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透水预兆
井下采掘工作面发生透水之前，一般都有某些征兆。这是从每次透水事故教训中得出的正确结论。因此，在采掘工作面或其它地点发现有透水预兆时，必须停止作业，采取措施，并报告矿井调度室。如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
预兆特点
1、挂红
因矿井水中含有铁的氧化物，所以在通过煤层或岩层裂隙时，附着在裂隙表面有暗红色水锈。
2、挂汗
当采掘工作面接近积水区时，水在自身压力作用下，通过煤岩裂缝而在煤壁、岩壁上聚成许多水珠，但有时空气中的水分遇到低温煤块也会凝结成水珠，这是一种假象。因此，在遇到挂汗时，要注意辩别真伪，其方法是观察煤岩的新鲜面是否也有潮气，如果煤岩潮湿则是透水征兆。
3、空气变冷
工作面接近大量积水时，气温骤然降低，煤壁发凉，人一进去有凉爽感，时间越长就越感到阴凉。但是受地热影响较大的矿井，地下水温度偏高，当采掘工作面接近时，温度反而升高。
4、发生雾气
当巷道内温度很高时，积水渗到煤壁后，引起蒸发而迅速形成雾气。
遇到以上几种情况，必须立即停止掘进，加固支架，进行探放水。
5、水叫
井下的高压积水，向煤岩裂缝强烈挤压与两壁摩擦而发出嘶嘶叫声，说明采掘工作面距积水区已很接近，若是煤巷掘进，透水即将发生，这时必须立即发出警报，撤出所有受水威胁的人员。
6、底板鼓起
发生底板鼓起有两种原因，一种是底板受承压含水层水（或积水区）静水压力和矿山压力共同作用的结果，这种情况属于透水预兆；另一种是受矿山压力单方面的作用而产生底鼓，这种情况一般不突水。因而巷道发生底鼓时，一方面派人监视底鼓的发展变化，一方面报告矿井调度室，及时确定发生底鼓的原因。如果证实是由水压造成的，应迅速采取处理措施。
发生底板鼓起有两种原因，一种是底板受承压含水层水（或积水区）静水压力和矿山压力共同作用的结果，这种情况属于透水预兆；另一种是受矿山压力单方面的作用而产生底鼓，这种情况一般不突水。因而巷道发生底鼓时，一方面派人监视底鼓的发展变化，一方面报告矿井调度室，及时确定发生底鼓的原因。如果证实是由水压造成的，应迅速采取处理措施。
煤矿井下发生的煤尘爆炸，不但对矿井破坏严重，对人体也有很强的杀伤力。其爆炸瞬间，可使爆炸现场升温高达2000℃以上，(压力可高达9个大气压以上)，并且其冲击波强烈，散发出大量有毒气体。 据调查统计，矿井下发生煤尘爆炸时，多数遇难人员直接死因并不是爆炸和燃烧，而是有害气体和缺氧引起的中毒和窒息。所以，发生煤尘爆炸时，自救措施要果断及时，方法 得当，尽可能减少伤残和死亡的发生。
自救措施：
1.煤尘爆炸后，立即戴好自救器。如没有准备自救器，最好用湿毛巾快速捂住鼻口，就地卧倒，如边上有水坑，可侧卧于水中。
2.听到爆炸时，应赶快张大口。并用湿毛巾捂住口鼻，避免爆炸所产生强大冲击波击穿耳膜，引起永久性耳聋。
3.煤尘爆炸后，切忌乱跑，井下人员应在统一指挥下，情绪镇定，向有新鲜风流的方向撤退或躲进安全地区，注意防止二次爆炸或连续爆炸的再次损伤。
4.在可能的情况下，撤离险区后及时向井下调度、矿调度和局调度报告。
近年来，随着高档普采和综采的逐步发展，回采工作面顶板事故防治技术和设备的逐步提高，回采工作面顶板事故率逐步下降，而巷道顶板事故则相对上升，因此探讨巷道顶板事故的成因和相应的防治措施，减少巷道顶板事故已成为当务之急。
1 巷道顶板事故的种类
巷道顶板事故按围岩结构及冒落特征分为以下几类：①镶嵌型围岩坠矸事故；②离层型围岩片帮冒顶事故；③松散破碎围岩塌漏抽冒事故；④块状围岩断裂冒顶事故；⑤软岩膨胀变形毁巷事故。
上述5类巷道顶板事故中，镶嵌型围岩坠矸事故一般约占50%，在其他顶板事故中，以离层型围岩片帮冒顶事故和松散破碎围岩塌漏抽冒事故为主。
2 巷道顶板事故的原因分析
2.1 镶嵌型围岩坠矸事故原因分析
（1）开工前或放炮后，在无支护空顶区，敲帮问顶和找掉不及时、不彻底或违章操作，对隐性镶嵌型顶板未发现或未采取有效措施。
（2）空顶范围大，空顶距离超过作业规程规定。当工作面节理裂隙发育时，未采取有效措施。
（3）在炮掘工作面，尤其在大断面巷道或交叉点，炮眼布置不合理，装药量过大，崩倒或崩歪迎头支架。
（4）在机掘工作面，由于断面大，进度快，空顶面积迅速增大，受采动支撑压力和冲击地压等外力影响，大型镶嵌型坠矸在空顶区失稳坠落，甚至推垮不稳定的迎头支架。
2.2 离层型围岩片帮冒顶事故原因分析
（1） 工作面出现“伞檐”离层断裂向下方自由空间滑移导致劈帮。
（2） 锚喷巷道封闭锚喷不及时或质量不符合要求，巷道受淋水、放炮震动等外在因素影响，围岩风化剥落。
（3）空顶面积大，无超前支护，迎头支架不及时或架设质量差；拱型金属支架卡缆螺母扭矩小，支撑力不足，整体性差。
2.3 松散破碎围岩塌漏抽冒事故原因分析
（1）在空顶区，由于空顶范围大，破碎围岩悬露时间长，支护未跟到迎头，造成迎头塌漏抽冒。
（2）在迎头支护区，由于放炮崩倒迎头支架而塌冒，或支架未插严背实，造成空顶虚帮。
（3）在地质作用破碎带、采掘影响破碎区，巷道穿过老巷或松软厚煤层、巷道维修及收尾回撤支架区，未采取有效的安全措施，造成塌漏抽冒事故。
（4）在巷道交叉点及贯通点，因巷道支撑压力集中叠加，抬棚上方直接顶冒落范围及高度扩大；抬棚架设质量及材质不合格或长期失修。
3 巷道顶板事故的防治措施
由于巷道顶板事故的原因不同，为了有效防止事故的发生，必须根据不同类型事故有针对性地采取措施。
3.1 镶嵌型围岩坠矸事故的防治措施
根据此类顶板事故的特点，应采取如下防治措施：
（1） 开工前、班中及放炮后，坚持按操作规程敲帮问顶，发现危岩随时找掉。
（2） 改进人工敲帮问顶和找掉方法，研制测定“危岩”稳定性的声振谱发射仪和安全找掉工具。
（3）根据围岩性质、掘进工艺和支护形式，确定合理的空顶距离。当空顶区节理、裂隙发育，有隐性危岩时，必须缩小空顶距离，采取临时支护或锚杆支护。
（4）炮掘工作面应严格按钻眼爆破图表施工。放炮前加固迎头支架，放炮后及时支架。
3.2 离层型围岩片帮冒顶事故的防治措施
此类事故多发生在围岩层理极其发育、围岩风化及空顶面积过大条件下，主要应采取以下措施；
（1） 易风化剥落的巷道，应在一昼夜内封闭锚喷到迎头，封闭喷浆厚度至少20mm。
（2） 合理确定空顶距离及超前支护形式。在炮掘工作面，应根据围岩条件和永久支护形式，采用穿梁超前支护、固定前探梁或铰接前探梁支护、托钩架梁无腿棚支护或锚杆超前支护等形式。在机掘工作面，应发展配套的液压迈步前移超前支架。
（3）合理选择巷道位置及掘进时间，根据离层型围岩特征，采用适应的锚杆支护或金属拱型可缩性支架。围岩压力大的巷道应缩小棚距，选用限位卡缆。服务年限较长，断面在10m2以上，围岩压力较大的巷道，支架之间必须用金属拉杆稳固连接。
3.3 松散破碎围岩塌漏抽冒事故的防治措施
此类事故隐患比较明显，同时也最容易由较小的冒落迅速发展成大面积高拱冒落。防治措施主要有以下几种：
（1） 炮掘工作面采用对围岩震动较小的掏槽方法，控制装药量及放炮顺序。
（2） 根据不同情况，采用超前支护、留中心垛掘进法、短段掘砌法、超前导峒法等少暴露破碎围岩的掘进和支护工艺，缩短围岩暴露时间，尽快将永久支护紧跟到迎头。
（3）根据围岩性质、巷道服务年限及用途，合理选择不同的永久性支护形式，通过压力异常区时，应缩小棚距，加强支架的稳固性。
（4）积极采用围岩固结及冒落空间充填新技术。对难以通过的破碎带，采用注浆固结或化学固结新技术。对难以用旧木料充填的冒落空洞，采用水泥骨料、化学发泡、金属网构件或气袋等充填新技术。
（5）采上分层工作面时，回净顺槽及开切眼支架，铺满假顶，放落顶板，坚持注水或注浆提高再生顶板质量；避免出现网上空洞区。下分层掘进以预留木橛为导向，必须过无网区或出入网边时，必须打撞楔控制顶板。遇有网兜、网下沉、破网或网上空洞区，必须采取措施处理后再往前掘进。
（6）选用大直径优质木抬棚或金属抬棚，严格按抬棚操作规程架设及维修。要控制一帮扒门装药量，无特殊回固措施不得利用抬棚牵吊大件，防止抬棚被运行矿车及设备刮撞。在老巷道利用旧棚 子套改抬棚时，必须先打临时支柱或托棚。在巷道贯通或通过交叉点前，必须采用点柱、托棚或木垛加固前方支架，控制放炮及装药量，防止崩透崩冒。
（7）维修老巷时，必须从有安全出口及支架完好的地方开始。在斜巷及立眼维修时，必须架设安全操作平台，加固眼内支架，保证行人及煤矸溜放畅通。
空压机担负着全矿风动机械的动力供给任务，同时它又是一种能耗较大的设备。但是，在空压机的运行过程中，往往由于冷却换热效果不好，导致空压机实际运行时间较短，机器停车与启动频繁，无法达到高效安全运行的要求。近年来，随着煤矿生产任务的加重以及空压机服务年限的延长，矿用空压机系统时常发生重大事故，造成人员伤亡及重大经济损失。
1空压机故障原因分析
1.1 故障类型
空压机主要有以下6种故障类型：①排气量不足；②压力不正常；③不能启动；④温度异常；⑤燃烧；⑥爆炸。其中第①、②种情况是由于零件磨损导致空压机各配合间隙的变化而引起的。第③种情况主要是由于空压机的监探装置失灵而引起的。第④种情况主要是冷却系统故障导致的，而温度异常又是引起机组燃烧或爆炸的直接原因。本文将④、⑤、⑥3种情况综合在一起加以讨论。
1.2 故障原因
引起空压机故障的原因很多，既有设计制造上的原因，也有操作维护及管理上的原因。本文将着重讨论引起空压机温度异常、燃烧及爆炸的原因。
1.2.1 空气进入冷却系统
空气进入冷却系统将引起空压机故障。空压机运行时若有空气串入冷却水系统中，将使空压机因冷却不良，温度升高而引发事故。
1.2.2 冷却系统结垢
冷却系统结垢将引起空压机故障。冷却系统结垢，使冷却水不能有效地与气缸进行换热，导致气缸运行温度升高而引发事故。据调查，造成空压机冷却效果不好的原因，一是冷却系统的结构存在着设计制造的缺陷；二是冷却水质差，硬度高且存在杂质，结垢也是不可避免的。这是因为冷却水在运行过程中，当经过换热器时，重碳酸根分解失去平衡，碳酸根离子浓度增加，与水中钙离子生成碳酸钙。碳酸钙的溶解度较低，在设备受热表面沉积，形成水垢。
由于水垢的导热系数低（仅为钢材的4.0%左右），随着垢层的加厚，冷却水管的水流通径变小，造成空压机冷却水与气缸体之间的换热效率大大降低，进一步加剧垢层的生长。而空压机冷却系统一旦结垢将会严重威胁空压机的安全运行，首先，垢层部分会形成贫氧区，与冷却系统中的金属产生氧浓差电池效应，引起电化学腐蚀；其次，垢层内部造成嫌氧条件，给硫酸盐还原菌创造生长条件，并加速垢层的生长。垢层的存在将影响空压机效率的提高，造成空压机能耗的增加，严重者将引起空压机着火、爆炸等重大事故，造成人员伤亡及巨大经济损失。
1.2.3 机组系统积碳
机组系统积碳将引起空压机故障。维护良好的空压机组只形成轻微的积碳，轻微的积碳不会影响空压机的安全运行。严重的积碳在高温状态下将导致空压机着火燃烧，甚至爆炸。积碳的形成主要与以下因素有关。
（1） 机房附近空气不干净和空气过滤不合要求。
（2） 润滑油供给过量，则易形成积碳。
（3） 供气系统存在铁或氧化微粒等催化剂，加速润滑油的氧化。
（4）空压机在运行过程的污水污油沉积在后冷却器及储气罐底部，由于排放不及时，污油被高温蒸发，也易形成积碳。
（5）冷却系统工作异常，冷却管路、冷却器、气缸水套结垢，冷却效果差，气缸高温运行引起润滑油温度过高，形成积碳。
由于积碳本身易燃易爆，此时若遇积碳自燃、油质劣化闪点降低、排气管或气缸等温度过高或受机械冲击、气流中硬质颗粒在运动中冲击或碰撞、静电积聚等，都能引起空压机系统燃烧，甚至爆炸。
2技术措施
2.1 避免空气进入冷却系统
为防止空气进入冷却系统，可在冷却水出水管线上安装一个水表外壳，一时有空气串入冷却系统，就会在表镜上看到许多气泡，以便及时发现故障，并进行处理。
2.2 避免冷却系统结垢
冷却系统结垢是空压机故障的主要原因。为了解决这一问题，国内外许多学者进行了大量的研究工作，并取得了一些研究成果。主要是：
（1） 加强冷却水水质的监控与管理。
（2） 对冷却器进行技术改造。有资料表明，使用铜制波纹管冷却器芯效果较好。
（3）定期对空压机进行清洗（除垢）。除垢方法包括是机械除垢法和化学除垢法很难清除干净，所以，目前的除垢方法以化学垢法为主。
2.3 避免形成积碳
为了防止积碳的形成，应采取以下技术措施：
（1） 改善机房周围的环境，保持空气干净清洁。
（2） 正确选择润滑油，建立完善的空压机润滑油采购、检验、验收管理制度。
（3）确定合适的供油量。若润滑油供给过多，则易形成积碳。然而也不能过少，供油过少，气缸润滑不良，容易烧缸。
（4）建立经检查和清除积碳为主的小修周期。
（5）将普通塑料排气管改为抗静电塑料管，并对管路可靠接地，以防止产生静电。
（6）加强管理，严格工艺纪律，加强操作维修人员的技术培训和思想教育。
3循环水阻垢新技术
化学除垢在工业上的应用已比较普遍。尽管国内化学除垢的研究和应用起步较晚，但是经过有关单位不懈努力，已取得了许多研究成果，并且对一般工业循环水系统中的一些常用换热设备，开发了相应的化学除垢工艺。然而，对于煤矿空压机系统的除垢，目前尚缺乏成熟的工艺。其原因主要是：①煤矿空压机循环水系统与一般工业循环水系统相比有其特殊性，其结垢机理较为复杂；②空压机气缸水套的结构比较复杂，一般的化学除垢工艺不能彻底清除其中的水垢。
我国煤矿空压机系统采用敞开式循环水冷却方式，冷却系统主要由换热器（包括中间冷却器、气缸水套、润滑油冷却器）、管道和冷却塔等组成。敞开式冷却系统使得空气中的氧大量进入循环水中而成为水果中的溶解氧，进而引起金属基体锈蚀；系统中还有滋生的微生物以及生产过程中物料的泄漏所形成的污垢等。另外，空压机周围的工作环境恶劣，如空气中大量漂浮的煤粉等也是引起空压机故障的原因。
研究表明，煤矿穿梭压机循环水成垢的主要成分为碳酸钙。它们首先在金属表面上的一些地方沉积出原始的结晶坯，并逐渐经结晶坯为核心，增长、发展、慢慢变为颗粒并互相聚附形成结晶的絮团。这种固相沉积物的生成速度与水温和水中含盐浓度以及水中其它杂质的存在有关。空压机冷却塔中滋生的藻类能分泌出粘液，其粘液能积聚无机物，如泥沙，Fe2O3、SiO2等固体形成软泥或生物粘泥。空压机工作过程中，并与空气冷凝水一道由排气阀排出，形成含油废水中的油份有三种存在形式，即浮油、分散油和乳化油，其中以浮油为主。在以上诸因素的共同作用下，空压机冷却系统极易结垢。
空压循环水阻垢是彻底解决空压机结垢的有效措施，其方法就是针对煤矿空压机循环水系统的特点，确定合适的化学药剂，以阻止或减缓气缸水套和冷却器芯子等部件生成水垢。为了有效地控制污垢沉积，应按以下原则确定阻垢剂配方：控制循环水中颗粒与颗粒之间的吸引力；控制循环水中颗粒沉降速度，阻止污垢晶体的增长；控制污垢晶体发育，使污垢晶体发生畸变，从而达到抑制结垢的目的。
一般工业循环水中使用的阻垢剂种类很多，作用机理各不相同。常用的阻垢剂有：①有机膦酸盐，如ATMP、HEDP、EDTMP、PBTCA等；②磷酸酯，如多元醇磷酸酯；③聚磷酸盐，如三聚磷酸钠、六偏磷酸钠；④聚羧酸，如聚烯酸、聚马来酸、丙烯酸等；⑤木质素磺酸钠等。
经过作者多次试验，确定了以聚丙烯酸钠为主要成分，以乙二胺四甲叉膦酸及缓蚀剂为辅剂的药剂配方。经实验室模拟试验及工业性试验，取得了良好的效果。挂片监测显示，其腐蚀率由原来的0.1539mm/a降至0.1160mm/a，低于工业循环水腐蚀控制指标（0.125mm/a）。实测显示，污垢热阻值控制指标（2.578cm2·K/M）。
诚然，国内外学者对于一般工业循环水阻垢的研究较为深入，并开发了多种阻垢剂供用户选择。但是，这些阻垢剂均不适用于煤矿空压机系统。目前，尚未见到有关煤矿空压机循环水阻垢的研究报道。
空压机循环水阻垢技术从循环水阻垢的角度研究解决空压机结垢问题，改变了以往空压机系统结垢——清洗（除垢）——再结垢——再清洗（除垢）的被动局面。
煤炭是我国的主要能源，尽管煤矿空压机事故所造成的损失没有瓦斯爆炸所造成的损失大。但其对煤矿安全生产的影响却是显而易见的，因此应给予足够的重视。
煤自燃是煤不经点燃而自行着火的现象，是具有自燃倾向性的煤遇到空气中的氧气时，由于氧化而产生的热量大于向周围环境中散失的热量，并发生了热量聚集，使煤温度升高达到燃点而着火的过程。
由于煤炭的自燃，煤矿的安全生产已得不到保障，储煤场以及矿区周围的生态环境受到了极大的破坏，大气污染也日益加剧并导致全球变暖。在我国所有煤矿中，具有自燃危险的煤矿已接近73%，其中三分之一的煤矿安全事故与煤自然发火有关。煤炭在自燃过程中产生许多有害气体，例如一氧化碳、二氧化碳、含硫气体以及一系列含氮气体，这一类气体都属于温室气体，它们将引起大气环境污染、气候变暖、酸雨增多等严重问题。有关资料显示，新疆地区每年的温室类气体排放量高达1238万吨，目前由于我国煤炭自燃引起的二氧化碳排放量占全世界二氧化碳排放总量的2%-3%。
理论上，自然发火，即具有自燃倾向性的煤被开采以后暴露在空气中接触氧气，并发生放热氧化反应使得温度升高，出现冒烟发火的现象。此外煤炭的自燃主要有以下几个特征：
（1）出现烟雾、明火及火炭；
（2）围岩、煤体和周围空气的温度升高，达到70℃；
（3）因煤炭的氧化而生成的产物气体（CO、C2H4）浓度超过报警值。
对于煤堆自燃，徐州吉安矿业科技有限公司结合自己多年对煤田火灾治理的丰富经验及煤场自燃的原因，提出了以下的防灭火治理方案：
（1）源头治理：利用普瑞特阻燃剂，在装船或装车之前就对其进行喷洒处理。
（2）叠层压实并喷洒阻燃剂：在场地堆存煤炭的过程中，分层摊开的同时喷洒普瑞特阻燃剂，然后用推土机压实，第一层压实后以同样的方式堆放第二层，以此类推，堆放的高度以现场实际情况而定。
（3）边际拍紧并喷涂阻封材料：待煤垛起高后，用铲车把边际从底部到顶部逐一拍紧，确保堆体表面平滑，尽量避免出现沟槽或平台，然后在表面喷涂普瑞特阻封材料。
（4）每天利用红外热成像仪对煤堆进行测温，针对超过或接近60摄氏度的局部高温点，及时采用多孔压注普瑞特复合胶体的措施，确保煤堆温度保持在60摄氏度以下。
《煤矿安全规程》明确规定：停风区域中瓦斯浓度和二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制定安全排放瓦斯技术措施，同时要求在排放瓦斯的过程当中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%，严禁无顾于规程“一风吹”排放瓦斯。在我矿大力宣读各大煤矿因排放瓦斯过程中引发的一起起瓦斯事故（爆炸）案例，结合本矿在排放瓦斯中存在的不足和差距，对高值超限的安全隐患和引发的事故感到很震惊，对我们的教育也极其深刻。面对一起起血的事实，如何杜绝瓦斯事故，彻底清除安全隐患，从根本上创造人身效益、安全效益和经济效益，实现矿井安全跨越式发展，是我们大家应该共同探讨的话题。
1 控制排放瓦斯方法
为使排放瓦斯风流在同全风压风流混合后其中的瓦斯浓度不超限，必须采取控制排放瓦斯的方法，现场采取的控制方法主要有：
1.1 增阻限风法：增阻限风法实质就是增加局部通风机的工作风阻，以限制局部通风机风量，达到控制排放瓦斯的目的，即在风机出风侧用绳子或皮带捆绑；
1.2 分风限风法：分风限风法实质是让风流分岔，只让部分风流通过风筒进入独头巷道以排放瓦斯，另一股风流则同全风压风流一起稀释排放出来的瓦斯，即在风机出风侧设排放“三通”，通过“三通”放风来控制进入独头巷道的风量；
1.3 逐段排放法：逐段排放法就是在独头巷道内风筒断开，将独头巷道内积存的瓦斯由外向里逐段排放出来。
对上述方法分析如下：增阻限风法存在风机处于高风阻状态下启动并运行易处于不稳定状态且风量控制不易把握；逐段排放法存在排放瓦斯人员处于污浊风流中，操作不当就会存在安全隐患；而分风限风法则根据全风压混合处的瓦斯浓度来准确控制，同时根据现场实际瓦斯涌出量的大小确保排放瓦斯在同全风压风流混合处的瓦斯浓度不超过1.5%的前提下，准确控制风量大小，从而不仅能够排除因实际操作时容易出现风量过小而影响排放速度，还能够排除因实际操作时风量过大增加排出的瓦斯量。
2 关于参数计算
独头掘进巷道停风后（含旧巷复用），其内部积存的瓦斯量、瓦斯浓度、排放时最大供风量、最大排放量和最短排放时间都必须在排放前制定的安全技术措施中计算出来。一是有利于排放瓦斯人员在实际操作时做到心中有数，二是有利于妥善安排停电撤人区域内各部门的工作。
2.1 独头巷道内积存的瓦斯量:
VCH4=KQCH4t，式中VCH4—独头巷道内积存的瓦斯量，m3
QCH4——正常时独头巷道的绝对瓦斯涌出量，m3/min
t——停风时间， min
K——停风后独头巷道内绝对瓦斯涌出量与正常掘进时绝对瓦斯涌出量之比值，K值因矿井及独头巷道的具体情况，但停风后由于巷道不掘进，CH4涌出量减小，故K＜1，一般为0.3～0.7
2.2 独头巷道内积存的瓦斯浓度：C
C=VCH4x100/LS=KQCH4tx100/LS，式中
C——独头巷道内CH4平均浓度，%
L——独头巷道的长度，m
S——独头巷道的平均断面积，m2
2.3 最大排放量：Q
Q=Q1•1.5%，式中，Q——从独头巷道中每分钟最多允许排出的瓦斯量，m3/min，Q1——全风压通风巷道中风量，m3/min
2.4 最大供风量：Qmax
Qmax=Q1•1.5% x100/C=Q•100/C，式中
Qmax——允许往独头巷道内供风量的最大值，m3/min
C—独头巷道内平均瓦斯浓度，%
2.5 排放时间：T
T=VCH4/Q，式中，T——排放独头巷道中瓦斯所需时间，min，Q——从独头巷道中每分钟最多允许排出的瓦斯量，m3/min
严格讲，排放瓦斯时间T应根据实际操作时再定，以上计算是按最大排放量来推算的，实际操作时，排放瓦斯风流同全风压混合处的CH4浓度不可能恒为1.5%，另外还应考虑，瓦斯排放完后，必须等30min，确证无异常变化后，方可恢复正常供风与生产，故实际排放时间可参照经验值。
3 安全技术要求
3.1 排放要求：
3.1.1 停风区中瓦斯浓度超过1.0%但不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。因为停风区内需要排放的瓦斯量并不大，严格采取控制风流措施，完全可以做到安全排放，所以，一般情况下不必制定专门排放瓦斯安全技术措施。但必须有瓦检员、安监员、电工等有关人员在现场监督管理，并采取控制风流措施。
3.1.2 停风区中瓦斯浓度超过3.0%时，必须制定安全排放瓦斯技术措施，并报总工程师批准后，严格执行安全技术措施排放瓦斯。
3.2 瓦斯排放前的系统调整：排放前必须调整好风量，必须要有满足要求的稀释风量。
3.3出于风筒承受能力及控制风流操作程序的难易程度考虑，原则上采用单级局扇排放瓦斯。
3.4 安全排放：首先，全部敞开排放“三通”，在启动局扇前先把局扇前的风筒用皮带或绳索捆扎起来限制独头巷道供风，只留安全孔径，开动
一、在巷道出现挂红、挂汗、煤岩松软、淋头水加大等情况下掘进打眼时，如果出现来压或钻孔中水压、水量突然增大，必须停止打眼，严禁拔出钻杆，现场人员应立即向地面报告。如果发生危急情况时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
二、在可能存在积水的区域进行作业时，应采取的安全措施主要包括：
(一)放炮时，躲炮时间延长到至少30分钟以上，等待响炮地点稳定后，判明是否有水流，方可进行其他作业。
(二)放炮躲炮时，人员应站在不被水流冲击威胁的地方，防止响炮后采空区积水突然涌出，危及人员的安全。
(三)交接班时，上一班不能在溜煤道上留有存煤，防止在交接班过程中，存煤被渗透出来的水流泥化、软化，形成水煤泥，在下一班作业人员放煤时造成水煤泥涌人事故。
三、在作业过程中，需要探放水的情况主要有：
(1)遇到可能积水的老空窑和本矿采空区;
(2)遇到上水平大巷时，应防止与大巷水沟打透;
(3)遇到钻孔时，应探明钻孔是否有积水或与其它积水区相通。
探水前，要分析查明采空区或老窑的空间位置、积水量和水压。探放水时，要撤出探放水点部位受水害威胁区域的所有人员;探放水孔必须打透老空水体，并要监视放水全过程，直到老空水放完为止。探放水时，要认真检查瓦斯或其他有害气体，确保探放水安全进行。
在距离采空区或大巷20米左右时，应由技术部门或技术人员制定探水措施，开始探水。探水时，每打完一组探水孔，应由探放水负责人和技术部门共同确定下一步巷道掘进长度，一般规定是探5米，掘进1米。
四、雨季前，要对矿井排水设备和供电设施进行一次全面检修，清挖水仓、水沟和沉淀池，开展一次联合排水试验。要配备与矿井涌水量相匹配的水仓、水泵、输电线路(双路)等设施，确保矿井正常排水，并满足最大涌水量的排水需求。
煤矿位于地表河流、山洪部位等附近，井口、工业广场要修筑堤坝、开挖沟渠等截流设施，防止地表水体倒灌矿井。
地表水体、采煤塌陷区、煤系地层露头等部位有漏水现象时，要对漏水的水体基底进行防漏加固处理。
按照顶板一次冒落的范围及造成伤亡的严重程度，可将常见的顶板事故分为两大类：大冒顶和局部冒顶事故。
(一)大冒顶的预兆及预防措施
采煤工作面不断向前推进，采场控顶面积便逐步增大，当厚度不大的直接顶逐渐塌落，而坚硬的老顶大面积的悬露时，在工作面顶板岩层形成一个自然压力拱，煤壁受压发生变化，造成工作面压力集中。在这种情况下，如果工作面支架对顶板的总支撑力不能与维持顶板稳定下沉的要求相适应，就会出现大冒顶(或称切顶)。
1．大冒顶的预兆
(1)顶板的预兆：
①顶板连续发出断裂声。这是由于直接顶和老顶发生离层或顶板切断而发生的声响。
②顶板岩层破碎、下落、掉碴。掉碴一般由少变多，由稀变密。
③顶板裂缝增加或裂隙张开，并产生大量的下沉。
(2)煤帮的预兆。由于冒顶前压力增加，煤壁受压后，煤质变软，片帮增多。使用电钻打眼时，钻眼省力；用采煤机割煤时，负荷减少。
(3)支架的预兆。使用木支架时，支架大量折断，发出声音。使用金属支柱时，顶板来压引起活柱快速下沉，连续发出“咯，咯”的响声，支柱发颤。工作面使用绞接顶梁时，因受顶板冲击压力，顶梁楔被弹出或挤压，俗称“飞楔”。底板松软或底板留有底夹石、丢底煤时，支柱会大量插入底板。
(4)工作面瓦斯含量增多或淋水增大。含有瓦斯的煤层，冒顶前瓦斯涌出量突然增大。有淋水的顶板，淋水量增加。
2．预防大冒顶的措施
(1)掌握工作面顶板周期来压规律。在确定工作面支架的总支撑力时，必须考虑顶板的初次来压和周期来压规律。如果支架总支撑力只能适应平时顶板压力，当有周期来压时会给工作面造成严重威胁。在支架的总支撑力不足应付周期来压时，掌握了顶板活动规律，在来压前加强支护，多增支架，并采取各种安全措施，则可以防止冒顶。所以，采掘工作面有备用支护材料是十分必要的。
(2)采煤工作面要有合理的支架规格和支护密度。
(3)加快工作面推进速度。因为工作面进度慢，顶板下沉量大，所以顶板不完整，木支架折损多，反应在金属支柱上的压力也大。由于进度慢，支柱大量折损，便使得工作面的总支撑力减小，这就容易推垮工作面。故应加快工作面推进速度。
(二)局部冒顶的预兆及预防措施
局部冒顶的发生主要决定于顶板的岩石性质以及支架对每一块顶板的支撑力。当顶板破碎、节理发育时，不进行支护，就会发生冒顶。在地质条件变化的区域，也易发生冒顶。有时尽管顶板比较稳定，但忽视支架规格质量，违反操作规程，也会引起局部冒顶。
1．局部冒顶的预兆
(1)工作面遇到小地质构造；
(2)顶板裂隙张开，裂隙增多，敲帮问顶时发出不正常的声音；
(3)顶板裂隙内卡有活矸，并有掉碴、掉矸现象，先小后大；
(4)煤层与顶板接触面上，极薄的矸石片不断地脱落；
(5)滴淋水从顶板劈裂面滴落。
2．预防局部冒顶的措施
(1)支护方式必须和顶板岩石性质相适应。
(2)采煤机采后要及时支柱。
(3)整体移置输送机要采取必要的安全措施。
(4)工作面上下出口要有特种支架。根据《煤矿安全规程》的规定，一般采取在上、下平巷中超前工作面架抬棚，在机头、机尾处架抬棚，有时要加打密集支柱或木垛等措施加以特别支护。
(5)防止放炮崩倒棚子。
(6)认真做好回柱放顶工作。回柱放顶一定要及时，控顶距超过作业规程规定时，禁止采煤。回柱后顶板仍不冒落，超过规定悬顶距离时，必须采取人工放顶或其他有效措施进行强制放顶。
(7)坚持正规循环作业。
(8)坚持执行必要的制度。如敲帮问顶制度、验收支架制度、岗位责任制度、金属支架检查制度、交接班制度、顶板分析制度等。
1、顶板类型
煤层顶板由伪顶、直接顶和老顶构成。伪顶是指紧贴在煤层之上，极易垮落的薄岩层；直接顶是位于伪顶或煤层（无伪顶时）之上，一般由一层或几层厚度不定的泥岩、页岩、粉砂岩等比较容易垮落的岩层所组成，直接顶按稳定性可分为：不稳定顶板，中等稳定顶板，稳定顶板，坚硬顶板；老顶又叫基本顶，一般指位于直接顶之上（有时也直接位于煤层之上）厚而坚硬的岩层。
顶板分为坚硬难冒顶板、破碎顶板和复合型顶板。坚硬难冒顶板是指直接顶岩层比较完整、坚硬（固），回柱后不能立即垮落的顶板。一般为砂岩、砾岩和石灰岩。破碎顶板指的岩层的强度低、节理裂隙十分发育、整体性差，自稳能力低，并在工作面控顶区范围内维护困难的顶板。
2、顶板常见支护方式
顶板常见支护方式有单体支柱支护、液压支架支护、锚杆支护。
单体支柱支护主要是指采用木支架，摩擦式金属支柱、单体液压支柱支护。
液压支架是在摩擦式金属支柱和单体液压支柱等基础上发展起来的采煤工作面机械化支护设备。
锚杆支护主要是指用木锚杆、竹锚杆、金属锚杆、树脂锚杆、快硬水泥锚杆结合锚网进行支护的一种支护方式。
一、 常见冒顶事故的预兆
（一）局部冒顶的预兆
（1）工作面遇有小地质构造，由于构造破坏了岩层的完整性，容易发生局部冒顶。
（2）顶板裂隙张开、裂隙增多，敲帮问顶时，声音不正常。
（3）顶板裂隙内卡有活矸，存在掉碴、掉矸现象，掉大块前往往先落小块矸石。
（4）煤层与顶板接触面上，极薄的矸石片不断脱落。这说明劈理（即顶板节理、裂隙和摩擦滑动面）张开，有冒顶的可能。
（5）淋头水分离顶板劈理，常由于支护不及时面冒顶。
（二）大型冒顶的预兆
1、顶板的预兆
（1）顶板的连续发生断裂声。这是由于直接顶与老顶发生离层，或顶板切断而发生的声响。有时采空区顶板发生像闷雷一样的声音，这是老顶板和上方岩层产生离层或断裂的声音。
（2）掉碴。顶板岩层破碎下落，一般由少变多，由稀变密，这是发生冒顶的危险信号。
（3）顶板裂缝增加或裂隙张开。顶板的裂隙，一种是地质构造产生的自然裂隙，一种是由于顶板下沉产生的彩动裂隙。人们常常在裂缝中插上木楔子，看它是否松动或掉下来，观察裂缝是否扩大，以便做出预报。
煤壁顶板有裂痕，冒顶之前茬口新；插上木楔观动向，不断监控要留神
（4）脱层。顶板快要冒落的时候，往往出现脱层现象。检查是否脱层可用“问顶”的方法，如果声音清脆，表明顶板完好；如果顶板发生“空空”的响声，说明上下岩层之间已经脱离。
2、煤壁的预兆
由于冒顶前压力增加，煤壁受压后，煤质变软，片帮增多，使用电钻打眼时，钻眼省力，用采煤机割煤时负荷减少。
3、支架的预兆
使用木支架时，支架大量折断、压劈并发生声音。
4、工作面其他预兆
含有瓦斯的煤层，冒顶前瓦斯涌出量突然增大，有淋水的顶板，淋水量增加。
三、顶板事故的防治措施
1、老顶来压时的压垮型冒顶预防
压垮型冒顶是指因工作面支护强度不足和顶板来压引起支架大量压坏而造成的冒顶事故。预防方法如下：
（1）采煤工作面支架的初撑力应能平衡垮落带直接顶及老岩层的重量。
（2）采煤工作面的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层。
（3）采煤工作面支架的可缩量应能满足裂隙带老顶下沉的要求。
2、破碎顶板大面积漏垮型冒顶预防
由于煤层倾角大，直接顶又异常破碎，工作面支护不及时，在某个局部地点发生冒漏，破碎顶板就可能从这个地方开始沿工作面往上全部漏空，造成支架失稳，导致漏垮型工作面冒顶。预防漏垮型冒顶的措施有：
（1）先用合适的支柱，使工作面支护系统有足够的支撑力和可缩量。
（2）顶板必须背严背实
（3）严禁放炮、移溜等工序弄倒支架，防止出现局部冒顶。
3、采煤工作面局部冒顶事故预防
局部冒顶多发生在工作面上下端头、煤壁区、放顶区等地点，许多垮面事故是由局部冒顶发展而成的，一般预防措施如下：
（1）预防彩煤工作面冒顶的一般措施。
①支护方式需和顶板岩性相适应，不同岩性的顶板要采用不同的支护方式。
②采煤后要及时支护。一般要采用超前挂金属探梁或打临时支柱的办法及时支护，防止局部冒顶。
③工作面上下出口要有特种支架。一般要在上下出口范围内加设抬棚或木垛等，加强支护。
④防止放炮崩倒棚子，一是炮眼的布置必须合理，装药量要适当。二是支护质量必须合格，要牢固有劲，不能打在浮煤浮矸上，三是留出炮道。如果放炮崩倒柱子，必须及时架设，不充许空顶。
⑤坚持执行必要的制度。例如，敲帮问顶制度、验收支架制度、岗位责任制、顶板分析制度和交接班制度等。应严格遵守作业规程和操作规程，严禁违章作业。
（2）预防镶嵌形顶板局部冒顶的措施。
①从地质方面要尽量可能查明是否有镶嵌形（俗称锅顶）顶板结构，以便在制定作业规程和操作规程，以及选择支架型式时，制定出针对性的措施和作出有针对性的设计。
②选择支架型式时，必须选定能及时支护，超前支护的支架型式。
③明确规定支护操作人员必须首先安置探板、挂梁，不得在无支护区工作，其它人员，如攉煤工等均不得在无支护区工作。
（3）预防脆性支架突然折断造成局部冒顶的措施。
①木顶梁（大板梁）必须平行木纹理加工。
②带有疤痕的木板梁绝对禁止使用。
（4）预防局部空顶（空洞）冒落冲击造成局部冒顶的措施。
①从支护方法上采取措施防止漏顶空顶。对顶板局部破碎处，采取超前支护的方法，将顶板扦严背实，防止漏顶。如掏梁窝的办法。
②对漏顶采取封堵措施。对漏顶，不能任意扩大，形成大面积、大高度的空洞。可用撞楔法和用泡沫封堵材料进行封堵。
③对已形成的空洞应采取预防冒落冲击的措施。在单体支柱的工作面，空洞下的特殊支架必须是木垛。
（5）预防采煤工作面过断层时冒顶的措施。
①过断层前，应先摸清工作面与断层走向的交角，交角越小，工作面越危险，冒顶的可能性越大。断层落差小的可直接采过去，落差较大的要采用挑顶卧底，工作面要加强支护。
②在断层破碎地点，要垂直断层面打带帽顶柱，柱根要支在硬底上，在断层两侧都要打木垛。
③挑顶过断层时要丢底煤，支柱要穿木鞋，防止下沉卧底，过断层时要丢底煤，为防止顶煤落下造成空顶，留顶煤处要刹严刹紧。
4、掘进工作面冒顶的防治
（1）掘进头冒顶事故的防治措施：
①坚持敲帮问顶。上班进入掘进工作面后，在打眼放炮前后均应敲帮问顶。
②检查工作地点支架架设质量。发现不合格支架，必须先处理后施工。
③严格控制巷道掘进迎头的空顶面积。当迎头掘进中空顶面积超出规定的要求，或顶帮比较破碎时应及时设支架棚子支护裸露的顶板。背顶封帮要严实，切忌虚设。
④加强对巷道迎头附近围岩稳定状况的观察。如果顶板松软，或巷道接近断层时，应采用前探梁支护顶板，并缩小棚距。
⑤掘进工作面放炮崩倒的棚子应由外向里逐架扶正背牢。
⑥厚煤层中下分层顺槽掘进时，事先要探明顶板冒落矸石的压实情况，掘进中要及时对前方老巷、构造等情况及时观察，并及时制定有效控制措施。
⑦在大倾角煤层中掘进顺槽时，如果是破顶掘进，则要随时随刻注意支架封顶情况，出现空顶要及时打木垛封顶。如果发现上帮破顶处支架受力、变形较大，应及时加大斜撑或抬棚，提高支架的侧向承载能力。
（2）掘进巷道冒顶事故防治措施：
①可能的情况下巷道应布置在稳定的岩体中，并尽量避免采动的影响。
②巷道支架应有足够的支护强度以抗衡围岩的压力。
③巷道支架所能承受的变形量，应与巷道使用期间围岩可能的变形量相适应。
④尽可能做到支架与围岩共同承载。支架选型时，尽可能采用有初撑力的支架；特别注意顶与帮的背严背实问题，杜绝支架与围岩间的空顶与空帮现象。
⑤凡因支护失效而空顶的地点，重新支护时应先护顶，再施工。
⑥巷道替换支架时，必须先支新支架，再拆老支架。
⑦在易发生推垮型冒顶的巷道中要提高巷道支架的稳定性，可以在巷道的支架之间用拉撑件连接固定，增加架棚的稳定性，以防推倒。倾斜巷道中支架被推倒的可能性更大，其支架间拉撑件的强度、密度要适当加大。
（3）掘进巷道交叉点处冒顶事故防治措施：
①开岔口应避开原来巷道冒顶的范围：
②必须在开口抬棚支设稳定后再拆除原巷道棚腿，不得过早拆除，切忌先拆棚后支架棚。
③注意选用抬棚材料的质量与规格，保证抬棚有足够的强度。
④当开口处围岩尖角被压坏时，就及时采取加强抬棚稳定性的措施。
（4）掘进巷道过断层等构造变化带时的安全措施。
①加强巷道掘进地段的地质调查工作，特殊地段，应当有相应的针对性措施，否则不能开工。
②巷道在破碎带中掘进，应做到一次成巷，尽可能缩短围岩暴露时间。
③施工中严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。
④掘进工作面临近断层或穿断层带时，巷道支护应尽量采用砌璇或U型钢可缩性支架支护，棚距要缩小。
⑤减少放炮装药量，除低因放炮对断层附近破碎顶板的震动。
⑥减少空顶距离，及时支设临时支架，永久支架要跟上，滞后距离不得大于2-4m。
⑦巷道支架背板要严实，一方面提高支架对围岩的支护能力，另一方面要防止掘进中漏顶或漏帮。
⑧当断层带处顶板特别松软、破碎时，要采用超前探梁支护的办法管理端面不稳定顶板，即用长5m左右的钎杆沿支架顶梁的周边把断层破碎带处顶板裂隙圈起来。
⑨在掘进迎头挖柱窝时，要先架好探板式撞楔，然后人在撞楔下工作。
⑩在顶板岩性突变地段，要及时打点柱支护突变带顶板。对伞檐状危害岩要及明敲掉，敲不下时，要在伞檐下打上撑柱，并在其下加密柱棚，可加打抬板棚。
⑩巷道临近断层等构造带时，放炮前还必须检查掘进头瓦斯等有害气体的积存情况，工作面附近20m内瓦斯等有害气体浓度不得超过1%。如果断层与某含水层有水力联系，事先还必须做好断层水的疏排工作。
（5）掘进巷道在开帮或贯通时的安全措施
①选好开帮和贯通的地点，要选在顶板和地质条件比较好、远离交岔点与停采线、煤柱等各种受集中承力影响的地方。
②要在贯通前进行超前探测，在两巷贯通前15m打好超前钻，探钻眼深不得小于3m，并保持1.5m以上的超前探眼，以观察异常。贯通掘进时放小炮，贯通后再刷大，防止冒顶。
③开帮贯通与被开帮贯通的巷道之间要保持一定的夹角。夹角在45°-90°之间为好。
④开帮贯通点附近的支架要加固好，要将受施工影响的棚子进行加强，其方法有挑棚、打点柱、设木垛等。
⑤开帮贯通巷道的交接处要及时扶上抬棚，抬棚承载能力应视围岩性质而定，一般选择大于正常支护材料承载能力的2-3倍。
⑥要处理好被透点的积水及瓦斯等有害气体。
5、巷道维修冒顶事故的防治
（1）维修井巷支护时，必须有安全措施。严防顶板冒落伤人、堵人和支架歪倒。
（2）扩大和维修井巷连续撤换支换时，必须保证有在发生冒顶堵塞井巷人员能撤退的出口。在独头巷道维修支架时，必须由外向里逐架进行，并严禁人员进入维修地点以里。
（3）撤掉支架前，应先加固工作地点的支架。架设和拆除支架时，在一架未完工之前，不得中止工作。撤换支架的工作应连续进行；不连续施工时，每次工作结束前，必须接顶封帮，确保工作地点安全。
（4）维修倾斜井巷时，应停止行车；需要通车作业时，必须制定行车安全措施。严禁上、下段同时作业。
四、采煤工作面冒顶时的避灾自救措施
（1）迅速撤退到安全地点。当发现工作地点有即将发生冒顶的征兆，而当时又难以采取措施防止采煤工作面顶板冒落时，最好的避灾措施是迅速离开危险区，撤退到安全地点。
（2）遇险时要靠煤帮贴身站立或木垛处避灾。从采煤工作面发生冒顶的实际情况来看，顶板沿煤壁冒落是很少见的，因此，当发生冒顶来不及撤退到安全地点时，遇险者应靠煤帮贴身站立避灾，但要注意煤壁片帮伤人。另外，冒顶时可能将支柱压断或推倒，但在一般情况下是不可能压垮或推倒质量合格的木垛。因此，如遇险者所在位置靠近木垛时，可撤至木垛处避灾。
（3）遇险后立即发出呼救信号，冒顶对人员的伤害主要是砸伤、掩埋或隔堵。冒落基本稳定后，遇险者应立即采用呼叫、敲打，如敲打物料、岩块（可能赞成新的冒落时，则不能敲打，只能呼叫）等方法，发出有规律、不间断的呼救信号，以便救护人员和撤出人员了解灾情，组织力量进行抢救。
遇险人员要积极配合外部的营救工作。冒顶后被煤矸、物料等埋压的人员，不要惊慌失措，在条件不允许时切忌采用猛烈挣扎的办法脱险，以免造成事故扩大。被冒顶隔堵的人员，应在遇险地点有组织地维护好自身安全，构筑脱险通道，配合外部的营救工作，为提前脱险创造良好的条件。
五、独头巷道迎头冒顶被堵人员应急措施
（1）遇险人员要正视已发生的灾害，切忌惊惶失措，坚信矿领导和同志们一定会积极进行抢救。应迅速组织起来，主动听从灾区中班组长和有经验的老工人的指挥。团结协作，尽量减少体力的隔堵区的氧气消耗，有计划地使用饮水、食物和矿灯等，做好较长时间避灾的准备。
（2）如人员被困地点有电话，应立即用电话汇报灾情、遇险人数和计划采取的避灾自救措施；否则，应采用敲击钢轨、管道和岩石等方法，发生有规律的呼救信号，并每隔一定时间敲击一次。不间断地发出信号，以便营救人员了解灾情，组织力量进行抢救。
（3）维护加固冒落地点和人员躲避处的支架，并派人检查，以防止冒顶进一步扩大，保障被堵人员避灾时的安全。
（4）如人员被困地点有压风管，应打开压风管给被困人员输送新鲜空气，并稀释被隔堵空间的瓦斯浓度，但要注意保暖。