第一章 矿井通风的基本知识
人类是在地面大气环境中生存的，一分一秒也离不开空气，人只有在通过呼吸不断吸收空气中的氧气，才能完成体内的新陈代谢作用，才能维持生命，煤矿大部分是地下开采作业，可是地下的空气很有限量，那么对深藏在井下的空气如不常加更换，就会在质量和成份上发生变化，直到不能满足人的呼吸需要，甚至会造成窒息，爆炸事故，其影响因素是：
1、 人员的呼吸会不断消耗氧气，同时向空气中吐出二氧化碳。 2、 煤、岩层等物质被氧化会消耗大量氧气。
3、 在不同的地质，生产条件下，会从煤、岩层中放出各种有害氧化，主要
是沼气和二氧化碳，另外是一氧化碳，硫化氢，二氧化硫，二氧化氮等氧化。
4、 在采掘爆破过程中，会从爆炸的火药内突然产生大量有害气体。 5、 在采掘过程中，会产生大量粉尘造成空气污染。
6、 在井下不同地点、条件下，会产生温、湿度和气压的变化，出现不舒适
的气候条件变化等。所以，只有给井下经常进行合理供风，才能从根本上解决上述问题。
可见，矿井通风的基本任务是：
1、 对井下有人工作与通行的地点，供给适量的新鲜空气，保证人员呼吸
需要。
2、 对有害气体和呼吸性粉尘，做到冲淡并排出井外，以消除隐患防止灾
害。
3、 给井下创造良好的气候条件，保证人体健康促进提高劳动效率。
所以，决定了矿井通风定义及任务是：矿井通风就是依靠通风动力，将定量的新鲜空气，沿着规定的通风路线不断送入井下，再将污浊空气，不断排出地面，这种作业过程叫矿井通风。
第二章 矿井风流运动的基础知识
第一节 空气压力
空气分子不停的热运动，和地球的引力作用，使空气有对外作功的能力，对物体表面及器壁呈现压力。地表大气压随地表海拔高度增加而下降。
当地表存在高、低不同的气压区时，空气将由高压区向低压区流动，形成风流，矿井的进风井和出风井由于自然或机械作用造成压差时，形成井下风流，这种压差一般称为通风压力或风压。 第二节 通风阻力
风流在井巷流动过程中产生阻力，分为摩擦阻力和局部阻力。 用风阻与等积孔表示通风难易程度。 第三节 自然风压
一、自然风压的产生
在矿井通风系统中，由于进风井和出风井空气温度以及地形高差不同，进出风井空气柱密度也不同，从而造成进出风井两侧空气柱重量的不同而产生压差即自然风压。
二、影响自然风压的因素
1、影响自然风压的决定性因素是进回风井两侧空气柱的密度差，密闭差愈大，自然风压值愈大，反之愈小，影响空气密度的因素有气温、气压、相对湿度，
1
空气成分，地形、地貌等。
2、气温：入风流气温受地面气温影响较大，回风流气温常年保持稳定，在冬季地面气温低，自然风压值大，在夏季地面气温高，自然风压值低甚至反向。
3、大气压力：条件相同的矿井海拔愈高，大气压力愈低，自然风压愈低，自然风压愈小；海拔愈低，大气压力愈大，自然风压愈大。
第三章 矿井通风动力
矿井通风动力，是指由自然因素或扇风机(主扇)造成的压力，用以克服矿井阴力，在矿井下形成连性风流，我们矿井通风动力是各盘区主扇提供。
按《规程》要求，一个风井必须有二台同等功率的主扇，一运转，一台备用。
第四章 矿井通风系统
矿井通风系统：是指地面空气在主要通风机(主扇)的作用下，流经井下一系列巷道，并排出地面的过程的总称。
所有矿井通风系统必须符合“结构简单，安全可靠，经济合理”的原则，结构简单便于通风管理，经济合理能节约费用，而安全可靠至关重要，决定着整个矿井的安全或危险程度。
完整独立通风系统是指矿井必须设有符合规定的主要通风机装筒置，并有自己独立的进风井筒和自己独立的回风井筒，新鲜风流由进风井流入井底，再分别流向分区的采掘面，硐室等用风地点，然后流入分区回风巷道，最后汇集到矿井总回风道，经回风井筒排出地面，从而形成一个完整的独立的通风网络结构。
矿井通风系统的简单分类：
矿井通风系统：包括矿井通风方式，通风方法，通风网路 通风方式是指进风井筒与回风井筒的布置方式。
通风方法：是指扇风机的工作方法。抽出式，压入式。
通风网路：是指矿井通风巷道连接关系和连接形式而构成的风流流动的路线。
第五章 采区通风系统
采区通风系统，是指矿井总进风巷风流，经主要进风巷进入采区，再经顺槽或其他有关巷道流经采掘工作面，峒室或其它用风地点，然后经总回风巷排至回风巷的风流路线，它是矿井通风系统的基本组成部分。 第一节 采区(盘区)通风系统的基本要求
1）采区、采掘工作面，峒室均要实行分区通风，有独立回风。
2）根据CH4涌出量要求合理配风，尽可能减少采区漏风，达到通风阻力小，通风能力大，风流畅通。
3）通风网路结构要合理，发生灾变时易于控制和撤退人员。
4）要求有较强的抗灾防灾能力，要设置洒水防尘管理，避难峒室，灾变时的风流控制设施，以及避灾路线的路标。 第二节 盘区进风巷和回风巷布置
我们都按《规程》要求布置，盘区巷道一般为三条，其中一条为运煤巷或皮带巷兼辅助进风，一条为材料运输巷及轨道巷，为主要进风巷，另一条为专用回风巷。
第三节 回采工作面的通风系统
回采工作面的通风系统：是指由工作面进风巷，回风巷，回采工作面组成的风流路线。
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矿井瓦斯灾害防治
第一节 瓦斯的性质
一、 矿井瓦斯的概念
瓦斯：矿井中主要由煤层气构成的以甲烷为主的有害气体，有时单独指甲烷(CH4)。
(一)矿井瓦斯的生成
古代植物遗体在形成泥炭过程中，由于厌氧菌的作用，植物的纤维质被分解，发酵，逐渐生成腐值酸和沥青质，同时生成瓦斯，此后，在煤的炭化过程中，随着化学成分和结构的变化，泥炭转变成褐煤，烟煤和无烟煤，同时继续有大量瓦斯伴随生成，在全部生成煤的过程上每形成一吨煤，经研究表明，大约可伴生
3
600m以上的瓦斯。
(二)矿井瓦斯的存在状态
1、游离状态：也称自由状态，是指瓦斯以自由状态存在于煤层或岩层的裂隙和粗大孔隙内。
2、吸附状态：分吸着状态和吸收状态
1）吸着状态：在孔隙表面固体粒子在分子引力作用下，瓦斯分子被繁密地吸附在孔隙表面上，形成一层很薄的吸附层。
2）吸收状态：瓦斯分子溶解于煤的分子团内部，类似于气体溶解于液体中的现象。
3）吸附：当压力升高或温度降低时，部分瓦斯将从游离状态转化为吸附状态的现象。
4）解吸：当压力降低或温度升高时，部分瓦斯就由吸附状态转化为游离状态的现象。
在天然条件下，煤的最大瓦斯容量可达35—45m3/t，其中吸附瓦斯容量约占90%左右。
受采掘影响，游离状态瓦斯受外部压力下降而不断涌出，涌出采掘空间吸附状态瓦斯转化为游离状态，
(三)矿井瓦斯的特性
矿井瓦斯是一种无色无味无臭的氧化，相对0.554密度，难溶于水，扩散性强，不助燃，但能燃烧爆炸。
(四)矿井瓦斯涌出形式
瓦斯涌出：当煤层被开采时，煤体受到破坏，贮存在煤体内部分瓦斯就会离开煤体而入采掘空间，这种现象叫瓦斯涌出。
1、瓦斯涌出的形式分普通涌出、特殊涌出 2、矿井瓦斯涌出量
指开采过程上涌入采掘空间的瓦斯数量
(1) 绝对涌出量
单位时间内涌出采掘空间的瓦斯数量，m3/min QCH4=QC
Q风量、C瓦斯浓度 (2)相对瓦斯涌出量
在矿井正常生产条件下，月平均日产吨煤所涌出的瓦斯量，m3/min
3
qCH4=(1440QCH4N)/A
N：矿井的月工作天数，d A：矿井月产煤量，t 2、影响瓦斯涌出的因素
1）煤层瓦斯含量，被开采煤层的原始瓦斯含量越高，瓦斯涌出量就越大。
2）开采规模
开采浓度越深 ，煤层瓦斯含量越高，瓦斯涌出量越大
开拓与开采范围越大，瓦斯涌出的暴露面积越大，其涌出量越大。
(五)、矿井瓦斯等级
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低瓦斯矿井：瓦斯相对涌出量≤10m/t，且绝对涌出量≤40m/min 的矿井。
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高瓦斯矿井：瓦斯相对涌出量＞10m/t或绝对涌出量≤40m/min 的矿井 煤与瓦斯突出矿井：发生过一次煤与瓦斯突出的矿井。 第二节 瓦斯爆炸条件及影响因素 （一）瓦斯爆炸的条件
在高温作用下，一定浓度的瓦斯与空气中的氧气发生激烈复杂的氧化反应，生成二氧化碳和水，并放出大量的热而这些热量又能向使生成的二氧化碳和水蒸汽迅速膨胀，从而形成高温高压并以极高的速度(每秒可达数百米)向外冲击的冲击波，并伴有声响 ，这就是了爆炸。
瓦斯爆炸的条件：
(1) CH4浓度 5-16 %
(2) 起火温度 650—750℃ (3) 氧气含量>12%
(二)瓦斯爆炸的影响因素
1、影响爆炸界限的因素
1）乙烷，H2S等可燃性气体的混入，会使爆炸下限降低。 2）爆炸性煤尘的混入
由于煤尘本身遇到火源会放出可燃性气体，因而会使瓦斯爆炸下限降低。实
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验表明，空气中煤尘含量为5g/m时，瓦斯爆炸下限降低到3%，煤尘含量达到8g/m3时，瓦斯爆炸下限降低到2.5%
3）惰性气体的混入
如氮气(N2)二氧化碳(CO2)等的混入，将使氧气的含量降低，可以缩小瓦斯的爆炸界限，降低瓦斯的危险性。
4）混合气体的初始温度
爆炸之前的混合气体的温度越高，瓦斯爆炸的界限越大 2、影响引火温度的因素
(1) 瓦斯浓度为7%--8%时，其引火温度最低，即7—8%瓦斯最易引爆。 (2) 混合气体压力
混合气体的压力越大，引火温度就越低。
(3) 火源性质
瓦斯爆炸的感应期（引火延迟现象的时间）。 杜绝明火，电火灼热金属板，摩擦火花等。 (三)瓦斯爆炸的危害 1、爆炸温度
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爆炸产生高温1850---2650度 ，烧伤人员烧坏设备，引起井下火灾，扩大灾情。
2、爆炸压力
产生正向，反向冲击波。造成人员伤亡，设备和巷道破坏，还可能会由于反向波引起多次爆炸，使灾情扩大，损失加重。
3、有害气体
产生大量有害气体(co等)，氧气减少。 第三节 预防瓦斯爆炸的措施
一、 防止瓦斯积聚
1、瓦斯积聚的概念
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瓦斯积聚：指局部地主瓦斯浓度超过2%，体积大于0.5m的现象。 瓦斯积聚的基本原因，局部地点有较大的瓦斯涌出而风速过低风量过小不足以冲散瓦斯。
井下常出现瓦斯积聚的地点，采掘工作面采掘机械落煤部，钻机钻孔见煤或瓦斯源处，放炮落煤处，排放瓦斯的下游井巷，瓦斯突然涌出和煤与瓦斯突出地点等。
2、加强通风 1)、《规程》规定，每一矿井都必须采用机械通风。
2)、矿井应建立合理的通风系统，实行分区通风，各水平，各采区要有专用的回风巷，各处风速应符合《规程》的要求。
3）、对旧巷，采空区要及时封闭，控制风流的各种构筑物要符合《规程》要求和质量标准，保证完好无损。
4）掘进工作面禁止使用扩散通风，高瓦斯与突出危险煤层回采工作面根本上使用串联通风。
5）加强通风管理，及时有效调节风量 3、及时处理局部积聚瓦斯
1） 回采工作面局部瓦斯积聚的处理
（1）增加风量：
当工作面的瓦斯涌出量主要来处从煤壁涌出时，增加风量的效果较为显著，如果瓦斯主要来自邻近层，单靠风量效果是很差的，甚至起不到作用。
（2）导风冲排：
在工作面上隅角有时由于风速小等原因造成瓦斯积聚时，可以采用引导风流冲淡和排除瓦斯的措施，具体方法：利用风障排除瓦斯，利用风筒排除瓦斯，利用压气与风筒相配合排除瓦斯，利用水风扇排除瓦斯，直接用局部通风机冲淡和排除瓦斯，抽排风机抽上隅角的瓦斯(瓦斯量大的条件下)。
（3）尾巷排除瓦斯
a、利用上阶段下顺槽作为尾巷 b、掘**行尾巷排除瓦斯(通过改变部分风流方向而改变采空区内瓦斯运动方向，从而有效地避免了工作面上隅角的瓦斯积聚)
（4）沿空留巷排放瓦斯：其实质同尾巷排放
（5）瓦斯抽放：工作面涌出量较大，用通风方法无法解决瓦斯积聚时。 （6）调节压力法：控制采空区瓦斯涌出(升压通风) （7）利用下行风
（8）采用双进风系统
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（9）开采解放层 2）、巷道顶板瓦斯积聚的处理
（1）加大巷道内风流速度
（2）加大顶板附近的风速(加导风板，出袖子，充填等) 3）掘进巷道局部瓦斯积聚的处理
铺设导风板引导风流，局部通风机多口送风，在棚梁上铺设一厘米厚的木板或荆笆，在其上填满黄土，在有压风管或水管的通过的巷道，可以从压风管(或水管)上接出支管，并在支管上设若干喷嘴，用压风(或水)将积聚瓦斯排除，若工作面放炮运出矸石后，靠近工作面底板有瓦斯涌出，而风筒供风量又难以稀释时，可用黄泥加砂进行铺垫，控制瓦斯涌出。
3）恢复盲巷或启封密闭时的瓦斯措施 制定专门的安全措施，报总工程师批准。 二、防止瓦斯引燃
防止瓦斯引燃的原则是禁止一切非生产火源，对生产中可能发生的火源严格管理与控制，防止其产生或控制其引燃瓦斯的能力。
井下可能引燃瓦斯气的火源有：明火、电火花，放炮火焰，摩擦火花，煤的自燃等。
1）按照《规程》要求，严禁携带烟草及点火工具下井，井下禁止使用电炉，照明要使用安全灯，矿灯严禁拆开；井口房、瓦斯抽放站以及扇风机房周围20米以内禁止出现明火，井下需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，应严格审批手续，并遵守《规程》的有关规定，加强井下火区管理，安全灯的部件和使用必须符合规定等。
2）井下的机械和电气设备以及供电网路都要按《规程》要求安装和使用，并应经常检查和维修，使之始终处于完好状态，推广使用风电闭涣装置，和超前切断电源的控制设施。在瓦斯矿井中，安装电动机和开关的地点，都要建立瓦斯检查制度，证明无危险且符合《规程》规定时，才允许开动机器。
3）瓦斯矿井使用安全炸药，不合格或变质的炸药不准使用；打眼、装药、封泥都必须符合《规程》要求，禁止裸露爆破和拒爆，要推广使用水炮泥，严格执行爆破前后检查瓦斯制度、放炮停电制度，只有在放炮地点附近20米内瓦斯浓度不超过1%且无瓦斯积聚时才许放炮。
4）防止机械摩擦火花引燃瓦斯，即主要防止机采截齿与煤层中坚硬矿物所造成的摩擦火花。
三、防止瓦斯事故的扩大
发生瓦斯事故后，应尽量将其限制在局部地区，尽量缩小其波及范围。 1）实行分区通风
2）通风系统力求简单，无用的巷道应及时封严；总进风巷道与总回风巷道间距不得太近，进、回风井和总进、回风流的联络巷道必须砌筑两道坚固的挡风墙，以防瓦斯爆炸时风流短路。
3）主要通风机必须装有反风设备，并作到每季度至少检查一次，一年至少进行一次反风演习，装有主要通风机或分区主要通风机的出风井口，必须装设防爆门，防止瓦斯爆炸时主要通风机受到破坏。
4）设置水棚、岩粉棚、岩粉带等阻止瓦斯爆炸或煤尘爆炸参与爆炸而波及其它地点。
5）矿井每年要编制周密的切合实际的矿井灾害预防与处理计划，每季应根
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据实际情况修订和补充，并应在职工中认真贯彻。
四、加强矿井瓦斯的管理和监测监控 1、矿井瓦斯管理
1）建立健全矿井瓦斯管理规章制度 2）严格控制风流瓦斯浓度
3）严格爆破过程中的瓦斯管理 4）严格排放瓦斯分级管理 5）加强肓巷，采空区的管理
2、矿井安全监测系统的监测内容 1）矿井安全监测系统的监测内容
它的主要监测内容就是通风安全监测，它包括三个方面的内容： （1）矿井空气成分的监测
（2）矿井空气物理状态的监测
（3）通风设备(设施)运行情况的监测 2）通风安全监测系统的组成
第四节 监测设备各类传感器的设置
一、回采工作面监测设备的设置
高瓦斯矿井回采工作面必须安装两台瓦斯传感器、两台机组、皮带开停传感器、两组风门开关传感器、一台7/4区域监控器、一台KDK-600/18电源扩展控制器和一台机载式甲烷报警断电仪。
布置位置及要求
1、两台瓦斯传感器应垂直吊挂在回采工作面回风巷顶板完好的地方，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，其中一台吊挂在距工作面回风口不大于10m处，另一台吊挂在距回风绕道口以里10m～15m范围内。
2、两台开停传感器分别安设在机组、皮带电源开关负荷侧的电缆上。 3、风门开停传感器分别安设在回采工作面回风巷的两道风门上。 4、一台风门报警器安装在两道风门之间主要用于监控当任一道风门打开时，该设备立即发出语音声光报警，提醒人们关闭风门以防风流短路，确保工作面的风量充足。
5、区域监控器和电源扩展器安装在盘区变电所内，主要用于接工作面的各种传感器及瓦电闭锁.
6、机载式甲烷报警断电仪安设在采煤机组上，其电源应取自机载式甲烷报警断电仪专用开关上。该设备主要用于连续监测采煤机组和其它电气设备附近风流中的瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到或超过1.0%CH4时，甲烷传感器立即发出声、光报警信号，当瓦斯浓度达到或超过1.5%CH4时，由甲烷传感器输出断电信号控制断电仪立即断电，切断工作面采煤机组电源，当瓦斯浓度降低到0.5%CH4以下时，由甲烷传感器控制断电仪自动解锁，恢复采煤机组的正常供电，并继续进行监控。
7、信号电缆和动力电缆的敷设
信号电缆和动力电缆应分别整齐地吊挂在巷道的两侧，若吊挂在同一侧时信号电缆必须位于动力电缆上方0.3m以上的地方。
8、瓦斯传感器的断电浓度及范围
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工作面瓦斯传感器的断电浓度为QCH4≥1.5%，断电范围是本回采工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备，回风口处瓦斯传感器的断电浓度为QCH4≥1.0%，断电范围是本回采工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备。 9、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度
瓦斯传感器的复电瓦斯浓度为当两台传感器的瓦斯浓度都下降到QCH4＜1.0%时，方可人工为断电的设备复电。
10、瓦斯传感器的报警瓦斯浓度
两台瓦斯传感器的报警瓦斯浓度均为QCH4≥1.0%时进行报警。
二、掘进工作面传感器的设置
高瓦斯矿井掘进工作面必须安装两台瓦斯传感器、两台风机开停传感器、一台7/4区域监控器、一台KDK-600/18电源扩展控制器。
布置位置及要求
1、瓦斯传感器应垂直吊挂在掘进巷顶板完好的地方，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，其中一台吊挂在距掘进工作面5m以内、无风筒的一侧，另一台吊挂在距回风绕道口以里10m～15m范围内。
2、开停传感器分别安设在局部通风机的主、备风机电源开关负荷侧的电缆上。
3、区域监控器和电源扩展器安装在掘进巷口顶板完好、无淋水便于行人观察的地方，主要用于接该掘进巷的各种传感器及风、瓦电闭锁。
4、信号电缆和动力电缆的敷设
信号电缆和动力电缆应分别整齐地吊挂在巷道的两侧，若吊挂在同一侧时信号电缆必须位于动力电缆上方0.3m以上的地方。
5、瓦斯传感器的断电浓度及范围
掘进巷工作面瓦斯传感器的断电浓度为QCH4≥1.5%，断电范围是本掘进巷道内全部非本质安全型电气设备，回风口处瓦斯传感器的断电浓度为QCH4≥1%，断电范围是掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
6、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度
当瓦斯浓度QCH4＜1%时，方可人工为断电的设备复电。 7、瓦斯传感器的报警瓦斯浓度
瓦斯传感器的报警瓦斯浓度为QCH4≥1%进行报警。 三、其它地点传感器配置
1、我矿井在每一个盘区、一翼回风巷及总回风巷的测风站设置风速和瓦斯传感器，风速传感器应设置在巷道前后10米内无分支风流、无拐弯、无断面变化能准确计算测风断面的地点，瓦斯传感器应设置在测风站附近风流稳定的地方，其报警浓度为1.0%。
2、在主要通风机的风硐设置压力传感器和风速传感器。
3、装设CO传感器和温度传感器，CO传感器的报警值为0.0024%，温度传感器的报警值为30度。
4、移动瓦斯抽放泵站附近5m内设置瓦斯传感器，其报警浓度为0.5%，瓦斯抽放泵站抽放管路出口处栅栏外下风侧5m处设置瓦斯传感器，其报警浓度为1.0%，断电浓度为1.0%，断电范围为瓦斯抽放泵。
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矿井防灭火
一、 煤层自燃及其预防措施
（一）、煤层自燃的因素与特征
煤层自燃发展过程中的三个必要条件：煤层具有自燃倾向性；有连续的供氧条件；热量易于积聚。
煤层自燃因素与特征 煤层自燃因素
煤的炭化程度：煤层的自燃性随着煤炭的变质程度的增高而降低，煤的炭化程度越低挥发份越高，煤层自然发火倾向越强，一般来说，褐煤易于自燃烟煤中长焰煤危险性最大，贫煤及挥发份含量在12%以下的无烟煤难以自燃。
煤 岩 成 分：煤岩成分包括有丝煤、暗煤、亮煤和镜煤，煤层中有集中的镜煤和亮煤，特别是含有丝煤时，煤的自燃倾向性就大，而暗煤多的煤，一般不易自燃。
煤的含硫量： 含硫分越多，吸氧能力愈大，越易自燃，含黄铁矿，黄铜矿结核较多，也具有自燃危险性。 煤的破碎程度：煤的破碎程度大，增加了煤的氧化表面积，使煤的氧化速度加快，容易自燃，脆性与风化率较大的煤就易于自燃。
煤的水分： 水分能加速煤的氧化过程，同时使煤体疏松，造成细微裂缝，加大吸氧能力，并降低着火温度，但过多水分则可抑制煤的氧化作用。
温 度： 随着温度的升高，氧化作用加剧，据试验煤的温度由30度升高到60度时，吸氧能力增加3-10倍，如果温度达到临界值(一般为70—80度)则开始迅速氧化，并积极增高温度，导致燃烧。 地质构造： 煤层倾角大，开采时煤炭损失，破碎程度大，以及围岩等受到破坏，形成裂缝，而煤层厚还易于局部储热，故自燃危险性也愈大。
开拓开采条件：矿井开拓方式和开采方法及通风方式选择不合理，往往丢煤多。 及通风方式：煤柱破碎漏风严重，给煤层自燃造成良好条件，增加自燃的可能性。
(二)煤层自燃的阶段及征兆 阶 征 兆 段 潜伏 其特征比较隐蔽，煤重略有增加，煤被活化，着火温度降低，它的阶段 长短取决于煤的变质程度和外部条件，如褐煤几乎就没有潜伏阶段 自燃 巷道内或老塘及密闭内空气中氧含量降低，一氧化碳、二氧化碳含阶段 量逐渐增加，空气湿度增大并成雾状，在支架及巷道壁上有水珠，在自燃阶段末期温度达100度，出现煤焦油味。 着火 放出大量一氧化碳，沼气及其它碳氢化合物与水分等，由于这个阶阶段 段还没有完全燃烧，所以二氧化碳还不明显，火区温度及岩石温度显著升高，在巷道还可以出现特殊的火灾气味、烟雾。 燃烧 生成大量二氧化碳，在高温下，分别生成更多一氧化碳。巷道中出阶段 现强烈的火灾气味，烟及明火，火源附近温度高达1000度左右。 熄灭 二氧化碳浓度继续增高，氧气和一氧化碳则急剧降低，烟及大焰消阶段 失，灾区空气及岩石温度逐渐降低。 在煤的自燃阶段，如果在达到临界温度(70—80度)以前，改变了供氧和散热条件，则自燃增温过程则可能终止，并逐渐冷却，继续氧化至惰性的风化状态。
(三)煤层自燃倾向性等级及早期识别。
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1、 煤层自燃倾向性等级
应采用“双气路气相色谱吸氧鉴定法”鉴定。
2、 煤层自燃的早期识别
我国煤矿井下火灾的预测预报主要应用气体分析法，使用的仪器广泛采用气相色谱仪，同时也在大力推广束管集中监测系统。
应用气体分析法，预测预报矿井火灾，可以用氧减量或二氧化碳增量，一氧化碳增量为指标，或者它们的比值，以及上述指标的综合
1）一氧化碳绝对量：H=CQ H：自燃发火指标，m3/min
C：工作面回风侧风流中的CO浓度，
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Q：回风侧风量，m/min
2）格雷哈姆系数：G=△CO/-△O2
煤炭在自燃发火过程中，氧化源产生的一氧化碳与耗氧量之比，是与氧化源的温度及氧化时间成正比。
△ CO：从密闭中取出的气样中的一氧化碳的浓度 -△O2：相对于纯空气计算出的氧减量的值 -△O2=20.93—O2”+0.2648（N2”—79.04） O2”、N2”：从密闭中取出的气样中氧和氮的浓度
一般以一氧化碳的相对量，绝对量以格雷哈姆系数作为自燃发火的预报指标。
一、 矿井火灾及其特点
矿井火灾：指发生在矿井范围内的非控制燃烧。
1、产生大量的高温及有害气体 2、引起瓦斯、煤尘爆炸
例如：1976年挖金湾矿的火灾事故中，301盘区运输巷皮带开关着火引燃煤尘爆炸，死亡23人重伤2人轻伤10人
3、造成井下风流逆转
矿内发生火灾时，由于矿内空气温度及成分的变化，产生一种附加的热风压通常称之为火风压
火风压的产生，一方面可使矿井总风量增加或减少，另一方面可导致局部地区风流方向的变化，此种现象称之为风流逆转，由于通风管理不善，在矿内火灾发生时，而造成风流逆转现象是屡见不鲜的。
4、产生再生火源
矿内火灾发生时，如果在高温火烟流经的途径中有新鲜风流掺入，将会在掺风地点重新发生燃烧，引燃支架或煤壁，形成再生火源。
5、烧毁设备，损失资源，造成煤量呆滞，破坏矿井正常生产秩序。 三、矿内火灾的分类及其特征
火灾发生必须具备三个条件：可燃物，热源和空气 矿内火灾按其引火热源不同通常分为两大类 1、外因火灾
指外来热源引来的火灾，发生外源火灾的原因有：
1)明火，如吸烟，使用电炉或大灯泡取暖，电焊、气焊防护措施不好
2)不安全的放炮方法：如用明火，动力线放炮，炮泥装填不够使用变质炸药 3)机械摩擦和撞击：如皮带托辊过热引燃皮带，采煤机械割夹石或顶板产生
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火花
4)电器设备损坏，电流短路或漏电，如二号峒室变压器着火 5)瓦斯，煤尘爆炸
2、内因火灾（自燃火灾）
指由一些易燃物质(主要是煤)在一定条件下，自身发生物理化学变化，聚热导致着火形成的火灾
与外因火灾相比，内因火灾的发生和发展都比较缓慢，而且有预兆，易于早期发现，但其火源隐蔽，通常发生在人们难以接触的地点，因而，扑灭自燃火灾比较困难，时间长。
3、矿内火灾发生的地点
火灾类型不同，其发生的地点不同，总的来说，外源火灾多发生在井下风流比较畅通的地点，如地面井口房，井底车场，大巷，峒室，采掘工作面等。自燃火灾则发生在风流不畅通的地方，如回采工作面的三线(开采线、停采线、上下煤柱线)附近，通常是最易发生自燃的地方，有的矿井总结发现二道一线(即进风道，回风道和停采线附近10米左右范围内)容易形成一个“U”型易燃带，此外采场或巷道冒高处，老窑与地面沟通等地点，也容易发生自燃火灾。一般来说，在矿井中，凡留有煤柱或浮煤的地方 ，都有发生自燃的可能。
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顶板管理事故防治措施
综采工作面顶板控制，主要是指来压明显的工作面要积极贯彻主动预防的思想，要准确掌握来压时间及来压步距，坚持正规循环，在接近来压时间和步距时，加快工作面的推进速度，力争将基本顶的断裂线抛在采空区后方，这样才能保证不压架。
一、来压征兆
（1）支架阻力激增，表现为支柱安全阀频繁开启。
（2）煤壁片帮严重，支架间隙不断掉渣，支柱发生明显下缩。 （3）采空区发出闷雷响声。 二、控制原则及技术措施
工作面来压明显时，工作面来压期间重点是保证支架有足够的初撑力，使支架工作状态良好；加快工作面推进速度，并应针对工作面矿压特点和液压支架及端头支护的性能，制订并组织贯彻相应的安全技术措施。可在支架顶梁下加打单体液压支柱，以增强支护强度，并防止支架前梁千斤顶损坏。在实施人为强制放顶时，要增强支护强度，保证安全。
㈠、顶板事故简介及剖析
顶板事故是矿井煤炭生产的五大灾害之一。主要是在从事煤矿井下掘进、采煤等作业过程中发生的事故。其发生的主要原因是因地质构造、冲击地压、安全技术措施不到位、顶板支护工程质量差、违章指挥和违章作业等造成的。
按巷道顶板岩性可分为岩顶冒落事故和煤顶冒落事故；按冒落范围可分为大冒顶事故和局部冒顶事故；在发生顶板事故前一般都有一些先前征兆：
1、大冒顶事故：
大冒顶事故，是指相对局部冒顶而言，灾害面积较大的冒顶事故。在采煤工作面开始推进后，随着采空区的不断扩大，工作面和采空区上方的老顶矿山压力不断增大，并开始显现，即常见的初次来压和周期来压。如果这时不采取相应的措施（如采空区顶板悬露面积过大，没有强制放顶等）或采取的措施不当（如工作面支架支撑力过小），都会引发大面积冒顶事故。
大冒顶有以下易发地点：
①顶板坚硬且采空区顶板悬露面积过大，没垮落的采煤工作面；②地质构造带附近；③局部冒顶附近；④顶板淋水附近。
大冒顶的主要预兆：
①顶板预兆；②煤帮的预兆；③支架的预兆；④瓦斯及淋水预兆； 2、局部冒顶事故
局部冒顶事故，通常是由于顶板破碎断裂（垮塌）而导致支护失效或没有支护（空顶）所引起的。在掘进过程中发生冒顶的主要原因是顶板破碎没有及时支护，或及时支护但质量不合格；综采工作面端头回柱过程中发生冒顶的主要原因是回柱操作方式及顺序不合理。
局部冒顶有以下易发地点：
①地质构造带附近；②我矿所有综采工作面上下出口附近；③煤壁附近；④放顶线附近。
局部冒顶的主要预兆
①响声。②掉渣。③煤壁片帮。④裂隙。⑤漏顶。⑥顶板出离层。⑦瓦斯涌出量突然增大。⑧工作面淋水量增大。
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1、一般顶板冒落前有如下预兆：
（1）响声。岩层下沉断裂、支架、单体支柱的活柱下缩，安全阀开启等，由顶板运动所引起的上述变化均发出响声。
（2）掉渣。工作面直接顶由于受上覆岩层运动和自重的作用出现岩层破碎，若工作面支架对顶板的控制不适应。打破相对平衡前，会出现顶板破坏加剧有掉渣现象。
（3）片帮。冒顶前由于煤壁支承压力增加超过煤体强度。导致工作面煤壁片帮。
（4）裂缝。顶板的裂缝由于采空区顶板运动，引起工作面顶板下沉，在下沉速度不一致时，产生裂隙。
（5）脱层。由于工作面支护强度偏小，或支护质量较差时，支柱对顶板的控制能力偏小，使得顶板出现脱层现象。
（6）漏顶。破碎的伪顶或直接顶，在大面积冒顶以前，有时因为背顶不严和支架架设不牢出现漏顶现象、漏顶如不及时处理，会出现支架支而无力、扩大顶板失控面积，诱发大型冒顶事故。
2、确定有无冒顶危险的方法有：
（1）木楔法。在裂缝中打入小木楔，过一段时间，如果发现木楔松动或夹不住了，说明裂缝在扩大，有冒落的危险。
（2）敲帮问顶法。用钢钎或手镐敲击顶板，声音清脆响亮的，表明顶板完好；发出呼呼或“嗡嗡”声的表明顶板岩层已离层，应把脱离的岩块挑掉。
（3）震动法。右手持凿子或镐头，左手指尖扶顶板，用工具敲击时，如感到顶板震动，即说明此岩石层已经与整体顶板分离。
㈡、采、掘工作面冒顶事故的防治措施 1、预防措施
1 ) 杜绝违章作业 加强安全教育，一切作业人员都应严格执行作业规程和其它有关安全生产的规定。如掘进工作面到永久支护之间，应设临时支护。永久支护和临时支护的形式、间距和空顶距离都不得超过作业规程的规定。
靠近工作面的支架，应在放炮前加固。放炮崩倒、崩坏的支架，必须先行修复，修复后，才可进入工作面进行作业。修复工作必须从外向向里逐架进行。
每次放炮后进入工作面都要先敲帮问顶，处理好浮矸；在井下不得随意进入已报废巷道；在松软的煤、岩层或流沙性的地层中掘进时，应采用前探支架或其它有效的措施。在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施，报矿总工程师批准。
2) 加强管理，严格工程（支护）质量支护目的是为了实现安全生产，决不能流于形式。为防止冒顶，应确实保证支护顶量。如支护时，不得为图省事而不开凿腿窝，把棚腿置于浮矸或底板上；用于支护的木料的几何形状应满足要求；支架之间要设撑木或拉杆，以加固支架；顶板与支架之间应接顶背实。
3) 切实作好敲帮问顶工作敲帮问顶是发现冒顶隐患，以便能及时给予处理的一种积极的方法，然而，在事故案例中却发现许多由于敲帮问顶不得法而直接引起的伤亡事故。
在敲帮问顶时，应该使用适当的敲挖工具（比如要用足够长的钢钎等），而且站立的位置要安全；对一时无法撬落，但又可能掉落的岩块，决不可掉以轻心，冒险在其下方作业，而应及时采取可靠的临时性支撑措施，以防止顶板意外冒落
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伤人。
4) 防止片帮
应及时清除两帮松动的岩块，并且对两帮要进行背板，背板的质量要符合要求。煤壁片帮原因、防治措施有：
一、片帮原因
（1）煤质松软；煤层的节理、裂隙发育，稳定性差。 （2）工作面采高大，端面距偏大。
（3）支架支护强度低，煤壁顶板压力大。
（4）工作面仰斜推进方向与煤层节理近于垂直。 （5）煤壁暴露时间过长。
（6）煤体遭受过地质作用破坏，或处于顶层残留煤柱下方。 （7）受工作面顶板来压作用影响。 二、正确选择支架
应选择能立即支护、端面距小、带防片帮装置的液压支架。 三、加强技术管理
（1）必须详细了解工作面内的地质构造情况，与上一工作面采空区的相互位置关系，顶板来压规律和强度，煤层的结构硬度等，以指导支架选型和日常顶板控制工作。
（2）掌握煤壁片帮规律，采取有效措施，如采煤工作面调斜，支架增设护帮装置等。
（3）工作面生产过程中，加快工作面推进速度，减小煤壁暴露时间，以减少煤壁片帮的可能性。
（4）特别要加强工作面顶板来压期间的煤壁控制，因为在来压期间煤壁承受较大的交承压力，煤层的完整性遭受严重的破坏，此时煤壁更容易产生片帮、冒顶等恶性循环，使生产处于被动状态。
五、处理措施
（1）超前移架支护
即超前移架及时支护因片帮较深而增加的空顶面积。
（2）超前架棚（梁）支护超前架设垂直煤壁的棚（梁）支护片帮后暴露的空顶区。
2、掘进工作面冒顶事故的防治措施 ①巷道尽可能布置在稳定的煤岩中。
②根据掘进巷道（煤）岩石性质，选择合理的支护形式。
③掘进头有空顶区和破碎带，严禁空顶作业，紧跟掘进采取临时支护措施，并且必须背严接顶。需要时，一是应挂网，防止漏空；二是打锚索梁。
④严格执行敲帮问顶制度、作业规程及操作规程的要求，支护质量和支护形式要合理。
⑤炮眼布置和装药量要合理，以防爆破损坏支护。
⑥由于我矿巷道大都采用锚杆支护巷道，要合理确定锚杆的深度及密度，必要时采用锚网联合支护。
⑦进行顶板离层监测，全煤巷要利用LBY-3型顶板离层监测仪进行顶板离层监测，对顶板离层监测仪在掘进初期每天监测一次。离层指示仪的安设距工作面迎头不得超过3～5m，安设距离每100米安设一组，地质构造带、巷道交叉点另
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行安设。若发现顶板离层刻度尺1离层刻度达到120㎜时，要及时在巷道周围补打长锚索进行加强支护，（要求锚索锚固在离层监测仪锚固器1向上2ｍ处）若发现刻度尺2离层刻度达到120㎜时，要及时在巷道周围补打长锚杆进行加强支护，若刻度尺1与刻度尺2离层刻度都大于70㎜时，按如上要求补打长锚杆与长锚索；如顶板仍继续下沉离层，要写专项措施进行加强支护。
⑧必须按照规程规定备足一定数量在特殊情况下使用的支护材料。
3、综采工作面顶板事故防治措施： 大冒顶事故的防治措施
①要加强矿压观察，掌握初期和周期来压规律，及时提供压力显现数据。 每架支架均安装有耐震式双针压力表，对采面压力进行全程监测。安装AJYL－1综采压力记录仪，通过采集器无线传送到计算机进行支护阻力及矿压分析。 ②加强回采工作面的放顶工作：如发现端头悬顶超过5×10m2，工作面悬顶
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超过2×10m，必须采用人工强制放顶将悬板放下。放顶高度必须大于采高的1.5倍。
③综采工作面消灭“强支架、弱支护”现象，减少跑、冒、滴、漏液现象，初撑力要合乎要求，要及时移架，杜绝冒顶事故的发生。
④极近距离煤层开采顶板管理 端头支护
端头支护采用单体液压支柱支设至原巷道支护棚梁下，当端头支架至煤帮为0.8～1.8米时，棚距大于0.5米，每架棚梁下支一根单体柱，当棚距小于0.5米时，每隔一架棚梁下支设一根单体柱，当端头支架至煤帮1.8～2.5米时，当棚距大于0.5米时，每架棚梁下支设两根单体柱，当棚距小于0.5米时，每隔一架棚梁支设两根单体柱。
超前支护
采用单体液压支柱直接支设在原支护棚梁下，一般轨道顺槽超前支护60米，为双排支设，排距1.7米，每排单体支柱距同侧棚腿上端0.75米，皮带顺槽超前支护30米，为双排支设，支至转载机两侧靠工作面侧距转载机不小于0.5米，靠煤柱侧距转载机不小于0.3米，当棚距大于0.5米时，两顺槽超前支护每架棚子下支设两根单体柱，当棚距小于0.5米时，两顺槽超前支护每隔一架棚子支设两根单体柱。
进出采空区下加强支护
在进入和推进出采空区下前60米，在实体煤段与采空区下分界线位置前后加强支护20米，共40米，轨道顺槽支设两排单体支柱，排距1.7米，每排单体支柱距同侧棚腿上端0.75米，当棚距大于0.5米时，每架棚梁下支设两根，当棚距小于0.5米时，每隔一架棚梁下支设两根。皮带顺槽支设一排单体支柱，支柱距皮带H架0.1米，棚距大于0.5米时，每架棚梁下支设一根，棚距小于0.5米时，每隔一架棚梁下支设一根。
在工作面推至距采空区下30米，开始逐步降低采高，在距采空区下20米，必须降至2.8米左右，在工作面推出采空区下进入实体煤区20米后开始提高采高至3.5米。
在工作面进出采空区下时，采取降低机组速度，移架距机组前滚筒2～4架，
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带压擦顶移架。
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⑤加强12层402、408、307盘区掘巷及开采时的顶板维护，掘煤柱下巷道时要加强支护，过煤柱开采时要加强端头及超前支护。
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⑥我矿顶板存在隐患的主要地点有：综采四队12层402盘区工作面及现在正在开拓的12＃层307盘区、408盘区。
⑦必须按照规程规定备足一定数量在特殊情况下使用的支护材料。 局部冒顶事故的防治措施
⑴地质构造带附近局部冒顶的防治措施
①断层两侧用锚索梁加强支护,并尽可能迎着岩块可能下滑方向支设木柱。 ②破碎带要挂顶网并用锚索梁加强支护。用木楔背紧刹牢。 ③缩小锚杆、锚索排间距。
⑵上下出口附近局部冒顶的防治措施
①工作面上下端头和超前支护要严格按照规程执行。
②支架必须稳定性高、支撑力足够，以防老顶来压时摧垮支架。 ⑶煤壁附近局部冒顶的防治措施
①工作面掘进严格按规程控制空顶距，并采用前探支护支护顶板后，再进行永久支护。
②工作面的支护形式必须按设计手册的规定进行严格验算，锚杆、锚索排间距要符合规定。
⑷放顶线附近局部冒顶的防治措施
①严格执行作业规程，采用正确的回柱方法，尽量避免顶板压力集中在个别支柱上。
②在大块岩石范围采用木支柱替换单体金属支柱，待大块岩石全部处于放顶线以外，在开始回柱。
四、冲击地压简介
冲击地压是井巷或采场周围的岩体由于变形能的释放而产生的一种以突然、急剧、猛烈的破坏为特征的动力现象，常伴有巨大的声响和强烈的震动，会造成惨重的人员伤亡和巨大的经济损失。
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爆破安全知识
一、装药、联线和放炮工作
为了达到预期的爆破效果，必须认真做好炮眼的装药、联线和放炮工作。井下放炮工作必须由专职放炮员担任，放炮员必须经过专门训练，并持有放炮合格证，放炮员必须依照爆破作业图表进行放炮工作。
1、装药工作
装药之前要做好准备工作：
（1）加固工作面附近的棚子，防止放炮崩倒；
（2）放炮母线要挂在巷道侧帮上，并离开金属物体、电缆、电线一定距离，装药前要试一下放炮母线是否通电；
（3）检查炮眼布置是否符合爆破图表的要求，炮眼中的岩粉和水要用压风吹净或用木炮棍拉净；
（4）装配起爆药卷（也称引药或炮头）应在远离工作面的安全、干燥地点，应避开金属导电物体或电气设备。雷管只许从药卷的顶部装入，一种方法是用一根比雷管直径稍粗的尖头小竹棍或木棍，在药卷的平头一端扎一个圆孔，把雷管全部放入药卷中，然后用脚线缠绕固定。千万不要用雷管直接硬往药卷里顶插，以防插响雷管。另一种方法是把药卷平头的封口纸皮打开，用手把炸药揉搓松软，然后把雷管全部埋放进去，并用脚线把封口扎住。常发现有的人把雷管直接从药卷的腰部插进去或把雷管捆在药卷上，还有把雷管插进药卷带窝心（聚能穴）的一端，这些做法都是错误的，都不利于正常引爆药卷。引药制好后，必须把雷管脚线末端扭结在一起，造成短路，防止不慎触电引爆，待联线之前再把扭结的脚线打开。每次制作起爆药卷的数量，要根据一茬炮的需用量来做，不准多做。
（5）检查工作面20米范围内风流中的沼气含量，浓度达到1.0%时，禁止装药放炮。
炮眼的装药结构如图所示。
根据起爆药卷所在位置不同，有正向装药和反向装药两种方式，正向装药是先将药卷依次装入眼内最后装入起爆药卷，所有药卷和雷管的聚能穴一致朝向眼底，最后用炮泥填满炮孔。由于目前我国大量使用的是硝铵炸药，正向装药的结构形式容易发生残孔和残药现象。反向装药是先将起爆药卷装入眼底，然后再装入其他药卷，最后装满炮泥，并要求雷管和药包的聚能穴一致朝向眼口。这样爆轰波由里向外传播，与岩石朝自由面破坏的方向一致，同时起爆药包距自由面较远，爆炸气体不会立即从眼口冲出，爆炸能量得到充分利用，因此能取得较好的爆破效果。
在光面爆破中，掏槽眼和辅助眼的装药结构如上所示，而周边眼的装药结构：
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当采用小直径药卷时（药卷直径25mm），可采用连续反向装药结构：当采用普通直径药卷时（药卷直径32mm或25mm）可采用单段空气柱式装药结构将药卷置于眼底，然后只在眼口一小段内堵塞炮泥，中间是空气柱，利用空气柱起到缓冲作用，以减小对围岩的震动。
2、联线工作
炮眼装药工作完毕以后，需要将雷管的脚线相互之间按一定方式联接起来组成电爆网路进行通电起爆。网路的联接法主要有串联、并联、串并联等几种，如图所示。
定要查明原因，彻底排除杂散电流的干扰，然后再与脚线联接。联结前，远离工作面一头的母线两端线芯应扭结起来，以防杂散电流经母线而形成通路。联线时无关人员应撤离工作面，以保证安全。装药、联线工作应建立岗位责任制，做到定人、定眼、包装、
包联、并设专人检查。 3、放炮工作
放炮时要特别注意安全。应严格遵守《煤矿安全规程》的有关规定。
（1）放炮前，班、组长必须指定专人在可能进入放炮地点的各个通路上设置岗哨警戒，严防外人误入放炮区。最好实行“人、绳、牌”三保险的警戒制度，在警戒线处拉上绳子，挂上“里面放炮，禁止入内”的牌子。放炮前要把机器、工具、电缆保护起来或转移出去，防止崩坏。所有人员都要撤到警戒线以外的安全地点，人数清点准确后才能放炮。
（2）放炮时只准放炮员一人进行操作，放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交别人。不到放炮通电时，不得将钥匙插入放炮器内。
（3）放炮员必须最后离开放炮地点，并在有掩护的安全地点送电放炮，放炮前必须先发出放炮警号，至少再等5秒钟，才可通电起爆。
（4）放炮后，放炮员必须立即把钥匙拔出，把放炮母线从电源上摘下，并将两股线芯扭结在一起成短路。如通电后拒爆未响时，放炮员也必须先取下钥匙，并摘下母线，扭结成短路，再等一定时间，使用瞬发电雷管时要等5分钟后，使用延期电雷管时要等15 分钟后，才可沿线路进去检查，找出不响的原因进行处理。千万不要一发现不响后立即进入放炮地点去查找原因，有时是因为雷管或炸药的缓爆，而最容易造成伤亡事故。
（5）放炮后要通风，等工作面的炮烟被风吹散后，放炮员和班、组长才能
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进入放炮地点去检查通风、瓦斯、煤尘、顶板和支架情况，如有危险隐患，必须立即处理，只有安全检查、处理完毕，工作面没有不安全的隐患时，其他人员才能进入工作面工作。
（6）放炮后，如发现瞎炮应立即处理：由于连线不良造成的瞎炮，可以重新联线放炮；若重新联线放炮仍不响时，要先弄清瞎炮炮眼的方向和角度，在距瞎炮至少0.3米处另打同瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。两个炮眼千万不能靠的太近，许多事故都是因为新炮眼打在瞎炮上引起爆炸造成的；处理瞎炮时，严禁用镐刨或从炮眼中掏挖取出原放置的引药或从引药中拉出雷管；不准用钻眼方法往外掏药，也不准用压风吹这些炮眼，不准将炮眼残底（无论有无残余炸药）继续加深，因为以上做法都可能引起爆
炸的危险；处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤和矸，收集未爆炸的炸药、雷管交回炸药库；在瞎炮未处理完之前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。
分析产生瞎炮有以下几种原因：电雷管变质，使用前没经过导通检查，或串联使用了不同厂家生产的雷管；做引药时电雷管的位置不对，或往炮眼装药时雷管脱离了原来的位置，因此不能有效地引爆炸药，使用了已经硬化的炸药，或装药时用力过猛，炮棍捣实了炸药，使炸药的起爆感度和爆轰稳定性降低；在潮湿和有水的炮眼里装药，没使用抗水型炸药，或使用非抗水型炸药而没套防水套，药卷被水浸湿失效；有时还因为放炮器产生故障等等。
（7）《煤矿安全规程》规定：“严禁采用糊炮、明火、普通导爆索或非电导爆管放炮，不得用炮崩落卡在溜煤眼中的煤、矸”。糊炮就是不钻眼而将炸药卷放在被爆煤岩表面进行爆破。在井下工作面，有人企图把炸药用软炮泥糊在大块的岩石或煤上放炮崩
碎，这样做是很危险的。放糊炮的爆炸火焰就直接暴露在井下空气之中，就等于在井下放火，很容易引起瓦斯、煤尘爆炸，而且糊炮的爆炸方向和能量都没有办法控制，很容易崩倒支架、崩坏机电设备而引起事故。
（8）在井下一些特殊地点（如火药库附近；巷道贯通；穿透老空；接近积水区）的放炮注意事项：
在井下火药库或火药发放硐室附近30米范围内，不准装药放炮。
一条巷道对头掘进贯通时，要特别注意发生放炮崩人事故。贯通的两个掘进工作面相距15米时，必须停止一头作业，只准从一个工作面向前掘进，停止作业的工作面仍要保持正常通风，并设栅栏和警牌，派专人负责警戒。巷道贯通前要检查瓦斯，只有双方工作面的沼气浓度都在1.0%以下时，才可以放炮。放炮前要加固贯通区的支架，防止崩倒棚子造成冒顶。
在老空里一般都积存水或瓦斯等有毒气体，如果与老空打透，就可能发生事故。钻眼时如果发现炮眼内出水、温度突然升高或降低、有大量瓦斯涌出、煤岩变得很松散等现象，都是接近老空区的征兆，要查明情况，才能放炮。接近积水区放炮，容易发生透水事故，严重时还可能淹没矿井。当工作面发现排锈、挂汗、空气变冷、有雾气、水叫、顶板淋水加大、底板冒水等透水预兆时，不准放
炮，要查明原因妥善处理。钻眼时发现炮眼渗水，不要拔出钎杆，要采取特殊措施进行处理。
二、爆破作业安全
(一)爆破材料的领退、运送及存放
领退、运送及存放爆破材料时应遵守以下规定和要求：
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（1）电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药由爆破工或在爆破工监护下由熟悉《煤矿安全规程》有关规定的人员运送。
（2）领取的爆破材料必须装在具有耐压和抗冲撞、防震、防静电的非金属容器内。
电雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆破材料装在衣袋内。领到爆破材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留，行走时要注意避开电缆和金属导电体。
（3）运送爆破材料应避开交接班和人员上、下井的时间。 （4）严禁用刮板输送机、带式输送机运送爆破材料。
（5）爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆破材料箱内，并加锁。严禁乱扔、乱放。
（6）爆破材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。每次爆破前，都必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。
(二)、装配起爆药卷
装配起爆药卷是把电雷管装入药卷顶部，制成起爆药卷的作业过程。装配引药必须按下列程序要求进行。
1、 装配地点的选择
装配起爆药卷必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆破材料箱上装配起爆药卷。
在有杂散电流的地点装配起爆药卷时，必须坐在绝缘胶垫上，并将扭结短路的雷管脚线用绝缘胶布包好。
2、起爆药卷数目的确定
装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。
3、 电雷管的抽取从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。抽取电雷管时，如果把电雷管脚线搭在风、水管路上是非常危险的，这样容易造成早爆事故。
4、装配起爆药卷的方法
装配起爆药卷时，必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线或损坏脚线绝缘层。装入的方法有两种：
（1）扎孔装配法。用一根直径略大于电雷管直径的尖端木棍，在药卷顶部的封口扎一圆孔，将电雷管全部装入药卷中，然后用电雷管脚线将药卷缠住，以便把电雷管固定在药卷内，还必须扭结电雷管脚线末端。
（2）启口装配法。先打开药卷顶部封口，用木棍在药卷中央扎孔，再将电雷管全部装入药卷，用脚线把封口扎住，再短路扭结电雷管脚线末端。《煤矿安全规程》规定，电雷管只许由药卷的顶部装入，不得用电雷管代替木棍扎眼；电雷管必须全部插入药卷内；严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
5、起爆药卷的保存
起爆药卷装配好后，应清点数目，入箱锁好，不得乱放，以防散失。 （三）装药
1、装药前的准备工作
在装药前，应该对爆破地点的通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护等全面检查，对所查出的问题应及时处理。有下列情况之一时严禁装药：
（1）采掘工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或
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者伞檐超过规定。
（2）装药地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%及以上。
（3）在装药地点20米以内，矿车、未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。
（4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。
（5）采掘工作面风量不足。
在有煤尘爆炸危险的煤层中，掘进工作面爆破前，附近20米的巷道内，必须洒水降尘。
2、 装药工作
经检查确认可以装药时，方可按下列程序装药。
（1）验孔。在装药前，用炮棍插入炮眼里，检验炮眼的角度、深度和方向及炮眼内的情况。
（2）清孔。待装药的炮眼，必须用掏勺或压缩空气吹眼器清除炮眼内的煤、岩粉，以防止煤岩粉堵塞，使药卷不能密接或装不到眼底。使用吹眼器时，附近人员必须避开压风吹出气流方向，以免炮眼内飞出的粉块杂物伤人。
（3）装药。采掘工作面炮眼使用炸药和电雷管的种类、装药量、电雷管的段数必须符合爆破作业说明书的规定，并按照爆破说明书规定的装药结构进行装药。装药结构通常可分为正向装药和反向装药。正向装药是指起爆药卷放在距眼口最近的第一个位置上，雷管与所有药卷的聚能穴均朝向眼底的装药结构，反向装药是指起爆药卷放在眼底，雷管与所有药卷的聚能穴一致朝向眼口的装药结构，
（4）不得装错电雷管的段数。 （5）毫秒电雷管不得跳段使用。 （6）一个炮眼内不得装两个药卷。
除以上注意事项外，要特别注意不得在钻眼的同时装药，以免发生危险。案例：如某小煤矿施工一水平石门，由104、101两个掘进队联合施工。四班出勤25人，任务是正常掘进。接班后，前边钻眼，后边装岩出货。有两人从井下调车场找到上班留下的14包炸药，运到炸药箱后，开始装配引药。这时班长派人从工作面出来，叫他们赶快去工作面装药。于是，2人停止装配引药，拿起6包炸药和炮泥一起来到工作面。工作面左侧还在打掏槽眼，这2名爆破工放下炸药在右侧装药。不一会儿，发生炸药爆炸事故，造成2人死亡，1人受重伤的事故。
（四）联线
（1） 联线方法和要求
联线工作应按照爆破说明书规定的联线方式，将电雷管脚线与脚线、脚线连接线、连接线与爆破母线连好接通。联线的方法和要求是：
（2）脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线，检查线路的通电工作，只准爆破工1人操作。与联线无关的人员都要撤离到安全地点。
（3）联线前必须认真检查瓦斯浓度、顶板、两帮、工作面煤壁及支架情况，确认安全方可进行联线。
联线时，联线人员应把手洗净擦干，以免增加接头电阻和影响接头导通，然后把电雷管脚线解开，刮净接头，进行脚线间的扭结连接。脚线连接应按规定的顺序从一端向另一端进行。如脚线长度不够，可用规格相同的脚线作连接线，联
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线接头要用对头连接，不要用顺向连接，不要留有须头。当炮眼内的脚线长度不够需接长脚线时，两根脚线接头位置必须错开，并用胶布包好，防止脚线短路和漏电。联线接头必须扭紧牢固，并要悬空，不得与任何物体相接触。如图所示：
（4）电雷管脚线间的联接工作完成以后，再与联接线连接。 2、联线方式
常用联线方式有串联、并联和混联等。
（1）串联。串联就是依次将相邻的两个电雷管的脚线各一根互相连接起来，最后将两端剩余的两根脚线接到爆破母线上，再将爆破母线接入电源。这种联线方式操作简便，不易漏接或误接，速度快，便于检查，通过网路的电流较小，适用于发爆器作电源，使用安全，因此在煤矿井下使用最为普遍。缺点是在串联网路中有一个电雷管不导通或在一处开路，全部电雷管将拒爆。在起爆能不足的情况下，由于每个电雷管的感度有所差异，往往导致感度高的电雷管先爆，电路被切断，使感度低的电雷管不爆。
（2）并联。将所有电雷管的两根脚线分别接到网路的两根母线上，通过母线与电源联接。在并联网路中，某个电雷管不导通，其余的电雷管也可以起爆，能够避免电雷管感度差异造成的丢炮。这种网路虽然总电阻小，要求起爆电源的电压小，但所需的网路总电流较大。
（3）混联。混联可以分为串并联和并串联两种。当一次起爆炮眼数目较多时，则需采用串并联或并串联。串并联是将电雷管分组，每组串联接线，然后各组剩余的两根脚线分别接到爆破母线上。并串联是将各组电雷管并联，然后将各组串联起来。在井下掘进工作中一般很少采用并联和混联。当出现全网路不爆时，可采用中间并联法排除故障。
（五）爆破
（1）爆破前，班组长必须亲自布置专人，在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。
（2）爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。 （3）当班的炮眼必须当班爆破完毕。在特殊情况下，如果当班留下尚未爆破的装药炮眼，当班爆破工必须向下一班爆破工在现场交接清情况。
（4）爆破作业时应严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。“一炮三检制”就是在采掘工作面装药前、爆破前和爆破后必须检查爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度，若瓦斯浓度达到1.0%及以上时，严禁装药爆破。执行“一炮三检制”的目的是为了加强瓦斯检查工作，防止漏检，避免在瓦斯超限的情况下爆破。
“三人连锁放炮制”就是爆破前，爆破工在检查联线工作无误后，将警戒牌
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交给班组长，由班组长亲自派专人警戒，并检查顶板、支架与工具设备等情况，经清点人数，确认无误后，将爆破命令牌交给瓦斯检查员，由瓦斯检查员检查瓦斯、煤尘浓度合格后，将自己携带的爆破牌交给爆破工，爆破工吹哨后爆破，爆破后三牌各归原主。
“三人连锁放炮制”实质上是一种责任制，其目的是督促爆破工、瓦斯检查员和班组长各尽其责，确保爆破工作的安全。如不能有效执行“三人连锁放炮制”，则可能出现不必要的灾害和损失。如某矿开拓三队早班进行爆破作业，恰逢维修队人员给该队工
作面延接风水管路，因班长未能清点工作面所有人员，把急于接好管路的维修队人员王某当场炸死。
三、爆破事故的预防处理 （一）早爆
在运送爆破材料、装配起爆药卷、装药、联线过程中，有时突然爆炸，称为早爆。
（二）拒爆
通电后雷管或药卷不发生爆炸的现象，称为拒爆。拒爆分为全网路不爆和部分或单个雷管或炮眼内药卷不爆。
（三）残爆和爆燃
残爆和爆燃是炮眼里的药卷未能正常传爆，部分炸药未能爆炸而形成熄爆或快速燃烧的现象。
（四）缓爆
缓爆是指在通电后，炸药延迟一段时间（并非延期起爆的延期时间）才爆炸的现象。缓爆时间可长达几分钟至十几分钟，如爆破作业人员误认为是放不响炮进入工作面检查，很容易造成伤亡事故。
（五）放空炮
炮眼内装药后，在爆破时未能对周围介质产生破坏作用，而是沿炮眼口方向崩出的现象称为放空炮。
（六）炮烟熏人
炮烟就是爆破后产生的烟尘，它既包含炸药爆炸产生的气体，又包含爆炸产生的煤、岩粉尘。在炮烟浓度较大或长时间在含有炮烟的空气中工作，人体不仅会吸入较多的粉尘，而且还会受到炮烟中一氧化碳、氧化氮、硫化氢、二氧化硫等有毒气体的严重毒害，往往会发生炮烟熏人事故。
（七）爆破崩人 （八）崩倒支架
（九）爆破引爆（燃）瓦斯和煤尘
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井下用电安全
一、安全用电的通用要求
为了加强井下电气管理，改善井下电气安全状况，减少井下电气事故，消灭失爆现象，杜绝因电气火花造成瓦斯、煤尘爆炸事故。原煤炭部制定了井下电气安全10条措施。其中井下供电必须做到“十不准”即：
1、不准带电检修。
2、不准甩掉无压释放器、过电流保护装置。
3、不准甩掉漏电继电器、煤电钻综合保护和局部通风机风电、瓦斯电闭锁装置。
4、不准明火操作、明火打眼、明火放炮。 5、不准用铜、铝、铁丝等代替保险丝。
6、停风、停电的采掘工作面，未经检查瓦斯，不准送电。 7、有故障的供电线路，不准强行送电。
8、电气设备的保护装置失灵后，不准送电。 9、失爆电气设备，不准使用。 10、不准在井下拆卸矿灯。
此外，井下供电还应做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”其具体内容如下：
“三无”，即无鸡爪子，无羊尾巴，无明接头。 “四有”，即有过电流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。
“两齐”，即电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐。 “三全”，即防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全。 “三坚持”，即坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护，坚持使用风电和瓦斯电闭锁。
二、井下电气安全用电具体要求
1、矿井应有两回路电源线路。当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。年产60000t以下（不含60000t）的矿井采用单回路供电时，必须有备用电源。备用电源的容量必须满足通风、排水、提升等要求，并保证主要通风机等在10min内可靠启动和运行。备用电源应有专人负荷管理和维护，每10天至少进行一次启动和运行试验，试验期间不得影响矿井通风等，试验记录要存档备查。
矿井的两回路电源线路上都不得分接任何负荷。
正常情况下，矿井电源应采用分列运行方式。若一回路运行，另一回路必须带电备用，以保证供电的连续性和可靠性。带电备用电源的变压器宜热备用；若冷备用，必须保证备用电源能及时投入正常运行，保证主要通风机等在10min内可靠启动和运行。
10KV及其以下的矿井架空电源线路不得共杆架设。 矿井电源线路上严禁装设负荷定量器。
2、对井下变（配）电所[含井下各水平中央变（配）电所和采区变（配）电所]、主排水泵房和下山开采的采区排水泵房供电的线路，不得少于两回路。当任一回路停止供电时，其余回路应能担负全部负荷。向局部通风机供电的井下变（配）电所应有用分列运行方式。
主要通风机，提升人员的立井绞车、抽放瓦斯泵等主要设备房，应各有两回
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路直接由变（配）电所馈出的供电线路；受条件限制时，其中的一回路可引自上述同种设备房的配电装置。向煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井自救系统供风的压风机、井下移动瓦斯抽放泵应各有两回路直接由变（配）电所馈出的供电线路。
本条上述供电线路应来自各自的变压器和母线段，线路不应分接任何负荷。 本条上述设备的控制回路和辅助设备，必须有与主要设备同等可靠的备用电源。
3、严禁井下配电变压器中性点直接接地。
严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电。 4、操作井下井电设备应遵守下列规定：
（一）非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。
（二）操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。
（三）手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。
5、容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设备。
6、矿井必须备有井上、下配电系统图，井下电气设备布置示意图和电力、电话、信号、电机车等线路平面敷设示意图，并随着情况变化定期填绘。图中应注明：
（一）电动机、变压器、配电设备、信号装置、通信装置等装设地点。 （二）每一设备的型号、容量、电压、电流种类及其他技术性能。
（三）馈出线的短路、过负荷保护的整定值，熔断器熔体的额定电流值以及被保护干线和支线最远点两相短路电流值。
（四）线路电缆的用途、型号、电压、截面和长度。 （五）保护接地装置的安设地点。 7、电气设备不应超过额定值运行。
井下防爆电气设备变更额定值使用和进行技术改造时，必须经国家授权的矿用产品质量监督检验部门检验合格后，方可投入运行。
8、防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能，检查合格并签发合格证后，方准入井。
9、硐室外严禁使用油浸式低压电气设备。
40KW及以上的电动机，应采用真空电磁启动器控制。 10、井下电缆的选用应遵守下列规定：
（一）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许敷设水平差相适应。 （二）电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。 （三）严禁采用铝包电缆。
（四）必须选用取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。 （五）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。 （六）对固定敷设的高压电缆：
（1）在立井井筒或倾角为45°及其以上的井巷内，应采用聚氯乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆、交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆。
（2）在水平巷道或倾角在45°以下的井巷内，应采用聚氯乙烯绝缘钢带或
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细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆、交联聚乙烯钢带或细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆。
（3）在进风斜井、井底车场及其附近、中央变电所至采区变电所之间，可以采用铝芯电缆；其他地点必须采用铜芯电缆。
（七）固定敷设的低压电缆，应采用MVV铠装或非铠装电缆或对应电压等级的移动橡套软电缆。
（八）非固定敷设的高低压电缆，必须采用符合MT818标准的橡套软电缆。移动式和手持式电气设备应使用专用橡套电缆。
（九）照明、通信、信号和控制用的电缆，应采用铠装或非铠装通信电缆、橡套电缆或MVV型塑力缆。
（十）低压电缆不应采用铝芯，采区低压电缆严禁采用铝芯。
11、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。在有瓦斯抽放管路的巷道内，电缆（包括通信、信号电缆）必须与瓦斯抽放管路分挂在巷道两侧。盘圈或盘“8”字形的电缆不得带电，但给采、掘机组供电的电缆不受此限。
井筒和巷道内的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧，如果受条件所限：在井筒内，应敷设在距电力电缆0.3m以外的地方；在巷道内，应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地点。
高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离应大于0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。
井下巷道内的电缆，沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端、穿墙电缆的墙的两边都应设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌。
12、严禁用电机车架空线作照明电源。
13、连接主接地极的接地母线，应采用截面不小于50mm2的铜线，或截面不小于100mm2的镀锌铁线，或厚度不小于4mm、截面不小于100mm2的扁钢。
电气设备的外壳与接地母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠
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装、铅皮的连接，应采用截面不小于25mm的铜线，或截面不小于50mm的镀锌铁线，或厚度不小于4mm、截面不小于50mm2的扁钢。
三、供电安全作业制度
供电安全作业制度主要有：工作票制度；工作许可制度；倒闸、试验操作票和工作监护制度；停、送电制度。井下电气设备的操作、检修及停送电作业必须按照《煤矿安全规程》的规定执行，做到安全用电。具体要求如下：
1、高压停、送电的操作，可根据书面申请或采用其他可靠的联系方式，得到批准后，由专责电工执行；严格执行谁停电、谁送电的停电制度；严禁有约时停送电现象发生；断开了的隔离开关的操作机构必须锁住，并在操作手把上悬挂“有人作业，禁止合闸”的标志牌。
2、电气设备的检修、维护、修理和调整工作，必须由专责的或临时指派的电气维修工进行。高压电气设备的修理和调整工作，应有工作票和施工措施。在特殊情况下，采区电工可对变电所内高压电气设备进行停送电操作，但不得擅自打开电气设备进行修理。经维修单位机电主管人员授权者，不受此限。
3、检修和搬迁井下电气设备电缆和电线前必须停电；用与电源电压相适应的验电器验电，确认无电后再在三相上挂装接地线，对电气设备进行放电，控制
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设备内部安有放电装置的不受此限。验电、接地、放电工作，在煤矿井下应在瓦斯浓度为1.0%以下时进行。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。
4、部分停电作业应有遮挡。检修完恢复送电时，应由原操作人员取下标示牌，然后合闸送电。
5、高压线路倒闸操作时，必须实行操作制度和监护制度；操作人员必须填写操作票。操作票中必须写明被操作设备的编号及操作顺序；严禁带负荷拉开隔离开关的现象发生。
6、操作时，必须有两人执行，一人操作，一人监护；操作中必须执行监护复诵制度，操作人员必须使用试验合格的绝缘工具，戴绝缘手套，穿绝缘靴或站在绝缘台上。手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触部分必须有良好绝缘。
7、井下防爆电气设备的运行、维护和修理工作，必须符合防爆性能和各项技术要求。失爆设备严禁继续使用。
8、井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能和各项技术要求。防爆性能受到破坏的电气设备，必须立即处理或更换，不得继续使用。矿机电部门必须建立防爆检查、电气管理、小型电器管理、电缆管理等专业组。电气设备防爆检查员必须由有业务能力并经过专业训练持有合格证的人员担任，还应按数量配齐。
9、矿井应按规定对电气设备和电缆进行检查和调整。检查和调整结果应记入专用的记录簿内。检查和调整中发现的问题，应指派专人限期处理。
10、电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐；防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全；坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护，坚持使用甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置。
四、防止触电的措施
为防止触电事故发生，在电气设备设计、制度、使用和维护中，要认真执行《煤矿安全规程》等有关规定，做到安全用电。防止触电的主要措施有：
1、严格遵守电气作业安全的有关规章制度，提高作业人员的操作水平。 2、不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。
3、使人体不能触及或接近带电体。首先，将人体可能触及的电气设备的带电部分全部封闭在外壳内，并设置闭锁机构，只有停电后外壳才能打开，外壳不闭合送不上电。对于那些无法用外壳封闭的电气设备的带电部分，采用栅栏门隔离，并设置闭锁机构。将电机车架空线这种无法隔离的裸露带电导体安装在一定高度，防止人无意触及。
4、设置保护接地。当设备的绝缘损坏，电压窜到其金属外壳时，把外壳上的电压限制在安全范围内，防止人身触及带电设备外壳而造成触电事故。
5、在井下高、低压供电系统中，装设漏电保护装置，防止供电系统漏电造成人身触电和引起瓦斯或煤尘爆炸。
6、采用较低的电压等级。对那些人身经常触及的电气设备（如照明、信号、监控、通信和手持式电气设备），除加强手柄的绝缘外，还必须采用较低的电压等级。如：手持式煤电钻和照明装置的额定电压不应大于127V，矿井监控设备的额定电压不应大于24V。
7、维修电气装置时要使用保安工具。如：绝缘夹钳、绝缘手套、绝缘靴等。
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矿井地质基础知识及水灾防治 一、教学内容
矿井地质基础知识、矿井水灾防治 二、教学目标
通过讲解让入井每一位学员了解矿井地质情况；了解常见地质构造形式，怎么去识别它；学习井下工作面透水征兆、水害防治措施及危害性等，确保井下员工安全作业。
三、教学重点 1、煤矿地质基础
2、断层、陷落柱、冲刷概念
3、四台矿地质概况、水文条件状况 4、煤层顶板分类及岩性规律
5、地测防治水概念及在煤矿安全生产中的重要性 6、煤矿防治水的法规：《煤矿安全规程》《煤矿防治水规定》 7、矿井突水的预兆、防治水原则、水害防治措施 四、教学内容 （一）、煤矿地质基础
地质学是研究固态地球外层部分的物质组成、构造形态、发展演化以及矿产资源的形成和分布规律等内容的自然科学。
煤矿地质学作为地质学的一个分支学科，研究对象主要是煤矿建设、生产过程中出现的各种地质问题，包括煤层赋存、地质构造、水文地质、工程地质、瓦斯地质、煤尘等方面的情况。
我们主要学习生产中经常接触到的地质构造、水文地质方面的一些基础知识。
（二）、断层、陷落柱、冲刷概念 1、断层
一、断层的概念：
岩石受力达到一定的程度，破坏了它们的连续性和完整性，发生断裂面，断裂面两侧的岩石发生显著位移时，称为断层。
㈠、断层分类： 1、正断层：
沿断层面倾斜线方向上盘相对下降，下盘相对上升的断层，断层面倾角较陡，一般在45°以上。
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2、逆断层：
沿断层面的倾斜线方向，上盘相对上升，下盘相对下降的断层。 3、平移断层：
断层两盘沿断层面走向(水平方向)相对位移的断层。 ㈡、断层要素：
断层要素为：倾角、走向、倾向、落差。倾角指断层面与水平面的夹角；走向指断层横向上延伸方向；倾向指断层面的倾斜方向；走向与倾向的夹角为90°，走向有两个方位，倾向一个。
㈢、断层的排列组合： 1、阶梯状断层
由若干条产状大致相同而又互相平行的正断层组合成阶梯状。
2、地垒
走向大致平行的两条或两条以上的断层，其中两条相邻断层之间的岩块相对上升，两侧岩块相对下降。
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3、地堑
两条相邻断层之间岩块下降，两侧岩块上升就形成了地堑。
综采工作面遇断及掘进工作面遇断掘进方法：
由于煤岩层的抗拉强度不同及受力不均匀，断层沿走向不是直线状，而是曲线或折线状，且落差不同，故综采在过断时要分清工作面断层揭露位置，分清上下盘。比如说综采二队404盘区11#层8423面过落差为5.5米的断层，我们的目的由断层的下盘过渡到上盘，如果在工作面分清断层的揭露位置及上、下盘区，就会明白从几架到几架该往下设，不存在盲目地追煤层。另外，综采过断要有方法，避免少割岩石。(如图)
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掘进工作面遇断，首先要分清上、下盘，遇断前如果是上盘，即工作面煤层就在上方，巷道应上山掘进；遇断前如果是下盘，那么工作面煤层就在下方，巷道应该下山掘进。(如图)
2、陷落柱：又称无炭柱，由于下部奥陶灰岩溶洞塌陷造成上部岩层环状断裂。
3、冲刷：由于古河流泛滥使未压实的泥炭沼泽遭受侵蚀，使煤层变薄或尖灭。
（三）煤层顶底板分类及岩性规律
顶板指位于煤层上方一定距离的岩层。底板指位于煤层下方一定距离岩层。 根据顶板岩层岩性、厚度以及采煤时顶板变形特征和挎落难易程度，将顶板分为伪顶、直接顶和老顶。底板分为直接底和老底。
伪顶：大部为薄层状粉沙岩或炭质泥岩，颜色较深，性脆，易跨落。
直接顶：大部为粉细砂岩互层，层状，层厚0.5~2.0米，随综采推进跨落。 老顶：大部为中细砂岩，厚层状，不易垮落。
(四)地测防治水概念及在煤矿安全生产中的重要性 1、地测防治水概念。
简单地说，就是地质、测量、防治水三个内容。地质包括煤岩层赋存，地质构造，沉积环境等，测量指井下巷道掘进给线，按设计方位掘进；防治水指威胁煤矿职工生命财产安全的水患防治，属五大灾害之一，也是地质工作的重中之重。
2、地测防治水在煤矿安全生产中的重要性。
⑴搞煤矿的常说，地质是矿山的眼睛、排头兵，为什么这么说呢？一个矿井的投建、设计能力、经济效益、服务年限、开采方式都取决于前期的地质勘探，勘探的精度越高，对以后的矿井开采指导作用越大。
⑵地测防治水是矿井安全的基础。矿井的设计、通风、排水、监测等基础图件都来源于地质部门，地质部门要将井下所有的巷道、地质构造、各类煤柱都放在图上，并且不能有所丢失或失误。地质人员要对井下所有采掘工作面详细收集地质资料，包括煤厚、巷道素描，地质构造、积水情况等；测量人员要保证给线的及时性和准确性，否则会造成废巷、工作面无法回采或相邻采空区打通等事故。地质人员必须要清楚同层小窑采空积水情况，及上部煤层采空积水情况，认真分
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析并制定切实可行的防治水方案，保证矿井安全生产。
⑶地测防治水安全质量标准化在矿井整体安全标准化100分中占10分，显示出地测防治水在矿井安全中的重要性。
（五）、煤矿防治水的法规 1、《煤矿安全规程》（简称《规程》） 《规程》是为保障煤矿安全和职工人身安全，防止煤矿事故，根据《煤炭法》、《矿山安全法》和《煤矿安全条例》制定的，关于井工矿防治水的内容在最新版《规程》（2010）井工部分第六章，共四十四条。
2、《煤矿防治水规定》(简称《规定》)
《规定》是为加强煤矿的防治水工作，防止和减少水害事故，保障煤矿职工生命安全而制定，适用于煤矿企业（矿井）、有关单位的防治水工作，于2009年12月1日开始施行的煤矿防治水法规，共十章一百四十二条。
（六）、矿井水害类型及防治措施
矿井水害类型有：1、煤层及煤系围岩中的地下水，即孔隙水、裂隙水、岩溶水；2、地表水 3、大气降水的渗入 4、老窑采空区及淹没井巷积水。
防治措施：防、疏、排、截、堵。 水灾案例:
1、山西大同5.18事故 时间：2006.5.18
地点：山西大同左云县张家场乡新井煤矿
过程：张家场乡新井煤矿为乡办集体煤矿，设计生产能力9万吨/年，批准采4#层，实际超层采掘8#、11#、14-1#和14-2#层。2006年5月12日，邻近同煤燕西一号井采空积水区的东13巷和东14巷附近出现明显滴水和淋水等透水征兆。矿方调钻机到东13、14巷进行探水，5月17日钻机出故障，18日安排修理。但就在透水征兆明显，尚未完成探放水工作情况下，矿方没有停产，也未撤人，继续违章组织生产，冒险作业，由于受放炮震裂松动、水头压力浸泡以及采掘活动带来的矿山压力变化影响，破坏了燕西1#井采空积水区的有限煤（岩）柱，最终导致突水事故发生，造成56名矿工遇难。
事故直接原因:在掘进巷道透水征兆明显情况下，未按照规定和条例采取真正 有效的防治水措施，违规组织生产，冒险作业导致。
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运输事故的防治措施
一、平巷机车运行事故防治措施 常见事故有：
1、机车或牵引的矿车脱轨（落道）事故。 2、机车或牵引的矿车窜岔事故。
3、机车或列车迎面撞车或侧面撞车事故。 4、列车追尾事故。
5、机车撞人压人等事故。
针对以上常见的事故，主要预防措施应分别应对，具体措施如下： 1、预防机车或牵引的矿车脱轨（落道）事故的措施： 轨道方面：
（1）轨道要保持轨距、调整水平。 （2）钢轨接头要平整。
（3）道床捣固填实，直线直顺，曲线圆顺，消除三角坑。 （4）及时更换失效或断裂的轨枕或钢轨。 （5）曲线按标准抬高和加宽。 机车矿车方面：
（1）经常维修车轮、轮轴、车架、轴承，更换缺损的部件。 （2）物料装载均匀，重心稳定。 （3）车轮定期注油，螺丝紧固。 员工操作方面：
（1）不超速驾驶，正确调整车速。
（2）曲线段或道岔处，适当加速再减速，灵活牵引。 （3）启刹车要缓，不急剧加减速。
2、预防机车或牵引的矿车窜岔事故的措施：
（1）道岔基本轨和岔尖搬动后密贴，及时更换磨损超限的尖轨。 （2）道岔护轮轨与心轨工作边间距必须符合标准。 （3）道岔根部调整螺栓齐全有效。
（4）车辆过岔速度要慢，不能在道岔上制动。
3、预防机车或列车迎面撞车或侧面撞车事故的措施： （1）司机杜绝疲倦驾驶，困意上岗。 （2）司机要集中精力，加强瞭望。
（3）道岔搬过后要及时复位，杜绝车辆窜岔。 （4）机车灯不着或熄灭后杜绝行车。
（5）双向行车执行停一列制度，超高、超宽等物料车运行中与其他列车交汇时，必须停止运行，待其他车过后，再启动运行。
（6）列车经过道口时，司机必须发出警号。 （7）机车必须前有红灯后有尾灯。 4、预防列车追尾事故的措施有： （1）司机室内操作严禁打盹睡觉。
（2）控制同向同一轨道上的行车间距不小于100米的安全距离。
（3）司机离开岗位时，必须切断电动机电源，将控制器手把取下保管好，扳紧手闸，但不得关闭车灯。
（4）电机车运行速度：运送人员时，最大速度不超过4m/秒；运送物料时
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最大不超过2m/秒，调车时速度不得超过1.5m/秒。
（5）正确掌握列车制动距离：运送物料时，不得超过40m；运送人员时，不得超过20m。
5、预防机车撞人压人等事故的措施：
（1）发车前，司机必须检查制动闸、撒沙装置、灯、警铃等。 （2）机车在停车点停稳停牢，严禁以慢代停。
（3）机车运行过程中，遇到行人，必须发出警号，示意避让。
（4）机车经过硐室口、转弯、道口及施工地点以及前面有车辆或视线有障碍时，必须发出警号并减速运行。
（5）机车头部严禁乘坐人员或堆放物料，严禁扒、蹬、跳。 （6）发现路轨潮湿较滑时，必须撒砂制动。
（7）机车在车场顶车作业时，必须有安全警戒人员和引车人员。 （8）物料车落道后，司机不得用机车推拉硬抗。
（9）进行输送料作业时与押料人员必须互相确认信号或口哨规定。 二、斜井盘区运输事故防治措施
斜井盘区主要运输事故是矿车跑车事故，常见的事故如下： 1、矿车自动逃逸事故。 2、带绳跑车事故。
3、人员操作不规范事故。
1、防治矿车自动逃逸事故的措施有：
（1）经常检查提升绞车钢丝绳，保证钢丝绳无弯折、硬伤、无打结、无严重锈蚀、断丝不超限。
（2）车与车之间的连接必须用标准的三环链和有孔插销连接，或者使用专用绳套，矿车连接件必须有足够强度，作业前必须进行检查。
（3）必须选用合格的三环链、鸭嘴及高强度的7分绳套。 （4）物料的捆绑要牢固，合格。 2、防治带绳跑车事故的基本措施。
（1）严禁多拉超载物料及车辆，按照要求挂车数。
（2）小绞车维护要到位，工作时要压紧闸把，要保证绞车制动力足够。 （3）物料车过阻车装置后，及时关闭阻车器。
（4）在有坡度的地方，必须随车携带便携式阻车装置。 3、规范人员操作方面的措施。
（1）必须执行“行车不行人，行人不行车”的规定。
（2）小绞车司机必须穿工作服，扎紧袖口，精力集中，谨慎操作，不得离岗。
（3）把钩工摘挂钩必须在道外侧200㎜处作业，摘挂钩时不得将头伸在两车之间，应侧肩作业。
（4）运输过程中，班组长必须派人在运输线路上有关通路上设岗拦人，警戒人员站在安全地点，确保自身安全。
（5）用绞杠刹车时，选用不小于4分的钢丝绳，选用合适的捆绑方式，捆绑均匀有效，刹紧后用铅丝将绞杠紧固在车上。
（6）小绞车司机必须在护绳板后操作，严禁在绞车的侧面或滚筒的前面（出绳侧）操作，严禁一边开车，一边拔绳。
（7）严禁蹬钩、扒车。
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（8）小绞车司机开车时应集中精力，严禁放飞车，严禁不带电放车。 （9）严格按信号开车或停车，信号不清，不准开车。 （10）斜井必须挂保险绳，绞车不得拉空钩头。
（11）工作中不可将滚筒上的钢丝绳全部放完，至少应保留3—5圈。 （12）在有坡度的路段放车时，操作人员应根据坡度大小，载荷大小，灵活掌握车速。
（13）注意小绞车各部运行情况，如发现下列情况立即停车，采取措施，待处理好后再运行。
(1)有异常响声、异味、异状。
(2)钢丝绳有异常跳动，负载增大或突然松弛。 (3)地锚震动有松动现象。
(4)有严重的咬绳、爬绳现象。 (5)电机单相运转或冒烟。
(6)突然断电或有其它险情时。
（14）接近停车位置，应先慢慢压紧制动闸，同时逐渐松开离合闸，使绞车减速，听到停车信号后，压紧制动闸，松开离合闸，停车、停电。
（15）抬落道车必须打好眼位，保持落道车重心平稳。
（16）抬落道车抬车工具与矿车之间，用防滑材料，必须支好放牢。 （17）使用逼绳杠人员站在巷道宽阔处，用力要适当。
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新技术，新材料，新工艺的使用情况
一、 斜拉桁架钢梁锚索的使用
目前四台矿的主采煤层为12#煤层，部分盘区由于12#层与上覆11#煤层的层间距离比较小，比如12#307盘区8733巷最小层间距1.0米，原来的锚杆支护和锚索已不能有效的支护顶板。因此必须改变原有的支护方案，在探的层间距小于2.5米 的情况下采用了斜拉桁架钢梁锚索支护。该支护工艺主要以锚固在煤柱体内的2根斜拉钢绞索配合工字钢桁架行成一个支护体系来完成对顶板的支护作用，钢绞索斜拉角度一般为65度、索长3米。它是该支护工艺的主要承载体，桁架工字钢是配合钢绞索完成对顶板的支护作用，把顶板的部分载荷转化为横向的水平拉力。充分发挥了钢材支护承拉不承压的特点，斜拉桁架钢梁锚索支护工艺在巷道掘进支护实际使用过程中显现出明显的优点，发挥了巨大的支护效益。
二、 扭距螺母的使用
原有的锚杆支护预应力的施加用扭距板手来完成，预应力大小的施加受人为控制，因此部分锚杆支护预应力达不到要求值，而且测定起来比较费事，钮距螺母的出现克服了上述避端，钮距螺母是一种特制螺母，配合塑料抗磨垫对托板进行紧固，如果对螺母施加的预紧力达不到设计值，则螺母预紧盖不会被杆体顶开，也就没有办法进行操作，因此扭距螺母的这一新技术的应用，大大地加强了锚杆支护的效果。
三、新型材料马丽散、罗克休的使用
12#307盘区8733工作面切眼的掘进过程中，发生了一次小范围的漏顶，造成漏顶的原因为该巷顶板淋水较多且与上覆11#采空区的层间距小，且为1.0米，顶板由于长时间淋水侵蚀变得较松软，永久支护钢梁棚子未及时到位，导致了漏顶的发生。漏顶范围长3米，宽1.5米。之后我矿经研究决定对漏顶区域采用新型充填材料罗克休来充填，以防止上覆11#采空区瓦斯的涌出，充填效果明显，由于该巷层间距较小，且顶板破碎，矿决定对8733切巷全部进行注新型材料岩体加固物马丽散的注入，马丽散是一种对破碎、裂隙岩体有着较强的粘接作用，通过对顶板打孔注入后可对顶板进行加固，形成一个完整顶板，目前该材料使用后的效果还在监测中。
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