毕业实习报告

实习报告目录TOC\o"1-2"\h\z\uHYPERLINK第一章矿井概况与井田地址特征 2HYPERLINK一、矿井概况 3HYPERLINK二、井田地址特征 3HYPERLINK第二章矿井开拓与开采 5HYPERLINK一、矿井开拓部署 5HYPERLINK二、矿井生产系统 5HYPERLINK三、采区巷道布置 6HYPERLINK四、采煤方法 8HYPERLINK五、工作年回采方法 8HYPERLINK第三章矿井通风 10HYPERLINK一、矿井通风系统 11HYPERLINK二、采区通风系统 11HYPERLINK三、掘进通风 12HYPERLINK四、矿井风量计算 13HYPERLINK第四章矿井安全技术 15HYPERLINK一、矿井瓦斯治理 15HYPERLINK二、矿尘防治 15HYPERLINK三、矿井防灭火 15HYPERLINK四、矿井防治水 16HYPERLINK五、顶板灾害防治 16HYPERLINK六、提升机运输与机电设备安全 17HYPERLINK第五章实习收获、体会及建议 20第一章矿井概况与井田地质特征一、矿井概况14-2煤层410盘区位于大型矿矿井田西北部，东南与408盘区（正在开采）相接，东部隔矿界煤柱与忻州窑矿相邻，北部与412盘区相接（14-2煤层未采），西部以900大巷为界。盘区走向长约2080米，倾斜长1020米，面积约2082360平方米。14-2煤层410盘区与地表对照，北部及中部较平坦，多为黄土覆盖。北西部及南部沟谷发育，沟谷以E-W向延展，长度为500-900米，沟谷最大切割深度为35米，沟底局部基岩出露。埋藏深度330.8-354.2m，西南部设有本矿西三、西四风井。地表海拔高度为1287.8-1325.4米，煤层底板标高956-996.1米。14-2煤层410盘区地质构造属一类简单型。储量级别的确定主要取决于煤层的稳定程度及钻孔的工程线距。储量划分为A级储量。容重为1.37吨/米3。盘区北西部3-A，面积1165840米2，煤厚2.21m，储量353.0万吨；盘区中西部6-A，面积192120米2，煤厚1.60m，储量42.1万吨；盘区南东部4-A，面积724400米2，煤厚1.48m，储量146.9万吨。共计工业储量542.0万吨，可采储量420.6二、井田地质特征：该区地质构造简单。主要的地质构造为：1、煤层总体由北西向南东呈单斜层布，煤层倾角1-5°，平均2°。2、受次一级褶皱构造的影响，盘区中部发育宽缓的背斜、向斜构造，两翼煤层倾角2-5°，对煤层开采影响不大。3、由11、12#410盘区揭露的断层推断14#410盘区的预测断层F1、走向15°，倾角285°，落差2.2-2.68m。该盘区14-2煤层全区内赋存，煤层厚度1.1-2.92m，平均1.75m，为井田内主要可采煤层之一。北部及中部煤层厚度1.62-2.95m，平均2.21m。南部煤层1.11-1.81m，平均1.48m，埋藏深度330.8-354.2m，可采指数100%，煤层变异系数28.60%。煤层走向：E-W-NW-SE、倾向E-NE。煤层结构较为复杂，盘区北中部48381、48375、48376、48377号钻孔含1-3层0.2-0.65m的细砂岩夹石。水文地质条件简单，主要为：1.14-2煤层本身微量含水。2.上伏11、12#410盘区正在开采，煤层总体呈单斜展布，北西高南东低。与14-2煤层410盘区层间距2.5-14.8m。随着11、12#410盘区的开采，采空区低洼处会积聚大量的积水。在开拓14#410盘区时，针对上伏11、12#410盘区采空积水情况编制专门的探放水设计。3.上伏3#煤层410煤层盘区已采空，与14-2煤层410盘区层间距133.7-149.2m，平均142.1m。2007年5月，从地面施工水文观测孔，探测3#410盘区采空区低洼处积水。经探测，无积水。对14#410盘区影响不大。第二章矿井开拓与开采一、矿井开拓部署14#410盘区采用三巷布置，均为半煤岩的巷道，支护均为u29棚子支护。盘区为专用回风巷，巷内无电器设备，无人员作业。盘区开拓时先掘回风巷，盘区构成独立通风系统后再开掘其他巷道；各系统巷均由进风巷道开口，局扇供风；形成通风、进料、排水等系统后，再上机掘队组掘工作面正巷；回采面两巷贯通形成完整的通风系统后，开始搬家准备，工作面构成完整的通风、排水系统、具备瓦斯治理的各项功能和条件后方可进行回采。二、矿井的生产系统1、矿井生产能力矿井生产能力应符合下列规定：1新建矿井设计生产能力，应进行第一开采水平或不小于20年配产；2新建和扩建矿井配产，均应符合合理开采程序，厚、薄煤层及不同煤质煤层合理搭配开采，不应采厚丢薄；3同时生产的采区数及采区内同时生产的工作面个数，应体现生产集中原则，并应保证采区及工作面合理接替。按大型矿井服务年限的下限要求，T取60年,储量备用系数取1.3,则矿井设计生产能力A可用下式求出。A=式（3-1）式中：T——矿井的服务年限，a； Zk——矿井的可采储量，万t； k——矿井储量备用系数，取K=1.3；A——矿井设计生产能力，万t/aA===4.71Mt/a阳泉一矿矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶皱较少，倾角小，厚度变化不大，开采条件简单，技术准备先进，经济效益好，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，易建大型矿井。按《煤炭工业矿井设计规范》，将矿井设计生产能力A确定为4Mt/a。2、矿井服务年限矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求，见表3-2-矿井服务年限必须与井型相适应。矿井服务年限由式3-1可得：T===70.7a>60a符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。在计算服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大、采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置了备用储量Zb，备用量为：Zb==1051.05万t在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未知地质破坏影响所损失的储量。矿井开拓设计时认定的实际采出的储量约为：36787-(1051.05×50%)=36161万t表3-2-1新建矿井设计服务年限矿井设计

生产能力

（Mt/a）矿井设计

服务年限

（a）第一开采水平设计服务年限（a）煤层倾角

＜25°煤层倾角

25°～45°煤层倾角

＞45°6.0及以上7035----3.0～5.06030----1.2～2.4502520150.45～0.9402015153、井型校核按矿井实际煤层开采能力、辅助生产能力、储备条件及安全条件因素对井型进行校核。1）煤层开采能力井田内15号煤层为厚煤层，平均厚度6.01m，煤层的平均倾角为3°，地质构造简单，赋存较稳定，根据现代化矿井的一矿一井一面的发展模式，可以布置一个综放工作面，同时具有一个准备工作面来保产。2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为双斜井单水平开拓，主斜井采用胶带运输机运煤，提升能力大，能满足提升方面的要求；大巷采用强力胶带输送机运煤，运输能力也能达到要求，机械化程度较高；副斜井采用无轨胶轮车辅助运输方式，运输能力很大，且调车简单、灵活、方便。所以，辅助运输环节能够满足设计生产能力的要求。3）通风条件的校核矿井15号煤层的煤尘无爆炸性危险性，瓦斯涌出量大，属于高瓦斯矿井，必须采取预抽瓦斯措施。4）储量条件校核矿井的设计生产能力与矿井的储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井规范设计规定》要求。三、采区巷道布置1、选择开拓方式的依据：1、14＃层410盘区开拓方式为盘区绕道式。11＃层至15＃层900大巷有2个煤仓，11＃层内有沿顶回风巷、轨道巷，沿底皮带巷和14＃层底板下轨道巷。2、14＃层开采工作面布置和11＃层工作面要对应，有利于工作面的管理。3、14＃层煤层厚度1.1-2.92m，平均1.75m。2、开拓方式及盘区巷道具体布置：410盘区14＃层开拓方式与11＃层一样，绕道、煤仓均采用11＃层已形成的系统。存在的不同之处在于新掘进轨道巷，皮带巷，回风巷，盘区形成三巷布置。3、盘区巷道布置根据410盘区14＃层现有巷道，初设时主要考虑盘区皮带巷、轨道巷、回风巷的空间层位及位置关系提出以下两种方案进行比较。则一：由14#层8714斜井中部开口（14#层煤层底板下1.5m），施工甩车场及系统巷，再平行掘进盘区轨道巷、皮带巷和回风巷，与11＃层回风巷、皮带巷和轨道巷留设一定距离的煤柱；其中14＃层皮带巷与11＃层皮带巷内错8米，14＃层回风巷与11＃层回风巷内错18米，14＃层轨道巷巷与11＃层轨道巷内错11米，根据相领矿井与我矿14＃层307、408盘区的开采经验，14＃层410盘区工作面顺槽与11＃层410盘区工作面顺槽内错7米，眼切巷与矿界保持20米的最小煤柱。则二：在方案一的基础上将回风巷与轨道巷的位置互换。则三：由14#层8714斜井中部开口（14#层煤层底板下1.5m），施工甩车场及系统巷，再平行掘进盘区轨道巷、皮带巷，与11＃层皮带巷和轨道巷留设一定距离的煤柱，回风巷利用原11#层总回风巷。由于现11＃层仍在进行回采，为了不影响11＃层的回采进行，方案一与方案二均与西四风井沟通，建立独立的通风系统，这样既可不影响11＃层的回采进行，又解决了和11＃层漏风的问题。两种方案如附图所示：项目方案一方案二优点1、回采系统巷道安全可靠。2、根据11#层回采的经验，该系统较稳定。1、工作面回风系统相对简单，回风系统巷坡度没有形成波浪。缺点1、掘进盘区巷道时的系统巷较长。1、工作面运料系统长，增加巷道掘进量，因而增加系统形成周期。2、回采工作面运料系统相对复杂，由于盘区巷道基本处于同一水平，盘区轨道巷位置又处于盘区最外侧。工作面运料系统巷在穿越盘区皮带巷与回风巷时，是必会使工作面运料系统巷的坡度形成波浪，增加运输上的安全隐患，并且增加绞车的安设数量。3、停采线位置与盘区较远，降低回采率，造成资源浪费。备注综上，选择方案一因此，以上两种方案，在所提出的两个方案对比中，由于主要只是针对盘区皮带巷、轨道巷、回风巷的空间层位及位置关系进行比较，其它方法和方式基本一致，所以机电设备的型号、数量没有可比性，所以只作工程量和投资费用及技术特点的优劣比较，经过各种技术经济比较，最终得出结论采用第一方案。4、盘区巷道位置选择本盘区布置三条盘区巷，由北向南依次为盘区轨道巷、盘区皮带巷、盘区回巷，其中盘区回风巷与盘区皮带巷中心距为50米，盘区皮带巷与盘区回风巷中心距为48米。5、回采巷道与盘区联接1、皮带顺槽和盘区皮带巷联接：皮带顺槽从盘区轨道巷下部穿过（需设风桥）与盘区皮带巷直接联通。2、回风顺槽和盘区回风巷联接：回风顺槽从盘区皮带巷上部穿过（需设风桥）与盘区回风巷直接联通。四、采煤方法：现生产盘区为11#层410盘区、14＃307、408盘区，工作面长度108～160，推进长度为600～1600m左右。采用倾（走向）长壁后退式全部垮落法开采，端头斜切进刀，双向割煤，见顶见底（当煤层厚度大于采高时见底留顶）开采。1、本盘区采煤方法1、采煤方法：根据地质条件和煤层赋存及11＃410盘区巷道布置，盘区内工作面均采用走向长壁后退式全部垮落法综合机械化开采。2、回采工作面布置及主要系统工作面布置：为便于集中管理，减少井巷工程量，工作面采用双巷布置，一条为机轨合一的进风皮带顺槽，另一条为回风轨道顺槽。主要参数：根据11＃410盘区工作面巷道布置，结合综采设备情况和同类工作面情况，确定工作面长度为146米，顺槽间煤柱为34米。3、首采面确定依据：根据地质条件和煤层赋存情况，所以本盘区采用后退式回采，选择盘区最西面的81002面为首采面，加之该面地质构造简单，煤层稳定，故选择该工作面作为首采面。五、工作年回采工艺1、回采工艺1、回采工作面实行“四、六”制作业，三班生产一班检修准备，生产班开机率60%。2、工作面采用MG300/700-AWD采煤机割、装煤，SGZ-764/400型刮板输送机运送煤炭，截割方式为端头斜切进刀，双向割煤，工作面见顶见底开采。3、工作面采用ZZS－5600／14／28型支撑掩护式液压支架，工作面端头两架ZZS－6000/17/37型液压支架进行支护和6根DZ单体支柱配合π型梁管理顶板，超前支护采用双排单体支护，两顺槽均要超前工作面不小于30米范围。2、采高选择根据本盘区钻孔资料分析，14#煤层赋存较稳定，煤层厚度为1.1－2.92m，平均1.75m，采高可选择在1.4—2.8m。3、回采工作面生产能力1、截割一刀所用生产T:T=K1（L-l）（1/V）＋t1=1.3×（146-35）(1/3)＋23=72（min）式中：L—工作面长度L=146m；l—缺口长度l=35m；V—截割速度V=4m/min；t1—进刀时间t1=23min；K1—每刀辅助时间系数K1=1.3。2、日割刀数NN=60K2/（24-t2）T=60×0.55（24-6）/72≈8（刀）式中：t2—设备检修时间t2=6h；K2—事故影响系数K2=0.55。3、工作面日生产能力QQ=NLSMYC=8×146×0.5×1.75×1.35×95%≈1330（t/d）式中：S—截深S=0.5m；L－工作面长度L=146m；M—采高M=1.75m；Y—煤容重Y=1.75t/m3；取95%的工作面回采率。根据计算，综采工作面生产能力大于设计生产能力。4、采空区的管理回采工作面采用全部垮落法管理采空区顶板随采随冒落，当顶板不能自行垮落时，用钻爆法强制放顶，初放距离20m，回采过程中，当悬顶面积大于2×10m2、落三角处悬顶面积大于5×10m5、综采工作面主要技术经济指标1、工作面参数：工作面长度：L=126～146m连续推进长度：l=320～920m工作面回采率：C=95%2、工作方式：年工作日：n=300天作业方式：“四、六”制，三班生产，一班检修生产班开机率：K=60%每刀割煤时间：72min3、截割参数：进刀方式：尾部斜切进刀自开缺口循环方式：双向割煤平均采高：1.75m截割速度：4m/min有效截深：0.5m4、生产能力每刀产量：175t日割刀数：8刀日产量：1330t日推进度：4m第三章矿井通风一、矿井通风系统矿井通风方式为混合抽出式分区通风。410盘区14＃层的乏风均由西四风井排出；盘区采用分区通风。西三风井→900大巷→307盘区一材料斜井→307轨道巷→14＃层8714斜井→盘区轨道巷和盘区皮带巷→皮带顺槽→工作面→回风顺槽→盘区回风巷→西四风井→地面。二、采区通风系统1、回采工作面通风系统回采工作面实际需风要量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按气温、风速等劳动气象条件计算：Q采＝Q基本·K采高·K采面长·K温(m3/min)式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/minQ基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/minQ基本——60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s)K采高——回采工作面采高调整系数采高(m)＜2.02.0～2.52.5～5.0及放顶煤面系数(K采高)1.01.11.5K采面长——回采工作面长度调整系数回采工作面长度(m)80～150150～200＞200长度调整系数(K采面长)1.01.0～1.31.3～1.5K温——回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作面空气温度(℃)采煤工作面风速(m/s)配风调整系数(K温)＜201.01.0020～231.0～1.51.00～1.1023～261.5～1.81.10～1.2526～281.8～2.51.25～1.4028～302.5～3.01.40～1.602、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算：根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的浓度不超过1%的要求计算：Q采＝100·q采·KCH4(m3/min)Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量，m3/min；KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Q采＝60V采·S采(m3/min)Q采＝60×1.1×10.96=723m3式中：V采——采煤工作面风速，m/s；S采——采煤工作面的平均断面积，m2。4、按回采工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风≮4m3Q采＞4N(m3/min)；5、按风速进行验算：60×0.25S<Q采<60×4S(m3/min)式中：S——工作面平均断面积，m2。6、备用工作面应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。Q备≥0.5×Q采三、掘进通风掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算：Q掘＝100×q掘×K掘通(m3/min)式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/minq掘—掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的绝对涌出量，m3/minK掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。按二氧化碳的涌出量计算需要风量，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。2、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风≮4m3Q掘＞4N(m3/min)式中：N—掘进工作面最多人数，人；一次爆破炸药最大用量，Kg。3、按风速进行验算：岩巷掘进最低风量Q岩掘＞60×0.15S掘(m3/min)煤巷掘进最低风量Q煤掘＞60×0.25S掘(m3/min)岩煤掘进最低风量Q掘＞60×4.0S掘(m3/min)式中：S掘—掘进工作面的断面积，m2四、矿井风量计算：1、回采工作面温度Kt采高mKh采面长度mK采面长最大空顶最小空顶18-211.01.4-2.81.3100-1461.04.44.95Q采＝Q基本·K采高·K采面长·K温(m3/min)Q基本＝60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s)＝60×4.68×2.8×70%×1.0＝550m3Q采=550×1.0×1.3×1.0=715m2、备采工作面：Q备=0.5×Q采=0.5×715=358m3、机掘工作面：Ｑ全＝Ｑ吸＋VS＝250＋15×10.32＝404.8m3所以14#层410盘区每个机掘工作面全风压计划配风为404.8m34、工掘工作面：Ｑ全＝Ｑ吸＋VS＝150＋15×10.32＝304.8m35、硐室和其它巷道①、依据盘区开拓布置，需独立回风的硐室有变电所、火药发放硐室各一个，按经验标准，供风量分别为：80m3/min。则∑Q硐=80+80=160m3/②、依据盘区开拓部署，盘区达产后考虑最多出现的尾回共有2处，依经验每处尾回配风180m3/min，则∑Q它=2×180=360m3/6、通风容易时期及通风困难时期配风量计算：1、根据14#层410盘区初步设计，开拓初期为通风容易时期，此期间410盘区采掘队组布置有“两机掘一工掘”盘区各用风地点配风风量具体计算如下：Q盘=∑Q掘×K=（404.8＋404.8＋304.8）×1.2=1337m3/2、14#层410盘区开始回采后，盘区布置为一个回采面和一个备用面，两个机掘工作面、一个工掘工作面和硐室及其它巷道风量，其配风标准按前面配风标准，风量为：Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q备+∑Q硐+∑Q它)×K=（715＋1114＋358＋160＋360）×1.2=3248m3/根据上述综合计算，14#层410盘区在开采初期总需风量应不少于1337m3/min,后期需风量3248m3第四章矿井安全技术一、矿井瓦斯治理：1、通风区必须按规定合理配风，保证工作面风量充足。2、工作面上下安全出口必须保持畅通，保证有足够的通风断面。3、在运料和行人通过风门时，严禁将两道风门同时打开。必须做到开一道关一道，保证有一道风门处于关闭状态。4、施工队组负责本工作面区域通风系统及通风设施的日常管理和维护工作。5、局部（0.5m3）空气瓦斯浓度超过1.0％时，立即采取措施进行处理，当附近20m二、矿尘防治：1、各转载点喷雾设施齐全，雾化效果好，并做到先开机后开水设专人维护；每隔五架支架在前探梁下安装一个有2—3个喷嘴的水幕进行洒水灭尘。2、工作面采煤机必须使用内外喷雾洒水装置，水压必须大于2Mpa，要包围尘源形成雾状，做到先开水后开机，无水停机。3、巷设两道水幕，第一道设在距工作面以外50米处，随采随移，第二道距头部皮带头50米为固定水幕。巷设两道水幕，其中第一道水幕超前工作面以外50米处，随采随移；第二道水幕距回风绕道口以里50米为固定水幕，水幕喷雾要覆盖巷道全断面。4、工作面及两巷超前支护范围每天冲洗一次，每周至少冲洗三次（煤尘积聚不允许超过厚2毫米、连续长度不超过5米）。5、在开采前15天，运输二区接通供水管路，由通风区负责从尾巷对煤体注水。钻孔布置在尾巷道底板0.9～1.2米处，孔距20米，钻孔深度为不小于工作面长度的三分之二，注水量达到实煤体积的3%。（详见通风区煤体注水设计）。6、由通风区负责每月进行两次粉尘浓度测定，粉尘中游离二氧化硅含量每半年测定一次，并做好详细的测尘记录，对粉尘测定结果进行分析，及时采取相应措施。7、加强个体防护，工作面生产时所有作业人员必须佩戴防尘口罩。三、矿井防灭火：1、加强员工入井管理及上岗培训工作。入井员工不准穿化纤衣服，严禁携带烟火及易燃品下井，全队员工必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本工作面区域内灭火器材的存放地点。2、加强通风管理，杜绝瓦斯积聚和煤尘超标。3、保证运输巷灭火器材齐全完好。4、工作面检修所用棉纱等易燃物必须放入盖严的铁桶内，及时运出井，不准在井巷内乱扔乱放。5、两巷隔爆水棚，必须按要求检查、加水。6、工作面不得进行电气焊作业。四、矿井防治水：一，排水设施：1，排水设施设计依据：矿井正常涌水量为108m3/h,最大涌水量为300m3/h，排水高度为2，排水系统方案选择结果论述：设计确定在3＃副立井井底附近14#层轨道巷一侧设主、副水仓及泵房，排水系统为：工作面轨道大巷主、副水仓泵房副立井井筒地面水仓。3，主、副水仓布置及容量：主、副水仓布置在15#层轨道大巷北侧的15#层内。矩形断面，锚喷支护，主仓容量1150m3，副仓容量1100m3，主、副水仓总容量4，主要水泵型号选择及台数：主要水泵型号为：150D-30×10,共选用四台，其中两台使用，一台备用，一台检修，单台水泵排水能力155m35，主要水泵房和通道布置及安全出口：主要水泵房呈一字型布置在副立井井底附近的15#层轨道大巷北侧并设置一条供设备和人员出入的通道，另一条出口用斜巷通到井筒。6，排水管路趟数，规格选型：排水管路型号规格为：钢管，其直径Dg=150mm,共设两趟，一趟使用，一趟备用。五、顶板灾害防治：1、顶板分类和支护方式：顶板分为伪顶、直接顶、老顶。

支护方式：采煤工作面采用梯形木支架棚式支护；岩巷一般采用裸体巷道，遇过破碎带或断层则采用：砌碹、水泥支架棚式支护、工字钢棚式支护和木支架棚式支护等。

采空区顶板控制方法:采空区顶板采用全部跨落法控制。

2、工作面顶板事故预防措施

1、严格支架的规格和质量，发现断梁折柱时必须及时进行修复。

2、严禁空邦空顶。支架和顶邦之间的空隙必须塞紧、接顶和背实。

3、严格按照《作业规程》规定布置巷道。

4、煤巷开口时，必须打上双抬棚，对面打抗山棚，煤巷间预留煤柱必须在6米以上。

5、打眼工作应在有支护的地点进行，严禁进入空顶区进行打眼，（扒帮放顶打眼前必须先打好抗山棚和护身柱）。

6、放顶扒邦人员必须站在支架完整的地点，用长柄三角耙扒煤，禁止进入空顶区扒煤。

7、所有巷道必须保证后路畅通。巷道应有专人进行修复，保证支架完整抗压。当后路进行修复时，修护点以里所有人员必须撤离工作面，等修复工作结束后，方可进入继续作业。

8、老区复采，煤质松软或过老塘，采用手工挖掘进尺，严禁放炮掘进。

3、发现顶板冒落预兆的紧急处理原则和安全注意事项

当发现工作面有顶板冒落预兆时，根据当时情况，可采取的紧急处理原则和安全注意事项：

1、如加强支护能使顶板不冒时，可在有经验的老工人带领下进行维护，立即加固支架（套棚、补边柱、打中柱、拉抬棚或抗山棚、打木垛等），防止顶板冒落。

2、如情况危急，无法采取措施防止顶板冒落时，作业人员应果断地、立即将人员撤离危险区域。

4、发生顶板事故的紧急处理原则和安全注意事项

1、遇险人员当发现冒顶来不及撤离时，可根据工作面情况，靠近煤邦贴身站立避灾，但要防止煤壁片邦伤人；如有木垛可撤至木垛处避灾。

2、遇险人员应积极进行自救和互救，并配合抢救人员进行营救工作。

3、被煤或岩石埋压人员在条件不允许时不能采取挣扎等办法脱险，防止