华北科技矿山救护课程设计.docx
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华北科技矿山救护课程设计
矿山救护课程设计
1矿井生产系统的风险评估
1.1矿井的地质条件
马坊煤矿于1976年由聊城地区行署筹建，设计年生产能力9万吨，1979年11月投产。
1997年其隶属关系由聊城地区上划至山东省煤炭工业局，2004年2月16日其隶属关系划至临沂矿务局，2007年核定生产能力为21.0万吨/年（鲁煤规发［2007］31号）。
马坊煤矿位于肥城煤田的西南角浅部露头区，井田中心地理坐标为东经116°30′00"，北纬36°18′00"。
井田东以F25断层与山东鑫国煤电有限公司为界，西以F5-1断层为界，北以四个钻孔坐标连线（人为边界）与山东新查庄矿业有限公司为界，南至各可采煤层露头，井田走向长1.2km，倾斜宽0.7km，面积0.84km2。
马坊煤矿采矿许可证证号为：
C370000************3088，由11个拐点圈定，有效期为2013年5月20日～2015年5月20日,开采上下限标高：
50m～-130m。
马坊煤矿井田边界拐点座标一览表（80西安）
拐点编号
纬距（X）
经距（Y）
1
4009154.29
39458025.36
2
4008814.29
39458711.37
3
4008614.29
39459292.37
4
4007912.28
39458640.37
5
4008364.28
39458208.37
6
4008292.28
39458207.37
7
4008287.28
39458118.36
8
4008421.28
39458114.36
9
4008423.28
39457973.36
10
4008522.29
39457898.36
11
4008574.28
39457898.36
矿井位于肥城市石横镇境内，东距肥城新城区约22km，西距济南市平阴县县城约15km。
矿区交通方便，泰（安）聊（城）公路从矿井南侧约2km附近通过，可直达济南市、聊城市、泰安市及肥城；泰（安）湖（屯）铁路及肥城矿区铁路专用线沟通各煤矿之间及与外界的联系，经泰安站向北可达济南、天津、烟台、青岛等城市，向南可达徐州、南京、上海等城市，交通便利。
马坊煤矿井田含煤地层主要分布在上石炭统太原组，现主要开采9.10-2煤层。
矿井开拓方式采用斜立井联合开拓，采煤方法为走向（倾向）长壁式采煤法，采用全部垮落法管理顶板，通风方式为中央并列抽出式，现安排一个炮采工作面，两个掘进工作面。
1.地层
井田范围内全被第四系覆盖，据钻孔及井下生产揭露有石炭系上统太原组、中统本溪组及奥陶系。
第四系：
厚9.08～36.05m，平均18.19m，主要岩性为砂质粘土及粘土夹砂姜层，东厚西薄，北厚南薄的变化趋势，与下伏煤系地层呈角度不整合接触。
石炭系：
厚度220m左右，分上中石炭统。
上石炭统太原组厚160～180m，主要岩性为深灰、灰黑色粉砂岩泥岩、灰色砂岩、石灰岩和煤层，含薄层生物灰岩四层（一、二、三、四）；中石炭统本溪组：
厚28.41～32.10m，平均厚30.53m，以紫色和杂色粉砂岩为主，含石灰岩1～2层，石灰岩以五灰层位稳定，厚度亦较大，含隧石结核，岩溶发育为特征，底部为杂色铁质泥岩或为铁铝质岩，与下伏奥陶系地层呈假整合接触。
奥陶系：
井田内仅63水3号钻孔揭露奥陶系石灰岩16.90m。
查庄煤矿有较多的钻孔揭露奥灰，根据其岩性组合特征，可分为上、下两段。
上段主要为灰色厚层状石灰岩，下段为豹皮状石灰岩和薄层石灰岩。
2.含煤地层
马坊煤矿含煤地层为中石炭统本溪组及上石炭统太原组，总厚度在220m左右，可采煤层全部位于太原组。
太原组属海陆交互相沉积，相旋回结构清晰、规律性明显，易于划分对比，据岩性组合及含煤性一般以四灰底板为界，分为上、下两段。
上段：
含薄层生物灰岩4层（一、二、三、四灰），层位稳定，多数钻孔均可见到，本段在现生产范围内发育煤层1层，即7煤，已开采完毕。
下段：
发育8、9、10-2三个可采煤层，其中8煤层已开采完毕，9煤层与10-1煤层间距为0.85米左右，10-1煤层与10-2煤层间距为0.85米左右。
3.煤层顶底板条件
9煤层：
顶板为黄色泥灰岩，平均厚在3.0m左右，发育不稳定，易相变为粉砂岩、泥灰岩，属2类中等稳定型顶板；底板粉砂岩或粉砂质泥岩。
10-2煤层：
直接顶板即为10-1煤层之底板，平均厚度0.85m左右，属2类中等稳定型顶板，底板为灰色粘土岩，厚度3～6m，平均4.6m。
4.地质构造
马坊煤矿井田构造基本形态为一走向南东～北西，倾向北东的单斜构造，并伴生小幅度的褶曲，地层倾角一般12°～15°。
井田东部实际开采边界为F25-1断层，西部边界为F5-1正断层。
生产巷道揭露证实，井田内小断层较发育，井田地质构造复杂程度属中等类型现阶段对开采有影响的断裂构造为：
（1）、F25-1正断层
走向NNE，倾向SEE，倾角70°，落差16m，位于F25断层下盘，是F25断层的分支支断层。
井田内5、6、7、8煤层回采工作面已揭露控制本断层，井田内延伸长度约900m，被查庄煤矿5111机巷和8113切眼所揭露控制，整条断层走向长度约2150m，属查明断层。
（2）、F东1正断层
走向NE，倾向NW，倾角60°，落差2～10m，5、6、7、8、9、10-2煤层回采工作面已揭露控制本断层，井田内延伸长度约800m，落差深部大，浅部小，护巷煤柱范围内揭露断层落差2.0米，对生产的影响较大，向北延伸进入查庄煤矿后，被更名为CF4，落差5～12m，被7101出口及8100皮带巷所揭露控制，整条断层走向长度约2450m（查庄段1650m，马坊段800m），属查明断层。
（3）、F40正断层
走向NNE，倾向SEE，倾角60°，落差2～10m，5、6、7、8、9、10-2煤层回采工作面已揭露控制本断层，井田内延伸长度约800m，落差深部大，浅部小，护巷煤柱范围内揭露断层落差2.0米，对生产的影响较大；向北延伸进入查庄煤矿后，落差增至7～30m，整条断层走向长度约4400m，属查明断层。
（4）、F1逆断层
走向NNE，倾向SEE，倾角30°，落差5.3m，地质报告中对该断层未描述，但9、10-2煤层在生产中已揭露控制本断层，断层两盘煤层具有重复现象，井田内延伸长度约300m，对生产的影响大，属查明断层。
见井田主要构造控制程度表。
井田主要构造控制程度表表1-2-1
5.矿井瓦斯、煤尘和煤的自燃
根据历年瓦斯鉴定结果，矿井为瓦斯、低二氧化碳矿井。
2012年7月进行了矿井瓦斯测定，全矿井CH4相对涌出量最大为0.93m3/t，绝对涌出量0.17m3/min；CO2相对涌出量1.37m3/t，绝对涌出量0.25m3/min。
矿井主采9层煤煤尘爆炸指数为41.82%、10-2煤层的煤尘爆炸指数为41.31%，有煤尘爆炸危险。
2012年7月委托山东泰山矿产资源研究院测定9、10-2煤层的煤炭自燃倾向等级为Ⅱ级，属自燃发火煤层。
6.矿井地温
矿区年平均气温13.5℃，实测恒温点平均深度为40m，区域性地热梯度2.0℃/100m。
据此推算：
马坊煤矿最低标高（-113m）处地温为16.6℃，属地温正常区。
7.水文地质
（1）、含水层
本井田主要含水层有：
第四系砂姜石含水层、太原群第一、二、三、四层灰岩含水层、本溪群五层石灰岩含水层、奥陶系石灰岩含水层，共6层。
（2）、隔水层
第四系底部砂质粘土、粘土隔水层：
第四系底部黄褐色砂质粘土，粘土厚度稳定，具有良好的隔水性和可塑性，可有效阻隔大气降水的渗透和补给。
10-2煤层底板粘土岩，厚度1.90m～6.70m，平均2.50m，具有较好的可塑性及隔水性，对防止底板下五灰突水有一定的帮助作用。
（3）、矿井充水水源
矿井充水水源主要为煤层底板五灰承压水、奥灰承压水。
9煤层顶板为粉砂岩，厚7.0m左右，底板为泥质胶结的粉砂岩，该层煤下距五灰强含水层16.90～33.02m，一般24m。
采矿对底板破坏深度一般为10m，受五、奥灰承压水的威胁程度较大。
10-2 顶板为粉砂岩，底板为灰白色粘土岩，该层煤下距五灰强含水层14～22m，一般16～20m，采矿对底板破坏深度一般为8m,有效隔水层厚度降至最低，开采时受五、奥灰承压水威胁最大。
（4）、矿井水文地质类型：
2010年5月，按照《煤矿防治水规定》及上级部门的要求，我矿认真编制了水文地质类型划分报告，并通过了上级部门的审查。
集团公司对我矿水文地质类型给予了批复《关于对各矿矿井水文地质类型划分的批复》（临矿生字【2010】164号），马坊煤矿水文地质类型为复杂型。
（5）、矿井防治水情况
马坊煤矿自1992年10月开始至今，一直应用“预注浆改造五灰含水性综合治水采煤工程技术”，完成了对9100采区、9300、9600采区共35个回采工作面的底板注浆改造工作，成功封堵了五灰岩溶裂隙，胶结固化其破碎带，使强含水的五灰变为弱含水层或不含水层，使其失去传导奥灰水的能力，同时也封堵了五灰顶部岩层及底板岩层的导水裂隙。
目前，马坊煤矿10层煤工作面的最低开采标高已至-10米，按现行五灰水位标高+20米计算，最低标高工作面煤层底板突水系数为0.023Mpa/m，低于煤层底板受构造破坏突水系数一般不大于0.06Mpa/m标准，加之对10层煤工作面全部进行了煤层底板五灰注浆改造，因此10层煤工作面不受底板承压水威胁。
1.2矿井的生产系统
1.开拓方式：
矿井使用主斜井、副斜井和回风立井，斜井开拓方式。
2采煤方法：
矿井可采煤层为5、6、7、8、9和10层煤，已全部回采完成。
采用长壁后退式采煤法，综采或炮采采煤工艺，全部垮落法管理顶板。
3.矿井供电系统：
矿井电源线路来自肥城矿业集团国庄站聊矿Ⅰ盘和聊矿Ⅱ盘，两条线路，供电电压等级6Kv,矿井地面建有一座6Kv配电室,井下安装变压器2台,矿井变压器总容量为2460KVA,矿井运行设备总容量1860KVA。
4.矿井提升系统：
矿井皮带斜井长度430米，装备一部DTL－80／25／90强力胶带输送机，运量250吨／小时。
副井斜井安装JTP—1.6型矿用提升绞车。
5.矿井运输系统：
矿井主要原煤运输采用SPJ-800型吊挂式胶带输送机，采煤工作面顺槽安设SGB630/150（75）型刮板输送机；辅助运输采用CTY5/6型矿用防爆特殊型蓄电池式电机车牵引矿车运输（每组6辆）；斜巷运输采用绞车串车提升。
6.矿井防排水系统：
矿井在＋10m水平中央泵房安装三台200D43×2型水泵3台，单泵流量288m3/h，设2趟Φ＝273×7mm排水管路排至地面，设内外环水仓，水仓有效容量为1280m³。
7.监测监控系统：
矿井装备一套KJ70N型煤矿综合监测监控系统，地面中心站在调度室，指挥中心设有2台主机（一用一备）。
对矿井瓦斯、专线供电、风速、一氧化碳、风筒风量、温度、设备开停、风门开关、通风负压、烟雾、水位等环境参数和各主要生产环节的机电设备工作开关状态实现监测监控。
1.3矿井的通风系统
矿井通风方式为中央并列抽出式通风，提升斜井、皮带斜井进风，立井回风。
主要通风机选用4-72-11N016B型离心式通风机2台，一台运转，一台备用。
矿井压风系统：
工厂地面压风机房设置三台空气压缩机：
一台为SA120W型螺杆式压风机；两台L-22/7型活塞式压风机，地面和井下总干管选用Φ108×6无缝钢管，支管选用Φ75×5无缝钢管。
1.4矿井的避灾设施
紧急避险永久避难硐室位于井下东翼大巷，利用废弃变电硐室改造而成，可同时容纳100人避险。
永久避难硐室内除设有监测监控、人员定位、供水施救、压风自救、通讯联络五大系统功能外，同时配备了降温除湿、空气净化、供氧、供电、风淋、生存保障等子系统，在井下发生灾害事故时，为无法及时撤离的人员提供了生命保障的密闭生存空间。
1.5风险评估方法
1.风险因素分析法
风险因素分析法是指对可能导致风险发生的因素进行评价分析，从而确定风险发生概率大小的风险评估方法。
其一般思路是：
调查风险源→识别风险转化条件→确定转化条件是否具备→估计风险发生的后果→风险评价。
2.内部控制评价法
内部控制评价法是指通过对被审计单位内部控制结构的评价而确定审计风险的一种方法。
由于内部控制结构与控制风险直接相关，因而这种方法主要在控制风险的评估中使用。
注册会计师对于企业内部控制所做出的研究和评价可分为三个步骤：
3.分析性复核法
分析性复核法是注册会计师对被审计单位主要比率或趋势进行分析，包括调查异常变动以及这些重要比率或趋势与预期数额和相关信息的差异，以推测会计报表是否存在重要错报或漏报可能性。
常用的方法有比较分析法、比率分析法、趋势分析法三种。
4.定性风险评价法定性风险评价法是指那些通过观察、调查与分析，并借助注册会计师的经验、专业标准和判断等能对审计风险进行定性评估的方法。
它具有便捷、有效的优点，适合评估各种审计风险。
主要方法有：
观察法、调查了解法、逻辑分析法、类似估计法。
5.风险率风险评价法
风险率风险评价法是定量风险评价法中的一种。
它的基本思路是：
先计算出风险率，然后把风险率与风险安全指标相比较，若风险率大于风险安全指标，则系统处于风险状态，两数据相差越大，风险越大。
风险率等于风险发生的频率乘以风险发生的平均损失，风险损失包括无形损失，无形损失可以按一定标准折换或按金额进行计算。
风险安全指标则是在大量经验积累及统计运算的基础上，考虑到当时的科学技术水平、社会经济情况、法律因素以及人们的心理因素等确定的普遍能够接受的最低风险率。
风险率风险评价法可在会计师事务所以及注册会计师行业风险管理中使用。
1.6确定的事故类型及发生地点
1.瓦斯事故煤与瓦斯突出（采煤工作面，掘进工作面），瓦斯超限（采煤工作面，掘进工作面），瓦斯爆炸（采煤工作面，掘进工作面，巷道），瓦斯中毒窒息（采煤工作面，掘进工作面，巷道，采空区，盲巷）。
2.水灾事故透水（采煤工作面，掘进工作面，采空区，巷道）。
3.火灾事故内因火灾（采空区，保留煤柱，煤巷，采煤工作面，掘进工作面）,外因火灾（巷道，采煤工作面，掘进工作面）。
4.顶底板事故冒顶（采煤工作面，掘进工作面，巷道），底鼓（采煤工作面，掘进工作面，巷道）。
2确定灾害可能的影响范围
2.1一般情况的影响范围
1煤与瓦斯突出事故
涌出大量的煤和瓦斯，一般使工作面作受到破坏，瓦斯流可能使风流逆转通风系统紊乱。
2火灾事故
火灾事故发生具有隐蔽性，蔓延迅速，影响范围广，可能会产生火风压使风流逆转通风系统紊乱。
所产生的烟流会很快影响到整个采区甚至全矿井。
火灾事故还可能引起煤尘和瓦斯爆炸而扩大影响范围。
3水灾事故
水灾事故往往发生突然，来势凶猛。
水太大或者抽排水不力可能会导致淹没采区甚至淹井。
4顶底板事故
顶板事故一般可能导致工作面或巷道支护破坏，出现大面积的冒顶。
2.2特殊情况的影响范围
1煤与瓦斯突出事故
涌出大量的煤和瓦斯，特殊情况即特别严重时，可能使风流逆转通风系统紊乱，
所在采区甚至整个矿井受到很大破坏。
2火灾事故
特殊情况是火灾引起煤与瓦斯爆炸，所产生的烟流会很快影响到整个采区甚至全矿井。
地面通风井口甚至可以看到烟。
3水灾事故
预防和抽排水不力导致水位上涨，淹没采区甚至淹井。
4顶底板事故
特殊情况可能导致工作面或巷道支护基本都被破坏，工作面支护全部垮落，巷道堵塞，阻断通风路线。
2.3反风的可能性
灾变时期一般不能停止主要通风机运转，使用多台风机联合运转能够实现反风，反风的可能性取决于灾害的类型、位置、严重程度以及其他地点的情况。
在采区内或者回风系统中发生火灾或瓦斯、煤尘爆炸时一般不能进行全矿反风，而采取风流短路的方法将有害气体排出。
如何进行风流短路取决于巷道布局。
2.4确定人员通知顺序
井下安全监测系统报警或出现事故预兆后，现场立即将情况汇报给调度室，调度室发现或接到可能导致安全生产事故灾难的信息后，立即按事故汇报程序汇报有关领导和部门，指挥部根据查明的现场情况确定预警级别，并迅速向井下受事故影响范围区域的人员发出预警，组织人员撤离，启动应急救援预案预防事故发生。
1、重大险情或事故发生后，基层现场立即向矿调度室汇报。
2、调度室接到事故汇报，在第一时间内通知救护中队、医务室，赶赴现场进行抢救，在5min内通知矿值班领导、矿长、总工程师、分管矿长、调度室主任、各职能科室、矿抢险救灾队及有关单位负责人。
3、1h内将事故主要情况及大体原因上报师、团相关部门。
3确定影响范围内人员的紧急避灾路线
3.1不同地点工作人员的紧急避灾路线
1、若迎头发生水灾时，施工人员应按如下路线进行撤离。
（1）20106皮带顺槽
施工迎头→20106皮带顺槽→东翼回风巷→西翼回风巷→总回风巷→风井→地面。
（2）20106轨道顺槽及切眼
施工迎头→20106工作面切眼→20106轨道顺槽→东翼回风巷→西翼回风巷→总回风巷→风井→地面。
2、若迎头发生瓦斯、煤尘爆炸、顶板、火灾等事故，迎头施工人员应按如下线路进行撤离。
（1）20106皮带顺槽
施工迎头→20106皮带顺槽→东翼皮带巷→西翼皮带巷→轨、皮联络巷→西翼轨道巷→轨道大巷→副井→地面。
（2）20106轨道顺槽及切眼
施工迎头→20106工作面切眼→20106轨道顺槽→东翼轨道巷→轨道大巷→副井→地面。
3.2核心灾区的救灾撤退程序
井下发生透水事故时，人员应往高处走，沿着上山方向迅速进入上一个水平，并沿预定的避灾路线撤离灾区。
发生煤与瓦斯突出事故时，应以最快的速度佩戴好自救器，然后迎着新鲜风流方向、迅速向井口撤退。
3.3灾区隔离措施
防止火灾蔓延的隔离措施1、在适当的位置建造防火门，防止火灾事故扩大。
2、火区打密闭墙。
3、均压防灭火措施减小漏风。
防止烟流蔓延至新鲜风流打密闭墙和反风。
3.4外围人员的警戒安排
放炮事故发生时必须在放炮安全距离以外设置警戒，即警戒距离必须大于放炮安全距离。
3.5灾区监控手段
井下各种传感器可探测温度湿度有毒有害气体浓度风速瓦斯浓度等并且可以超限报警。
各种工业电视可以实时传输井下关键地点情况，地面调度室可以随时查看。
4启动应急预案和处理计划
4.1编制和修改矿井灾害预防预处理计划
4.1.1矿井火灾预防措施
1、加强矿井的防灭火管理，健全安全生产管理机构，配备专职的防灭火检查人员，按照《煤矿安全规程》规定配足防灭火监测仪器及设备，保障安全生产投入。
2、加强对从业人员的安全生产教育和培训，制定完善矿山火灾事故应急预案，并定期进行演练和修订。
3、采区设计时充分考虑防治自燃发火的需要，布置合理稳定的通风系统及合理的巷道开拓布置形式。
4、针对各采区的地质、开采条件，采掘工作面在采掘作业规程中制定防止自燃发火的具体措施，并认真贯彻执行。
5、棉纱和布头等易燃物品使用后，不准乱扔和随意乱放，用完必须及时处理好。
井下禁止使用不阻燃橡胶器具、电缆、皮带和塑料制品等。
6、健全井下消防管路，防尘管路兼作消防管路，要求每100m安装放水“三通”闸门一个。
7、井下材料消防库设施由调度室负责备齐（具体数量见附表）并负责日常检查与保管。
消防器材要及时更换，不得挪作他用。
4.1.2煤层、瓦斯爆炸预防措施
1、通风系统管理：
（1）加强通风系统管理，确保矿井通风系统合理、稳定，消灭不合理串联通风，海域扩大区杜绝串联通风。
（2）加强采煤工作面支护，保证两巷通风断面，确保工作面风量达到要求。
采区主要回风巷断面变化时，要及早安排返修。
2、局部通风管理：
所有掘进工作面及撤面地点必须实行双风机、双电源、风机自动切换，生产单位机电工每天必须做一次风机自动切换及风电闭锁试验，杜绝无计划停电停风。
各掘进工作面运转、备用局部通风机均必须安设“风电闭锁”装置及风机开停传感器并确保好用。
3、瓦斯检查：
建全通风瓦斯管理要求的组织机构和专业队伍，配足专职瓦斯检查人员，建立完善的瓦斯检查与管理制度，强化现场的瓦斯检查，防止局部瓦斯积聚，杜绝超限作业。
4、完善监测系统：
通过KJ83型瓦斯监测系统对井下各采掘工作面、回风流、的瓦斯管理情况实施动态监测监控。
加强监测系统管理，保证系统的灵敏可靠和正常运行。
5、加大矿井尘害综合防治力度，强化综合防尘措施，减少煤尘产生量，防治煤尘沉积。
通过采取以上的预防与控制措施，及时跟踪采掘工作面瓦斯涌出及粉尘治理情况，及时消除安全隐患，预防瓦斯、煤尘爆炸事故发生。
4.1.3有毒有害气体超限预防措施
1、通灭部应加强通风系统管理，杜绝风量不足及无风、微风作业现象。
2、通灭部应严格执行瓦斯检查制度，掘进揭露老巷或过断层，采区开拓巷道第一次揭煤时，必须制定专项瓦斯管理措施。
采掘作业期间，发现瓦斯或其它有毒有害气体异常涌出时，必须停止工作，撤出人员，制定措施，进行处理。
3、通灭部应加强防灭火管理，杜绝自然发火现象，防止因自然发火导致一氧化碳超限。
4、恢复已封闭的停工区或采掘工作面或接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯及其它有毒有害气体。
启封密闭，必须制定专项安全技术管理措施，由救护队启封。
5、监控中心要搞好监测系统管理，通过安全监测系统24h监测井下相关地点瓦斯及一氧化碳涌出情况。
6、加强局部通风管理，杜绝无计划停电停风。
4.1.4采煤工作面顶板事故预防事故
1、采煤工作面有下列发生大冒顶的预兆：
如顶板掉渣、有响声、裂缝、脱层、漏顶、煤壁片帮等。
必须及时采取措施，加大工作面顶板管理力度，防止冒顶事故的发生。
2、回采工作面初次放顶必须制定专项安全技术措施。
3、回采工作面支架，保证支架的初撑力，检修班要做到及时更换断梁折柱，以保证支架良好的支护状态。
4、回采工作面要严格按照作业规程规定的采高，严格控制采高回采，严禁超高，严禁破坏煤层顶板，保证顶板的完整性。
5、支架工在支架过程中要保证支架接顶严密、架间无浮矸，确保支架初撑力。
6、支架工要使用连锁装置及撑木连锁，防止支架出现倒架、严禁空顶作业。
7、检修班每班要检查支架状态，确保支架护帮板完好有效。
8、严格控制支架仰俯角，确保仰俯角不超过7°。
9、严格控制棚距，确保棚距不大于800mm。
10、回采过程中，上山要及时护板合护顶，防止矸石冒落和滚落伤人。
11、加强上下端头的支护管理，当顶板压力大、下沉量大时，要补加支架，增加支护强度。
12、在顶板压力大或顶板破碎地段，提前采用木板背顶、拉超前架等方法，控制和抑制漏顶。
13、采煤工只准在安全支架下攉煤，不得超前多架工作。
14、当工作面过断层、过老巷等特殊回采时，必须制定专门的补充措施及顶板管理措施。
15、超前支护严格按照作业规程规定执行。
在工作面回采推进过程中，可根据采场矿压显现程度及巷道状况的变化，随时调整支护长度及密度，保证超前支护强度，满足巷道的维护需求。
16、采煤工作面必须经常存有在用支护材料数量的5%的备用量。
4.1.5掘进及巷修顶板事故预防措施
（一）预防掘进工作面顶板事故措施：
１、掘进工作面发生大面积冒顶时的预兆：
掘进迎头顶板掉渣、有响声、裂缝、脱层、漏顶、煤壁片帮等。
２、每个单位巷道开工前，必须有切实可行、会审批准的《作业规程》。
《作业规程》中必须对可能遇到断层、破碎带、老空、采空区、钻孔及冒顶处理等特殊安全措施予以规定，在施工过程中，遇到断层、破碎带时必须及时编制补充措施，经审批后，传达贯彻到位。
过老空、采空区、钻孔或距见煤点小于20m前，必须提前
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