11701回采工作面作业规程2.doc

罗平县宏源煤矿11701回采工作面作业规程工作面名称：11701回采工作面编 制：李 兵审 核：秦正军批 准: 罗 锋日 期：2013年7月24日煤矿会审及审批意见会审人员会审或审批意见调度室主任签字： 年 月 日机电科科长签字： 年 月 日安全科科长签字： 年 月 日生产技术科科长签字： 年 月 日机电副矿长签字： 年 月 日安全副矿长签字： 年 月 日生产副矿长签字： 年 月 日技术负责人或总工签字： 年 月 日矿 长签字： 年 月 日说明：1、会审参与人员有：调度室主任、机电科科长、安全科科长、生产技术科科长、机电副矿长、安全副矿长和生产副矿长； 2、最后由技术负责人或总工批准，矿长签署意见。作业规程备案表 登记编号：Z 2013煤矿名称罗平县宏源煤矿作业规程名称11701回采作业规程驻矿监督员意见 签字：年 月 日挂矿人员意见签字： 年 月 日煤管所意见阿岗煤管所（公章） 年 月 日备 注作业规程学习贯彻页传达地点: 传达人: 传达时间:序号听传达人姓名成绩签名序号听传达人姓名成绩签名120221322423524625726827928102911301231133214331534163517361837编写依据一、煤矿安全规程（2011年版）二、根据四川省煤炭设计研究院2007年11月提供的罗平县宏源煤矿矿产资源利用方案有关内容编写三、罗平县宏源煤矿安全质量标准化实施细则四、云南省煤矿作业规程编制指南五、宏源煤矿现有采掘设备，工人操作技术水平六、安全管理制度汇编目 录第一章 概况6第1节 工作面位置及井上下并系6第2节 地质煤层赋存情况7第3节 地质构造和水文地质8第4节 影响回采的其它因素10第5节 储量及服务年限11第二章 采煤方法13第一节 巷道布置13第二节 采煤工艺14第三节 设备布置15第三章 顶板管理15第一节 支护设计15第二节 工作面顶板管理18第三节 顺槽及端头顶板管理19第四节 矿压观测21第四章 生产系统23第一节 运输系统23第二节 “一通三防”与监控系统24第三节 排水系统30第四节 供电系统31第五节 通迅系统32第六节 压风系统32第五章 安全技术措施33第一节 一般规定33第二节 顶板管理34第三节 防治水36第四节 “一通三防”及安全监测36第五节 机遇运输管理39第六节 其它规定及说明40第七节 相关安全技术措施42第六章 灾害预防及避灾路线49第一节 灾害预防措施33第二节 事故处理49第三节 避灾路线50第七章 劳动组织和主要经济技术指标52第一节 劳动组织52第二节 主要经济技术指标52第三节 循环作业图表53第一章 概况本工作面为回采工作面，因11701运输巷、回风巷及切眼均已形成，经矿委认真总结论证考虑，为了在安全情况下采出11701工作面M7煤，尽可能减少资源浪费，拟定布置成走向短壁后退式采煤工作面，借鉴其他煤矿的先进管理经验，结合我矿实际情况，按照各级政府的相关要求，特制定本回采作业规程，望相关人员必须严格、认真地遵照执行。第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表水平名称一水平（1856水平）采区名称一采区地面标高20002025井下标高18561874地面相对位置地表为荒芜山坡林地、庄稼地，无任何房产建筑物，停采线为1835水仓回风巷西部巷道保安煤柱，根据实际，停采线还需向西位移60米。回采对地面设施的影响井下距地表垂深121米，回采作业不会对地面造成显著影响。井下位置及相邻关系11701采煤工作面以东是我矿原1835回风上山，西部是我1856采空区,上部为1874回风平巷,下部为11703采面,尚未布置.走向长度(m)80倾斜长度(m)40面积(m)3200第二节 地质煤层赋存情况煤层情况表煤层厚度(m)2煤层结构简单煤层倾角2123开采煤层M7煤 种辅焦煤稳定程度相对稳定煤层情况描 述稳定的中等洗选煤的中等难熔等级的中硫煤煤层，煤层平均厚度2m，含夹矸层数最多1层，局部由于构造影响变薄或变厚。煤层顶底板情况表围岩分类岩石名称厚度特 征老 顶砂岩1015 m较坚硬，回采过程中不容易跨落直接顶粉砂岩58 m随采掘悬顶面积的增加有适度的跨落伪 顶炭质泥岩0.10.3m容易跨落，随采动随采随落直接底粉砂质泥岩0.50.8m性脆，遇水不变形或是变形细微老 底砂岩1.0 m以上较坚硬，遇水不变形或是变形细微地层综合柱状图：第三节 地质构造和水文地质一、地质构造（一）矿井地质1、矿区总体呈一倾向南西缓倾斜单斜构造，假整合于娥眉山玄武岩之上，其上是下三迭纪卡以头地层、飞仙关地层、永宁镇地层的连续沉积，再上为第三纪、第四纪松散乘积地层。2、矿区在区域构造上夹持于弥勒富源大断裂、弥勒师宗大断裂大断裂之间，属于北东向的补腊宜那向斜北西翼，矿区整体呈单斜构造，地层走向北、北东，倾向北西。3、矿区内北部断裂构造相对发育，以斜交逆断层为主，其中F1断层位于矿区中部，自北东、南西两端均延伸出矿区外，对目前采掘现状影响甚小；F3断层位于矿区南部，对目前井筒位置和采掘现状有一定影响。4、矿区内无明显褶曲现象，但小断层相对发育，使得煤层产状变化频繁，加剧煤层层厚变化，使得煤层开采条件相对变得复杂，在巷道布置中不能完全根据设计施工，造成矿井通风阻力相对较大。（二）断层对回采的影响已查明断层距离工作面较远，但其次生断层对工作面回采有一定的影响，但通过实际揭露，在回采区域受影响地段不存在断层的大型直接活动。（三）褶曲情况以及褶曲对回采的影响由于可提供参考的地质报告不太清晰准确，所以对褶曲只能定性分析，根据实际揭露情况，回采区域内存在倾斜小褶曲，所以褶曲对回采有一定的影响。（四）其它因素对回采的影响根据实际揭露情况表明，此回采工作面不存在陷落柱、陷落带、火成岩等，所以回采过程中可以不考虑陷落柱、陷落带、火成岩等带来的影响。回采过程中顶板易随采随落，又由于顶板回采基本特性在历史采掘过程中为留下可供参考的数据，所以在顶板管理中带来一定的影响，对初次放顶工作必须进行数据收集和观测，另外矿井技术操作水平相对低下，顶板管理工作尤为重要，特别工作面初次放顶必须严格措施编制和落实。二、水文地质1、矿区所在地属典型的云贵高原气候，冬季较寒冷，春、夏、秋季节交替不明显，全年最高气温32.2，最低气温零下3，全年平均气温1518，每年11月至次年2月最为寒冷，34月为多风，雨季多集中在610月，年降水量10321624mm。但本矿矿区范围无任何湖泊，水库等较大水体，也不存在较大河流，只有矿区中部位置有冲沟，雨季时节出现短暂溪流，枯水季节几乎断流，故大气降雨对矿井涌水量影响不大。2、井下实际穿掘揭露情况表明，矿井无岩溶水，无陷落柱 ，无陷落带，矿井水来源主要是地表潜下水和裂隙水，矿井无明显含水层和导水层，也无导水断层存在，断层富水性基本比较弱，所以断层水对矿井涌水无明显影响。3、综合以上叙述和分析，我矿矿井水主要来源于龙潭煤组上段含水带和卡以头组含水带的地下水沿矿井四周进入矿井坑道，大气降雨沿矿井坑道顶部裂隙渗入矿井形成。4、虽然大气降雨对矿井涌水量影响不大，但大气降雨沿矿井坑道顶部裂隙渗入矿井对矿井最大涌水量有一定影响，一般出现在雨季来临后23个月，5、根据实际观测结果表明：矿井正常涌水量4m/h，最大涌水量12 m/h，考虑不可预计因素影响，随开采规模的扩大，采空区的面积增加，矿井涌水量估计可达到：矿井正常涌水量6m/h，最大涌水量15 m/h。第四节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质因素1、影响回采的其他地质情况影响回采的其它地质情况表项 目对 回 采 的 影 响瓦 斯CH4瓦斯绝对涌出量不均衡系数不大，基本无影响二氧化碳CO2基本为无二氧化碳矿井，二氧化碳对回采基本无影响一氧化碳CO根据历史采掘分析，一氧化碳在回采过程中几乎无变化，即基本无影响煤尘爆炸指数由于煤尘有爆炸倾向，所以回采必须加强粉尘防治煤层自燃倾向煤层自燃倾向为不自燃，所以必须加强通风管理和采空区管理地 温 危 害由于开采深度不深，所以地温危害几乎不存在冲击地压危害由于无冲击地压，所以回采无冲击地压危害二、应力集中区分析 由于采动影响，破坏煤层原应力结构，根据原回采工作面回采数据分析表明，应力集中区主要分布在采空区、上下顺槽离出口815m范围内。老顶来压时，但只要严格控制放顶步距，应力集中可以明显得到缓解，所以根据实际情况，工作面推进过程中，设立观察柱，随时观察应力变化情况，并加强上下顺槽20m内的支护。第五节 储量及服务年限一、储量1、工业储量Q=SMD式中 Q计算块段的储量，万t S计算块段的真面积， M计算块段的平均厚度，mD计算块段煤层的平均容重，取1.34t/m所以 Q=SMD=0.896万t 工业储量0.86万t2、可采储量Q采= Q回采率所以 Q采=0.8690%=0.77万t可采储量0.806万t二、服务年限1、根据月推进长度计算工作面服务年限A=可采推进长度L/设计月推进长度l式中 L可采推进长度，取值80m l设计月推进长度，取值40 m所以 A=80/40=2月 根据月推进长度计算工作面服务年限为2个月2、根据月生产产量计算工作面服务年限A=可采储量Q/设计月产量q式中 Q可采储量，取值0.77万t q设计月产量，取值0.38万t 所以 A=0.77/0.38=2.02月 根据月生产产量计算工作面服务年限为2.12个月 综合以上所述并根据有关规定，严禁矿井超能力生产，月设计生产能力已经取了最大值，所以工作面服务年限据月设计推进计算为2.02个月，取值2.02个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区巷道布置概况采区巷道布置：主斜井1852井底车场1852运输巷11701运输巷工作面11701工作面回风巷1874回风巷总回风巷。二、工作面运输顺槽工作面前期运输顺槽根据实际使用1856水平皮带巷+补掘下机运巷做工作面运输顺槽。工作面后期使用1856水平皮带巷。工作面出煤11701机运巷1856皮带巷1852溜煤眼1852运输巷（1852车场）主斜井地面煤场三、采煤面切眼由1856运输顺槽开口以320方位掘进，贯通工作面回风顺槽，贯通后进行工作面布置。 四、溜煤上山与刮板机巷根据实际，在1865皮带巷中部开掘30长6m的溜煤上山，再开掘一条35m长的刮板机运输巷与采面贯通。在采至溜煤上山附近时，从1856皮带巷机头另开掘溜煤上山与刮板机运输巷，溜煤上山同时兼行人和通风。五、工作面位置及巷道布置图工作面位置在我矿矿区东南角，运输顺槽距紧邻1856运输巷，回风顺槽紧抵1874回风巷，其西部是采空区 第二节 采煤工艺一、采煤工艺 1、落煤工艺：采用风镐落煤。2、装煤：人工攉煤至运输巷。3、运煤:人工攉煤至溜槽刮板机皮带机侧翻式矿车。4、支护：采用单体配兀梁,二梁五柱支护方式.5、顶板管理：采空区采用全部垮落法管理顶板。6、回采工艺流程：准备 风镐落煤移主梁关棚立主梁支柱关帮移副梁挂档矸帘回副梁支柱移溜。二、采煤方法 采用走向长壁式一次性采全高采煤法，沿走向后退式回采。 三、工作面正规循环生产能力（一天）Wshrc630.821.34=135（）第三节 设备布置设备配备情况工作面采用单体液压支柱加兀梁支护，采用风搞落煤，运输顺槽内采用17型刮板机运输、皮带运输机，开采需配置LG55-8空压机一台，风镐3把，37KW乳化泵一台，5.5V型刮板机1台。第三章 顶板管理第一节 支护设计一、 单体液压支柱工作面的支护设计(1)确定合理的支护强，可以采用下列方法计算=9.822.56=294 KN/式中： 工作面合理的支护强度，KN/ h采高，m，取2m 顶板岩石重力密度，t/，一般可取2.5 t/ K工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48,应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。取:k=6(2)支柱实际支撑能力()可以采用下列公式进行计算=0.990.950.90.951300=241KN/根式中：R支柱额定工作阻力，KN;液压单体型号为DZ22-30/100的额定工作阻力为300KN K支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数中（表3.1）查得。项目液压支柱微增阻柱急增阻支柱木支柱工作面系数0.990.910.50.5增阻系数0.950.850.70.7不均匀系数0.90.80.70.7采高系数1.4m1.52.2m1.52.2m2.21.00.950.950.9倾角系数1011252645451.00.950.90.85(3)工作面合理的支柱密度，可以采用下列公式进行计算 n=/=294/241=1.22根/式中：n支柱密度，根/工作面合理的支护强度，KN/支柱实际支撑能力，KN/根(4)根椐上式计算的支柱密度，确定排距（b）、柱距（a）为满足采场通风、运输、行人的需要，排距一般为0.8m和0.7m，最小0.7m，最大1.0m。确定本工作面的排距为0.9m，柱距为0.7m。(5)实际支护密度验算 n=1/ab=1/0.90.7=1.58根/m2式中：a排距，0.9m b柱距，0.7m根据计算结果， 1.58根/m21.22根/m2，实际支护密度大于设计支护密度，符合要求。2.采面的支护方式(1)工作面支护方式（见采场支护图）：a.单体加两组交替迈步式组合梁垂直支护，采面用板皮和竹帘护顶后，采用2m长的边木挑包。两根梁平行并拢垂直工作面支护。采用二梁五柱支护，靠煤壁侧梁的基本点柱为三个，靠老塘侧梁的基本点柱为两个，排距为0.9米，柱距为0.7米，循环进度0.9米，最小控顶距1.8米，最大控顶距2.7米，放顶步距0.9米。b.采用竹帘、板皮背棚，板皮垂直煤壁，间距0.35m，挑包用的边木平行煤壁，间距0.4m，均匀紧贴背顶杂木棍下、垂直杠子之上，关棚严密，确保背顶严、密、实。(2)上下出口支护：上、下出口应超前采一排，且必须采用“四对八梁”， 因此必须采用3米长的钢梁支护， 其最大控顶距为3.6米，最小控顶距为2.7米，并保证八梁二十八柱。二、 乳化液压泵站1、 泵站的选型、数量泵站内选用BRW80/20型乳化液压泵2台，1台工作，1台备用，选择使用XRB2B-30/20乳化液箱1台。2、 泵站的设置位置泵站设置在副斜井井口附近的地面，直接将乳化液泵、乳化液箱安设在乳化液泵房内。3、 泵站的使用采用1寸高压供管液，工作面采用16双层高压软管供液，泵压力18MPa,乳化液浓度2-3%。第二节 工作面顶板管理一、 顶板支护方式1、工作面采用DW16单体液压支柱配2.2m长的兀梁支撑顶板，顶梁沿走向悬挂，二梁五柱，见四回一的支护形式。顶梁上用皮材、毛材封顶。排拒0.9m，柱距0.7m，迎山角3-50。2、最大控顶距2.7m,最小控顶距1.8m3、正常情况下，顶梁梁端距煤壁之间的端距不大于0.05m。4、采空区采用全部垮落法管理顶板。5、工作面伞檐最大突出部分不得大于100mm。二、特殊支护方式1、工作面靠近采空区的一排采用反撑抬棚支柱，在老塘空采取一梁二柱支护三组兀梁.2、工作面上下出口采用”四对八梁”特殊支护.上下出口超一排开采.即上下出口2.1m范围内四排三空.3、工作面上下引巷20m范围内加强支护，采用单体配兀梁抬好双边栌。保持高度不少于1.6m。三、回柱放顶回柱放顶必须从下往上进行放顶，先用回柱器回收反撑抬棚支护，挂下挡矸帘，回收副梁尾点、挂上档矸帘、回收副梁中点。以此类推。，四、特殊时期的顶板管理1、 初次放顶或初次来压采用老塘空每隔5m用老木打一个木垛。每放一排顶移动一次木垛。2、 采杠子时每三组梁放两块边木，边木上每隔0.3m关好一组皮材,皮材上用毛柴关严实.3、 采面回采结束回收单体兀梁时,必须从上往下进行回收，在每组梁之间用树架棚,先回收副梁及支柱、然后回收主梁及支柱，最后每3架棚抬好双边棚。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面运输（进风）、回风顺槽的顶板管理1、运输、回风顺槽的超前支护；运输、回风顺槽的超前支护的距离为20m，超前支护采用DW16单体液压支柱配DJB1000/300兀梁支撑顶板，顶梁上用皮材、毛材封顶。2、运输顺槽每采4排（3.6m）对刮板机进行缩链条。并及时将顶板放落，杜绝盲巷的发生。二、工作面安全出口管理；1、工作面上、下安全出口由值班安全员负责支护、管理，必须保证安全出口支护完好，顶板完整，确保通风、行人、运输畅通。（宽度不小于2.7 m，高度不小于1.6 m）2、上出口及时将顶放落，严防上隅角瓦斯积聚。三、支护材料的使用数量和存放管理支护说明表序号项目单位数量规定一工作面支护形式单体液压支柱配兀梁排拒m0.9顶梁上皮材、柱距m0.7二工作面上、下出口高度m1.6排拒m0.93m长兀梁,每梁四个点柱柱距m0.7四超前支护m20抬双边棚,每兀梁下打三个点柱支护资料规格及参数材料名称规格单位数量备注单体液压支柱DW16根80顺槽超前支护单体液压支柱DW16根200工作面支护用兀梁DJB1000/300根80顺槽支护用边木2000100根38工作面支护用（每排）木板80015030块1变化带支护用竹帘网10001200块57采空区档矸用（每排）支护材料的堆放管理：1、备用支护、维修材料堆放在回风顺槽距工作面上出口40 m的位置，所有材料必须堆放整齐、上架。2、回撤出多余的支柱（靠近采空区的一排）用杂木棍横在二个单体上,支柱立斜放在杂木棍上.严禁直接堆放煤炭上,以防单体兀梁掩埋.3、回撤出的的顶梁每5根为一组堆放在靠近采空区的两排支柱中间，必须沿工作面推进方向横放，严禁顺着倾斜方向放置。第四节 矿压观测一、矿压观测的内容观测顶、底板移近量，支柱支护质量、巷道变形情况等，大面积顶板未来时，采用直径100mm左右的竹子做压力观测树。二、观测方法由技术科指定专人进行观测，并做好记录，在没有观测仪器、仪表时采用人工肉眼观测法，观测时段为每天上午10-11时。附：工作面、顺槽及端头支护示意图第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式 工作面采用溜槽+5.5v型刮板运输机运输，运输巷采用17型刮板机+皮带运输，1852大巷采用人力推车运输到井底车场、再由地面绞车运到地面。二、辅助运输路线工作面支护材料及其他材料从地面人工运输，经风井总回风巷1874m水平回风巷11701回风巷工作面。附：运输系统示意图第二节 “一通三防”与监控系统一、通风系统（一）风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算（1）按瓦斯涌出量计算M7煤层原始瓦斯含量为0.40 m3/t，矿井的瓦斯相对涌出量5.93 m3/t。按瓦斯相对涌出量5.93 m3/t，瓦斯涌出不均匀衡系数取1.8，则：Q绝=Q相W产=5.93135=800.55 m3/d=0.555 m3/min工作面需风量Q为：Q需=100Q绝K采=1000.0.5551.8=100m3/min式中 Q绝煤层瓦斯绝对涌出量，m/minW产采煤工作面日产量，tQ相采煤工作面煤层瓦斯涌出量，取值5.93 m3/tK采采煤工作面因瓦斯涌出不均匀等备用风量系数，取值1.8100瓦斯稀释安全风量系数（2）按二氧化碳涌出量计算M5煤层原始二氧化碳含量为0.38 m3/t，矿井的二氧化碳相对涌出量3.07 m3/t。按二氧化碳相对涌出量3.07 m3/t，二氧化碳涌出不均匀衡系数取1.8，则： Q绝=q相W产=3.07135=414.45 m3/d=0.287 m3/minQ=100Q绝K=1000.2871.8=51.66 m3/min综上（1）（2）计算，按瓦斯、二氧化碳涌出量计算需风量为100m3/min。2、按工作面同时工作的最多人数计算Q采=4N=418=72 m/min 3、按工作面温度计按工作面进风流温度计算规定表工作面进风流气温采煤工作面风速（m/s）150.30.515180.50.818200.81.020231.01.5根据实际采掘过程观察，我矿工作面进风流温度和大气变化有一定关联，但总的来说，变化不大，冬天工作面进风流温度小于15，最高气温时节工作面进风流温度不超18，所以，工作面适宜风速可取值：0.6 m/s。Q采=60V采S采K采式中 Q采采煤工作面需要风量，m/minV采采煤工作面适宜风速，m/sS采采煤工作面平均有效断面面积，取值3.6K采采煤工作面长度风量备用系数，取值0.8Q=60V采S采K采=600.63.60.8 =104m/min通过以上计算，取最大值：为104 m/min，综合考虑实际工作面配风量按220 m/min进行配风。 4、风速验算按煤矿安全规程规定的最低风速，以下式验算最小风量 Q采60X0.25S采按煤矿安全规程规定的最高风速，以下式验算最大风量： Q采60X4S采 Q采-采煤工作面需要风量，m/min 60时间的分钟和秒的换算系数 0.25采煤工作面的最低风速m/s 4.0-采煤工作面的最高风速4m/sS采采煤工作面的平均断面积m2所以 Q采60X0.25S采=54 m/min Q采60X4S采=964 m/min风速符合煤矿安全规程的规定。（二）通风路线新鲜风从主斜井 1852车场 1852运输巷11701皮带巷11701机运巷11701工作面11701回风巷1874回风巷总回风巷地面。（附通风系统图）通 风 系 统 图二、瓦斯防治（一）瓦斯检查1、检查地点：工作面、回风巷（距上出口10m处）、采面上隅角。 2、检查次数：正常采煤时，每班三次，工作面停工时每班二次。（二）瓦斯监测在运输顺槽内距下出口5m的位置安设一台瓦斯传感器，其报警、断电浓度设置为0.5%，复点浓度设置为0.5%；在回风顺槽内相距工作面出口10m的位置安设一台瓦斯传感器，其报警浓度设置为1.0%，断电浓度设置为1.5%，复点浓度设置为2厚和75m长的煤尘堆积二、设备材料堆放1、分类、分层堆码整齐规范，安全间隙符合规程规定2、挂牌管理，帐、帐相符三、管、线管理1、管、缆线敷设悬挂合理、堆放整齐美观，风、水管完好不漏风、 漏水2、管、缆线上的粉尘厚度不超过3，长度不超过5m四、图、牌板1、作业图牌板（避灾线路图、正规循环图表、采场支护平剖面图）2、机电设备布置图3、瓦斯监测系统图三、煤质管理及原煤回收1、工作面开采以煤厚为准，一次采全高。2、煤层变薄（采高必须超过煤厚）时，可适当破底进行开采。3、凡是块度超过5的矸石必须拣出甩至老塘或溜煤眼前，集中用矿车装出。严禁煤、矸混装混运。4、工作面遇煤层薄化破底，顶板破碎和过断层（或夹口）等情况时，煤、矸必须分装分运，装煤时进行专人选矸，确保原煤质量。第七节 相关的安全技术措施一、工作面初采的安全技术措施：1、从开切眼下端开始将工作面点柱调成一条直线，严格按排距、柱距的规定进行架设，每架设一组梁及时关好棚邦。2、上下出口加强力支护，采用3m长的兀梁抬好棚，每梁不少于点柱4个。3、将点柱拨正，巷道卧底、高度达到1.8m以上。4、将工作面副梁工作面点拨至到中点位置，并与主梁成组，间距小于0.05 m。5、在工作面上下顺槽内打超前支护，超前距为20m，20m内全部抬好双托棚。6、把工作面所需材料、器具配备齐全。7、通风系统、瓦斯探头的安设经检查合格后方可开始回采。二、工作面初次放顶的安全技术措施：1、工作面初次放顶前，必须加强工作面的支护，增设抬棚戗柱，增强支柱的稳定性。2、工作面换梁时一定要快，尽量缩短空顶及出现最大控顶距时间，每节传梁要逐棚进行及时站齐贴帮柱，副梁要及时传正站腿。3、在初次放顶期间必须加强工作面工程质量管理，具体要求为：、支柱迎山要有力，初撑力不得低于90KN，并且支柱要加强班中多次补液，每班不得低于两次；、必须用皮材、毛材护顶，皮材成组、间距为0.3 m，毛材关严关实；、工作面净棚距不得大于500mm，严禁出现大棚距；、底板松软时，支柱下必须穿大木鞋；、出现顶空时，在传梁支护前顶部必须用坑木搁实背紧。、工作面支柱必须打成一条直线，做到“三直，一平，两畅通”。4、工作面严禁出现片帮、漏顶，煤墙梁必须抓帮，片帮必须用皮材、毛材护严，初次放顶期间任何地段严禁扒煤。5、值班人员应严格把好质量关，加强工程质量管理，特别是要护好顶及挡板，防止大块矸石滚落伤人。6、初次放顶时，应在上下出口及工作面中间每隔8米处打好木垛。7、初次放顶时，要有专人察看顶板，要时刻注意煤层变化情况，发现异常情况及时向队领导和作业人员发警报。8、接班后，带班领导、跟班队长、组长、安监员及现场跟班人员，要详细检查老塘跨落情况、支架受力情况、顶板情况及煤壁情况，检查棚子是否超高，是否空顶，发现异常时要现场研究确定保安措施，确保安全施工。9、初放期间，必须保证机电设备正常运行。三、工作面初次来压及周期来压的安全技术措施：（1）初次来压：1、加强支护，检查工作面支护质量，对单体液压支柱进行二次升压，沿放顶线增设1到2排密集支柱；2、为提高支架的稳定性，增设拉力柱，沿放顶线每隔5到8米增设一个木垛，