某煤矿年度采掘接续计划

赫章县财神镇青松煤矿2014年度采掘接续计划 贵州盛联新能源投资有限公司赫章县青松煤矿2014年度采掘接续计划编制单位：赫章县财神镇青松煤矿编制日期：2014年2月16日公司会审意见会审内容：赫章县青松煤矿2014年度采掘接续计划会审地点：贵州盛联新能源投资有限公司会议室会审日期：2014年 月 日部门会审意见负责人签字日期机电部通防部安全部生产技术部总工程师总经理目 录一、矿井概况4（一）、矿井概况4（二）、开采技术条件4（三）、安全生产系统5二、K2煤层采煤工作面布置说明5三、2014年度采煤工作接续计划6（1）1201回采工作面的布置位置。6（2）确定回采工作面的接替方案7四、开工时间7五、掘进计划和回采计划7六、回采工作面的计划和安排8七、采掘机械化9八、瓦斯抽采及防突9（一）瓦斯抽采9（二）、煤层原始瓦斯含量的预测10（三）、瓦斯抽采量预测10（四）、2014年区域瓦斯治理计划10五、矿井防治水计划10（一）、矿井水文地质条件概况10（二）2014年防治水工程计划11六、安全管理12（一）危害安全生产因素分析12（二）、安全防治措施13七、设备维修23八、建立健全管理机构及规章制度23九、劳动定员表24赫章县财神镇青松煤矿2014年度采掘计划一、矿井概况（一）、矿井概况青松矿井于2008年10月开工建设，2014年1月通过安全设施竣工验收，现在为合法生产矿井。矿井位于赫章县财神镇拉苏村，行业隶属赫章县工业经济贸易和能源局管辖， 矿山距赫章县县城约31km，距财神镇7km，有六曲-财神公路经过矿区。矿井井田面积1.9373 km2，矿井地质资源/储量949万吨，工业资源/储量686.34万吨，矿区有K1、K2、K3三层煤层，设计可采储量641.14万吨，矿井划分为一个水平二个采区，水平标高+1944m，以矿井中部为界，西翼为一采区，东翼为二采区。设计生产能力30万吨/年。开拓方式：斜井开拓;1个回采工作面，2个掘进工作面，采掘比1:2。采煤方式为走向长壁后退式回采。全矿现有在册人员268人，采用矿、科、队三级管理模式，工业广场及两堂一舍布置合理，生产、生活设施齐全，能够满足安全生产需要。（二）、开采技术条件1、煤层赋存及地质概况煤层赋存稳定，矿区储量较丰富，地质构造复杂程度中等，工程地质条件简单，水文地质条件中等。K1煤层平均0.81m，顶板岩性为浅灰、灰绿色中厚层细砂岩，底板岩性为灰白至黄灰色薄层页岩及砂质页岩；K2煤层平均2m,顶板岩性为黄绿色薄层细砂岩，底板岩性为中厚层状泥质砂岩，上距K1煤层22m；K3煤层平均2.33m，顶板岩性为黄绿色粉砂岩，底板岩性为砂质页岩及薄层粘土岩上距K2煤层25m。2、瓦斯：矿井为瓦斯矿井（绝对瓦斯涌出量为10.66m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.54 m3/min）3、煤与瓦斯突出：矿井在划定的“ABCDEFG”鉴定范围内，K1煤层在+2000m标高以上、K2煤层在+1986m标高以上、K3煤层在+1965m标高以上无突出危险性，在鉴定范围内按照按突出矿井无突出区域进行设计管理，非鉴定区域按煤与瓦斯突出矿井进行设计与管理。4、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性：三层煤均无爆炸性、级不易自燃。（三）、安全生产系统1、通风系统：通风方式为：中央并列式，主扇通风机型号为FBCDZ-6-16-275kW,一台运行，一台备用。2、供电系统：10Kv双回路供电，一回工作，一回热备用。3、主斜井安设DTL80/40/275型带式输送机完成煤炭运输任务；副斜井安设功率为90kw、型号为JTP-1.61.2P型提升绞车作为辅助提升。4、排水系统：矿井正常涌水量为30 m3/h，矿井最大涌水量为90 m3/h。主水仓有效容量为408m3, 副仓有效容量为331.5 m3；主排水泵型号为80D-308型，功率55kw流量55 m3/h，扬程230m，一台运行，一台备用，一台检修；洒水灭尘系统、安全监控系统正常运行。5、六大系统：按相关规定及要求建设完善，运行运转正常。二、K2煤层采煤工作面布置说明坚持“全年计划产量不超核定能力和月产量不超过当月计划产量10%”的原则，结合采掘现状和远景规划进行编制。矿井设计能力30万吨年，全年产量计划控制指标为30万吨。煤矿原来已布置有一个回采工作面。即：验收时的（1101）工作面，该工作面布置在K1煤层内，由于该工作面地质条件复杂，位于采面中部运输巷往上30m处遇到F2断层，当时为了赶上验收只好将就布置来验收。在一采区1986m标高以上经井巷工程实际揭露K1煤层大部分只有0.5m，加上受到F2断层的影响K1煤层赋存不稳定，故K1煤层不可采（另附报告至赫章县工能局），经矿部研究决定在1986m标高以上一采区K2煤层中避开F2断层，重新布置1201采煤工作面，当这个工作面布置完成后，接着再布置1202接续工作面，符合规定要求。三、2014年度采煤工作接续计划由于原来的工作面不可用，2014年重新布置一个过度的首采面。采面布置位置，从2#轨道石门的K2煤层揭煤点处开口布置一条运输巷，从1#轨道石门K2煤层揭煤点开口布置一条回风巷，再布置切眼贯通运输巷形成1201首采面。从运输石门的煤仓处开口往下送至K2煤层+1995标高揭煤点然后又以水平巷送至一采区边界形成1202运输巷。利用1201采面的运输巷沿空留巷作1202的回风巷，布置上山切眼贯通形成1202采面，接替1201采面。（详见采掘接续计划图）同时在井田西翼布置1203接替采面到边界，在西翼的主井井底车场向西布置一条瓦斯鉴定巷。形成全年的采掘计划。争取明年达到年产30万吨的设计生产能力。（1）1201回采工作面的布置位置。井田范围内有一走向逆断层F2，制约了采掘布局，经研究决定以F2断层为界，于一采区断层下盘K2煤层布置采掘工作面：1201采面、1202采面、1203掘进工作面。（详见采掘接替计划图）（2）确定回采工作面的接替方案I、确定回采工作面个数根据本矿区范围内地质条件及采掘关系，计划布置过度性的首采面一个（1201采面），和一个接替采面（1202采面），一个采面生产，一接替。保持一采两掘。今年内做好过度性生产，明年达到产能设计要求。 II、确定工作面接替顺序。采面接替计划安排： 1201采面1202采面1203采面。III、确定工作面进度及接替时间由于走向F2断层影响，原来布置的1101采面不可回采。新的采面，从2014年3月1日份开始掘进，掘进工作面平均月进度70 m，两支队伍两个掘进头同时掘进，2014年5月28日可布置出1201采煤工作面，2014年10月28日可布置出1202采煤工作面。四、开工时间：2014年计划开工时间：2014年3月1日。五、掘进计划和回采计划：1、掘进计划：在一采区1986m标高以上经井巷工程实际揭露K1煤层大部分只有0.5m，加上受到F2断层的影响K1煤层赋存不稳定，故K1煤层不可采，因此要先布置一个过度性的采面，来解决矿井目前的采掘失调，计划在F2断层下盘，K2煤层中布置一个过度首采面，计划今年内完成首采面1201的回风巷长162m ，运输巷长205m，切眼56m，下采面1202回风巷已利用沿空留巷，只需加固，运输巷437m，切眼70m，1203运输巷道210m，1203回风巷210m，瓦斯鉴定巷586m，一共是1934m。今年内完成掘进进尺1934m。掘进计划接续表 单位：米巷道名称一季度二季度三季度四季度合 计1月2月3月4月5月6月7月8月9月10月11月12月1201运输巷007070662061201回风巷007070201601201切眼452561202运输巷707070707070164361202回风巷1202切眼5416701203运输巷7070702101203回风707070210西翼瓦斯鉴定巷150150150136586合计0360360310258707070 1561401401934六、回采工作面的计划和安排矿井采用地质块段法估算资源储量，本次回采煤量仍采用地质块段法进行估算，估算公式为：Q=Smdkf，S=S0/cosA（式中：Q资源储量，S块段斜面积，m煤层平均厚度，d煤的体重，k可采含煤率，S0块段平面积，A煤层倾角，f采区回采率）。本矿的采区回采率为85%，本次计划采区回采率取95%。本矿首采工作面为1201回采工作面有S=10409.872m1.44=3.0万吨，接替工作面1202采面可采煤量S=169402m1.44=4.88万吨。1201首采工作面在2014年7月份可进行回采，3月1日开始掘进布置，7月份可采煤，采至12月底可产5.4万吨，加上有几条巷道是沿煤掘进，可出工程煤1.2万吨，K2煤层平均厚度为2.0米，回采月产量按1.2万吨计算，全年计划回采煤量6.6万吨。矿井采用走向长壁式后退式采煤法，爆破落煤、人工攉煤、刮板运输机及胶带运输机运煤、单体液压支柱配合铰接顶梁支护，全面跨落法管理顶板。回采计划分配表 单位：万吨工作面名称一季度二季度三季度四季度合 计1月2月3月4月5月6月7月8月9月10月11月12月1201采面 1.21.20.631202采面1.21.22.4合计5.4七、采掘机械化由于K2煤层平均厚度为2米，从揭露的煤层情况看，小断层比较发育采布置不宜采用机械化采煤，在掘进鉴定巷时可采用综掘机掘进。八、瓦斯抽采及防突（一）底板抽放施钻计划：青松煤矿为瓦斯矿井，现安全专篇、开采方案设计未设计瓦斯抽放巷，经鉴定现+1886开采水平以上无煤与瓦斯突出危险性。（二）煤巷半煤巷掘进抽放施钻计划：2014年煤巷半煤岩巷计划掘进进尺为1348米，每距40米在巷两侧各施工一耳朵钻场，每个钻场施工5个抽放孔，孔深为60米，计划在2014年完成本煤层抽放钻场68个、钻孔进尺：20480m； （三）1201采面、1202采面顺层抽放施钻计划：1201采煤工作面走向长180米，倾向长56米，因采长短，故只在采面回风巷布置顺层抽放钻孔，钻孔间距为3米，孔深50米。计划1201采面回风巷布置本煤层抽放钻孔60个，钻孔进尺3000米。1202采煤工作面走向长206米，倾向长70米，因采长短，故只在采面回风巷布置顺层抽放钻孔，钻孔间距为3米，孔深60米。计划1201采面回风巷布置本煤层抽放钻孔69个，钻孔进尺4040米。小计：1201采煤工作面、1202采煤工作面合计布置本煤层抽放钻孔129个、钻孔进尺7040米。（详见下青松煤矿2014年瓦斯钻孔计划表）（三）效检钻孔施钻计划：1、煤巷半煤岩巷计划掘进进尺为1348米，每10米施工3个效检钻孔，孔深10米，控制8米巷道掘进，本年度掘进巷道效检钻孔进尺为5055米。2、1201采面运巷、风巷、1202采面运巷、风巷每50米施工一个效检钻孔，此四巷长度共计778米，共施工16个钻孔。孔深50米，钻孔进尺共800米。（四）2014年度施工钻孔合计全矿2014年度合计施工钻孔进尺为33115米。（详见下青松煤矿2014年钻孔施工计划表）三、2014年瓦斯抽采要求、瓦斯量预计、抽采量计划1、抽放瓦斯浓度平均18%以上。2、抽采率达到25%以上。3、井下个采掘工作面及总回风瓦斯浓度控制在0.5以下。4、吨煤残余瓦斯含量降至3m3/t以下，残余瓦斯压力小于0.74MP。四、2014年瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果2014年采掘工程瓦斯量预计及抽采量计划青松煤矿K2煤相对瓦斯涌出量为6m3/t ，K2煤绝对瓦斯涌出量为5.66m3/t ，全年计划抽放瓦斯量399.7万立方米，抽放纯量为71.96万立方米。其中：高负压抽放量约302.5万立方米，抽放纯量为54.46万立方米；低负压抽放量约97.2万立方米，抽放纯量为17.5万立方米。（详见下青松煤矿2014年瓦斯抽放量计划表）（一）1201采面抽放范围瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1、该工作面起止抽放时间：2014年6月至2014年9月。2、瓦斯量预计： 1201采面煤量3万吨，其瓦斯量为3万t*6m3/t=18万立方米。3、瓦斯抽出量：3万t*（6-3）m3/t=9万立方米。4、本年度瓦斯抽出混合量：9万立方米/18%=50万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率50%，抽放浓度18%，抽放量达3m3/t，吨煤残余瓦斯含量降至3m3/t以下，（二）1202采面抽放范围瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1、该工作面起止抽放时间：2014年6月至2014年12月。2、瓦斯量预计： 1202采面煤量3.6万吨，其瓦斯量为3.6万t*6m3/t=21.6万立方米。3、瓦斯抽出量：3.6万t*（6-3）m3/t=10.8万立方米。4、本年度瓦斯抽出混合量：10.8万立方米/18%=60万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率50%，抽放浓度18%，抽放量达3m3/t，吨煤残余瓦斯含量降至3m3/t以下，（三）1201采面采空区瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1201采面上隅角插管低负压抽放。1、抽放起始时间：2014年7月至2014年9月。2、瓦斯量预计： 1201空区瓦斯量预计25万立方米。3、瓦斯抽出量：25万立方米*35%=8.75万立方米。4、抽出混合量：8.75万立方米/18%=48.6万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率35%，抽放浓度18%， （四）1202采面采空区瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1201采面上隅角插管低负压抽放。1、抽放起始时间：2014年11月至2014年12月。2、瓦斯量预计： 1201空区瓦斯量预计25万立方米。3、瓦斯抽出量：25万立方米*35%=8.75万立方米。4、抽出混合量：8.75万立方米/18%=48.6万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率35%，抽放浓度18%， （五）1201回风巷抽放范围瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1、抽放起始时间：2014年3月至2014年5月。2、瓦斯量预计： 1201回风巷掘进抽放控制煤量为160m*30m*2m*1.43t/m3=13728t，其瓦斯量为13728t*6m3/t=8.23万立方米。3、瓦斯抽出量：13728t*（6-3）m3/t=4.11万立方米。4、本年度瓦斯抽出混合量：4.11万立方米/18%=22.8万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率50%，抽放浓度18%，抽放量达3m3/t，吨煤残余瓦斯含量降至3m3/t以下，（四）1201运输巷、切眼抽放范围瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1、抽放起始时间：2014年3月至2014年6月。2、瓦斯量预计： 1201运输巷掘进抽放控制煤量为262m*30m*2.0m*1.43t/m3=22479t，其瓦斯量为22479t*6m3/t=13.5万立方米。3、瓦斯抽出量：47979t*（6-3）m3/t=6.75万立方米。4、本年度瓦斯抽出混合量：6.75万立方米/18%=37.5万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率50%，抽放浓度18%，抽放量达3m3/t，吨煤残余瓦斯含量降至3m3/t以下，（五）1202运输巷、切眼抽放范围瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1、抽放起始时间：2014年3月至2014年10月。2、瓦斯量预计： 1201运输巷掘进抽放控制煤量为506m*30m*2.0m*1.43t/m3=43414t，其瓦斯量为43414t*6m3/t=26万立方米。3、瓦斯抽出量：43414t*（6-3）m3/t=13万立方米。4、本年度瓦斯抽出混合量：13万立方米/18%=72.2万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率50%，抽放浓度18%，抽放量达3m3/t，吨煤残余瓦斯含量降至3m3/t以下，（六）1203回风巷抽放范围瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1、抽放起始时间：2014年10月至2014年12月。2、瓦斯量预计： 1203回风巷掘进抽放控制煤量为210m*30m*2.0m*1.43t/m3=18018t，其瓦斯量为18018t*6m3/t=10.8万立方米。3、瓦斯抽出量：18018t*（6-3）m3/t=5.4万立方米。4、本年度瓦斯抽出混合量：5.4万立方米/18%=30万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率50%，抽放浓度18%，抽放量达3m3/t，吨煤残余瓦斯含量降至3m3/t以下，（七）1203运输巷抽放范围瓦斯量预计、抽采量计划、抽放效果1、抽放起始时间：2014年10月至2014年12月。2、瓦斯量预计： 1203运输巷掘进抽放控制煤量为210m*30m*2.0m*1.43t/m3=18018t，其瓦斯量为18018t*6m3/t=10.8万立方米。3、瓦斯抽出量：18018t*（6-3）m3/t=5.4万立方米。4、本年度瓦斯抽出混合量：5.4万立方米/18%=30万立方米。5、达到的抽放效果：抽采率50%，抽放浓度18%，抽放量达3m3/t，吨煤残余瓦斯含量降至3m3/t以下，五、瓦斯抽采及利用我矿开采瓦斯利用目前面临的困难：（一）勘探程度不够。目前，尚无具体预测资源总量核算，未知能否满足规模产能建设需要。（二）抽采条件复杂。我矿瓦斯赋存条件区域性差异大，多数地区呈低压力、低渗透和低饱和特点，规模化、产业化开发及抽采难度较大。（三）利用力低。我矿现阶段处于前部开采，瓦斯含量较低，很难进行有效的利用，我矿对瓦斯利用暂无具体利用计划。五、矿井防治水计划（一）、矿井水文地质条件概况矿区水系不发育，无河流、水库等大的地表水体，仅在井田北部外围有一流向由南西向北东的溪沟。溪沟流量随季节性变化不明显，水量较为稳定，平时流量很小，枯季处于干涸状态，主要为大气降雨补给，汇集于六冲河，属贵州省西北部乌江北源六冲河水系。区域内最低点为矿界外南西侧冲沟，为当地最低侵蚀基准面，标高+1996m。本矿开采设计最低许可开采标高为+1880m，实际开采标高为约+1960m。根据矿井现状，结合建设期的实际观测，主斜井、副斜井、回风斜井在施工时，进行老空积水探放，老空积水涌水量峰值为106m/h，矿井建设期探放水区域最低标高+2010m，老空积水已在建设期间得到有效释放，老系统均已关闭并密闭良好，开放补给源被切断，仅存裂隙导水通道。矿井在施工过程中必须坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则。采掘工作面探水前，应当编制探放水设计，确定探水警戒线，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。探放水设计由地测机构提出，经矿井总工程师组织审定同意，按设计进行探放水。矿井应及时查明采空区积水位置、范围、积水量及其与主采煤层的关系，同时，将积水线、探水线、警戒线在采掘工程平面图上醒目标示。（二）2014年防治水工程计划2014年在1201运输巷、1201回风巷、1201切眼、1202运输巷、1202回风巷、1203回风巷、1203运输巷，瓦斯鉴定巷，1202切眼等预计施工钻孔195个，预计钻孔进尺15858m。如下表所示：青松煤矿2014年探放水水工程计划表时间巷道名称巷道计划进尺超前钻探工程备注（m）预计钻孔数预计钻孔进尺（m）2014年3-5月1201回风巷160151312共探3次，每次5个孔，最后一次探距投影为90米2014年3-5月1201运输巷206201689.2共探4次，每次5个孔，最后一次探距投影为86米2014年3-9月1202运输巷436453575共探9次，每次5个孔，最后一次探距投影为66米2014年5-6月1201切眼565459共探1次，5个孔，探距投影为86米2014年9-10月1202切眼7010574共探2次，每次5个孔，最后一次探距投影为50米2014年10-12月1203运输巷210201722共探4次，每次5个孔，最后一次探距投影为90米2014年10-12月1203回风巷210201722共探4次，每次5个孔，最后一次探距投影为90米2014年7-11月西翼瓦斯突出鉴定巷586604805共探12次，每次5个孔，最后一次探距投影为66米小计193419515858六、安全管理（一）危害安全生产因素分析依据矿井的开采现状，以及2014年度采掘计划安排，预测矿井今后存在以下危害因素：（1）冒顶和片帮危害；（2）通风系统故障危害；（3）中毒和窒息危害；（4）矿尘危害；（5）触电危害；（6）运输伤害；（7）水害；（8）瓦斯危害；（9）火灾；（10）火药爆炸和爆破伤害；（11）其它危害。（二）、安全防治措施1、冒顶和片帮事故防范措施1）、管理对策措施（1）、领导必须高度重视在生产管理中，矿长和副矿长时刻树立安全第一的思想，切实把安全放在首位，把安全真正落实到现场生产实际工作中。（2）、矿井必须明确由生产副矿长主抓工程质量首先是制定好先进合理的、全面的、可行的各类工程质量标准；其次是制定严格的工程质量验收制度，确定责任心强的验收人员，验收时严格奖惩；选择高素质的施工队伍；在开工前将有关制度、标准融入到作业规程中，并组织职工学习，考试合格后方可上岗；加强施工中的监督检查，对不合格工程及时返工；由工程技术人员根据实际情况及时调整支护参数和质量标准。（3）、矿井必须明确重大禁止事项禁止无设计（作业规程）施工。禁止擅自更改设计。禁止自作主张采用裸体支护。禁止空帮空顶，禁止空顶作业。（4）、矿井必须对顶板事故防范工作实行分片负责（5）、加强对危险因素的认识开工前必须敲帮问顶。技术人员必须准确掌握顶板活动规律，弄清初期来压时间，测定周期来压步距。技术人员对测定结果必须反复检查，避免错误。切实做好安全检查工作。技术人员必须认真编制安全检查表；选择持证安检员实施检查工作。2）技术对策措施一般来说，冒顶里有一定的且明显的预兆，诸如撒沙，断裂声，断梁折柱、水增大等。（1）、局部冒顶的预兆工作面遇有小地质构造，由于构造破坏了岩层的完整性，容易发生局部冒顶。顶板裂隙张开、裂隙增多，敲帮问顶时，声音不正常。顶板裂隙内卡有活矸，存在掉碴、掉矸现象，掉大块前往往先落小块矸石。煤层与顶板接触面上，极薄的矸石片不断脱落。这说明劈理（即顶板节理、裂隙和摩擦滑动面）张开，有冒顶的可能。淋头水分离顶板劈理，常由于支护不及时面冒顶。（2）、大型冒顶的预兆A、顶板的预兆顶板的连续发生断裂声。这是由于直接顶与老顶发生离层，或顶板切断而发生的声响。有时采空区顶板发生像闷雷一样的声音，这是老顶板和上方岩层产生离层或断裂的声音。掉碴。顶板岩层破碎下落，一般由少变多，由稀变密，这是发生冒顶的危险信号。顶板裂缝增加或裂隙张开。可在裂缝中插上木楔子，看它是否松动或掉下来，观察裂缝是否扩大，以便做出预报。脱层。顶板快要冒落的时候，往往出现脱层现象。检查是否脱层可用“问顶”的方法，如果声音清脆，表明顶板完好；如果顶板发生“空空”的响声，说明上下岩层之间已经脱离。B、煤壁的预兆由于冒顶前压力增加，煤壁受压后，煤质变软，片帮增多，使用电钻打眼时，钻眼省力。C、支架的预兆使用木支架时，支架大量折断、压劈并发生声音。D、工作面其他预兆冒顶前瓦斯涌出量突然增大，淋水量增加。（3）、采煤工作面冒顶预防A、老顶来压时的压垮型冒顶预防压垮型冒顶是指因工作面支护强度不足和顶板来压引起支架大量压坏而造成的冒顶事故。预防方法如下：采煤工作面支架的初撑力应能平衡垮落带直接顶及老岩层的重量。采煤工作面的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层。采煤工作面支架的可缩量应能满足裂隙带老顶下沉的要求。B、采煤工作面局部冒顶事故预防局部冒顶多发生在工作面上下端头、煤壁区、放顶区等地点，许多垮面事故是由局部冒顶发展而成的，一般预防措施如下：贴帮支护，支护方式需和顶板岩性相适应，不同岩性的顶板要采用不同的支护方式。采煤后要及时支护。一般要采用打临时支柱的办法及时支护，防止局部冒顶。工作面上下出口要有特种支架。一般要在上下出口范围内加设抬棚或木垛等，加强支护。防止放炮崩倒棚子，一是合理布置炮眼，装药量要适当。二是支护质量合格，要牢固有劲，不能打在浮煤浮矸上，三是留出炮道。如果放炮崩倒柱子，必须及时架设，不充许空顶。坚持执行必要的制度。例如，敲帮问顶制度、验收支架制度、岗位责任制、顶板分析制度和交接班制度等。应严格遵守作业规程和操作规程，严禁违章作业。C、预防镶嵌形顶板局部冒顶的措施从地质方面要尽量可能查明是否有镶嵌形（俗称锅顶）顶板结构，以便在制定作业规程和操作规程，以及选择支架型式时，制定出针对性的措施和作出有针对性的设计。选择支架型式时，必须选定能及时支护，超前支护的支架型式。明确规定支护操作人员必须首先安置探板、挂梁，不得在无支护区工作，其它人员，如攉煤工等均不得在无支护区工作。D、预防采煤工作面过断层时冒顶的措施。过断层前，应先摸清工作面与断层走向的交角，交角越小，工作面越危险，冒顶的可能性越大。断层落差小的可直接采过去，落差较大的要采用挑顶卧底，工作面要加强支护。在断层破碎地点，要垂直断层面打带帽顶柱，柱根要支在硬底上，在断层两侧都要打木垛。挑顶过断层时要丢底煤，支柱要穿木鞋，防止下沉卧底，过断层时要丢底煤，为防止顶煤落下造成空顶，留顶煤处要刹严刹紧。E、预防冲击推垮型冒顶事故特点：、冒顶前矿压显现不明显，引不起人们的警惕，、冒顶后支柱只倒不折，、冒顶上老顶多已断裂，或没有断裂但呈悬臂状。、冒顶在任何工序都可能发生。防治措施：、弄清地质情况，采取针对性措施，不能普遍化。、提高人生存空间支架的支撑力。、坚决杜绝空帮空顶。尽量采完全部煤层，或者使软岩层脱落后能充满采空压，增加阻力。、注意观察，及时撤退。、提高支架的整体性能。（4）、掘进工作面和巷道交岔口冒顶的防治A、掘进头冒顶事故的防治措施坚持敲帮问顶。上班在打眼放炮前后均应敲帮问顶。检查工作地点支护架设质量。发现不合格支护，应先处理后施工。严格控制巷道掘进迎头的空顶面积。当迎头掘进中空顶面积超出规定的要求，或顶帮比较破碎时应及时设支架棚子支护裸露的顶板。背顶封帮要严实，切忌虚设。加强对巷道迎头附近围岩稳定状况的观察。如果顶板松软，或巷道接近断层时，应采用前探梁支护顶板，并缩小棚距。掘进工作面放炮崩倒的棚子应由外向里逐架扶正背牢。B、掘进巷道冒顶事故防治措施巷道应布置在稳定的岩体中，并尽量避免采动的影响。巷道支架应有足够的支护强度以抗衡围岩的压力。巷道支架所能承受的变形量，应与巷道使用期间围岩可能的变形量相适应。尽可能做到支架与围岩共同承载。特别注意顶与帮的背严背实问题，杜绝支架与围岩间的空顶与空帮现象。凡因支护失效而空顶的地点，重新支护时应先护顶，再施工。巷道替换支架时，必须先支新支架，再拆老支架。在易发生推垮型冒顶的巷道中要提高巷道支架的稳定性，可以在巷道的支架之间用拉撑件连接固定，增加架棚的稳定性，以防推倒。C、巷道交岔口冒顶事故防治措施开岔口应避开原来巷道冒顶的范围；要避开应力叠加区；要尽量避开采空区；要尽量避开地质构造区；一个位置 不要开多个岔口。开口前一定要架设抬棚，必须在开口抬棚支设稳定后再拆除原巷道棚腿，不得过早拆除，切忌先拆棚后支架棚。注意选用抬棚材料的质量与规格，保证抬棚有足够的强度。当开口处围岩尖角被压坏时，就及时采取加强抬棚稳定性的措施。D、掘进巷道过断层等构造变化带时的安全措施加强巷道掘进地段的地质调查工作，特殊地段，应当有相应的针对性措施，否则不能开工。巷道在破碎带中掘进，应做到一次成巷，尽可能缩短围岩暴露时间。施工中严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。掘进工作面临近断层或穿断层带时，巷道支护应尽量采用砌碹或U型钢可缩性支架支护，棚距要缩小。减少爆破药量，除低放炮对断层附近破碎顶板的震动。减少空顶距离，及时支设临时支架，永久支架要跟上，滞后距离不得大于24m。巷道支架背板要严实，一方面提高支架对围岩的支护能力，另一方面要防止掘进中漏顶或漏帮。当断层带处顶板特别松软、破碎时，要采用超前探梁支护的办法管理端面不稳定顶板，即用长5m左右的钎杆沿支架顶梁的周边把断层破碎带处顶板裂隙圈起来。在掘进迎头挖柱窝时，要先架好探板式撞楔，然后人在撞楔下工作。在顶板岩性突变地段，要及时打点柱支护突变带顶板。对伞檐状危害岩要及明敲掉，敲不下时，要在伞檐下打上撑柱，并在其下加密柱棚，可加打抬板棚。巷道临近断层等构造带时，放炮前还必须检查掘进头瓦斯等有害气体的积存情况，工作面附近20m内瓦斯等有害气体浓度不得超过1%。如果断层与某含水层有水力联系，事先做好断层水的疏排工作。E、掘进巷道在开帮或贯通时的安全措施选好开帮和贯通的地点，要选在顶板和地质条件比较好、远离交岔点与停采线、煤柱等各种受集中承力影响的地方。要在贯通前进行超前探测，在两巷贯通前15m打好超前钻，探钻眼深不得小于3m，并保持1.5m以上的超前探眼，以观察异常。贯通掘进时放小炮，贯通后再刷大，防止冒顶。开帮贯通的巷道之间夹角要控制4590之间。开帮贯通点附近的支架要加固好，要将受施工影响的棚子进行加强，其方法有挑棚、打点柱、设木垛等。开帮贯通巷道的交接处要及时扶上抬棚，抬棚承载能力应视围岩性质而定，一般选择正常支护材料承载能力的23倍。要处理好被透点的积水及瓦斯等有害气体。F、巷道维修冒顶事故的防治维修井巷支护时，必须有安全措施。严防顶板冒落伤人、堵人和支架歪倒。扩大和维修井巷连续撤换支换时，必须保证有在发生冒顶堵塞井巷人员能撤退的出口。在独头巷道维修支架时，必须由外向里逐架进行，并严禁人员进入维修地点以里。撤掉支架前，应先加固工作地点的支架。架设和拆除支架时，在一架未完工之前，不得中止工作。撤换支架的工作应连续进行；不连续施工时，每次工作结束前，必须接顶封帮，确保工作地点安全。维修倾斜井巷时，应停止行车；严禁上、下段同时作业。2、瓦斯爆炸事故防治措施预防瓦斯爆炸的技术措施主要包括以下方面：1）、建立完善的机械通风系统，健全通风管理制度，严格执行主扇24小时运转制度。2）、安装符合标准的煤矿安全监控系统，健全运行管理制度；建立素质高、数量足的瓦斯检查员队伍。3）、防止瓦斯突然异常涌出。坚持控制爆破。4）、防止瓦斯积聚。采用正规采煤法，尽量避免出现盲巷，临时停工地点不准停风，并加强通风系统管理，严格执行瓦斯检查制度，及时安全地处理积聚瓦斯。5）、防止采空区瓦斯突然逸出。及时封闭和严格管理采空区。6）、防止瓦斯引燃。严格管理和控制生产中可能发生的火、热源。严禁携带烟草和点火物品下井；矿灯应完好，否则不得发放，矿灯严禁被拆开、敲打、撞击；加强电气设备管理和维护，采用防爆型的电气设备，井下供电做到 “三无”，坚持使用煤电钻综合保护。7）、防止瓦斯爆炸范围扩大。通风系统力求简单，采用并联通风，禁止大串联通风。具体说来，有以下方面：矿长必须高度重视，树立安全第一的思想，确实把安全工作放在首位。由总工程师主抓瓦斯事故的防治工作。建立完善的机械通风系统，并保证通风系统涵盖井下所有区域；正常运行煤矿安全监控系统，并建立一支高素质的通风瓦检队伍，配齐各种瓦检仪器仪表，按照煤矿安全规程授予充分的停产停工权，确保瓦斯超限时能快速撤人；第三是按规定装备甲烷断电仪和风电闭锁装置，装备通信系统，以使瓦斯信息能及时反映给工人，反映给调度室；第四是制定严格的通风管理制度；第五是坚持“主扇不开，人员不入井；局扇不开，人员不上头”，严格按照煤矿安全规程管理主扇和局扇，坚决禁止无风和微风作业；第六是坚持负压采煤，坚持掘进工作面使用局扇供风；第七是凡是井下放炮，无论是全煤、半煤岩，或者是全岩工作面，始终坚持“一炮三检三对口”；第八是制定瓦检、测风、排瓦斯、开停主扇和局扇的操作规程，防止误操作；第九是坚持每月开展13次瓦斯防治专题排查，及时排除隐患，及时总结瓦斯治理方面的经验教训，不断提高管理水平；第十是及时消除火源；第十一是管理好通风设施，管理好盲巷和临时停工巷，对采空区及时封闭；第十二是将瓦斯管理的重点和难点广泛告知于职工，使全体职工参与瓦斯管理。安装地面、井口防雷电设施。防止外来火源的产生殃及井下事故发生。完善通风设施及机电设备的保护措施。做到重点防范，主次兼顾，消灭一切事故隐患。妥善处理掘进巷道局部瓦斯积聚。3、煤尘爆炸事故防治措施包含三个方面：（1）减、降措施；（2）防止引燃煤尘的措施（杜绝火源）；（3）隔绝煤尘爆炸的措施（防止扩大）；具体有：建立矿井防尘供水系统；降尘，如水炮泥爆破降尘，喷雾洒水降尘，放炮喷雾；除尘器除尘；清扫、冲洗巷道积尘；通风除尘，对采掘工作面要控制风速，一般来说，不能低于0.5m/s, 不能大于2.5m/s；个体防尘；撒布岩粉，设置岩粉棚和水槽，安设隔爆水幕。4、水害事故防治措施（1）制定防水预案，告知突水和透水预兆，由矿长组织学习考核，提高全体职工的防水警惕性，并组织实施。（2）建立健全防治水机构，调查水情水害并全面上图，加强水害分析和预测预报，建立水害隐患档案，在此基础上制定探水实施细则。（3）严格执行“逢掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则上，同时制定雨季三防措施，并备好防洪材料。（4）开采时不得突破规程规定的隔水煤柱线开采，发现透水预兆及时汇报和撤离。（5）煤层露头线边、断层边、钻孔边、老空区周边和矿井边界留设隔水煤柱，对采空区及老空积水地段采取探防水措施，采掘过程中，加强测量并上图，对采空区及时封闭。5、火灾事故防治措施按照煤矿相关规定，正确选型采购、安装、使用矿用机电设备设施和电线电缆；坚持使用接地、过流、漏电保护装置；井下要建立防灭火系统，机电设备硐室应有防灭火设施；建立完善的防灭火制度。6、火药爆炸和爆破事故防治措施1）、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，并严格按作业规程及爆破说明书要求进行爆破作业，爆破作业必须执行“一炮三检”制度和“三人连锁”制度。2）、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械和电器设备、不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。3）、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，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。4）、严格按作业规程进行装药封填，严格执行远距离放炮制度，放炮距离不得小于300米以外的防突风门外。5）、严格执行火药领退制度，领退要有记录、签字。7、中毒和窒息事故防治措施（1）独头掘进采用对旋式局部通风机。（2）对掘进工作面的回风流风速进行验算，确保其0.25m/s。（3）设立通风机构，加强通风监测，确保矿井风量，风速符合，风路通畅，采掘工作面