矿山常识1可编辑

东胜煤田区域地层表表系统组厚度(m)最小～最大岩性描述第四系全新统（Q4）0～25为湖泊相沉积层、冲洪积层和风积层。上更新统马兰组（Q3m）0～40浅黄色含砂黄土，含钙质结核，具柱状节理。不整合于一切地层之上。第三系上新统（N2）0～100上部为红色、土黄色粘土及其胶结疏松的砂岩，下部为灰黄、棕红、绿黄色砂砾岩、砾岩，夹有砂岩透镜体。不整合于一切老地层之上。白垩系下统志丹群东胜组(J3-K2lsh)40～230浅灰、灰紫、灰黄、黄、紫红色泥岩、粉砂岩、细砂岩、砂砾岩、泥岩、砂岩互层，夹薄层泥质灰岩。交错层理较发育。顶部常见一层中粗粒砂岩，含砾，呈厚层状。伊金霍洛组(J3-K1zsh)30～80浅灰、灰绿、棕红、灰紫色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩、细砾岩、中夹薄层钙质细砂岩。斜层理发育，下部常见大型交错层理。与下伏地层呈不整合接触。侏罗系中统安定组（J2a）10～80浅灰、灰绿、黄紫褐色泥岩、砂质泥岩、中砂岩。含钙质结核。直罗组（J2z）1～278灰白、灰黄、灰绿、紫红色泥岩、砂质泥岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩。下部夹薄煤层及油页岩，含1煤组。与下伏地层呈平行不整合。中下统延安组（J1-2y）7～247灰-灰白色砂岩，深灰色、灰黑色砂质泥岩，泥岩和煤。含2、3、4、5、6、7煤组。与下伏地层呈平行不整合接触。下统富县组（J1f）110上部为浅黄、灰绿、紫红色泥岩，夹砂岩。下部以砂岩为主，局部为砂岩与泥岩互层，底部为浅黄色砾岩。与下伏地层呈平行不整合。三迭系上统延长组（T3y）35～312黄、灰绿、紫、灰黑色块状中粗砂岩。夹灰黑、灰绿色泥岩和煤线。与下伏地层呈平行不整合接触。中统二马营组（T2er）87～367以灰绿色含砂砾岩、砾岩、紫色泥岩、粉砂岩为主。此表取自内蒙古煤田地质勘探公司117队1990年编制的东胜煤田地质图资料可采煤层特征井田内含煤最多可达29层，层位相对稳定、可对比的有14层。其中可采煤层8层，即2－2上、2—2中、3－1、4—1、5－1、6—1上、6—2上、6－2中煤层；其它6层煤即2—2下、3－1上、6—1中、6—1下、6－2下、7号煤层，其可采区零星分布，可采面积不足井田面积的1/3。井田内可采煤层特征见表。表煤层特征一览表煤组号煤层号煤层自然厚度（m）可采厚度(纯煤)（m）层间距（m）可采程度稳定程度最小值－最大值平均值（点数）最小值－最大值平均值（点数）最小值－最大值平均值（点数）2煤组2－2上0—（100）—（80）大部可采不稳定2－2中0—（100）—（78）大部可采较稳定—（51）2－2下0—（100）零星可采极不稳定—（15）3煤组3－1上0—（100）—（24）零星可采不稳定—（28）3－1—（100）—（98）全区可采较稳定—（97）4煤组4-10—（100）—（71）大部可采较稳定—（97）5煤组5-1—（100）—（99）全区可采稳定—（85）6煤组6-1上0—(100)—(47)局部可采不稳定—（83）6-1中0—(100)—(22)零星可采极不稳定—（88）6-1下0—(100)—(30)零星可采不稳定—（84）6—2上0—(100)—(55)局部可采不稳定—（84）6—2中0—(100)—(69)局部可采不稳定—（70）6—2下0—(97)零星可采不稳定—（34）7煤组7(100)零星可采极不稳定&id=11327&page=0&star=2第二讲瓦斯第一课认清瓦斯真面目一氧化碳要提防

矿井瓦斯灾害是煤矿中的重大自然灾害之一。它不仅影响矿井的正常生产，还威胁到井下人员的生命安全。什么是矿井瓦斯呢矿井瓦斯就是在采掘过程中从煤层、岩层、采空区中放出的和生产过程中产生的各种有害气体的总称。

煤矿井下的有害气体有甲烷（沼气）、乙烷、二氧化碳、一氧化碳、硫化氢、二氧化硫、氮氧化物、氢、氨等，其中甲烷所占比重最大，在80%以上。所以，矿井瓦斯习惯上又单指甲烷。

矿井瓦斯是经地壳运动被埋入地下的亿万年前的古代植物，在地热和厌氧细菌的作用下与煤同时生成的。每生成1吨煤，可同时生成400立方米以上的瓦斯；但在漫长的地质年代中，大量的瓦斯已经逸散出去了，只有少量的瓦斯保存在煤层中。

矿井瓦斯是一种无色、无味、无嗅、无毒的气体。它混合到空气中，既看不见，又摸不到，还闻不出来；但它在空气中占的比例大了，会使空气中的氧气含量降低，能造成人员缺氧窒息死亡。

每立方米瓦斯的质量为千克，只有空气的一半稍多点，所以，它经常积聚在巷道的顶部和冒高的空洞中；它难溶于水，但扩散性和渗透性很强，煤层、岩层、采空区中的瓦斯能很快地涌到井下巷道中来。

矿井瓦斯和空气混合到一定浓度时，遇到火能够发生燃烧或爆炸。为此，井下不准抽烟、不准随意打开矿灯、不准无安全措施进行电焊气焊、严禁穿化纤衣服等。

一氧化碳是一种剧毒气体，因为它与血液中的血红蛋白的结合能力要比氧气与血液中的血红蛋白的结合力大300倍，所以，当空气中含有的一氧化碳被吸入人体后，血液中的血红蛋白就先同一氧化碳结合，就会造成人体组织和细胞的大量缺氧而中毒死亡。

按体积计算，空气中的一氧化碳浓度达%时，1小时内可使人轻微中毒；症状是头痛、恶心、耳鸣、心悸；吸入新鲜空气后，症状迅速消失。空气中一氧化碳浓度达%时，1小时内可使人严重中毒，这时除有轻微中毒的各种症状外，并出现肌肉疼痛、四肢无力、恶心、呕吐、感觉迟钝，甚至短时间昏厥、丧失行动能力等症状；同时皮肤和黏膜呈桃红色，两颊、前胸和大腿内侧尤为明显；及时吸入新鲜空气或氧气后，能较快地清醒，数天内可以恢复，一般无后遗症。空气中一氧化碳浓度达%时，经过20—30分钟人即死亡；如果浓度达1%时，人经过几次呼吸即会失去知觉1—2分钟后会引起致命中毒；症状是失去知觉、痉挛、突然昏倒，可昏迷数小时，甚至几昼夜，严重者呼吸停顿，处于假死状态，有的清醒后可能精神异常，甚至出现呆滞或瘫痪等后遗症。

在井下遇到一氧化碳中毒者时，应该尽快地将他移到新鲜空气处，注意保暖，立即进行人工呼吸或输氧气。

一氧化碳的来源有炮烟、火灾、瓦斯煤尘爆炸。为防止中毒，爆破后必须进行有效通风，只有将炮烟吹散后，才可以进入工作，在火灾或爆炸烟气侵袭时，必须佩带自救器。

第二课二氧化碳莫轻视当心毒气硫化氢

二氧化碳是无色、略有酸气味的气体。相对密度是，比空气重，常积聚在巷道的底部。它不助燃也不能供人呼吸，易容于水。空气中的二氧化碳含量过高时，可使空气中氧气含量降低而造成人缺氧窒息。

二氧化碳能刺激中枢神经，使呼吸加快。当空气中二氧化碳浓度达到3%时，人的呼吸急促，易感疲劳；达到5%时，出现耳鸣、呼吸困难等症状；达到10%时，发生昏迷现象。《煤矿安全规程》规定：采掘工作面进风流二氧化碳浓度不得超过%,总风流中不得超过,采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中的二氧化碳浓度超过%或采掘工作面风流中二氧化碳达到%时都必须停止工作，撤出人员，进行处理。

煤矿井下的二氧化碳主要来源于煤和坑木的腐化、矿井水与酸性岩石的分解作用、人员的呼吸、爆破工作、瓦斯煤尘爆炸、火灾等，有些煤层和岩层也会放出二氧化碳。

在采空区和停风或密闭较久的巷道中，都会积聚大量的二氧化碳。在停风较久或废旧巷道的入口处，应打栅栏、设警标，禁止入内。当掘进巷道接近采空区边缘或恢复停风较久的巷道，以及打开密闭时，都应提高警惕，加强检查，防止发生二氧化碳窒息事故。

二氧化碳气体靠人的直观感觉是很难察觉的，目前煤矿井下多用光学瓦斯检定器直接检测二氧化碳的浓度，精确的检测方法是在井下取气样送化验室进行测定。

硫化氢是无色、微甜、有臭鸡蛋味的气体，相对密度.有剧毒,对人的眼睛和呼吸器官的黏膜有强烈的刺激作用.它能燃烧,空气中浓度为%—%时,能爆炸。

空气中硫化氢的浓度为%—%时,会出现流唾液和清水鼻涕,呼吸困难等症状;浓度达到%时,会出现眼睛\鼻子\喉黏膜有强烈刺痛感,头痛\呕吐\四肢无力等症状;浓度达到%时,半小时内人就会失去\痉挛死亡.煤矿井下的硫化氢最大允许浓度,《煤矿安全规程》第100条规定为%.。在井下遇到硫化氢中毒者，应尽快将其送到新鲜风流中进行人工呼吸或输氧。

空气中硫化氢浓度为%—0,0002%时,可以闻到臭鸡蛋味,浓度达到0,0027%时,气味最浓;浓度超过0,0027%时,由于人的嗅觉失灵会闻不出来。

现场一般采用硫化氢检定管来测定它的浓度。还可以用一种专用的试纸来测定，如在1—2分钟内试纸变黑，说明硫化氢的浓度已经达到危险程度；比较精确的办法是在井下取气样送化验室进行分析。

煤矿井下硫化氢主要来源于坑木的腐烂、含硫矿物的水解、氧化与燃烧；我国个别矿井的煤、岩层中含有硫化氢，在采掘过程中会有大量涌出，严重危害着矿井的安全生产。由于硫化氢易溶于水，所以在采空区积水中常含有大量的硫化氢，现场采用的煤体注碱液或石灰水的办法来消除硫化氢的危害。

第三课瓦斯矿井分等级瓦斯爆炸有条件

在煤矿的采掘生产过程中，有大量的瓦斯向巷道和采空区中涌出。它有普通涌出和特殊涌出两种形式。普通涌出是煤层和岩层中的瓦斯均匀地、缓慢地、长期地向采掘巷道中涌出的形式。它是矿井瓦斯的主要来源。

特殊涌出包括瓦斯喷出和煤（岩）与瓦斯二氧化碳突出。这种涌出形式带有突然性，并具有音响和强大的动力作用，有很大的破坏性，对矿井安全生产威胁很大。

瓦斯涌出量，指的是单位时间内实际涌到采掘空间的瓦斯数量。表示矿井瓦斯涌出量的指标有：单位时间内涌出瓦斯的体积的绝对瓦斯涌出量、单位是立方米/日或立方米/分和正常生产条件下平均日产一吨煤涌出瓦斯量的相对瓦斯涌出量、单位是立方米/吨两种。

《煤矿安全规程》第133条规定：一个矿井中，只要有一个煤（岩）层发现瓦斯，该矿即为瓦斯矿井。瓦斯矿井必须依照矿井瓦斯等级进行管理。

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：

低瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10立方米/吨，且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40立方米/分；

高瓦斯矿井：矿井相对涌出量大于10立方米/吨或矿井绝对瓦斯涌出量大于40立方米/分；煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井。

每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，并根据鉴定结果采用不同的方法来管理矿井。

瓦斯爆炸必须具备下列三个条件，缺一就不能发生爆炸。

1、

瓦斯浓度。瓦斯与空气混合，按体积计算，瓦斯浓度在5%—至16%时具有爆炸性。

瓦斯爆炸界限不是固定不变的。如有别的可燃气体或煤尘混入，或温度、压力增加后，瓦斯爆炸界限就会扩大，瓦斯浓度不到5%就可能爆炸，超过16%还会爆炸；惰性气体混入后，可使瓦斯爆炸的界限缩小，瓦斯浓度达到5%也不爆炸，不到16%即失去爆炸性。如果混入的惰性气体很大，就可能使瓦斯与空气的混合气体失去爆炸性。

2、点燃瓦斯的火源。井下煤炭自燃、明火、电气火花、架线机车火花、吸烟以及摩擦、撞击和放炮产生的火花都可以点燃瓦斯。在井下防止各种火源的出现，对防止瓦斯爆炸是十分重要的。因此，任何人都应该自觉的不把火种带到井下，不在井下吸烟，不随意打开矿灯。

3、空气中的氧气含量。在空气与瓦斯混合的气体中，如果氧气含量低于12%，混合气体就失去爆炸性。在正常生产的矿井中，不可能采用降低空气中的氧气含量的办法来防止瓦斯爆炸。对于已经封闭的火区或正在处理中的火区，尤其是对高瓦斯矿井火区，可以采取注入惰性气体、降低氧气含量的方法来防止瓦斯爆炸。

第四课瓦斯爆炸危害大加强通风驱瓦斯

瓦斯爆炸的危害是极其严重的，不仅毁坏井巷和设备，更会危害矿工的生命安全。1942年日本帝国主义统治时期本溪煤矿发生的一次瓦斯煤尘爆炸，共夺走1549人的生命。

瓦斯爆炸的危害性表现在以下几个方面：

瓦斯爆炸后产生剧毒气体—一氧化碳。井下发生瓦斯爆炸以后，将会产生大量的一氧化碳。空气中的一氧化碳浓度，按体积计算达到%时，人在短时间内就会中毒死亡。一氧化碳中毒是瓦斯爆炸造成人员伤亡的主要原因。

瓦斯爆炸后产生高温。瓦斯浓度为%时，瓦斯爆炸的瞬间温度可达1850—2650摄氏度。这样高的温度对井下人员和设备有很大的危害，还可能伴生火灾。

瓦斯爆炸以后产生的高压气体。瓦斯爆炸以后，巷道中的空气压力约为爆炸前的7倍左右。高压空气以每秒几百米的冲击波浪向四周扩散，不仅摧毁巷道支架和设备，同时也是造成人员伤亡的重要原因之一，还可扬起煤尘，引发煤尘爆炸。

瓦斯爆炸后，在爆破地点，由于空气稀薄，问地急剧下降，水蒸气凝结成水，在爆源附近会迅速星星横低压区，因而爆炸波又会反向冲击，这对巷道的破坏更大。当低压区迅速积聚瓦斯，或反向冲击的空气中带来的瓦斯足够多，又有充足的氧气和引爆火源时，就可形成二次爆炸。1995年6月淮南某煤矿曾发生1000多次瓦斯连续爆炸，造成数十人伤亡的爆炸事故。

防止井下瓦斯积聚，首先应加强矿井通风，按实际需要分配风量并及时调节风量，利用新鲜空气开稀释并排出瓦斯。为此，应做好以下几方面工作。采用机械通风。为保证井下有足够的风量，每个矿井都必须采用机械通风，主要通风机一套运转，一套备用。对于瓦斯矿井，应采取抽出式通风。

加强掘进巷道通风。掘进巷道要利用总风压通风或采用局部通风机通风。局部通风机要设置在风口的新鲜风流处，禁止产生循环风。风筒要悬挂在巷道一帮，保持完好。风筒口离工作面最大不超过5米。临时停工的地点不准停风。

实行分区通风。分区通风就是采掘工作面的污浊风流直接流入采区回风道或总回风道，而不串入别的采掘工作面的通风方式。实行分区通风，不仅可以保证过采掘面都有新鲜风流，而且在发生瓦斯爆炸或燃烧事故时，可以缩小灾害范围，减少灾害损失。

及时建筑通风构建物。为保证矿井正常通风，应在井下适当位置设置控制风流的设施。如风门、风桥、挡风墙、调节风窗等。对这些设施要及时建筑，并保证质量，经常维修，保持完好。通过风门时，应随手关好。每个矿工对任何通风构筑物都必须爱护，绝对不允许破坏。

加强通风是目前处理瓦斯的主要手段，风流不畅就会发生瓦斯事故。为保持井下采掘工作面、巷道和其他地点风流

第五课采掘生产防瓦斯瓦斯积聚要处理

煤矿井下的瓦斯爆炸事故多发生在采掘工作面，而且又以掘进工作面占多数。

为什么掘进工作面的瓦斯燃烧和爆炸事故最多呢因为一方面掘进工作面是靠局部通风机供风的，风筒口距工作面太远或风筒漏风太多就会使掘进工作面的供风不足，瓦斯浓度很容易达到爆炸界限；另一方面，掘进工作面多用电钻打眼，如果电钻失去防爆性能，常常会冒出电火花。违章放炮也会引起瓦斯爆炸。因此，加强掘进头的通风，避免无计划停风、加强瓦斯检查和积聚瓦斯的处理、正确排放瓦斯，严格放炮制度，对防止掘进工作面瓦斯燃烧和爆炸事故有重要意义。

回采工作面瓦斯积聚的原因有：工作面风量不足；不能形成分区通风，出现不合理的串联风；工作面准备过程中，没有及时调整通风系统，致使作业地点微风；没有有效消除上隅角积存的高浓度瓦斯；非正规采煤工作面没有正规的通风系统等。其引爆火源:有电器失爆、违章放炮、采煤机截齿与坚硬夹石摩擦产生火花、小绞车钢丝绳摩擦火花、金属支架撞击火花等。因此，采用正规采煤方法，保证采面足够风量，消除不合理的串联通风，及时有效地排除上隅角瓦斯，严格放炮制度，加强瓦斯检查和积存瓦斯的处理等是减少采面瓦斯爆炸事故的必要措施。

《煤矿安全规程》第145条规定：当矿井绝对瓦斯涌出量达到规定或一个采掘工作面的瓦斯涌出量大于规程规定，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，以及开采有煤与瓦斯突出危险煤层的，应采取瓦斯抽放措施。

采煤工作面人员比较集中，如果发生瓦斯爆炸，其后果是非常严重的。因此，必须及时处理采煤工作面积聚的瓦斯，使工作面的瓦斯浓度不超限。其基本措施是保证足够的供风量。

对于采煤工作面上隅角积聚的瓦斯，可以采用以下几种技术措施进行处理：利用引射器或专用局部通风机抽出瓦斯；用竹帘、旧风筒布做风障，使风流通过采煤工作面上隅角三角区，将瓦斯带走；用竹帘等构筑通风墙排除采煤工作面后边一段废巷积存的瓦斯；打开工作面后边的横贯密闭墙，使一部分风流通过此横贯进入配风巷（尾巷）、将采煤工作面上隅角积存的瓦斯排除。

炮眼内积存瓦斯的处理。采煤工作面炮眼内的瓦斯浓度可超过10%。打好炮眼后，要及时装药，装药前应用炮棍在眼内来回捅一捅，以便派粗眼内的瓦斯。火药要顶到底，装药后要随即用炮泥填实填满。

采空区中积聚瓦斯的排除方法。如工作面的瓦斯超限，而且主要来源于采空区，应选用Z型通风系统改变采空区瓦斯流向，避免其威胁采面安全；或将采空区上部小阶段回风巷的密闭墙打开，以增加漏风来排除采空区中的瓦斯。或在工作面回风巷加设调节风窗，强迫采空区中的瓦斯不向工作面漏出；有条件时应进行临近层或采空区瓦斯抽放。对于综采放顶工作面，应在U型通风系统基础上，沿顶板加掘一条专用回风巷，进行“一进两回”式通风。

畅通，不得在这些地点堆积杂物，并应加强维护，以保证足够的通风断面。

第六课巷道不能存瓦斯杜绝火源防爆炸

巷道冒顶空间里积存的瓦斯，可以采用以下几种方法及时进行处理：风袖通风法。即在风筒上接一段分支小风筒直通巷道顶板冒顶处，排除积存的瓦斯；挡风板引风法。即在巷道支架顶梁上钉挡板，把风流引到冒顶处，吹散积存的瓦斯；充填隔离法。即在支架顶梁上钉木板，然后用黄土、沙子或惰性气体充填，堵塞空间，排除积聚的瓦斯。

对巷道顶板处层状积聚的瓦斯可采用提高巷道中风速（大于1米/秒）的方法消除，或利用导风板、引射器等引风吹散。

处理停风的独头掘进巷道积聚的瓦斯，必须制订专门的安全排放措施，控制送入独头巷道的风量进行排放。排放时，应有瓦斯检查人员在独头巷道回风流与全风压风流混合处检查瓦斯，当浓度达到%时，应指令风量调节人员减少向独头巷道的送入风量，严禁“一风吹”。排放瓦斯时，严禁局部通风机发生循环风，独头巷道的回风系统内必须停电撤人，并有矿山救护队现场值班，发现异常及时处理。凡是受排放瓦斯影响的硐室、巷道和被排放瓦斯风流切断安全出口的采掘工作面，也必须停止作业撤出人员，并设警戒人员，阻止非排放人员进入排放瓦斯风流流经的巷道。瓦斯排放后，只有恢复通风的巷道风流中。瓦斯浓度不超过%和二氧化碳浓度不超过%时，方可恢复正常通风。国内外在排放独头巷道积存瓦斯时，多次发生瓦斯爆炸，造成重大损失和人员伤亡。

火源是瓦斯燃烧和爆炸的必要条件之一。所以在煤矿井下防止出现火源是十分重要的，应做好以下几项工作：

严格井口检查制度，禁止携带烟草和点火工具下井。井下禁止吸烟。井下应使用防爆的照明灯，应禁止打开矿灯。

井口房和通风机房附近20米内，禁止用火炉取暖。井下禁止使用电炉。井下和井口房内不准进行电焊、气焊和使用喷灯接焊等；如必须使用，每次必须制订安全措施，并须经过批准。

在瓦斯矿井中应选用矿用防爆型机电设备。不准带电检修或迁移电气设备。只有在安装电动机和开关的地点附近2020米内巷道内的瓦斯浓度小雨1%时，才准送电启动。

高瓦斯或煤与瓦斯突出的掘进工作面，必须实现“三专、两闭锁”（三专：专用变压器、专用电缆、专用开关；两闭锁：风电、瓦斯电闭锁）。

放炮必须执行“一炮三检”制（放炮员、班组长、瓦斯检查员连锁）。每个炮眼必须充填足够的水炮泥。严禁明火放炮和放糊炮。尤应防止铁器撞击。经常检查火区的情况，严格管理火区，建立火区管理卡片。火区启动前一定要经过鉴定，确认火区已经熄灭时才能启封。第七课瓦斯管理要加强检查瓦斯有仪器

瓦斯可以使人窒息，也能够燃烧与爆炸；当它涌到井下工作间以后，就有可能造成灾害事故。但是，只要我们加强管理，人人提高警惕，认真对待，瓦斯就会乖乖地听话。

加强瓦斯管理，有很多方面的工作。如加强通风，冲淡瓦斯；控制井下工作地点的瓦斯浓度不超限；采用机械通风、分区通风并适时调整通风能力；坚持矿井风量和瓦斯观测工作，认真填写记录牌和通风报表；每班都要定人、定点、定时进行瓦斯检查，并形成制度；及时正确处理积聚的瓦斯；及时构筑通风设施，并保证其完好；进行瓦斯抽放，预先排瓦斯，减少瓦斯涌出量；采取有效措施防止瓦斯喷出、煤与瓦斯突出，等等。但最主要的是加强群众性的瓦斯防治工作。

矿井通风、瓦斯检查人员应由从事井下采掘工作不少于1年，并经过专门培训和实习，考试合格的人员担任；并经常接受有关安全技术知识的培训和教育。其他井下工作人员也要学习有关瓦斯的知识。

瓦斯燃烧和爆炸的关键是火源，在井下要杜绝一切火花的产生，也不要把火种、如火柴、打火机等带到井下。对于那些停工、停风和废旧巷道，要打上栅栏，禁止人员进入，以免引起窒息事故。瓦斯超限时，坚决停止生产，及时进行处理。局部通风机启动前，放炮前后要检查瓦斯，不冒险作业。不在巷道和采煤工作面乱堆杂物，以保证风流畅通。

光学瓦斯检定器是根据光在不同气体（介质）中的折射率不同这一道理，制成了一种测定瓦斯浓度的仪器。它是利用棱镜的折射和反射使灯泡发出的光产生一组像“彩虹”一样的光谱，由于瓦斯的折射绿与空气的折射率不同，当光通过含有瓦斯的气室后，彩虹就向前移动一段距离，瓦斯浓度越高、移动的距离越大。根据这个道理，就可以测出井下各处的瓦斯浓度。所以，有的人就说，“彩虹”走，瓦斯有。就是说，光谱发生移动，就表明测定地点有瓦斯存在。

光学瓦斯检定器由平面镜、棱镜、物镜组、空气室、瓦斯室、盘形管、精读数盘手轮、粗动手动、粗读数目镜、精读数目镜、出气孔、进气孔、水分吸收管、二氧化碳吸收管、电池、灯泡和吸气球组成，它既能测瓦斯，还能检测二氧化碳等气体。是常用的瓦斯检测仪器。仪器带到井下后，应在井底车场新风中捏吸五六次，并对零。测定时，将连接进气口的胶皮管伸到待测处慢慢捏气球五六次，即可测出该处的瓦斯浓度。

若要测定二氧化碳浓度，应先测出该地点的瓦斯浓度，再取下二氧化碳吸收管，测定一次，此时的测值为瓦斯和二氧化碳混合气体浓度，用混合气体浓度减去瓦斯浓度再乘上换算系数即为二氧化碳的真实浓度。在密闭区或火区等严重缺氧地点测定时，实测瓦斯浓度偏大，应予校正。

该检定器是精密仪器，使用中应加以爱护，并适时检修、校正。在井下应正确佩带，并防止碰撞，以免影响精度。

第八课电测瓦斯真先进报警断电有机关

电测式瓦斯检定器的特点是灵敏度高、体积小、测值直观、便于自动报警和断电控制。我国现在主要有热导式和热效式两类。多为便携式。

热导式瓦斯检定器是利用瓦斯与空气热导系数不同而测知瓦斯浓度的。常用的热导元件是螺旋形金属丝和半导体热敏电阻。由于半导体热敏电阻受二氧化碳和水蒸气的影响较大，元件的一致性和互换性也较差。此类的检定器测定低浓度的瓦斯时，输出的信号很小，误差较大，所以只适用于测定高浓度的瓦斯。热效式瓦斯检定器又称热催化式瓦斯检定器。它是利用可燃气体在催化剂的作用下无焰燃烧产生热量使元件电阻因温度升高而发生变化来测知瓦斯浓度的。此类检定起器测定低浓度瓦斯时，输出信号较大、不受其他可燃气体和粉尘的影响，精度较高，信号处理和显示较简便、直观，易于实现超限报警、遥测和监控。但催化剂与硫、铅、磷、氯等化合物接触时催化性能会逐渐降低，可使仪器的灵敏度降低，甚至给出错误信号。此类检定器的测量范围有0—4%或0—5%。4

电测式瓦斯检定器可连续检测，具有声光报警等特点。使用中应注意及时给电池充电，并适时对其精度进行校正。

将电测式瓦斯检定器同矿灯结合起来即为瓦斯报警矿灯。其具有照明和瓦斯超限报警两种功能。

随着电子技术的发展，国内外相继研制成功煤矿用瓦斯报警断电仪、瓦斯连续遥测报警仪、风电瓦斯闭锁装置和多参数环境监测仪，对保障煤矿安全生产起到了重要作用。

瓦斯报警断电仪通常由传感器、声光报警箱和主机三部分组成。能连续监测风流中的瓦斯浓度。当瓦斯超限时，在发出声光报警的同时，切断受控电器设备的供电电源，以起到安全保护作用；当瓦斯浓度降低到规定值时，一起能自动恢复供电。它的固定型、车载型和机载型三类，分别用于控制固定型机电设备、电机车和采掘机械。对于固定型瓦斯报警断电仪中瓦斯传感器（探头）的安装位置及其数量、断电瓦斯浓度、断电范围、复电瓦斯浓度等。原煤炭工业部都作了明确的规定。

风电瓦斯闭锁装置，主要用于高瓦斯或煤与瓦斯突出矿井的掘进工作面。它根据掘进工作面及关联巷道的瓦斯浓度，对局部通风机及关联掘进巷道内响应的电器设备实现断电、变电控制，并不准强行启动动力设备。实现闭锁的方法有两种：一种是擦用瓦斯断电仪式遥测仪，即通过对磁力启动器等电器设备内部线路改接实现；另一种是采用微型计算机或数字逻辑电路技术实现闭锁。前者比较简单，但受断电仪性能的限制，表现诸多不便；后者功能齐全，使用方便。

每名矿工都应该对瓦斯报警断电闭锁装置严加爱护，以充分发挥其“安全哨兵”的作用，确保安全生产。

第九课瓦斯多少能遥测瓦斯闹事会喷出

瓦斯遥测仪可以完成瓦斯检测、传输、处理。矿井瓦斯遥测就是利用专用的仪器将瓦斯的浓度转换成电信号，并通过线路传输到地面进行处理的过程。瓦斯遥测仪分井上、井下两大部分。井下部分主要有瓦斯传感器、主机、声光箱等设备；井上部分主要有接收机、记录仪等设备。

瓦斯传感器是气—电转换器件，具有将瓦斯浓度变成电信号的功能。主机向传感器和声光箱提供工作电源，并将传感器送来的瓦斯浓度电信号通过脉冲载频形式发送到地面接收机。接收机把代表瓦斯浓度的电信号检出供给显示部件、记录部件显示或贮存。声光箱在主机控制下可发出声光报警信号。可实现多个地点瓦斯浓度的检测。

瓦斯传感器挂在井下需要测量和监测瓦斯的地点，如采掘工作面的回风流中。主机安设在传感器附近，同时供电方便、风流畅通的地方。声光箱挂在和被测处有关的多数工人都能听到或看到报警信号的地点、距主机300米内。接收机及记录仪安设在地面调度事或通风值班室，由专人值班守护。

为保证一起的精度和可靠，须建立定期巡检制度，定期对传感器的精度和灵敏度进行校正，对活性下降到一定值的元件要及时更换，要及时清除仪器上的粉尘，对长期运行的井下部件要拿到地面进行全面检修。矿工对传感器、声光报警箱等设备要倍加爱护，使其真正起到安全哨兵的作用。

在煤矿井下的采掘过程中，高压游离瓦斯从岩层或煤层的裂隙、孔洞中突然大量放出来的现象，就叫瓦斯喷出。

造成喷出的根本原因，是有高压的瓦斯源。若含瓦斯煤层的地质破碎带产生有天然的空洞或裂隙，其中积存有大量的高压瓦斯，当采掘巷道接近这些地点时，高压瓦斯就会突然大量释放形成喷出，喷出量可达数万立方米到几十万甚至百万立方米。瓦斯喷出时间可以从几分钟到几年。瓦斯喷出时并不带出煤，所以煤体中没有喷出空洞。一般说，喷出前都有明显的预兆，如煤层变软、变湿、顶板来压、支架断裂和底鼓，工作面风流中的瓦斯浓度增加或忽大忽小，有嘶嘶的瓦斯涌出声等

阳泉二矿于1954年在煤层底板石灰岩中开凿巷道时发生的瓦斯喷出现象，喷出量超过每天11000立方米，过了二年后喷出量仍超过每天5000立方米，喷出的瓦斯浓度达80%—90%。

英国卡尔乌德煤矿在1860年打井时，遇到大量的瓦斯喷出，并且被引燃，在井口形成巨大的火柱，燃烧达9年之久。在半径15公里内都可以见到火柱。

南桐煤矿0307工作面在回采了346平方米时，出现了瓦斯涌出的蜂叫声，随后底板破裂、上鼓、支架断裂、瓦斯大量喷出。喷出的瓦斯使风流逆转距离达180米，瓦斯浓度在50%以上，喷出持续109小时。

第十课瓦斯喷出能防治小心煤与瓦斯突

怎样预防与处理矿井瓦斯喷出呢

首先，必须加强矿井地质工作，摸清采掘区域内的地质构造情况；同时采取“探、排、引、堵”的技术措施。

探—探明地质构造。在瓦斯喷出可能性大的地区掘进时，可在掘进巷道的前方和两侧打钻孔，探明是否存在断层、裂隙和溶洞，以便了解他们的位置、大小和瓦斯赋存情况。

排—排放或抽放瓦斯。

如探明断层、裂隙、溶洞不大或瓦斯量不多时，则可让它自然排放；如溶洞体积大、范围广、瓦斯量大、喷出强度大、持续时间长，则可插管进行抽放。如在掘进工作面上喷出瓦斯的裂隙多，且分布较广，可以暂时停止掘进，封闭巷道接管抽放。

引—引导瓦斯到回风道。

喷出瓦斯的裂隙范围较小且瓦斯喷出量不大时。可用风筒将瓦斯引到回风道或引到距离工作面20米以外的巷道中，以保证工作面能安全放炮。

堵—堵塞裂隙。

当喷出瓦斯的裂隙范围较广，但喷出量很小时，可用黄泥或水泥堵住裂隙，阻止瓦斯喷出，以保证掘进工作面的安全。对于有瓦斯突出的工作面要有独立的通风系统，并加大供风量。职工配备隔离式自救器，并熟悉避灾路线。

在井下采掘过程，尤其在石门过煤层掘进时，常常一瞬间工作面突然被破坏，大量的煤与岩石被抛出，并放出大量的瓦斯，这种现象就叫煤与瓦斯突出，简称突出。有这种现象的煤层，叫煤与瓦斯突出煤层。世界上几个主要的产煤国家都有突出现象，其中以发国、俄罗斯、和我国最严重。据记载，从1951—1990年末，我国突出矿井共有250对，突出万次，占世界突出总数的三分之一以上。1996年在鉴定的621对国有重点煤矿中，有125对突出矿，共计发生突出349次。我国最大的突出，发生在1975年8月8日三汇一井，突出煤岩量12780吨、瓦斯140万立方米。1975年6月13日，在吉林省营城煤矿发生了我国首次岩石和二氧化碳突出，突出的岩石量1005吨、二氧化碳11000立方米。发生突出时，突出的瓦斯即顺风流沿回流动，大型突出时可逆风流向进风井方向流动，会使井下大范围内充满高浓度瓦斯，它可造成人员缺氧窒息死亡，还能引起瓦斯燃烧或爆炸事故。突出的煤岩可掩埋人员，造成人员伤亡。

突出的发生是煤层中的高压瓦斯、矿山压力和煤的机械性质综合作用的结果。但在不同地点，每次突出的主导因素有各有不同。

由于突出具有突然性，并伴有强大的动力和声响，所以它对煤矿的安全生产威胁十分严重。因此，我们必须认识和掌握突出的规律，采取有效的预防措施，彻底制服它。

瓦斯喷出能破坏巷道、支架、设备以及通风系统，危害生产和人身安全。由于瓦斯浓度突然加大，还会造成窒息、燃烧与爆炸等事故。所以，必须认真防治。

第十一课突出之前有预兆四位一体是妙招

煤与瓦斯突出前，一般都有预兆。掌握突出前的预兆，就可以及时采取预防措施，迅速撤离危险区，确保矿工们们的生命安全。

煤与瓦斯突出前具有以下各种预兆：

无声预兆。工作面顶板压力增大、煤壁被挤出、片帮掉渣、顶板下沉或底板鼓起、煤层层理紊乱、煤暗淡无光、煤质变软、瓦斯忽大忽小、煤壁发凉、打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象。

有声预兆。煤层在变形过程中发生劈裂声、闷雷声、机枪声、，声音由远到近，有小到大，有短暂的、有连续的、间隔时间长短也不一致，煤壁发生震动和冲击，顶板来压、支架发出折裂声。

但是，任何一次突出前，并不是所有预兆都同时出现，仅出现一种或数种，而且有的预兆还不十分明显；也有的预兆距发生突出前的时间太短，往往不能被人们很准确地掌握。

煤与瓦斯突出后的特征如下：

煤与瓦斯突出后的孔洞小腔大的梨形、舌形、倒瓶形以及其他分岔形等。被抛出的碎煤，堆积角都小于40度，并且大块在下，小块在上，煤粉被吹到远处堆积。有大量的瓦斯涌出，涌出的瓦斯量远远超过突出煤的瓦斯含量。大型突出时，瓦斯迫使风流逆转。突出时有明显的动力效应，能破坏支架、推倒矿车、破坏和抛出安装在巷道内的设施。

煤与瓦斯突出矿井，必须采取包括突出危险性预测、防治突出措施、防突措施的效果检验、安全防护措施的综合措施防治煤与瓦斯突出。通常称为四位一体综合防突措施。

突出危险性预测分区域预测和工作预测两种。在地质勘探、新井建设、新水平和新才额区开拓准备时进行区域预测。通过预测，把煤层分为突出煤层和非突出煤层。突出煤层经区域预测后被划为突出危险去、突出威胁区和无突出危险区。在突出危险区内进行采掘前，要进行工作面预测，定出突出危险工作面和无突出危险工作面。在工作面推进过程中，还要进行工作面预测，以预测工作面附近煤体的突出危险性。各种预测均是根据不同的指标及其临界值划分突出危险性的。

防治突出措施有区域性措施和局部性措施。区域性措施有开采保护曾和预抽煤体瓦斯，它可以使大面积煤层失去突出危险性。局部防突措施有多种，它只能防止局部地点的突出。采取防治突出措施后，还要对其防突效果进行检验。它是根据预测突出危险性指标的变化情况进行判定的。当预测指标低于突出危险临界值。认为防突措施有效。经检验证实措施有效后，还必须采取安全防护措施才能进行采掘作业。

安全防护措施旨在保护揭穿突出煤层工作面和突出煤层采掘工作面作业的矿工的人身安全。它包括震动放炮、远距离放炮、构建避难所、压风自救系统和配备隔离式自救器等5项内容。每名作业人员必须熟悉安全防护措施各项内容，熟练使用其中的设施和设备。

第十二课突出预防看指标开采保护防突出

预测煤层突出危险性的指标有煤破坏指、瓦斯放散初速度指、煤的坚固性指和煤层压力等指标。这些指标通过专业技术人员用专用的仪器，通过科学的方法测得。在这里就不细讲了。

开采保护层属于区域性防突措施，是国内外广泛应用的最简单、最有效和最经济的防突措施。什么叫保护层呢在开采煤层群的时候，有的煤层突出危险大，有的煤层突出危险性小，甚至没有突出危险性。为了白狐突出危险性大的煤层而先开采的不突出或突出危险小的煤层就叫保护层；后开采的突出危险煤层叫被保护层。位于被保护层上部的保护层叫上保护层；位于被保护层下面的叫下保护层。保护层先行开采后，其周围岩层及煤层会向采空区方向移动、变形，使保护范围内地应力降低，使突出煤层膨胀变形，透气性大幅度增加，瓦斯可得以解吸排放；瓦斯解吸排放后，瓦斯压力降低，煤的机械强度提高，突出煤层的突出危险性就会降低或消除。

在保护层中要尽可能不留煤柱或少留煤柱。非留不可时，应将煤柱的尺寸、位置准确地标注在采掘工程图上，以便在开采被保护层时，在煤柱影响范围内采取局部防突措施。

开采保护层时，应做到“三超前”，即保护层的掘进工作面超前回采工作面一个采区；保护层的回采工作面超前被保护层掘进工作面一个采区；被保护层的掘进工作面超前回采工作面一个采区。

开采保护层时，具有抽放系统的矿井，应同时抽放被保护层的瓦斯，以防被保护层瓦斯大量涌入保护层引起瓦斯超限。特别是开采近距离保护层时，必须采取措施，防止被保护层初期卸压的瓦斯突然涌进保护层采掘工作面，并必须严防误穿突出煤层。

第十三课局部防突有措施石门揭煤要小心

采用局部防突措施的目的在于使工作面小范围失去突出危险性。具体措施主要有水力冲孔、钻孔排放瓦斯、超前钻孔、金属骨架、超前支架、深孔松动爆破、卸压槽等。

水力冲孔是在安全岩（煤）柱的保护下，向有自喷能力的煤层打钻，送入高压水，部分地破碎煤体，使煤体应力和瓦斯得以释放，以减小或消除突出危险性。可用于石门揭煤、煤巷掘进和回采工作面。钻孔排放瓦斯是由煤巷或岩巷突出煤层打钻，使瓦斯经钻孔自然排放出来，待瓦斯压力降到安全压力以下时，再进行采掘工作。它适用于煤层厚、倾角大、透气性大和瓦斯压力高的石门揭煤。

超前钻孔是在煤巷掘进工作面前方始终保持一定数量的排放瓦斯钻孔，以排放瓦斯。适用于煤层赋存稳定、透气性好的情况下。金属骨架是一种超前支架。当石门掘进接近煤层时，先通过岩石柱在巷道顶部和两帮上侧打钻穿透煤层全厚，并进入岩层米，再用钢管或钢轨作为骨架插入孔内，并予固定，最后用震动放炮揭开煤层。适用于地压和瓦斯压力都不太大的急倾斜薄煤层或中厚煤层。

超前支架又称前探支架，是在掘进工作面前方向顶部用钢管或钢轨事先打一排超前支架，用以支撑悬露的煤体、排放瓦斯，增加煤体的稳定性。每一循环打一排支架，两排支架交替前进，使掘进工作面始终在前探支架保护下进行，在永久支架架好后，可以回收钢管，反复使用。它适用于极松软煤层。

大型突出往往发生于石门揭开突出危险煤层时，所以石门揭煤及有突出倾向的建设矿井或突出矿井开拓新水平时，井巷揭开突出煤层都必须编制专门设计，并按管理权限报县级以上煤炭管理部门审批。要求做到：

1、石门避免布置在地质构造复杂和破坏地带。

2、揭穿突出煤层前，要进行突出危险性预测。

3、掘进工作面距离煤层法线距离10米以外时，至少打两个穿透煤层全厚的钻孔，以确切掌握煤层赋存和瓦斯情况。

4、掘进工作面距煤层法线距离5米时，至少打两个穿透煤层全厚或见煤深度不小于10米的钻孔，测定煤层的瓦斯压力和预测煤层突出的危险性。

5、掘进工作面和煤层之间，必须保持一定厚度的岩柱，以便实施防突措施。岩柱厚读据防突措施的要求、岩柱性质、煤层倾角等确定。采用震动放炮措施时，掘进工作面距煤层法线距离的最小值为：急倾斜煤层2米；倾斜、缓倾斜煤层米。如果岩层松软、破碎，还应加大法线距离。

6、石门揭穿突出煤层预测有突出危险时，必须采取抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架或其他经试验有效的预防突出措施。经措施效果检验，确认无突出危险时，报集团公司批准，采用远句里放炮揭穿煤层；否则；须采用震动放炮揭穿煤层。

7、只能从煤层的顶板或底板一侧揭穿煤层，并尽可能一次揭穿煤层全厚。如果煤层倾角太小或厚度太大或爆破参数失误，不能一次揭穿时，在掘进剩余部分时，还必须采取防突措施。

第十四课震动放炮诱突出突出危险须防备

震动放炮是一种人为的诱导突出的措施，而不是防止突出的措施。它使突出发生在没有人员在场和采取了预防瓦斯煤尘爆炸措施的情况下，可避免突出时的人身伤亡事故。

震动放炮常用于石门或立井揭穿突出煤层时。它与普通放炮的不同点是：增加了炮眼数和装药量，一次爆破使整个掘进工作面迅速向前移动，全断面一次揭穿或揭开煤层。爆破时，强大的爆破冲击波使在地应力作用下的含高压瓦斯的煤体突然暴露，给突出造成有利条件，从而诱导突出发生。

震动放炮效果的好坏，主要取决于掘进工作面与煤层之间的岩柱厚度、炮眼数及其布置、炸药用量及起爆方式等。

采用震动放炮时，应将放炮区或全井断电，进、出风口50—100米内不得有火源，以免引燃突出的瓦斯。工作面必须有独立可靠的回风系统，并要保证风流畅通。在其进风侧巷道中，要设置两道坚固的反向风门，放炮时关闭，放炮后救护队进入巷道检查时打开。与该回风系统相连的风门、密闭、风桥等设施必须牢固可靠，防止突出后瓦斯涌入其它区域。为降低震动放炮时发生突出的强度和避免突出冲击波破坏巷道设施，应在掘进迎头20米内建立两道金属挡栏，挡住突出的固体物。如果震动放炮未能一次揭穿煤层，剩余部分掘进时必须采取防突措施。

震动放炮往往有延期突出的特点，所以放震动炮后，需隔半小时以上时间，由救护队到放炮地点进行检查，等排除瓦斯恢复通风后，才准进入工作面。

预防煤与瓦斯突出的方法很多，各矿必须根据具体条件合理选择，同时还应遵守以下各项规定：

在突出煤层中工作的区、队长，应由从事采掘工作不少于3年的工程技术人员或经过专门培训并考试合格的人员担任。在突出地点工作的人员，必须经过专门驯良，掌握防治突出的基本知识，熟悉突出的各项预兆，熟悉井下避灾路线。

开采突出危险的煤层时，必须进行专门设计、并规定保护层、煤层开采顺序、开拓方式、采煤方法、支架形式以及防治突出的措施。

突出煤层采掘工作面都必须有独立的通风系统，并设专人检查瓦斯。该区域要安设直通矿调度室的电话，发现有突出危险时，立即撤出人员。

在突出危险地区工作的人员必须佩带隔离式自救器。

在有突出危险的煤层进行采掘工作时，在一个或相邻的两个采区中，同一煤层的同一区段，禁止布置两个工作面同时相向回采，禁止两个工作面同时相向掘进。

在有突出危险煤层中的掘进工作面，应在其进风侧的巷道中设置两道坚固的反向风门，并保持回风巷畅通无阻。在突出煤层的采掘工作面附近的进风巷中，必须设置有供给压缩空气设施的避难硐室或急救袋；其回风巷中，如有人作业，也应设置。在突出煤层的巷道中更换、维修或回收支架时，必须采取预防煤体垮落而引起突出的措施。

第十五课矿井瓦斯要抽放方法得当就安全

在煤矿中，一般用通风的方法将井下涌出的瓦斯冲淡到安全浓度以下。但是，如瓦斯涌出量很大，只靠通风方法排除瓦斯是困难的，甚至在经济上不合理，在技术上也不可能，这就需要采用抽放瓦斯的办法来解决。瓦斯抽放方法有以下几种：

本煤层钻孔抽放瓦斯。在各水平的底板围岩运输大巷中，每隔30米做一长10—15米的小石门，作为抽放钻场。由此向煤层打3—5个放射状的钻孔，钻孔穿透煤层并进入顶板。钻孔打好后就插管封闭，接入总抽放管道进行抽放。

临近层抽放瓦斯。在开采煤层群时，如果临近层的瓦斯是构成矿井瓦斯涌出量的主要来源之一，可由开采曾向临近层打钻孔进行瓦斯抽放。抽放顶板上的临近层，叫做上临近层抽放瓦斯；抽放底板下的临近层，叫做下临近层抽放瓦斯。

采空区抽放瓦斯。如果采空区积存大量瓦斯，就会向采面或向中扩散，当威胁到安全生产时，就必须对采空区进行瓦斯抽放。这样就可以解决回采工作面机尾附近的瓦斯积聚问题，同时也降低了回采工作面的瓦斯浓度，可确保矿井安全生产。本煤层瓦斯抽放适用于透气性大的煤层抽放瓦斯；我国绝大多数矿井的煤层透气性都很小，若不采用增加煤层透气性的措施，抽放效果就不理想。临近层瓦斯抽放、效果好，应用普遍。采空区抽放需注意防止采空去内发火

抽出的瓦斯，可以做工业与民用燃料，可以用来发电。高浓度的瓦斯还可以作为化工原料。所以我们要加强瓦斯抽放工作，变害为利。第三讲

顶板

第一课

顶板压力是什么

压力有初次和周期

在掘进巷道之前，地下的岩层或煤层是实体的，上部岩层的重量压在下部岩层上，处于平衡状态。这时岩体不变形，也不会移动。我们在煤层或岩层中掘进一条巷道后，巷道顶部的岩层就要往下落，这个顶部岩层的重量就压在巷道的两帮上（叫做支撑压力），就像盖房子用的水泥预制板搭在两堵墙上一样。如果巷道断面小，而顶板岩层又坚硬，这个“预制板”（顶板）一时还不会垮落；如果巷道断面大，顶板岩层比较松软、层理又明显，这个“预制板”就会发生离层和弯曲下沉，有的人叫“顶板有劲”了；要是不用支架或其他办法支护住，最后就要断裂、破坏、冒落下来。这种由于进行采掘活动而在巷道及回采工作面周围岩体中，以及在支架上所引起的力，叫做“矿山压力”，人们习惯叫顶板压力。

掘出的巷道如果不支护，顶板就要冒落，冒顶会不会越冒越高呢在回答这个问题之前，我们先来看看有些农村的窑洞吧。在黄土高原土质致密的地方，人们往往在向阳坡掏成半圆顶窑洞居住，窑洞里不支护，上面的黄土层多少年也不会塌落，井下巷道也是这样，当顶板冒成拱的形状，就自然平衡不再往高处冒了，形成了自然的平衡拱。这时顶板的压力通过圆拱传递到巷道的两帮上，就好像一座石拱桥，桥上的物体重量是由两边桥基来承担一样。这个拱可以保持比较长时间的稳定，因此巷道支架所承受的压力，主要是拱内破碎岩石的重量。这种情况

在煤炭科学理论上叫做自然平衡拱假说。

回采工作面采空区压力大，顶板压力比掘进巷道复杂。现在我们用缓倾斜单一煤层走向长壁全部垮落法采煤的工作面作个例子来说明。

回采工作面由开切眼向前推进采煤。煤壁前方的支承压力区也跟着向前移动。随着工作面推进，靠采空区的支柱要顺序一排排回掉，直接顶就会自己垮落。如果直接顶比较厚，冒落的岩石可以填满采空区，老顶和老顶上面的岩层出现一定的弯曲便沉落在压实的碎矸上，形成了工作面后方的支承压力区。按照前面说的拱形理论，因为压力向前工作面前后传递，所以工作面及靠近的一部分采空区就成了减压区，顶板的压力显得比较缓和、均匀。如果直接顶的厚度比较小，冒落的岩石就不能填满采空区，直接顶上面的老顶就悬露在采空区上/随着工作面向前推进，老顶悬露面积不断扩大，到一定距离，就断裂下沉而垮落，这时使工作面顶板压力突然增大，形成了老顶来压。

一个新工作面从开切眼向前推进，老顶第一次大面积垮落叫初次垮落，初次垮落造成的工作面压力突然增大，就是初次来压。工作面继续向前推进，经过一定时间，达到一定距离时，老顶来压又重复出现，就是工作面顶板的周期来压。周期来压时，工作面的顶板压力和顶板下沉量比平时要大30%到40%，如果不掌握周期来压的规律，预先采取有效措施，加强工作面支护，就会发生大冒顶。

第二课

顶板管理有方法

木头顶子离不开

根据顶板的性质和煤层的厚度条件，处理采空区的办法（也就是顶板的管理方法）基本上有以下四种：

垮落法

也叫陷落法，就是随着工作面的向前推进，把工作面靠近采空区的支架撤出，让直接顶自行垮咯或者强制垮落，也就是我们常说的回柱放顶。垮落下来的岩块充填了采空区，减小了工作面顶板压力。工作面沿推进方向一次放顶的宽度叫放顶距；放顶前工作面沿推进的最大宽度叫最大控顶距；放顶后沿推进方向的宽度叫最小控顶距。我国大多数煤矿的回采工作面采用了垮落法。

充填法

由地面或井下把充填材料运送到工作面，充填采空区支撑顶板，不让它垮落。把采空区全米那填满的叫全部充填法，多用于2开采后2煤层或“三下”采煤，局部充填采空区叫局部充填法，一般是垒砌矸石带，支撑采空区顶板，适用于开采顶板坚硬的薄煤层。

煤柱支撑法

工作面推进一定距离后，在采空区内留下适当宽度的煤柱来支撑顶板。这种方法适用于顶板岩石特别坚硬、人工强制放顶也很难垮落的顶板条件。不过这种方法很少用，因为一方面煤炭回收率低，另一方面卡才近距离煤层群时，当下部煤层的工作面通过上部煤层留下煤柱时会产生集中压力，给工作面顶板管理造成极大困难。

缓慢下沉法

有一种顶板岩层韧性较大，回柱后顶板岩层不垮落，而能弯曲下沉，直到于底板自然合拢。这种方法适用于薄煤层工作面。

巷道里的支架不但受底板的作用，还受两帮岩石的作用。因此掘进巷道时就要根据不同情况合理选用合理的支架。木支架的形式多：有双腿棚子，如常用的梯形、矩形棚子；，完全棚子，多用于容易底鼓的巷道；加强棚子，当顶底板或两帮压力增大和变化时采用；异性棚子，根据不同的顶板或地质条件而采用的不规则的结构形式。随着钢筋混凝土和金属支架的出现及支护技术的发展，现在掘进巷道很少使用木支架了。

采煤工作面木支架的形式有；顶板坚硬、完整时用点柱，为了增加托板面积有时戴上柱帽；顶板压力大、或有平行工作面的裂缝时用横板棚子；顶板压力较小，或有垂直于工作面的裂缝时用横板棚子；在压力特别大的地方，一般用木垛或丛柱；在放顶线为了切顶和挡住垮落的矸石时，用密集支柱。

木支架有其优点，顶压大时它会折断和发出劈裂声，可以给工人一个警戒的信号。但它也有不少缺点，主要是靠煤壁刚架设时的初撑力较小，有的人说它在等劲，这时，支柱阻止顶板下沉的作用不大，容易使顶板早期脱层、破坏；另外它是一种刚性支柱，可缩量仅为%到%，顶板下沉后往往因为它的可缩性不够而压劈压断，失去了支撑顶板的作用，容易造成冒顶。据统计，使用木支架比可缩性金属支架事故高10倍多，木材支护因有就地取材、便于运输和加工的特点，目前还在广泛使用。在采煤工作面处理冒顶，维修上下顺槽，以及顶板来压时打木垛、做信号柱子等特殊情况仍在使用。

第三课

掌握单体金属柱

用好单体液压柱

单体金属支架包括摩擦式支柱和铰接顶梁。金属支柱有两种型号：急增阻式支柱的可缩量小（50到120

毫米），最小工作阻力为250到350

千牛，适用于顶板平稳、下沉量较小的薄煤层工作面；微增阻式支柱的最大工作阻力为350千牛，可缩量较大（400毫米）。可用在顶板下沉量较大的工作面，铰接顶梁对起伏不平的顶板和金属网假顶的适应性较差。

回采工作面的金属支架，大豆不是垂直顶底板架设的。在缓倾斜和倾斜煤层中的支架，不但要承受顶板岩层的垂直压力，还要承受岩层沿倾斜方向产生的下滑力，所以支架要有迎山角才能吃劲。在缓斜工作面，一般打成3到5度的迎山角。为了提高摩擦支柱的初撑力，达到有效支护的目的，架设支柱时，一定要用液压升柱器。

金属支架主要有三种支护形式：戴帽点柱对支护不平整顶板的适应性强，适用于坚硬顶板，但不能在比较破碎的顶板下使用。摩擦支柱与铰接顶梁配合使用，形成一梁二柱或一梁三柱的支架，适用于顶板比较破碎或有局部小地质构造的工作面。摩擦支柱与铰接顶梁也可组成悬臂支架，就是在放炮或割煤以后立即挂梁，梁下先不打支柱，形成一定长度的正悬臂，支护新暴露出的顶板，这样可以减少顶板初期下沉，对破碎顶板的管理非常有利。工人在悬臂下采煤，不致被顶板掉下来的碎石砸伤；特别是在回收支柱时，还可以利用顶梁做悬臂支护，使工人回柱更安全。

利用液体压力产生工作阻力的单根可缩性支柱，就是单体液压支柱。这种支柱是圆柱形柱体，由液压控制升降。分内注液式和外注式两种。单体液压支柱的初撑力大，可达摩擦金属支柱的3到10倍，支柱承载力均匀。所以顶板下沉量仅是摩擦支柱的三分之一左右，顶板很少发生台阶式下沉现象。因为靠液压系统控制，支、回速度快，一般比摩擦支柱快一倍左右，保证了工人的安全。据统计，使用这种支柱冒顶事故少，伤亡事故减少一半以上，单体亿万压支柱适用于缓倾斜煤层、顶板中等稳定、采高3米以下的普、炮采工作面的顶板支护，工作面两巷的超前支护以及综采工作面的端头支护。

采用单体液压支柱，必须有相应的安全技术措施。首先，要摸清工作面地质情况，搞好顶板压力观测；根据液压支柱性能，选择合理的支护密度，既要有效地控制顶板，又要防止支柱受压超限而损坏。使用前，对每根支柱要进行质检、技术性能的检查，符合使用标准才能下井。为了保护好支柱，不要用大锤等金属物敲打。为防止柱内工作液体流失，存放时支柱要保持站立状态。工作面倾角大时，架设支柱要在底板挖好柱窝，支柱要迎山有劲，支柱顶3与顶梁接触要严密。在支护过程中，如果发现自动卸载降柱、柱体有明显变形、活柱下缩到底形成死柱等情形，必须立即升井修理。只有这样做，才能保证支柱有良好的工作性能，有效地支护顶板。

第四课

切顶支柱是“特种兵”

自移支架是“大力士”

液压切顶支柱是由大工作阻力的液压支柱与推移千斤顶组成，也有人把它叫做切顶墩柱的，是我国近年来使用的一种新型特种支柱。

液压切顶支柱可用于普才和炮采工作面，是放顶和推移输送机的专用支护设备。它布置在回采工作面切顶线单体支柱（液压支柱或摩擦支柱）之间，代替以往的戗棚、木垛、丛柱、密集支柱等各种特种支架，加强工作面放顶线的支撑力，切断采空区的悬顶，减轻工作面顶板压力；它的千斤顶可以代替液压移溜器，用于推移工作面输送机。液压切顶支柱的型号有单伸缩单柱式的QD型、单伸缩双柱式的SJ型和双伸缩单柱式的ZQS型等类型。

工作面装备液压切顶支柱好处很多：它的工作阻力是大体液压支柱的3倍，是摩擦式金属支柱的6倍以上，因而能有效的支护顶板，用了它工作面基本支护承受的顶板压力明显降低，可适当减少数量；它的底座大，对底板的比压小，不易压入底板，可在软底工作面使用；工作面放顶时，单体支柱的回收是在切顶支柱保护下进行的叫少了顶板事故，保证了回柱的安全；特别是它推移输送机力量大，工人可以不再进入机（炮）道扫浮煤，也不必打临时支柱，减少了顶板和片帮片落伤人事故。此外，它与自移式液压支架比较，能更好地适应煤层地质条件变化，安装、拆卸也比较方便。

切顶主适用于缓倾斜煤层、顶板中等稳定、顶底板比较平整、采高米以下的回采工作面。为了有效控制顶板，应积极采用。

把支柱和顶梁连成整体，加上底座，以高压液体为动力来升降和推移，就形成了自移式掖压支架。它能完成支撑、放顶、移架、推移输送机等一整套工序。根据它对顶板的支护作用，可分为支撑式、掩护式和支撑掩护式三种类型。

支撑式支架又分为垛式和节式两种。支护的数目有两柱、三柱、四柱、五柱、六柱等，它依靠支柱较大的支撑能力，使采空区内的顶板岩石切断垮落，支护工作空间。支撑式支架适用于顶板坚硬完整、周期压力明显或强烈，底板也比较坚硬的采煤工作面。

支撑掩护式支架是以支撑为主但又有掩护作用的支架。它既能切断顶板，又能挡矸，兼有支撑式支架的优点。适用于顶板中等稳定或稳定、周期压力较明显，底板中等的工作面。

工人把液压支架叫做“钢铁长廊”，它具有结构强度高、支护性能好、移设速度快、安全可靠等优点，在这种支架下采煤，顶板事故大大减少。自移式液压支架与采煤机、可弯曲刮板输送机配套使用，就叫做综合机械化采煤。

第五课

石材、混凝土和支架

锚杆和锚喷支护

井下巷道推广锚喷支护以前，在交叉点、硐室和主要巷道，广泛采用石材砌券支护，砌券巷道的断面形状主要有半圆拱形和三角拱形。拱的作用主要是承受顶压，并将它传给侧墙和两帮。如果用混凝土均匀密实地填满券板，使巷道成一个整体，能防火、阻水，抗压强度更高。使用寿命更长。

钢筋混凝土支架是在地面预制成梁、腿和背板。在巷道中架设的棚式支架。其中梯形混凝土支架适用于稳定的巷道，拱形梁适用于顶压较大的巷道。

金属支架是巷道支护的一种主要支架类型。它强度大、体积小、操作方便，有刚性和可缩性两种。刚性支架用钢轨、矿用工字钢制成，没有可缩性，适用于运输大巷和采区巷道，刚性支架又分为：1、无腿支架：适用于岩石坚硬、跨度不太大的巷道；2、带腿三心拱支架：适用于顶帮岩石破碎、压力大和较宽的巷道；3、带腿半圆拱支架；4、梯形支架：适用于压力和宽度不大的巷道；5、拱形梁梯形支架：能提高支撑能力，适用于压力较大的梯形巷道。可缩性金属支架用U型钢制成，它的结构一般为拱形。因为拱梁和棚腿搭接一定长度并用卡紧装置卡紧，顶帮岩石移动时，支架可以自顶板或两帮压缩，产生可缩性。所以它用在矿山压力明显、底板坚硬的巷道效果最好。有些矿在采区动压巷道里使用，很适应顶帮岩层移动变形的需要。但为适应拱梁的要求，有时必须挑顶，容易破坏顶板的完整性。锚杆支护同木支架、混凝土、金属支架都不一样，它不是利用自身直接支撑顶板，而是向巷道围岩打眼，眼孔内锚入锚杆，利用围岩自身的强度加固顶板。锚杆喷浆、喷混凝土的作用就更进了一步，它不是消极地承受巷道围岩产生的地压，而是与巷道围岩结合成一个整体，使岩石本身成为一种具有承载能力的结构。有的人形象地把锚喷支湖比喻为“穿糖葫芦、纳鞋底和门窗刷油”。第一，打锚杆就像穿糖葫芦，把顶板岩石用锚杆串起来，挂在坚硬岩石上，起悬吊作用；第二，打锚杆又像纳鞋底，鞋底纳了以后耐穿耐磨，打锚杆后围岩被锚成一个整体，打多深锚杆就等于砌了多厚的券拱，起了组合梁、压缩拱和挤压体的作用；第三，喷沙浆和混凝土，就像门窗刷油，防止腐蚀。巷道围岩表面有了喷层以后，隔绝了与空气的接触，防止风化，并把围岩凹凸处和岩石裂缝充填起来，与围岩紧密结成一体，缓和应力集中，达到共同作用的目的。

我国煤矿从1955年开始试用普通木锚杆以来，锚杆的种类已发展很多，有压缩木锚杆、金属锚杆有楔缝式、倒楔式、管缝式；沙浆锚杆有钢丝绳和钢筋的；以及树脂锚杆等。1964年开始试验喷浆、喷射混凝土支护，后来把锚杆、挂金属网、喷射混凝土结合起来，形成一种独立的支护形式。目前，从小断面到大断面，从坚硬稳定岩层到松软破碎不稳定岩层，从平巷到竖井、斜井、大硐室、交叉点，从新掘巷道的支护到旧巷的修复，都可以用锚喷支护。与其他支护形式比较，显示了它的优越性。

第六课

顶板事故的原因

冒顶前的预兆

井下工作面发生冒顶事故的原因很多，比较常见的有：

地质构造复杂

松软破碎的顶板常有小的局部冒顶，坚硬难冒的顶板会发生大冒顶，少数矿井还有冲击压。如果采掘过程中遇到了断层、褶曲等地质构造，更容易发生冒顶。

顶板压力的变化

初次来压和周期来压时，顶板下沉量和下沉速度都急剧增加，支架受力猛增，顶板破碎，还会出现平行煤壁的裂缝，甚至顶板出现台阶状下沉，这时冒顶的可能性最大。

回采工序的影响

采煤机割煤壁或工作面放炮时，改柱、回柱和放顶时，对顶板的震动破坏较大，比其他工序时容易冒顶。

工作面部位不同

输送机头和机尾处；不按规格要求支护的地方；工作面与回风巷和运输巷连接的上、下出口；工作面煤壁线、放顶线与顶板交接处，都是容易冒顶的地方。

顶板管理方式

托伪顶、留煤顶开采。厚煤层用塑料网、金属网做假顶开采，工艺复杂，管理不好就要冒顶。

人的因素

干部违章指挥、工人违章作业是造成顶板事故最根本、最直接的原因，从全国历年的统计分析看，有80%以上的事故是因为各种违章和

工程质量低劣造成的。

技术装备落后

目前多数煤矿回采工作面还在使用摩擦金属支柱和木支柱，回柱基本上是人工作业，埋下事故隐患。

我们的责任就是根据不同时间、不同地点的不同情况，分别采取相应的安全措施，把顶板事故消灭在发生之前。

在正常情况下，顶板冒落事先都有预兆。预兆有下面几种：

响声

岩层下沉断裂、顶板压力急剧加大时，木支架就会发生劈裂声，紧接着出现折梁断柱现象；金属支柱的活柱急速下缩，也发出很大的声响。有时也能听到采空区内顶板发生断裂的闷雷声。

掉渣

顶板严重破裂时，折梁断柱就要增加。随着就出现顶板掉渣现象，掉渣越多，说明顶板压力越大，在人工顶板下，掉下的碎矸石和煤渣更多，工人叫“煤雨”，这就是发生冒顶的危险信号。

片帮

冒顶前煤壁所受压力增加，变得松软，片帮煤比平时多。

裂缝

顶板的裂缝，一种是地质构造产生的自然断裂，一种是由于采空区顶板下沉引起的采动裂缝。老工人说，流水的裂缝最危险，因为它深，缝里有煤泥、水锈的不危险，因为它是老缝；茬口新的有危险，因为它是新生的。如果这种裂缝加深加宽，说明顶板继续恶化。人们常常在裂缝中插上木楔子，看它是不是松动或掉下来，观察裂缝扩大了没有，作出预报。

脱层

顶板快要冒落的时候，往往出现脱层现象。检查脱层要用问顶的方法，如果声音清脆，表明顶板完好；顶板发出“空空”的响声，说明上下岩层之间已经脱落。

漏顶

破碎的伪顶或直接顶，在大面积冒落以前，有时因为背顶不严或支架不牢出现漏顶现象。漏顶如不及时处理，会使棚顶托空、支架松动。顶板岩石继续冒落，就会造成有声响的大冒顶。

第七课

两巷支护要超前

煤壁片帮需防止

普采、炮采工作面上、下端头（出口）及与之连接的回风巷、运输巷是事故多发地点。这是因为，工作面的上下巷一般都在采煤前掘出，巷道顶板暴露时间长，在回采时又受到采动和超前支撑压力的作用，还有做上下缺口要放炮，因此顶板下沉量较大，破碎比较严重。另一方面，上下出口处在采空区和巷到交叉处，控顶范围大；在上下出口要安装机头、机尾等体积较大的设备，随着工作面的推进，移输送机时这里的支架需要反复支、撤，使顶板更加破碎。

工作面上、下端头是指沿工作面方向，上巷下帮向工作面方向10米，下巷上帮向工作面方向10米的范围内。规定要求，使用摩擦金属支柱的回采工作面上、下端头部位，应使用单体液压支柱支护；工作面输送机头部位要使用四对八根11号工字钢长梁支护，保持一梁三柱，交替迈步前移。工字钢梁要制成花边，以便与支柱顶盖配合，绝不能把工字钢侧向使用和不对称使用，以保证支护强度。

回采工作面上、下巷道距煤壁线20米范围内需要超前支护；如果两巷原来擦用的是梯形木棚支护，靠近煤壁线的10米内，要在原棚梁下架设双排金属铰接顶梁和单体液压支柱支护。往外10米到20

米范围，可采用单排支护；如果两巷原来采用的是金属可缩性支架或金属棚梁支护，替棚时都要采用十字铰接顶梁与单体液压支柱配套支护。替棚工序应超前工作面进行。超前距离应根据顶板条件在作业规程中规定。

1、在采高较大、煤质较软、顶板破碎的回采工作面，冒顶事故多数是由煤壁片帮引起的。因为靠煤壁这一侧的顶板是由煤壁支撑，在支撑压力的作用下，煤壁很容易被压酥，再加上煤层本身松软，煤帮就容易片落。这样，破碎顶板在煤壁侧失去支撑，便容易冒落了。

在普采、炮采工作面防止煤壁片帮，可以采用下面几种办法：

落煤后，工作面煤壁应当采直采齐，及时打上贴煤壁支柱，使新暴露出的顶板得到支护，从而减少对煤壁的压力；

2、如果采高大于两米，煤壁松软，有片帮现象时，打完贴帮支柱后，还要加打横撑将煤壁撑住。打横撑的方法是，先把半圆木或板皮立着贴在煤壁上，用横撑一头顶住，另一头撑在贴帮柱上。如果煤壁很破碎，可以在煤壁和贴帮柱之间横向塞半圆木或板皮加以维护。

3、在片帮严重的地方，如果截煤或放炮后煤壁上方已经脱落，应在贴帮柱上加托梁或者超前挂金属铰接顶梁，使托梁或顶梁伸入煤壁片落处，超前支护顶板。

4、打眼时要合理布置炮眼，掌握好角度，顶眼距顶板不要太近。每个炮眼的装药量要适当控制。

5、落煤后及时挑顶刷帮，使煤壁不要向采空区方向倾斜，最好使煤壁向工作面前进方向仰斜一点。

防止煤壁片帮不仅可以预防冒顶，还可以减少砸人事故。在截煤或放炮后要及时清除伞檐和底根，保持煤壁齐整，也有利于移设输送机和打支柱。

第八课

回柱放顶要小心

初次放顶莫大意

我国采煤工作面主要使用全部垮落法管理顶板。据统计，回采工序中回柱放顶时发生的冒顶事故占30%到50%，因此，必须注意防止回柱放顶时发生冒顶。

对回柱的要求是：安全、快速，支架回收干净，使顶板充分垮落。支架回收复用率高。木柱一般用回柱绞车回撤。回收金属支柱时，如顶板比较稳定，支柱受力不大，可以人工回撤；如顶板比较破碎。支柱插如底板或被垮落的岩石埋住，应当用回柱绞车回柱。单体液压支柱不允许用机械设备强行回撤。

回柱放顶前要做好准备工作：检查顶板压力是否稳定，工作面支柱有五短缺、折断和歪扭，检查回柱绞车是否完好，戗柱是否打牢，回柱绞车断丝、断股是否超过规定，回柱钩头是否牢固，绞车操作信号是否灵敏等。作好了准备工作再进行会柱。

回柱放顶时必须指定有经验的人员观察顶板。放顶工必须站在支架完整和不会发生崩绳

崩柱、甩钩、断绳抽人等事故地点，并事先清理好退路。回柱绞车司机要严格按操作信号操作，避免该停车时不停车，刮倒支柱造成事故。在顶压集中区，应先打替柱，一面把金属支柱拉弯。如果工作面设有密集支柱和木垛，应当先超前支设，然后回收，防止支护密度不够，支撑能力不够而造成冒顶。采用无密集切顶时，应在放顶线戗戗棚并档挂矸帘，防止推倒支柱和矸石窜入。放顶区域内的支架，5信号外必须全部回清。如果回柱后顶板不冒落且超过规定的悬顶面积时，必须草区人工强制放顶或其他措施进行处理。

单体支柱工作面由开切眼向前采煤，叫初采。采到一定距离后，除工作面的回采空间外，支柱要顺序回撤，采空区顶板处于无支撑状态。随着悬顶面积增加，开始大面积垮落，叫初次放顶。初次放顶时工作面压力很大，很容易发生冒顶事故。

初采时，往往因为开切眼施工质量差，掘出时间长，工作面第一次开帮后会发生大小不同的漏顶现象，支架上部形成空顶区，支架失去牢固性，放顶时就容易推垮工作面。因此，掘进开切眼时要做到不空顶，两帮要背满背实。如果是分层开采的第一分层则顶帮要铺好金属网。第一次开帮，要在原由梯形支架棚梁下加打柱；如果棚顶已空，就要用一梁三柱大梁，两端插入煤壁，并在棚梁架木垛接顶。初采时开帮进度不宜过大，新支架一侧顶紧煤壁，另一侧与开切眼原有支架连锁，以提高工作面支架的稳定性。

一般推进10米左右即可初次放顶。放顶前要加固工作面支架，适当增加密度。为防止煤壁处顶板出现采动裂隙和台阶式下沉，要增设贴帮支柱。沿工作面每6米到10

米增加一个木垛，木垛四角可加戕柱固定。工作面放顶线上应打单排密集支柱。为防止顶板岩石垮落的侧向推力，在密集支柱工作面一侧，支上向老塘倾斜的戗柱。第一次放顶以放顶以后放两排柱比较合适，即放够开切眼宽度；沿工作面倾斜方向自下而上顺序回柱，也可分几段同时回柱。初次放顶时，要紧密

第九课

初次来压要管好

收尾要用单体柱

回采工作面初次来压时，一般表现的特点是：顶板下沉量和下沉速度急剧增加；支架受力猛增；顶板破碎，出现平行煤壁的裂缝，甚至出现顶板台阶式下沉；工作面前方煤壁内的压力过度集中，致使煤壁破坏范围扩大，形成严重片帮；老顶由折断而垮落时，在采空区深处产生闷雷声和剧烈的响动，顶板掉渣严重。这些现象往往要持续2到3天。初次来压时会使工作面支架突然大量折损或插入底板，如支架支撑力不够，便会引起大冒顶；采空区垮落的大块岩石也会冲向工作面，撞倒支架，引起冒顶。

初次