综采岗位工种培训课件

第一篇 综采岗位工种培训大纲一、综采岗位工种种类 1、 综采煤机司机 2、 综采支架工 3、 综采煤机维修工 4、 综采输送机司机 5、 综采输送机维修工 6、 综采单体支柱工 7、 综采乳化液泵站司机 8、 综采电钳工 9、 采煤爆破工 10、综采支架安装撤除工 11、综采运输机安装撤除工 第二篇 通用知识第一章 安全生产方针与法律、法规第一节 煤矿安全生产方针 一、煤矿的安全生产方针 煤矿的安全生产方针是党和国家为确保煤矿安全生产而确定的指导思想和行动准则，即“安全第一、预防为主，综合治理，总体推进”。 毛泽东主席于1952年指出“在实施增产节约的同时，必须注意职工的安全、健康和必不可少的福利事业。如果只注意前一方面，忘记或稍加忽视后一方面，那是错误的。” 周恩来总理于1959年指出“在煤矿，安全生产是主要的，生产与安全发生矛盾时，生产必须服从安全。” 江泽民主席于1997年指出“必须坚决树立安全‘安全生产第一’的思想，强调任何企业都要努力提高经济效益，但是必须服从安全第一的原则。” 胡锦涛总书记于2006年提出“要坚持以人为本，关注安全、关爱生命，切实把安全生产工作抓细、抓实、抓好。” 安全第一，是强调安全、突出安全、安全优先，把安全放在一切工作的首位，要求任何时候都必须把安全当作头等大事来抓，切实处理好安全与效益、安全与生产的关系，安全高于一切、安全重于一切、安全压倒一切。 预防为主，是实现安全第一的条件，要实现安全第一，必须坚持预防为主。不断地运用科学规律与原理，采取事前预防的措施，防患于未然，把事故、隐患消灭在萌芽之中。 安全第一、预防为主，是目标原则和手段措施的关系。不坚持安全第一，预防为主很难落实；坚持安全第一，才能自觉地或科学地预防，达到预防的目的；反之，只有坚持预防为主，才能减少事故、消灭隐患，才能做到安全生产。 二、煤矿安全生产方针的贯彻落实 1、坚持“管理、装备、培训”并重的原则 2、坚持煤矿安全生产方针标准 3、坚持各项行之有效的措施 必须做到：强化安全法制观念；建立健全安全生产责任制；建立安全生产管理机构或配备专职安全管理人员；认真组织安全生产检查；加大煤矿安全监察力度；加强教育培训工作；关口前移，做好事故预防工作；做好事故的调查和处理工作；加大对事故责任人的处罚力度；切实保证煤矿职工的安全生产权利。第二节 煤矿安全法律、法规 一、煤矿安全生产法律法规体系 我国的煤矿安全生产法律法规体系主要由四部分组成： 一是全国人大及其常委会颁布的关于安全生产的法律，主要有《安全生产法》、《煤炭法》、《矿山安全法》、《劳动法》、《矿产资源法》等。 第二篇 通用知识 二是国务院颁布的有关安全生产的行政法规，主要有《煤矿安全监察条例》、《安全许可证条例》、《煤炭生产许可证条例》等。 三是各省市级人大及其常委会颁布的有关安全生产的地方性法规。 四是国务院主管部委、省级人民政府颁布的有关安全生产的规章，如《煤矿安全规程》、《煤矿救护规程》、《爆破安全规程》、《煤矿安全生产基本条件规定》等。 二、主要的安全法律、法规 1、《安全生产法》该法于2002年6月29日由第九届全国人民代表大会常务委员会第29次会议通过，由江泽民主席签署予以颁布，并于2002年11月1日起执行。该法共有七章97条。 具体内容有：第一章总则，第二章生产经营单位安全保障，第三章从业人员的权利和义务，第四章安全生产的监督管理，第五章生产安全事故的应急救援与调查处理，第六章法律责任，第七章附则。 2、《矿山安全法》该法于1992年11月7日由第七届全国人民代表大会常务委员会第28次会议通过，并于1993年5月1日起执行。该法共有八章50条。 具体内容有：第一章总则，第二章生产经营单位安全保障，第三章从业人员的权利和义务，第四章安全生产的监督管理，第五章生产安全事故的应急救援与调查处理，第六章法律责任，第七章附则。 3、《煤炭法》该法于1996年8月29日由第八届全国人民代表大会常务委员会第21次会议通过，并于1996年12月1日起执行。该法共有八章81条。 具体内容有：第一章 总 则，第二章 煤炭生产开发规划与煤矿建设，第三章 煤炭生产与煤矿安全，第四章煤炭经营，第五章 煤矿矿区保护，第六章 监督检查，第七章 法律责任，第八章 附 则。 4、《煤矿安全监察条例》于2000年11月1日国务院第32次常务会议通过，自2000年12月1日起施行。共有五章50条。 5、《煤矿安全规程》由国家煤矿安全监察局审议通过,并2005年1月1日期执行。共四编751条。2006年10月经专家组审议对部分条文进行了修订，新版（2006版）于2007年1月1日起执行 6、《国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》于2005年8月31日由国务院第104次会议通过，自公布之日起执行，共28条。其中明确规定了十五项重大隐患：(1)超能力、超强度或者超定员组织生产的；(2)瓦斯超限作业的；(3)煤与瓦斯突出矿井，未依照规定实施防突出措施的；(4)高瓦斯矿井未建立瓦斯抽放系统和监控系统，或者瓦斯监控系统不能正常运行的；(5)通风系统不完善、不可靠的；(6)有严重水患，未采取有效措施的；(7)超层越界开采的；(8)有冲击地压危险，未采取有效措施的； (9)自然发火严重，未采取有效措施的；(10)使用明令禁止使用或者淘汰的设备、工艺的；(11)年产6万吨以上的煤矿没有双回路供电系统的；(12)新建煤矿边建设边生产，煤矿改扩建期间，在改扩建的区域生产，或者在其他区域的生产超出安全设计规定的范围和规模的；(13)煤矿实行整体承包生产经营后，未重新取得安全生产许可证和煤炭生产许可证，从事生产的，或者承包方再次转包的，以及煤矿将井下采掘工作面和井巷维修作业进行劳务承包的；(14)煤矿改制期间，未明确安全生产责任人和安全管理机构的，或者在完成改制后，未重新取得或者变更采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证和营业执照的；(15)有其他重大安全生产隐患的。   复习思考题 1、煤矿安全生产方针的含义是什么？ 2、《安全生产法》于何时颁布实施的？共有多少章多少条？ 3、怎样才能做好煤矿安全生产方针的落实？ 4、煤矿安全生产法律法规体系主要有哪四部分组成？ 第二章：煤矿生产技术 第一节：煤矿地质 一、煤（岩）层产状要素岩层是由两个平行线或近于平行的界面所限制的同一岩性的岩性的层状岩体。由沉积作用形成的岩层就叫沉积岩层，沉积岩层一般在形成时都是水平或近水平的，在一定范围内是连续完整的，但由于地质运动的影响，使岩层和煤层的形态和空间位置发生了变化，如水平变成倾斜，甚至发生去褶皱和断裂等。煤（岩）层的产状是指煤（岩）层在空间的位置及特征，通常用产状要素来描述，产状要素有走向、倾向和倾角。走向、倾向和倾角是用数字表示岩层的空间位置的三个产状要素。 1.走向：煤层层面与水平面相交的线，称为走向线，走向线的方向即为走向；走向表示煤（岩）层在空间的水平延伸方向。 2.倾向：煤层层面上与走向垂直的线称为倾斜线，它表示层面的最大坡度。倾斜线由高向低在水平面上的投影所指的方向，即为倾向。 3.倾角：煤层层面与水平面上投影的夹角称为倾角。倾角的大小表示岩层的倾斜程度。 褶曲对煤矿的影响褶曲构造，按其规模大小和对生产的影响范围不同，可分为大、中、小三类，大型褶曲主要指影响井田划分和整个矿井开拓系统的褶曲构造，中型褶曲主要是指影响采区布置的褶曲，他对生产的影响主要表现在以下几方面：（1）使煤层厚度产生变化：小褶曲发育的地区，有的地方煤层突然增厚，有的地方煤层变薄直到不可开采，使工作面无法推过，需要重新掘开切眼，大大影响生产效率。（2）使煤巷弯弯曲曲，不能满足生产要求：一般煤巷（水平的）都沿煤层掘进，小褶曲发育的地区，风巷、溜子道弯曲多变，弯曲过多就无法使用，需要进行改造取直。（3）小型褶曲使工作面长度变化不一，影响机械化生产。（4）向斜轴部极易产生瓦斯突出，对高沼矿井尤其应该注意。（5）背斜轴部往往是地下水的富水区，有时会造成突水事故。 正断层  上盘相对下降，下盘相对上升的断层，称为正断层。 逆断层  上盘相对上升，下盘相对下降的断层，叫做逆断层。 断层对煤矿安全生产的影响（1）断层破坏严重的地段，影响采区划分，影响工作面和巷道布置。（2）由于断层破坏，工作面布置不规则，巷道掘进率明显增高，还常常会造成无效进尺。（3）采煤工作面内出现断层，会给支护工作和顶板管理带来困难，管理不善会造成冒顶事故。（4）断层带的岩石常常十分破碎，地表水和含水层的水都能沿断层破碎带流入井下，使井下涌水量增加，增加矿井排水费用和排水工作的困难。水文地质条件复杂的矿井，甚至因发生突水造成矿井淹没事故。（5）在含有瓦斯，特别是瓦斯含量很大的矿井中，由于断层引起岩石破碎，降低了岩石强度，和人员引起瓦斯突出。 第二节 矿井开拓方式 开拓方式主要是指开拓巷道在井田内的布置。通常主要以井筒形式为主要依据将矿井开拓方式划分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓和综合开拓等。 　一、斜井开拓斜井开拓时，根据井田再划分方式和阶段内布置形式可组合成多种开拓方式，如斜井单水平分区式、斜井单水平分带式，斜井多水平分区式和斜井多水平分段式等。 1、 片盘井开拓片盘斜井开拓是斜井开拓的一种最简单的形式。它是将整个井田沿倾斜方向划分成若干个阶段，每个阶段倾斜宽度可以布置一个采煤工作面。在井田沿走向的中央由地面向下开凿斜井井筒，并以井筒为中心由上而下逐阶段开采。 2、 斜井单元水平分区式开拓这各开拓方式由斜井进入煤体，由一个开采水平开采整个井田。井田可划分为一个阶段，也可以划分为两个阶段。阶段沿走向划分为采区。 二、立井开拓立井开拓也是被广泛采用的开拓方式，除井筒形式外，其他开拓巷道布置与斜井相同；立井开拓可以适应各种水平的划分方式和阶段内的布置形式。(如图所示) 立井开拓的优点是井筒短、提升速度快、提升能力大、管线敷设短、通风阴力小、维护较容易。此外，立井对地质条件适应性强，不受煤层倾角、厚度、瓦斯等条件限制。立井开拓的缺点是井筒掘进施工技术要求高，开凿井筒所需设备和井筒装备复杂，井筒掘进速度慢，其建投资大等。斜井开拓和立井开拓各有优缺点，要结合煤层赋存特征、地质条件、地面地形、技术装备和经济因素综合分析和比较来确定最合适的井筒形式。 三、平硐开拓在山岭和丘陵地区，往往在矿井地面工业场地标高以上埋藏有相当储量的煤炭。开采这部分煤炭最简单、经济的开拓方式是平硐开拓。平硐开拓，就是从地表开掘水平巷道进入山体或丘陵内的煤层。一般地，以一条主平硐担负运煤、运料、出矸、行人、排水、进风和敷设管线等任务。在井田上部回风水平开回风平硐或回风井担负回风任务。 1、走向平硐一般沿煤层走向在底板岩石中开掘，条件适合（如煤层不厚、煤质坚硬、服务年限不长）时，也可以沿煤层掘进。走向平硐似于立井和斜井开拓中的阶段运输大巷。从走向平硐掘石门进入每个采区。走向平硐工程量小、投资省、出煤快，但只能单翼开采，限制了矿井生产能力。 2、垂直平硐先从地面垂直煤层走向掘平硐到达煤层底板。然后沿煤层或底板岩石向井田两侧掘运输大巷，并准备采区。垂直平硐与立井开拓和斜井开拓的阶段运输石门相似。根据地表地形，垂直平硐可以从煤层底板进入煤层，也可以从煤层顶板进入煤层。有时由于地面地形及地质条件的影响，平硐也可以与煤层走向斜交掘进，称变斜交平硐。垂直平硐和斜角平硐初期工程量大、投资多、出煤慢，但可以两翼开采，矿井生产能力大。当地形高差较大，主平硐以上煤层垂高过大时，可以把其分为几个阶段，分别用不同标高的平硐开拓，称为阶梯平硐。采用平硐开拓的关键条件是工业场地标高以上要有足够的储量可供较长时间开采。此外，在选择平硐硐口时，要考虑以下因素：（1）硐口地势平缓，有足够的面积布置工业场地；（2）硐口交通要便利，以利于煤炭外运和设备、材料运输；（3）硐口要安全，不受洪水、滑坡、雪崩等威胁。 四、综合开拓通常情况下，一个矿井的主、副井都是同一种井筒形式。然而，有时常因某些条件的限制，采用井筒形式会带来技术上的困难或影响矿井的经济效益。在这种情况下，主、副井可采用不同的井筒形式，称为综合开拓。综合开拓根据地质条件和生产技术条件而定。根据井筒的三种基本形式，组合后理论上有六种综合开拓方式，即立井—斜井、斜井—立井、平硐—立井、立井—平硐、平硐—斜井和斜井—平硐开拓方式。不论哪一种综合开拓方式，其确定的原则都是尽可能充分发挥各种井筒形式的优越性。 1、立井—斜井综合开拓立井—斜井综合开拓是使用广泛的一种综合开拓方式。立井井筒短，提升速度快，比斜井串车提升能力大，用立井作为主井担负提煤任务；斜井施工简单，掘进快，井筒装备简单，人员上下方便和安全，用斜井作副井担负辅助提升和兼作安全出口。 2、斜井—立井综合开拓 3、平硐—立井综合开拓 4、平硐—斜井综合开拓条件适合时，采用平硐开拓的矿井，可以在煤层露头开掘浅部斜井作安全出口和回风井，构成平硐—斜井开拓方式。第三节      矿山压力控制一、矿山压力基本知识 所谓矿山压力是指地下采矿活动中，由于开挖巷道或进行回采工作，在巷道及回采工作面周围岩体中引起的应力集中及其作用过程。　　矿山压力显现是指在矿山压力作用下所引起的一系列力学现象。如围岩变形、顶板下沉、岩体离层、破坏和冒落、煤体压酥、片帮和突出、支架受载、变形、折断以至大规模岩层移动、“放炮”等现象，均称之为“矿山压力显现”。所以，矿山压力显现是矿山压力作用的结果和外部表现。 矿山压力的存在是绝对的，而在矿山压力作用下所引起的矿山压力显现则是相对的，既有矿山压力存在，不一定有矿山压力显现。 复合顶板亦称为离层型顶板，从本质上讲，是一中在岩性和岩石的力 学性等方面特殊组合的直接顶。即煤层上部直接顶是总厚为0.5～3米左右易与上部岩层离层的岩层，而把其上部岩层称为硬岩层。下部软岩层可能是一个整层，也可能是几个分层组成的分层组。软岩层与硬岩层只是一个形象的说法，实际上是指采动后，下部岩层因岩石强度低，或因分层薄，其挠度比上部岩层大，向下弯曲得多，而上下部岩层间又没有多大的粘接力，因此，下部岩层与上部岩层形成了离层。近几年来，发生的冒顶事故，复合顶板冒顶事故占有相当比重。 典型的复合顶板一般具有如下特征： （1）煤层顶板由下“软”上“硬”不同岩性的岩层所组成。 （2）“软”、“硬”岩层间夹有煤线或薄层软弱岩层； （3）下部软岩层的厚度一般不小于0.5米，不大于3米。　　此外，应用倾斜分层下行垮落开采厚煤层时，其再生顶板内下部软岩层厚度0.5～3米，上部较硬岩层或咬合柱的断裂岩块，上下部之间又没有多大粘接力的，则该分层也应视为再生的复合顶板。二、矿山上覆岩层的运动规律 随采场推进，上覆岩层悬露→在重力作用下弯曲→岩层悬露达一定跨度，弯曲沉降发展到一定限度后，在伸入煤壁的端部开裂→中部开裂形成“假塑性岩梁”→当其沉降值超过“假塑性岩梁”允许沉降值时，悬露岩层即自行冒落。  岩层运动由弯曲沉降发展至破坏的力学条件是岩层中的最大弯曲拉应力达到其抗拉强度。悬露岩层中部拉开后，是否发展至冒落，则由其下部允许运动的空间高度决定。只有其下部允许运动的空间高度超过运动岩层的允许沉降值，岩层运动才会由弯曲沉降发展至冒落。否则，将保持“假塑性岩梁”状态。 采场上覆岩层运动过程中，根据各岩层运动性质的不同可以划分为三部分（“三带”）:垮落带、裂隙带和缓沉带。如图示。 垮落带：也称冒落带，该部分岩层在老塘已经垮落，在采场由支架暂时支撑，在推进方向上不能始终保持传递水平力的联系。 裂隙带：该部分岩层在推进方向上裂隙较发育，各岩层的裂隙浓度已扩展到（或接近扩展到）全部厚度。在采场推进过程中能够以“传递岩梁”的形式周期性断裂运动，在推进方向上能始终保持传递水平力的联系。该部分岩层也是内应力场的主要压力来源。 缓沉带：缓沉带的岩层在采场推进很长一段距离后才会开始运动，其运动缓慢，运动结束后在推进方向上形成的裂隙，无论在数量上还是在深度上都比裂隙带少和小。缓沉带运动的最终结果是在地表形成沉降盆地。 三、矿山支承压力分布规律　 煤层采出后，在围岩应力重新分布的范围内，作用在煤层、岩层和矸石上的垂直压力称为“支承压力”。理论研究与现场实践证明，从采场推进开始至需控岩层（直接顶和裂隙带中下位1－2个岩梁）第一次来压结束期间的支承压力及其显现的变化可以划分为三个阶段： 第一阶段：从采场推进开始至煤壁支承能力改变之前。在该阶段，随采场推进，通过处于相对稳定状态的老顶岩梁传道至煤层上的压力将逐渐增加。由于各点的应力还没有达到煤体的不破坏极限，因此，包括煤壁在内整个煤层都处于弹性压缩状态，支承压力分布是一条高峰在煤壁处的单调下降曲线，如图a示。 第二阶段：从煤壁支承能力开始改变起，到老顶岩梁端部断裂前为止。进入此阶段，靠煤壁附近的应力值达到了煤层的强度极限，随着煤体的破坏，其支承能力开始降低，煤层上支承压力的分布将分成二个区间：在塑性区（煤体已完全破坏）压力逐渐上升，在弹性区压力则单调下降，弹塑性区的交界处为压力高峰位置 第三阶段：从老顶岩梁端部断裂起至岩梁中部触矸止。岩梁端部断裂前夕，在断裂线附近压力高度集中；岩梁端断裂后，以断裂线为界将支承压力分布明显地分为二部分，即在断裂线与煤壁之间由拱内已断裂岩梁自重所决定的“内应力场”，以及在断裂线外由上覆岩层整体重量所决定的“外应力场”。 a:第一阶段 b：第二阶段 c：第三阶段第四节：采煤技术一、基本概念 1、采煤工作面 采煤工作面是地下采煤的工作场所，随着采煤的进行，工作面不断向前推进，原来的采场即成为采空区。 2、采煤工作在采场内，为了采取煤炭所进行的一系列工作，称为采煤工作。采煤工作可分为基本工序和辅助工序。长壁工作面采煤的工序为破煤、装煤、运煤、支护及控顶等五项；短壁工作面只有前四个工序。 3、采煤工艺由于煤层的自然条件和采用的机械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在进行的顺序、时间和空间上必须有规律地加以安排和配合。这种在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序的方法及其配合，称为采煤工艺。在一定时间内，按照一定的顺序完成回采工作各项工序的过程，称为采煤工艺过程。 4、采煤生产系统 包括采煤系统、掘进系统、通风系统、排水系统、供电系统、辅助运输系统和安全系统等。 采煤系统包括工作面的落煤、装煤，将煤由工作面运往井底车场，直到提升至地面。主要井巷包括采煤工作面，采区顺槽、采区上山、水平运输大巷、石门等。主要设备有采煤机、运输机械，支护设备及提升机等。 通风系统由进风井巷、回风井巷、通风机和井下通风设施如风桥、风门等构成。 排水系统由巷道中的水沟、水仓、水泵峒室、水泵及排水管路组成。 供电系统要求不得中断、以保安全，因此供电电流为双回路，同时进入采区和回风道的电器设备都必须采用矿用防爆型，防止瓦斯爆炸。 辅助运输系统包括人员上下和材料，设备的运输。 安全系统包括预防瓦斯爆炸、瓦斯突出，以及井下火灾和水灾所需要的救治设备、设施、器材、仪表和监测系统。 5、采煤方法根据不同的矿山地质及技术条件，可有不同的采煤系统与采煤工艺相配合，从而构成多种多样的采煤方法。 二、爆破采煤工艺爆破采煤工艺（又称炮采工艺），其工艺过程包括打眼、放炮落煤和装煤、人工装煤、刮板输送运煤、移置输送机、人工支架和回柱放顶等主要工序。（一）爆破落煤爆破落煤由打眼、装药、填炮、联炮线及放炮等工序组成。一般常用的炮眼布置有以下三种： 1、单排眼：一般用于薄煤层或煤质软、节理发育的煤层。 2、双排眼：其布置形式有对眼、三花眼及三角眼等，一般适用于采高较小的中厚煤层。煤质中硬时可用对眼，煤质软时可用三花眼，煤层上部煤质软或顶板较破碎时可用三角眼。 3、三排眼：亦称五花，用于煤质坚硬或采高较大的中厚煤层。煤眼角度应满足的要求是：①炮眼与煤辟的水平夹角一般为500～800，软煤取大值，硬煤取小值。为了不崩倒支架，应使水平方向的最小抵抗线朝向两柱之间；②顶眼在垂直面上向顶板方和仰起500～100，要视煤质办硬和粘顶情况而定，应保证不破坏顶板的完整性；③底眼在垂直面上向底板方向保持100～200的俯角，眼底接近板，以不丢底煤和不崩鄱输送机为原则。炮眼深度应根据每次的进度而定，一般每次进度有0.8m、10m、1.2m三种，与单体支架顶梁长度相适应。每个炮眼的装药量根据煤质软硬、炮眼位置和深度以及爆破次序而定，通常为150g～600g。爆破通常采用串联法联线，一般将可弯曲的刮板输送机移近煤壁100mm～200mm处，每次起爆的炮眼数目，应根据顶板稳定性、输送机起动及运输能力、工作面安全情况而定。条件好时，可同时起爆数十个眼；如果条件差，顶板不稳定，每次只能起爆几个眼，甚至采用留煤垛间隔爆破的办法。近年来推广微差爆破，使炮采工艺发生深刻变化。微差爆破一次多发炮，顶板震动次数减少，爆破产生的地震波因互相干扰而抵消，从而减少了对顶板的震动，有利于顶板管理；同时微差爆破有利于提高爆破装煤率。 （二）装煤与运煤 1、爆破装煤炮采工作面通常采用可弯曲刮板输送要运煤，在单体液压支柱及铰接顶梁所构成的悬臂支架掩护下，输送机贴近煤壁，有利于爆破装煤，爆破装煤率可达31％～37％。 2、人工装煤炮采面人工装煤量主要由两部分构成：输送机与新煤壁之间松散煤安息角钱以下的煤；崩落或撒落到输送机采空侧的煤。因此，浅进度可减少煤壁处人工装煤量，提高爆破技术水平，也可以减少人工装煤量。（三）炮采工作面支护和采空区处理 1、炮采工作面支护目前，我国正规炮采工作面都采用单体液压支柱和铰接顶梁支护，部分炮采工作面仍采用金属支柱，其布置形式主要有两种：正悬臂齐梁直线柱和正悬壁错梁三角柱。但后者现在较少采用。落煤时爆深应与铰接顶梁长度相等。最少控顶距时就有3排支柱，以保证有足够的采煤工作空间；最大控顶距时，一般不宜超过5排支柱。通常推进1或2次放一次顶，即三排、四排或三排、五排控顶。 在有周期来压的工作面中，当工作空间达到最大控顶距时，为了加强对放顶处顶板的支撑作用，回柱之前常在放顶排处另处架设一些加强支架，称为工作面的特种支架。特种支架的形式很多，有丛柱、密集支柱、木垛、斜撑以及切顶墩等。 2、采空区处理随着采煤工作面不断向前推进，顶板悬露面积越来越大，为了工作面的安全及正常生产，就需要及时对采空区进行处理，由于顶板特征、煤层厚度及保护地表的特殊要求等条件不同，有多种处理方法，但最常用的是全部垮落法。全部垮落法通常适用于直接顶于垮落或具有中等稳定性的顶板。其方法是：当工作面从开切眼推进一定距离后，主动撤除采煤工作空间以外的支架，使直接顶自然垮落。以后，随着工作面推进，每隔一定距离就按预定计划回柱放顶。这样，不仅可以及时减少工作面的控顶面积，而且由于顶板垮落后破碎矸石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。其主要工序是配合工作面的推进，定期地进行回柱放顶工作，当工作面推进一次或二次之后，工作空间达到允许的最大宽度，即最大控顶距，应及时回柱放顶，使工作空间只保留回采工作所需要的最小宽度，即最小控顶距。如果放顶工作面不断续向前推进，就会使顶板悬伸宽度和顶板压力过大，占用支柱和顶梁过多，最小控顶距一般为3排支柱，最大控顶距为4排或5排支柱。最大控顶距与最小控顶距之差即为放顶步距。 采用全部垮落法处理采空区简单可靠，费用少。所以，凡是条件合适时应尽可能采用这种方法，我国开采薄及中厚煤层和大部分厚煤层，几乎都是采用全部垮落法。 三、普通机械化采煤工艺（一）、普采面单滚筒采煤机工作方式 1、采煤机的割煤方式普采面的生产是以采煤机为中心。采煤机割煤以及与其他工序的合理配合，称为采煤机割煤方式。采煤机割煤方式选择是否合理，直接关系到工作面产量和效率的提高。 1)双向割煤、往返一刀此方式其特点是在工侨下切口，采煤机上行割顶煤，追机挂梁，至上切口后，下降摇臂，翻转挡煤板，下行割底煤并清理追机移置输送机，在梁下支柱直至切口。采煤机往返进一刀。 2）“∞”字形割煤、往返一刀此方式其特点是在工作面中部输送机弯弯曲段。其过程为①采煤机从工作面中部向上牵引，滚筒逐步升高，其割煤轨迹为A-B-C；②采煤机割到上平巷后，滚筒割煤轨迹改变为C-D-E-A，其间全工作面输送机移直；③滚筒割煤轨迹为A-E-B-F，工作面上端开始移输送机；④滚筒割煤轨迹为F-G-A,全工作面煤壁割直，而输送机机槽的工作面中部出现弯曲段，回复①的状态。   3）单向割煤、往返一刀该割煤方式的工艺过程为：采煤机自工作在下（或上）缺口向（或下）沿底割煤，随机清理顶煤、挂梁，必要时呆打临时支柱。机器割至上（或下）缺口后，翻转弧形挡煤板，快速下（或上）行装煤及清理机道丢失的底煤，并随机推移输送机，支设单体支柱，直至工作面下（或上）缺口。 4）双向割煤、往返两刀该方式又称穿梭割煤，首先采煤机自下缺口沿上行割煤，随机挂梁和推移输送机。并同时铲装浮煤、支柱，待采煤机割至上缺口后，翻转弧形挡煤板，下行重复同样工艺过程。该方式主要用于煤层较薄且厚度和滚筒直径相近的普采面。普采面使用双滚筒采煤机时，一般也采用双向割煤、往返两刀的割煤方式，方式在综采面普遍采用。 2、单滚筒采煤机的进刀方式滚筒采煤机每割一刀煤之前，必须使其滚筒进入煤体，这一过程叫做进刀。滚筒采煤机以输送机机槽为轨道，沿工作面运行割煤，其自身无进刀能力，只有与推移输送机工序机结合才能进刀。因此，进刀方式的实质是采煤机运行与推移输送机的配合关系。单滚筒采煤机的进刀方式主要有三种：①直接推入；②“∞”字型割煤时，采煤机沿工作面中部输送机弯曲段运行，自行进刀，没有单独进刀过程，有利于端头作业和顶板支护；③斜切进刀，分为割三角煤和留三角煤两种方式。（二）普采面单体支架普采面单体支架布置应与煤层赋存条件、顶底板性质相适应，并符合采煤机割煤特点，除确保回采空间作业安全外，还要力求减少支设工作量。 1、支架布置方式除少数顶板完整的普采面可使用带帽点柱外，一般均采用单体液压支柱或摩擦式金属支柱与铰接顶梁组成的悬臂支架。按悬臂顶梁与支柱的关系，可分为正悬臂与倒悬臂两种。正悬臂支架悬臂的长段在立柱的煤壁侧，有利于支护机道上方顶板；短段在立柱的采空侧，故顶梁不易被折损，倒悬臂支架则相反，于其长段伸向采空区，立柱不易被碎矸石掩埋。但易损坏顶梁。普采工作面支架布置，按梁的排列特点分为齐梁式和错梁式两种。为了行人和工人作业方便，工作面支柱一般排成直线状，三角形排列已很少使用。 2、支架布置特点齐梁直线柱布置特点是悬梁端沿煤壁方向相齐，支柱排成直线。根据截深与顶梁长度的关系，又可分为梁长等于截深和梁长等于截深的2倍两种。梁长等于截深时，每割一刀煤沿工作面全部挂梁、支柱，一般全部为正悬臂支架。这种支架形式和管理，当截深为0.8m和1.0m时，一般都采用这种布置方式。但这种布置方式由于截深大，每架支架都要挂梁和支柱，故割一刀煤需要时间较长。因此，在煤层松软、顶板稳定性差的条件下不宜使用。当顶梁长度是截深的2倍时，若全部采用正悬臂支架，则割二刀煤挂一次梁。割第一刀时每架支架打临时柱；割第二刀时，挂梁并将临时支柱改为永久支柱。因割第一刀时挂不上梁，机道控顶距太大，顶板易垮落，加之工人的工作量不均衡，故该方式较少。错梁直线柱布置的特点是：截深为顶染长度的一半；正倒悬臂支架相同；每割一刀煤间隔挂梁，顶梁向前交错；割第一刀煤时，支临时支柱，割第二刀煤时，临时支柱改为永外支柱，每割二刀煤工作面增加一排控顶距，该布置方式机道上方顶板悬露窄，支护及时；每割一刀煤挂梁、支柱数量少，工作量均衡；支柱成直线，行人、运料方便；在切顶线支柱不易被埋住，因此多为现场采用。但对切顶不利，倒悬梁易损坏。 四、综合机械化采煤工艺（一）综采面双滚筒采煤机的割煤方式综采面采煤机的割煤方式是综合考虑顶板管理、移架与进刀方式，端头支护等因素确定的，主要有如下两种： 1、往返一次割两刀这种割煤方式多用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面，工作面为端部进刀。 2、往返一次割一刀即单向割煤，工作面中间或端部进刀。该方式适用于：顶板稳定性差的综采面；煤层倾角大，不能自上而下移架，或输送机易下滑，只能自下而上推移的综采面；采高大而滚筒直径小，采煤机不能一次采全高的综采面；采煤机装煤效果差，需单独牵引装煤行程的综采面；割煤时产生煤尘多，降尘效果差，移架工不能在采煤机的回风平巷一端工作的综采面。（二）综采面采煤机的进刀方式 1、直接推入法进刀其过程与单滚筒采煤机直接推入法进刀机同，因该方式需提前开了工作面端部缺口，而且大功率采煤机和重型输送机机头（尾）叠加在一起，推移困难，因此很少采用。 2、工作面端部斜切进刀该方式又可分为割三角煤（见图2-25）和留三角煤两种。留三角煤进刀法与单滚筒采煤机留三角煤进刀法相似。综采面斜切进刀，要求运输及回风平巷有足够宽度，工作面输送机机头（尾）尽量伸向平巷内，以保证采煤机滚筒能割至平巷的内侧帮，并尽量采用侧卸机头。若平巷过窄，则需辅以人工开缺口方能进刀，这就不能发挥综采的生产潜力。 3、综采面中部斜切进刀对于端部斜切进刀，工作面端头作业时间较长，采煤机要长时间等待推移机头和移端头支架，影响有效割煤时间，这时可采用中部斜切进刀方式，以提高开机率。对于较短的综采面，采煤机在端头停留并维修保养；采煤机装煤效果较差；工作面工程规格质量不易保证。 4、滚筒钻入法进刀滚筒钻入法进刀要求采煤机滚筒端面必须布置截齿和排煤口，滚筒不用挡挡煤板。若用门式挡煤板，钻入前需将其打开，并对输送机机槽、推移千斤顶、采煤机强度和稳定性都有特殊要求，采高较大时不宜采用。（三）综采面液压支架的移架方式我国采用较多的移架方式有三种：①单架依次顺序式，又称单架连续式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线；②分组间隔交错式；③成组整体依次顺序式。（见图2-28） （四）综采工作面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同顺序有两种配合方式。（见图2-29） 1、及时支护方式输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁易于片帮，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。但这种支护方式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。 2、滞后支护式割煤后输送机首先逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。这种配合方式在底座前端和机槽之间没有一个截深余量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板，但不适应直接顶稳定性差的顶板，因而在我国使用较少。五、放顶煤采煤法放顶煤采煤法是沿煤层的底板或煤层某一厚度范围内的底部布置一个采煤工作面，利用矿山压力将工作面顶部煤层在工作面推进过后破碎冒落，并将冒落顶煤予以回收的一种采煤方法。（一）放顶煤采煤法的分类 1、预采顶分层放顶煤采煤法沿煤层顶板布置一个长壁工作面，用炮采、普采或综采进行顶采。在采煤过程中，沿底板铺设金属网。相隔一段距离后，再沿底板布置一个综采放顶煤工作面进行开采，并将上、下工作面之间煤层放落，利用放顶煤工作面后面的输送机，将放落的煤运出。这种方法由于在顶层铺设金属网，可以减少放落煤中的含矸量。其缺点是：需要掘进顶、底两个工作面的设备；开采顶分层后一般矿山压力减弱，不利于放落煤的破坏，常有大块煤出现，需要松动爆破。 2、预采中分层放顶煤采煤法采用这种方法时，先在距煤层底板约3m处布置一个破煤工作面，进行预采；尔后再沿底板布置一个放顶煤工作面，采出沿底板的煤层并回收采空区破碎了的顶煤。这种方法易于回收顶煤。但当底板起伏不平时，很难保证放顶煤工作面采高一致，同时，因为顶煤预先受到破坏，对易于自然发火煤层，容易导致采空区煤的自燃，且放顶煤时煤尘较大。 3、整层开放顶煤采煤法沿底板布置一个放顶工作面采煤回收顶煤。其优点是：回采巷道掘进量及维护量少；工作面设备少；采区运输、通风系统简单；实现了集中生产；顶煤在矿山压力作用下易于回收。缺点是：煤质较软时，工作面运输及回风巷维护困难。 4、分段放顶煤采煤法当煤层厚度超过20m乃至几十米上百米时，可以将特厚煤层分为10m～20m的若干分段。上下分段前后保持一定距离，同时采两个分段，或者一个一个逐段下行采煤。采用这种方法时，可以在第一个放顶煤工作面进行铺网，使以后各分段放顶煤工作都在网下进行，以提高煤采出率和减少煤的含矸量。当然，根据顶板岩性也可以不铺网。 （二）放顶煤工艺 :根据我国近年来在缓斜厚煤层中使用放顶煤采煤法的经验，其工艺过程如下： 1、采煤机采煤与单一中厚煤层一样，采煤机可以从工作面端部或中部斜切进刀。采用双向割煤往返一次进一刀，下行割煤、上行装煤，距滚筒12m～15m处推移输送机，完成一个综采循环。根据顶煤放落的难易程序，放顶煤工作在完成一个、两个或三个综采循环以后在检修班或放顶班进行。 2、放顶煤 放顶煤工作多从下部向上部，也可以从上部向下部，逐架或隔一架或隔数架依次进行。一般放顶煤沿工作面全长一次进行完毕即一放完，如顶煤较厚，也可以两轮放完。在放煤过程中，如有片帮预兆，宜停止放煤。当放煤口出现矸石时，应关闭放煤口。（三）放顶煤采煤法的优点、适用条件及注意事项（1）在工作面采高不大的情况下，可大大增加一次开采的厚度，用于特厚煤层的开打；（2）简化巷道布置，减少巷道掘进工作量；（3）提高采煤工效；（4）降低吨煤生产费用。 2、适用条件 : 放顶煤采煤法适用于煤层厚度为5m～20m,或更厚的煤层；煤层倾角由缓斜到倾斜或急倾斜厚煤层；煤质比较松软易冒落。冒落块度不大的煤层；顶板容易垮落的煤层。 3、注意事项（1）应采取措施提高煤炭采出率；（2）防止煤的自燃和瓦斯爆炸事故的发生；（3）继续完善控制顶煤下放的技术措施。第五节 顶板管理一、矿井顶板类型顶板类型：一般情况下煤层顶板主要有伪顶、直接顶、基本顶构成。直接顶可分为：不稳定、中等稳定、稳定和坚硬四类。基本顶按周期来压强烈程度分为：不明显、明显、强烈和极强烈四级。 伪顶：直接位于煤层之上，厚度不大、极易垮落的岩层，经常在落煤时即随同垮落，多由炭质页岩或泥质页岩组成，厚度一般在0.5米以下；伪顶只存在于部分煤层上，不是所有煤层都有；伪顶只有害，没有利，是安全上的隐患。直接顶：直接位于伪顶或煤层之上的一层或数层岩层，具有一定的稳定性，移架或回柱后能自行垮落，常由泥质页岩、页岩、砂质页岩等组成，厚度不定，不很坚硬；不易垮落的直接顶，必须打挑顶眼爆破挑落。老顶：位于直接顶或煤层上方的厚度及岩石强度较大、难于垮落的岩层，常由砂岩、石灰岩、沙砾岩等组成；基本顶一般在采空区悬露面积较大时，才能自行垮落；但过于坚硬的岩层是不能自行垮落的，容易构成顶板的特殊问题，是安全上的重大隐患。直接顶的初次垮落： 一个长壁工作面从切眼开始采煤后，直接顶跨度不断增加，其弯曲下沉也不断啬。一般在直接顶跨距达6-20米后，直接顶冒落。当直接顶冒高达1米以上，冒落长度达工作面长度一半以上时，就叫做直接顶初次跨落。 老顶初次来压:随着回采面的推进，梁的跨度愈来愈大，老顶就逐渐弯曲下沉；当老顶双固定支点梁达到极限跨距时，它就断裂下沉。这时，工作面顶板下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增大，接着甚至发生顶板的台阶下沉。这是工作面回采以来老顶第一次大规模来压，故叫做老顶的初次来压。老顶周期来压:初次来压后，随着工作面的继续推进，老顶岩梁周期性折断下沉，工作面周期的出现顶板下沉加快，煤壁严重片帮，支柱受力增大，以及顶板台阶下沉等老顶来压现象，叫做老顶的周期来压。 二、支护方式回采工作面支护方式有单体支柱和液压支架 1、使用单体液压支柱支护时必须遵守的规定采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固，并有防倒措施。严禁在浮煤或浮矸上架设支架。使用磨擦式金属支柱时，必须使用液压升柱器架设，初撑力不得小于50KN，单体液压支柱的初撑力，柱径为100mm的，不得小于90KN，柱径为80mm的，不得小于60KN。严禁在柱顶区域内提前摘柱。碰倒或损坏的支柱、失效的支柱，必须立即恢复或更换。移动输送机头、机尾需要拆除附近支架时，必须先架好临时支架。 ⑴工作面使用单体液压支柱的最小高度应保证活柱的伸出量不小于顶板最大下沉量加上50mm的富余量，支柱的最大高度不得小于采高，严禁超高支柱。 ⑵保证单体液压支柱有足够的初撑力。外注式单体液压支柱注液枪的出口压力不得低于10Mpa，内注式单体液压支柱施于手把的力距不得低于150K.m。 ⑶底板松软时，支柱要空铁鞋。 ⑷采高1.3m以上工作面的人行道，两排支柱必须用防倒装置拴牢，以防止失效柱倒柱伤人。 ⑸单体液压支柱在井下贮存3个月以上或采完一个工作面后，必须升井检修，不得直接转入接续面使用，检修后逐根实验，不合格的不得下井使用。 ⑹支柱支设前，必须检查零部件是否齐全，支柱有无弯曲、凹陷、顶盖变形、缺爪（不得缺任何一个爪）、漏液（油）等现象，不合格的支柱不得使用。 2、液压支架使用管理规定 ⑴上下端头支架不准落后或超前，要与工作面支架成一直线。 ⑵移下端头支架时，要注意端头与转载机尾及刮板运输机与支架的搭接情况，防止顶架增大移架阻力。遇到移架阻力过大时，不可强拉硬移，必须查明原因，处理后方可移架。 ⑶移架前要清理好架间、底座上的浮煤和障碍物，坚持挂线拉线或使用激光指向仪。 ⑷本架操作时，移架工应站在架箱内，面向煤壁工作。禁止脚蹬在底座前，架前、架下不得有其他任何人进行作业或停留。 ⑸邻架操作时，作业人员必须注意顶板，防止架间漏矸伤人。 ⑹工作面移架要追机作业，移架距采煤机后滚筒35架，但如果顶板破碎，必须停机移架或超前拉架，以控制顶板。 ⑺移架时，支架可下降150-200mm，以移动支架为准。在破碎顶板下，必须带压移架。移架过程中，应随时调整支架。 ⑻升架时，要注意侧护板伸出的情况，防止升架损坏侧护板或出现压架、爬架现象。工作面严禁超高，使支架不接顶而造成倒架。同时也要防止因采高过低而压死支架。 ⑼移架过程中，如发生掉顶、抽条、严重片帮时，必须及时刹顶，加强超前临时支护。在刹顶做临时支护时，刮板运输机与采煤机必须停电闭锁，必须有专人监护。 ⑽升架时，当顶梁与顶板接触后，操作手把还应在供液位置上保持一定时间，给支架以足够的初撑力。使用双伸缩支架，在正常操作时，左右立柱二级缸应同时升降，但当遇到顶板石油平，左右不同长时，可以单一升降，保证全面支撑顶板。 ⑾铺设金属网假顶的工作面，当端面顶板出现坠网应先用单体液压支柱将网顶平后，进行移架，移架时应注意保持金属网的完整性，当发生前梁触网扯网时，应停止移架，采取相应的处理措施。 三、过地质构造及老巷顶板管理 1、工作面通过断层 综采工作面通过断层的措施基本与炮采工作面相同，但需注意以下问题：①处理断层处岩石的措施：当岩石硬度系数小于 4 时，可用采煤机直接截割，但牵引速度应小；当岩石硬度再高时，则要用打眼放炮的方法预先挑顶或卧底。打眼时要选择好炮眼的位置和角度，放炮时要防止崩坏液压支架。在放炮时通常采用的防护措施是在支架前柱的前方悬挂挡矸皮带，必要时还需在支柱外面套上胶皮防护筒；②液压支架过断层的措施：在通过断层之前，应根据地质资料和现场条件认真分析弄清断层的影响程度和两盘的关系，同时根据设备性能和过断层的要求，确定其上坡的角度。一般认为，过断层时的坡度以 10~12 °为宜，最大不要超过 15 °。如果煤层断块在工作面推进方向的上方，应逐步通过断层；如果断块在工作面推进方向的下方，则可采用同样的方法卧底，但尽量不要挑顶，以避免破坏断层面以下的顶板。由于断层区的顶板比较破碎，所以掩护式支架和支撑掩护式支架比支撑式支架更为合适。在顶板破碎并留顶煤的情况下，应适当带压移架，不得降柱太多，尽量减少顶板松动；③加固顶板：锚杆加固、化学加固； 2、工作面过老巷 综采工作面过本层老巷时，要超前工作面在老巷内设一梁二柱或一梁三柱的抬棚，棚梁方向基本和工作面垂直；支护采用单体柱木梁套棚加抬棚混合支护。预防端头冒顶措施：①加强端头支护，距工作面10m范围内保证一梁四柱，10—20m范围内一梁三柱，抬棚沿工作面架设，排头架要抬住小棚。严格按规程回柱放顶打好戗柱。②进、回风巷铺顶网，控制顶板。③当顶板压力增大时，要增加单体柱，增加支护强度，再加大木梁厚度，保证顶板支护效果。④加强端头支护管理，要保证单体柱的支护效果，确保支护单体柱不漏液，失效支柱及时更换。⑤加强端头压力观察，发现压力增大或周期老顶来压，及时加强支护，确保支护效果 3、特殊顶板的管理措施 （1）坚硬顶板的管理措施：一是选择大吨位的支撑式或支撑掩护式支架；二是对顶板高压注水和深孔爆破强制放顶； （2）破碎顶板的管理措施：带压擦顶移架、挑顺山梁、架走向棚、架走向梁、铺金属网； （3）易片帮煤壁的管理 ①煤壁片帮的危害：容易发生冒顶、大块煤易造成输送机或采煤机事故、员在工作面行走或工作时容易被片帮煤砸伤；②煤壁片帮原因：采高、端面距、煤质硬度、支护强度、工作面推进方向、煤壁暴露时间、煤壁暴露时间；③煤壁片帮的预防及管理：正确选择支架、加强管理、及时支护、采用楔式木锚杆锚固煤壁； 思 考 题 1、什么叫做褶曲构造？ 2、断层要素的分类有哪些？ 3、矿井开拓方式有哪些？ 4、什么是矿山压力？ 5、采场上覆岩层分为哪“三带”？ 6、采煤工艺指什么？ 7、综采工作面液压支架的移架方式有哪几种？ 8、采煤工作面事故多发区主要有哪些？ 9、放顶煤采煤法有哪几种？ 10、煤层直接顶一般分为哪四类？ 第三章 矿井通风与灾害防治第一节 矿井通风一、矿井通风的任务 煤矿井工生产是地下作业，自然条件比较复杂。地面空气在进入井下并流经各作业场所的过程中，将掺入有毒有害气体和矿尘，成分逐渐发生变化。同时，由于地热作用，人体和机械的散热、水分的蒸发等，井下空气的温度和湿度都会显著提高，造成不良的气候条件。因此，对矿井必须进行通风。　　矿井通风的任务是： （1）供给足够的井下工作人员呼吸用的新鲜空气。 （2）冲淡和排除有害气体及浮游矿尘，使之符合《煤矿安全规程》的要求。 （3）提供适宜的温、湿度良好的气候条件；维持合适的劳动条件。 矿井气候条件三要素是：温度、湿度和风速。矿井气候条件对工人健康和劳动生产率有着直接的影响。 （1）温度：温度是构成井下气候条件的主要因素，最适宜于人们劳动的温度是15～20℃。金属和化学矿山安全规程规定井下采掘地点温度一般不超过27℃；《煤矿安全规程》规定采掘工作面的空气温度不得超过26℃，机电硐室的空气温度不得超过30℃。 （2）湿度：空气湿度指空气中所含水蒸气量的多少。它分为绝对湿度和相对湿度。绝对湿度指每立方米空气中所含水蒸气量（克/米 3）；相对湿度指空气中所含蒸汽量与同温度下饱和水蒸汽量之间的百分比。矿井空气的湿度一般指相对湿度。相对湿度的大小直接影响水分蒸发的快慢，因此，能影响人体的出汗蒸发和对流散热。人体最适宜的相对湿度一般为50%～60%。 （3）风速。风速除对人体散热有着明显影响外，还对矿井有毒有害气体积聚、粉尘飞扬有影响。风速过高或过低都会引起人的不良生理反应。度为0.5%。 二、矿内空气中有毒有害气体成分及危害 （1）一氧化碳（CO）：是一种无色、无味、无臭的气体；它可燃烧，当含量在13%～75%时，遇火能引起爆炸；一氧化碳极毒，当其含量达0.4%时，人在短时间内就可中毒死亡。《煤矿安全规程》规定其最高容许浓度为0.0024%。 （2）硫化氢（H 2 S）：是一种无色、微甜、有臭鸡蛋味的气体，易溶于水，遇火后能燃烧及爆炸；硫化氢极毒，它能使血液中毒，对眼睛及呼吸系统的粘液膜有强烈的刺激作用。《煤矿安全规程》容许其最高浓度为0.00066%。 （3）氧化硫（SO 2 ）是一种无色、有强烈硫横味及酸味的气体，同呼吸气管潮湿表皮接触能产生硫酸，刺激并麻痹上部呼吸气管的细胞组织，使肺及支气管发炎，《煤矿安全规程》规定其最高容许浓度为0.0005%。 （4）二氧化氮（NO 2 ）：为红褐色，易溶于水，是剧毒气体，对人的眼睛及呼吸器官有强烈刺激作用。《煤矿安全规程》容许其最高浓度为0.00025%。 （5）沼气（CH 4 ）：沼气是煤矿常见的有害气体，化学名称叫甲烷，无色、无味、无臭、无毒；它比空气轻，常聚集在巷道上方，当其在空气中含量高时可降低氧含量，引起窒息；它具有爆炸性，爆炸浓度一般为5%～16%。 （6）氨气（NH 3 ）是一种无色气体，有似氨水的剧臭；它极毒，能刺激皮肤和上呼吸道，并能严重损伤眼睛。《煤矿安全规程》规定其最高容许浓度为0.004%。 （7）二氧化碳（CO 2 ）：是一种无色、微毒、稍有酸味的气体，它不助燃，也不维持人的呼吸，它比空气重，常聚集在巷道的下方及通风不良的下山尽头；易溶于水，生成碳酸，对人的眼鼻、喉的粘膜有刺激作用。《煤矿安全规程》规定其最高容许浓 三、矿井通风系统及通风方法　　矿井通风系统是由扇风机和通风网络两部分组成。风流由入风井口进入矿井后，经过井下各用风场所，然后进入回风井，由回风井排出矿井，风流所经过的整个路线称为矿井通风系统。 地面的空气进入矿井后，成分就要发生变化，这种变化主要是氧含量减少，二氧化碳、沼气、一氧化碳、硫化氢、水蒸气增加。井下主要进风井井底车场、运输大巷的空气与地面空气相关不大，称之为新鲜风流。　　经过采掘工作面以及其他用风地点的风流称为乏风。　　矿井通风方法以风流获得的动力来源不同，可分为自然通风和机械通风两种。 （1）自然通风：利用自然气压产生的通风动力，致使空气在井下巷道流动的通风方法叫做自然通风。自然风压一般都比较小，且不稳定，所以《煤矿安全规程》规定：每一矿井都必须采用机械通风。 （2）机械通风：利用扇风机运转产生的通风动力，致使空气在井下巷道流动的通风方法叫做机械通风。采用机械通风的矿井，自然风压也是始终存在的，并在各个时期内影响着矿井的通风工作，在通风管理工作中应给予充分重视，特别是高沼气矿井尤应注意。　　矿井常用的通风设施有风门、密闭、风桥、测风站等四种。　　风门按用途分为永久性风门、临时性风门以及带调风窗用来调节风量的调节风门。风门是用以在需要通车和行人的巷道隔断风流或调节风量的设施。　　密闭是在不许通车、行人的巷道截断风流的设施。永久性密闭应以砖、石、水泥等材料构筑；临时密闭则用木板、坑木、黄泥构筑。　　风桥的作用是使分别从两巷道流经的新鲜风流与乏风流交叉相遇时，采用立体交叉方式分开通过的构筑物。　　测风站是指固定的测风地点。　　对最高风速的限制理由：一是风速过高对人体健康不利，二是风速过高会增加巷道通风阻力；三是风速高时可使煤尘飞扬。井巷中规定最低风速，主要是防止巷道或工作面中的风流呈紊流状态。 四、有害通风和不合理通风 1、串联通风从采掘面出来的泛风作为新风去冲洗新的采掘工作面的通风叫串联通风也叫一条龙通风。《规程》规定：采掘工作面应实行独立通风。同一采区内，同一煤层上下相连的2个同一风路中的采煤工作面，采煤工作面与其相连接的掘进工作面、相邻的2个掘进工作面，布置独立通风有困难时；在规定措施后，可采用串联通风，但串联通风的次数不得超过1。采区内为构成新区段通风系统的掘进巷道或采煤工作面遇到地质构造而重新掘进的巷道，布置独立通风确有困难时，其回风可以串入采煤工作面，但必须制定安全措施，且串联通风的次数不得超过1次；构成独立通风系统后，必须立即改为独立通风。对于本条规定的串联通风，必须在进入被串联工作面的风流中装甲烷电仪，且瓦斯和二氧化碳浓度不得超过0.5%，其他有害气体浓度都应符合本规程第一百条的规定。串联通风的危害：（1）前一个工作面的沼气、二氧化碳、炮烟、粉尘及其有毒有害气体被带入下一个工作面，故使被串联的工作面的空气质量下降；（2）串联通风风路比并联要长，风阻大，影响采区供风量； （3）一旦发生火灾、瓦斯（煤尘）爆炸或煤与瓦斯突然事故，会扩大灾害范围，因此必须对使用串联通风的条件加以限制。 2、扩散通风扩散通风是指利用矿井巷道主导风流的扩散作用与掘进工作面或硐室的空气相互掺混，使污浊空气逐渐排出，达到通风目的的通风。由于空气的自然扩散作用是有限的，不足以保证新鲜风量和稀释、排出各种有害气体的需要，因而《规程》规定：掘进巷道必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风。井下机电设备硐室应设在进风风流中，如果硐室深度不超过6m；入口宽度不小于1.5m而无瓦斯涌出，可采用扩散通风。 3、局部通风机的循环风局部通风机的循环风是指局部通风机的回风，部分或全部再回入同一部局部通风机的进风风流中。循环风不仅使风质变坏，而且由于风流往复循环会导致风流中瓦斯浓度增加，造成瓦斯爆炸。 4、无风、微风没有通风或盲巷中作业叫无风作业。采掘工作面内的风速低于《规程》规定的最低风速时作业叫微风作业。无风和微风作业，由于作业环境恶劣，对人体是有害的，甚至导致窒息或爆炸事故。发生窒息的主要原因是缺氧。当氧的浓度降到12%以下时，人就会因缺氧窒息死亡。产生缺氧的原因：一是在高沼气矿井或有煤（岩）和沼气（二氧化碳）突出的矿井中产生大量沼气或二氧化碳积聚，引起氧气含量相对减少；二是在低沼气矿井中通风不良的盲巷或采空区中二氧化碳、氮气等气体增加，使氧气含量相对下降；三是在封闭的火警中氧含量下降，氮、一氧化碳、二氧化碳相对增加。 五、局部通风机、风筒的安装和使用 (1)局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。 (2)压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口之间的巷道的最低风速必须符合《规程》规定。 (3)必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。 (4)低瓦斯矿井掘进工作面局部通风机，可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，或与采煤工作面分开供电。 (5)严禁使用3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风同时向2个作业掘进工作面供风。另外还规定：使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。 第二节 矿井瓦斯一、矿井瓦斯及瓦斯防治　　矿井瓦斯就是在煤矿采掘过程中从煤层、岩层、采空区中放出的，再加上井下生产过程中产生的各种有害气体的总称。组成矿井瓦斯的主要成分有：沼气（甲烷）、二氧化碳、氮气，还有少量的乙烷、乙烯、氢、一氧化碳、硫化氢和二氧化硫等。矿井瓦斯等级划分：矿井瓦斯等级，根据矿井相对瓦斯涌出量，矿井绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出形式划分为： (1)低瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40m3/min。 (2)高瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量大于10m3/t或矿井绝对瓦斯涌出量大于40m3/min。 (3)煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井。　　矿井瓦斯爆炸的必要条件：一是沼气浓度，其次是火源，第三是足够的氧气。 （1）沼气浓度：正常情况下，沼气爆炸的下限为5%，上限为16%，所以沼气浓度在5%～16%范围内，遇火则发生爆炸。 （2）引火温度：沼气的点燃温度为650—750℃。所以井下的明火、电弧火花、放炮、自然发火、架线机车火花、甚至铁器撞击、磨擦产生的火花等都可以引燃沼气。 （3）当井下空气中氧气含量低于12%时，则沼气遇火也不发生爆炸。　　预防瓦斯爆炸的技术措施主要包括三个方面： （1）防止瓦斯积聚。所谓瓦斯积聚是指局部瓦斯浓度超过2%，体积超过0.5m 3 的现象。为了防止瓦斯积聚，每一矿井必须从生产技术管理上尽量避免出现盲巷，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。 （2）防止瓦斯引燃。防止瓦斯引燃的措施是严禁和杜绝一切火源；严格管理和控制生产中可能发生的火、热源，防止它的产生或限制其引燃瓦斯的能力。因而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，井下供电还应做到无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头、坚持使用煤电钻综合保护；坚持局扇使用风电闭锁。 （3）防止瓦斯爆炸范围扩大。万一发生爆炸，应使灾害限制在尽可能小的范围，并尽可能减少损失，为此通风系统力求简单，采用并联通风，禁止大串联通风。　　 处理掘进巷道局部与其积聚的方法有以下几种： （1）隔离法。巷道空顶范围较小或顶板裂缝瓦斯涌出压力较低时，可在棚梁上钉木板或笆片，填上黄土捣实，隔绝巷道风流与顶板裂缝。 （2）分支通风。利用局扇风筒或在压风管上接一分岔风筒或风管，引出风流吹散积聚的瓦斯。 （3）迎风法。风量较大的巷道，可用木板、风幛把风流引到冒顶高处或裂缝处，吹散积聚的瓦斯。 （4）堵排结合法。先把涌出的瓦斯堵到个别裂缝中，或收集到一个空间，然后用管子引入回风流中。　　瓦斯涌出量大的掘进巷道除增加风量，还可采用局部抽放的方法。如在煤壁或裂缝处打一钻孔，插入抽放管，密封后，将瓦斯管接到抽放管路系统上进行抽放。恢复有瓦斯积存的盲巷或启开密闭时应注意： （1）最好在非生产班或临时停工进行，在回风涉及的范围内，应停止运转机电设备甚至切断电源，撤出人员。 （2）处理前，应由救护队佩戴氧气呼吸器进入瓦斯积存区检查瓦斯浓度，估算出瓦斯积存量，然后再根据该区域通风能力决定排放速度。 （3）处理工作要由救护队和通风人员配合进行。 （4）开动局扇前要检查局扇附近20米内瓦斯是否超限，局扇不得发生循环风。 （5）如果瓦斯积累量较大，应逐段恢复通风，并不断检查回风流瓦斯浓度，防止大量瓦斯突然涌出造成事故。　　 引燃瓦斯的火源有明火、放炮、电火花及机械摩擦火花等，针对上述火源，应采取下列预防措施防止瓦斯引燃： （1）严禁携带烟草和点火物下井，井口房、瓦斯抽放站以及扇风机房周围20米内禁止烟火和用火炉取暖。井下严禁使用电炉，禁止打开矿灯。井下需要进行电焊、气焊时要严格审批手续。 （2）在有瓦斯或煤尘爆炸危险矿井中，必须使用煤矿安全炸药，不合格或变质的炸药不准使用。爆破时其装药量、雷管、炮泥及放炮地点附近的瓦斯浓度等必须遵守《煤矿安全规程》的规?