綜采崗位工種培訓課件

第一篇 綜采崗位工種培訓大綱一、綜采崗位工種種類 1、 綜采煤機司機 2、 綜采支架工 3、 綜采煤機維修工 4、 綜采輸送機司機 5、 綜采輸送機維修工 6、 綜采單體支柱工 7、 綜采乳化液泵站司機 8、 綜采電鉗工 9、 采煤爆破工 10、綜采支架安裝撤除工 11、綜采運輸機安裝撤除工 第二篇 通用知識第一章 安全生產方針與法律、法規第一節 煤礦安全生產方針 一、煤礦的安全生產方針 煤礦的安全生產方針是黨和國家為確保煤礦安全生產而確定的指導思想和行動準則，即“安全第一、預防為主，綜合治理，總體推進”。 毛澤東主席於1952年指出“在實施增產節約的同時，必須注意職工的安全、健康和必不可少的福利事業。如果隻注意前一方麵，忘記或稍加忽視後一方麵，那是錯誤的。” 周恩來總理於1959年指出“在煤礦，安全生產是主要的，生產與安全發生矛盾時，生產必須服從安全。” 江澤民主席於1997年指出“必須堅決樹立安全‘安全生產第一’的思想，強調任何企業都要努力提高經濟效益，但是必須服從安全第一的原則。” 胡錦濤總書記於2006年提出“要堅持以人為本，關注安全、關愛生命，切實把安全生產工作抓細、抓實、抓好。” 安全第一，是強調安全、突出安全、安全優先，把安全放在一切工作的首位，要求任何時候都必須把安全當作頭等大事來抓，切實處理好安全與效益、安全與生產的關係，安全高於一切、安全重於一切、安全壓倒一切。 預防為主，是實現安全第一的條件，要實現安全第一，必須堅持預防為主。不斷地運用科學規律與原理，采取事前預防的措施，防患於未然，把事故、隱患消滅在萌芽之中。 安全第一、預防為主，是目標原則和手段措施的關係。不堅持安全第一，預防為主很難落實；堅持安全第一，才能自覺地或科學地預防，達到預防的目的；反之，隻有堅持預防為主，才能減少事故、消滅隱患，才能做到安全生產。 二、煤礦安全生產方針的貫徹落實 1、堅持“管理、裝備、培訓”並重的原則 2、堅持煤礦安全生產方針標準 3、堅持各項行之有效的措施 必須做到：強化安全法製觀念；建立健全安全生產責任製；建立安全生產管理機構或配備專職安全管理人員；認真組織安全生產檢查；加大煤礦安全監察力度；加強教育培訓工作；關口前移，做好事故預防工作；做好事故的調查和處理工作；加大對事故責任人的處罰力度；切實保證煤礦職工的安全生產權利。第二節 煤礦安全法律、法規 一、煤礦安全生產法律法規體係 我國的煤礦安全生產法律法規體係主要由四部分組成： 一是全國人大及其常委會頒布的關於安全生產的法律，主要有《安全生產法》、《煤炭法》、《礦山安全法》、《勞動法》、《礦產資源法》等。 第二篇 通用知識 二是國務院頒布的有關安全生產的行政法規，主要有《煤礦安全監察條例》、《安全許可證條例》、《煤炭生產許可證條例》等。 三是各省市級人大及其常委會頒布的有關安全生產的地方性法規。 四是國務院主管部委、省級人民政府頒布的有關安全生產的規章，如《煤礦安全規程》、《煤礦救護規程》、《爆破安全規程》、《煤礦安全生產基本條件規定》等。 二、主要的安全法律、法規 1、《安全生產法》該法於2002年6月29日由第九屆全國人民代表大會常務委員會第29次會議通過，由江澤民主席簽署予以頒布，並於2002年11月1日起執行。該法共有七章97條。 具體內容有：第一章總則，第二章生產經營單位安全保障，第三章從業人員的權利和義務，第四章安全生產的監督管理，第五章生產安全事故的應急救援與調查處理，第六章法律責任，第七章附則。 2、《礦山安全法》該法於1992年11月7日由第七屆全國人民代表大會常務委員會第28次會議通過，並於1993年5月1日起執行。該法共有八章50條。 具體內容有：第一章總則，第二章生產經營單位安全保障，第三章從業人員的權利和義務，第四章安全生產的監督管理，第五章生產安全事故的應急救援與調查處理，第六章法律責任，第七章附則。 3、《煤炭法》該法於1996年8月29日由第八屆全國人民代表大會常務委員會第21次會議通過，並於1996年12月1日起執行。該法共有八章81條。 具體內容有：第一章 總 則，第二章 煤炭生產開發規劃與煤礦建設，第三章 煤炭生產與煤礦安全，第四章煤炭經營，第五章 煤礦礦區保護，第六章 監督檢查，第七章 法律責任，第八章 附 則。 4、《煤礦安全監察條例》於2000年11月1日國務院第32次常務會議通過，自2000年12月1日起施行。共有五章50條。 5、《煤礦安全規程》由國家煤礦安全監察局審議通過,並2005年1月1日期執行。共四編751條。2006年10月經專家組審議對部分條文進行了修訂，新版（2006版）於2007年1月1日起執行 6、《國務院關於預防煤礦生產安全事故的特別規定》於2005年8月31日由國務院第104次會議通過，自公布之日起執行，共28條。其中明確規定了十五項重大隱患：(1)超能力、超強度或者超定員組織生產的；(2)瓦斯超限作業的；(3)煤與瓦斯突出礦井，未依照規定實施防突出措施的；(4)高瓦斯礦井未建立瓦斯抽放係統和監控係統，或者瓦斯監控係統不能正常運行的；(5)通風係統不完善、不可靠的；(6)有嚴重水患，未采取有效措施的；(7)超層越界開采的；(8)有衝擊地壓危險，未采取有效措施的； (9)自然發火嚴重，未采取有效措施的；(10)使用明令禁止使用或者淘汰的設備、工藝的；(11)年產6萬噸以上的煤礦沒有雙回路供電係統的；(12)新建煤礦邊建設邊生產，煤礦改擴建期間，在改擴建的區域生產，或者在其他區域的生產超出安全設計規定的範圍和規模的；(13)煤礦實行整體承包生產經營後，未重新取得安全生產許可證和煤炭生產許可證，從事生產的，或者承包方再次轉包的，以及煤礦將井下采掘工作麵和井巷維修作業進行勞務承包的；(14)煤礦改製期間，未明確安全生產責任人和安全管理機構的，或者在完成改製後，未重新取得或者變更采礦許可證、安全生產許可證、煤炭生產許可證和營業執照的；(15)有其他重大安全生產隱患的。 複習思考題 1、煤礦安全生產方針的含義是什麼？ 2、《安全生產法》於何時頒布實施的？共有多少章多少條？ 3、怎樣才能做好煤礦安全生產方針的落實？ 4、煤礦安全生產法律法規體係主要有哪四部分組成？ 第二章：煤礦生產技術 第一節：煤礦地質 一、煤（岩）層產狀要素岩層是由兩個平行線或近於平行的界麵所限製的同一岩性的岩性的層狀岩體。由沉積作用形成的岩層就叫沉積岩層，沉積岩層一般在形成時都是水平或近水平的，在一定範圍內是連續完整的，但由於地質運動的影響，使岩層和煤層的形態和空間位置發生了變化，如水平變成傾斜，甚至發生去褶皺和斷裂等。煤（岩）層的產狀是指煤（岩）層在空間的位置及特征，通常用產狀要素來描述，產狀要素有走向、傾向和傾角。走向、傾向和傾角是用數字表示岩層的空間位置的三個產狀要素。 1.走向：煤層層麵與水平麵相交的線，稱為走向線，走向線的方向即為走向；走向表示煤（岩）層在空間的水平延伸方向。 2.傾向：煤層層麵上與走向垂直的線稱為傾斜線，它表示層麵的最大坡度。傾斜線由高向低在水平麵上的投影所指的方向，即為傾向。 3.傾角：煤層層麵與水平麵上投影的夾角稱為傾角。傾角的大小表示岩層的傾斜程度。 褶曲對煤礦的影響褶曲構造，按其規模大小和對生產的影響範圍不同，可分為大、中、小三類，大型褶曲主要指影響井田劃分和整個礦井開拓係統的褶曲構造，中型褶曲主要是指影響采區布置的褶曲，他對生產的影響主要表現在以下幾方麵：（1）使煤層厚度產生變化：小褶曲發育的地區，有的地方煤層突然增厚，有的地方煤層變薄直到不可開采，使工作麵無法推過，需要重新掘開切眼，大大影響生產效率。（2）使煤巷彎彎曲曲，不能滿足生產要求：一般煤巷（水平的）都沿煤層掘進，小褶曲發育的地區，風巷、溜子道彎曲多變，彎曲過多就無法使用，需要進行改造取直。（3）小型褶曲使工作麵長度變化不一，影響機械化生產。（4）向斜軸部極易產生瓦斯突出，對高沼礦井尤其應該注意。（5）背斜軸部往往是地下水的富水區，有時會造成突水事故。 正斷層 上盤相對下降，下盤相對上升的斷層，稱為正斷層。 逆斷層 上盤相對上升，下盤相對下降的斷層，叫做逆斷層。 斷層對煤礦安全生產的影響（1）斷層破壞嚴重的地段，影響采區劃分，影響工作麵和巷道布置。（2）由於斷層破壞，工作麵布置不規則，巷道掘進率明顯增高，還常常會造成無效進尺。（3）采煤工作麵內出現斷層，會給支護工作和頂板管理帶來困難，管理不善會造成冒頂事故。（4）斷層帶的岩石常常十分破碎，地表水和含水層的水都能沿斷層破碎帶流入井下，使井下湧水量增加，增加礦井排水費用和排水工作的困難。水文地質條件複雜的礦井，甚至因發生突水造成礦井淹沒事故。（5）在含有瓦斯，特別是瓦斯含量很大的礦井中，由於斷層引起岩石破碎，降低了岩石強度，和人員引起瓦斯突出。 第二節 礦井開拓方式 開拓方式主要是指開拓巷道在井田內的布置。通常主要以井筒形式為主要依據將礦井開拓方式劃分為立井開拓、斜井開拓、平硐開拓和綜合開拓等。 　一、斜井開拓斜井開拓時，根據井田再劃分方式和階段內布置形式可組合成多種開拓方式，如斜井單水平分區式、斜井單水平分帶式，斜井多水平分區式和斜井多水平分段式等。 1、 片盤井開拓片盤斜井開拓是斜井開拓的一種最簡單的形式。它是將整個井田沿傾斜方向劃分成若幹個階段，每個階段傾斜寬度可以布置一個采煤工作麵。在井田沿走向的中央由地麵向下開鑿斜井井筒，並以井筒為中心由上而下逐階段開采。 2、 斜井單元水平分區式開拓這各開拓方式由斜井進入煤體，由一個開采水平開采整個井田。井田可劃分為一個階段，也可以劃分為兩個階段。階段沿走向劃分為采區。 二、立井開拓立井開拓也是被廣泛采用的開拓方式，除井筒形式外，其他開拓巷道布置與斜井相同；立井開拓可以適應各種水平的劃分方式和階段內的布置形式。(如圖所示) 立井開拓的優點是井筒短、提升速度快、提升能力大、管線敷設短、通風陰力小、維護較容易。此外，立井對地質條件適應性強，不受煤層傾角、厚度、瓦斯等條件限製。立井開拓的缺點是井筒掘進施工技術要求高，開鑿井筒所需設備和井筒裝備複雜，井筒掘進速度慢，其建投資大等。斜井開拓和立井開拓各有優缺點，要結合煤層賦存特征、地質條件、地麵地形、技術裝備和經濟因素綜合分析和比較來確定最合適的井筒形式。 三、平硐開拓在山嶺和丘陵地區，往往在礦井地麵工業場地標高以上埋藏有相當儲量的煤炭。開采這部分煤炭最簡單、經濟的開拓方式是平硐開拓。平硐開拓，就是從地表開掘水平巷道進入山體或丘陵內的煤層。一般地，以一條主平硐擔負運煤、運料、出矸、行人、排水、進風和敷設管線等任務。在井田上部回風水平開回風平硐或回風井擔負回風任務。 1、走向平硐一般沿煤層走向在底板岩石中開掘，條件適合（如煤層不厚、煤質堅硬、服務年限不長）時，也可以沿煤層掘進。走向平硐似於立井和斜井開拓中的階段運輸大巷。從走向平硐掘石門進入每個采區。走向平硐工程量小、投資省、出煤快，但隻能單翼開采，限製了礦井生產能力。 2、垂直平硐先從地麵垂直煤層走向掘平硐到達煤層底板。然後沿煤層或底板岩石向井田兩側掘運輸大巷，並準備采區。垂直平硐與立井開拓和斜井開拓的階段運輸石門相似。根據地表地形，垂直平硐可以從煤層底板進入煤層，也可以從煤層頂板進入煤層。有時由於地麵地形及地質條件的影響，平硐也可以與煤層走向斜交掘進，稱變斜交平硐。垂直平硐和斜角平硐初期工程量大、投資多、出煤慢，但可以兩翼開采，礦井生產能力大。當地形高差較大，主平硐以上煤層垂高過大時，可以把其分為幾個階段，分別用不同標高的平硐開拓，稱為階梯平硐。采用平硐開拓的關鍵條件是工業場地標高以上要有足夠的儲量可供較長時間開采。此外，在選擇平硐硐口時，要考慮以下因素：（1）硐口地勢平緩，有足夠的麵積布置工業場地；（2）硐口交通要便利，以利於煤炭外運和設備、材料運輸；（3）硐口要安全，不受洪水、滑坡、雪崩等威脅。 四、綜合開拓通常情況下，一個礦井的主、副井都是同一種井筒形式。然而，有時常因某些條件的限製，采用井筒形式會帶來技術上的困難或影響礦井的經濟效益。在這種情況下，主、副井可采用不同的井筒形式，稱為綜合開拓。綜合開拓根據地質條件和生產技術條件而定。根據井筒的三種基本形式，組合後理論上有六種綜合開拓方式，即立井—斜井、斜井—立井、平硐—立井、立井—平硐、平硐—斜井和斜井—平硐開拓方式。不論哪一種綜合開拓方式，其確定的原則都是盡可能充分發揮各種井筒形式的優越性。 1、立井—斜井綜合開拓立井—斜井綜合開拓是使用廣泛的一種綜合開拓方式。立井井筒短，提升速度快，比斜井串車提升能力大，用立井作為主井擔負提煤任務；斜井施工簡單，掘進快，井筒裝備簡單，人員上下方便和安全，用斜井作副井擔負輔助提升和兼作安全出口。 2、斜井—立井綜合開拓 3、平硐—立井綜合開拓 4、平硐—斜井綜合開拓條件適合時，采用平硐開拓的礦井，可以在煤層露頭開掘淺部斜井作安全出口和回風井，構成平硐—斜井開拓方式。第三節 礦山壓力控製一、礦山壓力基本知識 所謂礦山壓力是指地下采礦活動中，由於開挖巷道或進行回采工作，在巷道及回采工作麵周圍岩體中引起的應力集中及其作用過程。　　礦山壓力顯現是指在礦山壓力作用下所引起的一係列力學現象。如圍岩變形、頂板下沉、岩體離層、破壞和冒落、煤體壓酥、片幫和突出、支架受載、變形、折斷以至大規模岩層移動、“放炮”等現象，均稱之為“礦山壓力顯現”。所以，礦山壓力顯現是礦山壓力作用的結果和外部表現。 礦山壓力的存在是絕對的，而在礦山壓力作用下所引起的礦山壓力顯現則是相對的，既有礦山壓力存在，不一定有礦山壓力顯現。 複合頂板亦稱為離層型頂板，從本質上講，是一中在岩性和岩石的力 學性等方麵特殊組合的直接頂。即煤層上部直接頂是總厚為0.5～3米左右易與上部岩層離層的岩層，而把其上部岩層稱為硬岩層。下部軟岩層可能是一個整層，也可能是幾個分層組成的分層組。軟岩層與硬岩層隻是一個形象的說法，實際上是指采動後，下部岩層因岩石強度低，或因分層薄，其撓度比上部岩層大，向下彎曲得多，而上下部岩層間又沒有多大的粘接力，因此，下部岩層與上部岩層形成了離層。近幾年來，發生的冒頂事故，複合頂板冒頂事故占有相當比重。 典型的複合頂板一般具有如下特征： （1）煤層頂板由下“軟”上“硬”不同岩性的岩層所組成。 （2）“軟”、“硬”岩層間夾有煤線或薄層軟弱岩層； （3）下部軟岩層的厚度一般不小於0.5米，不大於3米。　　此外，應用傾斜分層下行垮落開采厚煤層時，其再生頂板內下部軟岩層厚度0.5～3米，上部較硬岩層或咬合柱的斷裂岩塊，上下部之間又沒有多大粘接力的，則該分層也應視為再生的複合頂板。二、礦山上覆岩層的運動規律 隨采場推進，上覆岩層懸露→在重力作用下彎曲→岩層懸露達一定跨度，彎曲沉降發展到一定限度後，在伸入煤壁的端部開裂→中部開裂形成“假塑性岩梁”→當其沉降值超過“假塑性岩梁”允許沉降值時，懸露岩層即自行冒落。 岩層運動由彎曲沉降發展至破壞的力學條件是岩層中的最大彎曲拉應力達到其抗拉強度。懸露岩層中部拉開後，是否發展至冒落，則由其下部允許運動的空間高度決定。隻有其下部允許運動的空間高度超過運動岩層的允許沉降值，岩層運動才會由彎曲沉降發展至冒落。否則，將保持“假塑性岩梁”狀態。 采場上覆岩層運動過程中，根據各岩層運動性質的不同可以劃分為三部分（“三帶”）:垮落帶、裂隙帶和緩沉帶。如圖示。 垮落帶：也稱冒落帶，該部分岩層在老塘已經垮落，在采場由支架暫時支撐，在推進方向上不能始終保持傳遞水平力的聯係。 裂隙帶：該部分岩層在推進方向上裂隙較發育，各岩層的裂隙濃度已擴展到（或接近擴展到）全部厚度。在采場推進過程中能夠以“傳遞岩梁”的形式周期性斷裂運動，在推進方向上能始終保持傳遞水平力的聯係。該部分岩層也是內應力場的主要壓力來源。 緩沉帶：緩沉帶的岩層在采場推進很長一段距離後才會開始運動，其運動緩慢，運動結束後在推進方向上形成的裂隙，無論在數量上還是在深度上都比裂隙帶少和小。緩沉帶運動的最終結果是在地表形成沉降盆地。 三、礦山支承壓力分布規律　 煤層采出後，在圍岩應力重新分布的範圍內，作用在煤層、岩層和矸石上的垂直壓力稱為“支承壓力”。理論研究與現場實踐證明，從采場推進開始至需控岩層（直接頂和裂隙帶中下位1－2個岩梁）第一次來壓結束期間的支承壓力及其顯現的變化可以劃分為三個階段： 第一階段：從采場推進開始至煤壁支承能力改變之前。在該階段，隨采場推進，通過處於相對穩定狀態的老頂岩梁傳道至煤層上的壓力將逐漸增加。由於各點的應力還沒有達到煤體的不破壞極限，因此，包括煤壁在內整個煤層都處於彈性壓縮狀態，支承壓力分布是一條高峰在煤壁處的單調下降曲線，如圖a示。 第二階段：從煤壁支承能力開始改變起，到老頂岩梁端部斷裂前為止。進入此階段，靠煤壁附近的應力值達到了煤層的強度極限，隨著煤體的破壞，其支承能力開始降低，煤層上支承壓力的分布將分成二個區間：在塑性區（煤體已完全破壞）壓力逐漸上升，在彈性區壓力則單調下降，彈塑性區的交界處為壓力高峰位置 第三階段：從老頂岩梁端部斷裂起至岩梁中部觸矸止。岩梁端部斷裂前夕，在斷裂線附近壓力高度集中；岩梁端斷裂後，以斷裂線為界將支承壓力分布明顯地分為二部分，即在斷裂線與煤壁之間由拱內已斷裂岩梁自重所決定的“內應力場”，以及在斷裂線外由上覆岩層整體重量所決定的“外應力場”。 a:第一階段 b：第二階段 c：第三階段第四節：采煤技術一、基本概念 1、采煤工作麵 采煤工作麵是地下采煤的工作場所，隨著采煤的進行，工作麵不斷向前推進，原來的采場即成為采空區。 2、采煤工作在采場內，為了采取煤炭所進行的一係列工作，稱為采煤工作。采煤工作可分為基本工序和輔助工序。長壁工作麵采煤的工序為破煤、裝煤、運煤、支護及控頂等五項；短壁工作麵隻有前四個工序。 3、采煤工藝由於煤層的自然條件和采用的機械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，並且在進行的順序、時間和空間上必須有規律地加以安排和配合。這種在采煤工作麵內按照一定順序完成各項工序的方法及其配合，稱為采煤工藝。在一定時間內，按照一定的順序完成回采工作各項工序的過程，稱為采煤工藝過程。 4、采煤生產係統 包括采煤係統、掘進係統、通風係統、排水係統、供電係統、輔助運輸係統和安全係統等。 采煤係統包括工作麵的落煤、裝煤，將煤由工作麵運往井底車場，直到提升至地麵。主要井巷包括采煤工作麵，采區順槽、采區上山、水平運輸大巷、石門等。主要設備有采煤機、運輸機械，支護設備及提升機等。 通風係統由進風井巷、回風井巷、通風機和井下通風設施如風橋、風門等構成。 排水係統由巷道中的水溝、水倉、水泵峒室、水泵及排水管路組成。 供電係統要求不得中斷、以保安全，因此供電電流為雙回路，同時進入采區和回風道的電器設備都必須采用礦用防爆型，防止瓦斯爆炸。 輔助運輸係統包括人員上下和材料，設備的運輸。 安全係統包括預防瓦斯爆炸、瓦斯突出，以及井下火災和水災所需要的救治設備、設施、器材、儀表和監測係統。 5、采煤方法根據不同的礦山地質及技術條件，可有不同的采煤係統與采煤工藝相配合，從而構成多種多樣的采煤方法。 二、爆破采煤工藝爆破采煤工藝（又稱炮采工藝），其工藝過程包括打眼、放炮落煤和裝煤、人工裝煤、刮板輸送運煤、移置輸送機、人工支架和回柱放頂等主要工序。（一）爆破落煤爆破落煤由打眼、裝藥、填炮、聯炮線及放炮等工序組成。一般常用的炮眼布置有以下三種： 1、單排眼：一般用於薄煤層或煤質軟、節理發育的煤層。 2、雙排眼：其布置形式有對眼、三花眼及三角眼等，一般適用於采高較小的中厚煤層。煤質中硬時可用對眼，煤質軟時可用三花眼，煤層上部煤質軟或頂板較破碎時可用三角眼。 3、三排眼：亦稱五花，用於煤質堅硬或采高較大的中厚煤層。煤眼角度應滿足的要求是：①炮眼與煤辟的水平夾角一般為500～800，軟煤取大值，硬煤取小值。為了不崩倒支架，應使水平方向的最小抵抗線朝向兩柱之間；②頂眼在垂直麵上向頂板方和仰起500～100，要視煤質辦硬和粘頂情況而定，應保證不破壞頂板的完整性；③底眼在垂直麵上向底板方向保持100～200的俯角，眼底接近板，以不丟底煤和不崩鄱輸送機為原則。炮眼深度應根據每次的進度而定，一般每次進度有0.8m、10m、1.2m三種，與單體支架頂梁長度相適應。每個炮眼的裝藥量根據煤質軟硬、炮眼位置和深度以及爆破次序而定，通常為150g～600g。爆破通常采用串聯法聯線，一般將可彎曲的刮板輸送機移近煤壁100mm～200mm處，每次起爆的炮眼數目，應根據頂板穩定性、輸送機起動及運輸能力、工作麵安全情況而定。條件好時，可同時起爆數十個眼；如果條件差，頂板不穩定，每次隻能起爆幾個眼，甚至采用留煤垛間隔爆破的辦法。近年來推廣微差爆破，使炮采工藝發生深刻變化。微差爆破一次多發炮，頂板震動次數減少，爆破產生的地震波因互相幹擾而抵消，從而減少了對頂板的震動，有利於頂板管理；同時微差爆破有利於提高爆破裝煤率。 （二）裝煤與運煤 1、爆破裝煤炮采工作麵通常采用可彎曲刮板輸送要運煤，在單體液壓支柱及鉸接頂梁所構成的懸臂支架掩護下，輸送機貼近煤壁，有利於爆破裝煤，爆破裝煤率可達31％～37％。 2、人工裝煤炮采麵人工裝煤量主要由兩部分構成：輸送機與新煤壁之間鬆散煤安息角錢以下的煤；崩落或撒落到輸送機采空側的煤。因此，淺進度可減少煤壁處人工裝煤量，提高爆破技術水平，也可以減少人工裝煤量。（三）炮采工作麵支護和采空區處理 1、炮采工作麵支護目前，我國正規炮采工作麵都采用單體液壓支柱和鉸接頂梁支護，部分炮采工作麵仍采用金屬支柱，其布置形式主要有兩種：正懸臂齊梁直線柱和正懸壁錯梁三角柱。但後者現在較少采用。落煤時爆深應與鉸接頂梁長度相等。最少控頂距時就有3排支柱，以保證有足夠的采煤工作空間；最大控頂距時，一般不宜超過5排支柱。通常推進1或2次放一次頂，即三排、四排或三排、五排控頂。 在有周期來壓的工作麵中，當工作空間達到最大控頂距時，為了加強對放頂處頂板的支撐作用，回柱之前常在放頂排處另處架設一些加強支架，稱為工作麵的特種支架。特種支架的形式很多，有叢柱、密集支柱、木垛、斜撐以及切頂墩等。 2、采空區處理隨著采煤工作麵不斷向前推進，頂板懸露麵積越來越大，為了工作麵的安全及正常生產，就需要及時對采空區進行處理，由於頂板特征、煤層厚度及保護地表的特殊要求等條件不同，有多種處理方法，但最常用的是全部垮落法。全部垮落法通常適用於直接頂於垮落或具有中等穩定性的頂板。其方法是：當工作麵從開切眼推進一定距離後，主動撤除采煤工作空間以外的支架，使直接頂自然垮落。以後，隨著工作麵推進，每隔一定距離就按預定計劃回柱放頂。這樣，不僅可以及時減少工作麵的控頂麵積，而且由於頂板垮落後破碎矸石體積膨脹而充填采空區，從而減輕工作麵壓力和防止對工作麵產生不良影響。其主要工序是配合工作麵的推進，定期地進行回柱放頂工作，當工作麵推進一次或二次之後，工作空間達到允許的最大寬度，即最大控頂距，應及時回柱放頂，使工作空間隻保留回采工作所需要的最小寬度，即最小控頂距。如果放頂工作麵不斷續向前推進，就會使頂板懸伸寬度和頂板壓力過大，占用支柱和頂梁過多，最小控頂距一般為3排支柱，最大控頂距為4排或5排支柱。最大控頂距與最小控頂距之差即為放頂步距。 采用全部垮落法處理采空區簡單可靠，費用少。所以，凡是條件合適時應盡可能采用這種方法，我國開采薄及中厚煤層和大部分厚煤層，幾乎都是采用全部垮落法。 三、普通機械化采煤工藝（一）、普采麵單滾筒采煤機工作方式 1、采煤機的割煤方式普采麵的生產是以采煤機為中心。采煤機割煤以及與其他工序的合理配合，稱為采煤機割煤方式。采煤機割煤方式選擇是否合理，直接關係到工作麵產量和效率的提高。 1)雙向割煤、往返一刀此方式其特點是在工僑下切口，采煤機上行割頂煤，追機掛梁，至上切口後，下降搖臂，翻轉擋煤板，下行割底煤並清理追機移置輸送機，在梁下支柱直至切口。采煤機往返進一刀。 2）“∞”字形割煤、往返一刀此方式其特點是在工作麵中部輸送機彎彎曲段。其過程為①采煤機從工作麵中部向上牽引，滾筒逐步升高，其割煤軌跡為A-B-C；②采煤機割到上平巷後，滾筒割煤軌跡改變為C-D-E-A，其間全工作麵輸送機移直；③滾筒割煤軌跡為A-E-B-F，工作麵上端開始移輸送機；④滾筒割煤軌跡為F-G-A,全工作麵煤壁割直，而輸送機機槽的工作麵中部出現彎曲段，回複①的狀態。 3）單向割煤、往返一刀該割煤方式的工藝過程為：采煤機自工作在下（或上）缺口向（或下）沿底割煤，隨機清理頂煤、掛梁，必要時呆打臨時支柱。機器割至上（或下）缺口後，翻轉弧形擋煤板，快速下（或上）行裝煤及清理機道丟失的底煤，並隨機推移輸送機，支設單體支柱，直至工作麵下（或上）缺口。 4）雙向割煤、往返兩刀該方式又稱穿梭割煤，首先采煤機自下缺口沿上行割煤，隨機掛梁和推移輸送機。並同時鏟裝浮煤、支柱，待采煤機割至上缺口後，翻轉弧形擋煤板，下行重複同樣工藝過程。該方式主要用於煤層較薄且厚度和滾筒直徑相近的普采麵。普采麵使用雙滾筒采煤機時，一般也采用雙向割煤、往返兩刀的割煤方式，方式在綜采麵普遍采用。 2、單滾筒采煤機的進刀方式滾筒采煤機每割一刀煤之前，必須使其滾筒進入煤體，這一過程叫做進刀。滾筒采煤機以輸送機機槽為軌道，沿工作麵運行割煤，其自身無進刀能力，隻有與推移輸送機工序機結合才能進刀。因此，進刀方式的實質是采煤機運行與推移輸送機的配合關係。單滾筒采煤機的進刀方式主要有三種：①直接推入；②“∞”字型割煤時，采煤機沿工作麵中部輸送機彎曲段運行，自行進刀，沒有單獨進刀過程，有利於端頭作業和頂板支護；③斜切進刀，分為割三角煤和留三角煤兩種方式。（二）普采麵單體支架普采麵單體支架布置應與煤層賦存條件、頂底板性質相適應，並符合采煤機割煤特點，除確保回采空間作業安全外，還要力求減少支設工作量。 1、支架布置方式除少數頂板完整的普采麵可使用帶帽點柱外，一般均采用單體液壓支柱或摩擦式金屬支柱與鉸接頂梁組成的懸臂支架。按懸臂頂梁與支柱的關係，可分為正懸臂與倒懸臂兩種。正懸臂支架懸臂的長段在立柱的煤壁側，有利於支護機道上方頂板；短段在立柱的采空側，故頂梁不易被折損，倒懸臂支架則相反，於其長段伸向采空區，立柱不易被碎矸石掩埋。但易損壞頂梁。普采工作麵支架布置，按梁的排列特點分為齊梁式和錯梁式兩種。為了行人和工人作業方便，工作麵支柱一般排成直線狀，三角形排列已很少使用。 2、支架布置特點齊梁直線柱布置特點是懸梁端沿煤壁方向相齊，支柱排成直線。根據截深與頂梁長度的關係，又可分為梁長等於截深和梁長等於截深的2倍兩種。梁長等於截深時，每割一刀煤沿工作麵全部掛梁、支柱，一般全部為正懸臂支架。這種支架形式和管理，當截深為0.8m和1.0m時，一般都采用這種布置方式。但這種布置方式由於截深大，每架支架都要掛梁和支柱，故割一刀煤需要時間較長。因此，在煤層鬆軟、頂板穩定性差的條件下不宜使用。當頂梁長度是截深的2倍時，若全部采用正懸臂支架，則割二刀煤掛一次梁。割第一刀時每架支架打臨時柱；割第二刀時，掛梁並將臨時支柱改為永久支柱。因割第一刀時掛不上梁，機道控頂距太大，頂板易垮落，加之工人的工作量不均衡，故該方式較少。錯梁直線柱布置的特點是：截深為頂染長度的一半；正倒懸臂支架相同；每割一刀煤間隔掛梁，頂梁向前交錯；割第一刀煤時，支臨時支柱，割第二刀煤時，臨時支柱改為永外支柱，每割二刀煤工作麵增加一排控頂距，該布置方式機道上方頂板懸露窄，支護及時；每割一刀煤掛梁、支柱數量少，工作量均衡；支柱成直線，行人、運料方便；在切頂線支柱不易被埋住，因此多為現場采用。但對切頂不利，倒懸梁易損壞。 四、綜合機械化采煤工藝（一）綜采麵雙滾筒采煤機的割煤方式綜采麵采煤機的割煤方式是綜合考慮頂板管理、移架與進刀方式，端頭支護等因素確定的，主要有如下兩種： 1、往返一次割兩刀這種割煤方式多用於煤層賦存穩定、傾角較緩的綜采麵，工作麵為端部進刀。 2、往返一次割一刀即單向割煤，工作麵中間或端部進刀。該方式適用於：頂板穩定性差的綜采麵；煤層傾角大，不能自上而下移架，或輸送機易下滑，隻能自下而上推移的綜采麵；采高大而滾筒直徑小，采煤機不能一次采全高的綜采麵；采煤機裝煤效果差，需單獨牽引裝煤行程的綜采麵；割煤時產生煤塵多，降塵效果差，移架工不能在采煤機的回風平巷一端工作的綜采麵。（二）綜采麵采煤機的進刀方式 1、直接推入法進刀其過程與單滾筒采煤機直接推入法進刀機同，因該方式需提前開了工作麵端部缺口，而且大功率采煤機和重型輸送機機頭（尾）疊加在一起，推移困難，因此很少采用。 2、工作麵端部斜切進刀該方式又可分為割三角煤（見圖2-25）和留三角煤兩種。留三角煤進刀法與單滾筒采煤機留三角煤進刀法相似。綜采麵斜切進刀，要求運輸及回風平巷有足夠寬度，工作麵輸送機機頭（尾）盡量伸向平巷內，以保證采煤機滾筒能割至平巷的內側幫，並盡量采用側卸機頭。若平巷過窄，則需輔以人工開缺口方能進刀，這就不能發揮綜采的生產潛力。 3、綜采麵中部斜切進刀對於端部斜切進刀，工作麵端頭作業時間較長，采煤機要長時間等待推移機頭和移端頭支架，影響有效割煤時間，這時可采用中部斜切進刀方式，以提高開機率。對於較短的綜采麵，采煤機在端頭停留並維修保養；采煤機裝煤效果較差；工作麵工程規格質量不易保證。 4、滾筒鑽入法進刀滾筒鑽入法進刀要求采煤機滾筒端麵必須布置截齒和排煤口，滾筒不用擋擋煤板。若用門式擋煤板，鑽入前需將其打開，並對輸送機機槽、推移千斤頂、采煤機強度和穩定性都有特殊要求，采高較大時不宜采用。（三）綜采麵液壓支架的移架方式我國采用較多的移架方式有三種：①單架依次順序式，又稱單架連續式，支架沿采煤機牽引方向依次前移，移動步距等於截深，支架移成一條直線；②分組間隔交錯式；③成組整體依次順序式。（見圖2-28） （四）綜采工作麵工序配合方式綜采麵割煤、移架、推移輸送機三個主要工序，按照不同順序有兩種配合方式。（見圖2-29） 1、及時支護方式輸送機隨移架逐段移向煤壁，推移步距等於采煤機截深。這種支護方式推移輸送機後，在支架底座前端與輸送機之間要富裕一個截深的寬度，工作空間大，有利於行人、運料和通風；若煤壁易於片幫，可先於割煤進行移架，支護新暴露出來的頂板。但這種支護方式增大了工作麵控頂寬度，不利於控製頂板。 2、滯後支護式割煤後輸送機首先逐段移向煤壁，支架隨輸送機前移，二者移動步距相同。這種配合方式在底座前端和機槽之間沒有一個截深餘量，比較能適應周期壓力大及直接頂穩定性好的頂板，但不適應直接頂穩定性差的頂板，因而在我國使用較少。五、放頂煤采煤法放頂煤采煤法是沿煤層的底板或煤層某一厚度範圍內的底部布置一個采煤工作麵，利用礦山壓力將工作麵頂部煤層在工作麵推進過後破碎冒落，並將冒落頂煤予以回收的一種采煤方法。（一）放頂煤采煤法的分類 1、預采頂分層放頂煤采煤法沿煤層頂板布置一個長壁工作麵，用炮采、普采或綜采進行頂采。在采煤過程中，沿底板鋪設金屬網。相隔一段距離後，再沿底板布置一個綜采放頂煤工作麵進行開采，並將上、下工作麵之間煤層放落，利用放頂煤工作麵後麵的輸送機，將放落的煤運出。這種方法由於在頂層鋪設金屬網，可以減少放落煤中的含矸量。其缺點是：需要掘進頂、底兩個工作麵的設備；開采頂分層後一般礦山壓力減弱，不利於放落煤的破壞，常有大塊煤出現，需要鬆動爆破。 2、預采中分層放頂煤采煤法采用這種方法時，先在距煤層底板約3m處布置一個破煤工作麵，進行預采；爾後再沿底板布置一個放頂煤工作麵，采出沿底板的煤層並回收采空區破碎了的頂煤。這種方法易於回收頂煤。但當底板起伏不平時，很難保證放頂煤工作麵采高一致，同時，因為頂煤預先受到破壞，對易於自然發火煤層，容易導致采空區煤的自燃，且放頂煤時煤塵較大。 3、整層開放頂煤采煤法沿底板布置一個放頂工作麵采煤回收頂煤。其優點是：回采巷道掘進量及維護量少；工作麵設備少；采區運輸、通風係統簡單；實現了集中生產；頂煤在礦山壓力作用下易於回收。缺點是：煤質較軟時，工作麵運輸及回風巷維護困難。 4、分段放頂煤采煤法當煤層厚度超過20m乃至幾十米上百米時，可以將特厚煤層分為10m～20m的若幹分段。上下分段前後保持一定距離，同時采兩個分段，或者一個一個逐段下行采煤。采用這種方法時，可以在第一個放頂煤工作麵進行鋪網，使以後各分段放頂煤工作都在網下進行，以提高煤采出率和減少煤的含矸量。當然，根據頂板岩性也可以不鋪網。 （二）放頂煤工藝 :根據我國近年來在緩斜厚煤層中使用放頂煤采煤法的經驗，其工藝過程如下： 1、采煤機采煤與單一中厚煤層一樣，采煤機可以從工作麵端部或中部斜切進刀。采用雙向割煤往返一次進一刀，下行割煤、上行裝煤，距滾筒12m～15m處推移輸送機，完成一個綜采循環。根據頂煤放落的難易程序，放頂煤工作在完成一個、兩個或三個綜采循環以後在檢修班或放頂班進行。 2、放頂煤 放頂煤工作多從下部向上部，也可以從上部向下部，逐架或隔一架或隔數架依次進行。一般放頂煤沿工作麵全長一次進行完畢即一放完，如頂煤較厚，也可以兩輪放完。在放煤過程中，如有片幫預兆，宜停止放煤。當放煤口出現矸石時，應關閉放煤口。（三）放頂煤采煤法的優點、適用條件及注意事項（1）在工作麵采高不大的情況下，可大大增加一次開采的厚度，用於特厚煤層的開打；（2）簡化巷道布置，減少巷道掘進工作量；（3）提高采煤工效；（4）降低噸煤生產費用。 2、適用條件 : 放頂煤采煤法適用於煤層厚度為5m～20m,或更厚的煤層；煤層傾角由緩斜到傾斜或急傾斜厚煤層；煤質比較鬆軟易冒落。冒落塊度不大的煤層；頂板容易垮落的煤層。 3、注意事項（1）應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發生；（3）繼續完善控製頂煤下放的技術措施。第五節 頂板管理一、礦井頂板類型頂板類型：一般情況下煤層頂板主要有偽頂、直接頂、基本頂構成。直接頂可分為：不穩定、中等穩定、穩定和堅硬四類。基本頂按周期來壓強烈程度分為：不明顯、明顯、強烈和極強烈四級。 偽頂：直接位於煤層之上，厚度不大、極易垮落的岩層，經常在落煤時即隨同垮落，多由炭質頁岩或泥質頁岩組成，厚度一般在0.5米以下；偽頂隻存在於部分煤層上，不是所有煤層都有；偽頂隻有害，沒有利，是安全上的隱患。直接頂：直接位於偽頂或煤層之上的一層或數層岩層，具有一定的穩定性，移架或回柱後能自行垮落，常由泥質頁岩、頁岩、砂質頁岩等組成，厚度不定，不很堅硬；不易垮落的直接頂，必須打挑頂眼爆破挑落。老頂：位於直接頂或煤層上方的厚度及岩石強度較大、難於垮落的岩層，常由砂岩、石灰岩、沙礫岩等組成；基本頂一般在采空區懸露麵積較大時，才能自行垮落；但過於堅硬的岩層是不能自行垮落的，容易構成頂板的特殊問題，是安全上的重大隱患。直接頂的初次垮落： 一個長壁工作麵從切眼開始采煤後，直接頂跨度不斷增加，其彎曲下沉也不斷嗇。一般在直接頂跨距達6-20米後，直接頂冒落。當直接頂冒高達1米以上，冒落長度達工作麵長度一半以上時，就叫做直接頂初次跨落。 老頂初次來壓:隨著回采麵的推進，梁的跨度愈來愈大，老頂就逐漸彎曲下沉；當老頂雙固定支點梁達到極限跨距時，它就斷裂下沉。這時，工作麵頂板下沉加快，煤壁片幫嚴重，支柱受力增大，接著甚至發生頂板的台階下沉。這是工作麵回采以來老頂第一次大規模來壓，故叫做老頂的初次來壓。老頂周期來壓:初次來壓後，隨著工作麵的繼續推進，老頂岩梁周期性折斷下沉，工作麵周期的出現頂板下沉加快，煤壁嚴重片幫，支柱受力增大，以及頂板台階下沉等老頂來壓現象，叫做老頂的周期來壓。 二、支護方式回采工作麵支護方式有單體支柱和液壓支架 1、使用單體液壓支柱支護時必須遵守的規定采煤工作麵必須按作業規程的規定及時支護，嚴禁空頂作業。所有支架必須架設牢固，並有防倒措施。嚴禁在浮煤或浮矸上架設支架。使用磨擦式金屬支柱時，必須使用液壓升柱器架設，初撐力不得小於50KN，單體液壓支柱的初撐力，柱徑為100mm的，不得小於90KN，柱徑為80mm的，不得小於60KN。嚴禁在柱頂區域內提前摘柱。碰倒或損壞的支柱、失效的支柱，必須立即恢複或更換。移動輸送機頭、機尾需要拆除附近支架時，必須先架好臨時支架。 ⑴工作麵使用單體液壓支柱的最小高度應保證活柱的伸出量不小於頂板最大下沉量加上50mm的富餘量，支柱的最大高度不得小於采高，嚴禁超高支柱。 ⑵保證單體液壓支柱有足夠的初撐力。外注式單體液壓支柱注液槍的出口壓力不得低於10Mpa，內注式單體液壓支柱施於手把的力距不得低於150K.m。 ⑶底板鬆軟時，支柱要空鐵鞋。 ⑷采高1.3m以上工作麵的人行道，兩排支柱必須用防倒裝置拴牢，以防止失效柱倒柱傷人。 ⑸單體液壓支柱在井下貯存3個月以上或采完一個工作麵後，必須升井檢修，不得直接轉入接續麵使用，檢修後逐根實驗，不合格的不得下井使用。 ⑹支柱支設前，必須檢查零部件是否齊全，支柱有無彎曲、凹陷、頂蓋變形、缺爪（不得缺任何一個爪）、漏液（油）等現象，不合格的支柱不得使用。 2、液壓支架使用管理規定 ⑴上下端頭支架不準落後或超前，要與工作麵支架成一直線。 ⑵移下端頭支架時，要注意端頭與轉載機尾及刮板運輸機與支架的搭接情況，防止頂架增大移架阻力。遇到移架阻力過大時，不可強拉硬移，必須查明原因，處理後方可移架。 ⑶移架前要清理好架間、底座上的浮煤和障礙物，堅持掛線拉線或使用激光指向儀。 ⑷本架操作時，移架工應站在架箱內，麵向煤壁工作。禁止腳蹬在底座前，架前、架下不得有其他任何人進行作業或停留。 ⑸鄰架操作時，作業人員必須注意頂板，防止架間漏矸傷人。 ⑹工作麵移架要追機作業，移架距采煤機後滾筒35架，但如果頂板破碎，必須停機移架或超前拉架，以控製頂板。 ⑺移架時，支架可下降150-200mm，以移動支架為準。在破碎頂板下，必須帶壓移架。移架過程中，應隨時調整支架。 ⑻升架時，要注意側護板伸出的情況，防止升架損壞側護板或出現壓架、爬架現象。工作麵嚴禁超高，使支架不接頂而造成倒架。同時也要防止因采高過低而壓死支架。 ⑼移架過程中，如發生掉頂、抽條、嚴重片幫時，必須及時刹頂，加強超前臨時支護。在刹頂做臨時支護時，刮板運輸機與采煤機必須停電閉鎖，必須有專人監護。 ⑽升架時，當頂梁與頂板接觸後，操作手把還應在供液位置上保持一定時間，給支架以足夠的初撐力。使用雙伸縮支架，在正常操作時，左右立柱二級缸應同時升降，但當遇到頂板石油平，左右不同長時，可以單一升降，保證全麵支撐頂板。 ⑾鋪設金屬網假頂的工作麵，當端麵頂板出現墜網應先用單體液壓支柱將網頂平後，進行移架，移架時應注意保持金屬網的完整性，當發生前梁觸網扯網時，應停止移架，采取相應的處理措施。 三、過地質構造及老巷頂板管理 1、工作麵通過斷層 綜采工作麵通過斷層的措施基本與炮采工作麵相同，但需注意以下問題：①處理斷層處岩石的措施：當岩石硬度係數小於 4 時，可用采煤機直接截割，但牽引速度應小；當岩石硬度再高時，則要用打眼放炮的方法預先挑頂或臥底。打眼時要選擇好炮眼的位置和角度，放炮時要防止崩壞液壓支架。在放炮時通常采用的防護措施是在支架前柱的前方懸掛擋矸皮帶，必要時還需在支柱外麵套上膠皮防護筒；②液壓支架過斷層的措施：在通過斷層之前，應根據地質資料和現場條件認真分析弄清斷層的影響程度和兩盤的關係，同時根據設備性能和過斷層的要求，確定其上坡的角度。一般認為，過斷層時的坡度以 10~12 °為宜，最大不要超過 15 °。如果煤層斷塊在工作麵推進方向的上方，應逐步通過斷層；如果斷塊在工作麵推進方向的下方，則可采用同樣的方法臥底，但盡量不要挑頂，以避免破壞斷層麵以下的頂板。由於斷層區的頂板比較破碎，所以掩護式支架和支撐掩護式支架比支撐式支架更為合適。在頂板破碎並留頂煤的情況下，應適當帶壓移架，不得降柱太多，盡量減少頂板鬆動；③加固頂板：錨杆加固、化學加固； 2、工作麵過老巷 綜采工作麵過本層老巷時，要超前工作麵在老巷內設一梁二柱或一梁三柱的抬棚，棚梁方向基本和工作麵垂直；支護采用單體柱木梁套棚加抬棚混合支護。預防端頭冒頂措施：①加強端頭支護，距工作麵10m範圍內保證一梁四柱，10—20m範圍內一梁三柱，抬棚沿工作麵架設，排頭架要抬住小棚。嚴格按規程回柱放頂打好戧柱。②進、回風巷鋪頂網，控製頂板。③當頂板壓力增大時，要增加單體柱，增加支護強度，再加大木梁厚度，保證頂板支護效果。④加強端頭支護管理，要保證單體柱的支護效果，確保支護單體柱不漏液，失效支柱及時更換。⑤加強端頭壓力觀察，發現壓力增大或周期老頂來壓，及時加強支護，確保支護效果 3、特殊頂板的管理措施 （1）堅硬頂板的管理措施：一是選擇大噸位的支撐式或支撐掩護式支架；二是對頂板高壓注水和深孔爆破強製放頂； （2）破碎頂板的管理措施：帶壓擦頂移架、挑順山梁、架走向棚、架走向梁、鋪金屬網； （3）易片幫煤壁的管理 ①煤壁片幫的危害：容易發生冒頂、大塊煤易造成輸送機或采煤機事故、員在工作麵行走或工作時容易被片幫煤砸傷；②煤壁片幫原因：采高、端麵距、煤質硬度、支護強度、工作麵推進方向、煤壁暴露時間、煤壁暴露時間；③煤壁片幫的預防及管理：正確選擇支架、加強管理、及時支護、采用楔式木錨杆錨固煤壁； 思 考 題 1、什麼叫做褶曲構造？ 2、斷層要素的分類有哪些？ 3、礦井開拓方式有哪些？ 4、什麼是礦山壓力？ 5、采場上覆岩層分為哪“三帶”？ 6、采煤工藝指什麼？ 7、綜采工作麵液壓支架的移架方式有哪幾種？ 8、采煤工作麵事故多發區主要有哪些？ 9、放頂煤采煤法有哪幾種？ 10、煤層直接頂一般分為哪四類？ 第三章 礦井通風與災害防治第一節 礦井通風一、礦井通風的任務 煤礦井工生產是地下作業，自然條件比較複雜。地麵空氣在進入井下並流經各作業場所的過程中，將摻入有毒有害氣體和礦塵，成分逐漸發生變化。同時，由於地熱作用，人體和機械的散熱、水分的蒸發等，井下空氣的溫度和濕度都會顯著提高，造成不良的氣候條件。因此，對礦井必須進行通風。　　礦井通風的任務是： （1）供給足夠的井下工作人員呼吸用的新鮮空氣。 （2）衝淡和排除有害氣體及浮遊礦塵，使之符合《煤礦安全規程》的要求。 （3）提供適宜的溫、濕度良好的氣候條件；維持合適的勞動條件。 礦井氣候條件三要素是：溫度、濕度和風速。礦井氣候條件對工人健康和勞動生產率有著直接的影響。 （1）溫度：溫度是構成井下氣候條件的主要因素，最適宜於人們勞動的溫度是15～20℃。金屬和化學礦山安全規程規定井下采掘地點溫度一般不超過27℃；《煤礦安全規程》規定采掘工作麵的空氣溫度不得超過26℃，機電硐室的空氣溫度不得超過30℃。 （2）濕度：空氣濕度指空氣中所含水蒸氣量的多少。它分為絕對濕度和相對濕度。絕對濕度指每立方米空氣中所含水蒸氣量（克/米 3）；相對濕度指空氣中所含蒸汽量與同溫度下飽和水蒸汽量之間的百分比。礦井空氣的濕度一般指相對濕度。相對濕度的大小直接影響水分蒸發的快慢，因此，能影響人體的出汗蒸發和對流散熱。人體最適宜的相對濕度一般為50%～60%。 （3）風速。風速除對人體散熱有著明顯影響外，還對礦井有毒有害氣體積聚、粉塵飛揚有影響。風速過高或過低都會引起人的不良生理反應。度為0.5%。 二、礦內空氣中有毒有害氣體成分及危害 （1）一氧化碳（CO）：是一種無色、無味、無臭的氣體；它可燃燒，當含量在13%～75%時，遇火能引起爆炸；一氧化碳極毒，當其含量達0.4%時，人在短時間內就可中毒死亡。《煤礦安全規程》規定其最高容許濃度為0.0024%。 （2）硫化氫（H 2 S）：是一種無色、微甜、有臭雞蛋味的氣體，易溶於水，遇火後能燃燒及爆炸；硫化氫極毒，它能使血液中毒，對眼睛及呼吸係統的粘液膜有強烈的刺激作用。《煤礦安全規程》容許其最高濃度為0.00066%。 （3）氧化硫（SO 2 ）是一種無色、有強烈硫橫味及酸味的氣體，同呼吸氣管潮濕表皮接觸能產生硫酸，刺激並麻痹上部呼吸氣管的細胞組織，使肺及支氣管發炎，《煤礦安全規程》規定其最高容許濃度為0.0005%。 （4）二氧化氮（NO 2 ）：為紅褐色，易溶於水，是劇毒氣體，對人的眼睛及呼吸器官有強烈刺激作用。《煤礦安全規程》容許其最高濃度為0.00025%。 （5）沼氣（CH 4 ）：沼氣是煤礦常見的有害氣體，化學名稱叫甲烷，無色、無味、無臭、無毒；它比空氣輕，常聚集在巷道上方，當其在空氣中含量高時可降低氧含量，引起窒息；它具有爆炸性，爆炸濃度一般為5%～16%。 （6）氨氣（NH 3 ）是一種無色氣體，有似氨水的劇臭；它極毒，能刺激皮膚和上呼吸道，並能嚴重損傷眼睛。《煤礦安全規程》規定其最高容許濃度為0.004%。 （7）二氧化碳（CO 2 ）：是一種無色、微毒、稍有酸味的氣體，它不助燃，也不維持人的呼吸，它比空氣重，常聚集在巷道的下方及通風不良的下山盡頭；易溶於水，生成碳酸，對人的眼鼻、喉的粘膜有刺激作用。《煤礦安全規程》規定其最高容許濃 三、礦井通風係統及通風方法　　礦井通風係統是由扇風機和通風網絡兩部分組成。風流由入風井口進入礦井後，經過井下各用風場所，然後進入回風井，由回風井排出礦井，風流所經過的整個路線稱為礦井通風係統。 地麵的空氣進入礦井後，成分就要發生變化，這種變化主要是氧含量減少，二氧化碳、沼氣、一氧化碳、硫化氫、水蒸氣增加。井下主要進風井井底車場、運輸大巷的空氣與地麵空氣相關不大，稱之為新鮮風流。　　經過采掘工作麵以及其他用風地點的風流稱為乏風。　　礦井通風方法以風流獲得的動力來源不同，可分為自然通風和機械通風兩種。 （1）自然通風：利用自然氣壓產生的通風動力，致使空氣在井下巷道流動的通風方法叫做自然通風。自然風壓一般都比較小，且不穩定，所以《煤礦安全規程》規定：每一礦井都必須采用機械通風。 （2）機械通風：利用扇風機運轉產生的通風動力，致使空氣在井下巷道流動的通風方法叫做機械通風。采用機械通風的礦井，自然風壓也是始終存在的，並在各個時期內影響著礦井的通風工作，在通風管理工作中應給予充分重視，特別是高沼氣礦井尤應注意。　　礦井常用的通風設施有風門、密閉、風橋、測風站等四種。　　風門按用途分為永久性風門、臨時性風門以及帶調風窗用來調節風量的調節風門。風門是用以在需要通車和行人的巷道隔斷風流或調節風量的設施。　　密閉是在不許通車、行人的巷道截斷風流的設施。永久性密閉應以磚、石、水泥等材料構築；臨時密閉則用木板、坑木、黃泥構築。　　風橋的作用是使分別從兩巷道流經的新鮮風流與乏風流交叉相遇時，采用立體交叉方式分開通過的構築物。　　測風站是指固定的測風地點。　　對最高風速的限製理由：一是風速過高對人體健康不利，二是風速過高會增加巷道通風阻力；三是風速高時可使煤塵飛揚。井巷中規定最低風速，主要是防止巷道或工作麵中的風流呈紊流狀態。 四、有害通風和不合理通風 1、串聯通風從采掘麵出來的泛風作為新風去衝洗新的采掘工作麵的通風叫串聯通風也叫一條龍通風。《規程》規定：采掘工作麵應實行獨立通風。同一采區內，同一煤層上下相連的2個同一風路中的采煤工作麵，采煤工作麵與其相連接的掘進工作麵、相鄰的2個掘進工作麵，布置獨立通風有困難時；在規定措施後，可采用串聯通風，但串聯通風的次數不得超過1。采區內為構成新區段通風係統的掘進巷道或采煤工作麵遇到地質構造而重新掘進的巷道，布置獨立通風確有困難時，其回風可以串入采煤工作麵，但必須製定安全措施，且串聯通風的次數不得超過1次；構成獨立通風係統後，必須立即改為獨立通風。對於本條規定的串聯通風，必須在進入被串聯工作麵的風流中裝甲烷電儀，且瓦斯和二氧化碳濃度不得超過0.5%，其他有害氣體濃度都應符合本規程第一百條的規定。串聯通風的危害：（1）前一個工作麵的沼氣、二氧化碳、炮煙、粉塵及其有毒有害氣體被帶入下一個工作麵，故使被串聯的工作麵的空氣質量下降；（2）串聯通風風路比並聯要長，風阻大，影響采區供風量； （3）一旦發生火災、瓦斯（煤塵）爆炸或煤與瓦斯突然事故，會擴大災害範圍，因此必須對使用串聯通風的條件加以限製。 2、擴散通風擴散通風是指利用礦井巷道主導風流的擴散作用與掘進工作麵或硐室的空氣相互摻混，使汙濁空氣逐漸排出，達到通風目的的通風。由於空氣的自然擴散作用是有限的，不足以保證新鮮風量和稀釋、排出各種有害氣體的需要，因而《規程》規定：掘進巷道必須采用礦井全風壓通風或局部通風機通風。井下機電設備硐室應設在進風風流中，如果硐室深度不超過6m；入口寬度不小於1.5m而無瓦斯湧出，可采用擴散通風。 3、局部通風機的循環風局部通風機的循環風是指局部通風機的回風，部分或全部再回入同一部局部通風機的進風風流中。循環風不僅使風質變壞，而且由於風流往複循環會導致風流中瓦斯濃度增加，造成瓦斯爆炸。 4、無風、微風沒有通風或盲巷中作業叫無風作業。采掘工作麵內的風速低於《規程》規定的最低風速時作業叫微風作業。無風和微風作業，由於作業環境惡劣，對人體是有害的，甚至導致窒息或爆炸事故。發生窒息的主要原因是缺氧。當氧的濃度降到12%以下時，人就會因缺氧窒息死亡。產生缺氧的原因：一是在高沼氣礦井或有煤（岩）和沼氣（二氧化碳）突出的礦井中產生大量沼氣或二氧化碳積聚，引起氧氣含量相對減少；二是在低沼氣礦井中通風不良的盲巷或采空區中二氧化碳、氮氣等氣體增加，使氧氣含量相對下降；三是在封閉的火警中氧含量下降，氮、一氧化碳、二氧化碳相對增加。 五、局部通風機、風筒的安裝和使用 (1)局部通風機必須由指定人員負責管理，保證正常運轉。 (2)壓入式局部通風機和啟動裝置，必須安裝在進風巷道中，距掘進巷道回風口不得小於10m，全風壓供給該處的風量必須大於局部通風機的吸入風量，局部通風機安裝地點到回風口之間的巷道的最低風速必須符合《規程》規定。 (3)必須采用抗靜電、阻燃風筒。風筒口到掘進工作麵的距離以混合式通風的局部通風機和風筒的安設，應在作業規程中明確規定。 (4)低瓦斯礦井掘進工作麵局部通風機，可采用裝有選擇性漏電保護裝置的供電線路供電，或與采煤工作麵分開供電。 (5)嚴禁使用3台以上（含3台）的局部通風機同時向1個掘進工作麵供風。不得使用1台局部通風同時向2個作業掘進工作麵供風。另外還規定：使用局部通風機的掘進工作麵，不得停風；因檢修、停電等原因停風時，必須撤出人員，切斷電源。恢複通風前，必須檢查瓦斯。隻有在局部通風機及其開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度都不超過0.5%時，方可人工開啟局部通風機。 第二節 礦井瓦斯一、礦井瓦斯及瓦斯防治　　礦井瓦斯就是在煤礦采掘過程中從煤層、岩層、采空區中放出的，再加上井下生產過程中產生的各種有害氣體的總稱。組成礦井瓦斯的主要成分有：沼氣（甲烷）、二氧化碳、氮氣，還有少量的乙烷、乙烯、氫、一氧化碳、硫化氫和二氧化硫等。礦井瓦斯等級劃分：礦井瓦斯等級，根據礦井相對瓦斯湧出量，礦井絕對瓦斯湧出量和瓦斯湧出形式劃分為： (1)低瓦斯礦井：礦井相對瓦斯湧出量小於或等於10m3/t且礦井絕對瓦斯湧出量小於或等於40m3/min。 (2)高瓦斯礦井：礦井相對瓦斯湧出量大於10m3/t或礦井絕對瓦斯湧出量大於40m3/min。 (3)煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出礦井。　　礦井瓦斯爆炸的必要條件：一是沼氣濃度，其次是火源，第三是足夠的氧氣。 （1）沼氣濃度：正常情況下，沼氣爆炸的下限為5%，上限為16%，所以沼氣濃度在5%～16%範圍內，遇火則發生爆炸。 （2）引火溫度：沼氣的點燃溫度為650—750℃。所以井下的明火、電弧火花、放炮、自然發火、架線機車火花、甚至鐵器撞擊、磨擦產生的火花等都可以引燃沼氣。 （3）當井下空氣中氧氣含量低於12%時，則沼氣遇火也不發生爆炸。　　預防瓦斯爆炸的技術措施主要包括三個方麵： （1）防止瓦斯積聚。所謂瓦斯積聚是指局部瓦斯濃度超過2%，體積超過0.5m 3 的現象。為了防止瓦斯積聚，每一礦井必須從生產技術管理上盡量避免出現盲巷，臨時停工地點不準停風，並加強通風係統管理，嚴格執行瓦斯檢查製度，及時安全地處理積聚瓦斯。 （2）防止瓦斯引燃。防止瓦斯引燃的措施是嚴禁和杜絕一切火源；嚴格管理和控製生產中可能發生的火、熱源，防止它的產生或限製其引燃瓦斯的能力。因而嚴禁攜帶煙草和點火物品下井；礦燈應完好，否則不得發放，礦燈嚴禁被拆開、敲打、撞擊；加強電氣設備管理和維護，采用防爆型的電氣設備，井下供電還應做到無雞爪子、無羊尾巴、無明接頭、堅持使用煤電鑽綜合保護；堅持局扇使用風電閉鎖。 （3）防止瓦斯爆炸範圍擴大。萬一發生爆炸，應使災害限製在盡可能小的範圍，並盡可能減少損失，為此通風係統力求簡單，采用並聯通風，禁止大串聯通風。　　 處理掘進巷道局部與其積聚的方法有以下幾種： （1）隔離法。巷道空頂範圍較小或頂板裂縫瓦斯湧出壓力較低時，可在棚梁上釘木板或笆片，填上黃土搗實，隔絕巷道風流與頂板裂縫。 （2）分支通風。利用局扇風筒或在壓風管上接一分岔風筒或風管，引出風流吹散積聚的瓦斯。 （3）迎風法。風量較大的巷道，可用木板、風幛把風流引到冒頂高處或裂縫處，吹散積聚的瓦斯。 （4）堵排結合法。先把湧出的瓦斯堵到個別裂縫中，或收集到一個空間，然後用管子引入回風流中。　　瓦斯湧出量大的掘進巷道除增加風量，還可采用局部抽放的方法。如在煤壁或裂縫處打一鑽孔，插入抽放管，密封後，將瓦斯管接到抽放管路係統上進行抽放。恢複有瓦斯積存的盲巷或啟開密閉時應注意： （1）最好在非生產班或臨時停工進行，在回風涉及的範圍內，應停止運轉機電設備甚至切斷電源，撤出人員。 （2）處理前，應由救護隊佩戴氧氣呼吸器進入瓦斯積存區檢查瓦斯濃度，估算出瓦斯積存量，然後再根據該區域通風能力決定排放速度。 （3）處理工作要由救護隊和通風人員配合進行。 （4）開動局扇前要檢查局扇附近20米內瓦斯是否超限，局扇不得發生循環風。 （5）如果瓦斯積累量較大，應逐段恢複通風，並不斷檢查回風流瓦斯濃度，防止大量瓦斯突然湧出造成事故。　　 引燃瓦斯的火源有明火、放炮、電火花及機械摩擦火花等，針對上述火源，應采取下列預防措施防止瓦斯引燃： （1）嚴禁攜帶煙草和點火物下井，井口房、瓦斯抽放站以及扇風機房周圍20米內禁止煙火和用火爐取暖。井下嚴禁使用電爐，禁止打開礦燈。井下需要進行電焊、氣焊時要嚴格審批手續。 （2）在有瓦斯或煤塵爆炸危險礦井中，必須使用煤礦安全炸藥，不合格或變質的炸藥不準使用。爆破時其裝藥量、雷管、炮泥及放炮地點附近的瓦斯濃度等必須遵守《煤礦安全規程》的規?