通防各工種培訓之防突工培訓教材
目 錄
目 錄 1
第一章 有關煤礦瓦斯防治的工作體係、法規、技術標準及集團公司相關規定 2
煤礦瓦斯防治工作體係 2
1.1.4 淮北礦業瓦斯防治相關規定 5
第二章 煤礦防突工的職業特殊性及重要性 6
第一節 煤礦防突工定義及意義 6
第三章 煤與瓦斯突出基本知識 8
第一節 影響瓦斯賦存的地質條件 8
第二節 煤與瓦斯突出的類型、規律及預兆 29
第三節 煤與瓦斯突出的地質因素 30
第四節 瓦斯地質圖的內容與作用 32
第四章 煤與瓦斯突出危險性預測 35
第一節 煤與瓦斯突出危險性預測的分類 35
第二節 區域突出危險性預測 36
第三節 工作麵突出危險性預測 37
第八章 瓦斯基礎參數和預測檢驗指標的測定 70
第九章 新設備、新工藝 82
第十章 煤礦主要災害02manbetx.com 防治 108
第十一章 自救、互救與創傷急救 112
第一章 有關煤礦瓦斯防治的工作體係、法規、技術標準及集團公司相關規定
煤礦瓦斯防治工作體係
煤礦瓦斯綜合治理工作體係是“通風可靠、抽采達標、監控有效、管理到位”。它是煤礦瓦斯治理實踐經驗的概括總結，是我們對瓦斯治理規律認識的深化，是治理防範瓦斯災害的基本要求。
1.通風是基礎
瓦斯客觀存在於煤炭采掘生產過程中。礦井通風係統可靠穩定，采掘工作麵有足夠的新鮮風流，瓦斯不積聚、不超限，就不會發生瓦斯02manbetx.com 。因此必須把礦井和采掘工作麵通風，作為重要的基礎性工作來抓。
“通風可靠”的基礎要求是：係統合理、設施完好、風量充足、風流穩定。“係統合理”，就是要求礦井和工作麵必須具備獨立完善的通風係統，采區實行分區通風，高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井、自然發火嚴重礦井的采區等，要設專用回風巷，特別是嚴禁無風作業、微風作業和串聯通風作業。“設施完好”，就是通風機、風門、風橋、風筒、密閉等井上下通風設施完好無損，通風巷道保證有足夠的斷麵並保證不失修。“風量充足”，就是礦井總風量、采掘工作麵和各種用風場所配風量，必須滿足安全生產的要求;風速、有害氣體濃度等必須符合《01manbetx 》的要求;嚴禁超通風能力組織生產。“風流穩定”，就是要按規定及時測風、調風，保證采掘工作麵及其他用風地點風量、風速持續均衡，局部通風機通風要符合《01manbetx 》的要求，采用雙通風機、雙電源、能自動切換，保持連續均衡供風。
2.抽采是手段
瓦斯治理必須堅持標本兼治、重在治本。通過抽采，降低煤層中的瓦斯含量，從根本上治理防範瓦斯災害。因此要加大瓦斯抽采力度，提高瓦斯抽采率和利用率。
“抽采達標”的基本要求是：多措並舉、應抽盡抽、抽采平衡、效果達標。“多措並舉”，即地麵抽采與井下抽采相結合，因地製宜、因礦製宜，把礦井(采區)投產前的采前抽采、生產過程中的采中抽采和老空區等采後抽采措施有機地結合起來，全麵加強瓦斯抽采。“應抽盡抽”，即凡是應當抽采的煤層，都必須進行抽采，把煤層中的瓦斯最大限度地抽采出來，降低煤層的瓦斯含量。“抽采平衡”，就是要求礦井瓦斯抽采能力與采掘布局相協調、相平衡，使采掘生產活動始終在抽采達標的區域內進行。“效果達標”，就是通過抽采，使噸煤瓦斯含量、煤層的瓦斯壓力、礦井和工作麵的瓦斯抽采率、采煤工作麵回采前的瓦斯含量達到《煤礦瓦斯抽采基本指標》(以下簡稱《抽采指標》規定的標準。
3.監測監控是保障
監測監控是防範瓦斯02manbetx.com 的保障性措施，必須做到監控有效。監測監控就是利用先進的技術手段，及時掌握井下各作業的瓦斯濃度，在瓦斯超限等異常情況發生時，及時采取措施、化解風險，杜絕02manbetx.com 。
“監控有效”的基本要求是：裝備齊全、數據準確、斷電可靠、處置迅速。“裝備齊全”，就是監測監控係統的中心站、分站、傳感器等設備要齊全、裝置設置要符合規範要求，係統運作不間斷、不漏報。“數據準確”，就是瓦斯傳感器必須按期調校，其報警值、斷電值、複電值要準確，監控中心能實時反映監控場所瓦斯的真實狀態。“斷電可靠”，就是當瓦斯超限時，能夠及時切斷工作場所的電源，迫使停止采掘等生產活動。“處置迅速”，就是要製定瓦斯事故應急預案，當瓦斯超限和各類異常現象出現時，能夠迅速作出反應，采取正確的應對措施，使事故得到有效控製。
4.管理是關鍵
必須做到管理到位。管理是企業永恒的主題，管理不到位，再完善的係統、再先進的裝備也難以發揮應有的作用。
5.“管理到位”的基本要求是:責任明確、製度完善、執行有力、監督嚴格。“責任明確”，就是要把瓦斯治理和安全生產的責任細化，分解落實到沒空各個層級、各個環節和各個崗位，上至董事長、總經理和總工程師，下至作業現場的每個職工，都要明確自己的具體職責。“製度完善”，就是 要建立健全瓦斯防治規章製度，把對各個環節、各個崗位的工作要求，全部納入規範化、製度化軌道，做到有章可循，並根據井下條件的變化和隨時出現的新情況、新問題，不斷修改、充實、完善規章製度，不斷改進和加強瓦斯治理的各項措施，使管理工作常抓常新，科學有效。“執行有力”，就是要加大貫徹執行力度，在抓落實上狠下工夫。堅持從嚴要求、一絲不苟，嚴格執行規章製度，嚴厲懲處違章指揮、違章作業、違反勞動紀律的行為。落實崗位責任，實現群防群治。“監督嚴格”，就是要建立強有力的監督機製，加強監督檢查。煤礦各級幹部必須切實履行安全生產職責，確保國家安全生產法律法規、上級安全生產指示指令在各類煤礦得到切實認真的貫徹落實。
1.1.2煤礦瓦斯防治的法規
我國煤礦瓦斯防治工作必須遵守的法規主要包括《煤礦安全01manbetx 》和《防治煤與瓦斯突出規定》，這兩部法規是以國家安全生產監督管理總局局長令形式發布，在我國法律框架體係中屬部門規章。
《煤礦安全規程》是我國煤礦安全生產技術、管理等方麵最全麵、最具體、最權威的一部技術規章，是《中華人民共和國礦山安全法》和《煤礦安全監察條例》等法律法規明確規定必須遵守的規程，也是實現煤礦安全生產的技術保障。2010年3月1日起施行的最新版本的《煤礦01manbetx 》，其中與礦井瓦斯相關的章節包括：第二篇第二章通風和瓦斯、粉塵防治，分為通風、瓦斯防治和粉塵防治3節，從第一百條到第一百五十六條。第二篇第三章通風安全監控，分為一般規定，安裝、使用和維護，甲烷傳感器和其他傳感器的設置3節，從第一百五十七條到第一百七十五條。第二篇第四章煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出防治，分為一般規定，煤層突出危險性預測和防治突出措施效果檢驗，區域防治突出措施，局部防治突出措施，安全防護措施5節，從第一百七十六條到第二百一十四條。第二篇第四章防滅火，分為一般規定，井下火災防治，井下火區管理3節，從第二百一十五條到第二百五十條。此外，在其他編章中也有部分涉及礦井瓦斯方麵的內容，如第二篇第一章第二節第六十八條中規定了采用放頂煤開采時必須遵守的防瓦斯、防火、防塵等方麵的要求。
2.《防治煤與瓦斯突出規定》簡介
2009年5月14日，國家安全生產監督管理總局簽署第19號令，頒布了《防突規定》，該規定自2009年8月1日起實施。它的頒布實施，對防治煤與瓦斯突出工作的重要作用表現為以下三個方麵：一是規定作為部門規章，提升了法律約束力，對防突工作有更大的推動作用;二是規定更加嚴格了區域防治措施，規定區域措施不到位，不得進行采掘作業，對標本兼治、重在治本、源頭防治煤與瓦斯突出能起到重要的推動作用;三是更加突出了煤礦企業在防治煤與瓦斯突出工作中的主體責任。
1.1.2.1 其它法規
1.《國務院關於預防煤礦生產安全事故的特別規定》(國務院令第446號)
2.《國務院關於進一步加強企業安全生產工作的通知》(國發〔2010〕23號)
3.《國務院辦公廳關於加快煤層氣(煤礦瓦斯)抽采利用的若幹意見》(國辦發〔2006〕47號)
4.《國務院辦公廳轉發發展改革委安全監管總局關於進一步加強煤礦瓦斯防治工作的若幹意見的通知》(國辦發〔2011〕26號)
5.《國務院安委會辦公室關於進一步加強煤礦瓦斯治理工作的指導意見》(安委辦〔2008〕17號)
6.《關於進一步加強煤礦瓦斯防治工作若幹意見的通知》(國辦發〔2011〕26號)
7、《安徽省煤礦瓦斯綜合治理與利用辦法》(皖政辦[2011]62號)
1.1.3 煤礦瓦斯防治技術標準
2006年以來，國家安全生產監督管理總局以中華人民共和國安全生產行業標準(AQ)的形式陸續發布了一批與煤礦瓦斯防治相關的技術標準,在推動煤礦瓦斯防治技術進步,規範煤炭企業的行為,保障煤炭企業安全生產方麵發揮了重要作用.主要有以下標準:
《煤礦瓦斯湧出量預測方法》(AQ1018—2006),本標準規定了采用分源法與礦山統計法進行礦山瓦斯湧出兩預測方法。
《煤與瓦斯突出礦井鑒定規範》(AQ1024—2006)，本標準規定了煤與瓦斯突出礦井和突出煤層的鑒定方法、審批程序和報告內容等。
《礦井瓦斯等級鑒定規範》(AQ1025—2006),本標準規定了礦井瓦斯等級鑒定的一般要求，鑒定方法和鑒定報告內容。
《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQ1026—2006)，本標準規定了井工煤礦煤與瓦斯突出煤層采掘工作麵、瓦斯湧出量主要來自於鄰近層或圍岩的采煤工作麵、瓦斯湧出兩主要來自於開采層的采煤工作麵和礦井瓦斯抽采應達到的指標和測算方法。
《煤礦瓦斯抽放規範》(AQ1027—2006)，本標準規定了建立礦井瓦斯抽采係統的條件及工程設計要求、瓦斯抽采方法、瓦斯抽采管理及職責、瓦斯利用、瓦斯抽采係統的報廢程序，以及瓦斯抽采基礎參數的測算方法、各類瓦斯抽采方法的抽采率、瓦斯抽采係統監測參數的指標要求和瓦斯抽采工程有關計算方法，適用於井工煤礦瓦斯抽采設計。
《保護層開采技術規範》(AQ1050—2008)，本標準規定了煤礦保護層開采的一般要求、規劃、設計、瓦斯抽采、效果考察和區域消除突出危險性評價方法，適用於井工煤礦煤(岩)於瓦斯突出礦井。
《煤礦瓦斯抽采達標暫行規定》
《煤礦瓦斯等級鑒定辦法》
1.1.4 淮北礦業瓦斯防治相關規定
1.《淮北礦業集團“一通三防”技術管理規定》
2.關於《安徽省煤礦瓦斯綜合治理與利用辦法》部分條款的具體實施意見
3.《防治煤與突出補充規定》
第二章 煤礦防突工的職業特殊性及重要性
第一節 煤礦防突工定義及意義
防突工屬於特種作業人員，是指從事煤與瓦斯突出的預測預報、相關參數的收集與03manbetx 、防治突出措施的實施與檢查、防突效果檢驗工作的專職人員。
在煤礦生產過程中，防突工是同煤與瓦斯突出災害事故做鬥爭的先兵。《關於增設防突工工種的通知》《淮煤勞[2010]137號》中，明確防突工崗位係數2.4，反映出公司對防突工重要性的認識。
1.防突工準確測定的防突參數為礦井在選擇區域性防突措施或局部性防突措施提供科學依據，能為礦井減少很多不必要的投入。
2.防突措施在現場得到全麵和有效的實施，不僅能夠保證礦井采掘作業正常運行，而且能夠保證現場作業人員的安全，使礦井獲得相當的經濟效益。
3.防突工根據煤與瓦斯突出規律，在防突措施的實施和防突采掘工作麵生產作業的現場跟班中，及時發現突出預兆，撤離現場人員，有效地防止和減少傷亡事故的發生。
4.防突工根據現場資料的收集、整理、03manbetx 和經驗的積累，能夠了解和掌握煤礦頂板管理、通風瓦斯事故的處理方法和措施，為從事煤礦安全生產管理工作提供了有利條件。
第二節 煤礦防突工崗位責任製
1.負責實施突出煤層區域驗證、石門揭煤、采掘工作麵突出危險性預測和效果檢驗中突出參數測定工作。
2.負責掌握煤層賦存、地質構造及防突措施在現場落實情況，建立台帳，遇突出預兆立即停止作業。
3.負責填報防突預測和效果檢驗單，參與收集、整理瓦斯基礎資料。
4.負責突出參數儀器的保養管理工作。
5.負責防突抽放鑽孔檢查驗收工作，熟悉防治煤與瓦斯突出措施，確保鑽孔按設計施工到位。
6.填寫鑽孔收尺表，遇到鑽孔遇到地質構造、煤層異常、噴孔等情況，及時向本單位彙報。
7.參與填繪鑽孔竣工圖，不斷提高工作技能。
第三節 煤礦防突工職業道德及安全職責要求
2.3.1 防突工的職業道德
1.事業心強。熱愛煤礦工作，熱愛防突工作組，有為煤礦安全生產奉獻的精神。
2.法製觀念強。遵守安全生產法律法規和規章製度，服從領導，聽從安排，能堅持原則，敢於向違章違紀做鬥爭。
3.安全意識牢固。了解和熟悉安全生產法律法規的規定，堅持“安全第一，預防為主”的方針，關愛員工生命，關注煤礦安全。
4.專業技術水平高。了解和熟悉本工種和相關專業基本知識，熟悉掌握本工種的操作技能，能夠獨立處理和解決本工種範圍內的事故隱患和疑難問題。
5.工作作風好。工作認真負責、積極肯幹。不怕困難、不怕艱苦，具有強烈的責任心。
2.3.2 防突工的權利和義務
1.發現瓦斯超限、積聚、有害氣體超過規定等嚴重隱患或發現突出動力現象的預兆時，有權停止作業並撤出現場所有人員。
2.在作業現場，對可能導致瓦斯爆炸、頂板垮塌、冒頂等重大事故的工作和行為，有權拒絕接受和製止。
3.有權拒絕任何人違章指揮，有權製止任何違章作業。
4.對忽視職工生命和健康的錯誤決定和行為，有權提出批評和控告。
5.對危害安全生產的行為，有權提出批評、檢舉和控告。
6.遵守安全生產法律法規和企業規章製度，遵守勞動紀律。
7.積極參加技術革新活動，提出安全合理化建議，不斷改善施工作業環境。
8.及時反映、處理危險情況，積極參加事故搶救。
第三章 煤與瓦斯突出基本知識
第一節 影響瓦斯賦存的地質條件
在煤化過程中產生的瓦斯，隻要其中的一部分被保存下來。不同煤田、不同礦區、不同井田、不同采區甚至同一采區的兩翼、同一煤層的不同部位的地質條件不同，保存的瓦斯數量也不同。
瓦斯的形成和保存、運移與富集同地質條件有密切關係，並且受到地質條件的製約。影響瓦斯賦存的地質條件、主要有煤的變質程度煤係特征、煤層圍岩的透氣性、地質構造、地下水的活動和岩漿活動等。
3.1.1 煤的變質程度的影響
成煤的第二階段為由泥炭變為煤的煤化作用，包括成岩作用和煤的變質作用。這一階段在以溫度和壓力為主的物理化學作用下，泥炭經褐煤、煙煤轉變為無煙煤。隨著煤的變質程度由低到高，產生的瓦斯量逐漸增多，煤的氣體滲透率下降，煤對瓦斯的吸附能力呈現有規律的變化。因此，瓦斯含量是從褐煤到長焰煤呈降低的趨勢;而長焰煤至煙煤是逐步升高的趨勢，到無煙煤階段達到最大值;從無煙煤到超無煙煤顯著下降，瓦斯含量很小，到石墨時為零。
3.1.2 煤係特征的影響
煤係及其基底和蓋層特征的不同，瓦斯賦存和排放的條件不同。煤係形成時的古地理環境是瓦斯賦存的地址曆史條件，不同煤係的現代分布反映了瓦斯賦存的區域性特點。具體影響是：
煤係地質厚度、煤係的含煤性等關係到瓦斯的原始賦存特征。一般情況下煤係底層越厚，含煤性越好，瓦斯含量越高，因此，聚煤中心可能是瓦斯含量較高的部位。
在同一地區，一般煤係時代老的(如古生代煤係)較煤係時代新的(如中、新生代煤係)瓦斯含量高。例如：山東省有3套煤係地層，其中石炭二疊紀煤係時代老，覆蓋層厚，含煤層較多，埋藏較深，故瓦斯含量高，最大值11.6m3/t，平均值4.93m3/t;
而下中侏羅紀煤係和早第三紀煤係時代新，蓋層厚度小，含煤層數小，埋藏相對淺，故瓦斯含量低，隻有0.86～1.27m3/t左右。
煤係蓋層和煤係基底情況。影響到煤係去氣作用的性質，也就是說決定著已生成的瓦斯是保存還是逸散的問題。一般蓋層厚度大、堅硬致密、透氣性差者(如泥岩、頁岩)，對瓦斯起保存作用;而厚度小、疏鬆、裂隙發育、透氣性好的蓋層和基底，則易使瓦斯逸散。這裏起決定作用因素的是它們的透氣性能。
煤係的暴露程度和風化剝蝕程度與瓦斯含量有關。在其他條件相似情況下，蓋層、煤係和基底在地表大麵積暴露者，或煤係地層受大麵積衝蝕作用者，瓦斯含量小，因為大量瓦斯已沿地表通道逸散。
凡煤係地層中，地下水補給來源充分、各含水層之間水力聯係較好、富水性較強、活動性較大者。一般瓦斯含量小。
3.1.3 煤層特征的影響
煤層厚度較大，瓦斯含量越高，厚煤帶一般也是瓦斯富集帶，煤包往往也是瓦斯包。這是因為，煤層劇烈變化，破壞了瓦斯在煤層中均衡狀態，從而促進了瓦斯在運移和變化;煤層分岔處容易集中瓦斯，易引起突出。因為當煤層圍岩是屏障層時，在分岔處構造應力必然會改變方向，而導致應力集中，形成較大的瓦斯內能;當煤層受到結構應力時，可使煤的原生結構構造受到破壞，形成構造煤，破壞程度由弱到強，瓦斯含量逐漸增高;煤層埋藏深度。瓦斯有分帶現象，在瓦斯風化帶以下，所有煤層的瓦斯含量、湧出量及瓦斯壓力都隨深度有規律的增加。
煤層透氣性對保存煤層瓦斯亦有較密切的關係。煤層瓦斯在煤層圍岩完全封閉型條件下，煤層瓦斯保存程度取決於煤層本身的透氣性。煤層對於瓦斯的流動阻力稱煤的透氣性。透氣性低的煤層，由於瓦斯在煤層中運移、放散很困難，所以有利於瓦斯保存，因而瓦斯含量達、壓力高;反對則不利於瓦斯保存，因而瓦斯含量小、壓力低。而煤的透氣性與煤的變質度及煤的結構、微空隙發育程度等因素有關。
3.1.4 煤層圍岩透氣性的影響
圍岩指煤層頂底板岩石，它對保證瓦斯具有決定作用。當圍岩透氣性很差，煤層中的原始瓦斯含量很難通過圍岩向外運移、逸散，對煤層瓦斯可起保存作用;反之，如煤層圍岩透氣性好，有利於煤層瓦斯通過圍岩向外運移、逸散，煤層中的原始瓦斯含量就難以得到很好的保存。而透氣性又與頂底板岩石的組成、結構、膠結、裂隙情況等有關。
3.1.5 地質結構影響
對於煤層頂底板岩石透氣性小的煤田或礦井，煤層中的瓦斯含量很大程度上取決於地質構造。在地質構造作用下，煤最容易產生運移和變化，從而影響到煤中瓦斯的保存和排放，往往一個地區的構造分區也是這一地區的瓦斯分區。地質構造對瓦斯的最終分布常常起著主導作用。
地質構造是地殼運動的產物。原始沉積岩層在地殼運動引起的地應力作用下，發生變形或變位，形成褶皺和斷裂等構造形跡，稱為地質構造。
一、岩層產狀的概念
岩層在地殼中的空間位置和產出狀態，稱為岩層的產狀。
岩層最初沉積成岩時的產狀稱為岩層的原始產狀。在構造運動強烈地區，岩層還會倒轉(圖4-1)。
圖4-1 不同產狀的岩層示意圖
(a)水平岩層;(b)傾斜岩層;(c)直立岩層;(d)倒轉岩層
P、C、D、S—地層代號
二、岩層產狀要素
岩層的產狀要素就是確定岩層在地殼中的空間位置的幾何要素。通常用岩層麵的走向、傾向和傾角來表示。
1.走向
走向表示岩層在空間中的水平延伸方向。岩層麵與水平麵的交線稱為走向線。(圖4-2的AOB)走向線兩端所指的方向，即走向線與地球子午線的夾角為岩層的走向。二者相差180°，通常以其NE或NW端的方位來表示。
2.傾向
傾向表示岩層的傾斜方向，傾斜平麵上與走向線相垂直的直線稱為傾斜線。(圖4-2中的ON)，傾斜線的水平投影線稱為傾向線(圖4-2中的ONˊ)，傾向線與子午線的夾角為傾向。岩層傾向有真傾向和視傾向之分，垂直於走向線所引的層麵傾斜線，其水平投影線所指岩層下傾方向為真傾向;不垂直於走向線所引的層麵傾斜線，其水平投影線所指岩層下傾方向為視傾向。視傾向有無數個，而真傾向隻有一個方向，且與走向垂直。
3.傾角
傾角表示岩層的傾斜程度，它是岩層層麵與水平麵的夾角(圖4-2中的α角)，由於傾向有真、視之分，因此，傾角亦有真傾角和視傾角。真傾角是指在真傾向方向上層麵與水平麵的夾角;視傾角則是指視傾向方向上層麵與水平麵的夾角。視傾角有無數個，真傾角隻有一個，而且恒大於視傾角。
真傾角與視傾角之間有如下的關係（圖4-3）：
tgβ=tgαcosω或tgβ=tgαsin r
從上述關係式可知：當∠ω=0°時，cosω=1,則tgα=tgβ, ∠α=∠β.表示剖麵方向垂直岩層走向。當∠ω=90°時，cosω=0，則tgβ=0，∠β=0°，表示剖麵的方向與岩層走向相一致。
在斜交岩層走向的剖麵圖上，則應繪製相應剖麵方向的視傾角。關於真傾角和視傾角的換算可直接查閱傾角換算表。
三、岩層產狀的測定和表示方法
（一）地質羅盤
地質羅盤是地質工作者經常使用的一種輕便儀器。在野外或煤礦井下，常用地質羅盤測定方向和測量岩層及煤層的產狀要素。地質羅盤的構造如圖4-4所示。
(三)岩層產狀的表示方法
1.方位角記錄法
方位角記錄法是以正北方向為0°，按順時針方向將坐標方位分為360°，正東方向為90°，正南為180°，正西為270°，正北為360°與0°的重合(圖4-7a)。此法隻記傾向和傾角，如135°∠30°，前麵是傾向方位角，後麵是岩層傾角。傾向方位角加或減90°，均為走向，即表示岩層的走向為45°或225°，傾向為135°，傾角為30°。此種記錄法是目前常用的方法。
2.象限角記錄法
象限角記錄法是地球子午線的南、北兩端為0°，東、西記為90°(圖4-7b)，當岩層走向為北偏東或南偏西45°，向南東傾斜。傾角25°時，記錄為N45°E∠25°SE或者S45°W∠25°SE。
圖4-8 褶皺與褶曲剖麵示意圖
(二)褶曲的基本形式
褶曲的基本形式可分為兩種，即背斜和向斜。
1.背斜
背斜是岩層向上彎拱的褶曲，核部是老岩層，兩側是新岩層，且對稱重複出現，兩翼岩層一般相反傾斜(圖4-9a)。
2.向斜
向斜是岩層向下彎拱的褶曲，核部是新岩層，兩側是老岩層，且對稱重複出現，兩翼岩層一般相對傾斜(圖4-9b)。
(三)褶曲要素
為了描述褶曲在空間的形態和特征，將它的各個部位分別規定了一個名稱。總起來稱為褶曲要素。或者說褶曲要素是褶曲的基本組成部分及其相互關係的幾何要素(圖4-10)。
a——直立褶曲 b——斜歪褶曲 c——倒轉褶曲
縱剖麵上的形態分類：水平褶曲、傾伏褶曲(圖4-13b)
圖4-14 短軸褶曲示意圖 圖4-15 穹窿與構造盆地示意圖
a——短軸背斜 b——短軸向斜 a、穹窿 b、構造盆地
三、褶皺構造的觀測與研究
褶皺構造的觀測與研究包括查明褶皺的存在、褶皺的位置、延伸方向和褶皺的類型以及對煤礦生產的影響等。
(一)查明褶皺的存在，確定褶皺類型
在構造簡單的礦井，主要根據岩層產狀，岩層層位來確定褶皺的存在。如果同一岩層對稱重複出現，相對傾斜為向斜，相反傾斜為背斜(圖4-16)。在構造複雜的礦井，褶曲緊湊，岩層傾角較大，岩層容易倒轉。觀測的方法主要是依據岩層層序和岩層新老關係來確定，而岩層產狀隻能作參考。如圖4-17所示，某礦巷道揭露的岩層產狀為同一方向傾斜，沿傾斜方向同一層位重複出現，中間地層老，兩翼新，為一倒轉背斜。
圖4-16 石門掘進中確定褶皺的存在(據劉誌剛) 圖4-17 根據石門巷道中岩層層序標誌確定等斜褶曲
(二)確定褶皺的位置和方向
1.褶皺軸位置的確定
一般情況下根據巷道中所見岩層的產狀和層間距，用作圖法推斷褶曲軸的位置。對於下部擬開采的煤層可用上部已揭露的資料用下延推斷法確定褶皺軸的位置(圖4-18)。
圖4-18 下延推斷法確定褶皺軸位置 圖4-19煤巷掘進法確定褶曲軸
當煤礦生產需要準確的掌握褶曲軸的位置、標高等參數時，就需采用巷探和鑽探方法。如沿煤層走向掘進的水平煤巷出現轉彎而呈“U”型展布時，那麼巷道的轉彎部位即為傾狀褶曲的軸部(圖4-19)。
2.褶皺軸方向的確定
褶皺軸方向可采用實測法和作圖法來確定。對於小型褶皺，當石門巷道兩壁都有褶皺軸部出露時，在兩壁褶皺軸相同標高位置拉測繩，用羅盤測量其方向，即為褶皺軸向。對於中型褶皺需在煤礦水平切麵圖上，根據不同巷道揭露的褶皺軸位置將它們連接起來，即可確定褶皺的延伸方向。
(三)褶曲內部小構造的研究
褶曲內部小構造是指褶皺岩層在受力變形過程中派生出來的次級構造。如層麵擦痕、層間小褶皺、小斷裂等。層麵擦痕是岩層受力發生彎曲變形時，上、下岩層沿層麵進行剪切滑動，在層麵上留下的許多摩擦痕跡。在褶曲樞紐近於水平的部位，層麵擦痕方向與樞紐近於垂直，在樞紐傾伏部位，層麵擦痕方向與樞紐斜交。
層間小褶皺又稱拖拉褶皺，它是一種不對稱的小褶皺，多發育在兩層堅硬岩層之間的軟岩層中，這是由於主褶曲在形成過程中，相鄰岩層中的上部岩層相對向上滑動，而下部岩層相對向下滑動所產生的力偶作用下形成的(圖4-20)。這種褶皺主要發育在主褶曲的翼部;基軸線與主褶曲軸近於平行，軸麵與岩層麵斜交，二者的銳夾角尖端指向相鄰岩層相對滑動方向。由此可見，新岩層向背斜轉折端滑動，老岩層向向斜的軸部滑動。在正常情況下，小褶曲軸麵傾角大於岩層傾角，在岩層倒轉情況下，小褶曲軸麵傾角小於岩層傾角。由此可以確定背斜和向斜的位置，恢複褶皺形態(圖4-21)。
圖4-20 層間小褶皺示意圖 圖4-21利用層間小褶皺確定
(圖中箭頭表示順層滑動方向) 主褶曲形態示意圖
(四)褶皺的形成作用
褶皺的形成是一個十分漫長而又複雜的過程，受到多種因素的影響，根據觀察和模擬實驗，褶皺的形成主要與力的作用方式、變形環境、岩石力學性質及岩層厚度等因素有關。一般根據力對岩層的作用方式，將褶皺的形成作用分為縱彎褶皺作用和橫彎褶皺作用。
縱彎褶皺作用是作用力順層麵發生擠壓，使岩層失穩彎曲而形成褶皺。按變形方式又可分為彎滑褶皺和彎流褶皺作用。彎滑褶皺作用是指岩層在水平擠壓力作用下，通過層間滑動而發生的彎曲變形(圖4-22)。彎流褶皺作用是指岩層發生彎曲變形時，不僅有層間滑動，而且還有顯著的順層物質流動。流動方向通常從擠壓力較大的翼部流向擠壓力小的轉折端，塑性岩層在翼部變薄，在轉折端加厚，容易形成頂厚褶皺(圖4-23)。煤係地層在形成褶皺時，煤層容易產生塑性流動，往往從翼部擠向轉折端，從而使煤層厚度發生變化。
圖4-22 彎滑褶皺作用 圖4-23 彎流褶皺作用
a—彎曲前;b彎曲後
橫彎褶皺作用是岩層受到與層麵垂直的作用力而發生褶皺。橫彎褶皺是由地殼局部升降，基底斷塊的垂直運動，岩漿侵入頂托和岩鹽的底辟作用引起岩層的彎曲(圖4-24)。與縱彎褶皺作用相比較，這種褶皺作用是較為次要的。
圖4-24 橫彎褶皺的幾種模式
a—地殼局部升降;b—基底斷塊的垂直運動;
c—岩漿侵入頂托;d—岩鹽底辟。
第三節 斷裂構造
岩層受力後產生變形，當應力達到或超過岩層的強度極限時，岩層的連續完整性遭到破壞，在岩層一定部位和一定方向上產生的破裂稱為斷裂構造。根據岩層破裂麵兩側岩塊有無明顯位移，可將斷裂構造分為節理和斷層。
一、節理
岩層斷裂後，兩側岩塊未發生顯著位移的斷裂構造稱為節理，又叫裂隙。節理的破裂麵稱為節理麵。它的形態可以是平直的，也可以是彎曲的。節理麵的產狀有直立的、傾斜的或水平的。運用地質羅盤可以測定其走向、傾向和傾角。
通常把同一時期形成的，具有同一力學性質的，且相互平行或大致平行的一組節理，稱為節理組。把同時期具有成因聯係的兩個或兩個以上的節理組稱為節理係。
節理的成因分類：原生節理、次生節理(根據力的來源和作用性質不同，又可分為構造節理和非構造節理。)
節理的力學性質分類：張節理、剪節理。
圖4-25 斷層旁側的節理 圖4-26褶皺產生的張節理示意圖
1—縱張節理;2—橫張節理
(二)節理的識別標誌
1.張節理的識別標誌
(1)節理麵粗糙不平，常張開，易被礦脈充填呈楔狀、扁豆狀或其它不規則形狀。
(2)產狀不穩定，延伸不遠，單條節理短而彎曲，繞礫石而過(圖4-27)。
(3)組合形態常呈不規則的樹枝狀，有時呈雁行排列，有時追蹤張節理發育而呈鋸齒狀(圖4-28)。
(4)尾端變化呈杏仁狀結環和樹枝狀多級分叉(圖4-29)
圖4-27 礫岩中的張節理和剪節理
1—張節理;2—剪節理 圖4-28 追蹤張節理
2.剪節理的識別標誌
(1)節理麵平直光滑，通常是閉合的，有時被礦脈充填。
(2)產狀穩定，沿走向和傾向延伸較遠，常切穿岩層中的礫石，岩脈或結核(圖4-27)
(3)組合形態常成組出現，往往等距排列，兩組發育常組成X型共軛節理係(圖4-30)。有時一條剪節理由許多相互靠近，首尾鄰接的細微羽裂組成(圖4-31)。
(4)尾端變化呈菱形結環、轉折、分叉(圖4-32)。
圖4-29 張節理的尾端變化 圖4-30 兩組剪節理羽列現象
(a)樹枝狀分叉，(b)杏仁狀結環
圖4-31 湖北黃陵背斜南部 圖4-32 剪節理的尾端變化
灰岩中剪節理羽列現象素描圖
二、斷層
岩層受地應力作用後發生破裂，在力的繼續作用下，兩側岩塊沿破裂麵發生顯著相對位移的斷裂構造稱為斷層。
(一)斷層要素
為了描述斷層的空間形態和性質，將斷層的各個基本組成部分冠以一定的名稱。這些斷層的基本組成部分，稱為斷層要素。
1.斷層麵
斷層的破裂麵稱為斷層麵(圖4-33)，斷層麵的形態有平直的，也有舒緩波狀的，斷層麵的產狀有直立的，也有傾斜的，可以用走向、傾向和傾角三要素來表示。
有的斷層找不到一個完整的斷層麵，而是一個斷層破碎帶。破碎帶的寬度一般為數十厘米至數十米。
2.斷盤
斷層麵兩側相對位移的岩塊稱為斷盤。相對上升的岩塊稱為上升盤;相對下降的岩塊稱為下降盤。當斷層麵傾斜時，位於斷層麵上方的岩塊稱為上盤;位於斷層麵下方的岩塊稱為下盤(圖4-33)。當斷層麵直立時，則無上、下盤之分，可根據斷盤所處的方位來命名，如斷層走向南北，位於斷層西側的稱為西盤，東側的稱為東盤。
3.斷層線
斷層麵與地麵的交線稱為斷層線。若地麵平坦斷層線的方向代表斷層的走向。若地麵起伏不平，斷層在地表的出露線就不能反映斷層的延伸方向。斷層線有時呈直線，有時呈曲線，主要取決於斷層麵的形狀及地形起伏情況。
斷層麵與煤層麵的交線稱為斷煤交線，斷層麵與上盤煤層麵的交線，稱為上盤斷煤交線，與下盤煤層麵的交線稱為下盤斷煤交線(圖4-34)。
圖4-33 斷層要素示意圖 圖4-34 斷煤交線示意圖
a—正斷層 b—逆斷層
1—上盤斷煤交線;2—下盤斷煤交線;3—煤層底板等高線
(二)斷距
斷層兩盤同一岩層麵相對位移的距離稱為斷距。斷距可反映斷層規模大小，它對煤礦生產影響極大。通常，斷距是根據不同方向剖麵上岩層或煤層被錯開的相對位置來確定的。
在垂直於岩層走向的剖麵上可測得的斷距有：
地層斷距：指斷層兩盤上同一岩層麵被錯開的垂直距離(圖4-35Ho)
水平地層斷距：指斷層兩盤上同一岩層麵被錯開的水平距離(圖4-35Hf)
鉛直地層斷距：指斷層兩盤上同一岩層麵被錯開的鉛直距離(圖4-35Hg)。
在礦山開采中，為設計豎井和平巷的長度，還常常采用落差和平錯這類斷距術語。
落差：指垂直於斷層走向的剖麵上斷層兩盤同一煤層或岩層麵對應點的標高差(圖4-36ab)
平錯：指垂直於斷層走向的剖麵上斷層兩盤同一煤層或岩層麵對應點的水平距離(圖4-36bc)。需要指出，同一條斷層的斷距沿斷層的走向和傾斜方向均可能發生變化，要盡可能地在斷層的不同部位多測一些數據，以便弄清斷距的變化情況。
圖4-35 斷距示意圖 圖4-36 落差、平錯示意圖
Ho--地層斷距;Hf--水平地層斷距;Hg--鉛直地層斷距 ab——落差;bc——平錯
(三)斷層分類
1.根據斷層兩盤相對位移方向分類
(1)正斷層。上盤相對下降，下盤相對上升的斷層稱為正斷層(圖4-37a)。
(2)逆斷層。上盤相對上升，下盤相對下降的斷層稱為逆斷層(圖4-37b)。
通常又將斷層麵的傾角大於45°的逆斷層稱為衝斷層;斷層麵傾角在45°～25°之間的逆斷層，稱為逆掩斷層;斷層麵傾角小於25°的逆斷層稱為輾掩斷層。
(3)平移斷層。兩盤岩塊沿斷層麵作水平方向相對移動的斷層稱為平移斷層(圖4-37c)。
2.根據斷層走向與岩層走向關係分類
(1)走向斷層。斷層走向與岩層走向平行或基本平行稱為走向斷層(圖4-38a)。
(2)傾向斷層。斷層走向與岩層走向垂直或基本垂直稱為傾向斷層(科4-38b)。
(3)斜交斷層。斷層走向與岩層走向斜交稱為斜交斷層(圖4-38c)。
圖4-37 斷層位移分類 圖4-38 斷層幾何關係分類
a—正斷層 b—逆斷層定 c—平移斷層 a—走向斷層 b—傾向斷層 c—斜交斷層
(四)斷層的組合型式
斷層可以單條發育，也可以成群出現，由多條斷層排列成一定的組合型式。常見的組合型式如下：
1.地塹和地壘
地塹是指兩條以上的走向大致平行，具有共同的下降盤的斷層組合(圖4-39a)，地壘是指兩條以上的走向大致平行的斷層，具有共同的上升盤的組合型式(圖4-39b)。地塹和地壘一般是由於正斷層組成，但也可以由逆斷層組成。
圖4-39 地塹和地壘示意圖
a—地塹 b—地壘
2.階梯狀構造
階梯狀構造是由數條產狀大致相同的正斷層組成。從剖麵上看，各個斷層的上盤向同一方向依次下降，使岩層或煤層成階梯狀(圖4-40)。
圖4-40 階梯狀構造示意圖 圖4-41 疊瓦狀構造示意圖
3.疊瓦狀構造
疊瓦狀構造是由數條產狀大致相同的逆斷層組成，其上盤均向同一方向依次逆衝形成(圖4-41)。
(五)斷層標誌
斷層標誌是確定斷層存在的依據。斷層的標誌很多，可分為直接標誌和間接標誌，歸納起來主要有以下幾個方麵：
1.煤、岩層不連續
在野外或井下發現煤、岩層突然中斷或錯開，並與其它岩層相接觸，這是斷層存在的直接標誌(圖4-44)。
圖4-44 巷道中斷層的識別 圖4-45 構造不連續
2.構造不連續
褶皺軸線或早期存在的斷層等在延展方向上突然中斷、錯開，造成構造不連續現象，這是橫斷層或斜交斷層存在的標誌(圖4-45)。
3.煤、岩層的重複與缺失
一般走向正斷層或逆斷層可造成煤、岩層的重複或缺失(圖4-46)。由於斷層位移類型不同，斷層與岩層的傾向、傾角不同，會造成六種基本的重複和缺失情況(表4-1與圖4-46中的a,b,c,d,e,f是相互對應的)。
、
4.斷層麵的擦痕與階步
擦痕是斷層麵兩側的岩塊發生位移時相互摩擦而形成的痕跡(圖4-47)。擦痕由粗而深的一端向細而淺的一端，摸之有光滑感覺。此方向反映對盤的滑動方向;反之有粗糙感，表示本盤的滑動方向。
階步是發育在斷層麵上的一種小陡坎，其高度一般不超過數毫米，延伸方向大致與擦痕的延伸方向垂直(圖4-47)。階步是斷層兩盤滑動過程中一次停頓間歇或局部阻力差異而形成的，小陡坎指向斷層對盤相對滑動方向。
5.斷層角礫岩和斷層泥
在斷層破碎帶中，由於岩石受到強大壓力作用而破碎成大小不等的岩石碎塊，經過碎屑基質膠結後，形成斷層角礫岩(圖4-48)。在泥質岩或煤層的斷麵上，常夾有被磨得很細的泥稱為斷層泥。斷層角礫岩和斷層泥都是岩層錯動形成的產物，可作為確定斷層存在的標誌。
6．其它標誌
由於斷層的影響，使山脊突然錯開，地貌上形成懸崖峭壁。有的斷層破碎帶有泉水湧出，泉點呈串珠狀分布。在礦井巷道接近斷層時，往往有滴水、淋水或湧水現象等等。
1．斷層的影響
地質構造中的斷層破壞了煤層的連續完整性，使煤層瓦斯排放條件發生了變化。有的斷層有利於瓦斯排放，也有的斷層對瓦斯排放起阻擋作用，成為逸散的屏障。前者稱開放性斷層，後者為封閉性斷層。
此外，斷層的空間方位對瓦斯的保存、逸散也有影響。一般走向斷層阻隔了瓦斯沿煤層傾斜方向的逸散，而傾向和斜交斷層則吧煤層切割成互不聯係的塊體。
不同類型的斷層，形成了不同塊段的構造邊界條件，對瓦斯的保存、排放有不同的影響。
2．褶曲的影響
巷道中所見的小型褶曲，一般對瓦斯含量影響不大，有影響的主要是大中型褶曲。
礦井範圍之內的中型褶曲，其瓦斯含量有兩種情況：封閉條件好的，背斜較向斜瓦斯含量高；在封閉條件差透氣性較好的情況下，向斜部位瓦斯含量較高。
礦井或礦區規模的大型向斜埋藏深度大，傾角平緩的煤層較傾角陡的煤層瓦斯含量大。因為前者瓦斯運移路線長，阻力大，去氣難，後者則相反。
3.1.6 地下水活動的影響
地下水與瓦斯共存於煤係及圍岩之中，他們的共性是均為流體，運移和賦存都與煤、岩層的空隙、裂隙、通道有關。由於地下水的運移，一方麵驅動著裂隙和空隙中瓦斯的運移，另一方麵又帶動了溶解於水中的瓦斯一起流動。因此，地下水和瓦斯占有的空間是互補的，這種相逆的關係，表現為水大地帶瓦斯小，水小地帶瓦斯大。因此。水氣運移和分布特征，可以作為認識礦床水文地質條件和瓦斯地質條件的共同規律而應用。
3.1.7 岩漿活動的影響
岩漿侵入煤係煤層使煤、岩層產生膨裂及壓縮，岩漿的高溫烘烤，使煤層被破壞，不但使煤的變質程度升高，同時也給生產帶來困難。
第二節 煤與瓦斯突出的類型、規律及預兆
煤（岩）與瓦斯突出簡稱突出，是在地應力和瓦斯的共同作用下，破碎的煤、岩和瓦斯由煤體或岩體內突然向采掘空間拋出的異常動力現象。拋出煤岩從幾噸到上萬噸，瓦斯從幾百立方米到上百萬立方米，並可能誘發瓦斯爆炸，產生更大的災難。
3.2.1 煤與瓦斯突出類型
煤與瓦斯突出，按照不同的分類標準，有不同的劃分結果。如按突出機理分類為：煤與氣體突出，即煤與甲烷、煤與二氧化碳突出；岩石與氣體突出，即岩石與甲烷、岩石與二氧化碳突出。按動力現象的力能特征分類，可分為突出、壓出和傾出：按動力現場的強度分類，可分為小型突出、中型突出、次大型突出、大型突出、和特大型突出；按突出危險程度分類，可分為突出煤層、突出礦井、突出危險區和無突出危險區、突出危險工作麵和無突出危險工作麵。
3.2.2 突出一般具有以下規律
⑴隨著開采深度的增加，突出的危險性增大。主要表現為突出次數增多、突出強度增大、突出煤層增多和突出危險區域擴大。
⑵突出次數和突出強度隨著煤層的厚度，特別是軟分層的厚度增大而增大，突出最嚴重的煤層往往是最厚的主采煤層。
⑶突出的氣體主要是甲烷，少數情況是二氧化碳。
⑷煤體破壞程度越嚴重，煤電硬度越小，突出危險性越大。一般情況，煤層增厚時容易突出，合層時也容易突出。
⑸由上向下的突出較多，由下而上的突出極少。突出的危險性隨著煤層傾角的增大而增加。
⑹突出多發生在地質構造附近，如斷層、褶曲、扭轉和火成岩侵入區附近。90%以上的突出（石門突出除外）發生在向斜軸部、扭轉地帶、斷層和褶曲附近。
⑺突出多發生在集中應力區，如巷道的上隅角，相向掘進工作麵接近區域，煤層留有煤柱的相對應上、下方煤層處，回采工作麵的集中應力區內掘進等等。
⑻大多數突出發生在放炮和落煤工序。放炮後沒有立即發生的突出，稱延期突出。延遲的時間由幾分鍾到十幾分鍾，它的危害性更大。
⑼突出發生在掘進工作麵較多，回采工作麵較少。
⑽突出與煤層的瓦斯含量和瓦斯壓力之間沒有固定的關係。瓦斯壓力小，含量小的煤層可能發生突出；壓力高，含量大的煤層也可能不突出。因為突出是多種因素綜合作用的結果。但值得注意的是，我國30處特大型突出的煤層瓦斯含量都大於20m3/t。、
⑾突出煤層的頂底板透氣性越差，越有利煤層的瓦斯儲存，其突出危險性越大。
⑿突出前常有預兆。
3.2.3 煤和瓦斯突出前預兆
突出具有聲預兆和無聲預兆：
1．有聲預兆
⑴響煤炮。在煤層內發生像機關槍、炮擊聲。
⑵突出壓力顯現聲。支柱來勁，發出哢哢的響聲，或發出劈裂折斷的響聲，手摸煤璧能感到衝擊和震動；有煤岩層的破裂聲；有時會聽到氣體穿過含水裂縫時的“吱吱”聲等。
無聲預兆
⑴壓力增大。頂板來壓，片幫、掉碴、煤壁向外鼓，煤岩自行剝落。
⑵煤層發生變化。層理紊亂、變軟，暗淡無光 ，煤層粉碎，煤質幹燥。
⑶瓦斯及溫度變化。瓦斯湧出異常，忽大忽小，煤塵增大，氣味異常，發悶，打鑽時打噴煤、噴瓦斯，煤壁發冷，氣溫下降等。
應當指出的是，上述預兆，並不是在每次突出前都提前出現，而是僅僅出現一種或幾種。
第三節 煤與瓦斯突出的地質因素
煤與瓦斯突出是煤礦井下生產過程中發生的一種極其複雜的動力現象 ,是煤礦中的一種非常嚴重的自然災害 。影響煤與瓦斯突出的地質因素主要包括突出煤係和突出煤層的基本特性、煤層瓦斯含量和瓦斯壓力、地應力、煤體結構、地質構造類型。
3.3.1 突出煤層的賦存情況
從發生煤與瓦斯突出礦井統計資料03manbetx
,煤與瓦斯突出的發生既有煤層群的礦井 ,也有單一煤層的礦井 。煤層的賦存情況非常複雜 ,既有急傾斜煤層 ,也有傾斜和緩斜煤層 ; 既有薄煤層 ,也有中厚煤層和厚煤層 。在同一礦井煤層傾角和厚度的變化較大 。從煤層的賦存情況及區域地質構造來看 ,突出煤層分布在石炭紀 、二疊紀及侏羅紀等煤係地層中 ,但以晚二疊紀的龍潭煤係占多數 。與聚煤時期或成煤後期的構造運動相聯係 ,在一個較大的區域 ,由於擠壓作用 、壓扭作用 ,使地層內部的地應力處於緊張狀態 ,未能得到釋放 ,從而使煤層內的瓦斯不易釋放 ,使得煤層內的瓦斯含量高 。正斷層一般是煤 (岩 )層受到張應力或張扭應力的作用而形成的 ,而煤層的正斷層則是煤層在擠壓過程中轉化的局部張應力形成的 。正斷層雖然給瓦斯的賦存提供了一定的空間 ,瓦斯體積有所增加 ,但煤層內的瓦斯含量及瓦斯壓力不會增加 。當采掘活動經過該正斷層時 ,煤層瓦斯的湧出量會有一定程度的增加 ,但發生煤與瓦斯突出的可能性不大 。
3.3.2 斷層、褶皺和煤與瓦斯突出的關係
逆斷層是煤 (岩 )層受到壓應力或壓扭應力的作用而形成的。此類斷層附近的煤層受到不同程度的擠壓、揉搓,使得煤體的原生結構和構造受到不同程度的破壞,這種破壞作用往往使得整個煤層或煤層的分層出現大量的帶有微孔裂隙的粉煤,使煤的比表麵積增加數倍。而這些微孔隙的透氣性能極低,同時構造擠壓產生的壓應力和剪應力又使其發生動力變質作用,產生大量變質增生遊離瓦斯,進入煤層微孔隙和構造裂隙中。煤體強度又隨著吸附瓦斯量的增加而降低,當采掘活動進入該斷層附近區域時,煤體原有的應力平衡狀態被打破 ,煤體內的瓦斯壓力遠遠大於采掘空間的大氣壓力 ,進而激發了瓦斯動力現象的發生。地質構造區域常常存在複雜的構造應力,一方麵,有利於煤體彈性潛能的集中 ,增加了煤與瓦斯突出的危險性;另一方麵,地質構造區域煤體結構破壞嚴重,往往伴生著構造軟煤,使煤體的強度大幅度降低,造成抵抗煤與瓦斯突出的能力下降。利用斷層落差的大小來判定煤層是否具有突出危險性,具有實際意義。重慶鬆藻煤電有限責任公司石壕煤礦在現場實際工作中采取的判識指標是:斷層落差大於0.5m時,斷層兩側各10m範圍內劃定為突出危險區;斷層落差為1.0～2.0m時,斷層兩側各15m 範圍內劃定為突出危險區;斷層落差大於2.0m時 ,斷層兩側各20 m範圍內劃定為突出危險區;其他區域劃定為突出威脅區域。發生突出的區域均伴有斷層、褶曲、煤層厚度變化和煤層結構受到破壞,其中在斷層附近發生煤與瓦斯突出的次數幾乎占總突出次數的40%～75%。因為在斷層附近容易產生地應力的積累,而且距離斷層越近,應力值越大 ,因為這些地方的岩 (煤 )層的強度較低。在礦井中,區域地應力還會與采掘活動引起的重新分布的應力相疊加,產生應力集中現象。而應力集中則是發生煤與瓦斯突出所不可缺少的先決條件之一。
煤 (岩 )層受到壓應力產生塑性變形而形成褶皺,煤層因擠壓而破壞,使遊離瓦斯增多且富集於褶皺的軸部,“背斜貯氣,向斜貯水 ”。封閉和傾斜的背斜穹隆 ,如果在瓦斯帶內煤層頂板為致密岩層又未遭破壞時 ,瓦斯能在背斜的軸部很好地保存下來;而隻有極少數向斜構造其軸部高應力區 ,煤(岩)層透氣性小有利於煤層瓦斯的生成,造成軸部瓦斯含量增高。
3.3.3 煤層的結構特征
在發生煤與瓦斯突出地點的煤層中,都有煤質鬆軟層、紋理紊亂的軟分層。軟分層與正常煤層相比較,煤層的原生構造已經受到嚴重破壞 ,極鬆軟、易碎。在有煤與瓦斯突出危險的煤層均有這樣的煤,這種軟分層呈層狀或透鏡狀（1層或多層）夾在煤層中;在煤結構受到嚴重破壞的地方,看到全煤層都呈軟煤;在斷層附近,褶曲、煤層厚度變薄或變厚的部位,都能看到這種軟煤,在煤巷也可以直接觀測到。構造煤有明顯的層間褶皺,常具有極薄而又光亮的鏡麵,鏡麵的產狀無規律;有的軟煤被擠壓、揉搓 ,呈鬆散的鱗片狀,手撚易成碎粒或粉狀。煤炭科學研究總院重慶研究院對煤與瓦斯突出煤層的微結構進行了較全麵的研究,根據煤的表麵形態及微結構的力學特性,把煤的微結構劃分為4種類型,提出了微結構指數和與之相對應的突出危險程度,見表2
3.3.4 圍岩對煤層瓦斯賦存的影響
影響煤層瓦斯賦存的因素很多,如煤化程度、埋藏深度、煤層傾角、地質構造、圍岩、水文等。圍岩透氣性好,有利於瓦斯的排放：圍岩隔氣性好 ,有利於瓦斯的貯存。當圍岩為致密完整、膠結性好的岩性,如泥質含量高的粉砂岩、砂質泥岩及泥岩時,煤層中的瓦斯容易被保存並聚積下來：若煤層頂底板圍岩為多孔隙或裂隙發育的岩性時,瓦斯就容易逸散。
3.3.5 煤層瓦斯壓力
煤層瓦斯壓力是指煤層孔隙內氣體分子自由熱運動所產生的作用力，由遊離瓦斯形成，即瓦斯作用於孔隙壁的壓力。煤層原始瓦斯壓力是指煤層未受采動、瓦斯抽采及人為卸壓等影響處的煤層瓦斯壓力;煤層殘存瓦斯壓力是指煤層受采動、瓦斯抽采及人為卸壓等影響後殘存的瓦斯呈現的壓力;煤層瓦斯壓力單位為MPa。
煤層瓦斯壓力一般指的是絕對瓦斯壓力，絕對瓦斯壓力值以絕對真空作為起點。用壓力表等儀器測出來的瓦斯壓力叫“表壓力”(又叫相對瓦斯壓力)，相對瓦斯壓力以大氣壓力為起點。絕對瓦斯壓力等於相對瓦斯壓力與大氣壓力的總和。
煤層瓦斯壓力是評價煤層突出危險性與決定煤層瓦斯含量的一個重要指標，並在煤層突出危險性指標重要性排序中位居前列，不論是煤中的遊離瓦斯量，還是吸附瓦斯量，皆與瓦斯壓力密切相關。同時煤層瓦斯壓力還是決定瓦斯流動動力大小以及瓦斯動力現象的潛能大小的基本參數，在研究與評價瓦斯儲量、瓦斯湧出、瓦斯流動、瓦斯抽采與瓦斯突出問題中具有指導意義。
3.3.6 煤層瓦斯含量
煤層原始瓦斯含量就是當煤層未受瓦斯抽采和采動影響而處於原始賦存狀態時，單位重量煤中所含有的換算成標準狀態下(0℃，0.1MPa)的瓦斯體積稱之為煤層原始瓦斯含量，單位m3/t和cm3/g。
殘餘瓦斯含量是經采動影響泄放和抽采後剩下的煤體瓦斯含量，殘存瓦斯含量是在標準大氣狀態下不能解吸的煤體吸附瓦斯量。
瓦斯量的關係用恒等式表示為：
煤層原始瓦斯含量=抽采量+風排量+殘餘量
殘餘量=可解吸量+殘存量(即標態下不可解吸量)
第四節 瓦斯地質圖的內容與作用
隨著對防突工作的認識和防突技術的發展，瓦斯地質圖越來越受重視，是當前和今後防突技術必不可少的圖紙。它能使我們一目了然地了解整個礦井各煤層、采區、工作麵的突出情況和瓦斯地質情況，為突出危險性03manbetx 和編製防突技術措施提供依據，能更好地為采掘生產服務。礦井瓦斯地質圖分為：礦井瓦斯地質圖、采區瓦斯地質圖、工作麵瓦斯地質圖、煤柱圖。
3.4.1 瓦斯地質圖內容
1.礦井瓦斯地質圖
⑴底圖：可采煤層底板等高線圖，多煤層要分層編製，比例尺：1:2000或1:5000。
⑵瓦斯內容：
①各種瓦斯參數的材料點(瓦斯含量點、壓力點、噴出點、突出點等);
②各種瓦斯等值線(瓦斯風化帶、瓦斯帶界限;
③各項瓦斯參數在井田範圍分區分帶線(瓦斯湧出量、瓦斯含量、突出危險塊段等)。
⑶地質內容：
①井田範圍與瓦斯賦存和突出有關的地質條件(煤岩岩性特征、岩層產狀、井田地質構造、煤層厚度及其變化、煤質、煤體結構等。可用等值線表示。
②各項地質因素分區(煤厚、煤質、岩性、構造分區)，變形係數等。
2.采區瓦斯地質圖
⑴底圖：利用采掘工程平麵圖作為底圖，反映一個采區的某一煤層。
⑵內容：
①采掘活動中揭露的所有的地質構造產狀、斷層落差、方向和長度、揭露位置。
②采區內發生的所有突出點按坐標劃在圖上。
③所測瓦斯壓力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度、煤的堅固性係數。
④采區內揭露的煤層厚度、軟煤分層厚度、煤的破壞類型、煤層傾角。
⑤掘進和回采預測突出危險性指標△h2，S，K1值等所有超標值。
⑥根據以上資料結合工作麵瓦斯地質圖實施防突鑽孔時噴孔、頂鑽等異常現象，綜合分析後把區域內煤層劃分為突出危險塊段。
3.工作麵瓦斯地質圖
⑴掘進工作麵瓦斯地質圖內容：
①反映巷道掘進中的瓦斯地質情況。
②實施防突措施時的鑽孔布置、鑽孔出現的噴孔、頂鑽等異常情況和預測參數等。
⑵采煤工作麵瓦斯地質圖內容：
①反映回采中的瓦斯地質情況。
②防突鑽孔布置和工作麵形態、實施防突鑽孔出現的噴孔、頂鑽等異常情況及預測指標超標位置等。
3.4.2 礦井瓦斯地質圖的作用
1.劃分出不同級別的瓦斯地質單元
運用板塊構造理論和區域地質演化理論，搞清礦區地質構造在曆次構造運動時期在區域地質構造中的大地構造位置。做到區域控製礦區、礦區控製礦井、礦井控製采區、采麵，一級一級的控製。
2.準確反映礦井瓦斯湧出規律
要在係統收集、整理建礦以來采掘工作麵每日的瓦斯濃度、風量、產量和抽放量的基礎上，準確地計算出各個采、掘工作麵相對瓦斯湧出量點值。綜合繪製出的瓦斯湧出量等值線，預測線，盡可能地反映井田範圍內瓦斯湧出量的變化，提供瓦斯湧出規律。
3.準確預測煤與瓦斯突出危險性
礦井瓦斯地質圖在綜合分析地質因素的基礎上，結合瓦斯參數測定結果，在圖件上能直觀、準確地反映出煤與瓦斯突出危險區域、無突出危險區域。
4.高度集中瓦斯地質信息，綜合防治瓦斯災害
礦井瓦斯地質圖隨著礦井的開拓和延伸，瓦斯地質信息要不斷更新和完善。圖件能夠正確反映礦井目前所有的瓦斯資料、突出危險性資料、瓦斯湧出規律、瓦斯賦存規律，以及瓦斯規律與地質條件的關係，為礦井安全生產提供技術支持和參考。
3.4.3 采掘工作麵瓦斯地質圖的作用
采掘工作麵瓦斯地質圖是直接麵對瓦斯災害防治措施和瓦斯抽放措施的，要隨著采掘進程，隨時收集、整理填繪瓦斯監測資料和揭露的所有地質資料，尤其是要對小斷層和構造煤的厚度變化隨時進行編錄，編製煤巷和剖麵的瓦斯湧出量隨不同地質因素的變化曲線和煤與瓦斯突出預測指標值變化圖，並對瓦斯突出危險性隨時預報。
第四章 煤與瓦斯突出危險性預測
第一節 煤與瓦斯突出危險性預測的分類
突出礦井必須對突出煤層進行區域突出危險性預測(簡稱區域預測)，經區域預測後，突出煤層劃分為突出危險區和無突出危險區，未進行區域預測的區域視為突出危險區。突出煤層區域預測的範圍由煤礦企業根據突出礦井的開拓方式、巷道布置等情況劃定。
區域預測分為新水平、新采區開拓前的區域預測(以下簡稱開拓前區域預測)和新水平、新采區開拓完成後的區域預測(以下簡稱開拓後區域預測)。
4.1.1 開拓前區域預測
新水平、新采區開拓前，當預測區域的煤層缺少或者沒有井下實測瓦斯參數時，可以主要依據地質勘探資料、上水平及鄰近區域的實測和生產資料等進行開拓前區域預測。開拓前區域預測結果僅用於指導新水平、新采區的設計和新水平、新采區開拓工程的揭煤作業。開拓前區域預測的基本程序如圖8-1所示。
8-1 開拓前區域預測基本程序
4.1.2 開拓後區域預測
開拓後區域預測應當主要依據預測區域煤層瓦斯的井下實測資料，並結合地質勘探資料、上水平及鄰近區域的實測和生產資料等進行。經開拓後區域預測為突出危險區的煤層，必須采取區域防突措施;預測為無突出危險區的煤層進行揭煤和采掘作業時，必須采用工作麵預測方法進行區域驗證。開拓後區域預測結果用於指導工作麵的設計和采掘生產作業。開拓後區域預測的基本程序如圖8-2所示。
8-2 開拓後區域預測基本程序
4.1.3 區域預測的資質和批準
對已確切掌握煤層突出危險區域的分布規律，並有可靠的預測資料的，區域預測工作可由礦技術負責人組織實施;
其他情況應當委托有煤與瓦斯突出危險性鑒定資質的單位進行區域預測。
區域預測結果應當由煤礦企業技術負責人批準確認。
一般開拓前由礦方，開拓後由資質。特別是開拓已劃分為突出危險的區域時，可以不預測直接定性為突出危險區。
第二節 區域突出危險性預測
突出礦井必須對突出煤層進行區域突出危險性預測，區域預測一般根據煤層瓦斯參數結合瓦斯地質分析的方法進行。
瓦斯地質分析法預測煤層突出危險性是根據已有資料結合預測區域地質構造特征來綜合分析煤層是否具有突出危險性，要求具備已采區域的詳細資料和預測區域地質構造的詳細資料，了解控製突出的主要地質因素。
區域預測主要依據的突出預測指標參數為煤層瓦斯壓力和煤層瓦斯含量，並且要求這些參數為井下實測數據。
4.2.1 瓦斯風化帶
當煤層具有露頭或直接為透氣性較好的第四係衝擊層覆蓋時，在煤層內存在兩個不同方向的氣體運移，即煤化過程中生成的瓦斯經煤層露頭和上覆第四係衝擊層不斷由煤層深部向地表運移;而地麵空氣、上覆第四係衝擊層中生物化學反應生成的氣體沿煤層向深部滲透擴散，從而使賦存在煤層內的瓦斯表現出垂向分帶特性[1,2]。煤層瓦斯沿垂向一般可分為瓦斯風化帶與甲烷帶。《防突規定》規定，煤層瓦斯風化帶為無突出危險區域。
4.2.2 瓦斯地質分析法
根據已開采區域確切掌握的煤層賦存特征、地質構造條件、突出分布的規律和對預測區域煤層地質構造的探測、預測結果，采用瓦斯地質分析的方法劃分出突出危險區域。當突出點及具有明顯突出預兆的位置分布與構造帶有直接關係時，則根據上部區域突出點及具有明顯突出預兆的位置分布與地質構造的關係確定構造線兩側突出危險區邊緣到構造線的最遠距離，並結合下部區域的地質構造分布劃分出下部區域構造線兩側的突出危險區;否則，在同一地質單元內，突出點及具有明顯突出預兆的位置以上20m(埋深)及以下的範圍為突出危險區(如圖8-3)。同一地質單元內突出點與構造關係規律不明顯時，應按照最淺突出點標高進行區域劃分，該位置以上20m及以下的範圍為突出危險區。
瓦斯地質分析法主要是找出突出帶的寬度與構造軸和采深的數量關係，並不斷發現新問題，修正預測結果。對已開采煤層突出的特點進行綜合分析後，結合突出預測的指標，從多方麵綜合判斷煤層突出危險性，提高預測突出危險的準確性。
1—斷層;2—突出點;3—上部區域突出點在斷層兩側的最遠距離線;4—推測下部區域斷層兩側的突出危險區邊界線;5—推測的下部區域突出危險區上邊界線;6—突出危險區(陰影部分)
圖8-3 根據瓦斯地質分析劃分突出危險區域示意圖
4.2.3 煤層瓦斯參數法
在瓦斯風化帶和瓦斯地質分析法劃分出的無突出危險區和突出危險區以外的區域，應根據煤層瓦斯壓力P進行預測。如果沒有或者缺少煤層瓦斯壓力資料，也可根據煤層瓦斯含量W進行預測。預測所依據的臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可暫按表16-1選取。
表8-1 根據煤層瓦斯壓力或瓦斯含量進行區域預測的臨界值
瓦斯壓力P(MPa)瓦斯含量W(m3/t)區域類別
P<0.74W<8無突出危險區
除上述情況以外的其他情況突出危險區
采用上述指標進行開拓後區域預測時，所主要依據的煤層瓦斯壓力、瓦斯含量等參數應為井下實測數據;同一地質單元內沿煤層走向布置測試點不少於2個，沿傾向不少於3個，並有測試點位於埋深最大的開拓工程部位。
第三節 工作麵突出危險性預測
工作麵突出危險性預測主要在經區域預測或者區域效果檢驗判定為無突出危險區內進行。工作麵預測的方法主要有綜合指標法、鑽屑瓦斯解吸指標法、鑽屑指標法、複合指標法、R值指標法等。在主要采用敏感指標進行工作麵預測的同時，可以根據實際條件測定一些輔助指標(如瓦斯含量、工作麵瓦斯湧出量動態變化、聲發射、電磁輻射、鑽屑溫度、煤體溫度等)，采用物探、鑽探等手段探測前方地質構造，觀察分析工作麵揭露的地質構造、采掘作業及鑽孔等發生的各種現象，實現工作麵突出危險性的多元信息綜合預測和判斷。
4.3.1 工作麵突出預測的主要指標
1.綜合指標法
當測定的綜合指標、都小於臨界值，或者指標小於臨界值且式（8-2）中兩括號內的計算值都為負值時，若未發現其他異常情況，該工作麵即為無突出危險工作麵；否則，判定為突出危險工作麵。
2．鑽屑瓦斯解吸指標法
采用鑽屑瓦斯解吸指標法預測采掘、石門（及其他岩石巷道）揭煤工作麵突出危險性時，由工作麵向煤層的適當位置打鑽采集孔內排出的粒徑1～3mm的煤鑽屑，測定其瓦斯解吸指標K1或△h2值。各類工作麵鑽屑瓦斯解吸指標的臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可暫按表8-3中所列的指標臨界值預測突出危險性。采用鑽屑瓦斯解吸指標K1或△h2值預測工作麵的突出危險性是判斷瓦斯解吸指標是否超過其臨界值。一旦指標超過臨界值，該工作麵預測為突出危險工作麵，反之為無突出危險工作麵。
表8-3 鑽屑瓦斯解吸指標法預測石門揭煤工作麵突出危險性的參考臨界值
判定各煤層煤巷掘進(回采)工作麵突出危險性的臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可暫按以下指標進行預測：
當所有鑽孔的R值有R<6且未發現其他異常情況時，該工作麵可預測為無突出危險工作麵;否則，判定為突出危險工作麵。
6.地質構造及采掘(鑽孔)作業現象判定法
工作麵地質構造、采掘作業及鑽孔等發生的各種現象主要有以下方麵：
⑴煤層的構造破壞帶，包括斷層、劇烈褶曲、火成岩侵入等;
⑵煤層賦存條件急劇變化;
⑶采掘應力疊加;
⑷工作麵出現噴孔、頂鑽等動力現象;
⑸工作麵出現明顯的突出預兆。
在突出煤層，當出現上述第⑷、⑸情況時，應判定為突出危險工作麵;當有上述第⑴、⑵、⑶情況時，除已經實施了工作麵防突措施的以外，應視為突出危險工作麵並實施相關措施。
4.3.2 各種工作麵突出預測的主要指標及測試要求
1.石門揭煤工作麵突出預測
石門(立井、斜井)揭煤工作麵的突出危險性預測應當選用下述幾項指標：
① 綜合指標法;
② 鑽屑瓦斯解吸指標法;
③ 其他經試驗證實有效的方法進行。
⑴綜合指標法
采用綜合指標法預測石門揭煤工作麵突出危險性時，應當由工作麵向煤層的適當位置至少打3個鑽孔測定煤層瓦斯壓力P。近距離煤層群的層間距小於5m或層間岩石破碎時，應當測定各煤層的綜合瓦斯壓力。
測壓鑽孔在每米煤孔采一個煤樣測定煤的堅固性係數 f
，把每個鑽孔中堅固性係數最小的煤樣混合後測定煤的瓦斯放散初速度
△p
，則此值及所有鑽孔中測定的最小堅固性係數
f
值作為軟分層煤的瓦斯放散初速度和堅固性係數參數值。
⑵鑽屑指標法
采用鑽屑瓦斯解吸指標法預測石門揭煤工作麵突出危險性時，由工作麵向煤層的適當位置至少打3個鑽孔，一般預測鑽孔在石門中央、石門上部應至少布置一個鑽孔，在石門兩側應布置一個或兩個鑽孔。在鑽孔鑽進到煤層時每鑽進1m采集一次孔口排出的粒徑1～3mm的煤鑽屑，測定其瓦斯解吸指標K1或△h2值。測定時，應考慮不同鑽進工藝條件下的排渣速度，並盡量遠離石門附近的其它鑽孔。
圖8-10 石門揭煤工作麵鑽屑瓦斯解吸指標法預測鑽孔布置示意圖
2.采掘掘進工作麵突出預測
煤巷掘進工作麵的突出危險性預測可采用下列指標：
①鑽屑指標法;
②複合指標法;
③R值指標法;
④其他經試驗證實有效的方法。
對采煤工作麵的突出危險性預測，可參照煤巷掘進工作麵預測方法進行。但應沿采煤工作麵每隔10～15m布置一個預測鑽孔，深度5～10m，除此之外的各項操作等均與煤巷掘進工作麵突出危險性預測相同。
判定采煤工作麵突出危險性的各指標臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可參照煤巷掘進工作麵突出危險性預測的臨界值。
⑴鑽屑指標法
采用鑽屑指標法預測煤巷掘進工作麵突出危險性時，在近水平、緩傾斜煤層工作麵應向前方煤體至少施工3個鑽孔(如圖8-11);在傾斜或急傾斜煤層至少施工2個鑽孔(如圖8-12)，鑽孔直徑42mm、孔深8～10m，測定鑽屑瓦斯解吸指標和鑽屑量。
圖8-11 近水平、緩傾斜煤層煤巷掘進工作麵鑽屑指標法預測鑽孔布置示意圖
圖8-12 傾斜、急傾斜煤層煤巷掘進工作麵鑽屑指標法預測鑽孔布置示意圖
鑽孔應盡可能布置在軟分層中，一個鑽孔位於掘進巷道斷麵中部，並平行於掘進方向，其他鑽孔的終孔點應位於巷道斷麵兩側輪廓線外2～4m處。
鑽孔每鑽進1m測定該1m段的全部鑽屑量S，每鑽進2m至少測定一次鑽屑瓦斯解吸指標K1或△h2值。
⑵複合指標法
采用複合指標法預測煤巷掘進工作麵突出危險性時，在近水平、緩傾斜煤層工作麵應當向前方煤體至少施工3個鑽孔(如圖8-13所示)，在傾斜或急傾斜煤層至少施工2個鑽孔，鑽孔直徑42mm、孔深8～10m的鑽孔，測定鑽孔瓦斯湧出初速度和鑽屑量指標。
圖8-13 煤巷掘進工作麵複合指標法預測鑽孔布置示意圖
鑽孔應當盡量布置在軟分層中，一個鑽孔位於掘進巷道斷麵中部，並平行於掘進方向，其他鑽孔開孔口靠近巷道兩幫0.5m處，終孔點應位於巷道斷麵兩側輪廓線外2～4m處。
鑽孔每鑽進1m測定該1m段的全部鑽屑量S，並在暫停鑽進後2min內測定鑽孔瓦斯湧出初速度q。測定鑽孔瓦斯湧出初速度時，測量室的長度為1.0m。
⑶R值指標法
采用R值指標法預測煤巷掘進工作麵突出危險性時，在近水平、緩傾斜煤層工作麵應向前方煤體至少施工3個、在傾斜或急傾斜煤層至少施工2個直徑42mm、孔深8～10m的鑽孔，測定鑽孔瓦斯湧出初速度和鑽屑量指標。
鑽孔應當盡可能布置在軟分層中，一個鑽孔位於掘進巷道斷麵中部，並平行於掘進方向，其他鑽孔的終孔點應位於巷道斷麵兩側輪廓線外2～4m處。
鑽孔每鑽進1m收集並測定該1m段的全部鑽屑量S，並在暫停鑽進後2min內測定鑽孔瓦斯湧出初速度q。測定鑽孔瓦斯湧出初速度時，測量室的長度為1.0m。
R值指標法與複合指標法從原理到施工布置是一樣的，唯一差異在於根據測定數據進行判斷的模型不同，複合指標法其臨界值為複合臨界值，而R值指標法其臨界值為一綜合指標R值的單一臨界值。
第五章 防治煤與瓦斯突出的技術措施
第一節 防治煤與瓦斯突出技術措施的原則
防突工作堅持區域防突措施先行、局部防突措施補充的原則。突出礦井采掘工作做到“不掘突出頭、不采突出麵”。未按要求采取區域綜合防突措施的，嚴禁進行采掘活動。
區域防突工作應當做到多措並舉、可保必保、應抽盡抽、效果達標。
第二節 區域性防治突出的技術措施
區域防突措施是指在突出煤層進行采掘前，對突出煤層較大範圍采取的防突措施。區域防突措施包括開采保護層和預抽煤層瓦斯兩類。
開采保護層分為上保護層和下保護層兩種方式。
預抽煤層瓦斯可采用的方式有：地麵井預抽煤層瓦斯以及井下穿層鑽孔或順層鑽孔預抽區段煤層瓦斯、穿層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯、順層鑽孔或穿層鑽孔預抽回采區域煤層瓦斯、穿層鑽孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯、順層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯等。
預抽煤層瓦斯區域防突措施應當按上述所列方式的優先順序選取，或一並采用多種方式的預抽煤層瓦斯措施。
5.1.1 開采保護層條件、原理及注意事項
5.1.1.1 選擇保護層必須符合的條件
㈠在突出礦井開采煤層群時，如在有效保護垂距內存在厚度0.5m及以上的無突出危險煤層，除因突出煤層距離太近而威脅保護層工作麵安全或可能破壞突出煤層開采條件的情況外，首先開采保護層。有條件的礦井，也可以將軟岩層作為保護層開采;
㈡當煤層群中有幾個煤層都可作為保護層時，綜合比較分析，擇優開采保護效果最好的煤層;
㈢當礦井中所有煤層都有突出危險時，選擇突出危險程度較小的煤層作保護層先行開采，但采掘前必須按本規定的要求采取預抽煤層瓦斯區域防突措施並進行效果檢驗;
㈣優先選擇上保護層。在選擇開采下保護層時，不得破壞被保護層的開采條件。
5.1.1.2 開采保護層應當符合的要求
㈠開采保護層時，同時抽采被保護層的瓦斯;
㈡開采近距離保護層時，采取措施防止被保護層初期卸壓瓦斯突然湧入保護層采掘工作麵或誤穿突出煤層;
㈢正在開采的保護層工作麵超前於被保護層的掘進工作麵，其超前距離不得小於保護層與被保護層層間垂距的3倍，並不得小於100m;
㈣開采保護層時，采空區內不得留有煤(岩)柱。特殊情況需留煤(岩)柱時，經煤礦企業技術負責人批準，並作好記錄，將煤(岩)柱的位置和尺寸準確地標在采掘工程平麵圖上。每個被保護層的瓦斯地質圖應當標出煤(岩)柱的影響範圍，在這個範圍內進行采掘工作前，首先采取預抽煤層瓦斯區域防突措施。
當保護層留有不規則煤柱時，按照其最外緣的輪廊劃出平直輪廓線，並根據保護層與被保護層之間的層間距變化，確定煤柱影響範圍。在被保護層進行采掘工作時，還應當根據采掘瓦斯動態及時修改。
5.1.1.3 保護層開采設計應考察的參數
保護層和被保護層開采設計依據的保護層有效保護範圍等有關參數應當根據試驗考察確定，並報煤礦企業技術負責人批準後執行。
應考察的參數有：
⑴沿傾斜的保護範圍;
⑵沿走向(始采線、終采線)的保護範圍;
⑶保護層與被保護層之間的最大保護垂距;
⑷開采下保護層時不破壞上部被保護層的最小層間距離;
⑸其他需要考察的參數。
5.1.2 預抽煤層瓦斯條件、原理及注意事項
5.1.2.1 預抽煤層瓦斯的條件
⑴預抽煤層瓦斯的方式有六種，此六種方式是按優先推薦選用的順序排列的，應最優選擇排在前麵的方式。應根據各礦的特點和條件同時或在不同的階段分步實施兩種或多種方式預抽煤層瓦斯區域防突措施，以便調高區域防突措施的效果和可靠性。
⑵突出礦井要對抽采鑽孔的抽采半徑、鑽孔瓦斯抽放衰減係數進行實際考察測定，合理確定抽采鑽孔間距(在煤層內軸線距離，下同)和預抽期。
5.1.2.2 采取各種方式的預抽煤層瓦斯區域防突措施時，應當符合下列要求
⑴穿層鑽孔或順層鑽孔預抽區段煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應當控製區段內的整個開采塊段、兩側回采巷道及其外側一定範圍內的煤層。要求鑽孔控製回采巷道外側的範圍是：傾斜、急傾斜煤層巷道上幫輪廓線外至少20m，下幫至少10m;其他為巷道兩側輪廓線外至少各15m。以上所述的鑽孔控製範圍均為沿層麵的距離，以下同;
⑵穿層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應當控製整條煤層巷道及其兩側一定範圍內的煤層。該範圍與本條第(一)項中回采巷道外側的要求相同;
⑶順層鑽孔或穿層鑽孔預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應當控製整個開采塊段的煤層;
⑷穿層鑽孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施應當在揭煤工作麵距煤層的最小法向距離7m以前實施(在構造破壞帶應適當加大距離)。鑽孔的最小控製範圍是：石門和立井、斜井揭煤處巷道輪廓線外12m(急傾斜煤層底部或下幫6m)，同時還應當保證控製範圍的外邊緣到巷道輪廓線(包括預計前方揭煤段巷道的輪廓線)的最小距離不小於5m，且當鑽孔不能一次穿透煤層全厚時，應當保持煤孔最小超前距15m;
⑸順層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施的鑽孔應控製的條帶長度不小於60m，巷道兩側的控製範圍與本條第(一)項中回采巷道外側的要求相同;
⑹當煤巷掘進和回采工作麵在預抽防突效果有效的區域內作業時，工作麵距未預抽或者預抽防突效果無效範圍的前方邊界不得小於20m;
⑺)厚煤層分層開采時，預抽鑽孔應控製開采的分層及其上部至少20m、下部至少10m(均為法向距離，且僅限於煤層部分)。
5.1.2.3 預抽煤層瓦斯注意事項
⑴預抽煤層瓦斯鑽孔應當在整個預抽區域內均勻布置，鑽孔間距應當根據實際考察的煤層有效抽放半徑確定。
⑵預抽瓦斯鑽孔封堵必須嚴密，穿層鑽孔的封孔段長度不得小於8m，順層鑽孔的封孔段長度不得小於10m。應積極研究鑽孔封孔新技術，提高鑽孔氣密性。
⑶應當做好每個鑽孔施工參數的記錄及抽采參數的測定。鑽孔孔口抽采負壓不得小於13kPa，預抽瓦斯濃度低於30%時，應當采取改進封孔的措施，以提高封孔質量。
第二節 局部防治突出技術措施
工作麵防突措施是針對經工作麵預測尚有突出危險的局部煤層實施的防突措施。其有效作用範圍一般僅限於當前工作麵周圍的較小區域。
5.2.1 石門揭煤工作麵防突措施
5.2.1.1 預抽瓦斯
石門和立井揭煤工作麵采用預抽瓦斯、排放鑽孔防突措施時，鑽孔直徑一般為75～120mm。石門揭煤工作麵鑽孔的控製範圍是：石門的兩側和上部輪廓線外至少5m，下部至少3m。立井揭煤工作麵鑽孔控製範圍是：近水平、緩傾斜、傾斜煤層為井筒四周輪廓線外至少5m;急傾斜煤層沿走向兩側及沿傾斜上部輪廓線外至少5m，下部輪廓線外至少3m。鑽孔的孔底間距應根據實際考察情況確定。
揭煤工作麵施工的鑽孔應當盡可能穿透煤層全厚。當不能一次打穿煤層全厚時，可分段施工，但第一次實施的鑽孔穿煤長度不得小於15m，且進入煤層掘進時，必須至少留有5m的超前距離(掘進到煤層頂或底板時不在此限)。
預抽瓦斯和排放鑽孔在揭穿煤層之前應當保持自然排放或抽采狀態。
5.2.1.2 水力衝孔措施
水力衝孔措施一般適用於打鑽時具有自噴(噴煤、噴瓦斯)現象的煤層。石門揭煤工作麵采用水力衝孔防突措施時，鑽孔應至少控製自揭煤巷道至輪廓線外3～5m的煤層，衝孔順序為先衝對角孔後衝邊上孔，最後衝中間孔。水壓視煤層的軟硬程度而定。石門全斷麵衝出的總煤量(t)數值不得小於煤層厚度(m)乘以20。若有鑽孔衝出的煤量較少時，應在該孔周圍補孔。
5.2.1.3 金屬骨架措施
石門和立井揭煤工作麵金屬骨架措施一般在石門上部和兩側或立井周邊外0.5～1.0m範圍內布置骨架孔。骨架鑽孔應穿過煤層並進入煤層頂(底)板至少0.5m，當鑽孔不能一次施工至煤層頂板時，則進入煤層的深度不應小於15m。鑽孔間距一般不大於0.3m，對於鬆軟煤層要架兩排金屬骨架，鑽孔間距應小於0.2m。骨架材料可選用8kg/m的鋼軌、型鋼或直徑不小於50mm鋼管，其伸出孔外端用金屬框架支撐或砌入镟內。插入骨架材料後，應向孔內灌注水泥砂漿等不燃性固化材料。
揭開煤層後，嚴禁拆除金屬骨架。
5.2.1.4 煤體固化措施
石門和立井揭煤工作麵煤體固化措施適用於鬆軟煤層，用以增加工作麵周圍煤體的強度。向煤體注入固化材料的鑽孔應施工至煤層頂板0.5m以上，一般鑽孔間距不大於0.5m，鑽孔位於巷道輪廓線外0.5～2.0m的範圍內，根據需要也可在巷道輪廓線外布置多排環狀鑽孔。當鑽孔不能一次施工至煤層頂板時，則進入煤層的深度不應小於10m。
各鑽孔應當在孔口封堵牢固後方可向孔內注入固化材料。可以根據注入壓力升高的情況或注入量決定是否停止注入。
固化操作時，所有人員不得正對孔口。
在巷道四周環狀固化鑽孔外側的煤體中，預抽或排放瓦斯鑽孔自固化作業到完成揭煤前應保持抽采或自然排放狀態，否則，應打一定數量的排放瓦斯鑽孔。從固化完成到揭煤結束的時間超過5天時，必須重新進行工作麵突出危險性預測或措施效果檢驗。
5.2.2 煤巷掘進工作麵
有突出危險的煤巷掘進工作麵應當優先選用超前鑽孔(包括超前預抽瓦斯鑽孔、超前排放鑽孔)防突措施。如果采用鬆動爆破、水力衝孔、水力疏鬆或其他工作麵防突措施時，必須經試驗考察確認防突效果有效後方可使用。前探支架措施應當配合其他措施一起使用。
5.2.2.1 超前鑽孔措施
煤巷掘進工作麵采用超前鑽孔作為工作麵防突措施時，應當符合下列要求：
⑴巷道兩側輪廓線外鑽孔的最小控製範圍：近水平、緩傾斜煤層5m，傾斜、急傾斜煤層上幫7m、下幫3m。當煤層厚度大於巷道高度時，在垂直煤層方向上的巷道上部煤層控製範圍不小於7m，巷道下部煤層控製範圍不小於3m;
⑵鑽孔在控製範圍內應當均勻布置，在煤層的軟分層中可適當增加鑽孔數。預抽鑽孔或超前排放鑽孔的孔數、孔底間距等應當根據鑽孔的有效抽放或排放半徑確定;
⑶鑽孔直徑應當根據煤層賦存條件、地質構造和瓦斯情況確定，一般為75～120mm，地質條件變化劇烈地帶也可采用直徑42～75mm的鑽孔。若鑽孔直徑超過120mm時，必須采用專門的鑽進設備和製定專門的施工安全措施;
⑷煤層賦存狀態發生變化時，及時探明情況，再重新確定超前鑽孔的參數;
⑸鑽孔施工前，加強工作麵支護，打好迎麵支架，背好工作麵煤壁。
5.2.2.2 鬆動爆破防突措施
⑴鬆動爆破鑽孔的孔徑一般為42mm，孔深不得小於8m。鬆動爆破應至少控製到巷道輪廓線外3m的範圍。孔數根據鬆動爆破的有效影響半徑確定。鬆動爆破的有效影響半徑通過實測確定;
⑵鬆動爆破孔的裝藥長度為孔長減去5.5～6m;
⑶鬆動爆破按遠距離爆破的要求執行。
5.2.2.3 水力衝孔措施
⑴在厚度不超過4m的突出煤層，按扇形布置至少5個孔，在地質構造破壞帶或煤層較厚時，適當增加孔數。孔底間距控製在3m左右，孔深通常為20～25m，衝孔鑽孔超前掘進工作麵的距離不得小於5m。衝孔孔道沿軟分層前進;
⑵衝孔前，掘進工作麵必須架設迎麵支架，並用木板和立柱背緊背牢，對衝孔地點的巷道支架必須檢查和加固。衝孔後或暫停衝孔時，退出鑽杆，並將導管內的煤衝洗出來，以防止煤、水、瓦斯突然噴出傷人。
5.2.2.4 水力疏鬆措施
⑴沿工作麵間隔一定距離打淺孔，鑽孔與工作麵推進方向一致，然後利用封孔器封孔，向鑽孔內注入高壓水。注水參數應根據煤層性質合理選擇。如未實測確定，可參考如下參數：鑽孔間距4.0m，孔徑42～50mm，孔長6.0～10m，封孔2～4m，注水壓力13～15MPa，注水時以煤壁已出水或注水壓力下降30%後方可停止注水;
⑵水力疏鬆後的允許推進度，一般不宜超過封孔深度，其孔間距不超過注水有效半徑的兩倍;
⑶單孔注水時間不低於9min。若提前漏水，則在鄰近鑽孔2.0m左右處補打注水鑽孔。
5.2.2.4 前探支架措施
前探支架可用於鬆軟煤層的平巷工作麵。一般是向工作麵前方打鑽孔，孔內插入鋼管或鋼軌，其長度可按兩次掘進循環的長度再加0.5m，每掘進一次打一排鑽孔，形成兩排鑽孔交替前進，鑽孔間距為0.2～0.3m。
5.2.3 采煤工作麵
采煤工作麵可采用的工作麵防突措施有超前排放鑽孔、預抽瓦斯、鬆動爆破、注水濕潤煤體或其他經試驗證實有效的防突措施。
5.2.3.1 超前排放鑽孔措施
采煤工作麵采用超前排放鑽孔和預抽瓦斯作為工作麵防突措施時，鑽孔直徑一般為75～120mm，鑽孔在控製範圍內應當均勻布置，在煤層的軟分層中可適當增加鑽孔數;超前排放鑽孔和預抽鑽孔的孔數、孔底間距等應當根據鑽孔的有效排放或抽放半徑確定。
5.2.3.2 鬆動爆破措施
采煤工作麵的鬆動爆破防突措施適用於煤質較硬、圍岩穩定性較好的煤層。鬆動爆破孔間距根據實際情況確定，一般2～3m，孔深不小於5m，炮泥封孔長度不得小於1m。應當適當控製裝藥量，以免孔口煤壁垮塌。
鬆動爆破時，應當按遠距離爆破的要求執行。
5.2.3.2 淺孔注水濕潤煤體措施
采煤工作麵淺孔注水濕潤煤體措施可用於煤質較硬的突出煤層。注水孔間距根據實際情況確定，孔深不小於4m，向煤體注水壓力不得低於8MPa。當發現水由煤壁或相鄰注水鑽孔中流出時，即可停止注水。
第三節 防治煤與瓦斯突出鑽孔定位及實施的方法及要求
施工防突鑽孔，不但在施工時有突出危險的發生，如果施工質量不好，達不到設計要求，區域或局部防突措施不能夠有效落實，工作麵煤層就會存在鑽孔控製盲區，也不能消除工作麵煤層的突出危險性，給采掘生產帶來安全隱患。為保證安全順利地實施防突鑽孔，防突員必須掌握防突鑽孔定位及實施的方法和要求。
5.3.1防突鑽孔定位
1.鑽孔標定原則：
鑽孔方位、仰俯角要精準，孔口位置可小範圍調整的原則。
2.鑽孔標定順序：
先標定方位，再穩固鑽機，最後調整仰、俯角
3.方位標定的方法：
⑴巷道迎頭標定點不少於三根中線;
⑵利用巷道中線，固定垂直巷道測釘(測釘固定要牢固，要保持兩測釘連線垂直巷道、水平);
⑶用細線繩連接兩測釘，用度尺可直接測量鑽杆與巷道的夾角。
4.傾角、開孔位置、鑽徑選擇
⑴仰角、俯角可用度尺直接測量;
⑵開孔位置包括(左幫距、距中、右幫距);
⑶按設計要求選取鑽徑;
⑷後路不暢，不穩鑽;
⑸迎頭沒有中線點，不穩鑽;
⑹ 鑽機有故障沒排除穩鑽設施不齊全、穩鑽丈量器具不齊全，不穩鑽。
5.3.2 施工順序
1.水排碴鑽孔施工必須遵循的原則
⑴用水作為排碴介質的鑽孔，必須遵循先上後下順序施工的原則。
⑵絕不可自下而上施工。
⑶若自下而上施工，必然導致孔內事故。
2.水排碴仰角孔施工順序的原則
⑴先頂行後中行再下行的順序原則(仰角岩孔施工)
⑵應自上而下順序施工，違反這一原則，鑽孔事故率必然顯著增高。
3.穿層孔施工順序
從已施工鑽孔附近，逐漸向外遞進有序施工，可顯著降低噴孔強度、減少孔內事故、提高施工效率。
5.3.3 實施防突鑽孔對鑽機、鑽具、穩鑽的要求
1.鑽機、鑽具選擇關鍵事項
⑴要根據設計需要選擇相應的鑽機，絕不能湊合。
⑵強突出煤層操作台與動力部分,必須實現分離;鑽機功率大、轉速高、起拔力大的鑽機。
⑶鑽杆強度高、鑽具級配合理、對孔壁擾動小。
⑷若采用螺旋鑽杆，螺旋葉片應適當降低，芯杆應適當加大，鑽頭與鑽杆級配應視煤層鬆軟情況確定，煤層越軟級差應越小。
2.穩鑽關鍵事項
穩鑽是能否保證安全施工的關鍵，也是能否實現按設計施工的關鍵;還是能否使鑽機發揮其應有能力的關鍵。要求做到六不穩：
⑴安全設施不健全不穩鑽;
⑵頂板、迎頭煤岩壁支護不完整，不穩鑽;
⑶基底浮矸活石沒有清理淨，不穩鑽;
5.3.4 防突鑽孔實施的要求
1.根據鑽孔設計確定鑽機選型和施工工藝，順層鑽孔優先選用麻花鑽杆排渣工藝，穿層鑽孔應選用衝煤掃孔工藝;
2.鑽孔施工前，由地測科根據鑽孔設計進行鑽孔定位及放線;
3.施工地點懸掛圖牌板，牌板內容：鑽場編號、鑽孔類別、設計鑽孔參數(孔號、方位角、傾角、孔深、孔徑等);詳細記錄鑽孔施工中地質構造、煤層及瓦斯湧出異常情況，鑽孔施工與設計不符的要及時與地質部門、瓦斯辦彙報，進行分析補孔;
4.嚴格按照鑽孔設計施工，詳細記錄，做到手冊、記錄、牌板及台帳四對口;
5.防突鑽孔施工後必須及時根據實際鑽孔施工軌跡填圖，要有選擇的對鑽孔進行測斜，測斜孔數不少於總孔數的5%。誤差大於設計2m以上時，必須及時補孔;
6.鑽孔施工結束要對鑽孔初始瓦斯湧出量進行測定，認真分析鑽孔施工效果;
7.嚴格落實鑽孔驗收製度和透孔抽查製度。礦不定期組織瓦斯辦、安監處進行透孔抽查，發現弄虛作假的一律解除勞動合同。
第六章 防治煤與瓦斯突出技術措施的效果檢驗
第一節 區域防治突出措施的效果檢驗
當采用保護層開采或預抽煤層瓦斯等區域防突措施後，需進行區域防突效果的檢驗。對保護層開采卸壓瓦斯抽采和預抽煤層瓦斯區域防突措施進行效果檢驗時，均應當首先分析、檢查抽采鑽孔的分布等是否符合設計要求，不符合設計要求的，應不予檢驗。
6.1.1 區域效果檢驗的主要指標
開采保護層的保護效果檢驗主要采用殘餘瓦斯壓力、殘餘瓦斯含量、頂底板位移量及其他經試驗證實有效的指標和方法，也可以結合煤層的透氣性係數變化率等輔助指標。
對預抽煤層瓦斯區域防突措施檢驗的主要指標為殘餘瓦斯壓力和殘餘瓦斯含量。
對穿層鑽孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施也可以采用鑽屑瓦斯解吸指標進行措施效果檢驗。
當采用殘餘瓦斯壓力、殘餘瓦斯含量檢驗時，應當根據實測的最大殘餘瓦斯壓力或者最大殘餘瓦斯含量按照區域預測的瓦斯參數法對預計被保護區域(預抽區域)的抽采效果進行判斷。若檢驗結果仍為突出危險區，則防突措施效果為無效，需補充采取區域防突措施。
6.1.2 區域效果檢驗指標的測算
1.效果檢驗指標的測試
在采用殘餘瓦斯壓力或者殘餘瓦斯含量指標對穿層鑽孔、順層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施和穿層鑽孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，必須依據實際的直接測定值。
對穿層鑽孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施也可以采用鑽屑瓦斯解吸指標進行措施效果檢驗。
采用實際的直接測定的煤層殘餘瓦斯壓力或殘餘瓦斯含量等參數對區域防突措施效果檢驗時，應當符合下列要求：
⑴對穿層鑽孔或順層鑽孔預抽區段煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時若區段寬度(兩側回采巷道間距加回采巷道外側控製範圍)未超過120m，以及對預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時若回采工作麵長度未超過120m，則沿回采工作麵推進方向每間隔30～50m至少布置1個檢驗測試點;若預抽區段煤層瓦斯區域防突措施的區段寬度或預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施的回采工作麵長度大於120m時，則在回采工作麵推進方向每間隔30～50m，至少沿工作麵方向布置2個檢驗測試點。如圖10-1所示。
圖10-1 預抽區段煤層瓦斯措施及預抽回采區域煤層瓦斯措施檢驗測試點布置示意圖
當預抽區段煤層瓦斯的鑽孔在回采區域和煤巷條帶的布置方式或參數不同時，按照預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施和穿層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施的檢驗要求分別進行檢驗。
⑵對穿層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，在煤巷條帶每間隔30～50m至少布置1個檢驗測試點，如圖10-2所示。
圖10-2 穿層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯措施檢驗測試點布置示意圖
⑶對穿層鑽孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，至少布置4個檢驗測試點，分別位於要求預抽區域內的上部、中部和兩側，並且至少有1個檢驗測試點位於要求預抽區域內距邊緣不大於2m的範圍，如圖16-3所示。
圖16-3 穿層鑽孔預抽石門揭煤區域措施檢驗測試點布置示意圖
⑷對順層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，考慮到鑽機施工技術的限製以及掘進工作麵順層鑽孔距工作麵的不同密度差異較大，順層鑽孔條帶預抽的檢驗測試點布置密度較穿層鑽孔要求高。在煤巷條帶每間隔20～30m至少布置1個檢驗測試點，且每個檢驗區域不得少於3個檢驗測試點。
⑸各檢驗測試點應布置於所在部位鑽孔密度較小、孔間距較大、預抽時間較短的位置，並盡可能遠離測試點周圍的各預抽鑽孔或盡可能與周圍預抽鑽孔保持等距離，且避開采掘巷道的排放範圍和工作麵的預抽超前距。在地質構造複雜區域適當增加檢驗測試點。
2.效果檢驗指標的計算
采用地麵井預抽煤層瓦斯以及井下穿層鑽孔或順層鑽孔預抽區段煤層瓦斯、順層鑽孔或穿層鑽孔預抽回采區域煤層瓦斯的區域防突措施可采用直接測定值或根據預抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等參數間接計算的殘餘瓦斯含量值。
采用間接計算的殘餘瓦斯含量進行預抽煤層瓦斯區域措施效果檢驗時，應當符合下列要求：
⑴當預抽區域內鑽孔的間距和預抽時間差別較大時，根據孔間距和預抽時間劃分評價單元分別計算檢驗指標;
⑵若預抽鑽孔控製邊緣外側為未采動煤體，在計算檢驗指標時根據不同煤層的透氣性及鑽孔在不同預抽時間的影響範圍等情況，在鑽孔控製範圍(a-b-c-d)邊緣外適當擴大評價計算區域的煤層範圍，如圖10-4中虛線部分(A-B-C-D)。但檢驗結果僅適用於預抽鑽孔控製範圍。
圖10-4 間接計算殘餘瓦斯含量時適當擴大的評價計算範圍示意圖
6.1.3 區域效果檢驗有效性的判定
當采用煤層殘餘瓦斯壓力或殘餘瓦斯含量的直接測定值進行檢驗時，若任何一個檢驗測試點的指標測定值達到或超過了有突出危險的臨界值而判定為預抽防突效果無效時，則此檢驗測試點周圍半徑100m內的預抽區域均判定為預抽防突效果無效，即為突出危險區。
采用鑽屑瓦斯解吸指標對穿層鑽孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗，如果所有實測的指標值均小於的臨界值則為無突出危險區，否則，即為突出危險區，預抽防突效果無效。
檢驗期間還應當觀察、記錄在煤層中進行鑽孔等作業時發生的噴孔、頂鑽及其它突出預兆。發生明顯突出預兆的位置周圍半徑100m內的預抽區域判定為措施無效，所在區域煤層仍屬突出危險區。
圖16-5 用直接測定參數或明顯突出預兆檢驗預抽煤層瓦斯區域防突措施示意圖
6.1.4 區域措施效果驗證
經區域措施效果檢驗有效後，方可進行采掘作業和石門(含立井、斜井)揭煤作業工作。在采掘作業和揭煤作業過程中需進行區域措施效果驗證工作。在石門(含立井、斜井)揭煤工作麵對無突出危險區進行的區域驗證，可以采用選用綜合指標法、鑽屑瓦斯解吸指標法或其他經試驗證實有效的方法。在煤巷掘進工作麵和回采工作麵對無突出危險區進行的區域驗證，可以采用鑽屑指標法、複合指標法、R值指標法及其他經試驗證實有效的方法。
采掘工作麵的區域驗證工作還必須滿足以下要求：
⑴在工作麵進入該區域時，立即連續進行至少兩次區域驗證;
⑵工作麵每推進10～50m(在地質構造複雜區域或采取了預抽煤層瓦斯區域防突措施以及其他必要情況時宜取小值)至少進行兩次區域驗證;
⑶在構造破壞帶連續進行區域驗證;
⑷在煤巷掘進工作麵還應當至少打1個超前距不小於10m的超前鑽孔或者采取超前物探措施，探測地質構造和觀察突出預兆。
第二節 工作麵防治突出措施的效果檢驗
6.2.1 石門和岩石井巷揭煤效果檢驗
對石門和其他岩石井巷揭煤工作麵進行防突措施效果檢驗時，應當選擇鑽屑瓦斯解吸指標法或其他經試驗證實有效的方法，但所有用鑽孔方式檢驗的方法中檢驗孔數均不得少於5個，分別位於石門的上部、中部、下部和兩側。如檢驗結果的各項指標都在該煤層突出危險臨界值以下，且未發現其他異常情況，則措施有效;反之，判定為措施無效。
6.2.2 煤巷掘進工作麵效果檢驗
煤巷掘進工作麵執行防突措施後的效果檢驗方法與預測方法相同，可以采用鑽屑指標法、複合指標法、R值指標法及其他經試驗證實有效的方法。
檢驗孔應當不少於3個，深度應當小於或等於防突措施鑽孔。
如果煤巷掘進工作麵措施效果檢驗指標均小於指標臨界值，且未發現其他異常情況，則措施有效;否則，判定為措施無效。
當檢驗結果措施有效時，若檢驗孔與防突措施鑽孔向巷道掘進方向的投影長度(簡稱投影孔深)相等，則可在留足防突措施超前距(一般情況下不小於5m，在地質構造破壞嚴重地帶不小於7m)並采取安全防護措施的條件下掘進。當檢驗孔的投影孔深小於防突措施鑽孔時，則應當在留足所需的防突措施超前距並同時保留有至少2m檢驗孔投影孔深超前距的條件下，采取安全防護措施後實施掘進作業。
6.2.3 采煤工作麵效果檢驗
對采煤工作麵防突措施效果的檢驗應當參照采煤工作麵突出危險性預測的方法和指標實施。但應當沿采煤工作麵每隔10～15m布置一個檢驗鑽孔，深度應當小於或等於防突措施鑽孔。如果采煤工作麵檢驗指標均小於指標臨界值，且未發現其他異常情況，則措施有效;否則，判定為措施無效。
當檢驗結果措施有效時，若檢驗孔與防突措施鑽孔深度相等，則可在留足防突措施超前距(一般情況下不小於3m，在地質構造破壞嚴重地帶不小於5m)並采取安全防護措施的條件下回采。當檢驗孔的深度小於防突措施鑽孔時，則應當在留足所需的防突措施超前距並同時保留有2m檢驗孔超前距的條件下，采取安全防護措施後實施回采作業。
第十一章 安全防護與管理措施
第一節 防治煤與瓦斯突出的安全防護措施
防治煤與瓦斯突出的安全防護措施安全防護措施分采區、工作麵和個人安全防護。
7.1.1 采區安全防護措施---采區避難所
有突出煤層的采區必須設置采區避難所。避難所的位置應當根據實際情況確定。原則上，采區專用回風道也是安全防護措施。
1.避難所基本要求
⑴避難所設置向外開啟的隔離門，隔離門設置標準按照反向風門標準安設。室內淨高不得低於2m，深度滿足擴散通風的要求，長度和寬度應根據可能同時避難的人數確定，但至少能滿足15人避難，且每人使用麵積不得少於0.5m2。避難所內支護保持良好，並設有與礦(井)調度室直通的電話;
⑵避難所內放置足量的飲用水、安設供給空氣的設施，每人供風量不得少於0.3m3/min。如果用壓縮空氣供風時，設有減壓裝置和帶有閥門控製的呼吸嘴;
⑶避難所內應根據設計的最多避難人數配備足夠數量的隔離式自救器。
2.避難所設置基本原則
采區避難所采區永久安全防護設施，必須設在采區主要進風巷道中，便於查找和通行，加強日常管理。對於采區線路長，預計有突出危險作業點較遠，可適當在增加臨時避難所。
7.1.2 工作麵安全防護措施-----遠距離爆破、避難硐室、反向風門、壓風自救係統、擋欄等。
《防突規定》第102條規定：突出煤層的任何區域的任何工作麵進行揭煤和采掘作業前，必須采取安全防護措施。
國家安全生產監督管理總局令第29號對《煤礦01manbetx 》第209條修改為：“井巷揭穿突出煤層和在突出煤層中進行采掘作業時，必須采取遠距離爆破、避難硐室、反向風門、壓風自救係統等安全防護措施。
7.1.2.1遠距離爆破
井巷揭穿突出煤層和突出煤層的炮掘、炮采工作麵必須采取遠距離爆破安全防護措施。
1.石門揭煤遠距離爆破要求
石門揭煤采用遠距離爆破時，必須製定包括放炮地點、避災路線及停電、撤人和警戒範圍等的專項措施。建井初期具體要求見第105條。
在礦井尚未構成全風壓通風的，在石門揭穿有突出危險煤層的全部作業過程中，與此石門有關的其他工作麵必須停止工作。在實施揭穿突出煤層的遠距離爆破時，井下全部人員必須撤至地麵，井下必須全部斷電，立井口附近地麵20m範圍內或斜井口前方50m、兩側20m範圍內嚴禁有任何火源。
2.煤巷掘進
煤巷掘進工作麵采用遠距離爆破時，放炮地點必須設在進風側反向風門之外的全風壓通風的新鮮風流中或避難所內，放炮地點距工作麵的距離由礦技術負責人根據曾經發生的最大突出強度等具體情況確定，但不得小於300m;采煤工作麵放炮地點到工作麵的距離由礦技術負責人根據具體情況確定，但不得小於100m。遠距離爆破≠遠距離安全防護措施
遠距離爆破時，回風係統必須停電、撤人。放炮後進入工作麵檢查的時間由礦技術負責人根據情況確定，但不得少於30min。
7.1.2.2工作麵避難所或壓風自救係統
《防突規定》第106條規定：突出煤層的采掘工作麵應設置工作麵避難所或壓風自救係統。應根據具體情況設置其中之一或混合設置，但掘進距離超過500m的巷道內必須設置工作麵避難所。
工作麵避難所要求：
工作麵避難所應當設在采掘工作麵附近和爆破工操縱放炮的地點。根據具體條件確定避難所的數量及其距采掘工作麵的距離。工作麵避難所應當能夠滿足工作麵最多作業人數時的避難要求，其他要求與采區避難所相同。
壓風自救係統應當達到下列要求：
⑴壓風自救裝置安裝在掘進工作麵巷道和回采工作麵巷道內的壓縮空氣管道上;
⑵在以下每個地點都應至少設置一組壓風自救裝置：距采掘工作麵25～40m的巷道內、放炮地點、撤離人員與警戒人員所在的位置以及回風道有人作業處等。在長距離的掘進巷道中，應根據實際情況增加設置;
⑶每組壓風自救裝置應可供5～8個人使用，平均每人的壓縮空氣供給量不得少於0.1m3/min。
7.1.2.3反向風門
《防突規定》第103條規定：在突出煤層的石門揭煤和煤巷掘進工作麵進風側，必須設置至少2道牢固可靠的反向風門。風門之間的距離不得小於4m。
反向風門的要求：
⑴反向風門距工作麵的距離和反向風門的組數，應當根據掘進工作麵的通風係統和預計的突出強度確定，但反向風門距工作麵回風巷不得小於10m，與工作麵的最近距離一般不得小於70m，如小於70m時應設置至少三道反向風門。
⑵反向風門牆垛可用磚、料石或混凝土砌築，嵌入巷道周邊岩石的深度可根據岩石的性質確定，但不得小於0.2m;牆垛厚度不得小於0.8m。在煤巷構築反向風門時，風門牆體四周必須掏槽，掏槽深度見硬幫硬底後再進入實體煤不小於0.5m。通過反向風門牆垛的風筒、水溝、刮板輸送機道等，必須設有逆向隔斷裝置。
⑶人員進入工作麵時必須把反向風門打開、頂牢。工作麵放炮和無人時，反向風門必須關閉。
7.1.2.3 擋欄
為降低放炮誘發突出的強度，可根據情況在炮掘工作麵安設擋欄。
擋欄可以用金屬、矸石或木垛等構成。金屬擋欄一般是由槽鋼排列成的方格框架，框架中槽鋼的間隔為0.4m，槽鋼彼此用卡環固定，使用時在迎工作麵的框架上再鋪上金屬網，然後用木支柱將框架撐成45°的斜麵。一組擋攔通常由兩架組成，間距為6～8m。可根據預計的突出強度在設計中確定擋欄距工作麵的距離。
7.1.3個人安全防護
《防突規定》第20條規定：突出礦井的入井人員必須隨身攜帶隔離式自救器。
7.1.4石門揭煤安全防護措施
《防突規定》第103條、105規定：在突出煤層的石門揭煤和煤巷掘進工作麵進風側，必須設置至少2道牢固可靠的反向風門。風門之間的距離不得小於4m。
井巷揭穿突出煤層和突出煤層的炮掘、炮采工作麵必須采取遠距離爆破安全防護措施。
石門揭煤采用遠距離爆破時，必須製定包括放炮地點、避災路線及停電、撤人和警戒範圍等的專項措施。
撤人範圍一般這樣把握：新建撤到地麵，新水平撤至生產水平主要進風巷，新采區撤至向外一個采區，上下上開采時對應生產采區必須撤離。
第二節 防治煤與瓦斯突出的管理措施
7.2.1 防治煤與瓦斯突出組織管理措施
1.礦長是本礦防突工作的第一責任人，對本礦防突工作全麵負責。礦總工程師對防突技術管理工作全麵負責;通風副總在礦總工程師的領導下，對分管範圍內的防突技術工作負直接責任。
2.采、掘、機電礦長及采、掘、技術、機電副總工程師是分管範圍內防突管理工作直接責任人，負責落實各項防突措施在現場的貫徹執行。
3.安監處長、安全副總、安監處負責對各項防突措施在現場落實情況進行監督檢查。
4.采掘區長、防突區長對所屬工作範圍內的防突工作負全麵責任，負責防突技術措施在本單位的認真貫徹執行。
5.瓦斯綜合治理辦公室負責防突技術方案的製定，防突措施的效果檢驗，負責日常防突技術的管理工作;負責監督檢查各項防突措施在現場的執行情況。
7.2.1防治煤與瓦斯突出技術管理措施
1.在礦井新水平、新采區、新區段設計中，對突出煤層都必須編製防治突出專門設計。設計要為開采保護層、實施區域治理創造條件。
2.突出煤層石門揭煤第一次揭開所有煤層，必須在石門距所揭煤層30m前，由瓦斯綜合治理辦公室負責編製專門的防突設計，經礦總工程師組織技術科、地測科、通風區、防突區、安監處等單位審批後報集團公司批準。
3.石門揭煤及突出煤層采、掘工作麵防突措施由防突區負責編製，由通風副總負責組織技術科、地測科、通風區、防突區、安監處、機電科、保運區、瓦斯綜合治理辦公室等單位會審後，報礦總工程師批準。
4.防突設計、防突措施由通風副總工程師負責組織貫徹，範圍：相關科室區隊及參與管理的領導，並經考試合格後方可上崗。
5.突出煤層采區設計和工作麵設計時，大斷層防突煤柱的留設不小於50米。突出煤層采掘工作麵設計應避免造成應力集中。突出煤層掘進工作麵不得進入本煤層回采工作麵采動應力集中區，不得在應力集中區和地質構造複雜地段貫通。
6.加強突出煤層采掘瓦斯地質工作：
⑴巷道在開工前，地測科必須向技術科、防突區、瓦斯綜合治理辦公室、安監處、施工單位下達“地質預報通知書”。
⑵施工中地測科要根據巷道實揭資料和防突鑽孔資料及時校正各類剖麵圖，發現異常及時以書麵形勢反饋至技術科、防突區、瓦斯綜合治理辦公室、安監處、施工單位及相關領導。
⑶采掘工作麵接近已知地質構造帶、煤層賦存變化帶30m前，地測科及時向技術科、防突區、瓦斯綜合治理辦公室、安監處及施工單位下達“地質預報通知書”。
⑷地測科要做好地質構造及煤層賦存控查工作。煤巷掘進必須有前探鑽孔控製;岩巷掘進必須采用邊探邊掘措施。
⑸探查工程必須編製探查設計、探查措施，報礦總工程師審批。每次探查工程結束後，明確允許巷道施工長度，報礦總工程師審批。
⑹地測科在礦調度室懸掛異常地帶地質預想剖麵圖、石門揭煤預想剖麵圖，施工單位要將施工進度每天填繪到預想剖麵圖上。
⑺實施過地質構造、瓦斯異常帶“五位一體”現場管理措施(即地質人員加強地質預測預報，及時提供預測資料。
7.做好非突出煤層向突出煤層轉化的預警工作。
8.石門揭煤前，地測科要準確掌握巷道距煤層的距離，並負責編製探煤、測壓鑽孔設計，嚴格控製突出煤層的層位，防止誤穿突出煤層，做到“有疑必探、先探後掘、不探不掘”。
9.鑽場驗收：生產單位鑽場施工結束後，及時通知調度所，調度所通知技術科、瓦斯綜合治理辦公室、防突區、通風區等單位參加，由瓦斯綜合治理辦公室負責組織進行現場驗收。
10.安監處負責對防突流程的實施全過程進行監督。
7.2.1防治煤與瓦斯突出現場管理措施
1.防突預測
⑴由瓦斯綜合治理辦公室檢驗工負責進行采、掘工作麵突出危險性預測。預測時由防突區配合，測氣員現場進行監督。瓦斯綜合治理辦公室建立防突預測記錄台帳，以備查。
⑵如預測指標不超限，檢驗工在迎頭標注清楚預測點，填寫“防突預測牌板”，由生產單位班(隊)長、通風區測氣員在預測結果原始記錄單上簽字認可。檢驗工升井後填寫預測報告單，並打印，一式五份，專職檢驗工簽字，由防突區長、瓦斯綜合治理辦公室主任審查簽字後，報通風副總或總工程師批準允許進尺量(每循環至少留有不少於3m的預測孔超前距)，施工單位接到預測單後方可進行施工。
⑶施工單位接到“預測報告單”後嚴格按批準的允許進尺量施工。瓦斯綜合治理辦公室、通風區監督，負責掌握施工進度，發現超尺嚴肅追究施工單位及相關人員責任。
⑷如預測指標超限，檢驗工向調度所、防突區、瓦斯綜合治理辦公室彙報。調度所安排施工區隊不得施工，由防突區實施防突措施。
⑸如預測打鑽時遇地質構造、煤層厚度變化或出現瓦斯增大，預測鑽孔無法施工至規定深度及預測指標突然偏大等異常情況時，檢驗工彙報調度所、防突區、瓦斯綜合治理辦公室，
⑹突出煤層采掘工作麵進行預測時前方必須有前探鑽孔控製，確認前方20米範圍內無地質構造影響或瓦斯富集區方可保留3米的預測孔超前距進行施工。
2.防治突出措施
⑴防突區開始施工措施孔前，必須彙報調度所。鑽孔實施過程中實行現場聯合驗收，驗收人員鑽工、瓦斯檢查工、瓦斯辦專職收尺人員組成，實行現場拔鑽收尺，並檢查鑽孔施工參數，相互在原始記錄本和驗收記錄上簽字。
⑵防突區必須在施工地點懸掛圖牌板，牌板內容：鑽場編號、鑽孔類別、設計鑽孔參數(孔號、方位角、傾角、孔深、孔徑等);當實際施工鑽孔參數與設計參數不符合時，必須及時彙報、查明原因、製定措施。
⑶防突區現場施工人員必須嚴格按措施要求布孔施工，隨身攜帶鑽工手冊，並詳細記錄鑽孔參數、孔內煤、岩性變化及施工過程中出現的頂鑽、噴孔等動力現象。防突區必須建立鑽孔原始記錄及台帳，做到手冊、記錄及台帳三對口。
⑷防突區要加強抽放係統的管理，對已施工的抽放孔要及時合茬，並在適當位置預留檢查孔，定期測定瓦斯抽放參數(濃度、負壓、流量)。抽放管路係統投運前，應由通風副總組織瓦斯辦、安監處、計劃科等單位進行驗收，確保係統安全、可靠。瓦斯抽放管路敷設必須能滿足排除積水的要求，管路所有凹點均應設等徑T形管和放水器。
⑸加強防突工程的監控，瓦斯綜合治理辦公室不定期對井下鑽孔深度進行透孔抽查。
3.防治突出措施效果檢驗措施
⑴防突措施實施結束後，防突區彙報調度所、瓦斯辦，由瓦斯綜合治理辦公室檢驗工檢驗，指標不超過規定，現場編號並標清效果檢驗點，填寫“防突效果檢驗牌板”，由生產單位班(隊)長、通風區測氣員在原始記錄單上簽字認可。檢驗工升井後填寫“效果檢驗報告單”，並打印，一式五份，專職檢驗工簽字，由防突區長、瓦斯綜合治理辦公室主任審查簽字後，報通風副總或總工程師批準允許進尺量(每循環至少留有不少於7m的措施孔超前距和不小於3m的檢驗孔超前距)。在采取迎頭淺孔排放措施後，必須留有至少2個小班的排放時間，否則不準進行生產。如效果檢驗指標超限，由礦總工程師會同相關部門研究其它防突措施，實施後再次進行效果檢驗，指標符合規定後，方可進尺。
⑵瓦斯綜合治理辦公室現場懸掛“防突預測牌板”、“防突效果檢驗牌板”，內容包括：本循環預測(效果檢驗)參數、循環措施編號、允許進尺距離及施工班隊長簽字。
⑶施工單位按所批準的允許進尺量施工，現場測氣員負責監督。發現超尺掘進(回采)將嚴肅追究施工單位班隊長、測氣員、安監員以及相關單位的責任。
⑷采煤工作麵淺孔動壓注水是防突的一項關鍵措施，由各生產單位負責實施。
4.防突措施處理彙報措施
⑴凡瓦斯異常、煤(岩)層產狀異常、有煤炮聲、圍岩裂隙發育、頂底板發生淋(湧)水等現象時，必須立即停止施工撤出人員，施工單位班隊長、現場測氣員、安監員立即彙報調度所，調度員通過監控中心查詢瓦斯變化情況，並及時向礦總值班、礦長、礦總工程師和安監處長彙報，經同意後方可恢複作業。
⑵在施工預測孔、抽放鑽孔、超前排放孔過程中，出現噴孔、頂鑽等瓦斯異常現象時，必須停止作業，鑽機隊當班機長、測氣員，安監員及時向調度所彙報，由礦總工程師組織製定、采取針對性措施。
⑶防突措施在現場執行中如因煤層賦存變化等原因而無法執行到位時，必須立即停止作業，施工班隊長、測氣員、安監員及時彙報調度所，由通風副總組織有關部門到現場調查後，防突區對措施進行修改或補充，經總工程師批準後實施重新製定的防突措施。
⑷掘進巷道遇見斷層、瓦斯異常、煤層突然變厚(變薄)、煤層分叉合並、產狀異常等情況時，必須立即停止掘進，掘進班隊長及時彙報礦調度所，由礦總工程師組織製定、采取針對性措施。
⑸施工區隊及相關單位必須按防突措施規定嚴格執行，瓦斯綜合治理辦公室、安監處負責監督檢查，發現技術措施與現場實際不符時，必須立即停止作業，彙報調度所，防突區製定補充措施，經礦總工程師批準後方可繼續施工，其他部門和個人不得改變已批準的防突措施。
第三節 瓦斯地質資料及煤與瓦斯突出資料搜集和整理的方法及要求
瓦斯地質資料和突出資料的收集於整理是每個防突工必須進行的工作，資料的準確性對礦井研究、製定切實可行的防突措施具有十分重要的意義。因此，每個防突工必須能收集瓦斯地質資料和礦井發生煤與瓦斯突出事故後，在能保證自身安全的前提下，要及時到現場收集突出後的第一手資料。在收集資料時，必須做到全麵、真實、可靠。不能以猜測、推斷的數據作為現場資料，避免造成分析、判斷錯誤而導致事故發生。
7.3.1 突出資料的收集
一.實施防突措施時瓦斯地質資料的收集
1.收集各鑽孔的開孔位置。包括距控製點(防突基點)的距離、距巷道兩幫的距離和開孔的高度。
2.收集實施防突措施的地點的煤層厚度、軟分層厚度和煤層各分層的破壞類型。
3.收集煤層的傾角、傾向、地質構造的產狀、形狀的落差。
4.畫現場施工的素描圖：包括鑽孔位置、煤層的位置、構造形態等內容。
5.收集竣工鑽孔的方位、傾角。
6.收集鑽孔的長度、鑽進長度內出現的噴孔、垮孔的頂(卡)鑽現象。
7.鑽孔噴煤時噴出的距離;實施防突措施前後和實施過程中的瓦斯變化情況。
8.鑽孔鑽不到位的原因。
二.發生突出事故後資料的收集
㈠收集資料時的注意事項
1.發生突出事故後，防突工必須及時到現場收集突出資料。
2.必須經礦總工程師同意後才能進入突出現場，並且必須有兩名防突工一道，同時要攜帶壓縮氧自救器和完善檢查儀及收集資料所需的地質羅盤、皮尺等工具。
3.必須待突出地點的瓦斯濃度下降後才能進入突出現場收集資料。特殊情況需要及時收集必須根據現場實際情況由礦總工程師同意，並指派救護隊員或瓦斯檢查工與防突工一道進入現場，並按指定的路線進入。
4.進入現場時，隨時檢查進入線路的瓦斯濃度。
5.到達突出現場後，要認真觀察巷道支護和頂板岩石情況。如頂板有懸矸，要將進出的懸矸找淨;如巷道支護被突出破壞，要認真觀察，在保證自身安全的前提下，可以進入，如不能保證自身安全，則不能進入。
㈡收集資料的內容
1.收集突出工作麵進、回風巷道和突出孔口、孔內的瓦斯濃度。
2.突出拋出的煤炭的距離、堆積高度和形態，並測量煤炭堆積角度。
3.觀察所拋出的煤有無分選性，分選堆積情況，特別注意觀察有無煤粉及煤粉厚度和位置。
4.巷道支護的破壞範圍和破壞形態。
5.突出對其他物體的破壞和影響情況。
6.突出孔洞的位置、孔洞的軸線方位和傾角，突出空洞的形態、大小、深度和高度等。
7.突出點附近的煤層產狀(傾向、傾角)、結構、厚度、軟分層厚度等。
8.突出孔鄰近煤層的鬆軟煤體範圍、煤體內的空隙、縫隙寬度、長度和方位等。
9.在收集資料做好記錄的同時，應作好素描圖。
7.3.1突出資料的整理和分析
突出資料收集後，按要求對資料整理成台帳或卡片，並繪製成圖紙，以作為通常檔案長期保存和進行突出原因的分析、通常事故的處理的依據。因此，突出資料的整理是防突員的重要工作，防突員必須認真負責搞好突出資料的整理。
一.突出資料的整理
㈠突出煤量
按以下幾種方法進行計算：
⑴利用突出空洞的幾何形狀計算出突出的煤的體積m
⑵利用突出所拋出的煤在巷道中堆積的形態(長度、高度)計算出體積，再乘以鬆散煤的密度。
⑶利用突出後清理突出媒體的撞車車數，計算出突出煤量。
㈡突出瓦斯量
突出瓦斯量指工作麵發生突出後增大的部分的瓦斯量至工作麵恢複到工作麵發生突出前的正常瓦斯湧出量。
瓦斯量按下式計算：
瓦斯量(m3)=風量(m3)×瓦斯濃度(%)
㈢建立突出台帳
內容包括：突出時間，突出點位置，突出點坐標，突出類型，突出煤量，突出瓦斯量，突出煤層名稱，突出傷亡情況，該煤層累計突出次數，突出強工作麵使用的作業工具，突出前采區的防突措施，突出地點的煤層傾角、厚度、軟分層厚度，地質構造形態等。
二.突出資料的分析
發生煤與瓦斯突出後，必須對突出原因進行分析，以便吸取教訓，對下一步的采掘活動采取有針對性的防突措施。主要從以下幾個方麵進行分析：
⑴區域構造應力。
⑵區域礦山壓力及采動應力
⑶臨近工作麵突出情況。
⑷媒體結構對比。
⑸構造情況。
⑹防突措施。
⑺突出前的作業方式。
⑻發生突出的過程。
第八章 瓦斯基礎參數和預測檢驗指標的測定
第一節 煤層瓦斯壓力和瓦斯含量的測定
8.1.1 煤層瓦斯壓力的測定方法
我國在1996年12月首次發布了安全生產行業標準MT/T 638-1996《煤礦井下煤層瓦斯壓力的直接測定方法》，並於2007年3月發布了AQ/T 1047-2007替換MT/T 638-1996，標準中規定了煤礦井下直接測定煤層瓦斯壓力的測定方法、工藝、設備、材料、封孔等具體要求，對井下瓦斯壓力的測定起到了指導作用。
8.1.1.1 測定方法的分類
煤層瓦斯壓力井下直接測定法測定原理是通過鑽孔揭露煤層，安設測定儀表並密封鑽孔，利用煤層中瓦斯的自然滲透原理測定在鑽孔揭露處達到平衡的瓦斯壓力。采用現有的方法通過打鑽封孔後在煤層內形成測壓室，上壓力表後，測壓室周圍無限大空間煤體內的瓦斯不斷向測壓室運移，保證打鑽過程和封孔後凝固時期(上表前)逸散的瓦斯通過周圍流場的流動補充，最終平衡，達到煤層的真實瓦斯壓力。
1.按測壓方式分類
按測壓時是否向測壓鑽孔內注入補償氣體，測定方法可分為主動測壓法和被動測壓法。
主動測壓法：在鑽孔預設測定裝置和儀表並完成密封後，通過預設裝置向鑽孔揭露煤層處或測壓氣室充入一定壓力的氣體，從而縮短瓦斯壓力平衡所需時間，進而縮短測壓時間的一種測壓方法。補償氣體用於補償鑽孔密封前通過鑽孔釋放的瓦斯，縮短瓦斯壓力平衡時間，可選用氮氣(N2)、二氧化碳(CO2)或其他惰性氣體。補充氣量取決於打鑽過程中(封孔前)損失的氣量和補氣的性質，如CO2的吸附能力較強，其需要補充的氣體量相對N2要大。此外，還要考慮補充氣體的吸附平衡時間。
被動測壓法：測壓鑽孔被密封後，利用被測煤層瓦斯向鑽孔揭露煤層處或測壓氣室的自然滲透作用，進而測定煤層瓦斯壓力的方法。
2.按封孔方法及材料分類
按測壓鑽孔封孔材料的不同，測定方法可分為黃泥(粘土)封孔法、水泥砂漿封孔法、膠圈封孔器法、膠圈-壓力粘液封孔法、膠囊-密封粘液封孔法及聚氨酯泡沫封孔法等;按測壓封孔方法的不同，測定方法可分為填料法和封孔器法兩類，其中根據封孔器的結構特點，封孔器分為膠圈、膠囊和膠圈-粘液等幾種方法。
各種井下封孔技術的優缺點比較見表12-1所示。
表12-1 各種井下鑽孔封孔技術的優缺點比較
我國《煤礦井下煤層瓦斯壓力的直接測定方法》(AQ/T 1047-2007)中，重點對采用膠囊(膠圈)-密封粘液封孔測壓、注漿封孔測壓兩種方法進行了重點介紹，並詳細列出了測壓所需的設備、材料、儀表及工具等。
1.井下直接測定法
⑴填料封孔法(黃泥、粘土封孔)
填料法是應用最早采用的一種封孔方法。采用該法時，在打完鑽孔後，先用水清洗鑽孔，放入帶有壓力表接頭的紫銅管。管徑約為6~8mm，長度不小於6m。填料法封孔結構示意圖如圖2-3所示。
1-前端篩管;2-擋料圓盤;3-充填材料;4-木楔;5-測壓管;6-壓力表;7-鑽孔
圖2-3 填料法封孔示意圖
為了防止測壓管堵塞，在測壓管前端焊接一段直徑大於側壓管的篩管。為了防止填料堵塞篩管，在測壓管前端後部套焊一擋料圓盤。充填材料一般用黃泥或粘土。填料可用人力送人鑽孔。封孔時將圓環形木鍥套入測壓管中滑入鑽孔中，到達托盤處停止，再送入三塊黃泥。送入三塊黃泥後送一塊木鍥，然後將鐵耙也套入測壓管，順測壓管下放入鑽孔中。使用鐵耙將下放的黃泥砸實，提出鐵耙。接下來再送入三塊黃泥和一塊木鍥，再用鐵耙搗實，依此類推連續進行，直到鑽孔外段隻剩0.3m時停止，鑽孔外段需用水泥砂漿固結。
填料法封孔的優點是不需要特殊裝置，密封長度大，密封質量可靠。缺點是人工封孔長度短，費時費力。
⑵注漿封孔測壓法
注漿封孔測壓法是目前應用最廣泛的一種封孔方法，適應於井下各種情況下的地點封孔。注漿泵一般采用柱塞注漿泵，封孔材料一般采用膨脹不收縮水泥漿(一般由膨脹劑、水泥和水按一定比例製成)，測壓管一般采用銅管、高壓軟管或無縫鋼管。如圖2-4所示，通過輔助管將安裝有夾持器的測壓管安裝至預定的測壓深度，在孔口用木楔和快幹水泥封住，並安裝好注漿管，根據封孔深度確定膨脹不收縮水泥的使用量，按照一定比例(參考值：水灰比為2：1，膨脹劑的摻量為水泥的12%)配好封孔水泥漿，用注漿泵一次連續將封孔水泥漿注入鑽孔內，並在注漿24h後，在孔口安裝三通及壓力表。孔口可裝置充氣設備，通過主動注氣，補償瓦斯的損失量，縮短平衡時間。
1-充氣裝置;2-三通;3-壓力表;4-木楔;5-測壓管;6-煤層;7-封堵材料;
8-注漿管;9-注漿泵;11-夾持器;12-小孔
圖2-4 注漿封孔測壓法示意圖
⑶封孔器封孔
①膠圈封孔器
膠圈封孔是一種簡便的封孔方法，它適用於岩柱完整致密的條件。圖2-5為膠圈封孔器結構示意圖。
封孔器由內外套管、擋圈、膠圈和壓力表等組成。內套管即為測壓管。封直徑為50mm的鑽孔時，膠圈外徑為49mm，內徑為21mm，每節膠圈長度為78mm。測壓管前端焊有環形固定擋圈，當擰緊壓緊螺帽時，外套管向前移動壓縮膠圈，使膠圈徑向膨脹，即達到封孔目的。為了提高膠圈封孔質量，有時用兩組膠圈。
1-測壓管;2-外套管;3-壓緊螺帽;4-活動擋圈;5-固定擋圈;6-膠圈;7-壓力表;8-鑽孔
圖2-5 膠圈封孔器結構示意圖
膠圈封孔器測瓦斯壓力的主要優點是簡單易行，封孔器可重複使用;缺點是封孔深度小、且要求封孔段岩石必須致密、完整。
②膠圈一壓力粘液封孔器
膠圈—壓力粘液封孔裝置是中國礦業大學研製成功的一種新的封孔方法，它與膠圈封孔器的主要區別是在兩組封孔膠圈之間，充入帶壓力的粘液。膠圈一壓力粘液封孔器結構如圖2-6所示。
該封孔裝置由膠圈封孔係統和粘液加壓係統組成。為了縮短測壓時間，該封孔裝置帶有預充氣口，預充氣壓力略小於預計的煤層瓦斯壓力。與其他封孔器相比，這種封孔器的主要優點：一是增大了封孔段的長度;二是壓力粘液可滲入封孔段岩(煤)體的裂隙，增大了密封效果。為了進一步提高粘液的堵漏效果，可在粘液中添加固體碎屑，或將壓力粘液改為氣、液和固三相泡沫介質。試驗證明，利用三相泡沫，可封堵小於4mm寬的裂隙.
膠圈一壓力粘液封孔器在陽泉、焦作和鶴壁等礦務局的試驗表明，該封孔器能滿足煤巷直接測定煤層瓦斯壓力的要求。該封孔器的主要技術參數如下:
鑽孔直徑/mm 62
封孔深度/m 11-20
封孔粘液段長度/m 3.6-5.4
封孔器重量(長15rn)/kg 120
1-補充氣體入口;2-固定把;3-加壓手把;4-推力軸承;5-膠圈;6-粘液壓力表
7-膠圈;8-高壓膠管;9-閥門;10-二氧化碳;11-粘液;12粘液罐
圖2-6 膠圈-壓力粘液封孔器結構示意圖
盡管在封孔測壓技術方麵我國進行了許多試驗研究，但實踐表明，迄今還不能保證每次測壓都能成功。這除與封孔測壓工藝條件(如孔未清洗淨，填料未填緊密，水泥凝固產生收縮裂隙，接頭漏氣等)有關外，主要取決於測壓地點岩體(或煤體)的破裂狀況。當岩體本身完整性破壞時，煤層中瓦斯會經破壞岩柱產生流動，這時測到的瓦斯壓力實際上是瓦斯流經岩柱的流動阻力。為了測到煤層的原始瓦斯壓力，應盡可能選擇在致密岩石地點測壓，並適當增大封孔段長度。
③膠囊一壓力粘液封孔器
膠圈—壓力粘液封孔裝置基礎上，中國礦業大學又研製成功了膠囊粘液封孔器，其封孔原理類似於膠圈粘液封孔器，所不同的是膠囊代替了膠圈，由於膠囊的彈性大，與孔壁可全麵緊密接觸，密封粘液的性能優於膠圈，不僅適用於封岩石鑽孔，而且也能封較硬煤層中的煤孔。該封孔器可以回收複用。複用下井前，一定要在地麵進行耐壓、檢漏試驗。隻有整個係統沒有任何漏氣、漏液現象才算合格，方可下井使用。地麵上的嚴格檢查是確保井下正常使用的前提，每一次下井使用之前，都必須在井上檢查合格才行。
8.1.2 瓦斯含量
煤層瓦斯含量的測定方法主要分為直接法和間接法兩種。
間接法是通過現場井下直接測定煤層瓦斯壓力、取煤樣(全層樣)實驗室測定煤的吸附常數、工業分析等指標，根據朗格繆爾方程進行瓦斯含量的計算。直接法通過測定或推算一定質量的煤芯(井下定點采取)在有限時間內所解吸出的所有瓦斯在標況下的體積，可得到單位質量煤芯所解吸出的瓦斯含量，即為煤層瓦斯含量。
8.1.2.1 現場測定與實驗室分析
按MT/T 77規定測定並計算瓦斯含量：
式中：W─煤層瓦斯含量，m3/t;a,b─吸附常數;P─煤層絕對瓦斯壓力，MPa;Ad─煤的灰分，%;Mad─煤的水分，%;π─煤的孔隙率，m3/m3;γ─煤的容重(假比重)，t/m3。
計算殘存瓦斯量時，隻要將上式中的P取0.1帶入即可。
8.1.2.2 現場直接測定
直接法測定煤層瓦斯含量方法及計算要求：
1.現場取芯
⑴選取取樣地點，佩帶好儀器設備。
⑵確定取芯鑽孔傾角、方位、鑽頭直徑、開孔高度、取芯管及鑽機型號並做好相關記錄。
⑶仔細做好以下記錄：取芯時間、取芯位置、取芯位置埋深、取芯人員、鑽機及鑽頭型號、開孔時間及位置、開孔高度、開孔傾角及方位角、煤樣粒度大小、煤層厚度、取芯深度、鑽機鑽進到預定深度時停鑽時間、鑽杆退出鑽孔時間和開始解吸時間。
⑷注意事項：盡可能地減少取樣時間;如實反映打鑽過程中的噴孔、頂鑽、排粉等情況。
2.現場解吸01manbetx
⑴首先將井下解吸儀底塞打開灌水至適當刻度(根據煤層瓦斯含量大小確定)，放入密封墊圈後擰緊底塞。
⑵在井下解吸儀灌水過程務必注意防止密封墊圈丟失;灌水時要底座口朝上，待灌水完畢並上緊底塞後要立即倒置井下解吸儀，使底座朝下並觀察底塞是否有漏水現象。
⑶解吸儀灌水完畢並檢漏後將其懸掛，用乳膠管一端連接解吸儀進氣嘴，一端待煤樣筒裝入煤樣後連接煤樣筒出氣嘴。
⑷打開煤樣筒蓋，準備煤樣的裝入;打開煤樣筒蓋上閥門檢查出氣嘴是否有堵塞現象，檢查完畢無誤後關緊閥門，與“O”型密封圈一起放置一旁以便隨時取用。
⑸將礦用大氣壓力表和溫度計取出暴露在空氣中，一段時間後讀取大氣壓力(KPa)和溫度計讀數(℃)。
⑹煤樣取出後迅速裝入煤樣筒，安裝好密封圈蓋緊煤樣筒蓋，完畢後快速把煤樣筒出氣嘴連接到乳膠管的一端。
⑺打開出氣閥門前準確讀數井下解吸儀液麵(凹液麵)刻度並作記錄作為初始刻度，打開閥門瞬間待氣體湧出後迅速讀取液麵刻度作為0min刻度並打開秒表計時，然後每一分鍾讀取液麵刻度一次，直至30min結束;當解吸瓦斯體積達到井下解吸儀最大量程85%時，關閉解吸儀閥門重新灌水後繼續解吸;30min內解吸瓦斯量用以推算瓦斯損失量Q1;解吸30min後解吸儀讀數與初始刻度讀數之差即為井下瓦斯解吸量Q21。所讀讀數務必做好記錄填入相應已準備的表格。
在井下解吸過程中要仔細做好開始解吸時間。
⑻解吸完畢後關閉煤樣筒閥門放置一旁，待上井時一同帶入井上實驗室;取另一空煤樣筒重複上述3～10中操作進行下一次的取樣解吸;待全部取樣結束後收好工具放好。
⑼注意事項：本次井下解吸係統操作做成過程中一定要注意煤樣筒的氣密性和井下解吸儀的防漏水性;煤樣筒在升井到達實驗室直至實驗室解吸開始過程中一定確保閥門處於關閉狀態;正確使用每個儀器，防止儀器損壞或丟失。
3.地麵試驗室解吸方法及注意事項參見試驗室01manbetx 。
4.瓦斯含量的計算方法：
通過向煤層施工取芯鑽孔，將煤芯從煤層深部取出，及時放入煤樣筒中密封;然後測量煤樣筒中煤芯的瓦斯解吸速度及解吸量, 並以此來計算瓦斯損失量Q1;把煤樣筒帶到實驗室然後測量從煤樣筒中釋放出的瓦斯量, 與井下測量的瓦斯解吸量一起計算煤芯瓦斯解吸量Q2;將煤樣筒中的部分煤樣裝入密封的粉碎係統加以粉碎, 測量在粉碎過程及粉碎後一段時間所解吸出的瓦斯量(常壓下), 並以此計算粉碎瓦斯解吸量Q3;瓦斯損失量、煤芯瓦斯解吸量和粉碎瓦斯解吸量之和就是可解吸瓦斯含量，即 Qm=Q1+Q2+Q3
可解吸瓦斯含量測定工藝流程圖
8.1.3 煤的堅固性係數
煤的堅固性係數是反映煤體堅固性的一個相對指標，其值越大表明該煤體越穩定，在同樣的瓦斯壓力和地應力作用下，越不易發生突出。一般地煤與瓦斯突出都發生在煤層的軟分層中。因此，煤的堅固性可以作為突出的一項重要指標。
落錘法測定煤的堅固性方法：
1.儀器設備及用具
搗碎筒，計量桶，分樣篩(孔徑20mm、30mm、和0.5mm各一個)，天平(最大稱量1000g，感量0.5g)，小錘，漏鬥，容器。
2.采樣與製樣
⑴沿新暴露的煤層厚度的上、中、下部各采取塊度為10cm左右的煤樣兩塊，在地麵打鑽取樣時應沿煤層厚度的上、中、下部各采取塊度為10cm的煤芯兩塊。煤樣采出後應及時用紙包上並浸蠟封固(或用塑料袋包嚴)，以免風化;
⑵煤樣要附有標簽，注明采樣地點、層位、時間等;
⑶在煤樣攜帶、運送過程中應該注意不得摔碰;
⑷把煤樣用小錘碎製成20～30mm的小塊，用孔徑20mm或30mm的篩子篩選;
⑸稱取製備好的試樣50g為一份，每5份為一組，共稱取三組。
3.測定步驟
⑴將搗碎筒放置在水泥地板或2cm厚的鐵板上，放入試樣一份，將2.4kg重錘提高到600mm高度，使其自由落下衝擊試樣，每份衝擊3次，把5份搗碎的試樣裝在同一容器中;
⑵把每組(5份)搗碎的試樣一起倒入孔徑0.5mm分樣篩中篩分，篩至不再漏下煤粉為止;
⑶把篩下的粉末用漏鬥裝入計量筒內，輕輕敲打使之密實，然後輕輕插入具有刻度的活塞尺與筒內粉末麵接觸。在計量筒口相平處讀取l(即粉末在計量筒內實際測量高度，讀至毫米);
當l≥30mm時，衝擊次數n，即可定為3次，按以上步驟繼續進行其他各組的測定。
當l<30mm時,第一組試樣作廢，每份試樣衝擊次數n改為5次，按以上步驟進行衝擊、篩分和測定，仍以每5份作一組，測定煤份高度l。
4.堅固係數的計算
堅固性係數按下式計算：
f=20n/l
式中 f ——堅固性係數;
n ——每份試樣衝擊次數，次;
l ——每組試樣篩下煤粉的計量高度，mm。
測定平行樣3組(每組5份)，取算數平均值，計算結果取一位小數。
5.軟煤堅固性係數的確定
如果取得的煤樣粒度達不到測定f值所要求粒度(20～30mm)，可采取粒度為1～3mm的煤樣按上述要求進行測定，並按下式換算：
當f1～3>0.25時，f =1.57 f1～3 - 0.14
當f1～3≤0.25時，f = f1～3
式中f1～3 —— 粒度為1～3mm時煤樣的堅固性係數。
8.1.4 煤的透氣性係數
煤層透氣性係數的測定在我國廣泛采用中國礦業大學提出的方法。這一方法是在煤層瓦斯向鑽孔流動的狀態屬徑向不穩定流動的基礎上建立的，采用該法時按下列步驟進行。
1.打鑽孔測定煤層瓦斯壓力
由石門或其他圍岩巷道向煤層打測壓鑽孔，鑽孔與煤層交角應盡量接近90°，鑽孔要打穿煤層全厚，孔徑不限。記錄鑽孔的方位角、仰角和鑽孔在煤層中的長度。記錄鑽孔見煤和打完煤層的時間(年、月、日、時、分)，取這兩個時間的平均值作為鑽孔開始排放瓦斯時間的起點。鑽孔打完後，清洗鑽孔，封孔測瓦斯壓力(圖1-1)。上壓力表之前測定鑽孔瓦斯流量，並記錄流量與測定流量的時間(年、月、日、時、分)。當壓力表讀數上升至穩定的最高位時，即為煤層原始瓦斯壓力值。
圖1-1 煤層透氣性測定示意圖
1一鑽孔;2一測壓管;3一壓力表;4一閥門;5一流量計;6-封孔段;7一煤層
2、卸壓測定鑽孔瓦斯流量
卸下壓力表排放瓦斯，卸壓ld以後進行測定鑽孔瓦斯流量，在測定時要記錄時間(年、月、日、時、分) ，即卸表大量排放瓦斯時間與每次測定瓦斯流量的時間，兩者的時間差即為時間準數中的值。
測量流量的儀表，當流量大時可用小型孔板流量計或浮子流量計，而流量小時可用0.5m3/h的濕式氣體流量計(煤氣表)。封孔後上表前測得的流量也可用來計算透氣性係數。
3.測定煤的瓦斯含量係數
煤層的瓦斯含量係數一般是在試驗室通過吸附試驗確定的。
4.透氣性係數的計算方法
鑽孔瓦斯流動是徑向不穩定流動，求出其流動方程的解析解是困難的。中國礦業大學在實驗室用相似模型試驗的方法進行試驗，並以相似準數表達了試驗的結果。
徑向不穩定流動的計算公式為：
測定透氣性係數時應注意如下事項：
⑴打測壓鑽孔時要注意有無噴孔，如有噴孔，應測定噴出煤量，然後折合計算孔徑;
⑵測定鑽孔瓦斯流量時，可在不同時間多測幾個瓦斯流量值，以便分析距鑽孔不同距離煤體透氣性的變化規律;
⑶卸壓後到測定流量時間長時，鑽孔見煤長度可不取實測值(如鑽孔與煤層麵斜交)，而取等於煤厚;如時間短，則L值可取為鑽孔見煤長度。
8.1.5 預測檢驗指標
詳見第八章第二節
第二節 防治煤與瓦斯突出鑽孔施工定位、基點和標誌點的設置和檢查
8.2.1概述
施工防突鑽孔，不但在施工時有突出危險的發生，如果施工質量不好，達不到設計要求，區域或局部防突措施不能夠有效落實，工作麵煤層就會存在鑽孔控製盲區，也不能消除工作麵煤層的突出危險性，給采掘生產帶來安全隱患。為保證安全順利地實施防突鑽孔，防突員必須掌握防突鑽孔定位及實施的方法和要求。
8.2.1防突鑽孔定位
1.鑽孔標定原則：
鑽孔方位、仰俯角要精準，孔口位置可小範圍調整的原則。
2.鑽孔標定順序：
先標定方位，再穩固鑽機，最後調整仰、俯角
3.方位標定的方法：
⑴巷道迎頭標定點不少於三根中線;
⑵利用巷道中線，固定垂直巷道測釘(測釘固定要牢固，要保持兩測釘連線垂直巷道、水平);
⑶用細線繩連接兩測釘，用度尺可直接測量鑽杆與巷道的夾角。
4.傾角、開孔位置、鑽徑選擇
⑴仰角、俯角可用度尺直接測量。
⑵開孔位置包括(左幫距、距中、右幫距)
⑶按設計要求選取鑽徑。
⑷後路不暢，不穩鑽;
⑸迎頭沒有中線點，不穩鑽;
⑹ 鑽機有故障沒排除穩鑽設施不齊全、穩鑽丈量器具不齊全，不穩鑽。
8.2.2施工順序
1.水排碴鑽孔施工必須遵循的原則
⑴用水作為排碴介質的鑽孔，必須遵循先上後下順序施工的原則。
⑵絕不可自下而上施工。
⑶若自下而上施工，必然導致孔內事故。
2.水排碴仰角孔施工順序的原則
⑴先頂行後中行再下行的順序原則(仰角岩孔施工)
⑵應自上而下順序施工，違反這一原則，鑽孔事故率必然顯著增高。
3.穿層孔施工順序
從已施工鑽孔附近，逐漸向外遞進有序施工，可顯著降低噴孔強度、減少孔內事故、提高
施工效率。
8.2.3實施防突鑽孔對鑽機、鑽具、穩鑽的要求
1.鑽機、鑽具選擇關鍵事項
⑴要根據設計需要選擇相應的鑽機，絕不能湊合。
⑵強突出煤層操作台與動力部分,必須實現分離;鑽機功率大、轉速高、起拔力大的鑽機。
⑶鑽杆強度高、鑽具級配合理、對孔壁擾動小。
⑷若采用螺旋鑽杆，螺旋葉片應適當降低，芯杆應適當加大，鑽頭與鑽杆級配應視煤層鬆軟情況確定，煤層越軟級差應越小。
2.穩鑽關鍵事項
穩鑽是能否保證安全施工的關鍵，也是能否實現按設計施工的關鍵;還是能否使鑽機發揮其應有能力的關鍵。要求做到六不穩：
⑴安全設施不健全不穩鑽;
⑵頂板、迎頭煤岩壁支護不完整，不穩鑽;
⑶基底浮矸活石沒有清理淨，不穩鑽;
9.4.4防突鑽孔實施的要求
1.根據鑽孔設計確定鑽機選型和施工工藝，順層鑽孔優先選用麻花鑽杆排渣工藝，穿層鑽孔應選用衝煤掃孔工藝;
2.鑽孔施工前，由地測科根據鑽孔設計進行鑽孔定位及放線;
3.施工地點懸掛圖牌板，牌板內容：鑽場編號、鑽孔類別、設計鑽孔參數(孔號、方位角、傾角、孔深、孔徑等);詳細記錄鑽孔施工中地質構造、煤層及瓦斯湧出異常情況，鑽孔施工與設計不符的要及時與地質部門、瓦斯辦彙報，進行分析補孔;
4.嚴格按照鑽孔設計施工，詳細記錄，做到手冊、記錄、牌板及台帳四對口;
5.防突鑽孔施工後必須及時根據實際鑽孔施工軌跡填圖，要有選擇的對鑽孔進行測斜，測斜孔數不少於總孔數的5%。誤差大於設計2m以上時，必須及時補孔;
6.鑽孔施工結束要對鑽孔初始瓦斯湧出量進行測定，認真分析鑽孔施工效果;
7.嚴格落實鑽孔驗收製度和透孔抽查製度。礦不定期組織瓦斯辦、安監處進行透孔抽查，發現弄虛作假的一律解除勞動合同。
第九章 新設備、新工藝
第一節 瓦斯基礎參數測定儀器
一.MD-2煤鑽屑瓦斯解吸儀
9.1.1.1 用途
在井下石門揭煤及采掘工作麵打鑽，測定煤鑽屑瓦斯解吸指標△h2，以確定工作麵煤與瓦斯突出危險性。也可利用該儀器所測定的數據，計算K1值。
9.1.1.2 原理及結構
原理：在井下不對煤樣進行人為脫氣和衝氣的條件下，利用煤鑽屑中殘存瓦斯含量，向一密閉的空間釋放(解吸)瓦斯，用該空間體積和壓力(以水柱計壓差表示)變化來表征煤樣解吸出的瓦斯量。
構造：MD-2煤鑽屑瓦斯解吸儀主體為一整塊有機玻璃加工而成。儀器構造如圖1所示，儀器外型尺寸為270×120×34mm，重量約0.8kg。儀器配備有孔徑1mm和3mm分樣篩一套，機械秒表一塊，煤樣瓶8隻。
9.1.1.3主要技術指標
1.煤樣粒度：1～3mm;
2.煤樣重量：10g;
3.測定指標：△h2，也可利用該儀器所測定的數據，計算K1值;
4.水柱計測定最大壓差：200mm水柱;
5.儀器係統誤差：≤1.46%;
6.儀器精密度：±1mm水柱。
圖1：MD-2煤鑽屑瓦斯解吸儀結構示意圖
1-水柱計 2-煤樣瓶 3-解吸室 4-三通旋塞 5-兩通旋塞
9.1.1.4 測定方法和步驟
1.測定前準備工作
①給水柱計注水至水柱計兩側液麵零刻度線;
②檢查儀器的密封性能，如密封性能不好，需更換“O”型圈;
③準備好分樣篩、秒表等配套裝備。
2.采集煤樣
在石門揭煤工作麵打鑽時，每打1m煤孔應采煤鑽屑樣1個。在鑽孔進入預定采樣深度時，啟動秒表計時，當鑽屑排 出孔口時，用篩子在孔口收集煤鑽屑。經篩分後，取粒度1～3mm煤樣裝入煤樣瓶中。 煤樣應裝至煤樣瓶標誌線位置(10g煤樣)。
采掘工作麵打鑽時，每2米鑽孔采煤鑽屑樣1個。采樣方法和要求與石門揭煤工作麵相同。
3.測定操作步驟：
①首先打開兩通旋塞，然後將已采的煤樣迅速放入解吸室3中，擰緊解吸室上蓋，打開三通旋塞4，使解吸室3與水柱計1和大氣均相通，煤樣處於暴露狀態;
②當煤樣暴露時間為3min時，迅速逆時針方向旋轉三通旋塞捏手，使解吸室3與大氣隔絕，僅與水柱1連通，開始進行解吸測定，並重新開始計時;
③當重新計時時間為2min(煤樣暴露時間為5min)時 ，記錄下解吸儀水柱計壓差，此壓差即為△h2值。
若要計算K1值，需在重新開始計時後，每隔1min 記錄下解吸儀水柱計壓差，連續測定10min。
9.1.1.5 解吸指標的確定
1.煤鑽屑瓦斯解吸指標△h2
當重新計時時間為2min(煤樣暴露時間為5min)時 ，記錄下解吸儀水柱計壓差，此壓差即為△h2值，無須計算，直接讀取即可。
2.解吸指標K1值
解吸指標K1值為煤樣自煤體脫落暴露後，第1min內 每克煤樣的累計瓦斯解吸量，按下式計算：
K1=(Q+W1)÷(t+3)1/2…………………………………(1)
式中：
Q——煤樣解吸測定開始後，t min時解吸儀實測每克煤樣的累計瓦斯解吸量，ml/g。對於MD-2煤鑽屑瓦斯解吸儀，Q由下式計算：
Q=0.082△h/10…………………………………(2)
T——解吸測定時間， min;
W1——解吸測定開始前，煤樣在暴露時間內損失的瓦斯量，ml/g。
測定後首先按公式(2)將水柱計讀數換算成解吸量Q，然後根據10min解吸測定的10組數據，用作圖法或最小二乘法求出K1值
9.1.1.6 指標臨界值確定
解吸指標指標△h2、K1值的突出危險性臨界值應根據各礦煤層的實測資料確定。無實測資料時，可參考下表所列數據。
二.ZLD-2型鑽孔多級流量計
9.1.2.1 用途
ZLD-2型鑽孔多級流量計用以測定煤層鑽孔瓦斯湧出初速度，以預測工作麵前方煤體的煤與瓦斯突出危險性和檢驗防止煤與瓦斯突出措施的防突效果。
也可用以測定防突超前煤作孔的有效影響半徑。
9.1.2.2 原理和構造
該流量計采用噴咀節流原理設計。當氣體流量過噴咀時，流束的斷麵產生收縮，同時在噴咀的兩側產生壓差。流量越大，壓差也越大。當壓差一點時，噴咀孔徑越大，通過的氣體流量也越大。流量計設計有5個不同孔徑的噴咀，更換不同孔徑的噴咀，可獲得不同的流量測定範圍。
儀器結構簡單，其構造如圖所示。主體為一整體有機玻璃板加工而成，有水柱計1、噴咀2、進氣咀3、旋塞4、5和噴咀底座6組成。儀器外形尺寸為250×120×34mm，重量約為0.8kg。
9.1.2.3 儀器主要技術性能
1.流量測定範圍 0.1～100L/min;
2.水柱計壓差讀數 0～160mm;
3.儀器分辨率 1mmH2O;
圖1 ZLD-2型鑽孔多級流量計結構示意圖
1- 水柱計 2 -噴咀 3 -進氣咀 4 、5- 旋塞 6- 噴咀底座
9.1.2.4 測定方法和步驟
1.測定前的必要準備
①給水柱計注水，並將兩側液麵調整至零刻度線;
②檢查儀器的密封性能，一旦密封失效，需更換新的“O”型密封圈;
③根據煤層條件預計流量大小，選擇流量範圍較為接近的噴咀，安裝在流量計噴咀底座上。
2.測定方法和步驟
該流量計和專用JN-1型膠囊封孔器配套使用。在進行工作麵煤與瓦斯突出危險性預測和防突措施效果檢驗時，鑽孔打完後，迅速插入專用封孔器進行封孔。然後將封孔器排氣管與流量計進氣咀用膠管連接，保持流量計水柱呈鉛垂位置。此時，媒體排放的瓦斯經測量室、排氣管、連接膠管、流量計噴咀排出，在水柱計兩側產生壓差。讀取水柱計壓差值。
上述測定過程要求在2min內完成。
9.1.2.5 鑽孔瓦斯湧出初速度指標確定
鑽孔瓦斯湧出初速度q(L/min)由下式計算：
q=K●K2Δh1/2
式中：K——所選用噴咀的流量係數，L/min●mmH2O1/2;該係數由實驗確定，儀器出廠時在說明書中給出。
K2——瓦斯濃度修正係數。煤層瓦斯中沼氣濃度通常在95%以上，故該係數取為1.34;
Δh ——水柱計壓差讀數，mm。
鑽孔瓦斯湧出初速度指標臨界值應根據各礦煤層實測資料確定。無實測資料時，可參考表1所列數據。
設計采用5個不同孔徑的噴咀。由於受噴咀加工精度的限製，同一直徑噴咀的噴咀係數均不完全相同，故儀器出廠前每個噴咀均需在校正儀上進行標定，以得到實際噴咀的係數。表2給出了所設計的5個噴咀的噴咀係數。
9.1.2.6 測定中注意事項
1. 儀器所有“O”型密封圈必須有效密封;
2. 噴咀應保持清潔，節流孔無雜物阻塞，保持氣流暢通;
3. 測定時兩通旋塞3必須逆時針方向旋轉到位，使其內部φ8×1.9規格“O”型密封圈有效密封。
三.HFJ-5 型解析儀
9.1.3.1 原理與基本參數
儀器采用排水集氣法，用解析出的氣體置換出量筒內水柱，並通過讀 取氣體柱的高度來測定氣體解析速度與解析量。儀器為玻璃管量筒式 HFJ-2 型解析儀的換代產品，具有如下優點：結構簡單緊湊，體積小，重量輕，易於運輸，便於攜帶;用水量少，便於野外或井下作業，適合無水的測定地點;儀器容易找平，放在一個小的平麵或懸掛起來既可。
材料：有機玻璃
外觀尺寸(盒)： 100 × 100 × 500 mm
儀器盒材料： 鋁合金。
重量：約 2 公斤
量程：一次 800ml ，可反複灌水測定。
附件：儀器盒、膠管、針頭、溫度計。 ( 不含煤樣罐)
9.1.3.2 使用方法
1.將儀器倒立，擰開灌水口塞子，用手指堵住出水口和進氣口，將儀器內部量筒內裝滿水至螺紋以上，排出筒內氣泡後擰緊塞子，將儀器正立，鬆開手指。
2.將儀器放置於平台上或懸掛起來，將針頭插入煤樣罐，再將膠管與進氣口相連，即開始解析測量。此時氣體進入量管內後，水通過排水口排出。
3.若量程不夠，可用夾子夾住膠管，拔下，將備用的清水灌入，方法同1。然後插上膠管鬆開夾子即可繼續。
9.1.3.3 注意事項
1.儀器不可接近對有機玻璃有腐蝕作用的液體。
2.為保持儀器表麵光潔度與透明度，盡量避免表麵劃傷。
3.漏氣檢測：將儀器內部灌滿水，如使用方法中第1步，靜置1小時，看若有氣泡漏入使水麵下降則為漏氣;找到漏氣處進行處理。
四.CJZ70瓦斯抽放綜合參數測定儀
9.1.4.1 用途
CJZ70瓦斯抽放綜合參數測定儀是一種新型的測量精確度高，檢測危險場合瓦斯抽放時的綜合參數，包括濃度，流量，負壓和溫度等參速數。CJZ70瓦斯抽放綜合參數測定儀主要技術參數:甲烷：0.0%～100.0% (±5%FS) 壓力：0.0～200.0kPa (±2%FS) 溫度：-10.0～+50.0℃ (±0.5℃) 主管道流量：0.0～70.0m3/min(±5%FS) 支管道流量：0.0～500.0L/min(±2%FS) 防爆型式：礦用本質安全型(防爆標誌：Exib I)。
表1-1
第二行是用戶要輸入的管道編號(如果測的是全部管道，會提示讓輸入全部管道編號)共六位(如有不同位數，以實際儀器為準)。用戶可以直接操作數字鍵來輸入，也可通過方向鍵移動光標到要修改的位，再按數字鍵輸入。第三行提示存儲的數據條數。輸入完畢後按“確認”鍵即存儲當前測量數據並自動返回主菜單，按“取消”鍵放棄存儲並返回主菜單。
注意：儀器能夠自動保存上一次存儲的管道編號，如果上次保存數據刪除後保存為00-0000。
7.在測量過程中，一定要注意手柄濾水盒中水的位置，如果達到排水線時，一定要及時進行排水，隻需要撥動操作麵板上麵的開關即可，由“測量”撥到“排水”，濾水盒中的水就可排入管道。
8.測量完畢後，如果不存儲數據直接按“取消”鍵退回主菜單。
㈤WTC瓦斯突出參數儀
9.1.5.1 主要用途及適用範圍
儀器主要用於測定鑽屑瓦斯解吸指標K1;儀器具有功能強、體積小、重量輕、操作簡單、可能可靠、防潮防塵等優點，是煤礦防止瓦斯災害不可缺少的一種先進裝備。
9.1.5.2 使用和操作
9.1.5.2.1 充放電操作
將充電器放在25芯插座連接好，若電池電量已用完(儀器提示“請充電”字樣)，則將充電開關拔到“直充”檔，再接通220V交流電源，打開充電器開關，開始充電，充滿後自動關閉;若電池電量未用完，此時若要充電，則將充電開關拔到“先放後充”檔，再接通220V交流電源，打開充電器總開關，充電器先對電池放電，然後自動開始充電，充滿後自動關閉。
9.1.5.2.2 充電器工作狀態說明
1.充電指示燈
⑴紅色長亮：快充狀態;⑵綠色長亮：充電完成;⑶指示燈閃：預充狀態，長時間閃可能電池故障;⑷橘黃色長亮：放電狀態。
2.電源指示燈
⑴紅色長亮：打印機供電輸出端輸出5V電壓;
⑵燈滅：打印機輸出端無輸出。
3.電池電量
儀器在測定過程中,顯示器右下角會隨時顯示儀器的剩餘電量。
如顯示器上電池電量顯示“請充電”字樣時，說明儀電量很低，電池即將耗盡，使用者應盡快結束本次測量操作，並上地麵充電。否則當時池耗盡時，本儀器將自動關機。
4.有關儀器標定事項
標定是在儀器出廠時由質量檢驗部門進行的工作。用戶使用過程中若發現測量數據偏大或偏小，懷疑儀器精度有問題或根據有關規定要求定期標定時，用戶應送有關質量驗部門或送回生產廠家質量檢驗部門根產品標準重新進行標定，用戶不得擅自標定。
注：正常使用情況下，應每年標定一次，以確保儀器的準確性。
5.按鍵功能
在測定過程中，如非必要操作，禁止按動按鍵，否則會影響測定結果的準確性
按鍵功能如表1：
6.時鍾顯示
儀器在每次開機時會顯示當前時鍾，如與標準時鍾無偏差，則按返回鍵直接進入主菜單。否則，請修改時鍾，並按確認鍵進入主菜單。
注：如用戶修改時鍾後按返回鍵進入主菜單，則時鍾修改無效。
儀器在測定過程中，顯示器左下角會隨時切換顯示年月日和實時時間，供使用者參考。
例如：03—11—12 表示2003年11月12日
17 ：15 表示17點15分
7.操作總述
儀器的基本操作可選擇測量3.1主要性能指標中的a項功能，並且可顯示和打印a項功能中已測得的數據和計算的結果。
在許配AZJ—200型沼氣檢測報警儀的情況下，儀器的擴展操作還可選擇分別測量3.1主要性能指標中的b、c、d項功能，並且可分別顯示和打印b、c、d項功能中已測得的數據和計算的結果。
8.基本測定操作
⑴測定瓦斯解吸指標k1值(操作流程圖如圖2所示)
以下①~⑧為操作流程圖基本步驟說明：
① 連接：如圖3所示連接好參數儀與工業基礎樣罐。
WTC參數儀壓力傳感器接頭乳膠管-煤樣罐接頭
② 進入清零菜單：下井開始一個班的測量工作時，應將上一個班的測量數據清除掉否則，若測量數據超過3組時，儀器將不執行測量工作，即使不超過3組，以與上一個班的測量書混在一起。清除上一個班的測量數據由清零功能完成。
注：清零功能清除儀器內存儲的所有測定數據，而不隻是K1值測定數據，故應在確認操作無誤後，才能執行清零功能!
③入預值臨界值菜單：對預測臨界值進行預值，隻預置解吸指標K1和鑽屑指量指標Smax的臨界值。預值置時總是先顯示上次預值的臨界值,用戶再根據具體情況進行修改,按確認鍵確定並進入下一臨界值的修改,此時按 鍵可以返回進行K1臨界值的修改。修改Smax的臨界值完成後，按確認鍵則兩臨界值修改成功並進入下一菜單。按返回鍵兩臨界值維持原值並進入下一菜單。
④進入選擇工作麵菜單：在選擇了工作麵組數後，如第一次選擇該工作麵，則儀器要求輸入工作麵編號，按確認鍵後即進入測定菜單。
⑤接粉：鑽孔每鑽進2m,用1~3mm的組合篩子在孔口接煤粉，接煤粉的同時啟動秒表計時;充分篩分後迅速裝入煤樣杯中，並用篩子刮平，使裝入樣體積一致，然後捏緊罐蓋，鬆開蓋上閥門;當秒表計時時間到達預定值t0時(t0一般應取1min、1.5min、2min，不應超過2min)，捏緊蓋上閥門的同時按照儀器菜單提示按相應數字鍵執行“K1采樣”功能，即可開始該煤樣的瓦斯解吸指標測量。
⑥測定：在儀器菜單提示下執行“K采樣”功能，顯示提示字符“提示字符…”，表示開始測量解吸指標K。然後每隔30S讀取一個數據，並顯示壓力值“xxxxx”，共讀10個數據顯示後，要求輸入測量前秒表計時的時間To(min)和取樣時的鑽孔深度(m)，按確認後顯示K1值，該煤樣測量完畢。捏開煤樣罐蓋將煤樣倒掉。需測量下一個煤樣，請執行“繼續”功能，重複以上步驟將煤樣裝好，執行“K1采樣”功能即可進行下一個煤樣的數據測量。KK
注：在儀器采樣過程中，如果出現漏氣，則儀器顯示“漏氣”字樣，同時發出聲光報警蜂鳴報警和液晶背光閃動)，該次采樣結果不準確，儀器在打印和顯示中以“*”字符提醒用戶。
⑦進入輸入最大鑽屑量菜單：當采完一個工作麵的數據之後，執行“結束”功能，然後輸入最大鑽屑量(最大鑽屑量的含義見附錄)。
每個工作麵最多可測定30個煤樣的數據，當測量煤樣個數為30時再執行“K1采樣”功能，儀器拒絕執行采樣。儀器最多可以測量3個工作麵的數據，當測量工作麵個數為3時再開機菜樣，儀器拒絕執行采樣。
注：若采樣中途按返回鍵，而煤樣的10個數據還未完成，這時被中斷的煤樣做廢，可重新進行煤樣測定。
⑦預報：測量完一個工作麵的數據後，即輸入最大鑽屑量按確認鍵後，儀器就執行該工作麵的突出危險性預報。有突出危險傾向時，引發聲光報警。
⑵顯示K1測定數據
顯示K1測量數據時，則進入顯示K1菜單。首先選擇工作麵組數，按確認鍵後顯示工作麵編號和采樣年月日，如沒有預報，按 鍵逐個顯示每個煤樣的打鑽深度和K1值。如已經預報，則顯完K1值後接著顯示K11max、Smax和危險等級。中途按返回鍵家退出該顯示狀態。
⑶打印K1測定數據
打印前，先用專用電纜將主機與打印機連接好，並給打印叫接通+5V電源，然後開主機電源(注意通電先後順序)，進入打印菜單。打印時的連接如圖4：
圖4：打印連接圖
注：以上連接和操作順序適用於所有打印操作。
進入K1打印菜單，先選擇需打印的數據組數，若輸入組數大於實際測量組數，儀器不動作，需從新選擇。
9.使用注意事項
①儀器外觀結構完好方可下井使用,以免影響防爆性能。
②長期不用時應每月定期充一次電。
③開機測定數據過程中，不能按複位或關機主機電源。若按複位鍵或關機主機電源表明該次采樣作廢。
④打印數據時，將電纜邊接好後，應先接通打印機電源，再開主機電源。關機時，先關主機電源，再關打印機電源，以防開關打印機電源時帶來的脈衝信號將主機內數據破壞。
⑤充電器、打印機隻能在地麵使用，禁止帶下井去。
⑥測定V30、KC和放炮後工作麵瓦斯濃度時，將儀器懸掛好並開機工作後，人員必須撤至安全地點後再放炮。
⑦每次開機需預熱5min後方可進行操作。
⑧不得改變電路中電器元件規格型號及參數。
⑨使用前核對充電器銘牌上標注的交流輸入電壓與當地交流電的電壓是否一致;
⑩充電器僅限室內使用，勿在高溫、潮濕環境使用;使用過程中嚴禁有異物覆蓋，否則將可能由此引發火災。
9.1.5.3 故障分析與排除
1.維修所需的主要設備和工具
31/2或41/2(三位半或四位半)數字萬字表 一台
直流穩壓電源(0～30V) 一台
20W內熱式電烙鐵 一支
鑷子、鏍絲刀、鋼絲鉗、扳手、毛刷等 一套
2.常見故障及處理方法(見表2)
表2：常見故障及處理方法
第二節 新工藝
一．鑽孔封孔
㈠順層抽采鑽孔
1.封孔工藝
⑴封孔深度確定
《防突規定》上穿層鑽孔的封孔長度不得小於5m，順層鑽孔的封孔段長度不得小於8m。我礦根據煤岩巷道鬆動圈範圍大小初步確定為岩巷底板穿層鑽孔封孔長度12m，煤巷順層鑽孔封孔長度15m。另外，岩孔根據不同的岩性差別，岩性差的，增加下護管深度或全孔下護管作為導管護孔。
⑵封孔工藝
①鑽孔施工結束後吹淨孔內鑽渣，以利於順利下PE管。
②封孔管為一整根15m×￠50mm的PE管。
③用4m×￠200mm專用雙抗封孔編織袋將封孔管裏段套住，並留2m防止聚氨酯混合液膨脹進入封孔管，堵住管路。
④插入注聚氨酯軟管：上行孔，軟管插至袋子裏端；下行孔，軟管插入袋子外端即可，並將袋子兩端捆綁嚴實。
⑤將封孔管下入孔內後，用壓風封孔工具注入聚氨酯黑白液，進行帶壓封孔，使其在封閉的編織囊袋內充分混合反應，減少聚氨酯混合液泄漏。由於編織袋具有透氣性，少量聚氨酯混合液在囊內膨脹時會滲出，並與煤壁溶合，這樣更加提高了封孔效果，確保封孔質量。
⑥為防止PE管晃動產生裂隙影響抽采效果，可在封孔管外段孔口部分用少量海綿混合聚氨酯固定或采用孔口穩固擋板套住封孔管固定。
此種封孔方式，可以達到順層鑽孔所需求的各種封孔深度，尤其是鬆軟煤層封孔，空編織囊袋和封孔管送入孔內幾乎和封孔管直徑相似，可任意送入孔內深度。
封孔步驟示意圖：
第一步：用雙抗編織袋套住PE管，套至距裏端2m位置。
⑵抽采效果
采用上述封孔方法之後，底板穿層孔施工一孔，封一孔，杜絕了鑽孔封孔漏氣，大大提高了抽采係統效率，提高了抽采效果，同時抽采濃度也大幅度提升。例如我礦715底板巷穿層鑽孔：715穿層鑽孔用於預抽715機巷巷道兩幫煤層條帶瓦斯，巷道距煤層法距10～25m。鑽孔控製715機巷兩幫15m範圍，終孔間距5m，每個鑽場布置48個鑽孔，孔徑94mm，孔深20m-50m，鑽孔抽采負壓不小於13Kpa。現23個鑽場合茬抽采，混合瓦斯流量31m3/min，平均濃度達到45%以上，部分鑽場抽采濃度達70%以上。
2.含水量大區域煤岩層測壓鑽孔
⑴鑽孔設計
選取測壓地點時，為了最大限度反應煤層原始狀態下的瓦斯壓力，需遵循以下原則：
①煤層致密完整、無破碎，50m範圍內無斷層和大的裂隙;
②如果必須在斷層、裂隙帶或破碎帶地段施工測壓孔時，首先必須對測壓孔周圍50m範圍內注水泥漿或其它封堵材料，封堵圍岩裂隙;
③岩層無淋水，岩柱(垂高)至少大於10m;目標煤層周圍無采空區，盡量選取近幾年開拓的岩石巷道;
④如果選取順煤層施工測壓孔，鑽孔長度不小於40m，選取構造簡單，有利於施工的最近開掘的煤巷。
⑵含水量大測壓鑽孔封孔工藝
下向孔：
①鑽孔施工結束後，根據鑽孔孔深選擇合適高壓測壓膠管、PE放水管、注漿鐵管及返漿管。
②測壓膠管最前端用紗布包裹，防止煤渣進入測壓管;PE放水管外口與高強度透明膠管相連，以便於觀察放水情況。透明膠管孔口外留1m左右，且安設控製閘閥。
③在膠管兩端各安設兩道擋板，如圖所示，兩道擋板之間用海綿捆綁充填，鑽孔孔底留足測壓室空間。下擋板防止水泥漿進入測試室，上擋板固定住注漿管及防止漿液外漏。
④連接注漿泵進行注漿，待返漿管有漿液流出後停止注漿，關閉注漿閥門。
⑤安裝壓力表，觀察讀數。
定期通過放水閥放水，放水時要仔細觀察，一旦發現透明放水管內氣泡下部的水快放完時及時關閉放水閘閥，從而不影響測壓室內瓦斯壓力。
上向孔：
①鑽孔施工結束後，根據鑽孔孔深選擇合適高壓測壓膠管、PE放水管及注漿鐵管，並將測壓管與放水管捆綁在一起，測壓管高於放水管。測壓膠管最前端用紗布包裹，防止煤渣進入測壓管。測壓管外口安設擋板。
②PE放水管外口與高強度透明膠管相連，以便於觀察放水情況。透明膠管孔口外留1m左右，且膠管兩端各一個安設控製閘閥。兩個閘閥進行配合放水，有效減少對測壓的影響。
③將PE放水管送入孔內，並用木楔、棉紗固定住放水管及注漿管，搗入快幹水泥密封孔口，防止注入的漿液流出鑽孔，使注漿的全過程在承壓狀態下進行。
④待快幹水泥凝固後，用注漿泵把水泥漿通過注漿管注入鑽孔，待回漿管有漿液流出後停止注漿，並關閉注漿管上的閥門。
⑤安裝壓力表，觀察讀數。
定期通過兩個放水閥放水，打開上端閥門使透明管與測壓室相通，充滿水後，關閉上端閥門，打開下段閥門使透明管與大氣相通，進行放水。
通過以上數據可以發現，每一組的兩個孔瓦斯壓力測量值基本相同，每一地點的兩組瓦斯壓力測量值基本吻合，而且與先前在本區域內無水條件下的測試值非常接近。從而證明，采用本文介紹的封孔工藝測定含水量大區域煤層瓦斯壓力合理、可行，結果可靠。
(三)頂板走向鑽孔(高位鑽孔)
⑴封孔深度
封孔深度選擇8m，封孔鐵管每根長2~3m×Φ89鋼管，管與管之間絲扣連接。
⑵封孔工藝
①鑽孔施工完成後衝淨孔內煤岩粉，用鑽機協助全孔下護壁花管，孔外口留8m下封孔鐵管。
②必須保證全孔下PE花管，花管之間鐵絲連接，以利於順利下至孔底，下段過程中有問題可及時拉出PE花管。
③封孔鐵管兩端使用海綿捆紮，紮成倒楔形，外段留0.2m以利於捆紮連接，裏段留1.5m左右，防止聚氨酯混合液膨脹進入鐵管。
④封孔管中間使用薄海綿捆紮，並把注漿管捆在海綿段中上部。
⑤采用壓風容器注入聚氨酯混合液。
⑥封孔結束後，用礦燈檢查孔內是否有聚氨酯膨脹液進入管內，如有用4分鐵管鉤清理幹淨。
為確保封孔及下花管效果，在此期間要求區幹現場跟班，責任到人，保證鑽孔施工到位，花管下到位，封孔到位。
封孔步驟示意圖：
第一步：使用海綿將封孔鐵管兩端捆紮，紮成倒楔形，中間使用薄海綿捆紮，並把注漿管捆入海綿段中上部。
二.含水量大煤岩層精確測定瓦斯壓力法
1.鑽孔施工
鑽孔施工應嚴格按設計鑽孔參數進行，並保證鑽孔平直、孔形完整，穿透被測煤層。在鑽孔施工中，應準確記錄鑽孔參數、鑽孔見煤深度，煤層厚度，以及鑽孔開孔時間、見煤時間及結束時間。
遇含水層或破碎帶時可采用如下鑽孔施工工藝：
⑴選好開孔位置後，選用Ф113mm鑽頭鑽進5~6m深停止，退出鑽杆;
⑵掃淨孔內岩屑後，將Ф108mm帶法蘭盤的孔口管送進孔內，孔口管露出鑽孔外長度100～300mm左右為宜;
⑶先用木楔、棉紗、快幹水泥把孔口管固定好，再用水泥漿(水：水泥=1：1.5)加固孔口管;對於40°以上的仰孔，在孔壁和孔口管之間插入4分鐵管，采用外壁注漿;40°以下仰孔及俯孔采用孔內注漿，將孔口管外端加上法蘭盤向孔內注漿，直到孔口管外不再漏漿為止;
⑷待加固孔口管的水泥漿液凝固24～48小時後，用Ф75mm鑽頭掃孔到6.5m處停止鑽進，退出鑽杆;
⑸用注漿泵注水對孔口管做耐壓試驗。要求孔口管耐壓8MPa，耐壓穩定時間不少於10min;
⑹耐壓試驗合格方可鑽進，不合格則須重新注漿加固，重新耐壓實驗，直至孔口管耐壓試驗合格;
⑺孔口管耐壓實驗合格後，用Ф75mm鑽頭繼續鑽進;
⑻鑽孔施工到接近煤層時停鑽，退出鑽杆。注意不要鑽入煤層;
⑼孔口管接上法蘭盤，再次試壓;
⑽根據鑽孔大小和鑽孔深度，確定注入水泥漿液的量;
⑾試壓合格後，利用高壓注漿泵向孔內注入水泥漿填滿整個鑽孔。注漿堵水壓力不小於8 MPa。水泥漿配比為，水：水泥=1：0.5～1：1.5。水泥漿濃度可逐漸增加，初期用清水或稀水泥漿衝開裂隙通道;
⑿待水泥漿充分凝固後，以原孔(軸心)為中心通過掃孔，二次施工小孔徑(一般為Φ75mm)至接近煤層處;
⒀退鑽觀察孔口是否有水流出或滲出30min。如果仍舊有水則需重複上麵步驟，直至孔口不出水為止;
⒁確定堵水成功後，繼續鑽孔施工至穿透煤層0.5m終孔。
2.封孔、測試過程
⑴在鑽孔下內徑5mm的高壓膠管，用於測定瓦斯壓力。瓦斯管的總長度由鑽孔長度確定。瓦斯管最前端用紗布包裹，防止煤渣進入瓦斯管。
⑵在測壓室內下二趟測壓管，根據積水特點確定其中一個用於泄水壓管的管口位置。泄水壓管采用高強度透明膠管以便於觀測放水情況。透明膠管孔口外長度可留1m左右且加控製閘閥。(詳見圖1測壓孔封孔示意圖)
⑶用木楔、棉紗、快幹水泥將鑽孔口密封，防止注入的漿液流出鑽孔，使注漿的全過程在承壓狀態下進行。
⑷待快幹水泥凝固後，用注漿泵把水泥漿通過注漿管注入鑽孔，待回漿管有漿液流出後停止注漿，並關閉注漿管上的閥門。
配製漿液：425矽酸鹽水泥，加入適量膨脹劑、速凝劑等。其質量配比為：特種水泥：水=110：80：。
(5)安裝壓力表，觀察讀數。
定期通過放水閥放水，放水時要仔細觀察，一旦發現透明放水管內氣泡下部的水快放完時及時關閉放水閘閥，從而不影響測壓室內瓦斯壓力。
下向測壓孔示封孔意圖 上向測壓孔封孔示意圖
說明：
1——測壓管;2——放水管;3——注漿管;4——返漿管;5——透明管;
6——擋板; 7——測壓室;8——壓力表;9——放水閘閥;10——注漿液麵
圖1 測壓孔封孔示意圖
第十章 煤礦主要災害事故防治
煤礦主要災害事故包括水害、火災、瓦斯和煤塵爆炸事故、煤與瓦斯突出事故、頂板事故、衝擊地壓事故、機電運輸事故、爆破事故、火工品燃燒與爆炸事故、礦井熱害等。
10.1 礦井有害氣體
1.二氧化碳(C02)
危害：新鮮空氣中含有微量的二氧化碳對人體無害，但當空氣中二氧化碳的濃度過高時，也將使空氣中的氧濃度相對降低，輕則使人呼吸加快，呼吸量增加，嚴重時也可能造成人員中毒或窒息。
2.一氧化碳(CO)
危害：一氧化碳與人體血液中血紅素的親合力比氧大250～300倍(血紅素是人體血液中攜帶氧氣和排出二氧化碳的細胞)。一旦一氧化碳進入人體後，首先就與血液中的血紅素相結合，因而減少了血紅素與氧結合的機會，使血紅素失去輸氧的功能，從而造成人體血液“窒息”。所以，醫學上又將一氧化碳稱為血液窒息性氣體。當空氣中一氧化碳濃度在13%～75%時有爆炸的危險。
3.硫化氫(H2S)
危害：硫化氫無色、微甜、有濃烈的臭雞蛋味，當空氣中濃度達到0.0001%即可嗅到，但當濃度較高時，因嗅覺神經中毒麻痹，反而嗅不到。所以它可能積存於老窯采空區、舊巷的積水中。硫化氫能燃燒，空氣中硫化氫濃度為4.3%～45.5%時有爆炸危險。硫化氫劇毒，有強烈的刺激作用，不但能引起鼻炎、氣管炎和肺水腫;而且還能阻礙生物的氧化過程，使人體缺氧。
4.二氧化硫(SO2)
危害：二氧化硫遇水後生成硫酸，對眼睛及呼吸係統粘膜有強烈的刺激作用，可引起喉炎和肺水腫。濃度達到O.05%時，短時間內即有生命危險。
5.甲烷(CH4)
危害：甲烷是一種無色、無味、無臭的氣體，比空氣輕，微溶於水，具有很強的擴散性，甲烷無毒，在一定條件下會發生爆炸或燃燒。
10.1.1 防止有害氣體危害的措施
(1)加強通風，衝淡有害氣體。這也是礦井通風的基本任務之一。
(2)堅持檢查，爭取主動。是防患於未然，防止有害氣體危害的一種重要手段。
(3)噴霧灑水，減少生成。
(4)禁入險區，避免窒息。
在不通風的舊巷口要設置柵欄，並掛上“禁止入內”的牌子。礦井地質工常常因工作需要進巷道跑采麵，但絕對不能進入盲巷，以避免窒息死亡事故的發生。
(5)及時搶救，減少傷亡。
(6)抽放瓦斯，變害為寶。
10.2 瓦斯爆炸事故防治
1.防止瓦斯積聚的措施
瓦斯積聚是指局部空間(體積不超過0.5m3)瓦斯濃度超過2%的現象。
防止瓦斯積聚要從以下幾個方麵采取措施。
⑴加強通風
⑵加強瓦斯檢查與監控
⑶及時處理局部積聚的瓦斯
⑷進行瓦斯抽放
2.防止瓦斯被引燃
⑴防止明火。
⑵防止出現電火花。
⑶防止出現炮火。
⑷防止撞擊和摩擦火花的產生。
⑸對井下火區必須加強管理。
⑹防止其他火源的出現。
3.防止瓦斯爆炸事故擴大的措施
⑴采掘工作麵應采用獨立通風。
⑵通風係統力求簡單。
⑶裝有主要通風機的出風井口應安裝防爆門，防止瓦斯爆炸毀壞通風機給救災和恢複生產增加困難。
⑷生產礦井主要通風機必須裝有反風設施，並能在10min內改變巷道中的風流方向。
⑸井下作業人員都應熟練掌握自救器的開啟和佩戴方法，並熟悉自己工作地點的避災路線。
10.3 瓦斯突出防治
1.區域綜合防突措施
⑴開采保護層
⑵預抽煤層瓦斯
2.局部綜合防突措施
⑴石門揭煤防治突出措施
⑵煤巷掘進工作麵防治突出措施。
⑶采煤工作麵防治突出措施。
3.安全防護措施
安全防護措施包括石門揭穿煤層時的震動放炮、采掘工作麵的遠距離放炮、擋欄、反向風門、自救器、避難所和壓風自救係統等內容。
10.4 礦井火災防治
根據引火熱源不同，分為外因火災和內因火災(也稱自燃火災)兩大類。
1.外因火災的預防措施
⑴井下嚴禁吸煙和使用明火。
⑵井下以及井口房，嚴禁采用可燃性材料搭設臨時操作間、休息間。
⑶井下嚴禁使用燈泡取暖和使用電爐。
⑷井下以及井口內不得從事電焊、氣焊、噴燈焊等工作。如果必須在井下主要硐室、主要井風巷和井口房內進行電焊、氣焊和噴燈焊等工作，每次都必須製定安全措施，並報有關部門批準後再進行作業。
⑸井下使用的潤滑油、棉紗、布頭和紙等，必須存放在蓋嚴的鐵桶內。用過的棉紗、布頭和紙等，也必須放在蓋嚴的鐵桶內，並由專人定期地送到地麵處理，在井下不得亂扔亂放。嚴禁將剩油、廢油潑灑在井巷或硐室內。
⑹所有井下電氣設備、電纜的選擇、安裝、使用、檢修都必須遵守《規程》規定;電線、電纜的連接也要符合規定;在井下檢修電氣設備時，嚴禁帶電作業。
2.內因火災的預防措施
憑借人體感覺器官來預報自燃發火。
⑴視力感覺。煤炭自燃的初期，由於氧化生熱和生成部分水蒸氣，往往使巷道內濕度增加，出現霧氣或在巷道壁持有平形水珠，俗稱“煤壁出汗”。
⑵氣味感覺。煤炭從自熱到自燃，氧化產物內有多種碳氫化合物，並產生煤油、汽油、焦油等氣味。
⑶溫度感覺。水和空氣的溫度較正常時高。
⑷疲勞感覺。煤炭在整個自燃過程中，都在不斷地產生並放出多種有毒有害氣體。這些氣體使人頭痛、悶熱、精神不振、不舒服，有疲勞感覺。因此，當井下出現這種現象時，要結合具體情況認真分析，要提高警惕，查明原因，以防煤層自然發火。
10.5 煤塵爆炸防治
預防煤塵爆炸的主要方法就是綜合降塵措施。
1.通常按礦井防塵措施的具體功能分為減塵措施、降塵措施、通風除塵三大類。
⑴減塵措施
濕式鑿岩、水封爆破、添加水炮泥爆破、封閉塵源、捕塵罩以及預濕煤體減塵措施等。
⑵降塵措施
現行的降塵措施主要包括噴霧灑水、裝岩灑水、淨化風流、衝洗岩幫等。
⑶通風除塵
通風除塵是指通過風流的流動將井下作業點的懸浮礦塵帶出，降低作業場所的礦塵濃度，因此搞好礦井通風工作能有效地稀釋和及時地排出礦塵。
10.6 頂板事故的防治
頂板事故是指在地下開采過程中因片幫、冒落造成的人員傷亡或財產損失。
1.頂板冒頂前的預兆
頂板冒頂前的預兆包括：頂板斷裂產生明顯的響聲，頂板裂隙增多裂縫增寬，敲擊頂板出現離層，頂板掉矸， 煤壁片幫嚴重，支架突然產生明顯變形，有時工作麵瓦斯湧出增大，有時出現淋水顯現等。
2.試探頂板穩定性的方法
試探頂板穩定性的常用的方法：木楔法、敲幫問頂法、震動法。
3.冒頂後的自救措施
⑴按正確方向迅速撤離冒頂區;
⑵如撤離不及可迅速靠幫貼身站立或躲避到木垛處;
⑶加固避災處頂板，防止冒頂擴大;
⑷遇險後發出求救信號;
⑸被困人員團結協作，統一行動;
⑹被困等待救援人員應盡可能保持靜臥以減少體力和氧氣消耗;
⑺被困等待救援人員應盡可能節約使用飲水、食物好礦燈;
10.7 礦井水害的預防
1.礦井突水預兆
礦井發生透水事故前一般都有預兆。井下工作人員，熟悉和掌握這些預兆，對於即將或可能發生透水事故及時采取對策，保證人員安全撤離險區有著重要意義。
⑴礦井透水預兆:煤壁“掛汗”,煤壁“掛紅”,空氣變冷，煤壁發涼,
出現霧氣,發出水叫聲,淋水加大，頂板來壓，底板鼓起,
出現壓力水流,工作麵有害氣體增加,煤層發潮、發暗,
上述預兆，並不是每次透水都全部出現，而隻是出現其中幾種。由於透水因素錯綜複雜，有時會出現特殊情況
第十一章 自救、互救與創傷急救
第一節 自救、互救和創傷急救基本知識
11.1.3創傷急救
11.1.3.1概述
搞好煤礦現場急救的目的，在於盡可能地減輕傷員痛苦，防止病情惡化，防止和減少並發症的發生，並可挽救瀕臨死亡的人員的生命。現場急救的關鍵在於“及時”。現場急救搞得好，可減少20%傷員的死亡;人員受傷後2分鍾進行急救的成功率可達70%;4~5分鍾內進行急救的成功率可達43%，15分鍾以後進行急救的成功率則較低。因此，在煤礦現場做好急救工作，關係到傷員生命的安危和健康的恢複，是煤礦安全生產中的一件大事。
11.1.3.1.1對於中毒或窒息人員的急救
1.立即將傷員從危險區搶運到新鮮風流台，並安置在頂板良好、無淋水和通風正常的地點。
2.立即將傷員口、鼻內的粘液、血塊、泥土、碎煤等除去並解開上衣和腰帶，脫掉膠鞋。
3.用衣服(有條件時，用棉被和毯子)覆蓋在傷員身上以保曖。
4.根據心跳、呼吸、瞳孔等特征和傷員的神誌情況，初步判斷傷情的輕重。正常人心跳60~80次/分鍾、呼吸16次~18次/分鍾，兩眼瞳孔是等大、等圓的，遇到光線能迅速收縮變小，而且神誌清醒。休克傷員的兩瞳孔不一樣大、對光線反應遲鈍或不收縮。對呼吸困難或停止呼吸者，應及時進行人工呼吸。當出現心跳停止的現象(心音、脈博和血壓消失，瞳孔完全散大、固定，意誌消失)時，除進行人工呼吸外，還應同時進行胸外心髒按壓法急救。
5.當傷員出現眼紅腫、流淚、畏光、喉痛、咳嗽、胸悶現象時，說明是受二氧化硫中毒所致。當出現眼紅腫、流淚、喉痛及手指、頭發呈黃褐色時，說明傷員是受NO中毒。對SO和NO的中毒者隻能進行口對口的人工呼吸，不能進行壓胸或壓背法的人工呼吸，否則會加重傷情。
6.人工呼吸持續的時間以恢複自主性呼吸或到傷員真正死亡時為止。當救護隊來到現場後，應轉由救護隊用蘇生器蘇生。
11.1.3.1.2對於外傷人員的急救
1.對燒傷人員的急救
礦工燒傷的急救要點可概括為滅、查、防、包、送五個字。
滅：撲滅傷員身上的火、使傷員盡快脫離熱源，縮短燒傷時間。
查：檢查傷員呼吸、心跳情況;檢查是否有其它外傷或有害氣體中毒;對爆炸衝擊燒傷傷員，應特別注意有無顱腦或內髒損傷和呼吸道燒傷。
防：要防止休克、窒息、瘡麵汙染。傷員因疼痛和恐懼發生休克時或發生急性喉頭梗阻而窒息時，可進行人工呼吸等急救。在現場檢查和搬運傷員，為了減少瘡麵的汙染和損傷，傷員的衣服可以不脫、不剪開。
包：用較幹淨的衣服把傷麵包裹起來，防止感染。在現場除化學燒傷可用大量流動的清水持續衝洗外，對瘡麵一般不作處理，盡量不弄破水泡以保持表皮。
送：把嚴重傷員迅速送往醫院。搬運傷員時，動作要輕柔;行進要平穩，並隨時觀察傷情。
2.對出血人員的急救?
對出血人員如果搶救不及時或不恰當，成年人血液總量是體重的7%～8%，失去血液總量的1/4～1/3時，就會有生命危險。
出血的種類：①動脈出血：鮮紅色、 快、 噴出②靜脈出血：暗紅色、 慢、 流出
③毛細血管出血：紅色、 水珠、滲出.
止血的方法：①指壓止血法②止血帶止血法③絞緊止血法④屈關節止血法⑤加壓包紮止血法
止血帶使用注意事項：①止血帶不能直接紮在皮膚表麵②要注明上止血帶的時間，每隔30分鍾～1小時放鬆一放鬆時間2～3分鍾③止血帶隻能紮上臂和大腿④鬆緊要適度，使傷口不出血為止。
當出血較多時，一般表現為臉色蒼白、出冷汗，手腳發涼，呼吸急促。對這些傷員首先要爭分奪秒，準確有效地止血，然後再進行其它急救處理。對毛細血管和靜脈出血，一般用幹淨布條(有條件時，用消毒紗布和繃帶)包紮傷口即可，大的靜脈出血可用加壓包紮止血，對於動脈出血應采取指壓止血法或加壓包紮止血法。
對於因內傷而咯血的傷員，首先使其取半躺半坐的姿勢，以利於呼吸和預防窒息，然後，勸慰平穩呼吸，不要驚慌，以免血壓升高，呼吸加快，使出血量增多。最後等待醫生下井急救，或護送出井就醫。
3.對骨折人員的急救?
對骨折者，首先用毛巾或衣服作襯墊，然後就地取材用木錕、木板、竹笆片等材料做成臨時夾板，將受傷的肢體固定後，抬送醫院。對受擠壓的肢體、不得按摩、熱敷或綁止血帶，以免加重傷情。
4.對溺水者的急救?
水災發生後，首先應搶救溺水人員。人員溺水時，水大量地灌入溺水者肺部，可造成呼吸困難而窒息死亡。所以對溺水人員應迅速采取下列急救措施：
轉送：把溺水者從水中救出來以後，要立即送到比較溫暖和空氣流通的地方，鬆開腰帶，脫掉衣服，蓋上幹衣服，不使其受涼。
檢查：以最快的速度檢查溺水者的口鼻，如果有泥水和汙物堵塞，應迅速清除，擦洗幹淨，以保持呼吸道通暢。
控水：使溺水者取俯臥位，用木料、衣服等墊在肚子下麵;或將左腿跪下，把溺水者的腹部放在救護者的右側大腿上，使其頭朝下，並壓其背部，迫使其體內的水由氣管、口腔裏流出。
人工呼吸：上述方法 控水效果不理想時，應立即做俯臥壓背人工呼吸或口對口吹氣，或胸外心髒擠壓。
5.對觸電者的急救?
(1)切斷電源，或使其觸電者盡快脫離電源。方法是：拉開附近的電源開關。電源開關不在附近時，可用幹燥的木棒、竹竿等絕緣物將電線從觸電者身上打掉或挑開。用幹繩子拉開導線或觸電者，使觸電者與電源脫離。用絕緣手套，穿上絕緣膠靴，用幹木凳子搭人，將觸電者與電源脫離。千萬不能用刀、斧破斷電纜。特別注意的是：因井下潮濕，切忌用手去拉推觸電者,以防搶救者觸電。
(2)迅速觀察傷員有無呼吸和心跳。如發現已停止呼吸或心音微弱，應立即進行人工呼吸或胸外心髒擠壓。對於剛觸電不久的人，隻要一眼看到他的呼吸已停止或者呼吸微弱，應立刻開始做口對口人工呼吸。
根據經驗：觸電時間不長，電量又不大的，經半小時左右的急救，約半數以上的人可以恢複。但人工呼吸在1個小時以上，呼吸仍不見恢複的，危險性就很大，需要繼續努力。
(3)若呼吸和心跳都已停止時，應同時進行人工呼吸和胸外心髒擠壓。
(4)對遭受電擊者，如有其他損傷(如跌傷、出血等)，應作相應的急救處理。
特別強調：人工呼吸開始的時間應該越早、越快、越好。如果觸電的時間都一樣，人工呼吸立即開始的救活的希望有70%，如果人工呼吸時間晚3分鍾，救活的希望就隻有20%了。這就告訴我們，人工呼吸的開始一定要早、要快。
11.1.3.2 現場創傷急救技術
現場創傷急救 包括人工呼吸、心髒複蘇、止血、創傷包紮、骨折臨時固定和傷員搬運。
如何叛斷傷員是否真死 傷員真死的主要征兆為：瞳孔擴散放大，無光反射能力;呼吸、脈搏、心跳完全停止;血液不流通;刺激皮膚無反應;肢體僵硬、背部出現赤灰色斑點等。
人工呼吸
人工呼吸 指在自然呼吸停止或者呼吸不規則或不充分時強迫空氣進出肺部的一種方法。當呼吸停止時，人體供氧停止，這時腦細胞就會在4至6分鍾內死亡。這個過程會導致不可恢複的腦損傷，而且如果呼吸不能及時恢複，傷員就會發生死亡。
根據醫學家的研究：一個人在停止呼吸，體內血液中貯存的氧氣，使心髒繼續跳動，血液繼續流動，但隻夠4分鍾的應用，超過4分鍾，貯存的氧氣用盡就會產生身體缺氧，缺氧的結果，心跳也要停止。身體其它內髒的活動，也都要先後停頓;呼吸停止約10分鍾，人就要進入死亡。
人工呼吸是在搶救暫時停止呼吸的傷員時，借助人工的方法使其傷員恢複呼吸功能的一種急救措施。它適用於觸電休克、溺水、有害氣體中毒或外傷窒息等引起的呼吸停止、假死狀態者。如果停止呼吸不久大都能用人工呼吸方法進行搶救。
在施行人工呼吸前，先要將傷員運送到安全、通風良好的地方，將領口解開，腰帶放鬆，注意保護體溫。腰背部要墊上軟的衣服等，使胸部張開。應先清除口腔中髒物，把舌頭拉出或壓住，防止堵住喉嚨，妨礙呼吸，各種有效的人工呼吸必須在呼吸道暢通的前提下進行，才能獲得成功。常用的有方法有三種：口對口吹氣法、仰臥壓胸法和俯臥壓背法三種。
1.口對口吹氣法
它是效果最好的、操作最簡單的一種方法。
A 操作前使傷員仰臥，救護者在其頭的一側。
B 一手托起傷員下頜，並盡量使其頭部後仰，另一手將其鼻孔捏住，以免吹氣時，從鼻孔漏氣。
C 自己深吸一口氣，緊對傷員的口將氣吹入，造成吸氣。
D 鬆開捏鼻的手，並用一手壓其胸部以幫助呼氣，如此有節律地、均勻地反複進行，每分鍾吹氣14~16次。
注意吹氣時切勿過猛、過短，也不宜過長，以占一次呼吸周期的1/3為宜。
2.仰臥壓胸法
A 讓傷員仰臥，救護者跨跪在傷員大腿兩側。
B 兩手拇指向內，其餘四指向外伸開，平放在其胸部兩側乳頭之下，借半身重力壓傷員胸部，擠壓肺內空氣。
C 然後，救護者身體後仰，除去壓力，傷員胸部依其彈性自然擴張，使空氣吸入肺內，如此有節律地進行，要求每分鍾壓胸16~20次。
切記：此法不適用於胸部外傷或SO、NO中毒者，也不能與胸外心髒擠壓法同時進行。
永久避難硐室 是事先設在井底車場附近或采區工作地點安全出口的路線上。要求是：設有與礦調度室直通電話，構築堅固，淨高不低於2米，嚴密不透氣或采用正壓排風，並備有供避難者呼吸的供氣設備(充滿氧氣的氧氣瓶或壓氣管和減壓裝置)隔離式自救器、藥品和飲水等。設在采區安全出口路線上的避難硐室，距人員集中工作地點應不超過500米，其大小應能容納采區全體人員。
臨時避難硐室 是利用獨頭巷道、硐室或兩道風門之間的巷道，由避難人員臨時修建的。所以，應在這些地點事先準備好所需的木板、木樁、粘土、砂子或磚等材料，還應裝有帶閥門的壓氣管。若無上述材料時，避難人員就用衣服和身邊現有的材料臨時構築，以減少有害氣體的侵入。臨時避難硐室機動靈活，修築方便，正確利用他，往往能發揮很好的救護作用。
6.怎樣搶救中毒、窒息的人員?
(1)在有毒有害的環境中搶救遇險人員時，搶救人員應佩戴自救器。對被搶救的遇險人員要立即給他們帶好自救器、迅速救出災區。
(2)把傷員運到有新鮮風流的安全地點，立即檢查傷員的心跳、脈搏、呼吸及瞳孔，並注意保曖。同時解開領口、放鬆腰帶，口腔如有雜物、痰液、假牙或是呼吸道貌岸然不通暢，應將汙物等清理出、使呼吸道通暢。
(3)如受一氧化炭中毒，中毒者還沒有停止呼吸或呼吸雖已停止但心髒仍有跳動，要立即搓摩他的皮膚，溫曖後立即進行人工呼吸。如心跳停止，應迅速進行體外心髒擠壓，同時進行人工呼吸。
(4)如因瓦斯或二氧化炭等窒息，情況不重時，抬到新鮮風流中稍休息，即會蘇醒。如窒息時間較長，就要在皮膚搓擦後進行人工呼吸。
第二節 井下發生各種災害事故的避災方法
11.2.1 井下發生瓦斯、煤塵爆炸時，遇險人員的避災方法和注意事項
據親身經曆的人員回憶，瓦斯爆炸前感覺到附近空氣有顫動的現象發生，有時還發出噝噝的空氣流動聲，一般被認為是瓦斯爆炸前的預兆。井下人員一旦發現這種情況時，要沉著、冷靜，采取措施進行自救。具體方法是：背向空氣顫動的方向，俯臥倒地，麵部貼在地麵，閉住氣暫停呼吸，用毛巾捂住口鼻，防止把火焰吸入肺部。最好用衣服蓋住身體，盡量減少肉體暴露麵積，以減少燒傷。爆炸後要迅速按規定佩戴好自救器，弄清方向，沿著避災路線撤退到新鮮風流中;不知道退路是否安全時，到棚子較好的地點躲避待救。
(1)當井下發生瓦斯、煤塵爆炸時，通常伴有強大的爆炸聲響和連續的空氣震動，此時要特別注意不可驚慌，也不可亂跑亂叫，要冷靜地迅速判斷自已所處的位置和事故發生的地點。
(2)位於事故地點上風側的人員，應迎著風流撤退;位於下風側的人員可佩戴自救器或用濕毛巾捂住嘴、鼻，盡量由捷徑繞到新鮮風流中。
(3)如果在撤退過程中遇到衝擊波及火焰襲來時，應背向衝擊波，縮臥在底板或水溝內，頭要盡量低些(為防止二次爆炸，在風流停滯的瞬間，要先靠巷道邦行走，稍側身前進，減小衝擊麵，必要時先停一下，再觀察前進)，低頭快速前進，視線不清應盡量貼著巷道底板和巷壁。
(4)如果撤退巷道已經充滿煙霧，也絕不可驚慌，不可亂跑。盡量避免深呼吸和急促呼吸(在仍有風的風筒、壓風管路的巷道裏可利用這些條件供風送氣避災自救，形成正壓通風，延長避難時間)。要迅速地辨認出發生事故的地區和風流方向，然後沉著地俯身摸著鐵道或鐵管有秩序地外撤。
逆煙撤退具有很大的危險性，隻有在附近有脫離危險區的通道口，並且又有脫險的把握時，或是隻有逆煙退才有爭取生存的希望時，才采取逆煙撤退的方法。
在高溫濃煙的巷道撤退可利用巷道內的水，浸濕毛巾、衣物或向身上淋水等辦法進行降溫，或利用隨身物件等遮擋頭麵部、以防高溫煙氣的刺激等。
(5)若遇巷道破壞嚴重又不知道撤退路線是否安全時，就應進入避難硐室或設法找一個安全的地方躲避，耐心地等待營救。並盡量利用風筒、木板、竹笆、工作服等到搭築風障，阻止和減少有害氣體的進入。
(6)要選擇頂板堅固，無有害氣體、有水或離開較近的地方躲避，並要時時注意附近的變化，發現有危險時，應立即轉移。
(7)躲在避難硐室或臨躲所內的人員，應靜臥休息，隻留一盞礦燈，掛在硐室口燈頭向外，以示有人。若有可能應派2名有經驗的而又熟悉路線的老工人進行偵察，並在沿途作出信號標誌，以便救護隊尋找，經偵察人員確認安全後，在場的領導應迅速組織工人沿安全路線撤離。
(8)避難中每個人都要自覺遵守紀律，聽從指揮，立即照顧好受傷人員，還要隨時敲打軌道或水管，發出呼救信號，並盡量尋找電話，以便及早同災區外或地麵保持聯係。
11.2.2 礦井火災事故時避災方法
(1)首先要盡最大的可能性迅速了解或判明事故的性質、地點、範圍和事故區域的巷道情況，通風係統、風流及火災煙氣蔓延的速度、方向以及自己所處巷道位置之間的關係，並根據《礦井災害預防和處理計劃》及現場的實際情況，確定撤退路線和避災自救的方法。
(2)撤退時，任何人在任何情況下都不要驚慌、不能狂奔亂跑。應在現場負責人及有經驗的老工人帶領下有組織地撤退。
(3)位於火源進風側的人員，應迎著新鮮風流撤退。
(4)位於火源回風側的人員或是在撤退途中遇到煙氣有毒危險時，應迅速戴好自救器，盡快通過捷徑繞到新鮮風流中去或在煙氣沒有到達之前，順著風流盡快從回風出口撤到安全地點;如果距火源較近而且越過火源沒有危險時，也可迅速穿過火區撤到火源的進風側。
(5)如果在自救器有效作用時間內不能安全撤出時，應在設有儲存備用自救器的硐室換用自救器後再行撤退，或是尋找有壓風管路係統的地點，以壓縮空氣供呼吸之用。
(6)撤退行動既要迅速果斷，又要快而不亂。撤退中應靠巷道有聯通出口的一側行進，避免錯過脫離危險區的機會，同時還要隨時注意觀察巷道和風流的變化情況，謹防火風壓可能造成的風流逆轉。人與人之間要互相照應，互相幫助，團結友愛。
(7)如果無論是逆風或順風撤退，都無法躲避著火巷道或災煙氣可能造成的危害，則應迅速進入避難硐室;沒有避難硐室時應在煙氣襲來之前，選擇合適的地點就地利用現場條件，快速構築臨時避難硐室，進行避難自救。
(8)逆煙撤退具有很大的危險性，在一般情況下不要這樣做。除非是在附近有脫離危險區的通道出口，而且又有脫離危險區的把握時;或是隻有逆煙撤退才有爭取生存的希望時，才采取這種撤退方法。
(9)撤退途中，如果有平行並列巷道或交叉巷道時，應靠有平行巷道和交叉巷口的一側撤退，並隨時注意這些出口的位置，盡快尋找脫險出路。在煙霧大視線不清的情況，要摸著巷道壁前進，以免錯過聯通出口。
(10)當煙霧在巷道裏流動時，一般巷道空間的上部煙霧濃度大、溫度高、能見度低，對人的危害也嚴重，而靠近巷道底板情況要好一些，有進巷道底部還有比較新鮮的低溫空氣流動。為此，在有煙霧的巷道裏撤退時，在煙霧不嚴重的情況下，即使為了加快速度也不應直立奔跑，而應盡量躬身彎腰，低著頭快速前進。如煙霧大、視線不清或溫度高時，則應盡量貼著巷道底板和巷壁，摸著鐵道或管道爬行撤退。
(11)在高溫濃煙的巷道撤退時還應注意利用巷道內的水，浸溫毛巾、衣物或向身上淋水等辦法進行降溫，改善自己的感覺，或是利用隨身物件等遮擋頭麵部，以防高溫煙握的刺激等。
(12)在撤退過程中，當發現有發生爆炸的前兆時(當爆炸發生時，巷道內的風流會有短蜇的停頓或顫動，應當注意的是這與火風壓可能引起的風流逆轉的前兆有些相似)，有可能的話要立即避開爆炸的正麵巷道，進入旁側巷道，或進入巷道內的躲避硐室;如果情況緊急，應迅速背向爆源，靠巷道的一幫就地順著巷道爬臥，麵部朝下緊貼巷道底板、用雙臂護住頭麵部並盡量減少皮膚的外露部分;如果巷道內有水坑或水溝，則應順勢爬入水中，防止吸入爆炸炎焰及高溫有害氣體，同時要以最快的動作戴好自救器。爆炸過後，應稍事觀察，待沒有異常跡象，就要辨明情況和方向，沿著安全避災路線，盡快離開災區，轉入有新鮮風流的安全地帶。
11.2.3 礦井水災事故的避災方法
透水後，應在可能的情況下迅速觀察和判斷透水的地點、水源、湧水量、發生原因、危害程度等情況，根據災害預防和處理計劃中規定的撤退路線。
1. 迅速撤退到透水地點以上的水平;
2. 撤退中應靠近巷道一側，抓住支架或其它固定物體，盡量避開壓力水頭和泄水流;
迷失方向時，應朝著有風流通過的上山方向撤退;
5. 人員撤退到豎井，需從梯子間上去時，應遵守秩序，禁止慌亂和爭搶;
6. 無法撤退時，應在獨頭工作麵躲避，嚴禁盲目潛水逃生等冒險行為。
4. 在撤退沿途和巷道交叉口時，應留設指示行進方向的明顯標誌;
11.2.4 冒頂事故時的避災方法
1.迅速撤退到安全地點;
2.遇險時要靠煤幫貼身站立或到木垛處躲避;
3.遇險後立即發出呼救信號;
4.遇險人員要積極開展自救和互救;
5.被堵人員要積極配合外部的營救工作。
11.2.5 煤與瓦斯突出時的避災方法
井下發生煤與瓦斯突出事故時，開展自救、互救的注意事項：
1.佩帶隔離式自救器保護自己。在有煤與瓦斯突出危險地區工作時，要把自己的隔離式自救器隨身攜帶，一旦發生煤與瓦斯突出事故，立即打開外殼佩帶好，迅速外撤。
2.進入可避難地點。在撤離途中，如果硐路被堵，可到礦井專設的避難所暫避，也可尋找有壓縮空氣管或鐵風管的巷道、避難硐室躲避。這時要把管子的螺絲接頭卸開，形成正壓通風、延長避難時間，並設法與外界取得聯係。
3.在新鮮風流區域的礦工要組織起來，統一指揮，積極參加救護工作。但首先要通過電話或其他通訊方式向領導或調度室報告事故發生的時間、地點、遇險人數及其他情況，阻止沒有佩帶自救器的人員進入災區。
第三節 自救器的使用訓練
11.3.1 自救器
自救器是入井人員在井下發生火災、瓦斯、煤塵爆炸、煤與瓦斯突出時防止有害氣體中毒或缺氧窒息的一種隨身攜帶的呼吸保護器具。《煤礦01manbetx 》第9條規定：“每一入井人員必須攜帶自救器”這體現了黨和國家對煤礦工人生命安全的重視和愛護。
10.3.2 自救器的使用方法
第一步：自救器掛在腰帶上，隨身攜帶。
第二步：扯下保護帶。
第三步：用拇指扳起紅色扳手，拉斷封力條。
第四步：揭開上外殼。
第五步：抓住頭帶，取出生氧藥罐，丟掉下外科。
第六步：拔掉口具塞，整理氣囊。
第七步：拉起鼻夾，將口具放入唇齒間，咬住牙墊。
第八步：閉上嘴唇，向自救器呼一口氣，進行呼吸。
第九步：拉開鼻夾彈簧，用鼻夾墊夾住鼻子，用口呼吸。
第十步：取下礦燈帽，帶好頭戴。
第十一步：帶好礦燈帽，撤離災區。
11.3.2 使用自救器的注意事項
⑴佩戴自救器撤離災區時要注意口具和鼻夾一定要咬緊夾好，絕不能中途取下口具和鼻夾。
⑵生氧劑產生的氧氣要比環境空氣溫度幹熱，但對人體無害。
⑶佩戴時不要壓迫氣囊，以防損壞漏氣。
⑷佩戴自救器要求操作準確迅速，使用者必須經過預先訓練，並經考試合格方可配備。
11.3.3 使用維護
⑴自救器必須隨身攜帶，應盡量避免碰撞;嚴禁將自救器當坐墊使用。
⑵自救器不使用時嚴禁隨意打開。
⑶在攜帶自救器前，應檢查外觀有無損壞和碰撞凹痕，若發現不正常現象，應及時送交有關部門檢查。
⑷自救器隻能佩戴使用一次，使用過的自救器已經報廢，不得再次使用。
⑸自救器應定期檢查氣密性是否良好。氣密不良的自救器嚴禁使用。根據《煤礦自救器使用管理辦法》規定，將被測自救器放入氣密檢查儀腔體內(注意腔體內剩餘空間若過大，應適當填加實體充填物)，扣合封壓蓋，使壓力達到(5～6)kPa，15秒時間內壓力下降值不超過300Pa為合格。隨身攜帶的自救器一般1～2個月檢查1次，受到劇烈撞擊有漏氣可能的自救器應隨時進行檢查。
