采煤工培训教案

/第一章煤矿安全生产方针及法律法规第一节煤矿安全生产方针一、煤矿安全生产方针的含义及意义煤矿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“安全第一，是强调安全突出、突出安全、安全优先，把安全放在一切工作的首位;当生产建设等与安全生产发生矛盾时，安全是第一位的,要树立人是最宝贵的思想，努力做到不安全不生产、措施不落实不生产；安全第一是衡量煤矿安全工作的硬性指标,必须认真贯彻执行.预防为主，是实现安全第一的前提条件,要实现安全第一，必须预防为主。安全第一、预防为主，是目标原则和手段措施的关系。煤矿安全生产方针是煤矿安全生产管理的基本方针.二、煤矿安全生产方针的贯彻落实从实践中看，贯彻落实煤矿安全生产方针应当做到以下几点: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第二节煤矿安全生产法律法规一、煤矿安全生产法律法规体系我国煤矿安全生产法律法规体系主要内容有：(1）法律有《安全生产法》、《煤炭法》、《劳动法》等。(2)行政法规有《煤矿安全监察条例》、《矿山安全法实施条例》等.（３)地方性法规有《××省矿山安全法实施办法》、《××省煤炭法实施办法》等.(4)部门规章和地方政府规章有《煤矿安全规程》、《特种作业人员安全技术培训考核管理办法》等。二、主要安全法律法规(一）《安全生产法》１、立法的目的与意义《安全生产法》于2002年6月2９日由第9届全国人民代表大会第２８次会议全体通过，同日由国家主席江泽民签发命令予以公布,于２002年11月１日起施行。制定本法的目的，是为了加强安全生产监督管理,防止减少安全事故，保障人民群众生命财产安全，促进经济发展。2、从业人员在安全生产方面的权利和义务（1)权力主要有：A、职工有权对危害职工安全的行为提出批评、检举和控告。B、参加企业民主管理，对企业安全生产工作提出意见和建议的权利。C、有依法享受劳动保护的权利。D、有依法享受劳动保险的权利。(2)义务主要有:A、必须遵守有关矿山安全的法律、法规和企业规章制度。Ｂ、必须遵守劳动纪律。（二)《矿山安全法》《矿山安全法》于１992年11月７日由第７届全国人民代表大会常务委员会第28次会议通过，由国家主席以第65号命令予以发布，于1993年５月1日起施行。其立法目的是：为了保障矿山安全生产，防止矿山事故，保护矿职人生安全，促进采矿工业健康发展健全矿山法制。（三）《煤炭法》《煤炭法》于19９3年8月2９日由第８届全国人民代表大会常务委员会第21次会议通过，国家主席以第75号命令，1996年12月1日起施行。其立法目的是：合理开发利用保护煤炭资源,规范煤炭生产经营活动,促进保障煤炭行业发展。（四）《煤矿安全监察条例》《煤矿安全监察条例》于2０00年11月7日以国务院第296号令颁布，于20０0年1２月１日起施行.制定的目的是：保障煤矿安全，规范煤矿安全监察工作，保护煤职人身安全和健康，促进煤矿健康发展。（五)《煤矿安全规程》《煤矿安全规程》于２00１年9月28日由国家煤矿安全监察局发布,自20０１年1１月1日起施行。制定的目的是：保障煤矿安全生产和职工人身安全,防止煤矿事故。（六)《安全生产违法行为行政处罚办法》（简称《处罚办法》）《处罚办法》自2003年７月1日起施行.制定该办法的目的是,为了制裁安全生产违法行为,规范安全生产行政处罚工作，保证生产经营单位依法进行安全生产.(七）《安全生产许可证条例》（以下简称《条例》）《条例》于2004年1月7日由国务院第34次常务委员会议通过，并于20０4年1月13日由温家宝总理签发命令实施。制定《条例》的目的是,严格规范安全生产条件，进一步加强安全生产监督管理，防止和减少生产安全事故，确保安全生产。第二章煤矿生产技术第一节矿井地质基础知识一、煤层的埋藏特征煤是古代植物遗体经成煤作用后变成的一种层状可燃矿产，煤层是沉积岩的重要组成部分。(一)煤层的顶底板位于煤层上面和下面的邻近岩层称为煤层的顶、底板。煤层顶底板自上而下可划分为：老顶、直接顶、伪顶、直接底、老底。（二）煤层的形态与结构煤层的形态是指煤层赋存的空间几何形态。煤层的结构是指煤层中是否含有夹石层。(三)煤层的厚度煤层的厚度是指煤层顶底板之间的垂直距离。煤层按厚度的大小可分为四类：薄煤层:厚度小于1.３米；中厚煤层：厚度１。3—3。5米；厚煤层:厚度大于3。5米；（四)煤层的产状煤层在地壳中赋存的空间状态，称为煤层的产状。煤层的产状通常用煤层的走向、倾向和倾角三要素来表示。走向:倾斜煤层层面与水平面相交的交线叫走向线，它的延伸方向。倾向：煤层面上与走向线垂直，并沿层面向下延伸的直线叫倾斜线，它的水平投影所指方向。倾角：煤层倾斜面与水平面所夹的最大锐角。二、地质构造及对煤矿安全生产的影响（一）单斜构造煤岩层受地质作用力的影响,产生向一个方向倾斜的形态称为单斜构造。（二）褶曲构造:煤岩层在地质作用力的影响下,产生变形而形成波状弯曲且示失去连续性的构造形态称褶皱.褶皱中煤岩层的一个弯曲，称为褶曲。褶曲的基本形态：可分为背斜和向斜两种类型。（三）断裂构造：煤岩层受地质作用力的影响，超过其强度极限时，则会在一定部位沿一定方向产生断裂。断裂面两侧岩块可有明显位移，或没有明显位移，这种构造形态称为断裂构造。煤岩层断裂后，裂面两侧岩块发生显著位移的断裂构造,称为断层。反之,则称为裂隙或节理。1、断层的要素断层的性质和形态是由断层面、断层线、断盘、断距等要素等组成。２、断层的分类A根据断层面走向与所在煤(岩）层走向的关系,断层可分为:①走向断层：断层走向与煤层走向基本平行。②倾向断层：断层走向与煤层走向基本垂直，即断层走向与煤层倾向基本平行。③斜交断层：断层走向与煤层走向斜交.Ｂ根据断层两盘相对位移方向，断层可分为：①正断层：即位于断层面上方的煤层对位于断层面下方的煤层向下滑动的断层。②逆断层:即位于断层面上方的煤层对位于断层面下方的煤层向上滑动的断层.③平移断层：断层面两侧煤层呈水平方向推动的断层。3、断层对生产及安全的影响：A、影响采区的划分及工作面巷道布置;B、使工作面布置不规则,巷道掘进率明显增高，还常常会造成无效进尺；Ｃ、会给支护工作和顶板管理带来困难,管理不善还会造成冒顶事故；D、断层常是地下水的储存场所，所以严防断层透水；E、断层破碎带可能聚集瓦斯,工作面通过时应注意防止瓦斯事故；4、节理对采煤安全生产影响主要表现为：A、使顶板破碎，容易冒落。B、使工作面淋头水恶化。C、当煤层节理面与工作面平行时,工作面很容易发生片帮事故；若顶板岩层节理面与工作面平行或节理发育时,给定班管理造成困难，容易发生冒顶事故.D、节理发育地段是瓦斯的良好通道和积聚场所。5、寻断失煤层法:A、据断层擦痕B、牵引现象Ｃ、导脉D、小断层类比法E、标志层法。6、断层预兆：A、煤层走向与倾向发生较大变化B、煤层顶底板出现严重凹凸不平。顶底板岩石中裂隙增多C、煤层厚度发生显著变化。松软光泽变暗D、出现滴水涌水瓦斯涌出量增大。三、陷落柱及岩浆侵入体(一）陷落柱陷落柱是因为煤系地层下部有很大的可溶性岩层，这些岩层由于地下水的溶蚀作用，形成了较大的岩溶空洞，在地质构造和上覆岩层重力的长期作用下，有些溶洞发生塌陷,覆盖在上面的煤系地层也随之陷落，破坏了煤层及顶板的完整性。由于这种塌陷的剖面形态为柱状，所以称为陷落柱.（即：无炭柱，由于煤层地层下面的奥陶纪石灰岩中产生溶洞，由于重力的作用使煤系地层陷入溶洞而成。)陷落柱对生产的影响：(１）在陷落柱比较发育的地区，煤系地层常遭到严重破坏,使煤炭储量减少;（2）陷落柱破坏了煤层的连续性,给巷道布置、采煤方法的选择造成很多困难；（3）采煤工作面遇到陷落柱，整个生产组织将复杂化,对安全生产极为不利;（4）在富水矿区,陷落柱穿透含水层时，可将地下水导入井巷,对矿井安全生产威胁极大。（二）岩浆侵入体在煤层形成以后,由于受地壳运动的影响,地壳内炽热的岩浆沿着地层的薄弱带或裂隙,侵入煤层冷凝而成岩浆侵入体。第二节煤层一、煤层谢桥井田共含定名煤层31层，总厚31．４2m，其中可采煤层11层，自下而上依次为1、4－２、5、6、7—1、7—２、8、1１－２、1３－1、16—１、17—1煤层，可采煤层总厚2３．10m，占煤层总厚的７３。５%。13-１、8、4－2、1煤层为主要可采煤层,总厚14.５８m,占可采煤层总厚度的６３。１％。稳定煤层：13—1,8,４-２煤层西段，１煤层东段。较稳定煤层:１1-2，7-2，６煤层西段，５,４—2煤层东段,1煤层西段。不稳定煤层:１7—1，16—1，7—1，６煤层东段。可采煤层间距、煤厚表层位17－116-113—111—２8７-27－1654—21C3煤厚最大2。193。728．2８4．015。87１．80２.２94．7５２．64．3310。７4最小000.７９０1。１90０0。470２.1３0平均０.91．074。７2１.6７3．250.890.7６2。６１。051。49４．48间距最大21.32１06.６8７6．4６９7.1５12。16１2．７２37。6725。1７3０．851０４.762１.44最小4。２7６９.2９５５。4４71.5５0．６９０。799.3７3.４74.0274。8912。08平均１1.５２90。4866．95８６。７04。575。1１23.5818。12７．50８８.8216。44第三节矿井地质概况一、矿井地质构造谢桥煤矿位于淮南复向斜中部，陈桥背斜的南翼、谢桥向斜的北翼。总体上呈一走向近东西、向南倾斜的单斜构造。地层倾角一般10°～15°，虽局部地段发育有小的褶曲,造成地层起伏，但波幅较小,地层产状总体上变化不大。单斜构造特征明显。井田内断层较少，一般规模不大，对煤层的影响、破坏作用较弱，规模较大的主要为井田边界断层或发育在井田深部；且以北东、北北东向斜切正断层为主，偶见其它走向断层,逆断层发育较少。井田南部边界F2０２、F2０6断层为两条逆冲推覆断层，属阜风推覆构造前缘叠瓦扇的一部分，两断层间夹块一般厚100～200米,有时合二为一，夹块内构造复杂，由其造成井田深部局部地段含煤地层叠置;发育于井田深部的谢桥向斜的枢纽向东部仰起,向西倾斜,使得井田东段深部近向斜轴部的煤层走向由近东西转向南东。谢桥井田东二采区发育有2个陷落柱,分别为1#、２＃陷落柱，其中1＃岩溶陷落柱位于东二采区补Ⅱ勘探线附近。陷落柱呈上小下大的锥体，陷落柱内11-２，８，6，4-2，1煤层及灰岩顶界面整体下降１4～３８m。１#陷落柱的平面形态为近似椭圆形，长轴近南北向,直径25２m,短轴近东西向,直径2４2m。２＃岩溶陷落柱位于东二采区补Ⅲ与七-八勘探线之间,在平面上由3个近椭圆锥的小陷落柱呈串珠状组成，其延展方向为NW～ＳE,与１3１18工作面西段斜交，在延展方向长１53０米,在延展方向的垂向上宽30～140米2.2、矿井资源概况截止2008年9月底，剔除矿井历年动用储量4８56.9万吨,矿井剩余地质储量为６16９9.7万吨（包括济河闸地质储量468９.６万吨、工广煤柱5867．2万吨、井筒煤柱1916.0万吨、井田边界煤柱２54．６万吨、其它煤柱2675.0万吨),可采储量为３７７3３。8万吨（包括济河闸可采储量3416.0万吨)。一水平剩余地质储量为2862２.6万吨，可采储量为181４5.7万吨。其中:东一采区剩余地质储量为4413.6万吨，可采储量为3３１3．8万吨；东二采区剩余地质储量为6847。7万吨，可采储量为5１68.2万吨;东三采区剩余地质储量为364．６万吨，可采储量为24０。1万吨;西翼采区剩余地质储量为12555。４万吨，可采储量为９423。6万吨。二水平地质储量为33０７７．１万吨，可采储量为１９5８8．1万吨。其中:东翼采区地质储量为151８２．4万吨,可采储量为111６７.９万吨；西翼采区地质储量为1１６23.2万吨，可采储量为842０．２万吨。第三节矿井开拓一、煤田、井田（一）煤田划分为井田1、煤田：在地质历史发展过程中同一地质时期形成并大至连续发育的含煤岩系分布区矿区：统一规化开发的煤田或其一部分2、井田:划给一个矿井开采的那一部分煤田。（井田沿煤层走向的长度和倾向的水平投影宽度)（二）井田再划分1、阶段：在井田范围内沿着煤层的倾向，按一定标高把煤层划分为若干个平行于走向的长条部分，每个长条部分。（采区/分段/带区)2、采区:在阶段范围内沿煤层走向方向将阶段划分为若干块段区段：在采区范围内沿煤层倾向方向将一个采区划分为若干走向条带二、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形式.通常以井筒形式为主要依据,将矿井开拓方式分为：斜井开拓、立井开拓、平硐开拓、综合开拓。（一）斜井开拓：指主、副井都为斜井的开拓方式.（二）立井开拓：指主、副井都为立井的开拓方式。（三）平硐开拓:指利用水平巷道由地面直接进入，通过一系列巷道到达开采煤层的开拓方式。（四)综合开拓：一般情况下,矿井开拓的主、副井都是用同一种井硐形式。反之，我们根据矿井的具体条件，选取能充分发挥其优点的不同井硐形式,而不是限于单一的井硐方式进入开采煤层，这就是综合开拓。三、矿井巷道的分类(一）按巷道在生产中的用途划分：１、开拓巷道:为全矿井、一个开采水平或阶段服务的巷道。如井筒、井底车场、水平或阶段运输和回风大巷等。2、准备巷道:为一个采区服务的巷道。如采区上(下)山、采区上(下）山车场、采区石门等。3、回采巷道：为工作面直接服务的巷道。如区段平巷和开切眼等。（二）按巷道的空间形态划分１、垂直巷道:主要有立井、暗立井、溜井等。２、水平巷道:主要有平硐、平巷、石门、煤门等。3、倾斜巷道：主要有斜井、暗斜井、上山、下山等。第四节采煤技术一、采煤方法概述（一）基本概念采煤工艺与巷道布置及其在时间、空间上的相互配合称为采煤方法。采煤方法实质上包括采煤系统和采煤工艺两大部分。（二)采煤方法的分类目前，世界主要产煤国家使用的采煤方法总的划分为：壁式和柱式两大类。壁式类采煤法特点：煤壁（即工作面）较长，工作面两端至少各有一条巷道，用于进风、回风、运煤和运料;采出的煤炭平行于煤壁方向运出工作面。柱式采煤法特点：煤壁短，同时开采的工作面数目较多，采出的煤炭垂直工作面方向运出。我国常用的采煤方法主要有:（１)走向长壁采煤法：长壁工作面沿走向推进的采煤方法。（2）倾斜长壁采煤法:长壁工作面沿倾斜推进的采煤方法。(3)倾斜分层采煤法：厚煤层沿倾斜面划分分层面的采煤方法。(4)长壁放顶煤采煤法：开采6m以上缓倾斜厚煤层时，先采出煤层底部长壁工作面的煤,随即放采上部顶煤的采煤方法。（5）掩护支架采煤法：在急倾斜煤层中,沿走向布置采煤工作面，用掩护支架将采空区和工作面空间隔开，向俯斜推进的采煤方法。(6）伪倾斜柔性掩护支架采煤法:在急倾斜煤层中，沿伪斜布置采煤工作面，用柔性掩护支架将采空区和工作面空间隔开,沿走向推进的采煤方法。（7)水平分层采煤法:急倾斜煤层中，沿与水平面成25°～30°角的斜面划分分层的采煤方法。二、采煤工艺采煤工艺又称回采工艺，它是指采煤工作面各工序所用方法、设备及其在时间、空间上的相互配合关系。在采煤工作面进行煤炭生产的采煤工艺有５个工序组成：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理.我国目前普遍采用的采煤工艺有：爆破采煤工艺、普通机械化采煤工艺、综合机械化采煤工艺、综采放顶煤采煤工艺。（一）爆破采煤工艺简称“炮采”。是指在长壁工作面用爆破方法破煤、人工装煤、输送机运煤和单体支柱支护的采煤工艺.优点：适应性强,各种条件的采煤工作面均可适用，所需设备少,初期投入小。缺点:回柱放顶工序安全风险大,顶板事故多,产量及效率低,工人劳动强度大等。（二)普通机械化采煤工艺简称“普采"。其特点是：采用采煤机械同时完成落煤和装煤工序,而运煤、顶板支护和采空区处理与炮采工艺基本相同。（三）综合机械化采煤工艺简称“综采”。其特点是：落煤、装煤、运输、支护、采空区处理等工序全部实现机械化。它与普采最大的区别是：综采使用了自移式支架支护顶板，解决了支护与回柱放顶人工操作的难题，实现了支护与采空区处理的机械化.］优点：劳动强度低、产量高、效率高、安全条件好。（四）综采放顶煤采煤工艺简称“综放"。它是对厚煤层用综采设备进行整体开采的一类采煤方法。基本做法是：沿煤层（或分段煤层）的底部布置一个常规综采工作面进行采煤，对工作面后上部的顶煤则由液压支架的顶煤放煤口放入工作面输送机，运出工作面，顶煤的破碎、冒落是依靠矿山压力的作用实现的。第五节综合机械化采煤工艺一、综采面双滚筒采煤机工作方式(一)滚筒的转向和位置当我们面向煤壁站在综采工作面时,通常采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒应为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机正常工作时，一般其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤.这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。(二）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，这种割煤方式也叫做“穿梭割煤"，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。（三)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相同。因该方式需提前开出工作面端部切口，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，因而很少采用。２.工作面端部斜切进刀该方式有分为割三角煤和留三角煤两种。割三角煤方法进刀过程如下：①当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处尚留有一段下部煤②调换滚筒位置,前滚筒降下，后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至输送机直线段为止,然后将输送机移直③再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处④将三角煤割掉，煤壁割直后,再次调换上下滚筒,返程正常割煤。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帮侧。3。综采面中部斜切进刀其特点是输送机弯曲段在工作面中部，操作过程为:①采煤机割至工作面左端②空牵引至工作面中部，并沿输送机弯曲段斜切进刀,继续割煤至工作面右端③移直输送机,采煤机空牵引至工作面中部④采煤机自工作面中部开始割煤至工作面左端，工作面右半段输送机移近煤壁，恢复初始状态.端部斜切进刀时，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。而采用中部斜切进刀方式可以提高开机率，它适用于：较短的综采面，采煤机具有较高的空牵引速度；工作面端头空间狭小。不便于采煤机在端头停留并维修保养；采煤机装煤效果较差的综采面。但是采用该方式，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过程如下：①采煤机割至工作面端部距终点位置３～5米时停止牵引，但滚筒继续旋转②开动千斤顶推移支承采煤机的输送机槽③滚筒边钻进煤壁边上下或左右摇动，直至达到额定截深并移直输送机④采煤机割煤至工作面端头,可以正常割煤。钻入法进刀要求采煤机滚筒端面必须布置截齿和排煤口，滚筒不用挡煤板，若用门式挡煤板，钻入前需将其打开，并对输送机槽、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。第六节采区巷道布置及生产系统采区巷道布置主要是指采区内准备巷道的布置,但习惯上也包括回采巷道。采区巷道的布置目的:建立完善的、合理的采区运煤、运料、出矸、通风、供电和排水等系统。采区巷道布置的方式,取决于煤层的赋存条件和采煤方法等因素。二、综采面液压支架的移架方式（一)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,支架成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,能适应不稳定顶板，应用比较多；②分组间隔交错式，该方式移架速度快，适用于顶板较稳定的高采综采面③成组整体依次顺序十,该方式按顺序每次移一组,每组二三架,一般有大流量电液阀成组控制,适用煤层地质条件好,采煤机快速牵引割煤的日产万吨综采面。我国采用较多的分段式移架属于依次顺序式。（二）移架方式对移架速度的影响移架速度取决于泵站流量及阀组和管路的乳化液通过能力,支架所处状态及操作方便程度、人员操作技术水平等因素。而当这些因素相同时，决定移架速度的关键因素则是移架方式。(三）移架方式对顶板管理的影响选择移架方式不仅要考虑移架速度，还要考虑对顶板管理的影响。一般说来，单架依次顺序移架虽然速度慢,但卸载面积小,顶板下沉量比后两种小得多，适于稳定性差的顶板.即使顶板稳定性好，采用后两种移架方式时，同时前移的支架数也不宜大于3，以防顶板情况恶化。三、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，按照不同顺序有以下两种配合方式,即及时支护方式和滞后支护方式。１．采煤机割煤后,支架依次或分组随机立即前移、支护顶板，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，若煤壁容易片帮时，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，支架输送机前移，二者移动布距相同。这种配合方式在底座前端和机槽之间没有一个截深富裕量,比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板，但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。为了克服该缺点，在某些综采面支架装有护帮板，前滚筒割过后将护帮板伸平,护住直接顶，随后推移输送机，移架。四、综采面端头支护方式综采面端头支护方式主要有以下三种:①单体支柱加长钢梁组成的迈步抬棚，与普采面的该方式端头支护相同。该方式适应性强,有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦、费工费时.②自移式端头支架，移动速度快，但对平巷条件适应性差③用工作面液压支架支护端头,适用于煤层倾角较小的综采面，通常在机头（尾）处要滞后于工作面中间支架一个截深。第三章采煤工作面质量标准化与正规循环作业一、工作面质量标准化２０0４年2月国家煤矿安全监察局与中国煤炭协会颁发了新版《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》.1、采煤安全质量标准化矿井必备的条件（1）采煤工作面回收率达到规定要求.（2）考核期内采煤工作面无一次3人及以上直接责任的死亡事故.(3)检查资料齐全：ａ、有月检查记录；b、资料保持原始性、真实性，不得有虚假。2、采煤工作面质量标准化矿井等级和考核标准一级:采煤工作面安全工程质量得分在90分及以上，优良品率1０0％,工作面内无死亡事故；二级：采煤工作面安全工程质量得分在80分及以上，优良品率８0％；三级：采煤工作面安全工程质量得分在７０分及以上,优良品率５０%以上,无不合格品.3、采煤工安全采煤安全质量标准化标准及考核评分办法（具体见附表)二、采煤工作面正规循环作业1、采煤工作面正规循环作业的概念正规循环作业是煤矿生产的一项基本的、科学的生产作业制度，在采煤工作面实行正规循环作业，是实现煤炭安全生产,均匀生产、优质、高效的有效措施,是提高现场管理水平和技术水平的有效途径。根据采煤工作面生产过程,配备工种和人员，在一昼夜内按照一定的采煤程序，保质保量，按时完成作业规程中循环作业图表规定的生产任务,并保持周而复始不间断地进行的作业组织形式，则称为采煤工作面正规循环作业：（1)循环作业(２)作业形式：指在昼夜24h内生产班和准备班在时间上的分配形式。（３）循环进度(4）劳动组织：采煤工作面劳动组织是指各工种人员的配备及其组织形式。（5）循环率2、采煤工作面正规循环图表（1）循环作业图表（２）劳动组织图表（3）技术经济指标表第四章采煤工岗位责任制一、安全生产责任制的含义安全生产责任制是企业中最基本的一项安全管理制度，是所有劳动保护、安全生产规章制度的核心.二、采煤工岗位安全责任制采煤工岗位安全责任制应包括下列内容:］1、认真执行党和国家的安全生产方针、政策法律，法规及作业规程有关规定。熟悉本工作面有关情况，作到持证上岗.2、进入工作地点后,应先进行敲帮问顶，及时支好贴帮点柱.３、攉煤前，对所在区段单体补液一次,攉煤至单体柱窝前,注意支柱是否牢固，有无松动,防止支柱滑倒伤人。4、攉煤时，脚不允许踩蹬在允许的刮板输送机上,以防止挤伤腿脚。５、采面输送机停止运行时，禁止继续向输送机上攉煤,以防止启动困难。6、攉煤时，发现有残炮,丢失的电雷管等情况应及时捡起交于班长.7、普、炮采工作面，必须清净浮煤,方可从上到下或从下至上，逐段改好临时支柱用液压推移器缓慢推移输送机，其推进度要符合作业规程规定；刮板输送机移好后及时支上固定支柱。8、支架时严格按照作业规程和操作规程进行操作，支架必须上接顶下触底,且具有足够的初撑力,严防倒柱伤人或冒顶.9、回柱放顶前，准备好所用工具。每组两人分段作业时，一人放顶，一人观察顶板动静，并清理好退路.使用Ⅱ型梁作业,每组为三人，一人观察顶板,两人配合作业.10、在同一采煤工作面,回支平行作业时,炮采工作面距离不小于15m,机采工作面不小于20m,各段放顶应向同一方向做好退出口,并按照从上向下,由里向外，先支后回进行放顶.1１、回撤特殊支架时，应先检察顶板情况,做到先支替换支柱,方可撤架。12、工作面回撤的支柱、顶梁、背板、塘材，要堆放整齐，不得影响行人安全。１3、在回撤支柱时，如遇工作面顶板来压,应立即停止,暂时撤出人员,待顶板稳定后,方可作业。14、若遇坚硬顶板，放顶困难时,应认真执行特殊的放顶措施。15、工作面挂网背顶工作，应按规程规定执行，不得使用不合格的材料。16、在采煤、支护，回柱等采煤过程中，及时处理自动卸载的支柱，漏液单体，随时进行敲帮问顶,作业不得将网弄破。17、按时参加各类安全技术培训学习，提高安全思想素质、技术素质、业务素质、强化自保互保能力。第五章采煤工作面顶板及顶板事故防治第一节采煤工作面矿山压力及其显现规律一、矿山压力的概念地下煤层开采以后，围岩发生变形和位移，同进围岩内的应力也发生了增大，减小,甚至改变了原有的性质。这种引起围岩位移的力和围岩体中变化后的应力就叫矿山压力。在矿山压力作用下发生的围岩运动以及由此产生的支护受力或变形等现象，叫矿山压力显现。二、采动后矿山压力分布的一般规律（一)支撑压力支撑压力是指在岩体中开掘巷道，在煤层进行采煤时，巷道两侧或采煤工作面周围煤壁内形成的高于原岩应力的垂直集中应力.支撑压力不是常量,它的分布范围和大小，在不同的条件下变化很大,其影响因素有:(1)悬伸顶板的质量（２)顶板岩石的性质(3）煤的强度支承压力对工作面的影响:由于煤层开采必须要掘进巷道,而且回采的对象就是煤壁,因此支承压力在开采在是经常遇到的。支承压力引起的变形状态对煤工作面的落煤有时是有利的，它可以减小采煤机割煤时的电力消耗，提高割煤速度。但有时是有害的，如不利于巷道的维护和回采空间的维护,在一定条件下造成煤及瓦斯空出,煤的压出等.（二）采煤工作面周围支撑压力分布1、工作面前后方支撑压力工作面前后方支撑压力分布的一般规律，具体分布形状与采空区处理方法有关.工作面前后方支撑压力的分布，具有以下特征：(1)工作面前方支撑压力区，即应力升高区。是从工作面煤壁前2～３ｍ处开始，一直延伸到2０～3０m或更大的范围。压力峰值区，根据具体情况,约在距煤壁４~10m处，峰值的大小,可比原岩应力高1～3倍.该区在工作面两巷基本上属于要求超前加强支护的范围。（2）工作面后方支撑压力区，即采空区支撑压力.工作面后方支撑压力远比工作面前方支撑压力小；其峰值可能比原岩应力稍大。（3）工作面前后方支撑压力，是随着工作面推进而不断向前移动，所以也称它为移动支持压力。(4）应力降低区位于工作面前后方支撑压力区之间，工作面正处在该范围内.2、工作面上下方及切眼附近煤体上支撑压力在走向长壁工作面沿倾斜上下方及工作面后方原切眼附近煤体上同样形成支撑压力，它的特点是并不随采煤工作面的推进而发生明显变化，所以又称为固定支撑压力.固定支撑压力的分布形式和移动支撑压力相比,其峰值深入煤体内的距离较远，而影响范围则较小。此外，上方支撑压力和下方相比,上方的影响范围比下方稍大。三、采动后顶板活动的一般规律(一）采空空间上方岩层的分带用全部跨落法处理采空区后，采空区上方的顶板岩层必然会跨落、堆积、碎胀、充填采空区，对上方岩层其到一定支撑作用,但由于充填的饱满、密实程度与原有煤层相比,仍有很大差异和不足。所以,采空空间上方的岩层一般都将发生移动，自下而上形成3个带：即跨落带、裂隙带和弯曲下沉带。（二)上覆岩层在工作面推进方向的发展规律１、直接顶初次跨落一个长壁工作面从开切眼开始采煤后，直接顶的跨度不断增加，在自重作用下,其弯曲下沉也不断增大.一般在直接顶跨距达6—20ｍ后，直接顶开始跨落.当直接顶的跨落厚度达到采高的1.5~2倍时，跨落长度达到采煤工作面长度一半以上时称为直接顶的初次跨落,直接顶初次跨落时的跨距则称为初次跨落步距.２、老顶初次来压直接顶初次跨落后，采煤工作面继续向前推进，随着每次回柱放顶，采空区上方的直接顶也随着跨落下来.随着工作面的继续推进，老顶岩梁的跨度越来越大，老顶就会逐渐弯曲下沉。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。由开切眼到老顶初次来压时工作面推进的距离叫做老顶的初次来压步距，一般为2０—3５mm.３、老顶周期来压老顶初次来压后,随着工作面的继续推进，老顶岩梁会发生周期性折断下沉，工作面内也周期性的出现下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增大，甚至顶板出现台阶下沉等老顶来压现象，叫做老顶周期来压,老顶岩梁周期性断裂的距离叫做老顶来压步距，一般老顶初次来压步距的1／２—1/4。根据周期来压的过程可以看出,不是所有工作面都有周期来压现象。有周期来压的工作面，其来压强度、周期压力步距差异甚大,容易造成事故。所以，对单体支架的工作面应采取以下措施：(１)要掌握周期来压的步距，和初次来压一样,工作面周期来压时要加强支护强度和密度.（2）为了减少工作面支柱承受的载荷，周期来压时可适当缩小控顶距离。(３）坚持支护质量和对顶板动态监测，把住支护质量关.（4）周期来压步距与地质因素有关，而微小的地质因素有时不易发现,因而要善于观察周期来压的征兆，以便及时采取应急措施。第二节采煤工作面顶板控制一、采煤工作面顶板控制的内容采煤工作面顶板支护和采空区处理是采煤工作面顶板控制(也称顶板管理）的主要内容。二、采煤工作面顶板支护（一)采煤工作面顶板支护的作用和内容1、作用（１）防止工作面空间直接顶岩层的跨落，保护好工作面空间,以便能正常、安全地进行采煤工作。（2）在一定程度上防止老顶岩层的下沉、弯曲和离层,保持老顶岩层的基本整体性，增大老顶的强度/（3）衡量工作面支护效果的标志,就是工作面不发生冒顶事故。２、要求（1)要求支架有足够的初撑力（即工作阻力）。（2）要求指甲有足够的可缩性。（二）采煤工作面支架类型和单体支柱的特性采煤工作面支架类型根据不同的分类方法，主要有以下几种：（1)按结构可分为:Ａ、单根的支柱；Ｂ、由支柱、顶梁组合成的棚子支架；C、由支柱、顶梁、底座组合成的液压支架。(2)按材料可分为:Ａ、金属支柱；B、木支柱。(３）按工作原理可分为：Ａ、摩擦式金属支柱；B、单体液压支柱;C、液压支架。（4）按支架的作用可分为：A、普通支架;B、特殊支架.（三)采煤工作面单体支架的布置形式合理的支架布置形式必须满足以下要求：有足够的作业空间满足采煤、通风和行人的要求;能有效地控制顶板,保证安全生产;支护材料消耗最低；合理的支护密度。1、普通支架采用单体支架时，工作面普通支架的布置方式有点柱、棚子及悬臂支架等。２、采煤工作面特殊支架点柱、棚子及悬臂支架是采煤工作面的基本支架，统称为单体支架。单体支架的支柱与梁之间不是整体配合,其结构的稳定性不好,在工作面顶板来压时、回柱放顶时支架可能被推倒，造成顶板事故。所以，为了提高单体支架的稳定性，在采煤、回柱放顶等作业时，通常还配合使用一些稳定性较好和具有不同用途的特殊支架。特殊支架的布置方式有：沿切顶线架设的丛柱或密集支柱；烟切顶线每隔一定距离架设的木垛；沿切顶线架设的一梁三柱斜撑支架、一梁二柱或一梁三柱抬棚等。二、采空区处理1、全部跨落法全部跨落法处理采空区,就是对工作面以外的采空区的顶板,在撤去支架支撑的情况下,让其自行跨落或强迫其跨落,以减少工作面的顶板压力.2、充填法充填法处理采空区，是用水力(或风力)作动力,通过管路由地面或井下将沙子、矸石运到工作面，充填采空区使之支撑顶板的方法。3、缓慢下沉法缓慢下沉法处理采空区，其实质是当工作面采高不大时,利用顶板岩层具有的可塑可弯曲性能，使之在采空区弯曲下沉而不下沉，直到与底板岩层相接触,从而充填采空区并控制上覆岩层的活动。４、煤柱支撑法煤柱支撑法处理采空区,其实质是在工作面推进一段距离后,在采空区留下适当宽度的煤柱来支撑顶板。第三节采煤工作面顶板事故防治一、局部冒顶事故的防治(一）局部冒顶发生的原因及预兆局部冒顶实质上是开采过程中在矿山压力作用下已破坏的顶板失去可靠的支撑造成的。其发生原因,分为两个方面：一是破碎了的直接顶板,由于没有得到有效的支护而局部冒落；二是老顶的沉降迫使直接顶过快下沉和破碎,使支架失稳而造成局部冒落。局部冒顶发生前的预兆:(１)发出响声；（2）顶板掉渣；（3）煤壁片帮；（4）顶板裂缝；（5)顶板离层；（６）漏顶；(7)瓦斯涌出量突然增大；（8）顶板淋水增大。二、大面积冒顶事故的防治(一)顶板大面积冒顶发生的原因及预兆大面积冒顶事故的发生是由于直接顶和老顶大面积活动造成的.采煤工作面发生大面积冒顶前的压力显现、支架和顶帮发生的异常变化，形成了一系列顶板大冒落前的预兆,其主要表现为：1、顶板压力急剧增大,支架出现弯曲变形,金属支柱的活柱迅速下沉；单体支柱明显泄压，下缩、下沉。２、老塘内顶板断裂，发出“闷雷声".３、煤壁松软、片帮严重;使用电钻打眼时,感到钻进省力，用采煤机割煤时，负荷减小。4、顶板掉渣增多，伪顶护顶煤难以管理，漏顶片帮频繁，局部冒顶明显增加.５、敲帮问顶时声音不清，发出“空空”响声，表明顶板已经“放线、离层”。6、顶板裂隙增大，有时冒顶前瓦斯涌出量增大,顶板出现淋水或淋水加大。三、冲击地压及其防治1、冲击地压的概念冲击地压是井巷或工作面周围的煤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，是矿山压力的一种特殊显现形式。其特点如下:1、一般没有明显的预兆，难于事先准确确定发生的时间地点和强度；2、发生过程短暂，并伴随巨大的声响和强烈的震动，电机车等重型设备被移动，人员被弹起摔倒，震动波及范围可达几公里甚至几十公里，地面有地震感觉，但一般震动持续时间不超过十几秒钟；3、破坏性很大，有时顶板瞬间明显下沉(但可能并不冒落）;有时底板突然开裂鼓起,甚至接顶；有时大量煤块从煤壁抛出，堵塞巷道;有时支架被破坏，人员遭受伤亡。从显现特点来看，冲击地压发生时顶板可以不冒落，这是它与大面积老顶来压的区别。冲击地压发生前后瓦斯涌出量一般无明显变化，这是它和煤与瓦斯突出的区别。但是，它们可能互为诱发因素，例如大面积老顶来压或煤与瓦斯突出的同时有可能发生冲击地压。2、冲击地压的防治措施冲击地压的防治措施分两类为：一类是反防范措施，目的在于从战略上避免形成高应力集中的条件，在较大范围内减免冲击危险；另一类是解危措施,目的在于从战术上缓解已形成的应力集中程度，在局部范围内暂时解除冲击危险。A防范措施:(1)开采保护层.（2）避免形成孤岛煤柱。(3）顶板管理方法:应尽量采用长壁式开采及全部陷落法管理顶板。(４）巷道布置原则:应尽量将主要巷道和硐室布置在底板岩层中，回采巷道采用大断面掘进。（5）开采程序。（6）煤层预注水。（7)顶板预注水。Ｂ解危措施:(1)卸载钻孔。(2)卸载爆破。（3)诱发爆破。（4）煤层高压注水。第六章矿井通风与灾害预防第一节矿井通风矿井通风就是把地面的空气不断送入井下，同时把污浊空气排出井外的过程。其任务是:⑴供给井下人员足够的新鲜空气，满足井下人员呼吸的需要。⑵稀释、排除有害气体及矿尘,保证矿井内空气的清洁程度和防止瓦斯、煤尘爆炸事故。⑶稀释、排除井下的热量与水蒸气,维持合适的劳动环境,适宜井下劳动的空气温度是１５~20℃、比较适宜人体生活的湿度为50～60%.一、矿井空气矿井空气是矿井巷道内气体的总称.它是地面进入井下的新鲜空气和井下产生的有毒有害气体、粉尘和水蒸气的混合物.风流流动时分开、汇合的路线结构叫通风网路，基本形式有三种：串联网路，并联网路，角联网路。二、矿井通风系统矿井通风系统包括通风方式、通风方法和通风网路三部分。（一）通风方法指主要通风机的工作方法,分为抽出式、压入式、压抽混合式三种。我矿属抽出式通风，东风井装有两台GVI-42.3—1800型轴流式通风机，电机功率１8０0KW,最大排风量２3４00ｍ３/min，最大压力3２80pa;目前排风量117０0m3/mｉn，压力3000pa。西风井装有两台GAF—30—18－2型轴流式通风机，电机功率１２５0KW，最大排风量1３50０m3/min，最大压力6５73pa,目前排风量112０0（二）通风方式根据进回风井布置方式的不同,可分为中央式、对角式和混合式三种。我矿的矿井通风方式为两翼对角式，其中工业广场有三个进风井，付井直径8．0ｍ,净断面48.26m２,主井直径7。２m，净断面3６.68ｍ２，矸石井直径6.6m，净断面34．2１m2，东风井有两个井筒，东一风井直径4.０m，净断面10。5７m2（三）采区通风系统采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分，它是指矿井风流从主要进风巷道进入采区，流经有关巷道，清洗采掘工作面，硐室及其他用风巷道后，流入矿井主要回风巷的整个线路。（四）掘进通风掘进工作面通风采用局部通风机供风.目前,我矿均采用压入式通风,使用的通风机主要有以下几种：ＪＢT6２-２型功率2８KW及22ＫW额定风量390m３／ｍＫDF—6。３型功率３0KＷ×2额定风量6００m３/ｍHＤ6.5—1型功率22ＫW×2额定风量45０ｍ３功率22KＷ×２，局部通风管理规定：a、局部通风机必须有专职局扇司机负责管理，保证正常运转.ｂ、局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道内,距回风口不得小于１0mc、风筒吊挂必须平直,接头处不得跑风。严禁随意损坏风筒、在风筒上随意开窗打洞，以保证局扇的风流能供到迎头.风筒出风口距迎头距离:岩巷≤10m，半煤岩≤8m,煤巷≤ｄ、局扇实行“三专两闭锁”三专"指局扇供电实行专用变压器、专用开关、专用线路。“两闭锁"指风电闭锁和瓦斯电闭锁，即当局扇停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能立即自动切断局扇供风巷道中的一切电源。e、掘进工作面无论工作或交接班时都必须保持通风。无论工作或交接班时，都不准停风,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。因此必须安排专职局扇司机看管局扇，保证局扇因试漏检修等原因造成停风后及时恢复送风。局扇司机必须实行现场交接班制度，并挂牌留名。串联通风与循环风串联通风(一条龙通风)：采煤工作面或掘进工作面的回风风流再进入其它采煤工作面或掘进工作面.害处：(1）被串工作面的空气质量无法保证，有毒、有害气体和粉尘浓度会增加。(2）前面工作面一旦发生灾害，会波及被串地点，扩大灾害范围。《规程》规定：采煤工作面与其相连接的掘进工作面，掘进工作面与其相邻的掘进工作面,布置独立通风有困难时，可采用串联通风,但串联通风次数不得超过1次.有煤与瓦斯突出的煤层,严禁任何两个工作面之间串联通风。循环风：一般发生在局部通风中，即局部通风机的回风部分或全部再进入同一部局部通风机的进风风流中。害处：掘进工作面污风反复返回工作面，有毒、有害气体和粉尘浓度越来越大，由于风流中瓦斯浓度不断增大极易引发瓦斯爆炸事故。循环风不仅影响送入工作面的空气质量，严重的是瓦斯排放不了，导致超限直至达到爆炸界限，极易引起瓦斯爆炸事故。因此严禁局扇循环风,要求摆放局扇的巷道中的供风量必须大于局扇的喝风量，局扇距回风口的距离不小于１0m.（五）矿井通风设施建立通风系统，除了要有巷道和通风设备外,还必须在井下适宜的地点，安装必要的通风构筑物,来引导、隔断和控制风流，这样才能保证风流按照需要,定向、定量地流动。我矿通风设施主要有以下几种:过车风门规格：1。7ｍⅹ1。8ｍ过架风门规格：1。8mⅹ2.4m行人风门规格：80０mmⅹ１。6m所有风门均实现机械闭锁密闭墙：１90mmⅹ190ｍmⅹ3８０mm预制块砌筑，墙厚800mm。第二节瓦斯概述一、矿井瓦斯定义瓦斯地质是从地质角度研究煤层和煤与瓦斯突出规律，为煤矿安全和能源开发服务的一门新兴边缘学科。它主要研究瓦斯的形成、瓦斯的赋存和煤与瓦斯突出的地质条件、以及瓦斯危险性预测等方面的内容。矿井瓦斯：是指煤矿生产过程中，由煤层及其围岩释放出来的一种多成分的混合气体，包括CH４，,N2，Ｃ２H6(乙烷),H２Ｓ，和CO等.瓦斯中甲烷占绝大多数,其次围Ｎ2和CＯ2，其它成分含量很少.甲烷俗称沼气,为无色、无嗅、无味、无毒,可以燃烧和爆炸的气体.当空气中混有５—16%的沼气时，遇高温引起爆炸，同时瓦斯也是一种能源.煤层气:煤系地层中的有机物在成煤过程中形成大量的天然气，称为煤层气.煤层气大部分逸散到空气或围岩中，约有3—24%残存在煤层内。另有大约1—1５％储集在围岩的砂岩和石灰岩中，称为聚煤气。有人估计,现在世界探明的天然气储量中，煤层气占60－7０%矿井瓦斯和煤层气是有采矿和地质两个学科分划提出的术语,但其所指基本上一个意思，稍微有点不同的是瓦斯泛指涌入井巷工程中的各种有害气体,包括来自煤层顶底板及采空区的气体,成分较复杂;煤层气是光指储存在固相煤物质中的,成分以甲烷为主，包括多种重烃的气藏。应当把矿井瓦斯作为一种矿产资源进行研究,并将煤矿安全生产和开发利用层气资源两者紧密结合起来.二、瓦斯的赋存状态及其影响因素瓦斯的赋存状态主要有游离和吸附两种.以分子自由运动于煤层空隙和裂隙中的瓦斯，称为游离瓦斯；受分子引力，呈薄膜吸附于煤层孔隙或裂隙表面的瓦斯,称为吸附状态瓦斯。煤内瓦斯以吸附状态为主，游离状态为辅。实测表明,在开采深度1000-1200ｍ以内,煤层中沼气的吸附量占75—95%，而游离沼气量只占５—３0％。上述两种状态的瓦斯，在一定的压力和温度条件下，处于动平衡状态.当压力增高、温度降低时，部分游离状态瓦斯可转变为吸附状态，这以过程称为吸附过程.为放热效应;反之，当压力降低、温度升高时，部分吸附状态瓦斯又可转化为游离状态，这一过程称为解吸过程,为放热效应。第三节煤层瓦斯含量及其影响因素一、煤层瓦斯含量的定义煤层瓦斯含量是指单位体积或重量的煤体内，所含瓦斯的体积，单位为m3/t或ｍ３／m3或cｍ3/g.由于一定质量的瓦斯气体的体积取决于所处的温度和压力条件,因此在不同温度和压力条件下测得的瓦斯含量是不相同的.二、影响瓦斯含量的因素1、煤的变质程度煤的变质程度,一方面决定着产气的数量，变质程度越高,产气量越多,瓦斯含量越大；另一方面决定着煤内微空隙的发育程度,决定着煤对瓦斯的吸附能力.2、围岩的透气性围岩的透气性，决定着瓦斯的储存条件和瓦斯在煤层内的流动特性.煤和围岩的透气性好，有利于瓦斯的运移和排放，煤层瓦斯含量较小，瓦斯分布较均匀；反之，煤于围岩的透气性差，不利于瓦斯的运移和排放，有利于瓦斯的保存,煤层瓦斯含量较大，瓦斯分布不均匀。煤和围岩的透气性于层理、裂隙、孔隙的发育程度有关。３、地质构造地质构造对瓦斯的聚集和排放具有双重作用.在煤层顶板岩性致密、透气性差的条件下，在未受断裂破坏和严重剥蚀的褶皱地区，由于构造的圈闭，致使瓦斯沿煤层向上运移较易,因此背斜顶部较向斜槽部瓦斯相对聚积，瓦斯含量较大，瓦斯压力较高。在遭断裂破坏和严重剥蚀的褶皱地区，由于背斜顶部煤层埋藏较浅，通达地区的断裂发育，有利于煤层瓦斯的排放，因此背斜顶部较向斜槽部瓦斯含量较小，瓦斯压力较低。在遭受断裂构造破坏地区,当张性，张扭性的断裂,或先期虽未压性或压扭,但后期转化为张性或张扭性的断裂等通达地表时，起着排放瓦斯的作用，致使断层附近瓦斯含量减小，而压性,压扭性断裂，尤其是那些局限于煤层附近，尚未通达地表的掩伏式压性,压扭性断裂起着封存瓦斯的作用,致使断裂附近瓦斯含量增大.煤层倾角大小对于瓦斯排放的难易程度也有影响。倾角平缓，相对瓦斯涌出量大，煤与瓦斯突出可能性大;倾角较陡,相对瓦斯涌出量小，煤与瓦斯突出可能性小。4、煤层的埋藏深度在煤层露头附近，一方面由于煤层内的瓦斯逐步向大气排放,造成煤层瓦斯含量和压力由深而浅降低;另一方面,由于空气和地下水不断向煤层内渗入，改变着瓦斯的原始成分，形成瓦斯分化带。这种空气和瓦斯的长期缓慢交换，从而引起浅部瓦斯成分的带状分布.5、地下水的活动情况活动在煤层裂隙和孔隙中的地下水，不仅侵占了瓦斯的存储空间，排挤出部分游离瓦斯,而且由于水对煤粒的吸附还削弱了煤对瓦斯的吸附能力，在地下水的不断循环过程中煤内瓦斯逐步地被流水带走。因此，在其它条件相同的情况下,地下水活动强烈的矿井瓦斯含量较低，地下水活动微弱的矿井瓦斯含量较高.除了上述诸因素外,煤田的暴露程度、煤层的厚度变化，岩浆的侵入活动，以及地区的地质发展史等都对煤层的瓦斯含量有直接的影响。在分析煤层瓦斯含量的影响因素时，要注意各因素的异同，从中筛析出差异较大的因素.只有这样，才能正确阐明不同井田、同一井田不同采区瓦斯含量差异的原因。第四节影响煤与瓦斯突出的因素一、煤层瓦斯含量和瓦斯压力煤内瓦斯仅游离瓦斯显示压力,它和吸附瓦斯处于动平衡状态。如果外界压力突然减小，吸附瓦斯可以迅速解吸，产生大量游离瓦斯,瞬时产生高压释放,破碎煤体和岩石.瓦斯含量高,瓦斯压力大的煤层容易引起突出。二、地应力在研究煤与瓦斯突出的范畴内，地应力一般理解为采掘前方某一点所受的各向应力。它包括地层的重力，由于采动引起的集中应力，以及地壳运动在岩石内积聚的构造应力.地应力在煤与瓦斯突出中的作用，一方面使煤体产生位移和突然破碎，煤由静态变为动态；另一方面影响煤体内部结构，特别是煤的吸附性和透气性,控制着瓦斯的赋存和运动.三、煤体结构破坏程度煤体结构是指煤层在构造应力作用下所形成的煤的构造结构。具有构造结构的煤称为构造煤.目前，我国根据煤的裂隙发育情况、断口、光泽和手拭硬度等特征，将煤体结构按破坏程度大小分为四类:依次为原生结构煤（Ⅰ类）、破碎结构煤(Ⅱ类）、碎粒结构煤（Ⅲ类）和糜棱结构煤（Ⅳ类）。综上所述，在影响煤与瓦斯突出的三个主要因素中,高压瓦斯是突出的必要条件。没有高压瓦斯,即使地应力再大，煤体结构破坏再严重，也不会发生突出.但是，要保持煤层中的高压瓦斯，又必须有强大的地应力作用于煤层顶底板上才能保持平衡.因此，地应力是保持高压瓦斯的前提条件。地层静压力、压性和压扭性的构造应力是适于地层中保持高压瓦斯的地应力;张性和张扭性的地应力所造成的断裂构造，对附近煤和围岩起卸载作用，有利于高压瓦斯的排放.因此，压性和压扭性应力曾经集中至今尚未松驰的地段，易于发生突出。煤体结构遭受破坏是突出的有利条件。它削弱煤体强度，减少突出所需能量,所以突出常集中出现在地质构造破坏带内。第五节煤与瓦斯突出的一般规律1、突出一般都发生在一定的深度以下。随着深度的增加,突出次数增加,强度增大，突出煤层数增多,突出危险区扩大。2、突出次数和强度随着煤层厚度，特别是软煤分层厚度的增加而增加。突出最严重的煤层往往是最厚的主采煤层.3、突出与地质构造的性质、型式和部位密切相关,特别是构造应力集中的封闭型构造突出危险性大为增加。这些构造主要是指向斜轴部、向斜中的局部隆起、向斜与断层或褶皱交汇地区,以及压性或压扭性断裂带、走向拐弯和倾角骤陡及煤层扭转地区、顶底板阶梯状凸起地段等。4、突出瓦斯的主要成分是沼气,个别为二氧化碳气。５、突出与围岩的厚层和坚硬性可能有一定的关系.煤层顶底板层厚大、硬度高时,突出危险性增大。６、突出煤层通常具有的特点是力学强度低，软硬不均，透气性差，瓦斯放散速度较高,湿度小，煤原生结构遭受强烈构造破坏,层理紊乱,揉皱和滑动镜面发育等等。7、突出的动力作用方向大都是由上而下，突出危险性常随煤层倾角增大而增加.８、突出与采掘形成的集中应力有关。9、突出绝大多数发生在落煤时，尤其是爆破震动煤体,常为诱发突出的动力条件。10、突出危险性最大，发生次数最多的是石门揭穿煤层的过程中，其间突出强度极高，危险性极大.11、突出一般有一定的预兆，主要是三个方面：在地压显现方面有煤炮声，支架声,岩煤开裂等；在瓦斯涌出方面是涌出量异常，浓度忽大忽小,煤尘异常等;在煤层结构方面有层理紊乱、煤强度松软或不均，煤暗淡无光泽等.第六节煤与瓦斯突出的预兆一、煤与瓦斯突出的预兆１、有声预兆：顶板来压，支架劈裂声，掉渣声,煤壁发生震动，从煤体深部发出煤炮声.2、无声预兆:瓦斯涌出异常,瓦斯忽大忽小，打钻喷瓦斯、喷煤等.煤层紊乱,煤厚、倾角急变，见断层等。感觉迎头变冷。迎头出现“黑烟”现象.二、煤与瓦斯突出的本质到目前为止,突出的机理还不清楚。一般认为,突出是一种物理现象，即突出过程中没有明显的光、电、热现象，突出的煤、岩和瓦斯气体没有发生分子意义上的变化.影响突出的主要因素是地应力、瓦斯潜能和煤的物理力学性质，目前的突出预测都针对这三个因素，所有的防突措施都是要降低地应力和瓦斯潜能、提高煤体的强度.第七节煤与瓦斯突出的防治一、“四位一体"防突措施在防治煤与瓦斯突出的实践中,我国总结了一套行之有效的综合防突措施，习惯上称为“四位一体”防突措施,即突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验和安全防护措施.1、突出危险性预测突出危险性预测是防治煤与瓦斯突出综合措施的第一个重要环节。突出危险性预测包括区域性预测和工作面预测。１.1、区域性预测突出煤层经区域预测划分为突出危险区;突出威胁区；无突出危险区。三个区域具体防突要求:无突出危险区执行安全防护措施；突出威胁区执行30—10０m区域预测;突出危险区执行循环预测。预测具体方法：①瓦斯地质统计法。②综合指标法Ｄ、K法.这一方法主要缺点：测点较少,受限于石门揭煤中；用深度来间接反映地应力，只能应用于相同地质条件下的单一构造单元。甚至不如瓦斯压力更为直观,其它指标测定有误差时掩盖了压力值的影响。③瓦斯地质区化法.1．2、工作面预测对采掘迎头进行动态循环预测即工作面预测方法，又叫日常点预测或循环预测预报。它的直接成果即预测有无突出危险,用以决定是否施用具体防治突出措施。国内广泛采用的方法仍是传统《细则》规定的钻孔指标法，它们都是建立在煤体应力、结构、瓦斯三要素基础上，属接触式的定量预测方法。淮南主要采用D、Ｋ指标，S、K１指标。实事求是地讲，这些指标敏感性、准确性都不够理想。我们既有“经预测危险而未发生突出的情况”，也有“经预报无突出危险而实际发生的事例"。预测预报的准确性制约着防突工作的整体进步。第八节防治突出措施开采突出煤层时,必须采用综合防突措施。在采用防治突出措施时,应优先选择区域性防治突出措施，如果不具备采取区域性防治突出措施的条件，必须采取局部防突措施。一、区域性防突措施开采保护层保护层开采形成煤层顶底板上下一定范围矿压形变,达到被保护的突出煤层应力充分释放,同时利于抽采本煤层瓦斯，进一步增强煤体强度。从措施影响范围和卸压效果而言，保护层开采是最经济、可靠和有效的消突措施,广泛应用世界各国，技术十分成熟。在突出矿井中，预先开采的、并能使其他相邻的有突出危险的煤层受到采动影响而减少或丧失突出危险的煤层称为保护层,后开采的煤层称为被保护层。保护层位于被保护层上方的叫上保护层，位于下方的叫下保护层。１、开采保护层的作用保护层开采后，由于采空区的顶底板岩石冒落，移动，引起开采煤层周围应力的重新分布，采空区上、下形成应力降低（卸压）区，在这个区域内的未开采煤层将发生下述变化:1。1地压减少，弹性潜能得以缓慢释放。１.2煤层膨胀变形,形成裂隙与孔道,透气系数增加。所以被保护层内的瓦斯能大量排放到保护层的采空区内,瓦斯含量和瓦斯压力都将明显下降。1。３煤层瓦斯涌出后，煤的强度增加.据测定，开采保护层后，被保护层的煤硬度系数由0．３—0。5增加到1。0—1。５。所以保护层开采后,不但消除或减少了引起突出的两个重要因素:地压和瓦斯,而且增加了抵御突出的能力因素——煤的机械强度.这就使得在卸压区范围内开采被保护层时，不再会发生煤与瓦斯突出。1。4保护范围保护范围是指保护层开采后，在空间上使危险层丧失突出危险的有效范围。在这个范围内进行采掘工作,按无突出危险对待，不需要量再采取其他预防措施;在未受到保护的区域，必须采取防治突出的措施。但是厚度等于或小于1。5m的保护层开采时，它的效果必须实际考察,如果效果不好，被保护层开采后，还必须采取其他的防治措施。第九节矿井瓦斯防治矿井瓦斯从广义上讲是指井下煤体和围岩中放出的以及生产过程中产生的各种有害气体的总称，从狭义上讲矿井瓦斯专指甲烷,俗称沼气。一、矿井瓦斯及赋存状态瓦斯是一种无色、无味、无臭、无毒的气体,比重为0.５５４，比空气轻，难溶于水.瓦斯虽然无毒,但当其浓度很高时，会使空气中的氧气浓度相对降低，会引起窒息。二、矿井瓦斯涌出及矿井瓦斯等级瓦斯涌出分为普通涌出和特殊涌出。1．普通涌出指瓦斯经过煤体或岩石的裂隙，从某暴露面上缓慢,均匀，连续不断地向采掘空间释放.2．特殊涌出包括喷出和煤与瓦斯突出:喷出指大量的瓦斯在压力的作用下从煤（岩）体裂隙中喷出的现象；突出指在强大的矿山压力和瓦斯压力作用下，大量的瓦斯在很短时间内(几秒到几分钟）由煤层突然向采掘空间涌出.三、瓦斯爆炸及其预防（一）矿井瓦斯爆炸的危害矿井瓦斯爆炸的危害性主要表现在以下几个方面：①产生高温：瓦斯爆炸的瞬间,温度可达1８50--2650℃②产生高压:爆炸后空气的压力平均为爆炸前的9倍,如发生连续爆炸，则压力越来越高，对矿井的破坏也越严重；③产生剧毒的一氧化碳；④产生压力波冲击：压力波冲击会使井下巷道大量冒顶塌落，毁坏设备；⑤引起煤尘爆炸。（二）矿井瓦斯爆炸的条件及其影响因素瓦斯与空气混合到一定浓度范围时，遇火能能燃烧或爆炸：当瓦斯浓度低于５％时,矿井瓦斯与空气的混合气体无爆炸性，但能燃烧,火焰呈淡蓝色;当瓦斯浓度在5%-－16%时,遇火则发生爆炸；当瓦斯浓度大于16％时，混合气体失去爆炸性，也不能燃烧，但当供给新鲜空气时,遇火后能在与空气接触的面上燃烧。在新鲜风流中（氧气浓度约为21％),瓦斯浓度为9。５％时,爆炸威力最大.这是因为当瓦斯浓度为９．５％时,空气与瓦斯的混合气体中的瓦斯和其中的氧气全部参加了爆炸反应；当瓦斯浓度低于９.5%,其中多余下来一部分氧气没有参加爆炸，故使爆炸威力降低;当瓦斯浓度大于9。５％时，由于氧气不足,一部分瓦斯剩余下来没有参加爆炸,所以使得爆炸威力减弱。瓦斯爆炸除了上述的合适的瓦斯浓度以外，还必须有充足的氧气和引火温度,即当氧气浓度降低到１2％以下时，瓦斯混合气体就失去了爆炸性。引燃瓦斯的最低温度为６50——75０℃四、煤与瓦斯突出的防治煤与瓦斯突出及危害：在地应力和瓦斯(含二氧化碳)的共同作用下,破碎的煤和瓦斯由煤体内突然喷出到采掘空间.突出是煤与瓦斯突出、煤的突然倾出、煤的突然压出、岩石与瓦斯突出的总称。主要危害：１、在短时期内产生大量的有害气体，造成人员窒息；2、突出大量的煤炭，堵塞巷道，破坏支架和设备，使矿井通风系统受到破坏，迫使生产停顿；3、由于大量瓦斯突出，可能引起瓦斯爆炸、瓦斯燃烧进而引发矿井火灾。第七节矿尘及其性质一、矿尘的产生及分类矿尘是指在矿山生产和建设过程中所产生的各种煤、岩微粒的总称.矿尘除按其成分可分为岩尘、煤尘、烟尘、水泥尘等多种有机、无机粉尘外，尚有多种不同的分类方法,下面介绍几种常用的分类方法。1。按矿尘粒径划分（1）粗尘粒径大于40μｍ，相当于一般筛分的最小颗粒,在空气中极易沉降.(２)细尘粒径为１0~40μm,肉眼可见,在静止空气中作加速沉降。(3）微尘粒径为0。2５～10μm，用光学显微镜可以观察到,在静止空气中作等速沉降。(4）超微尘粒径小于0。25μm,要用电子显微镜才能观察到，在空气中作扩散运动。2按矿尘的存在状态划分（1）浮游矿尘悬池于矿内空气中的矿尘，简称浮尘。(2）沉积矿尘从矿内空气中沉降下来的矿尘,简称落尘。浮尘和落尘在不同环境下可以相互转化。浮尘在空气中飞扬的时间不仅与尘粒的大小、重量、形式等有关，还与空气的湿度、风速等大气参数有关。。3按矿尘的粒径组成范围划分（１)全尘(总粉尘）各种粒径的矿尘之和。对于煤尘,常指粒径为1mm以下的尘粒。（2）呼吸性粉尘主要指粒径在5μm以下的微细尘粒，它能通过人体上呼吸道进入肺区，是导致尘肺病的病因，对人体危害甚大。第八节第八节煤尘爆炸及预防措施1、煤尘爆炸的机理煤尘爆炸的过程包括以下三个阶段：⑴悬浮煤尘在热源作用下被干馏形成可燃气体。煤炭属于有机生物岩,煤炭被破碎成细小的煤尘后,其总表面积大大增加,系统的自由表面能也随着增加,从而提高了煤尘的表面化学活性,特别是提高了氧化产热的能力,若与火源相遇,热化过程迅速展开，放出大量的可燃气体.⑵可燃气体与空气混合而形成燃烧⑶通过剧烈的燃烧形成爆炸。2、煤尘爆炸的三个必备条件⑴煤尘具有爆炸性，煤尘分为有爆炸性和无爆炸性。挥发份含量越高的煤尘越易爆炸。另外,煤尘的粒度、煤中的灰份和水份，对煤尘的爆炸性能都有影响.⑵煤尘的浓度：悬浮于空气中的煤尘，其浓度必须在一定范围内才会爆炸，能够爆炸的最低浓度叫爆炸的下限。能够爆炸的最高浓度称为爆炸上限。下限一般在110—３35g／m3，上限在15０0—20０0g/ｍ３，浓度在３00—40０ｇ／m3时,爆炸威力最大。⑶引燃温度.煤尘的引燃温度一般在700-—80０℃3、防止煤尘爆炸的措施1、防治煤尘生成和飞扬措施:⑴煤层注水;⑵炮眼装水炮泥；⑶喷雾洒水：其中主要包括转载点设喷雾装置，割煤机和掘进机装设内外喷雾装置，综放工作面放煤口设喷雾头；综采面安设移架喷雾，掘进工作面的放炮喷雾以及炮前、炮后洒水灭尘等;⑷对井下巷道定期清扫和冲洗;⑸加强通风管理,合理控制采掘工作面的风速。从通风角度讲，最适宜的风速是1。5～2．０m／s２、防止煤尘引燃措施：本措施同防止瓦斯引燃措施相同.3、隔爆措施：在采区、进、回风石门设置岩粉棚或隔爆水槽,水槽的水量不得少于400Ｌ/m２，长度不小于３0m;采掘工作面设辅助隔爆水棚,水量不少于２00L／m2，长度不小于２04、健全的供水管路系统：防尘洒水管路应到达所有采掘工作面、溜煤眼、转载点及运输系统，采煤工作面的回风巷和中间运输机巷、石门等。并要求主要运输巷、上下山、掘进巷道、采煤工作面上下顺槽中的管路，每隔50ｍ都应安设支管和闸阀。并保证水量，水压满足要求４ｋg在井下矽肺病的防治措施中，除上述的防止煤尘产生和飞扬外,还要采取个人防护措施,如佩戴防尘口罩、定期检查等。三、煤矿尘肺病及其预防1、尘肺病是人在生产过程中长期吸收过量细微的粉尘而引起的以纤维组织增生为主要病变的肺部疾病。防煤矿尘肺病的关键就是降低工作场所的矿尘浓度，使其符合《规程》规定的标准,为此要采取综合防尘措施。第九节矿井防灭火一、矿井火灾及分类1、矿井火灾的概念凡是在井下或在入风井附近起火，其火焰、烟流能威胁井下安全的统称为矿井火灾。２、矿井火灾的分类(１）按起火的原因分有外因火灾和内因火灾两类。外因火灾主要指某种外在高温热源引起可燃物质燃烧造成的火灾；内因火灾指由于煤炭或其他可燃物自身受到某些化学或物理化学作用而发展起来的火灾。（２）按可燃物分有坑木火灾、机电设备火灾、油类火灾、瓦斯火灾、煤自燃火灾等。机电设备火灾主要有胶带输送机着火、刮板输送机火灾和输变电设备火灾.（3）按火灾的地点分有上行风流火灾、下行风流火灾、进风流火灾等。我们曾发生过的有煤自燃发火、胶带输送机着火、输变电设备着火、进风流着火。对矿井火灾采用不同的方法进行分类，主要是为了在灭火时采用不同的有针