煤矿预防瓦斯爆炸安全技术措施（优选3篇）

煤矿预防瓦斯爆炸安全技术措施

瓦斯爆炸时煤矿生产中重大灾害之一，对煤矿安全生产造成极大威胁，煤矿必须掌握瓦斯的性质、瓦斯爆炸的条件以及瓦斯爆炸所产生的原因进行分析。

根据条件表明，绝大部分瓦斯爆炸发生在采掘工作面，其中又以掘进工作面多，其原因是:瓦斯涌出量大，局部通风机通风可靠性差，容易形成瓦斯积聚;使用电器设备较多及经常放炮，出现引火机会多。

回采工作面工作面发生瓦斯爆炸的地点是工作面上隅角。

此外，由于矿井通风系统不合理、通风巷道失修、供风量不足、管理不善造成风流短路以及自然风压大的矿井在倒风季节造成瓦斯积聚。

随着运输系统的机械化，静电火花引燃现象增加，随着井下采区电压的提高和用电量增加，出现了杂散电流火花引燃瓦斯爆炸事故。低瓦斯矿井事故往往多于高瓦斯矿井，主要原因是管理放松、失去警惕、违章作业造成，必须加强瓦斯管理。

具体预防瓦斯爆炸的措施:掌握瓦斯爆炸的三个条件:○1瓦斯含量在(5%-16%)，高温火源(650-750°)且存在时间大于瓦斯爆炸感应期，瓦斯、空气混合气体中氧含量大于12%。最后一个条件在生产矿井始终具备，所以，预防瓦斯爆炸的措施就是防止瓦斯积聚和杜绝高温热源的出现。

1、防止瓦斯积聚

瓦斯积聚是指瓦斯含量超过2%，其体积超过0.5立方米的现象。

(1)加强通风 有效地通风是防止瓦斯积聚的最基本的方法，瓦斯矿井必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风，局部通风机风筒末端要靠近工作面，放炮时间也不能中断通风，向瓦斯积聚地点加大风量和提高风速。

矿井必须采用机械通风，且必须符合《煤矿安全规程》的有关规定;

每一生产水平和每一采区，都必须布置单独的回风巷，实行分区通风;

合理小组通风系统，正确确定矿井风量，并进行合理分配，使井下所有工作地点有足够的风量;

在准备采区时，必须在采区构成通风系统后，方可开拓其他巷道。掘进工作面应采用矿井全风压通风或局部通风机独立通风，不得采用扩散通风;正确选择通风构筑物位置，并加强维护和管理，严格控制漏风量，保证用风地点的风量和风速。

(2)及时处理局部积聚的瓦斯，生产中容易积聚瓦斯的地点有:回采工作面上隅角，独头掘进巷道工作面巷道隅角、顶板冒落空洞、低风速巷道的顶板附近、停风的盲巷等地点。

(1)采煤工作面上隅角瓦斯的处理有:

○1风障引导风流法:迫使一部分风流经过工作面上隅角，将该处积聚瓦斯冲淡排出。

○2风筒导排法;○3尾巷导排法;○4调整通风方式法;○5均压调节稀释法。

(1)顶板附近瓦斯积聚处理:加大巷道平均风速;在顶板

附近安设导风板、风筒、压气管以便加大顶板附近的风速。

(2)顶板冒落孔洞内瓦斯积聚的处理:用木板勾顶并用砂

土将冒落空间填实;用导风板或风筒接岔引入风流吹散瓦斯。

(4)盲巷瓦斯积聚的处理: 当井下掘进工作面因故通风造成瓦斯大量积聚或井下某些长时间不通风的巷道在恢复工作时，都要对积聚的瓦斯进行处理，如果措施不当。很容易发生事故。处理瓦斯时必须严格按照《煤矿安全规程》要求制定专门措施进行处理，为防止意外事故，盲巷回风涉及的范围内，机电设备应停止运转并切断电源，不准有人工作，处理前先检查瓦斯含量及瓦斯积存量，如果含量较低，可安设局部通风机一次性排出，含量较高，积存量大，要采取控制局部通风机风量的方法，逐断排出，以防高含量瓦斯一次性排出引起其他区域瓦斯超限。

经常检查瓦斯含量和通风状况

2、防止瓦斯引燃

防止瓦斯引燃的原则，是对一切生产必需的热源，要坚决杜绝，生产中可能发生的热源，必需加强管理和控制，防止他的发生或限定其引燃瓦斯的能力。主要措施如下:

(1)防止明火: 《煤矿安全规程》规定严禁携带烟草和点火物品下井，进行禁止吸烟、使用电炉或任意打开矿灯灯罩;井口房和通风机房附近20米以内严禁使用灯泡取暖或使用电炉;井下需要进行电焊、气焊、和喷灯焊接等工作，必须符合有关规定;井下严禁使用明火放炮;对于井下存在火区的矿井，应加强火区管理。

(2)防止电火花 井下使用的机械和电器设备都必须符合要求，各种电器设备的防爆性能要处于完好状态并经常检查维修;电缆接头不准有鸡爪子、羊尾巴和明接头;对于局部通风机和工作面的电器设备，必须装有延时的风电闭锁装置。

(3)防止放炮引燃瓦斯 煤矿必须使用安全炸药;要严格安装规程进行打眼、装药、放炮;放炮严格执行“一炮三检“制度

(4)防止措施摩擦火花 由于机械化程度不断发展，增加了机械摩擦、冲击热源引起的燃烧，采取的措施有:在摩擦发热的电器上安设过热保护装置、温度检查报警装置。

(5)防止静电火源出现:为防止静电火源的出现，选择材料表面电阻应低于10ω。

3、防止瓦斯爆炸灾害事故扩大的措施

(1)编制周密的预防和处理瓦斯爆炸事故计划，并对有关人员进行贯彻落实。

(2)实行分区通风。各水平、采区必须布置单独的回风道，采掘工作面都应采用独立通风

(3)通风系统力求简单。

(4)装有主要通风机的出风井口，应设置防爆门，防止布置冲击波冲毁风机，影响救灾和恢复通风。

(5)生产矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能在10min内改变巷道中的风流方向。

(6)加强防尘管理工作。

富源县老厂乡小凹子煤矿

____年1月1日

煤矿预防瓦斯爆炸安全技术措施：煤矿预防顶板冒顶

预防顶板事故使我矿安全生产工作的重中之重，根据我矿井下实际安全情况，为了确保矿井生产安全，实现安全生产，正规生产和文明生产，特制定如下安全技术措施:

(一)煤壁区的安全管理技术措施

煤壁区是指采煤工作面靠煤壁的第一排支柱到煤壁之间的范围。煤壁区经常因镶嵌或破碎顶板而发生局部冒顶。尤其当煤壁留有伞檐发生片帮加大空顶后，更容易引起局部冒顶。

煤层的直接顶中，常常存在多组交裂隙，这很容易将直接顶分割成游离岩块，极易发生脱落。在采煤机采煤或爆破落煤后，如果支护不及时，这类游离岩块容易突然冒顶，造成局部冒顶事故。预防煤壁区局部冒顶应采取的措施主要包括:

(1)严格执行敲帮问顶制度。在开工前，班(组)长必须对工作面安全情况进行一次全面检查，确认无危险后，才准工人进入工作面。每个工作人员必须经常认真检查工作地点的顶板、煤壁、支柱等情况，必须按照作业规程的规定及时支柱，所有支柱都必须架设牢固，严禁在浮煤或浮矸上架设支柱。

(2)严禁空顶作业。炮采工作面要及时挂梁，不得在悬壁上再挂悬臂梁，破碎顶板要使梁窝超前挂梁或支设超前托梁;机采工作面挂梁不得落后机组10米，停机后要及时紧跟挂梁，要求端面距≦300㎜，机道梁端至煤壁间冒顶高度不超过200毫米;

(3)炮采工作面应采用对顶板震动较小的毫秒雷管爆破，同时合理布置炮眼，适当控制装药量，缩小分段爆破距离，牢固架设支柱，严防崩倒支柱，崩倒支柱要立即重新架设好。在正常情况下，贴帮柱的柱距不得大于基本柱柱距的1倍，顶板破碎时要加密贴帮柱。翻打贴帮柱时，要严格按照先打后翻得原则进行，确保霍煤人员在支柱保护下进行作业。初次放顶及周期来压期间等情况下，贴帮柱应比正常情况加密。

(4)机采工作面支护形式宜采用交错梁直线柱布置，提高端面支护阻力，缩小梁端距宽度，必要时支设贴帮柱。初撑力。

(二)上、下出口及端头的安全技术措施

(1)工作面上、下顺槽在回采前已提前掘出，其顶板在掘进过程中已经历了初次松动，因此开始回采后，上、下出口及端头受采动影响，顶板进一步受到松动破坏。尤其在上出口附近，由于受到超前支承压力及上方采空区残余支承压力叠加作用的影响，顶板松动破坏更为严重，因此容易造成局部冒顶。

上、下出口及端头局部冒顶的主要预防措施:

工作面上、下出口都要至少超前一刀(斜长不小于2米)，要坚持正确使用4对8根长钢梁支护，单体液压支柱初撑力要求:100㎜的支柱初撑力大于114kn，80㎜的支柱初撑力大于78kn(综采工作面无端头支柱，或端头处使用单体液压支柱的也要执行此规定)，并保持一梁三柱，交替迈步前移。工字钢长钢梁要制成花边，以便于支柱顶盖配合，严禁工字钢长钢梁侧向使用或不成对使用。

(2)工作面输送机机头(包括机尾)与下顺槽(包括上顺槽)输送机搭接处，下顺槽上帮(或上顺槽下帮)要设一对长钢梁抬住下顺槽上帮(或上顺槽下帮)支柱的梁头，随工作面推进前移，该对梁与工作面第一架棚梁距不超过0.7米。

(3)上、下顺槽至煤壁线20米范围内支柱完整无缺，并进行超前加强支护。距煤壁10米范围内打双排柱，10米-20米范围内打单排柱。换棚子可用“十字”顶梁超前替换(工作面输送机机头上方十字顶梁要用长钢梁抬住)，高度不低于1.6米，综采面部低于1.8米，并有0.7米宽的人行道。

(4)工作面上、下端头输送机采空区侧或煤壁侧，要留有大于0.6米的人行通道，高度不小于工作面采高的90%。要及时缩短下顺槽输送机机尾，及时移动上端头回柱绞车，使上、下端头保持规定的控顶距。在复合顶板条件下，上、下端头可增设锚杆锚固顶板。

(三)放顶区的安全技术措施

原切顶线到新切顶线之间的范围成为放顶区。放顶区发生冒顶事故的原因只要有:

1、回柱放顶部符合作业规程。如支柱质量差，特种支柱不齐全，回柱放顶不及时，控顶距超过规定，回柱方法不符合操作规程，回柱与放炮、割煤等工序平行作业时，安全距离不够，放顶区内的支柱未回清等，容易造成顶板局部来压冒落。

2、回撤承压支柱时由于放顶线不整齐，未排支柱受力不均匀，尤其在分段回柱回撤最后一根或几根支柱时，由于顶板压力集中，因此支柱一旦卸载，局部顶板紧跟冒顶，容易砸住来不及躲避的回柱工人。

3、回撤局部悬顶区支柱时，当采空区局部悬顶超过规定，冒落高度小于1.5倍采高时，既未进行强制放顶，又未采取加强支护等措施，回柱后大块悬顶旋转冒落，推到末排支柱导致局部冒顶。

4、顶板上方空洞进入放顶区时，由于煤壁区顶板上方空洞未及时填严，随着工作面推进，顶板上方空洞进入放顶区后，在回柱放顶时，空洞被波及突然再次冒落，冲击砸垮放顶区附近支柱，因此造成局部冒顶。

5、挡矸不严。当工作面采高或倾角较大时，放顶线未设挡矸帘;分段回柱时分段处挡闸不牢不严，采空区冒落矸石窜入工作面或滚落到下部控顶区，推垮工作面支柱导致局部冒落。

(四)放顶区局部冒顶的主要预防措施:

(1)采煤工作面必须及时回柱放顶或充填，控顶距超过作业规程规定时禁止采煤，回风、运输顺槽末端与工作面放顶线对齐(机头处可根据作业规程规定放宽1排)。

(2)用全部陷落法管理顶板的工作面，要求采空区冒落高度普遍不小于1.5倍采高，局部悬顶和冒落高度不充分处(<(2×5)平方米)的用丛柱加强支护，超过的要进行强制放顶。特殊条件下不能强制放顶时，要有强化支护可靠措施和矿压观测资料及监测手段。

(3)工作面无空载支柱，回撤的支柱要及时打在新放顶线内侧的梁下，随用随取。特殊支柱(如木垛)应按作业规程规定及时支设齐全。

(4)采煤工作面采用密集支柱切顶时，两段密集支柱之间必须留有宽0.5米以上的出口，出口间的距离和新密集支柱超前距离，都必须在作业规程中明确规定。工作面采用无密集支柱切顶，采高大于1.6米时，放顶线应设挡矸帘防止矸石窜入工作面。

(5)用陷落法故那里顶板时，回柱放顶的方法及安全措施必须在作业规程中明确规定。支柱和放顶平行作业时，两者相距不得小于15米。人工分段放顶，段距不小于15米。分段接茬处应在采空区已冒落的顶板完整处，并打好牢固的挡闸。在断层、破碎带地段，应划分在同一分段内回收支柱，回撤承压支柱时，回柱工人要及时后撤到安全地点。在急倾斜倒台阶或直线长壁工作面内，严禁上部回柱时下部有人同时作业。要求放顶区内的支柱及特种支柱都必须回清，木柱必须用机械回撤，严禁放顶人员进入冒顶区取柱，必须用撤柱器、回柱绞车或长把铁钩拉出。

(6)为预防放顶区顶板上方空洞冒落，在空洞上、下侧各5米范围内暂不回撤支柱，暂时适当加大控顶区，直到工作面推进到空洞的煤壁一侧有足够的安全工作空间后，再开始回撤空洞以外的支柱。回撤空洞以外支柱时，可先用木柱替换出单体液压支柱，人员必须撤离到安全工作空间内。

(7)采煤工作面的初次放顶、最后收尾、托伪顶开采，以及过老空、过局部破碎带、过断层等区域内放顶时，都必须制定安全措施。

(五)破坏带及其附近的安全管理技术措施

地质破坏带及其附近的顶板裂隙发育、破碎区，以及断层面间多充以粉状或泥状物;断层面都比较尖滑，使上、下盘间的岩石无粘结力，尤其是断层面成为导水裂隙时，更是彼此分离。

(1)单体支柱工作面如果遇到垂直于工作面或斜交于工作面的断层时，在顶板活动过程中，断层附近破断岩块可能顺断层下滑，从而推到工作面支柱，造成局部冒顶。

为防止这类事故，应在断层两侧加设木垛，加强维护，并迎着岩块可能滑下的方向支设棚或柱。对于有些综采工作面、高档普采和普采工作面，回采过程中，煤壁的前方顶板和煤层特别破碎，为保证正常割煤，不漏矸子，可采用全偰式木锚杆锚固煤层。当断层处的顶板特别破碎，用锚杆固效果不佳时，可采用注入法，将较多的树脂注入大量的煤岩裂隙中，进行预加固。

(2)工作面遇到走向断层时，通常是在断层面的下方为冒顶危险区。这是由于顶板沿断层面向下方滑移，一般在支护强度不足和岩层稳定性较差的情况下，尤其当回柱放顶距断层面约5-8米时，极易发生局部冒顶。因此应加强断层面下方支护及回柱放顶时的安全措施。

(3)过断层前后应增加支护密度，提高支柱总的支撑能力和稳定性。当断层面暴露后，及时用棚撑紧，用板材背严，用木垛支承上、下盘顶板。当挑顶过断层留底煤时，支柱要穿大“铁鞋”，底煤侧面用挡板挡严防止塌落。当卧底过断层留顶煤时，要插严背实顶煤。根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面过断层时必须根据具体情况，改变支柱方式，并制定安全措施。

(4)当由下往上回柱放顶，距断层面约5-8米时，人员必须撤到断层面以上。在工作面过断层时，至少过到上盘有两个支柱空间后才能回柱放顶。回下盘工作面支柱时，要合理确定放顶步距，并一次回完断层外侧支柱。此外人员必须撤离到上盘工作面有支护的空间内，并距离回柱地点至少15米以外。其他回柱放顶的安全措施同前面所述。

(六)、冒顶的安全技术管理措施

复合顶板推垮型冒顶的主要防治措施:

1、摸清顶板情况，确切掌握复合顶的岩性，岩层分布、厚度、结构及有无软弱夹层等，以便采取针对性的控制措施。

2、提高支柱的初撑力及刚度，尽可能使用单体液压支柱配合金属铰接顶梁。按照《生产矿井质量标准化标准》规定，架设单体液压

复合顶板推垮型冒顶的预防

复合顶板是由下软上硬不同岩性的岩层组成，软硬岩层间夹有煤线或薄层软弱岩层，泥岩碳质页岩等，下部软岩的厚度一般大于0.8m，而且不大于3.0m。

复合顶板推垮型冒顶是由于支柱的初撑力及刚度不够时，软岩层发生离层。又由于原生及采动裂隙所切割，因此在顶板软岩层申形成二个裂开酌六面体。当六面体倾斜下

生冒顶，或工作面按伪仰斜布置时，六面体滑向倾斜下方或滑向采空区，即产生向下方或向采空区的推力;此时如果围岩对六面体的摩擦阻力小于六面体滑向下方或采空区的推力，采场支柱抵抗不住侧向推力，因而就失稳倾倒发生推垮型冒顶。

复合顶板推垮型冒顶的主要防治措施包括:

(1) 摸清顶板情况，确切掌握复合顶的岩性、岩层分布，厚度，结构及有无软弱夹以便采取针对性的控制措施。

(2) 提高支柱的初撑力及刚度;尽可能使用单体液压支柱配合金属铰接顶梁、按照生产矿井质量标准化标准化规定，架设单体液压支柱初撑力:直径80毫米的支柱初撑力大于60kn，直径100毫米的支柱初撑力大于90kn。摩擦式金属支柱必须使用5t液压升柱器升柱。底板松软时，支柱要穿 "铁鞋"，控制钻底量小于100毫米，液压支柱初撑力不低于规定值的80%。

(3) 凡是有伪顶或顶板破碎的工作面，初采时不得推采开切眼的另一帮煤柱，或提前摘除贴帮支柱。

(4) 工作面应布置成伪俯斜方向推进，使垂直工作面方向的向下倾角达30~50，并能避免仰斜开采。

(5)巷道掘进时，应尽量避免挑复合顶掘进，对漏顶或空顶要及时充填严实。

(6)避免工作面布置成与上、下顺槽小于450的锐角相交。

(7)初次放顶期间，应适当加大控顶距，一般采用3 -4排或4-5 排控顶，以便增设木垛及戗棚特殊支柱。第二次放顶以回两排柱、放够开切眼宽度为宜。采高较大时，应适当降低采高，使软岩冒落高度超过采高，但最低采高以不小于0.8米为宜，初次放顶完成后，再恢复正常控顶距和采高。

(8)在工作面关键地点，或沿工作面倾斜方向布置锚杆锚固复合顶，或者在初次放顶期间采用 "整体支柱"，如用联柱器把每排支柱从工作面上端至下端连接起来，以增加其整体稳定性。

(七)坚硬顶板压垮型冒顶的预防

当煤层顶板是整体厚层便岩层，如砂岩、砾岩、砂砾岩等，其分层厚度大于5.0米-6.0米时，它们冒落前悬顶面积大 (从几十、几百，甚至达几千平方米)，冒落块度大(从l-lqm长，甚至l0-加0m长)，范围大 (沿工作面几十米，甚至大半个工作面切顶冒落)。"这样大面积的顶板在极短时间内冒落下来，不仅会产生严重的冲击破坏力，而且更严重的是会把己采空间内的空气瞬间挤出;形成巨大的暴风，玻坏力极大。

防止和减弱大面积冒顶危害的原则是:改变岩体的物理力学性质，以减小顶板悬露面积及冒落面积，减小顶板冒落高度，降低空气排放速度，具体做法包括:

(l)坚持支护质量与顶板动态监测，掌握老顶活动规律。主要掌握初次来压和周期来压步距，监测支柱工作阻力、顶板下沉量及下沉速度、支柱下缩量下缩速度及其变化情况等。

(2)根据初次来压及周期来压大小，加大工作面支护强度及密度，沿煤壁增设贴帮柱，沿放顶线支设丛柱或密集支柱，或配合饯棚及木垛强化支护。在条件适应的工作面;尽可能采用切顶墩柱。炮采工作面以采用单体液压支柱为宜。

(3)减小每次放顶步距，以一排支柱的步距为宜，最多不超过两排支柱矿并适当加大控顶距 (一般最大控顶到4~5排)，以提高采场总支撑能力及有效支护空间。

(4)必要时采用人工强制放顶。所谓强制放顶，就是用爆破酌方法人为挫将顶板切断，使顶板冒落一定厚度形成矸石垫层。切断顶板可以控制顶板冒落两积，减弱顶板冒落时产生的冲击力。形成矸石垫层，则可以缓和顶板冒落时产生的冲击波和暴风。

(5)积极推广顶板高压注水。从工作面顺槽向顶板打深孔，进行高压注水，注水泵最大压力可达l5mpa， 顶板注水可起到弱化顶板和扩大岩层中的裂隙和弱面的作用，将表面的强度明显降低。

严格执行《生产矿井质量标准化标准》内关于顶板管理的规定，要求控顶范围内顶底板移近量按采高小于或等于100毫米控制，不出现台阶下沉。如出现台阶下沉，必须进行人工强制放顶或采取加强支护及监控措施。

这类冒顶多在初次放顶前或初次放顶过程中发生。"

工作面在进行各种工序时都可能发生推垮型冒顶。工作面倾角较大;采用摩擦式金属支柱的工作面容易发生此类冒顶。

其发生的原因有:

(1)在坚硬顶板或直接顶厚度小，其上是坚硬顶板条件下，由于上分层冒落高度小，在切割眼处、停采线处、上下顺槽处网尘碎矸之上存在空隙。当下分层开采达到一定跨度时，空隙上方坚硬顶板断裂移动产生较大的推力或冲击力，造成推跨型冒顶。

(2)由于上分层冒落大块矸石，第二分层工作面回柱放顶时开始出现大块矸石的悬顶，因此随着工作面推进，大块矸石失去平衡产生旋转运动，导致侧向推力推垮网下支柱。或由于网上大块矸石之间存有空隙，因此回柱放顶后;大块矸石沿网移动，造成推垮型冒顶。

(3)当工作面倾角较大时，在放炮及回柱等工序影响下，由于支柱初撑力低、支柱扎底，工作面出视网兜，因此带动支柱向下倾斜以致失稳倾倒。当网兜向下推力超过网边连接力时，便出现撕网发生漏垮型冒顶，或当初次放顶时，网边被压住未放落下来造成网兜，发生推垮型冒顶。

(八)金属网下推垮型冒顶的主要预防措施包括:

(1)对上分层顶板的冒落状况，通过在开切眼内观察，"或从上下顺槽掘进探巷观

察，发现有悬空的断裂老顶或大块矸石时，应及时采取预防性控制措施。

(2)严格执行《生产矿井质量标准化标准》内关于铺设假顶的规定:。金属网等假顶铺设整齐，连接或搭接符合规定，冒顶区不撕网;分层工作面必须把分层煤厚和铺网情况 及时记载在 (1:500)图上;上分层工作面要加强观察，假顶上冒落大块岩石大于2.0m3要及时上图，要有灌浆(或酒水)系统和措施，保证灌浆(或洒水)质量符合规程要求。

(3)推广菱形网假项及网下综机开采，高档普采工作面推广且型长钢梁控制金属网假顶。除最下分层外，一律穿铁鞋;以便提高文柱的初撑力及刚度。

(4)通过人工放顶、爆破开切眼，采空区一侧煤壁，应尽可能增加第一分层采空区充填高度。同时适当降低第二分层起始开采高度，以减小采空区冒落空隙。尽可能延长上、下分层开采间隔时间，促使顶板再生。

(5)初次放顶压网时」应沿切顶线剪网，并从放顶起始处横向剪网，使之二开始形 成冒落豁口，将网放落到底板上。

(6)适当加大控顶距，采用木垛及战棚特沫支柱，使工作人员处在有效支护空间内。

(九)预防巷道冒顶的安全技术管理

巷道顶板事故包括掘进工作面、巷遭贯通点、交岔点抬棚处及维修巷道等地点发生的顶板事故。据统计资料分析，我国煤矿的巷道顶板事故，约占全部顶板死亡事故的20%~30%。

(十)掘进工作面冒顶事故的预防

掘进工作面冒顶事故的原因

(1)敲帮问顶制度执行不严，找落浮矸危岩不及时、不彻底或违章操作，对隐患性危岩未采取必要的临时支护措施，造成危岩突然坠落的伤亡事故。 (2)掘进工作面迎头没有采用金属前探梁等临时支护，工人在空顶空帮下作业时，危岩突然坠落造成伤亡事故。

(3)炮眼布置、装药量及爆破顺序不合理，迎头支柱稳定性差，发生放炮崩歪。崩倒支柱导致冒顶事故。

(4)支柱工作阻力低/可缩量小，支撑力及支护密度不足，棚腿架设在浮肝或浮煤上，支柱顶上及两帮末插严背实;整体性及稳定性差;造成顶板来压时压垮或推垮支柱导致冒顶。

(5)掘进工作面遇到断层破碎带或压力集电区等特殊情况肘，未控制爆破作业，未及时采取加强支护等措施导致冒顶。

(十一)掘进工作面冒顶事故的主要预防措施

(1)严格执行敲帮问顶制度

必须指派有经验的工人按操作规程严格执行敲帮间顶制度，并要有专人监护，将浮 矸活石清理干净后方可进行作业。如果处理活石时可能发生危险寸或遇有撬不掉的危岩，必须架设专门的临时支护，其规格质量应符合惟业规程酌规定。

(2)必须采用金属前探梁等临时支护，严禁空顶作业凡没有使用金属前探梁等临时支护的工作面一律停止作业，不能评为质量标准化工作面。当放炮掘进一个循环进度后;应及时将前探梁推移到迎头，然后将前探梁背实，方准许在前探梁掩护下进行作业。

(3)防止放炮崩歪、崩倒迎头支柱， 严格按作业规程申的规定进行钻眼、装药和放炮。要合理布置炮眼，特别是掏槽眼的位置及角度要合适，装药量要合理;临近及通过断层破碎 带时，应用手镐刷顶打撞楔配合放小炮或震动炮，如破碎围岩难以控制时，应暂停放炮采用手镐掘进，防止放炮崩歪、崩倒迎头支柱。崩歪、崩倒支柱后要及时扶正修复;修复工作必须从外向里逐架进行。

(4)必须按作业规程规定的支护设计进行巷道支护采用架棚支护方式的巷道，必须使用拉杆或撑木。木棚、金属支柱在迎头5m以

内，还必须打 "把锯子"或设 "防倒器"，使支柱形成十个联合整休。对不使用拉杆或撑木的巷道不予验收。对地质构造区、冒顶区、压力集中区或冲击地压区应缩水橱距，架间文拉杆不少于3-4个。拱形棚子卡缆必须使用设计规定的配套卡缆，其扭紧力矩不小于作业规程的规定。每个掘进及巷修工作面都要配备扭矩指示器的扳手，并设专人

巡回紧固卡缆，班组长要每班检查1次。支柱与顶帮之间空隙要按作业规程要求，将顶帮背实及刹紧，不得空顶空帮。单孔长距离掘进，要经常检查工作面后方巷道支柱，发现有断梁伤腿或严重变形的支柱，应撤出工作面人员，一及时修复加固后再掘进。

(5)遇地质条件变化时的安全技术措施

当地质条件及围岩发生变化，需要改变支护形式时，必须先补报安全技术措施。当掘进工作面遇到断层、破碎带或其他地质情况时，应及时采取有效支护措施;加强管理，防止冒顶。一般在距断层前面5m时要加密支柱，做到上次成眷，缩短围岩暴露时间，短段掘砌每段不超过1米，或采用锚、网、架或锚、架、喷联合支护紧跟到迎头。断层带特别破碎时要采取撞楔法通过。有条件时，采用注浆固结或用压注树脂法固化破碎围岩。

(十二)交岔点抬棚及巷道贯通处冒顶事故的预防

1、交岔点抬棚及巷道贯通处冒顶事故的原因

(1)交岔点处于交岔巷道支承压力叠加区，空顶面积大，如存在镶嵌型顶板，或出现空顶虚帮，极易突然冒顶推垮下方抬棚。

(2)巷道开口位置不合理，受采动支承压力、掘进开帮放炮等影响，抬棚变形折损未及时加固，随时都有坍塌或被崩倒抬棚的可能。

(3)抬棚材质不合格，结构不合理，整个抬棚未与周围巷道支架连成牢固整体，稳定性差，支撑能力低，以致来压时将抬棚推垮或压垮。

(4)当牵引柱牵拉机器设备大件时，将抬棚梁或腿拉翻;或在附近回棚子时刮倒抬棚，以及在矿车运行时刮倒抬棚，造成冒顶事故。

(5)对头掘进贯通的巷道，或与采空区、旧巷贯通的巷道，贯通距离测绘不准，未制定预防水火、瓦斯及顶板灾害的安全措施，相距15米以内未实行单头作业，造成放炮伤人及水火、瓦斯、顶板灾害。

2、交岔点抬棚及巷道贯通处冒顶事故的主要防治措施

(1)掘进巷道贯通时必须制定专项安全措施，确保施工安全，并指定专人负责贯彻监督实施。

(2)与采空区或旧巷贯通，必须事先绘制测量图，搞清采空区或旧巷内的水、火、瓦斯情况，并根据《煤矿安全规程》规定，制定专项安全措施，严格贯彻执行，防止重大恶性事故的发生。在穿透老空时，必须立即撤出人员。只有经过检查证明无危险后，才可恢复工作。

(3)凡对头掘进贯通的巷道，必须准确测量贯通距离，绘制测量图，并测量人员及时填绘施工进度。当两个掘进面相距20米时，必须停止一个掘进头，实行单头作业，并且必须保持被停止掘进工作面的正常通风。如被停掘进工作面早已停风，则需提前排放被贯通巷道内的瓦斯，并严格执行每炮都要检查被贯通巷道内的瓦斯浓度的制度。防止放炮伤人和瓦斯爆炸事故。当贯通之后，立即进行风流调整，实现全风压通风。

(4)要加强贯通巷道的顶板管理，对围岩破碎，顶板不好，压力较大的巷道，应缩小支架间距和最大控顶距，并加强临时支护，防止冒顶。在地质构造破坏地区的掘进巷道贯通，应按破碎顶板防止冒顶的安全措施执行。

(5)新开掘进工作面在开口时，注意选择安全位置，抬棚要有专门设计，要架好抬棚，确保安全。抬棚要尽可能避开地质构造区、压力集中区、顶板冒落区级石门见煤时底板附近的三角煤区，否则必须制定专项安全措施。

(6)各种抬棚开口必须设有护口棚子，插梁必须双数对称摆放，防止受力不均。有条件的地点用拱形支架双抬棚，使用的铁插梁必须选用矿用工字钢或非脆性钢轨，插梁与拱形抬棚梁间用特制卡缆卡牢。木抬棚应选用大直径优质圆木，折损抬棚必须及时修复加固。

(7)抬棚必须有锁口棚子，抬棚四周必须插严背实，空顶虚帮必须填充严实。抬棚棚腿用支拉板或钢轨与巷道基本支架连界卡牢，连接距离不少于3架基本支架。木抬棚四周用拉杆与基本支架固定。

(8)套改抬棚，拆换抬棚梁、插梁及抬棚腿时，应根据具体情况，打开木垛或在抬棚下架设两架一梁三柱的抬板后，方准许套改抬棚。要控制开口拉门爆破装药量，套改翻倒，避免附近回棚子时刮倒抬棚。

(十三)维修巷道冒顶事故的预防

(1)维修老巷时，必须先检查该处前后5米范围内支架的完整情况，有问题先处理。必要时可采取临时加固措施，例如加密支架，加打木垛，前后支架拉紧支牢，加打抬板，插严背实等，以增加后路、外围支架的支护能力和稳定性，确保后路畅通。

在对巷道维修和冒顶处理时，必须坚持先处理外面的(离安全出口近的那一头)，再处理里面的，直至该段巷道全部处理完毕。禁止在巷道只有一个安全出口的情况下两头处理，这样可以避免冒顶地带再一次发生冒顶，将人员堵在里面。

(更换巷道支护是，在拆除原有支护前，应先加固临近支护;拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮支架后的矸石，并架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。

如需更换柱腿，应该先用内注式单体液压支柱或金属摩擦支柱在顶梁下打好立柱，再拆去旧柱腿。

(3)倾斜巷道维修支架和处理冒顶时应该由上至下进行。特别是倾角在15°以上时，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。

(4)当一条巷道存有几处需要维修支架和处理冒顶的地段，应该先处理距安全出口较近的那段，再向前处理较远的那一段，直至把巷道内的各段都维修或处理好。这样可以避免因距安全出口较近的那一段再次冒顶，将里面那一段的作业人员堵住。

(5)为了保证操作人员的人身安全，在处理程序上必须注意先维护，支撑住顶板，再维护好两帮。如巷道一侧片帮需要处理，这时必须在顶梁下靠片帮侧打上一根立柱，使顶板稳住，然后对片帮空间架设支架。

(6)严禁空顶作业，必须采用超前支护或内注式单体液压支柱作为临时支护。套修必须坚持架棚1架拆1架，或先架后回的原则。拱形支架拆卡缆时，顶梁下方必须打一棵中柱支撑，工作人员不得面对卡缆，防止螺母崩出伤人，并严禁大拆大回。巷道翻修一般不准许放炮。

(7)巷道维修遇地质构造区、压力集中区或顶板冒落区时，必须制定安全措施。对顶板冒落区应留下详细记录，标明冒落时间、高度、范围，并在该处设“隐蔽险区”牌，移交工程时将现场记录一并移交。

威远县杉树煤矿

____年11月20日

煤矿预防瓦斯爆炸安全技术措施：煤矿预防和隔绝煤尘爆炸

松树沟煤矿现开采五层煤，煤尘具有爆炸性，为预防和隔绝煤尘爆炸的发生，确保煤矿安全生产，特制定如下安全技术措施

一 、严格按松树沟煤矿综合防尘安全技术措施和管理制度进行防尘工作。

二 、加强消尘工作的管理，确保各类巷道的煤尘不超过《煤矿安全规程》规定。

三 、在矿井的主要运输巷，设置主隔爆水槽，其数量按每平方米不少于400升设置。

四 、在每个施工的石门区，设置辅隔爆水槽，其数量按每平方米不少于200升设置。

五 、在采煤回风道，设置辅隔爆水槽，其数量按每平方米不少于200升设置。

六 、隔爆水槽的位置具工作面60米至200米。

七 、隔爆水槽按设应选择在断面变化不大的直线巷道内。

八 、每一架水槽棚上的水槽与水槽同支架或巷道壁之间的间隙之和不得大于1.5米。特殊情况下不得超过1.8米，两个水槽之间不得大于1.2米。

九 、水槽底部至顶板的距离不得大于1.8米。

十 、水槽底部至底板的距离不得小于1.8米。

十一、主隔爆水槽总长度不得小于30米，辅隔爆水槽总长度不得小于20米.

十二、水槽棚与水槽棚之间的距离为1.2米至3米。

十三、吊挂水槽时要严格按施工标准施工，确保水槽起到隔爆作用。

十四、设专职人员对水槽的水量、数量、吊挂等情况进行检查，并做好详细记录，对不能使用的水槽要及时更换。