301原切眼采用单体液压支柱配铰接顶梁对支护全面更换，支护支设方向同采面一致，排距1.2m，柱距0.6m。
2）过老巷时为斜交过，先过下段（刮板机尾），后过上段（刮板机头），过老巷时，必须加强顶板管理，密柱中对中0.3m，每棵梁头都必须打戗柱，与老巷交汇处最大控顶距为5.6m，其他地段严格按“三、四”排管理，必须及时回柱放顶。
3）老巷时，采取增设木垛的特殊支护形式进行加强支护。
木垛布置：
与老巷交汇处（三岔口）靠近煤壁侧，随交汇处往上延伸而增设木垛，每往上4m（中对中）必须增设1个木垛。
木垛在回柱放顶时及时回撤，增设到下排切顶排密柱。
4）工作面接近老巷时，必须控制一次起爆炸药量，采取多打眼、少装药、放小炮方法，配合手镐硬挖、进行掏梁窝超前护顶，并加强背棚，及时支柱措施通过。
附图6：
《1301采煤工作面采煤方法示意图》
第一节、回采工艺：
1、采煤工艺：
安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→放炮落煤→检查瓦斯→临时支护→砍壁→移梁支护→装运煤→推移刮板输送机→回柱支护→清浮煤
2、该工作面采用长壁式布置，爆破落煤，人工攉煤，刮板输送机运输；采高2.0m,采用全部垮落法管理顶板。
设计“三、四”排控顶，齐梁齐柱布置。
排距1.2m，柱距0.6m，最小控顶距3.8m，最大控顶距5.0m。
放顶步距1.2m，回柱绞车选用JH-8型。
直接顶不稳定时，视顶板情况，可加强顶板支护，老顶坚硬难冒（顶板悬露面积超过2×5m²）时可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部“穿鞋”，防止支护插入底板，循环进度1.2m；中间运输平巷下端头（刮板机头处）采用3.6m长梁，一梁三柱、四对八梁迈步式前移支护，对梁间距0.6m。
3、安全检查：
进入工作面必须进行全面的安全检查，包括瓦斯、顶板、支护质量、设备等，确认安全可靠后方可开始作业。
第二节放炮管理
1、打眼、装药：
采用ZMS—1.2型煤电钻打眼，选用1.2m螺旋麻花钻杆，考虑到循环进度和炮眼角度，确定炮眼深1.4米，炮眼布置为通排打眼，眼间距1.0米，眼深1.4米，循环进度为1.2m。
顶底眼间距为1.4米，水平角75°，底眼俯角75°，顶眼距顶板500mm，底眼距底板400mm。
采用MFB—100型矿用电容式发炮器发炮，雷管为矿用8#瞬发电雷管，炸药为煤矿许用3级炸药。
工作面采用正向装药，顶眼装药量200g，底眼300g，用水炮泥和黄土填充炮眼，封口时黄土要捣实，封泥长度不小于炮眼深度的二分之一。
2、爆破方法，炮眼布置方式：
通排打眼，分组间隔装药，分组间隔距离不少于1m（分组间隔处对应的顶眼不装药），每组装药必须一次爆破，并且长度不得超过13m。
炮眼布置采用“双排眼”布置方式。
见炮眼布置示意图。
双排炮眼布置图
说明：
每个炮眼装药两卷（顶眼装药1－2卷），采用水炮泥和粘土炮泥封眼，炮泥总长度不少于500mm。
煤层软时可不装药或减少药量。
详见炮眼装药示意图图三
3、炮眼特征和爆破说明书（参见下表）：
名
称
距
离
位置角度
眼深
（m）
利用率%
装药量
Kg
距底
（m）
距顶
（m）
仰、俯、水平（0）
顶眼
1.0
1.2-1.8
0.6
<50
1.4
90
0.15
底眼
1.0
0.4
1.6-2.0
5-100
1.4
90
0.3
爆破说明书
顺序
项目
单位
说明
1
打眼工具
型号
ZMS-1.2
工作面打眼
台数
台
2
2
炮眼特征
每班眼数
个
平均深度
m
1.4
每班炮眼总长度
m
3
炸药
炸药种类
乳化炸药
每孔装药量
Kg/孔
顶眼0.15m
底眼0.3m
每班用量
Kg
4
雷管
种类
毫秒瞬发雷管
循环用量
个
5
封泥
粘土炮泥
M
大于0.4m
水炮泥
个
1
封泥长度
m
大于0.5m
4、装运煤：
采用镐钎攉煤，攉煤时必须站位正确，退路畅通，且要随时检查作业地点的安全状况。
5、推移刮板输送机：
从机尾到机头依次进行，不可使溜子出现死弯，为防止刮板输送机脱节，推溜时刮板输送机最小弯曲段不得小于15m。
或弯曲度不超过3°，推移点不小于三处，严禁摘掉移溜段全部中心柱推溜。
推溜时将推溜段先打齐贴帮柱，随后再推溜。
推溜后要及时打齐中心柱，否则不得进行下一次推刮板输送机，移溜后必须保证溜子平、直、稳，移完溜后及时打上两根压柱。
6、回柱支柱：
首先检查工作面顶板情况，工具完好情况，严格先支后回的原则，坚持由下向上，从里到外的原则进行，回柱前首先加密第三排对柱为密集柱，回柱后支设的柱梁必须排列整齐。
推溜后及时打齐基本柱后，方可由下至上回柱放顶，回出的柱子作为新的戗柱及时打上。
7、清浮煤：
回柱支柱完毕后，要及时清理工作面浮煤，必须对作业范围实行再次全面安全检查。
8、放炮后及时打好贴邦柱，端口面距离少于0.3m。
第三节设备配置
一、工作面配备DW20型单体液压支柱，支柱支撑高度为1500～2000mm，额定工作阻力约为300KN/根，选用HDJA-1200金属铰接顶梁。
全部垮落法管理顶板。
刮板运输机4部，上下采煤工作面各1部，1301中间运输巷2部。
技术参数详见回采工作面主要设备配备表。
回采工作面主要设备配备表
序号
设备名称
型号
主要技术参数
单位
数量
使用
备用
合计
1
煤电钻
GMZ-1.2
电压127v，N=1.2kw
台
2
1
3
2
发爆器
MFB-100
每次引爆电雷管100发
个
1
1
2
3
回柱绞车
JH-8
电压660v，N=8kw
台
1
1
2
4
单体液压支柱
DW20
支撑高度1500～2000mm
根
1200
150
1350
5
金属铰接顶梁
HDJA-1200
长度1200mm
根
900
120
1020
6
刮板运输机
SGB-420/40
电压660v，输送长度100m，最大输送量80t/h，电机功率40kW
台
4
0
4
7
乳化液泵
XRB110/320
660V，37kw
台
1
1
2
8
乳化液箱
X10RX
台
1
1
2
第五章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算：
1、支护方式：
设计首采煤层为K13煤层，平均厚度为1.7m，工作面采用DW20型单体液压支柱，支柱支撑高度为1500～2000mm，额定工作阻力为30t/根；生产中应根据实际情况配备选用部分其它型号的单体液压支柱。
选用HDJA—1200型金属铰接顶梁配合单体液压支柱支护顶板。
2、运输、回风顺槽离工作面20m范围内采取加强支护的措施，采用两排单体支柱配合金属铰接顶梁支护；支柱选用DW20型，铰接顶梁选用HDJA—1200型。
支护密度验算如下：
支护的强度：
P=（4～8）×M×γ=6×2.0×2.5=31.5t／m3
式中：
M为平均采高，为1.70m；
Y为顶板岩石容重,2.5吨／m3。
按6倍取值。
工作面斜长100m，因此采场最大面积S=80×5.2=416m2，所设支柱数n：
（80／0.8）×5=500根，则支护密度为500／416=1.2019根／m2，支柱每根的额定承载能力约为30.6t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.93的系数，则每根支柱的承载能力为30.6×0.93=28.46t。
则支柱实际提供的支护强度为1.2019×28.46=34.21t／m2，而支护所需要的支护强度为31.5t／m2，因此，工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求，采面设计“三、四”排控顶，齐梁齐柱布置。
排距1.2m，柱距0.6m，最小控顶距3.8m，最大控顶距5.0m。
放顶步距1.2m，视顶板情况，可加强顶板支护，老顶坚硬难冒（顶板悬露面积超过2×5m²）时可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部“穿鞋”，防止支护插入底板，循环进度1.2m；中间运输平巷下端头采用3.6m长梁，一梁三柱、四对八梁加强支护。
3、切顶方法：
①工作面采用密柱切顶，切顶排支柱间距为中对中0.3m，并要迎山有力、稳固，切顶柱要戴柱帽；
②工作面顶板破碎要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸、漏矸等。
③在工作面材料道每隔1m打一棵戗柱，煤壁落煤后及时挂梁，初次放顶前必须在材料道每5m增设1个木垛，木垛要与切顶排在同一线上，以便能增加切顶排支护的支撑强度。
④换柱时，一定要先打临时柱，后换柱，沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。
⑤要经常检查整个工作面的顶板、支架，发现压力增大，支架变形、片帮严重等问题，要及时维修，充分利用密集柱、木垛或点柱等加固，防止冒顶、催倒支架。
⑥正常放顶面积超过10m2时，必须停止采煤，采取强制放顶措施进行放顶。
第二节、回采工作面支护措施
1、采煤工作面必须及时支护，严禁空顶作业。
所有支柱必须架设牢固，并有防倒柱措施，并严禁在浮煤或浮矸上架设支柱。
2、采煤工作面必须及时回柱放顶，控顶距离超过作业规程规定时，禁止采煤。
采用垮落法控制顶板，回柱后顶板不垮落，悬顶距离超过10m2时，必须停止采煤，采取人工强制放顶（如打眼放炮进行强制放顶），或其它措施进行处理。
采煤工作面初次放顶及收尾时，必须制定安全措施。
放顶人员必须站在支柱（柱）完整，无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。
3、加强对回采工作面矿山压力监测，尤其是掌握采动压力影响规律，注意回采工作面初期来压及周期来压时间，并加强对初次来压及周期来压期间工作面支护措施，如增加工作支护密度（柱距）以及加长超前支护长度及密度等。
4、工作面上下出口支护及相关措施
根据《煤矿安全规程》第五十条规定：
采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护。
采面上、下巷超前支护均为：
靠近煤壁20m段采用双排托棚支护。
A）工作面回风巷和工作面运输巷出口（包括回风巷和工作面运输巷离工作面前20～30m，工作面后方不小于40～50m范围内）采取加强支护，柱距、棚距为0.4～0.5m。
工作面下端头应采用“四对八梁”支护型式。
B）工作面支护要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞檐（小于0.2m）。
C）工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸、漏矸等。
D）计算、估算和观测周期来压步距，在工作面材料道每隔1m打一棵戗柱，煤壁落煤后及时挂梁，若顶板压力较大，可增设木垛。
并在来压时撤退。
E）注意观测顶板来压情况和顶板稳定完整情况，过断层和老巷时要制定专门措施。
F）要及时放顶，采用回柱绞车回柱，不得进入老塘作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。
G）换柱时，一定要先打临时柱，后换柱，沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。
H）回采工作面出口20m内巷道的净高不得低于1.8m。
I）直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，若底板吸水容易膨胀，支护时在支柱底部垫板，防止支护插入底板。
5、发现顶板破碎或有冒顶、片帮、折壁征兆时必须先打点柱或贴帮柱，
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