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2014煤矿安全规程专家解读完整版

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煤矿安全规程专家解读详细完整版
 
目 录
第一编 总 则 .................................................. 3 
第二编 井工部分 .............................................. 9 
第一章 开 采 .................................................. 9 
第一节 一般规定 ...................................... 9 
第二节 井巷掘进和支护 ................................ 13 
第三节 回采和顶板控制 ................................ 43 
第四节 采掘机械 .................................... 61 
第五节 建(构)筑物下、铁路下、水体下开采 .............68 
第六节 冲击地压煤层开采 .................................... 69 
第七节 井巷维修和报废 ................................ 73 
第八节 防止坠落 .................................... 75 
第二章 通风和瓦斯、粉尘防治 .................................... 77 
第一节 通风 ............................................ 77 
第二节 瓦斯防治 .................................. 138 
第三节 粉尘防治 .................................. 168 
第三章 通风安全监控 .................................. 183 
第一节 一般规定 .................................. 183 
第二节 安装、使用和维护 ............................... 185 
第三节 甲烷优传感器和其他传感器的设臵 ..................188 
第四章 煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出防治 ..................196 
第一节 一般规定 .................................. .....196 
第二节 煤层突出危险性预测和防治突出措施效果检验 ........203 
第三节 区域性防治突出措施 .............................. 216 
第四节 局部防治突出措施 .................................. 223 
第五节 安全防护措施 .............................. 232 
第五章 防 灭 火 .......................................... 241 
第一节 一般规定 .................................. 241 
第二节 井下火灾防治 .............................. 249 
第三节 井下火灾管理 .............................. 267 
第六章 防 治 水 .......................................... 273 
第一节 一般规定 .................................. 273 
第二节 地面防治水 .............................. 275 
第三节 井下防治水 .............................. 279
第四节 井下排水 .................................. 290 
第五节 探放水 ...................................... 293 
第七章 爆炸材料和井下爆破 .............................. 302 
第一节 爆炸材料贮存 .............................. 302 
第二节 爆炸材料运输 .............................. 323 
第三节 井下爆破 .................................. 329 
第八章 运输、提升和空气压缩机 .............................. 366
第一节 平巷和倾斜井巷运输 .............................. 366
第二节 立井提升 .................................. 392 
第三节 钢丝绳和连接装臵 .................................. 401 
第四节 提升装臵 .................................. 413 
第五节 空气压缩机 .............................. 437 
第九章 电 气 .............................................. 439 
第一节 一般规定 .................................. 439 
第二节 电气设备和保护 .............................. 445 
第三节 井下机电设备硐室 .................................. 451 
第四节 井下电缆 .................................. 454 
第五节 照明、通信和信号 .................................. 458 
第六节 井下电气设备保护接地 ........................... 462 
第七节 井下电气设备、电缆的检查、维护和调整 ................. 466 
第十章 煤矿救护 .......................................... 470 
第一节 一般规定 .................................. 470 
第二节 救护指战员 .............................. 474 
第三节 救护装备与设施 .............................. 476 
第四节 抢救指挥 .................................. 480 
第五节 灾变处理 .................................. 482 
第四编 职业危险 .......................................... 497 
第一章 管理和监测 ...................................... 497 
第二章 健康监护 .......................................... 501 
附 则 .............................................. 505
 
 
第一编  总  则  
第一条  为保障煤矿安全生产和职工人身安全防止煤矿事故根据《煤炭法》、《矿山
安全法》和《煤矿安全监察条例》制定本规程。 
 
【解读】本条是关于制定本《煤矿安全规程》(简称《规程》)目的和依据的规定。 
 
煤矿企业在生产建设过程中必须消除危险并且保证职工人身不受伤害、预防事故发生
确保生产正常进行。这是直接关系到保护生产力和发展生产的一项重要任务也是对煤矿生
产的一项基本要求。我国95%的煤矿是井工开采。其主要特点是井下作业环境差、劳动强
度大地质条件复杂经常受到顶板、瓦斯、矿尘、水、火等灾害的威胁井下生产是多工
种、多系统交叉作业生产工艺复杂存在安全装备水平低、员工素质不高等不安全因素。
目前我国煤矿事故多、伤亡大、职业病严重的状况尚未得到根本的好转。为此根据煤矿
生产的特点和具体条件以及对安全生产的具体要求制定保障煤矿安全的毛煤矿安全规
程)运用法律的形式来规范人的行为和技术标准使其具有强制性的效力。 
《煤矿安全规程》是我国安全生产法律体系中一部重要的行政法规它与矿山安全生产
的法律是互相衔接的基本精神完全一致可以说是矿山安全生产法律的具体化。因此(煤
炭法》、《矿山安全法》和《煤矿安全监察条例》是《煤矿安全规程》制定的直接依据。 
 
第二条  在中华人民共和国领域从事煤炭生产和煤矿建设活动必须遵守本规程。 
 
【解读】本条是对《规程》适用范围的规定。 
 
本规程适用于中华人民共和国领域。领域包括领土和领海。从事煤炭生产和煤矿建设活
动的主体包括全民所有制煤矿企业、城镇和乡镇集体煤矿企业、中外合资(合作)经营煤矿
企业、股份制煤矿企业等。《规程》制定的目的就是为了保障煤矿生产安全和职工人身安
全。因此所有煤炭生产和煤矿建设活动都必须符合这个目的满足这个要求都必须遵守
本规程的相关规定。 
 
第三条  煤矿企业必须遵守国家有关安全生产的法律、法规、规章、规程、标准和技术
规范。 
煤矿企业必须建立、健全各级领导安全生产责任制、职能机构安全生产责任制、岗位人
员安全生产责任制。 
煤矿企业应建立、健全安全目标管理制度、安全奖惩制度、安全技术措施审批制度、安
全隐患排查制度、安全检查制度、安全办公会议等制度。 
煤矿企业必须建立各种设备、设施检查维修制度定期进行检查维修并做好记录。 
 
【解读】本条是关于煤矿企业建立安全管理制度的规定 
 
1煤矿企业有权依照法律、法规的规定从事煤炭生产和煤矿建设活动。同时煤矿企
业也必须依照法律、法规的规定履行相应的义务其中包括遵守国家有关安全生产的法律、
法规保障安全生产的义务。 
2煤矿安全管理制度是保证各项安全法律、法规正确实施的重要制度包括安全生产 
4 责任制]安全目标管理制度、安全奖惩制度、安全措施措施审批制度、安全隐患排查制度、
安全检查制度、安全办公会议制度和种设备、设施检查维修制度等它们是为了预防煤矿事
故而制定的可为分析事故提供依据。能否有铲地防止煤炭事故的发生安全管理制度起着
极为重要的作用。因此煤矿企业必须建立健全各项安全管理制度并以制度的武功加以规
范以强制力保证它的实施。 
3安全生产责任制度是对各级领导干部、职能部门和各类人员所规定的在他们各自
职责范围内对安全生产应负的责任制度它是根据“管生产必须管安全”的原则制定的
是所有安全管理制度的核心。所有安全管理制度中的要求只有通过安全生产责任制度才能
具体分解到各岗位的工人、各级干部、职能部门及其他工作人员身上。明确责任分工负责
才能形成完整有效的安全管理体系再通过安全生产责任制度的落实从源头上消除事故隐
患从制度上预防煤矿事故的发生。 
 
第四条  煤矿企业必须设臵安全生产机构配备适应工作需要的安全生产人员和装备。 
 
【解读】本条是关于安全生产机构设置和人员、装备配备的规定。 
 
安全生产机构是指煤矿企业内部设置的负责安全生产管理的机构或部门。安全生产机构
主要负责落实国家有关安全生产的法律、法规和煤炭行业强制性标准监督检查安全生产措
施的落实组织安全生产检查活动排查整改事故隐患参与或主持事故调查、分析和处理
以及负责日常安全生产无人管理、无人负责。设有相应的机构安全生产管理就会落实。安
全生产事关重大煤矿企业能否实现安全生产可能会影响一个地区甚至整个社会的稳定。
因此把设置安全生产机构、配备人员和装备纳入规程规定是十分必要的。 
 
第五条  煤矿安全工作必须实行群众监督。煤矿企业必须支持群众安全监督组织的活
动发挥职工群众安全监督作用。 
职工有权制止违章作业拒绝违章指挥当工作地点出现险情时有权立即停止作业
撤到安全地点当险情没有得到处理不能保证人身安全时有权拒绝作业。 
 
【解读】本条是关于安全工作实行群众监督和职工在安全生产方面权利的规定。 
 
1群众监督是指工会组织代表职工依法对煤矿企业安全生产法律、法规贯彻实施况
进行监督维护职工的合法权益。充分发挥工会在安全生产工作中的监督作用既是全生产
方针所规定的也是建立安全生产群防群治制度的客观需要。《安全生产法》规工会在安全
生产方面的监督职责主要包括对建设项目安全设施的监督权对企业违反全生产法律、法
规侵犯职工合法权益行为的监督权对违章指挥、强令冒险作业或者现重大事故隐患时
有权提出解决问题的建议发现危及职工生命安全的情况时有建撤离危险场所权有参加
安全生产事故调查处理权等。 
2违章作业是指违反规章制度不服从管理冒着危险进行作业的行为违章指挥指
管理人员违反国家关于安全生产的法律、法规和有关安全规程、规章制度的规定对工生产
活动进行指挥。违章作业、违章指挥违背了"安全第一"的方针侵犯了职工的法权益是严
重的违法行为也是直接导致煤矿事故的重要原因。因此规定职工有权止违章作业拒绝
违章指挥对于维护正常生产秩序有效防止煤矿事故发生保护职人身安全具有十分重
要的意义。 
3职工突然遇到危及人身安全的险情如瓦斯超限如果不停止作业或撒到安全地 
5 就可能因为发生瓦斯爆炸事故造成重大的人员伤亡。本条赋予职工在险情没有排除的况下可
以停止作业及时撒到安全地点的权利这对保证职工的生命安全是十分重要的。 
 
第六条  煤矿企业必须对职工进行安全培训。未经安全培训的不得上岗作业。矿务
局(公司)局长(经理)、矿长必须具备安全专业知识具有领导安全生产和处煤矿事故的能力
并经依法培训合格取得安全任职资格证书。特种作业人员必须按国家有关规定培训合格
取得操作资格证书。 
 
【解读】本条是关于对煤矿企业职工进行安全培训的规定。 
 
1(煤炭法》第40条规定“煤矿企业应当对职工进行安全生产教育培训未经安全产
教育培训的不得上岗作业。”《规程》把对职工进行安全培训纳入规定也是有法律据的。
实践证明安全培训是实现安全生产的一项重要基础工作。只有经过安全培训能提高职工
搞好安全生产的自觉性、积极性和创造性才能掌握安全生产知识提高安生产技能增强
事故预防及应急处理能力自觉贯彻执行"安全第一、预防为主、综合理"的方针和安全生产
法律、法规遵守安全生产规章制度和“三大规程”这也是煤职工应当具备的基本素质。
因此安全培训的基本内容包括安全意识、安全知识和安全能教育的培训。 
2局、矿长在煤矿企业中处于决策者、指挥者的地位他们安全意识的强弱、掌握企
生产知识的多少、事故应急救援指挥能力的高低对企业的安全生产和发生事故后的援工作
具有十分重要的影响。安全生产管理的能力和水平不是凭空而来的必须经过专门的培训
培训合格后持证上岗。 
3由于煤矿井下作业环境比较特殊危害因素较多。因此国家对煤矿企业可能引发
事故的岗位和工种非常重视。《矿山安全法》第26条规定“矿山企业安全生产的特种作业
人员必须接受专门培训、操作的设备、操作的内容等具有较大的危险性容易对其本人、他
人以及周围设施的安全造成重大危害的作业人员。如果从事特种作业人员加强培训严格考
核要求其持证上岗对保障安全生产防止和减少煤矿企业重特大事故的发生十分必要。” 
 
第七条  煤矿使用的涉及安全生产的产品必须取得煤矿矿用产品安全标志。未取得煤
矿矿用产品安全标志不得使用。 
试验涉及安全生产的新技术、新工艺、新设备、新材料胶必须经过论证、安全性能检
验和鉴定并制定安全措施。 
 
【解读】本条是对涉及安全生产产品的安全标志和试验涉及安全生产新技术等的规定。 
 
1煤矿使用的涉及安全生产的产品凡是符合国家安全标准或者行业标准的都颁发安
全标志。无安全标志的往往是伪劣产品未经检验合格如果使用很可能导致重特大事故。
此种情况多见于乡镇个体煤矿购置矿用设备、器材贪图“便宜”结果无安全标志设备入
井常常引发煤矿事故1989年4月28日9时20分湖南省嘉禾县某煤矿工人手持自制
土矿灯三节手电池用铁板夹紧以铁丝连接产生电气火花引起瓦斯爆炸事故死亡
17人。 
2试验涉及安全生产的新技术、新工艺、新设备、新材料顾名思义就是未经检验
合格的“试验品”不应盲目使用。因为对这些陌生的“东西”存在哪些不安全因素如何
加以控制往往了解不多、认识不足对其安全技术性能掌握得不充分或者试验时没有采
取有效的安全措施容易造成事故。因此试验涉及安全生产的新技术、新工艺、新设备、 
6 新材料前必须经过论证、安全性能检验和鉴定。并制定安全措施这是确保试验安全的一
项重要制度。 
 
第八条  煤矿企业在编制生产建设长远发展规划和年度生产建设计划时必须编制安全
技术发展规划和安全技术措施计划。安全技术措施所需费用、材料和设备等必须列入企业财
务、供应计划。 
 
【解读】本条是关于编制安全技术发展规划和安全技术措施计划的规定。 
 
安全技术发展规划是指根据生产建设发展的需要所采取的安全技术措施。安全技术措施
计划是根据安全技术发展规划和针对生产中存在的重大不安全问题和职业危害而制定年度
计划。 
为了使煤矿安全工作随着生产建设的发展逐步走向有计划的建立正常的安全工作秩
序创建安全健康的劳动条件克服只抓产量而削减或不管安全技术措施工程造成大量安
全欠账的严重问题。因此为确保安全生产煤矿企业在编制生产建设长远发展规划和度生
产建设计划时必须同时编制安全技术发展规划和安全技术措施计划。 
安全投入是保障煤矿企业具备安全生产条件的必要物质基础。改善劳动条件提高矿的
抗灾能力没有一定的资金作保证安全生产将难以实现。因此煤矿企业有必要建安全技
术措施专项资金并列入财务、供应计划专项存储、专项核算统筹安排保重点、有效
合理地使用。 
 
第九条  煤矿企业必须编制年度灾害预防和处理计划并根据具体情况及时修改。灾预
防和处理计划由矿长负责组织实施。 
煤矿企业每年必须至少组织1次矿井救灾演习。 
 
【解读】本条是关于编制矿井灾害预防和处理计划的规定。 
 
矿井灾害预防和处理计划(以下简称《计划》)是指为了防止灾害的发生和在一旦发预
先制定的抢险救灾方案。它是煤矿生产建设活动必不可少的安全管理措施。1985月2日
四川省某煤矿轨道上山因岩溶裂隙透水泥浆和砾石将上山下口堵住7名被困在上山里。
在抢救过程中因无矿井灾害预防和处理计划抢救人员盲目行动救人心切结果造成重
大失误致使61名救援人员死亡。血的教训说明制定矿井预防和处理计划是非常必要的。
同时煤矿企业每年至少按照《计划》方案组织一井救灾实战演习对演习中暴露出来的
问题和漏洞必须采取措施立即整改不断和补充完善《计划)增强其《计划》的针
对性、有效性和实用性。 
 
第十条  入井人员必须戴安全帽、随身携带自救器和矿灯严禁携带烟草和点火物严禁
穿化纤衣服入井前严禁喝酒。 
煤矿企业必须建立入井检身制度和出入井人员清点制度。 
 
【解读】本条是对人井人员安全行为和出人井制度的规定。 
 
人井不戴安全帽、不随身携带自救器和矿灯携带烟草和点火物品入井人井前喝酒化
纤衣服人井等违章违纪行为都是导致事故的危险源。  
7 诸如矿工人井前喝酒往往神志昏沉精力不集中工作中容易出现差错携带烟草火
物品入井一旦摩擦起火或吸烟不仅容易发生火灾遇有瓦斯、煤尘超限还会瓦斯、煤
尘爆炸化纤服装绝缘电阻大当人体活动时它与身体摩擦产生静电可起瓦斯爆炸引
爆电雷管遇有火灾事故时还会加重对人体的伤害自救器俗称器"当遇有火灾、瓦斯
爆炸事故因缺氧或产生大量有毒有害气体容易造成人员或中毒因此《规程》规定入井
人员必须随身携带自救器。实践证明不仅要随身携带自救器还要会正确使用。1997年
11月13日19时20分安徽省淮南矿务局某矿发生一起瓦斯煤矿事故其中8名工作因会
正确佩戴自救器而脱离灾区逃生另外44人由于不会正确佩戴自救器一氧化碳中毒死亡。 
煤矿企业建立入井检身制度也是对上述违章违纪行为采取的重要防范措施之一从“井
口”源头抓起杜绝危险源。出入井人中清点制度既是对职工考勤的需要也是为井下一
旦发生事故便于查询人员下落进行应急救援的需要。 
 
第十一条  煤矿企业应有创伤急救系统为其服务。创作急求系统配备救护车输、急救器
材、急救装备和药品等。 
 
【解读】本条是关于煤矿企业建立创作急救系统的规定。 
 
创伤急救系统是指保证《矿井灾害预防和处理计划》对创伤急救规定进行了的具体落实
所需要的组织、人力、物力以及协调等方面的总和。煤矿创伤急救系统一般包括急救指挥、
急救通讯、急救运输、急救医疗和急救培训创伤急救系统应能及时启动对负伤创伤为
防止事故扩大使伤员能够及时得到救治创伤急求系统应能及时启动对负伤人员实施创
伤急救目的是最大限度地减少人员伤亡。为适应创伤急救工作的需要应对人员人实施创
伤急救人员进行培训和必要的演练确保煤矿发生事故时能够立即投入创伤急救工作中来。 
必要的急救车辆、器材、装备和药品是创伤急救不可缺少的工具和手段平时应配备齐
全满足急救工作的需要为确保急救器材、装备在煤矿发生事故时用得上、用得好还应
对其进行经常性的维护、保养。 
 
第十二条  井工煤矿必须及时填绘反映实际情况的下列图纸 
㈠矿井地质和水文地质图。 
㈡井上、下对照图。 
㈢巷道布臵图 
㈣采掘工作平面图。 
㈤通风系统图。 
㈥井下运输系统图。 
㈦安全监测装备布臵图。 
㈧排水、防尘、防火注桨、压风、充填、抽放瓦斯等管路系统图。 
㈨井下通信系统图。 
㈩井上、下配电系统图和井下电气设备布臵图。 
(十一)井下避灾路图。 
 
第十三条  露天煤矿必须及时填绘反映实际情况的下列图纸 
㈠地形地质图。 
㈡工程地质平面图、断面图综合水文地质平面图。 
㈢采剥工程平面图、断面图。  
8 ㈣排土工程平面图。 
㈤运输系统图。 
㈥输配电系统图。 
㈦通信系统图。 
㈧防排水系统及排水设备布臵图。 
㈨边坡监测系统平面图、断面图。 
㈩井工老空与露天矿平面对照图。 
 
【解读】第十二、十三条是关于井工煤矿和露天煤矿填绘图纸的规定。 
 
矿图是指反映煤炭企业生产建设工程相互位置和相互关系的图纸它是根据地面和井下
(坑下)测量结果按一定的比例尺和国家统一规定的图例、符号绘制而成的。企业管理人员、
工程技术人员和工人都要借助图纸了解矿井自然条件的变化和工程进展情况。图纸是指挥生
产建设活动和进行事故救援必不可少的重要工具。如不跟踪测量及时填绘图纸很容易造
成误导发生事故。2003年7月26日10时3分江西省吉水县某煤矿由于没有对主上
山掘进工程及时跟踪测量、填绘图纸掘穿隔水煤柱还不知道又没按规E排探放水结
果爆破后引起老空透水死亡12人。为保证图纸及时、准确、无误必须建立制图、绘图、
审图和执行情况的检查制度。同时要注重对测量、绘图人员的培训提高他们的安全意识
和绘图技能确保图纸及时填绘准确无误。 
 
第十四条  煤矿发生事故后煤矿企业主要负责人和技术负责人必须立即采取措施组织
抢救矿长负责抢救指挥并按有关规定及时上报。 
 
【解读】本条是对煤矿事故抢救和报告制度的规定。 
 
煤矿发生事故后组织抢救是煤矿企业的首要任务以防止事故扩大尽量减少人员
伤亡和财产损失。《安全生产法》第42条规定"生产经营单位发生重大生产安全事故时单
位负责主要负责人应当立即组织抢救。"这是一项法定职责。发生事故后如果无人组织指
挥事故抢救或抢救不积极、不及时就会导致事故损失扩大。事故抢救是一项任务紧、难
度大、涉及面广的工作只有统一、有效地组织起来才有可能做好所以《规程》依据法
律规定赋予了煤矿企业主要负责大和技术负责人相应的义务。 
煤矿一旦发生事故矿长应当根据实际情况依照有关规定及时、如实地向上级有关
部门报告事故的有关情况。这一规定的主要目的是为了保证上级有关部门能够及时、如实掌
握事故的情况以及组织救援和调查处理事故。 
  
第二编  井工部门  
第一章  开  采  
第二章 第一节  一般规定  
第十五条  单项工程、单位工程开工前必须编制施工组织设计和作业规程并组织每
个工作人员学习。 
 
【解读】本条是关于编制、学习施工组织设计与作业规程的规定。 
 
施工组织设计和作业规程是施工单位为完成某项单项工程或单位工程根据《煤矿安全
规程》以下简称《规程》和设计文件结合工程的具体情况而编制的重要技术文件。其内
容包括工程概况及施工环境条件地质、水文地质和瓦斯、煤尘情况施工方案、施工工
艺和作业方式劳动组织与循环图表工程质量标准与文明施工特殊地层的施工技术安
全措施及注意事项主要经济技术指标组织保证措施等。其性质是指导施工的行为规范
具有法规性质。 
单项工程、单位工程开工前必须组织每个工作人员学习施工组织设计和作业规程。通
过学习每个工作人员对工程事先有一个形象全面的了解做到心中有数大家心往一处
想劲往一处使。各负其责规范行为有机配合统一行为。为使工程达到设计要求实
现安全、优质、快速、高效、低耗的预定目标而共同努力工作。 
 
第十六条  开凿平硐、斜井和立井时自井口到坚硬岩层之间的井巷必须砌碹并向坚
硬岩层内至少延深5m。 
在山坡下开凿斜井和平硐时井口顶、侧必须构筑挡墙和防洪水沟。 
 
【解读】本条是对井口必须砌碹的规定。 
 
井口是矿井的咽喉从井口到坚硬岩层之间的岩层大多是松散含水的表土层和破碎风
化的岩层。井口附近有建筑物会使该段井壁承受较大的地压、土层侧压力、构筑物自重加
提升载荷传来的垂直压力。同时该段井壁还要承受由于地层下沉生产的垂直附加力。在不
均无侧压的作用下该段井壁的某些区域会产生拉应力加上考虑地震灾害的影响因此
该段井壁必须砌碹。砌碹材料还要满足防火的需要。 
砌碹的长度要向坚硬岩层中至少延深5m这是考虑应将该段井壁与坚硬岩层固连成
壁体以共同抵抗外力提高对松散含水层突水淹井的能力。 
 
第十七条  掘进井巷和硐室时必须采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、
装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。 
冻结法凿井和在遇水膨胀的岩层中掘进不能采用湿式钻眼时可采用干式钻眼但必须
采取捕尘措施并使用个体防尘保护用品。 
  
10 【解读】本条是对掘进井巷和硐室时必须采取综合防尘措施的规定。 
 
掘进井巷和硐室时在打眼、爆破、装载、支护和运输、提升的过程中会产生大量的
矿尘(岩尘、煤尘和水泥粉尘的总称)。 
矿尘的危害极大主要表现在以下三个方面 
(1)污染劳动环境降低生产场所的能见度影响劳动效率和操作安全加重机械的磨
损。 
(2)危害人体。人们长期吸入矿尘轻者会引起呼吸道炎症重者会患矽肺病、煤肺病、
煤矽肺病、水泥尘肺病统称尘肺病。据统计煤矿死于尘肺病的人数是工伤人数的45
倍。 
(3)煤尘能燃烧或爆炸。煤尘燃烧酿成火灾。可爆性煤尘在一定条件下会爆炸产生
巨大的冲击力毁坏巷道的支架、设备生成大量的一氧化碳其浓度可达3%可造、员
大量伤亡爆炸后瞬时温度可达2300℃2500℃在这样的高温下可能再引爆扬起的煤尘
造成连续爆炸。 
为了消除岩尘和煤尘的危害必须采取湿式钻眼冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、
装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。 
为了消除水泥粉尘的危害喷混凝土时可采取潮拌料、双水环预加水、加强喷射机密
封、使用湿喷机、净化风流和个人防护等综合防尘措施。 
作业场所空气中粉尘浓度应符合本《规程》第七百三十九条的规定。 
 
第十八条  每个生产矿井必须至少有2个能行人的通达地面的安全出口各个出口间的
距离不得小于30m。 
采用中央式通风系统的新建和改扩建矿井设计中应规定井田边界附近的安全出口。当
井田一翼走向较长、矿井发生灾害不能保证人员安全撤出时必须掘出井田边界附近的安全
出口。 
井下每一个水平到上一个水平和各个采区都必须至少有2个便于行人的安全出口并与
通达地面的安全出口相连接。未建成2个安全出口的水平或采区严禁生产。 
井巷交岔点必须设臵路标标明所在地点指明通往安全出口的方向。井下工作人员
必须熟悉通往安全出口的路线。 
 
【解读】本条是对生产矿井安全出口的规定。 
 
每个生产矿井、每个水平、每个采区和每个采煤工作面都必须设置2个能行人的安全
出口其作用是 
?构成矿井通风系统或各个分区通风系统时必须有进风口和出风口即两个出口。 
?当矿井发生灾害时被灾害围困人员能通过两俱安全出口安全撤离灾区。若此时停电
撤离人员可不依靠提升设备而步行撤离。 
?便于救护队员通过两个安全出口接近或到达灾区进行抢险救灾抢救和护送伤员。 
在上述情况下如果其中的一个安全出口的通道受到灾害影响或被堵塞不能通告时另
一个安全出口可以正常发挥作用。所以一个安全出口是不行的必须至少有两个能行人员
的安全出口未建成2个出口的水平或采区严禁生产。 
通达地面的各个安全出口之间的距离规定为不得小30m。如果距离近会使相邻两个安
全出口通道之间的围岩受地应力叠加和爆破震动的影响不利于井巷的施工和维护也不利
于出口处地面工业广场的布置满足不了生产需要。距离过大则会增加工业广场占地增 
11 加开拓量增加压煤量。 
 
第十九条  对于通达地面的安全出口和2个水平之间的安全出口倾角等于或小于45°
时必须设臵人行道并根据倾角大小和实际需要设臵扶手、台阶或梯道。倾角大于45°
时必须设臵梯道间或梯子间斜井梯道间必须分段错开设臵每段斜长不得大于10m立
井梯子间中的梯子角度不得大于80°相邻2个平台的垂直距离不得大于8m。 
安全出口应经常清理、维护保持畅通。 
 
【解读】本条是磁于安全出口设置人行道和梯道的规定。 
 
本条的制定是以人为本充分考虑和照顾到在平时或一旦发生安全事故时使井下作业
人员能更方便、更迅速地借助安全出口逃生。当倾角小于或等于45°时设置人行道即可
大于45°时必须设置扶手、台阶或梯道斜井梯道间分段错开设置是为了防止发生意外
防止上边人或物跌落而影响后边人员的安全立井中梯子相隔8m设备平台以便让人员在
平台处稍事休息或作为保护平台。 
 
第二十条  主要绞车道不得兼作人行道。提升量不大保证行车时不行人的不受此限。 
 
【解读】本条是关于主要绞车道不得兼作人行道的规定。 
 
主要绞车道的运输繁忙如果绞车道上有人行走或作业容易发生跑车事故伤人。 
造成跑车事故的原因很多如由于矿车联接件插销、链环、接头及矿车底盘槽钢不
合格、钢丝绳断裂、矿车碰头插销孔磨损严重、绞车闸制动力不足、轨道铺设质量不标准
又未按规定时间检测或由于把钩工、绞车司机误操作插销未全部插进去或没有插销防
脱装置绞车司机不带电下放矿车或运输途中物料从车上掉下来等等原因都会造成跑车
事故。 
因此必须遵守主要绞车道不得兼作人行道的规定做到行人不行车行车不行人、不
作业。 
1976年9月13日某矿四斜井工人上下班在绞车道行走时进行"对绳"由于使用一
个绳卡和旧绳套挂2辆矿车其抗拉强度、安全系数不够引起矿车下滑拉断绳套发生
跑车而绞车道上又没有跑车防护装置造成6人死亡、4人重伤、22人轻伤的严重事故。 
 
第二十一条  巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施
工的需要并符合下列要求 
(一)主要运输巷和主要风巷的净高自轨面起不得低于2m。架线电机车运输巷的净高
必须符合本规程第三百五十六条和第三百五十七条的有关要求。 
(二)采区(包括盘区以下各条同)内的上山、下山和平巷的净高不得低于2m薄煤层
内的不得低于18me 
采煤工作面运输巷、回风巷及采区内的溜煤眼等的净断面或净高由煤矿企业统一规定。 
巷道净断面的设计必须按支护最大允许变形后的断面计算。 
 
【解读】本条是对巷道净断面及净高的规定。 
 
巷道净断面的确定必须符合巷道用途和安全的要求满足行人、运输、通风和安全设 
12 施及设备安装、检修、施工的需要。如架线电机车运输巷架线的悬挂高度就规定了架线与
棚梁之间的最短距离风巷的净断面积必须按《规程》规定的允许风速进行验算。本规定中
的"不低于"多少距离是保证使用与安全的最低尺寸要求既不能低于也不能盲目增大
目的是在满足使用、安全的条件下尽量减少巷道工程量以降低成本。由于有的巷道处于
岩质破碎或遇水膨胀岩层地区地压大永久支护会发生变形使巷道净断面缩小影响安
全使用。此时不能只考虑减少巷道工程量还要考虑支护最大t变形后仍能安全使用。所
以巷道净断面的设计必须按支护最大允许变后的断面计算。 
 
第二十二条  运输巷两侧(包括管、线、电缆)与运输设备最突出部分之间的距离应符
合下列要求 
(一)新建矿井、生产矿井新掘运输巷的一侧从巷道道碴面起16m的高度内必须留有
宽0.8m(综合机械化采煤矿井为1m)以上的人行道管道吊挂高度不得低于18m巷道另一
侧的宽度不得小于0.3m(综合机械化采煤矿井为0.5m)。巷道内安设输送机时输送机与巷
帮支护的距离不得小于0.5m输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维
修的需要并不得小于0.7m。巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分与巷
帮支护的距离不得小于0.3m。 
(二)生产矿井已有巷道人行道的宽度不符合本条第一款第(一)项的要求时必须在巷道
的一侧设臵躲避周2个躲避周之间的距离不得超过4m。躲避凋宽度不得小于1.2m深度
不得小于0.7m高度不得小于1.8m躲避硐内严禁堆积物料。 
(三)在人车停车地点的巷道上下人侧从巷道道碴面起1.6m的高度内必须留有宽1m
以上的人行道管道吊挂高度不得低于1.8m。 
 
【解读】本条是对运输巷两侧与运输设备最突出部分之间间距和设人行道、躲避硐的规
定。 
 
1990年10月25日某矿卧牛井-150m水平西大巷电机车运输巷巷道因压力大
底鼓变形。事故发生处人行道一侧底板碹墙距轨道0.6m距底板高1.2m左右电机车边
缘跑碹墙仅0.225m。1名安全监察员去西大巷检查工作与迎面开来的电机车相遇司机没
有紧急刹车继续行驶当人与车交错时被车挤倒在机车与碹墙之间挤出3m远挤伤胸部。
肋骨骨折13根送到局医院后抢救无效死亡。这起事故的原因除了司机违章驾驶外另
一个原因就是违反了本条一、二款的规定人行道狭窄又不设躲避硐。 
据不完全统计因巷道宽度不够使人员被挤、压、碰、撞的事故占运输事故的4.6%
这些血的教训是制定和必须执行本条规定的最重要依据。 
生产矿井已有巷道人行道的宽度不符合本第一款一项的要求必须在巷道的一侧设
置躲避硐车来进硐车停人行。 
 
第二十三条  在双轨运输巷中2列列车最突出部分之间的距离对开时不得小于0.2m
采区装载点不得小于0.7m矿车摘挂钩地点不得不于1m。车辆最突出部分与巷道两侧距离
必须符合本规程第二十二条的要求。 
 
【解读】本条是关于双轨运输巷中2列列车最突出部分之间距离的规定。 
 
由于轨道或路基铺设质量不合标准、巷道底鼓、车厢变形失修、弯道处运行时车辆外伸
内缩等原因使在双轨巷道中2列列车最突出部分之间的距离又称安全间隙过小会 
13 导致对开列车相刮或相撞事故的发生而酿成伤亡事故。因此本条对此安全间隙和人行道
作了明确规定。 
 
第二十四条  采区结束回撤设备时必须编制专门措施加强通风、瓦斯、防火管理。 
 
【解读】本条是关于采区结束回撤设备时必须编制专门措施的规定 
采区结束后成为采空区原有的通风系统已经心迹、采煤、支架、充填、排水、运输等
机电设备、设施已经停止作业需要拆运。在封闭之前回撤设备时由于疏于防范和管理
或因设备、管路等金属物件互相摩擦、碰撞或处理电缆接头时产生火花或因通风、废气
排放不畅使有毒有害气体积聚或因没进行煤层注水、洒水不充分使煤炭自然发火等等而
酿成事故灾害。 
因此必须针对回撒设备时可能发生的安全问题和隐患编制专门措施加强通风、 瓦
斯、防火管理以杜绝事故的发生。 
 第二节  井巷掘进和支护  
第二十五条  凿井期间井口工作范围必须用栅栏围住人员进出地点必须安装栅栏 
门井口必须设臵封口盘和井盖门井盖门的两端必须安装栅栏封口盘和井盖门必须坚 罔
严密并采用不燃性材料。 
 
【解读】本条是对凿井期间井口防护的规定。 
 
立井开凿时为了满足提升、翻卸矸石、砌筑井壁和悬吊井内各种施工设施的需要 必
须设置一系列的结构物其中包括井架、天轮平台、卸研台、封口盘、固定盘和吊盘 等。 
封口盘也叫井盖上安设井盖门。封口盘是作为升降人员、设备、下放材料和拆装 各
种管路的工作台同时又是保护井上、井下工作人员安全的结构物可防止从井口向下 掉
落工具、矸石杂物等。 
封口盘采用钢结构或钢木结构由工字钢梁架、花纹钢板盘面、钢木结构的井盖门和 各
种管路通过孔口的盖门等组成。整个封口盘内的所开口采用搭接压缝并在井盖门非 出车
两侧设立栅栏。在立井凿井期间工作面的施工人员在井口的正下方一旦井口坠 物落下
由于是自由落体运动当井筒较深时一根铁钉足以穿透安全帽致人死亡。因 此管好、用
好、安装好封口盘、井盖门是极其重要的。我国立井作业实践证明碎石、 矸石块、大
锤、锵头、手钳、纤杆、木板、钢梁、小型设备、人员落入井筒的事故屡见不 睛由此引
发的伤亡事故亦是十分惨痛的。只在物件、吊桶通过及爆破排炮烟时才可 啊开井盖门。 
1983年7月6日鸡西建井工程处在施工杏花立井副井井筒时固定吊盘的一个木楔
子坠入井底正好打在一名掘进工的头部造成该工人当场死亡。  
封口盘、井盖门设置在立井的咽喉位置封口盘的上部是井架井架上天轮平台布置
着各种提升天轮。井口盘的下方就是固定盘、吊盘、稳绳盘、腰泵房及井底工作面。 一旦
井架或封口盘着火严重时不仅会波及工业广场烧毁井架造成各种悬吊物及吊桶 坠井
而且烟火涌入井筒致使井筒内作业人员窒息。所以井口防火非常重要要严 格的防火
管理制度封口盘和井盖门都要采用不燃性材料。 
为了防止无关人员进入井口井口工作范围必须用栅栏围住人员进出地点必须安装 栏
门井盖门非出车两侧要安装栅栏。  
14  
第二十六条  采用普通凿井法施工时立井的永久或临时支护到井筒工作面的距离及 
止片帮的措施必须根据岩性、水文地质条件和施工工艺在作业规程中明确规定。 
 
【解读】本条是关于用普通凿井法时对空帮距离及防止片帮措施的规定。 
 
采用普通凿井法时从井底工作面到临时支护之间是空帮。空帮段的围岩是不加任何支
护的祼露围岩与空气、水接触而风化剥落或受爆破震动而破碎容易发生片帮伤人事故。
临时支护段之上是永久支护。临时支护段无念经是采用槽钢井圈、背板或是锚喷支护在地
压风化与爆破震动的影响下或临时支护质量不好或距离过长都会使岩石松动而发生片
帮事故。因此立井的永久或临时支护质量不好或距离过长都会使岩石松动而发生片帮
的措施。必须根据岩性、水文地质条件和施工工艺在作业规程中明确规定。 
 
第二十七条  立井井筒穿过表土层、砂层、松软岩层或煤层时必须有专门措施。采用
井圈或其他临时支护时临时支护必须安全可靠、紧靠工作面并及时时行永久支护。在建
立永久支护前每班应派人专人观测地面沉降和临时支护后面的井帮变化情况发现危险预
兆时必须立即停止工作撤出人员进行处理。 
 
【解读】本条是当立井井筒穿过表土层、砂层、松软岩层时必须有专门措施的规定。 
 
当立井井筒穿过表土层、砂层、松散岩层或煤层时与穿过稳定紧硬、含水量小的岩层
时有所不同。由于表土层含水、风化破碎砂层遇水易散甚至变成流砂松软岩层强度低
煤层可能赋存瓦斯等情况施工难度较大安全性较差。必须根据岩层赋存情况、岩石性质、
水文地质条件等编制专门措施选用合理的施工方法如冻结法、钻井法、注浆法、沉
井法、混凝土帷幕法等和施工工艺采用合适的临时支护、永久支护形式采取保证安全
质量的措施等以确保安全穿过。 
本条特别强调采用井圈或其他临时支护时临时支护要紧靠工作面不留空帮并及
时进行永久支护以减少围岩暴露的时间和距离防止片帮事故的发生。 
在穿过这些岩层时有可能出现地面沉降及临时支护后面的井帮发生位移、松动等情况
从而发生井筒坍塌事故。所以每班应派专人进行观测。发现危险预兆时必须立即停止工
作撤出人员妥善处理以确保安全。 
 
第二十八条  立井永久支护的质量必须符合设计要求。岩帮与支护之间必须填满灌实。
井壁出水时必须采取导水或堵水等措施。 
 
【解读】本条是对立井永久支护质量的规定。 
 
立井的矿井的咽喉担负矿井出煤、出矸、上下人员、运送材料及设备、铺设电缆管路
及通风等繁重任务。井筒投入生产后若进筒永久支护出现问题就是安全上的一大隐患
若停产进行维修将严重影响生产任务的完成。一旦矿井发生灾变事故井筒就是抗灾救援、
抢救伤员的主要通道必须保证提升畅通无阻。若因为井筒永久支护质量出问题灾救援、抢
救伤员的主要通道必须保证提升畅通无阻。若因为井筒永久支护质量出问题而影响救灾
后果将不堪设想。为了保证矿井的正常生产在建井施工时就必须认真执行“百年大计质
量第一”方针保证井筒永久支护质量符合设计要求达到标准。  
15 混凝土和水泥砂浆的抗拉强度只有抗压强度的1/10左右受拉时容易断裂。如果岩P
与支护之间有空隙当井帮围岩变形或有松脱的岩块与井壁接触时井壁因受力不均匀E
产生拉应力使井壁混凝土受拉产生裂纹或裂缝强度大大降低而破坏。为避免这种情t的
发生岩帮与支护之间必须填满灌实使井壁与岩帮结成一个整体并均匀受力。井壁出水时
井筒会出现淋水并沿井壁流淌它不仅会破坏井筒内和井筒与井底车场9生产环境而且会
影响矿工的身体健康和安全生产更为严重的是 
(1)在井筒施工期间如果井帮有较大淋水会使浇灌的混凝土井壁的水泥浆大量流足
导致混凝土强度大大降低。 
(2)井壁出水可引起井筒附近岩层的静水压力降低使井筒附近的地层下沉导致井自
混凝土井壁破坏、变形。20世纪8年代末到9年代初期黄淮海地区的究州、大屯、食州、
淮北及东北地区相继有十几口井筒由于在深厚表土层底部含水层与基岩交界处井庭出水
地表下沉导致井壁破裂涌水混凝土井壁剥离、钢筋断裂、井内罐道梁变形弯曲造成卡
脖子和碰罐现象对井筒安全构成了威胁。 
(3)在生产矿井中立井井筒中钢罐道、钢罐道梁等井筒装备主要由普通A3碳钢加工制
造。这些设备如果长期处于潮湿状态和酸碱淋水浸蚀的环境中金属构件表面凝聚的水分子
与渗入钢铁中的许多杂质在金属表面形成无数个微型原电池产生电化学作用。钢铁表面
不断电解铁离子与水溶液中氧化物结合发生氧化作用使钢铁生锈。铁锈为松院物质会
使钢铁表面层层暴露层层锈蚀脱落。腐蚀速率达0.3-12mao据1981年民炭部对全国煤矿
立井井筒装备腐蚀情况调查在22个矿务局近14个井筒中(其中华民华南占104个)工字钢
罐道梁的平均锈蚀厚度达0.17m(单侧厚度)而华东、华南跑区年平均锈蚀厚度高达0.25mo
两淮地区腐蚀程度尤为严重谢二副井、谢三副井和幡集一号井年平均腐蚀厚度分别达到
0.4m、0.5m和0.53mo徐州矿区年腐蚀厚度指0.2-0.3m。平顶山二矿、三矿主井均发现在井
口向下2m左右的罐道梁腹板有全部情蚀的情况o 
(4)造成严重经济损失。煤矿井筒装备的寿命平均为15年左右淋水造成的井壁破坏、
腐蚀严重的地区则不足10年。更换一次井筒和装备修复破坏的井壁不仅耗费大量人力
和物力而且要停产1-2个月会造成严重的经济损失。 
采用导水措施有如下作用 
(1)在井壁混凝土浇筑时可提高井壁混凝土质量和井壁抗渗能力。 
(2)导水管可作为注浆管便于璧后注浆封水。 
(3)水沿导水管导人井底避免了沿井壁流淌和水花在井筒装备表面四溅既避免了金
属构件浸泡在淋水之中又改善了井筒环境。 
堵水则采取注浆法进行堵水或加固。 
 
第二十九条  采用钻井法开凿立井井筒必须遵守下列规定 
(一)钻井的设计与施工最终位臵必须通过风化带并向不透水的稳定基岩至少延深5m。 
(二)钻井期间采用封口平台时必须将井口封盖严密采用井口梁时必须有可靠的
防坠措施。 
(三)钻井过程中护壁泥浆的各项参数必须定时测定发现问题立即调整。井筒内的泥
浆面必须保持高于地下静止水位。 
(四)钻井时必须测定井筒的偏斜度。偏斜超过规定时必须及时纠正。井筒偏斜度及测
点的间距必须在施工组织设计中明确规定。钻井完毕后。必须绘制井筒的纵横剖面图井筒
中心线和截面必须符合设计要求。 
(五)预制井壁的质量必须逐节检查鉴定。进壁连接部位必须有可靠的防蚀、防水措施
合格后方下沉井壁。  
16 (六)井壁下沉完成后必须检查井壁偏斜度只有符合要求后方可进行壁后充填壁后
充填必须密实。充填材料必须经过试验满足强度和凝固时间的要求并保证能够臵换出泥
浆。开凿沉井井壁的底部或开掘马头门之前必须检查破壁处及其上方1530m范围内壁后
充填质量发现不合格时必须采取可靠的补救措施。 
(七)开凿沉井井壁的底部和开掘马头门采用爆破作业时必须制定安全措施。 
 
【解读】本条是关于采用钻井法开凿产井进筒必须遵守的规定。 
 
钻井法是用钻井机钻凿立井井筒的方法。 
钻井法凿井的工序主要分钻井、井壁制作和漂浮下沉、壁后充填固定井壁以及破底开
凿等四个步骤。从工程角度出发采用钻井法凿井施工技术其钻井工艺是核心技术井壁
漂浮下沉后壁后充填固井是关键技术以保证井壁在特殊地质条件下具有足够的抵抗强度。
破底时与破底后井壁应保持稳定且要隔绝坚硬岩石与松散含水层的沟通。钻井最终位置的
确定方要取决于如下因素“ 
首先从地质、水文地质条考虑井筒穿过的第四纪、第三纪表土层是松散的含水层
表土层与基岩结合处还有一段基岩风化带。基岩经过风化后已不再具有基岩的力特性且
破碎、裂隙发育。经钻井工艺后风化带已和表土层沟通完全失去了岩石应有的稳定性。
因此钻井法凿井最终位置必须穿过风化带落底在坚硬的岩石中。 
其次钻井最终位置落在坚硬的岩石中永久井壁的锅底方能座在坚硬的岩石上才能
通过壁后注浆充填固井工序使井壁和锅底与坚硬岩石固结为一体彻底截断表土含水层、风
化带与坚硬岩石之间的水力连通保证截断表土含水层、风化带与坚硬岩石之间的水力连接
保证在破锅底施工时不致发生透水、涌砂等淹井事故。规定钻井最终位置必须深入到不透水
的稳定基岩至少5m这是我国通过钻井法凿井实践经验的总结和对井壁稳定性的资料进行
分析后提出的一条经验值这一数值既保证了井筒的坚固稳定又避免了因过深深入基岩而
造成的钻井困难和过高的费用。 
为了防止物件坠入井底在钻井期间采用封口平台时必须将井口封盖严密采用井
口梁时必须有可靠的防坠措施。 
在钻井过程中采用泥将护壁使泥浆在井帮上形成薄而轫的隔水泥坡在泥皮与泥浆
柱静压力的共同作用下维持井帮不致坍塌为此在钻井过程中要定时测定泥浆的各项
参数发现问题立即调整。 
井筒内泥浆压力必须高于地下水静水压力以免地下浸入井筒中为此井筒内的泥浆
面必须保持高于地下静止水位。 
钻井井筒尤其是成井井筒的垂直度直接影响着工程的质量和井筒的使用前者制约着井
壁的顺利下沉后者则影响着井筒内设备的布置和提升系统的安设。因此对井筒垂直度有较
高的控制指标300m内偏斜率不大于1?大于300m则按深度段以绝对偏斜值分段进行
控制。为了提高钻井井筒的垂直度必须对井筒的偏斜率作定期的测定根据实测资料采取
针对性的措施加以纠正。目前使用的测井仪器主要是JJJ-I型井径井斜仪和超声波测井仪。 
钻井产生偏斜的原因很多而且常常是各种因素综合作用的结果。钻进中没有坚持减压
钻进或减压值不够最容易造成偏斜。当地层倾斜岩石较硬又非均质以及表土层中有粘土结
核或砾石时都容易发生偏斜。 
根据长期钻井实践总结出有效的防偏措施主要有 
(1)为了避免开孔即偏离井口十字中心的误差钻井设备安装时即应严格规定各项允许
偏差值使悬吊中心通过转盘中心和十字中心线交点重合且转盘保持水平。 
(2)对钻具的弯曲度要进行检验。不使用弯曲度超限的主动钻杆、钻杆、钻头中心管 
17 刀盘的几何中心和质量中心应一致。在钻进软硬不均地层时尤其过强风化带进入完整基段
时操作要特别小心谨慎降低钻压提高转速并放慢进尺速度。为钻凿出较垂直的超前
孔应增加刷帮机会。另外还要加大冲洗液循环量尽可能不使工作面残留岩碴以免大块
岩石挤偏钻头。经验证明一个准确无误的井筒地质柱状图对指导钻孔防止偏斜是有现实意
义的。 
(3)合理选择钻头间隙增强导向作用。为防止钻头因地质变化致斜可人为地加长粗
径钻具即增大稳定器的问距、增多稳定器个数以增添尽可能多的扶正支撑点。同时要设计
出合理的钻头与井帮间的问隙值一般可按下式计算 L
B
a 
式中  α——钻井允许偏斜率? 
B——钻头与井帮间隙mm 
L——最上层稳定器上端与刀盘边刀之间距mm 
根据实践经验在钻井发生偏斜时一般可采取扫孔纠正偏斜法、偏心钻具纠正偏斜法
和扩孔纠正偏斜法。 
20世纪80年代初淮北矿务局童亭副井采用德国钻井机和钻井技术施工时由于井筒
偏斜度没有得到及时测定和控制井筒偏斜较大井筒有效断面减小在没有钻到设计深度
的情况下不得不下沉井壁改用普通凿井法施工井筒。 
钻井完毕后必须绘制井筒的纵横剖面图每隔510m绘制一张。偏斜拐点处必须绘
出求出不同深处的实际钻孔中心及偏离井筒设计中心的偏距和方位如图2-1-la和图2-l-lb
所示。钻进结束后要绘制出钻井井筒的有效断面图即不同深度水平剖面的内包络图如
图2-1-Ic。 
井壁由井壁筒(又称管柱)及井壁底两部分组成。井壁筒每节高度38m最下一节是井
壁底。井壁筒之间及其与井壁底之间用钢制法兰盘接头连接预制钢筋混凝土井壁的质量
必须逐节检查鉴定。井壁连接部位必须有可靠的防蚀、防水措施。目前多采用环氧沥青砂浆
作防蚀、防水剂在连接井壁的法兰盘外缘焊缝两侧各15m的宽度内均匀、连续地涂抹
经检查验收合格后方可下沉井壁。井壁下沉到底并校正后要进行壁后充填工作壁后充填
必须密实。 
 
  
18 图2-1-1井径井斜测量图 
(a)不同方位的垂直剖面图(b)不同深度的水平剖面图(c)井筒有效断面图 
 
充填材料应达到下列要求 
(1)浆液是真溶液而不是悬浊液。浆液粘度低流动性好可注性好能进入细小裂
隙的粉细砂层。 
(2)浆液胶凝时间可从几秒至几个小时范围内随意调节并能准确控制。浆液一经发生
胶凝就在瞬间完成。 
(3)浆液的稳定性好在常温常压下长期存放不改变性质不发生其他化学变化。 
(4)浆液无毒、无嗅对环境不污染对人体无害是非易燃、易爆之物品。 
(5)浆液对注浆设备、管路、混凝土结构物、橡胶制品等无腐蚀性.并且容易清洗。 
(6)浆液固化时无收缩现象固化后与岩石、混凝土、砂子等有一定粘结性 
(7)结石体耐老化性能好能长期耐酸、碱、盐、生物细菌等腐蚀并且不受温度、湿
度变化的影响。 
(8)浆液结合体有一定抗压、抗拉强度不龟裂抗渗性能好防冲刷性能好. 
(9)材料来源丰富价格便宜。 
(10)浆液配制方便容易掌握。 
充填材料必须经过试验。浆液的主要性能试验项目为粘度、凝胶时间、渗透能力、渗
透系数及抗压强度都必须合格。 
充填固定是当井壁漂浮下沉到底后通过充填管道向井壁外侧与钻井的井帮之间的环形
空间注入比重大于泥浆的充填材料并自下而上地将泥浆置换出来宠填材料凝固后即可
起到固结井壁和封水的作用(图2-1-2)。 
 
如果不进行壁后充填或壁后充填质量不合格井壁将漂浮移动或井壁与地层无法牢固
合或地下含水层相互串通或井壁与井帮之间留有压力非常高的洗井液给井筒的使带来
安全隐患。而这时一旦开凿沉井井壁底部或开掘马头门高压的洗井液或高压的地水将从炮
孔射出造成施工人员伤亡甚至出现淹井事故。所以在开凿沉井底部或马门之前必须
检查破壁处及其上方1530m范围内壁后的充填质量。检查合格后才对锅底或马头门的
井壁进行钻眼爆破工作。在进行此项工作之前必须制定安全措施止发生浆液射人事故及 
19 损伤爆破处以外的井壁。 
通常爆破破碎井壁的安全措施为 
(1)打眼前必须对破碎处及以上30m的壁后充填质量进行探查质量不合格要进壁后
注浆并且检查注浆效果。若注浆效果不合格禁止打眼。 
(2)多打眼少装药严格控制药量。 
(3)周边眼采用断裂控制爆破技术确保周边眼爆破不破坏爆破以外的井壁。 
 
第三十条  采用冻结法开凿立井井筒应遵守下列规定 
(一)冻结深度应穿过风化带延深至稳定的基岩10m以上。基岩段涌水较大时应加深冻
结深度。 
(二)钻进冻结孔时必须测定钻孔的方向和偏斜度测斜的最大间隔不得超过30m并
绘制冻结孔实际偏斜平面位臵图偏斜度超过规定时必须及时纠正。因钻孔偏斜影响冻结
效果时必须补孔。 
(三)地质检查钻孔不得打在冻结的井筒内。水文观测钻孔偏斜不得超出井筒深度不得
超过冻结段下部隔水层。 
(四)冻结管应采用无缝钢管焊接或螺纹连接冻结管下入钻孔后应进行试漏发现异常
时必须及时处理。 
(五)开始冻结后必须经常观察水文观测孔的水位变化。只有在水文孔冒水7天、水量
正常确认冻结壁已交圈后方可进行试挖。冻结和开凿过程中要经常检查盐水温度和流
量、井帮温度和位移以及井帮和工作面渗漏盐水等情况。检查应有详细记录发现异常
必须及时处理。 
(六)开凿表土层冻结段时可以采用爆破作业但必须制定安全技术措施。 
(七)掘进施工过程中必须有防止冻结壁变形、片帮、掉石、断管等安全措施。 
(八)生根壁座应设在含水较少的稳定坚硬的基岩中。 
(九)只有在永久井壁施工全部完成后方可停止冻结。 
(十)梁窝的设计和施工必须有防止漏水的措施。 
(十一)不论冻结管能否提拔回收对全孔必须及时用水泥砂浆或混凝土全部充满填实。 
冻结站必须用不燃性材料建筑并应有通风装臵。应经常测定站内空气中氨气氨的浓
度不得超过0.004%。站内严禁烟火并必须备有急救和消防器材。氨瓶和氨罐必须经过试
验合格后方准使用在运输、使用和存放期间应有安全措施。 
 
【解读】本条文是关于采用冻结法开凿立井井筒应遵守的规定。 
 
冻结凿井法是用制冷技术暂时冻结加固井筒周围不稳定地层并隔绝地下水后再进行凿
井的施工方法。 
冻结深度是否合理直接关系到冻结法施工的成败。如果冻结深度不够只到达风化带
而未进入稳定的基岩就进行井筒开凿则底部的含水层会从工作面突水造成淹井事故。 
1971年某矿主井冻结深度为106m冲积层厚度为97.6m副井冻结深度为106m
冲积层厚度为103.3m。主、副井分别施工至103.3m、106m时下部未冻砂砾层出水两
个井都被淹。 
1972年安徽皖北矿务局施工的刘桥副井表土深度为129.6m由于对下部基岩的含水
情况未作充分勘察情况不明冻结深度确定为145m只冻结到风化带当井筒掘进到143m
时工作面突水30m3/h因无排水设备而造成淹井后经排水掘到174m时再次涌水
达16m3/h被迫停掘采取注浆处理但在掘进中又出现第二次和第三次淹井。只得重新打 
20 钻进行二次冻结封堵了下部基岩水井筒才顺利施工到底。徐州矿区张集矿主井在施工过
程中由于实际冻结深度(101105.5m)小于冲积层实际厚度(106.6m)时冻结深度不够掘
至103.3m时工作面透水涌砂最大水量达432m3/h井筒淹没。后来只得在原井位重新
打钻冻结加大冻结深度封冻底部含水层。 
开滦矿区荆各庄矿副井在采用冻结施工法凿井时同样因为冻结深度不够未能将与冲
积层有水力联系的基岩含水层封堵住当施工转入基岩掘进时发生了工作面透水淹井上述
案例说明冻结深度必须穿过风化带进入稳定的基岩中只有这样才能隔绝上部流砂层或基
岩含水层。如果冻结深度不够瞧当井筒接近冻结段底部时透水岩层就会向井筒内大量涌
水造成淹井事故。至于为什么要进入10m则是在总结我国冻结凿井的实践基础上借鉴
国外经验经理论分析而得出的一个既能保证安全凿井在经济上又较为合适的一个经验值。
当基岩段涌水较大时则应加深冻结深度。 
冻结钻孔的施工质量直接影响冻结壁封闭形成和冻结壁的强度。冻结壁是用来抵抗地
压隔绝地下水和井筒的联系用来保护掘砌工作安全进行的一种特殊结构它决定着井筒
施工过程中的安全与凿井的成败因此必须要有一定的厚度和足够的深度。由于冻结壁能否
形成以及形成后的强度与厚度如何则完全取决于冻结孔的质量因而如果冻结孔偏斜过大
冻结壁交圈时间就长、强度就低有的甚至难以交圈给冻结井施工带来严重的安全隐患。
所以为了保证冻结法凿井的顺利、安全实施必须严格测定冻结钻孔的方向和偏斜度(表
2-1-1、图2-1-3)。 
钻孔偏斜大将延长冻结时间削弱冻结壁强度甚至导致冻结困难控制偏斜大小过
去用偏斜率目前则用终孔间距不得超过3m来控制更为严格合理。根据冻结要求和国内
打钻水平终孔间距可按冲积层厚度选取(见表2-1-2)。 
测定冻结钻孔的方向和偏斜度是提供绘制冻结壁形成图和编制冻结井筒掘砌施工作业
规程的依据。冻结孔测量数据要准确测点的深度、顶角、方位角是确定钻孔轴心线在地层
内空间坐标位的重要参数。测斜工作要及时严防盲目追求进尺而拖延测量时间造成钻孔
偏斜 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
  
21  
 
 
表2-1-1  冻结孔偏斜测量资料汇总表 钻

号 
测点孔深/m 

井筒中
心距离
/m 
孔距/m 10 20 30 40 

孔 

孔 


/mm 


/? 

向/
° 


/mm 


/? 

向/
° 


/mm 


/? 

向/
° 


/mm 

率/? 

向/
° 
1                
2                
3                
4                表2-1-2  按冲积层厚度选取终孔间距 
冲积层厚度
/m 
<100 
100200 200300 
>300 
终孔间距/m 1.82.0 2.02.3 2.32.6 2.62.8 
备注 
1.冻结孔按间隔顺序钻进中间孔采用定向钻进。 
2.终孔间距大于设计值时应补打钻孔。 
过大难以纠偏的恶果。测量间距要合理测量间距愈小反映结果愈真实。不提钻时测
距一般为1020m提钻时测距为2040m。 
若测量数据不准就不能反映钻孔在地层内的真实位置给冻结孔钻进造成假象使冻
结工程遭受损失和酿成凿井事故。淮南矿务局潘三矿中央风井断管事故其中7根是向内偏
斜。前苏联雅可夫列夫铁矿2号井副井由于冻结因素仍造成钻孔偏斜超过规定范围的现象
这就需要对钻孔进行纠偏。在施工中常用扫孔纠偏法、护孔纠偏法、铲扩孔纠偏法、移孔法
和戴纳钻具纠偏法以保证冻结孔的质量。因钻孔偏斜影响冻结效果时必须补孔。 
为了保证对井筒地质情况检查的效果要求地质检查钻孔不得打在冻结井筒内孔深要
超过进筒设计深度10m。水文观测钻孔偏斜不得超出井筒深度不得超过冻结段下部隔水层。 
冻结管的质量好坏关系到冻结工程的成败。因此要选用好的材质结构要合理以确
保施工质量冻结管应采用缝钢焊接或螺纹连接冻结管下入钻孔后应进行试漏。发现异常
时必须及时处理。 
试漏的方法是冻结管下到冻结孔底之后立即注入清水用水压机进行动压试漏向孔
内打压至设计压力经15min压力下降不超过0.53105Pa再延续15min压力保持不变者
为合格。 
试漏设计压力H
r
pp
10
1
5.11
 
式中  p——动压试漏设计压力105Pa 
P1——盐水泵的工作压力105Pa r——盐水相对密度kg/L 
H——冻结管深度m。 
开始冻结后必须经常观察水文观测孔的水位变化。只有在水文孔冒水7天、水量正常
确认冻结壁已交圈后方可进行试挖。 
冻结壁厚度是按冻结地层的最大地压计算的最大地压值一般是在冻结段的下部而上
部的地压较小要求冻结壁的厚度也相应小些o若等到冻结壁厚度达到设计厚度时才进行开 
22 挖则随着冻结的继续冻结壁不断增厚当挖到最大地压处时冻土将扩展到荒径以内很
多甚至使井筒冻实这将给掘进工作带来困难并提高掘进成本。如果井筒冻结壁还没有
交圈就进行开挖则井壁的厚度或强度尚不足以抵抗该处地压就可能发生透水涌砂事故
被迫灌水重新冻结既延长了工期增加了成本又危及安全。 
某矿主井井筒净径5m冻结深度173m冻结孔布置圈直径11m井筒掘进直径6.6m
冻结盐水温度-29℃开挖前的冻结时间为60d由于孔距大(2.9m)水文孔未冒水就开挖
发生透水涌砂事故被迫灌水重新冻结38d。 
所以过迟和过早进行井筒开挖都不合适必须要在水文孔冒水7d水量正常确认
冻结壁已交圈后方可进行试挖。 
冻结和开凿过程中应经常检查盐水温度和流量、井帮温度和位移以及井帮和工作面
渗漏盐水等情况。检查应有详细记录发现异常必须及时处理。譬如发现混凝土接茬处
漏水、混凝土预制块或料石块砌缝的漏水二压裂缝处漏水等可采取注浆法堵水严重者采
用补套一层混凝土井壁等办法处理。 
开凿表土层冻结段时若冻土扩入井帮不多时可采用风铺超前挖掘未冻土(<10深)。
若井心全部或接近冻实可用风铺或机械破岩也可采用钻爆法掘进但要采取措施保证
不损坏冻结管。 
钻爆主要起松动作用应符合浅打眼、少装药的原则 
(1)边眼为直眼距井帮和冻结管分别大于0.6m和1.5m在基岩中边眼距井帮和冻结管
分别大于0.3m和1.2m。 
(2)炮眼深度不大于12m。 
(3)采用2-4号岩石销镀炸药每个炮眼的装药量应小于300g每段的装药量不大于10kg。
药包直径为周边眼φ25mm一般眼φ3545mm。 
(4)爆破后应先检查盐水箱的水位以及井帮有无漏盐水现象特别要查明靠近井帮的冻
结管情况当确无损坏时方可恢复盐水循环。 
冻结壁是用于抵抗地压隔绝地下水和井筒的联系并起临时支护的一种特殊结构。冻
结法施工井筒在开挖前由于冻结壁内外受力处于平衡状态不会产生变形但当井筒开挖
后冻结壁内的受力被解除而冻结壁外仍承受地压作用必然使冻结壁向井筒内产生变形
和位移(冻结壁的变形和位移与冻土的土层性质、冻结壁厚度和强度、掘进段高有关。在其
他条件相同情况下砂砾、砂和砂性土比粘性土的变形和位移量要小冻结壁厚度和强度增
大冻结壁的变形和位移量变小掘进段高增大冻结壁的变形和位移量增大)当冻结壁
的位移量过大时冻结壁就有可能出现片帮、掉石、甚至造成冻结管断裂造成掉石伤人
冻结壁解冻缺失等事故井筒施工难以进行。为了避免此类事故的发生确保井筒施工能
正常进行必须预先制定防止冻结壁变形、片帮、掉石、断管的安全措施。 
防止冻结壁变形、片帮、掉石、断管的安全措施主要有 
(1)加强冻结增大冻结壁厚度提高冻结壁强度。 
(2)严格控制掘进段高掘进段高一般不超过2m。 
(3)加快冻结井掘进速度缩短冻结壁暴露时间。 
1986年安徽淮南矿务局谢桥矿副井在冻结法施工井筒掘进过程中由于冻结壁位移过
大多根冻结管断裂造成冻结壁解冻导致井壁破裂涌砂淹井造成重大经济损失。由于
解冻后的冻土对永久井壁施加较大的地压因此生根壁座应设在含水较少的稳定坚硬的基
岩中。 
在完成永久井壁之前掘砌施工是在冻土圈的保护下进行的。当停止冻结后冻土解冻
地压和水压就作用在永久井壁上。若在永久井壁建成之前停止冻结就可能发生井壁透水淹
井事故。  
23 由于预留梁窝处的井壁厚度减薄承压能力降低因此梁窝的设计和施工必须有防止
漏水的措施。 
冻结管废弃之前无论冻结管能否拔出都必须用水泥砂浆或混凝土全部充满填实。其
目的是将管内、外的空间充填密实防止上、下含水层水串通。若不充填密实冻结壁解冻
后冲积层与基岩的水就可能串通从而增大下部岩层的水压和水量增大掘进困难和井壁漏
水的可能性而井壁漏水可能造成砂土流失破坏冲积层的稳定性造成地层不均匀下沉和
围岩移动对井壁产生不均匀地压影响井架基础和井口建筑物的稳定性。因此为了消除
事故隐患必须认真做好冻结孔的充填工作及时将冻结孔全部充满填实。冷冻站里安装着
氨循环系统排出的氨气是一种无色、有浓烈臭味的气体它有爆炸性(爆炸界限为16%
27%)和毒性。氨对人的皮肤和呼吸器官有剌激作用轻者能引起咳嗽、流泪、头晕、声带
水肿重者会昏迷、痊挛、心力衰竭以至死亡。因此冻结站必须用不燃性材料建筑并应
有通风装置经常测定站内空气中氨的浓度。站内严禁烟火并必须备有急救和消防器材
如防毒面具、橡胶手套、水桶等。氨瓶和氨罐必须经过试验合格后方准使用在运输、使
用和存放期间应有安全措施 
(0搬运时要轻起、轻放避免撞击。 
(2)充氨附近严禁烟火。 
(3)充氨过程中严禁加热氨瓶来加快充氨速度。 
(4)氨瓶内应保留0.050.1MPa的压力。 
(5)氨罐上应有安全阀、进氨阀、出氨阀、放风阀、压力表及放油阀。罐身下边要用型
钢底加固以便稳定罐身用防水隔热层包装100㎜外边用金属网及铁丝防护牢固。 
 
第三十一条  立井井筒穿过含水岩层或破碎带采用地面或工作面预注浆法进行堵水或
加团时应遵守下列规定 
(一)注浆祷工前必须编制注浆工程设计。 
(二)注浆段长度必须大于注浆的含水岩层的厚度并深入不透水岩层或硬岩层510m。
井底的设计位臵在注浆的含水岩层内时注浆深度必须大于井深10m。 
(三)地面预注浆的钻孔每钻进40m必须测斜1次钻孔偏斜率不得超过0.5%。 
(四)注浆前必须进行注浆泵和输送管路系统的耐压试验。试验压力必须达到最大注浆
压力的15倍试验时间不得小于15m无异常情况后方可使用。 
(五)注浆过程中注浆压力突然上升时必须停止注浆泵运转卸压后方可处理。 
(六)每次注浆后应至少停歇3m方可提拔止浆塞以防高压浆顶出钻杆。 
(七)冬季注浆施工时注浆站和地面输浆管路必须采取防冻措施。 
(八)井筒工作面预注浆前在注浆的含水岩层上方必须按设计要求设臵止浆岩帽或混
凝土止浆垫。含水岩层厚度大需采用分段注浆和掘砌时对每一注浆段必须按设计要求
设臵止浆岩帽或混凝土止浆垫。岩帽和混凝土止浆垫的结构形式和厚度应根据最大注浆压
力、岩石性质和工作条件确定。混凝土止浆垫由井壁支承时应对井壁强度进行验算。 
(九)孔口管必须按设计孔位埋设牢固并安设高压阀门。注浆前必须对止浆垫和孔口
管进行耐压试验试验压力必须大于注浆压力1MPa。 
(十)钻注浆孔时钻机必须安设牢固。取芯钻进时应使用能够防止顶出钻具的钻头
无芯钻进时可使用三翼钻头以防承压水顶出钻具。 
(十一)井内应设吊泵及时排除井底积水。当钻进注浆孔时如井筒涌水量接近吊泵额
定排水能力必须停止钻进提取钻具关闭高压阀门及时注浆。 
(十二)注浆站设在地面时井上、下必须有可靠的通信联系。 
(十三)制浆和注浆的工作人员应佩戴防护眼镜和口罩水泥搅拌房内应采取防尘措施。  
24 (十四)注浆结束后必须检查注浆效果合格后方可开凿井筒。 
 
【解读】本条是关于立井井筒施工中采用地面或工作面预注浆法进行堵水或加固时应遵
守的规定。 
 
注浆法是把有充塞胶结性能的浆液通过注浆孔(或注浆管)注入含水地层中浆液封堵
岩石裂隙、隔绝水源。或将松散岩层胶结成不透水的整体从而起到永久性的堵水与加固作
用然后进行井巷挖掘工作。 
按注浆施工时间的不同可分为预注浆和后注浆两种。预注浆又有地面预注浆和工作面
预注浆两种。 
注浆施工前必须编制注浆工程设计以指导施工编制注浆工程设计必须具备下列资
料 
1地质和工程地质资料 
(1)工程地质说明书 
(2)地质勘查报告 
(3)井筒检查孔必须取得的资料应按《矿山井巷工程施工及验收规范》中有关的规定
执行 
(4)检查孔岩芯实地调查资料。 
2.水文地质资料 
(1)工程水文孔的简易水文资料 
(2)水文地质报告书及计算书 
(3)水质分析资料。 
3.井筒施工图及施工组织设计 
(1)矿井设计及图纸 
(2)立井施工组织设计及图纸。 
注浆工程设计的内容应包括 
(1)注浆深度及段高的划分。 
(2)注浆参数的确定。注浆参数包括注浆压力、注浆量、浆液扩散半径和注浆孔数等。 
(3)施工顺序及注浆方式。 
(4)施工组织及管理。 
(5)注浆工期及工程投资预算。 
注浆段长度即注浆孔的终孔深度的确定主要取决于含水层的埋藏条件要符合本条 
(二)款规定以保证能有效地封隔含水层(图2-1-4)。 
钻孔偏斜率不得超过0.5%。若偏斜率过高则浆液达不到充填和渗透的有效范围失
去封堵和隔绝作用。此时应停止钻进进行纠偏。每钻进4m必须测斜1次。注浆前
必须对注浆泵和输送管路系统进行耐压试验试验压力必须达到最大注浆压力的1.5倍试
验时间不得小于15min。若设备无异常响声管路不漏水调节注浆泵流量的装置、测试仪
表及除尘装置等使用可靠无异常情况后方可使用。  
25  
(a)含水层埋藏深度小于井筒设计深度(b)含水层埋藏深度不大于井筒设计深度 
1——冲积层2——井筒轮廊线3——含水层4——注浆孔5——不透水岩层6
——隔水层 
 
注浆过程中必须注意观察注浆压力泵压及孔口压力表和吸浆量的变化情况。当泵
压突降吸浆量迅减或不吸浆时一般是泵的吸水笼头或泵吸浆口球阀堵塞如果泵压突增
而注浆孔口压力上升是很慢或不升压一般是输浆管路堵塞当泵压及孔口压力均均突然上
升而吸浆能力下降或不吸浆则多为混合器或钻孔发生堵塞。出现上述情况时必须停泵
进行检查处理。当注浆压力突然下降增大流量仍不回升属跑浆或超扩散则可采用缩短
凝固胶时间、增大浆液浓度或低压、间歇注浆的方法来解决。 
为了防止高压浆液顶出钻杆伤人每次注浆后应至少停歇30min方可提拨止浆塞。 
冬季注浆施工时注浆站和地面输浆管路必须采取防冻措施。 
工作面预注浆是井筒掘进到含水层上方一定距离时停止掘进预留止浆岩帽或浇筑混凝
土止浆垫然后从工作面钻孔注浆形成帷幕再进行井筒施工。 
井筒工作面预注浆前为了使浆液在注浆压力下沿着含水层中裂隙有效地渗透扩散防
止向工作面跑浆、漏浆按规定必须在注浆的含水层上方预留能承受最大注浆压力的岩柱
即止浆岩帽或用混凝土构筑的上浆垫。 
止浆岩帽或混凝土止浆垫应按下列条件选用 
(1)在含水岩层上方具有足够强度和百度的致密的不透水层时可采用工作面预留止浆
岩帽 
(2)在含水岩层上方无良好隔水层不具备预留止浆岩帽的条件时可采用砌筑混凝土
止浆垫 
止浆岩帽应符合下列要求 
?止浆岩帽必须能承受最大注浆
压力其厚度可参照下列公式计算 
 
 
式中    B——预留止浆岩帽的厚度m 
D——井筒净直径m 
P0——注浆终压MPa  ——岩石允许抗剪强度。 
 
40D
p
B 
26 ?对预留止浆岩帽必须进行钻孔和耐压试验。当钻进距离含水层23m时用清水试压
注水压力达到设计注浆终压并持续10min止浆岩帽无跑水现象即证明该止浆岩帽合格
如果止浆岩帽有少量跑水时应进行局部加固或在止浆岩帽上部浇注1m厚的混凝土垫层。 
?利用已注浆的岩层作为止浆岩帽时也必须进行耐压试验。 
混凝土止浆垫应符合下列要求 
?结构简单施工方便止浆可靠 
?混凝土强度等级不低于C23 
?能够承受注浆终压。 
混凝土止浆垫的结构形式应根据施工条件和经济合理性选定可采用单极球面型或平
底型如图2-1-5所示。 
预留止浆岩帽或混凝土止浆垫的设置情况如图2-1-6所示。 
混凝土止浆垫由井壁支撑时庆对井壁强度进行验算。当井壁实际承受压力超过井壁材
料允许抗压强度时应提高与混凝土止浆垫连接处的井壁材料的设计抗压强度或增加该处井
壁的厚度 
 
 
孔口管必须埋设牢固图2-1-7。 
固定孔口管应符合下列要求 
?在止浆岩帽内埋设孔口管时可用浓水泥浆或水泥—水玻璃浆必须使其固结牢靠  
27  
 
?采用混凝土止浆垫时孔口管必须按照设计孔位预埋在混凝土内并牢固可靠 
?孔口管长度必须大于混凝土总厚度包括滤水层300500mm并使其外露。 
孔口管上应安设高压阀门。注浆前对止浆垫和孔口管进行耐压试验试验压力必须大
于注浆压力1MPa。 
当工作面涌水较大时可在止浆垫之下铺设碎石滤水
层如图2-1-8所示。 
钻注浆孔的钻机必须安设牢固。取芯钻进时应使用
能防止顶出钻具的钻头无芯钻进时可使用三翼钻头
以防承压水顶出钻具。 
为保证打钻和注浆安全施工井内应设吊泵及时排
除井底积水。当井筒涌水量接近吊泵额定排水能力时必
须停止钻进提取钻具关
闭高压阀门及时注浆。注
浆站设在地面时井上、下
必须有畅通无阻的信号通讯
联系。制浆和注浆的工作人
员应佩戴防护眼镜和口罩
水泥搅拌房内应采取防尘措
施。 
注浆结束后必须检查
注浆结果合格后方可开
凿井筒。 
注浆结束标准应符合下列要求 
?每孔注浆时应达到注浆的终压和终量。单液水泥水浆的
终量为5060L/min并稳定2030min时即可结束该孔的注 
28 浆双液水泥—水玻璃注浆的终量为100120L/min并稳定10min时即可结束该孔注浆
粘土—水泥注浆井深为200300m时终压为812MPa大于300m时终压为1218MPa。 
?终检孔经过注浆后在最大注浆压力下注浆段内实测的吸水量不超过0.5
1.0L/min浆液注入量等于或大于设计要求的注入量时即为注浆孔注浆合格必要时可进
行一次抽水试验。 
?当测得注浆段的井筒涌水量小于3m3/h水中不含砂、且立井井筒的全部漏水量不超
过10m3/h即为井筒注浆效果合格。 
 
第三十二条  立井井筒漏水量每小时超过6m3或漏水中含砂采用井壁注浆堵水时必
须编制施工组织设计并遵守下列规定 
(一)井壁必须有承受最大注浆压力的强度。 
(二)井筒在流砂层部位时注浆孔深度必须小于井壁厚度200mm。井筒采用双层井壁支
护时注浆孔应穿过壁进入外壁100mm。当井壁破裂必须采用破壁注浆时必须制定专门措
施。 
(三)注浆管必须固结在井壁中并装有阀门。钻孔可能发生涌砂时应采取套管法或其
他安全措施。采用套管法注浆时必须对套管的固结强度进行耐压试验。只有达到注浆终压
力后方可使用。 
(四)在罐笼顶上进行钻孔注浆作业时必须安设工作盘和注浆管路安全阀作业人员必
须佩戴保险带并在井口设专职值班人员。 
(五) 井上、下都必须有可靠的通信设施升降注浆作业吊盘或工作盘时必须得到值
班人员的允许。 
(六)井筒内进行钻孔注浆作业时井底不得有人。注浆中必须观察井壁发现问题必须
停止作业及时处理。 
(七)钻孔时应经常检查孔内涌水量和含砂量。涌水量较大或涌水中含砂时必须停止钻
进及时注浆钻孔中无水时必须及时严密封孔。 
(八)注浆管露出井壁的管端与提升窗口之间的间隙必须符合本规程第三百八十七条的
有关规定。 
 
【解读】本条是用立井井筒壁施工不采用井壁注浆堵水的规定。 
 
井壁注浆简称后注浆。立井永久支护后出现井壁渗、漏水漏水中含砂壁后空洞或
为提高围岩稳定性用注浆泵将浆液向壁后进行注浆达到堵水或充填加固的目的。 
出现渗漏水的井壁的强度已经降低能否承受最大注浆压务必须进行井壁耐压强度验
算。如验算后不能承受应采取加固井壁的安全
措施。 
在井壁上钻注浆孔时钻孔深度应小于井壁
厚度剩余的井壁起止浆垫作用。井筒在流砂层
部位时注浆孔深度必须小于井壁厚度200mm。井
筒采用双层井壁支护时注浆孔应穿过内壁进入
外壁100mm。当井壁破裂必须采用破壁注浆时必
须制定专门措施防止漏水、流砂涌入井筒内。 
注浆管的埋设必须固结牢靠并装有阀门
防止注浆时将管顶出或跑浆。钻孔可能发生涌砂
时应采取套管法或其他安全措施。套管式注浆 
29 管如图2-1-9所示。 
采用套管法注浆时必须对套管的固结强度进行耐压试验只有达到注浆压后方可使
用。 
为防止从吊盘、工作盘上坠入、坠物伤人井底不得有人作业人员必须佩戴保险带
升降吊盘或工作盘时必须得到井口专业人员的允许注浆管露出井壁的管端与提升容器之
间的间隙必须符合《煤矿安全规程》第三百八十七条的有关规定。 
在罐笼顶上钻孔注浆时必须安设工作盘和注浆管路安全阀井底不得有人。 
注浆中必须观察井壁及注浆压力表发现跑浆、裂缝扩大、注浆压力突然下降等情况
时必须停止作业及时处理。 
钻孔时应经常检查孔内涌水量和含砂量。涌水量较大或涌水中含砂时必须停止钻进
及时注浆钻孔中无水时必须及时严密封孔。 
 
第三十三条  开凿或延深立井的施工组织设计中必须有吊盘、保护盘以及凿岩、抓岩、
出矸等设备的设臵、运行、维修的安全措施。 
 
【解读】本条是开凿或延深立井的施工组织设计中必须有施工设备安全措施的规定。 
 
吊盘、保护盘以及凿岩、抓岩、出矸等设备是开凿或延深立井的最重要设备这些设备
的设置、运行、维修情况好坏不仅影响施工进度、效率而且影响设备的安全运行、人员
的安全操作以及井筒、矿井的安全。因此必须在施工组织设计中制定设备的设置、运行、
维修的安全措施。 
1973年6月19日某矿风蟛安装罐道梁时由于违反“吊桶升降距离超过40m必须
安装罐道绳吊桶必须沿钢丝绳罐道升降”的规定吊桶在上提过程中发生严重摇摆而无法
控制以致碰撞管路吊桶被刮翻而脱钩碰到井壁后又坠落在吊盘上把站在吊盘上工作
的3人连同吊桶一起砸落井底1人死亡、2人被吊桶碰伤。 
1984年7月18日某工程处打井队施工风井时派1名刚由掘进工转为维修工又未经
过培训的工人去维修气动绞车由于该工人对气动绞车一无所知不但不会修反而把由气
动绞车提升的抓岩机坠落井底井底工作面1名打眼工被砸死。 
 
第三十四条  开凿或延深立井时井筒内必须设有在提升设备发生故障时专供人员出井
的安全设施。 
 
【解读】本条是关于开凿或延深立井时井筒内必须设有专供人员出井的安全设施的规
定。 
 
在开凿和延深立井筒时受供电稳定性、设备的安全性及其他地质条件的影响有可能
会出击1突然停电或提升绞车发生故障一时不能恢复正常运转2井筒工作面发生突
水、片帮事故提升绞车不能及进把工作面人员提至地面而被困留在工作面等情况。为了确
保在这些正常情况下能将井下人员全部迅速撤离至地面或作业吊盘上确保人员生命安全
保证安全施工在立井作业线的配套设备中必须设有专供人员出井的安全梯。我国已有悬吊
安全梯的JZA-5/1000A绞车用交流电驱动必须时可用人力、汽车、柴油机或直流电等多
种动力驱动。 
 
第三十五条  工作人员在下列情况下必须佩戴保险带  
30 (一)乘吊桶或随吊盘升降时。 
(二)在井架上或井筒内的悬吊设备上作业时。 
(三)拆除保险盘或掘凿保护岩柱时。 
(四)在井圈上清理浮矸时. 
(五)在倒矸台上围栏有关规定试验。 
保险带必须定期按有关规定试验。保险带必须拴在牢固的构件上。每次使用前必须检查
发现损坏时必须立即更换。 
 
【解放】本条是关于工作人员佩戴保险带的规定。 
 
在井架上、井筒内的悬吊设备上、井圈上作业及拆除保险盘作业和掘凿保护岩柱作业
均属高空作业。由于作业场地狭窄有的无作业平台作业平台上均留有悬吊设备通过的孔
洞个别作业平台的铺面板又是活动的等特殊条件还有像井架天轮平台上面布满大小不等、
高低不平、规格各异的天轮及其附属设施不仅人作业人员操作造成了极大的困难而且作
业人员稍不留意或操作中用力过猛就会造成人体失衡导致人员坠落而造成伤亡事故。 
乘吊桶和随吊盘升降作业也属于高空作业吊桶在运行中和吊盘升降会因某种原因碰
撞、挂靠而导致翻罐和翻盘事故此时作业人员若不佩戴保险带必坠落井底造成伤亡因
此为防止作业人员坠落必须佩戴保险带。 
高空作业人员佩戴的保险带要佩戴整齐锁扣齐全并打死保险带还应生根在坚固的物
体上。立井开凿过程中因未佩戴保险带而发生的吊盘翻盘倾斜坠人事故吊桶高速旋转翻
罐坠人事故井架天轮平台翻转坠人事故井筒内悬吊设备上坠人事故清扫井圈事故及掘
凿保护岩柱坠人事故清扫井圈坠人事故拆除设备和检修设备坠人事故及掘凿保护岩柱坠
人事故屡见不鲜教训十分惨痛。 
保险带必须保证质量定期按有关规定作试验每次使用前仔细检查。发现损坏时必
须立即更换。 
 
第三十六条  开凿或延深立井时井筒内每个工作地点必须设臵独立的信号装臵。掘进
和砌壁平行作业时从吊盘和掘进工作面所发出的信号必须有明显的区别。 
井内和井口的信号必须由专职信号工发送。除紧急停车外严禁不经过井口信号工直接
从井内向绞车房发送信号。井内作业人员必须熟悉并会发送信号。 
井口、井底信号工应在吊罐提起适当高度后先发暂停信号井行稳罐待吊罐稳定
清理罐底附着物后才能发出下降或提升信号。信号工必须目接、目送吊罐安全通过责任段。 
 
【解读】本条是开凿或延深立井时井筒内设置独立信号的规定。 
 
井筒内的工作地点有掘进工作面、永久支护工作面、吊盘、腰泵房、井口等。为了便于
工作联系每一个工作地点都必须设置独立的信号装置。井下常用的信号装置是有声、光信
号装置。信号内容是特定的不是随意改动。掘砌平等作业时从吊盘和掘进工作面发出的
信号必须有明显的区别以免混淆。 
由于井内与井口的信号联系频繁必须由专职信号工发送信号井内作业人员必须熟悉
并会发送信号。由于井口情况复杂能否提升必须由熟悉井口情况的井口信号工得知井内发
送的信号之后由井口信号工向绞车房发送信号严禁不经过井口信号工直接从井内向绞车
房发送信号。 
由于工作岗位重要专职信号工必须由责任心强、视听觉良好、熟悉信号和操作并经培 
31 训后持证的人员担任。 
1984年7月27日某工程处施工风井时对信号工管理不严井上、下信号工脱岗
由未经培训的队长违章操作信号把吊桶送人井底水中还不知道。绞车司机又违章操作(当
吊桶下放到工作面时没有信号也必须停车)吊桶内1名技术负责人被淹死。在井口、井
底的吊罐底部可能附着一些矸石杂物若不清理掉坠落井内必将发生坠物伤人事故。因此
必须先稳罐清底才能提升。信号工必须目接、目送吊罐安全通过责任段。 
 
第三十七条  安装井架或井架上的设备时必须盖严井口。装备井筒与安装井架及井架上
的设备平行作业时井口掩盖装臵必须坚固可靠能承受井架上坠落物的冲击。 
 
【解读】本条是关于安装井架和井架上的装备时必须盖严井口的规定。 
 
井盖设在井口带有井盖门和孔口。井盖的基本作用一是起作业平台作用二是起防
坠保护平台作用。 
在安装井架或井架上的设备时为平移井架和吊装井架上的大型钢杆件、中梁、边梁.
等材料构件及天轮平台、翻吁台等设备提供一个作业平台。同时为防止坠物落井及防止
电焊、气焊的火花及碎屑落入井筒提供一个防坠保护平台。在装备井筒与安装井架及井架
的设备平行作业时井口以下在装备井筒的同时井口以上在安装井架及井架的设备此时
井盖的防坠保护作用更为重要。为了防坠并能承受井架上坠物的冲击不但要盖严井口而
且还必须加固井口掩盖装置达到坚固可靠的目的。 
 
第三十八条  延深立井井筒时必须用坚固的保险盘或留保护岩柱与上部生产水平隔
开。只有在井筒装备完毕、井筒与井底车场连接处的开凿和支护完成制定安全措施后方
可拆除保险盘或掘凿保护岩柱。 
 
【解读】本条是在延深立井井筒时对保险盘或保护岩柱的规定。 
 
延深立井是在原生产井筒正常进行生产提升的情况下将井筒加深到新生产水乎的工
程。延深立井的方法有下向延深法和上向延深法两大类。无论采取哪种延深方法都必须用
保护设施把原生产井筒与延深井筒隔开防止原生产井筒的提升容器、物料等重物坠下砸
坏延深段的施工设备和人员。 
保护设施有两大类 
(1)保护岩柱。是在岩石比较坚硬致密的条件下在井筒延深段的顶部暂留一段610m
的岩柱。紧贴岩柱之下设置护顶盘以防止岩柱松动冒落保持岩柱的稳定但不支撑岩柱
的全部重量。护顶盘是在紧贴岩柱底面设钢梁用背板将岩柱底面背紧。 
(2)人工保护盘。是在原生产井筒的井窝内人工构筑的临时盘状结构物。人工保护盘的
结构型式有水平式、模形式、单斜式、偏滑式和带钢丝绳缓冲网式等5种。人工保护盘自上
向下一般由缓冲层、隔水层及盘梁等三部分组成。缓冲层的作用是吸收坠落物的部分冲击能
量缓冲材料有柴束、竹捆、锯未袋、砂袋、木垛等。隔水层的作用是防止水及淤泥等流入
延深工作面。盘梁的作用是承受保护盘的自重和坠落物的冲击力。 
拆除保护岩柱或人工保护盘的工作是在延深段井筒装备结束井筒与井底车场连接处
掘砌完成制定安全措施之后进行。 
拆除保护岩柱和人工保护盘时必须注意下列安全事项 
(1)拆除时应停止上段井筒的生产提升。  
32 (2)拆除前应先清理井底水窝的积水、淤泥、碎煤等防止坠落伤人。 
(3)在生产水平以下115m处搭设临时保护盘防止生产水平以上坠物伤及拆除人员。 
(4)在辅助水平井口处设置封口盘加固保护岩柱的护顶盘。 
(5)井口及各水平马头门进行清扫车场人口处设栅栏井口设专人守护。 
(6)作业人员必须佩戴保险带。 
(7)采用先掘小断面反井后刷砌的方法拆除保护岩柱时在小反井贯通井底水窝前要
用长纤子打探眼准确掌握剩余厚度最后剩2m左右时再一次崩透。刷大时自上向下进
行矸石从小断面反井溜出从辅助水平装岩出车但要严格控制矸石块度防止堵塞反井。
刷大时反井上口设防坠算子严禁站在算子上作业防止发生坠人事故。每次放炮前必须通
知在生产水平马头门及井筒内工作的人员停止工作撒到安全地点躲避。 
(8)拆除人工保护盘自上向下进行。逐层拆除边拆边运并修补井壁。最后拆除封口
盘与工作盘接通上下水平的罐道。在拆除期间井底不得有人要有明确清晰的信号。运
送材料要由熟练人员指挥钢梁要捆牢绳子要结实挂手动葫芦处要牢固可靠。 
 
第三十九条  采用反向凿井法掘凿暗立井或竖煤仓应遵守下列规定 
(一)用木垛盘支护时必须及时支护。爆破前最末一道木垛盘与工作面的距离不得超过
16m。木垛盘的基墩必须牢固可靠。行人、运料眼与溜矸眼之间必须用木板隔开。在人行
眼内必须有木梯和护头板护头板的问距最大不得超过3m护头板上的矸石必须及时清理。
爆破前必须将人行眼和运料眼盖严。爆破后首先通风吹散炮烟之后方可进入检查
检查人员不得少于2人。经过检查确认通风、信号正常人行阅、隔板、护头板、顶板、
井帮等无危险情况后方可进行作业。 
(二)采用吊罐法施工时绳孔偏斜率不得超过0.5%绞车房与出研水平之间必须装
设2套信号装臵其中1套必须设在吊罐内o爆破前必须摘下吊罐放臵在巷道内安全地点
将提升钢丝绳提到安全位臵。爆破后必须指定专人检查提升钢丝绳和吊具如有损坏修复
后方可使用。吊罐内有人作业时严禁在吊罐下方进行工作或通行。 
(三)采用反井钻机施工时在扩孔期间严禁人员在孔的下方停留、通行或观察。扩孔
完毕必须在孔的外围设臵栅栏防止人员进入。 
(四)扩井时必须有防止人员坠落的安全措施。爆破前必须拆除爆破孔底以下0.3m范
围内的木垛盘。 
溜矸眼内的矸石必须经常放出防止卡眼但不得放空。严禁站在溜矸眼的矸石上作业。 
 
【解读】本条是采用反向凿井时应遵守的规定。 
 
采用反向凿井法掘凿暗立井或竖煤仓是先自下向上掘进小断面反井然后再刷扩、永
久支护至设计断面成井。 
采用普通反向凿井法时反井内布置行人眼、运料眼和溜砰眼。采用木垛盘支护时木
垛盘的基墩必须牢固可靠防止发生塌架事故。空顶距离不得超过1.6m过大则不利于围
岩稳定容易片帮伤人。行人、运料眼与溜砰眼之间必须用木板隔开防止溜研眼漏肝伤
人。人行眼护头板上的矸石必须及时清理。爆破前必须将人行眼和运料眼盖严防止爆破
落石将其堵住卡死影响行走和运料。爆破后必须等炮烟吹散后方可进入检查以防炮烟
中毒。检查人员不得少于2人经过检查确认通风、信号正常人行间、隔板、护头板、
顶板、井帮等无危险情况后方可进行作业。 
采用吊罐反井法时从出肝水平到延深水平之间打12个中心钻孔既作为下放提升
钢丝绳的绳孔也作为通风排烟的通风孔。作为绳孔其偏斜率的大小决定着吊罐法使用的 
33 成败偏斜率过大引起孔口磨钢丝绳、吊罐运行困难使作业无法进行严重时会出现断
绳掉罐事故所以钻孔偏斜率不得超过0.5%。爆破前必须下放吊罐并移置在出肝水平的安
全地点并将提升钢丝绳挂上一个重锤提到中心钻孔离工作面3m以上避炮以免崩坏吊
罐和钢丝绳。爆破后必须指定专人检查提升钢丝绳和吊具如有损坏修复后方可使用。吊
罐内有人作业时严禁在吊罐下方进行工作或通行以免落石落物伤人。由于吊罐反井法一
般在坚硬稳定的岩层中使用反井断面又较小一般都不支护在这种情况下必须加强敲
帮问顶工作防止落石伤人事故的发生。为了防止过卷和擞罐事故的发生在绞车房与出研
口水平之间必须装设2套信号装置其中1套必须设在吊罐内。另1套设在反井井底车场
两套信号必须有明显区分当接收的信号不一致时严禁开车。绞车房必须有防止过卷和瞰
罐的设施绞车司机必须时刻注视吊罐的运行情况。吊罐提升到预定位置后绞车司机必须
使用绞车工作闸停稳吊罐。严禁绞车司机离开司机台。 
吊罐中有人作业时应将吊罐支撑牢固。严禁在吊罐下从事其它工作人员不得在吊罐
下通行。 
采用反井钻机法施工虽然施工人员不进入反井内作业工作条件好、安全。但在扩孔
期间严禁人员在孔的下方停留、通行或观察以防落石伤人。扩孔完毕必须在孔的外围
设置栅栏防止人员进入。 
反井施工完毕按井筒或煤仓设计断面进行自上向下扩井一般采用钻爆法施工。刷大
时已刷大的井口要设井盖爆破前指定专人掀开盖门并将盖门提升到上水平巷内。反井
井口要设铁算子。井口把钩工和井内作业人员必须佩戴保险带要站在沿刷大的井帮周围作
业严禁站在溜肝眼的矸石上作业防止下放矸石时作业人员随肝石一起滑入反井或溜研眼
中造成伤亡事故。爆破前必须拆除爆破孔底以下0.3m范围内的木垛盘以免发生崩盘、卡
眼事故。溜矸眼不得放空以免落矸高空下落砸坏木垛盘及眼间隔板。为处理爆破、刷帮
出矸时肝石卡堵小井可在小井内敷设钢丝绳一旦发生卡堵小井时可上下拉动钢丝绳
促使肝石下坠。严禁站在被堵的砰石上去处理卡砰或做其它工作。 
 
第四十条  冬季或用冻结法开凿立井时必须有防冻、清除冰凌的措施。 
 
【解读】本条是开凿立井时必须有防涛、、清除冰凌措施的规定。 
 
1961年1月20日某矿副井12m水平等候升井的人员人罐笼时从井筒上突然落
下冰块将1人砸死、1人砸伤。 
1976年2月1日某矿副井井筒当罐笼上升到离井底l00m时离井口30m处突然
落下一大冰块落在罐盖一侧将罐盖砸掉罐笼受冲击而强烈颠簸将罐内4人从两端抛
出坠落井底死亡。 
上述案例都是由于冬季冻结法施工井筒没有保温措施又未及时清除涛、冰引起的。为
防止此类事故发生应采取一些措施 
(1)加强北方地区冬季施工的安全教育提高对立井井筒结冰危害的认识。 
(2)立井井筒冬季施工前必须提前做好井口采暖工作防止冻冰。 
(3)在暖风没有解决之前必须设专人检查、排除危冰。 
(4)在保证瓦斯浓度不超限的情况下适当限制井筒风量防止井筒大量结冰。 
 
第四十一条  掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护在爆破前必须
加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复之后方可进入工作面作业。修复支架时必须先
检查顶、帮并由外向里逐架进行。  
34 在松软的煤、岩层或流砂性地层中及地质破碎带掘进巷道时必须采取前探支护或其他
措施。 
在坚硬和稳定的煤、岩层中确定巷道不设支护时必须制定安全措施。 
 
【解读】本条是对掘进工作面顶板、支护管理的规定。 
 
支护的作用在于加强巷道附近周围岩石的强度防止破坏岩石的脱落。支护的阻力越大、
强度越大越及时就越能加强巷道围岩的强度限制破碎区的扩展。由此可见支护对于
防止冒顶、片帮、掉砰有着非常重要的作用。为了保证安全防止岩石冒落伤亡必须及时
对悬空顶板进行支护消除空顶作业。 
1977年12月9日某矿510采区480m流水巷岩巷掘进工作面发生冒顶事故死亡5
人轻伤2人。 
事故原因是掘进13m不锚不喷也没有临时支护在大面积空顶下违章作业。队长发
现顶板不好要加强支护反遭到副区长的批评责令继续作业导致了这次事故的发生。 
为了防止崩倒、崩坏支架在钻爆方面从炮眼角度、装药量、爆破顺序上采取措施外
靠近掘进工作面10m内的支护在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复
之后方可进入工作面作业。 
为了防止修复支架时发生冒顶堵人事故修复支架时必须先检查顶、帮并由外向里逐
架进行严禁由里向外进行。 
在松软的煤、岩层或流砂性地层中及地质破碎带掘进巷道时必须采取前探支护或其他
措施。 
前探支护有以下几种形式 
(1)前探刹杆(图2110) 
爆 破
后找顶完毕用二根长度超过3架棚距的24㎏/m钢轨架在二架棚梁上前探空顶再
刹住空顶顶板。  
35  
 
3超前锚杆图2―1―12 
爆破前在掘进工作面顶板上打5根锚杆斜上角度约70°预先把下一循环的顶板
支护上。爆破后再打正规锚杆。 
 
4预挑围壁2―1―13 
离掘进断面轮廓线以外100mm处每隔0.6m用岩石电钻打一圈深7m、直径50mm、上仰
10°的钻孔中注入一根长8.0m、直径1920mm的螺纹钢杆作锚杆杆体杆体外墙弯一个圆
环钻孔中注入100号水泥砂浆成为预挑锚杆。然后在每根预挑锚杆两侧打二个φ40mm
钻孔用一根长2.5m的废旧钢丝绳作锚杆杆体穿过预挑锚杆外露的圆环再插入二个钻
孔中注满水泥砂浆成为固定套锚杆。至此在掘进断面之外形成预挑围壁预先支护掘
进工作面前方6m长的顶板。以后再掘进0.81.0m就打一组固定套锚杆并喷100mm厚
混凝土直至预挑锚杆只剩1m长时停止掘进又开始打下一组7m长的预挑锚杆如此循
环前进直至度过松软破碎带。 
  
36  
19491995年全国国有重点煤矿一次死亡3人以上的顶板事故687起死亡2804人。
其中发生在掘进工作面的次数占全部顶板事故总数的16%死亡人数占死亡总人数的15%。
19811995年发生的317起一次开户人以上的事故中接直接原因分由于支护质量差发
生的顶板事故次数占顶板事故总数的50%死亡人数占死亡总人数的39%。由于空顶距离大、
悬顶时间长发生的顶板事故占顶板事故总数的28.39%死亡人数占死亡总的24%。由于爆破
崩倒支架、维修换支架此起冒的次数占顶板事故总数的41%死亡人数占死亡总人数的4%
由此可见顶板管理和支护管理工作的重要性。 
1983年5月8日某矿335掘进队在85m标高开掘进平巷规定空顶距不得超过1.5m
由于违章作业。空顶距达5.1m。工人发现顶板有危石用钎子没有捅下来在没有采取任
何有效措施的情况下空顶作业不久一块长1.4m、宽1.25m、厚0.2m的大岩块冒落下来
造成事故。 
1983年9月11日某矿454掘进队开掘+420m岩石中巷掘进断面11.5㎡发碹距掘
进头16m左右临时木棚1.0m一架由于在穿过2.0m宽的断层破碎带时没有采取特殊的加
强支护、背严接实顶板造成空顶作业结果破碎带岩层突然松动推倒6架棚造成严重
事故。 
1985年8月15日某工程处施工东风井岩石破碎顶板来压压弯两根前探护顶梁
没有及时处理。组长站在下面观察顶板此时发生大冒顶把组长压在里面经3个多小时
抢救出来后组长已死亡。 
在坚硬和稳定的煤、岩层中确定巷道不支护必须具备以下条件之一 
?巷道开凿后岩体不发明显的变形和位移 
?巷道在整体均匀的岩层中或抗压强度在60MPa以上又无冲击地压危险 
?煤和半煤岩巷道中煤体稳定煤层不会自然发火顶板符合(1)、(2)条件的岩石。 
确定巷道不支护时必须制定安全措施并要加强日常观测及时清理顶、帮活石。当
发现岩性、构造发生变化时应改为有支护巷道。 
1976年11月21日某矿2号井8号煤层1号运输巷已停工一年大部分为祼体巷
道在36m长巷道中有一处三岔口上打3根顶柱长时间大面积空顶。矿里为了高产
没有派人去检查也未采取加固顶板措施就决定恢复作业在运输巷开口出煤。由于爆破
震动造成运输巷大面积冒顶面积达50㎡。现场作业10人中跑出1人9人被砸其中
6人死亡3人受伤。 
 
第四十二条  支架间应设牢固的撑木或拉杆。可缩性金属支架应用金属立拉杆并用机 
37 械或力矩扳手拧紧卡缆。支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道砌碹时碹体与顶帮
之间必须用不燃物充满填实巷道冒顶空顶部分可用支护材料接顶但在碹拱上部必须充
填不燃垫层其厚实不得小于0.5m。 
 
【解读】本条是关于支架间设牢固的撑木或拉杆以及砌碹填碹的规定。 
 
撑木或拉杆是连接支架的构件其作用是传递支架间的压力和保持支架的稳定性使支
架由单体受力变为整体支架受力能抵抗局部来压、斜向来压和爆破冲击波的冲击。为了能
充分发挥撑术和拉杆的作用撑木或拉杆安设要牢固并成一直线。 
倘若支架间没有设牢固的撑木、拉杆或者拉杆或撑木因为爆破作业等因素遭到损坏时
支架之间的围岩就会向巷道内的自由空间产生变形并且向巷内移动结果使支架产生不规
则的变形甚至使支架倾倒。支架变形或者倾倒后其支架已起不到支护的作用。支架失稳
后必然会导致该段巷道的失稳由此引发的局部冒顶和顶板冒落推倒支架由局部小冒落
扩大为长距离的大冒落。我国煤矿此类冒顶事故时有发生尤其在20世纪的5070年代表
现非常突出其造成的伤亡和经济损失是十分惨痛的。因此支架间的撑木或拉杆必须齐全
牢固支架与顶帮之间的空隙必须塞紧接顶背实背板要呈双数打紧模子使支架均匀
受力并防止漏矸。 
可缩性金属支架之间应使用金属支拉杆不可使用木质支拉杆因为木质支拉杆不容易
固定又会产生干缩而松动。可缩性金属支架的可缩量是依靠U型钢梁与腿搭接处的摩擦
阻力由卡缆螺丝提供的螺丝上得越紧梁腿之间的摩擦阻力就越大可缩量就越大。所以
卡缆的螺丝不能用手去拧必须用机械扳手才能拧紧。 
支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实其作用一是阻止顶帮围岩的变形、破坏二是
使支架能均匀受力。当顶帮围岩松软破碎压力大时可人为地将掘进断面扩大在支架与顶
帮的空隙之间刹双层或三层刹杆。遇高顶处要用木垛接顶。刹杆或木垛都必须紧密接顶接帮
打紧模子。如果不紧密接顶接帮则刹杆或木垛如同虚设冒顶、片帮事故就可能在顷刻之
间发生这种教训屡见不鲜。 
基于同样的原因巷道砌碴时植体与顶帮之间必须用不燃物充满填实高顶处可用木
垛接顶但在碴拱上部必须充填厚度不小于0.5m的不燃物垫层使碴体均匀受力。禁止不
填碴和填半截碴。 
1988年5月5日某工程处施工商翼运输大巷4号交岔点时发生一起塌碴事故。巷
道净宽4.2m净高3.7m半圆形拱料石植。当碴砌到两架磕胎拱基处时顶板曾冒顶1.5m
高用木垛接顶。砌到拱基线以上时顶板又掉下一块0.9mx0.4mx0.2m的大石块将拱顶
的木垛推倒并砸掉6块料石将1名工人砸死。事故原因 
(1)碴顶充填不满不实且只有一个孤立木垛与冒高处接顶其余1.5m高、10m长的高
顶未填满 
(2)碹胎架设质量差支撑碴胎的俄顶子偏向一侧 
(3)砌碴质量不好砂浆不饱满石模子不齐全 
(4)没有认真执行敲帮问顶制度。 
 
第四十三条  更换巷道支护时在拆除原有支护前应先加周临近支护拆除原有支护
后必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中
必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。 
 
【解读】本条是关于拆除与更换支护时应采取安全措施的规定。  
38  
巷道支护在受到爆破、采动和地下水的影响因软岩岩性变化或地质构造作用而引发的
应力变化的作用下以及设计时依据的条件的变化和施工时的工程质量欠缺等因素的综合作
用部分巷道和局部巷道的支护会遭受破坏会直接影响安全使用和危及人员生命安全。所
以遭受破坏的巷道支护必须进行支架的更换或返修。 
由于需要更换支护的巷道多处在岩层较破碎的地带岩层稳定性较差在原有支护被撤
除时多会出现岩石冒落等现象稍不注意就会造成人员伤亡。因而为了使更换支护施工的
人员有一个安全可靠的作业场所和空间同时也为了防止在拆除破坏段巷道支护时已破坏
支护段的巷道发生冒落的扩展必须预先加固邻近支护。首先必须先识别围岩来压情况。
识别的方法有以下三种 
(1)观察预兆法。顶板来压的预兆主要有声响、掉渣、片帮、出现裂缝、漏顶、离层等
现象直观判断有无冒顶危险。 
(2)木模探测法。在顶板岩石的裂缝中打入小木模过一段时间进行一次检查如发现
木模松动或掉落说明裂缝在扩大预示有冒顶险情。 
(3)敲帮问顶法。这是最常用的方法其中又分锤击判声法和震动探测法两种。锤击判
声法是用铺或铁棍敲击顶板若发出"当当"的清脆声则表明围岩完好若发出"喽嗅"的沉
闷声则表明顶板已发生离层或断裂是冒顶或掉石的征兆。震动探测法是一手手指扶在顶
板下面另一手用铺或铁棍敲击顶板如果手指感到轻微震动则表明此处顶板已经离层或
断裂。操作人必须站在支护完好的安全地点进行。 
采用锚喷支护的巷道因地质、矿压、施工质量等原因混凝土喷体也会出现裂纹、裂
缝、离层等破坏现象。喷体裂缝、离层的破坏程度也需要用敲帮问顶的方法探明。 
探明的工作面顶帮松动、断裂和离层的破坏程度分别采用不同类型的支护方式加以维
护可为采取什么方式处理顶帮岩石提供依据能够保证作业人员的安全因此敲帮问顶
必须纳入制度化的管理中去否则顶板冒落、掉块、片帮、喷体坠落伤人事故就有可能发
生。 
每班的生产班组长要及时地对顶板和两帮围岩进行检查每个作业人员也必须经常地用
这种方法检查工作地点的帮顶情况。 
1978年7月2日九里山矿井运输大巷工作面掘进爆破后由于班组长没有进行敲帮
问顶就进行平碴、立碹胎结果顶板冒落造成两死两伤的惨痛事故。 
 
1989年10月新庄矿轨道上山采用下山作业方式爆破后虽进行了敲帮问顶但不彻
底其顶板有一裂纹敲帮问顶作业人认为安全无事就恢复出碴在出碴时掉下一大块矸石
造成1人死亡。 
拆除原有支护之后必须除掉活矸必要时采取打浅眼、放小炮的办法除掉大块活石。 
39 有时还应采取临时支护措施如打顶子、架设无脚棚或用套锚杆刹顶等然后架设永久支护
图2―1―14。 
在倾斜巷道中施工时必须在拆除段下方设置挡栏防止矸石、物料滚落。为防止支架
歪倒支架的岔脚和迎山角必须符合作业规程规定最下边一架支架要打戗顶子每隔3
4架支架在两帮围岩上打托钩别住棚脚等。 
 
第四十四条  采用锚杆、锚喷等支护形式时应遵守下列规定 
㈠锚杆、锚喷等支护的端头与掘进工作面的距离锚杆的形式、规格、安装角度混凝
土标号、喷体厚度挂网所采用金属网的规格以及围岩涌水的处理等必须在施工组织设计
或作业规程中规定。 
㈡采用钻爆法掘进的岩石巷道必须采用光面爆破。 
㈢打锚杆眼前必须首先敲帮问顶将活矸处理掉在确保安全的条件下方可作业。 
㈣使用锚固剂固定锚矸时应将孔壁冲洗干净砂浆锚杆必须灌满填实。 
㈤软岩使用锚杆支护时必须全长锚固。 
㈥采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时必须采用潮料并使用除尘机对上料口、
余气口除尘。喷射前必须冲洗岩帮。喷射后应有养护措施。作业人员必须佩戴劳动保护用
品。 
㈦锚杆必须按规定做拉力试验。煤巷不必须进行顶板离层监测并用记录牌板显示。对
喷体必须做厚度和强度检查并有检查和试验记录。在井下做锚固力试验时必须有安全措
施。 
㈧锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧确保锚杆的托板紧贴巷壁。 
㈨岩帮的涌水地点必须处理。 
㈩处理堵塞的喷射管路时喷枪口的前方及其附近严禁有其他人员。 
 
【解读】本条是采用锚杆、锚喷等支护时应遵守的规定。 
 
锚喷技术用井巷支护技术的重大改革。传统支护如棚子、砌碹等是被动承压结构而
锚喷支护却能起到加固围岩、提高围岩自承能力并与围岩结成一体共同承压使围岩由荷载
变成承载结构从而达到永久支护的目的。 
为了指导施工保证工程质量和安全根据井巷所处的围岩性质、稳定性及断面大小和
涌水等情况在编制的施工组织设计或作业规程中对锚杆、锚喷支护的端头与掘进工作面
的距离锚杆的形式、规格、安装角度、混凝土标号、喷体厚度、挂网所采用金属网的规格
以及围岩涌水的处理等都要加以规定。 
光面爆破技术是随着锚喷支护技术的推广与应用发展起来的。其特点是爆破后巷道断
面成形好减轻围岩因炮震产生的裂隙并保持围岩基本稳定有利于提高围岩自身的承载能
力。光面爆破通常是根据不同岩层的实际情况合理地选用小直径药卷正确地确定周边
眼的眼距、最小抵抗线和装药量等参数选用不偶合或空气柱装药结构用毫秒雷管与导爆
索引爆以保证周边眼同时起爆和在一个循环爆破中周边眼最后起爆来实现的。 
井巷施工既要破坏断面以内的岩石又要保护断面以外的围岩。在这对矛盾中保护围
岩是矛盾的主要方面围岩保护好了就给施工安全、支护质量、使用和维护创造良好条件。
光面爆破就是解决这一矛盾、满足上述要求的有效手段。通过光面爆破巷道岩面土没有明
显的炮震裂缝巷道轮廓成形规整减少超挖或欠挖量在巷道周边留下半个炮眼的眼痕
眼痕率越高光面爆破的效果越好由于工作面很少出现危岩有利于施工安全口光面爆破
与锚喷支护结合使用可取得相得益彰的效果。所以采用钻爆法掘进岩石巷道必须采用 
40 光面爆破。 
打锚杆眼前必须首先敲帮问顶将活肝处理掉。遇到大块活石一时处理不掉时可采
取先打顶子或架棚后打锚杆或先喷后锚或打浅眼、放小炮的办法除掉大块活石确保安
全的条件下进行作业。 
使用锚固剂(如水泥砂浆、快硬水泥卷、树脂药卷等)固定锚杆时应将孔壁冲洗干净
否则孔壁上的灰尘、碎屑将妨碍锚固剂与孔壁的粘结而降低锚固力。砂浆锚杆主要是靠砂
浆将杆体与孔壁粘结成一体的因此必须灌满填实。 
在软岩中使用锚杆支护时必须全长锚固。如果只是端头锚固一旦岩面一端掉块、松
动则整根锚杆失效。而全长锚固时即使减少一点锚固长度也不致于整根失效。 
喷浆或喷射混凝土时若采取干拌料、干喷工艺、干拌料通过喷射机以压风作动力指
着管路压到喷嘴处与水短暂混合后以较高的速度喷射到岩面上产生大量的水泥灰尘水
泥粉尘浓度大大超过《规程》第七百三十九条的规定标准会对人体造成很大损害使作业
环境恶化工作面能见度降低给施工安全带来严重威胁。我国煤矿中从1965年开始应用
喷射混凝土技术已有40多年的历史为了降低粉尘浓度抑制粉尘的产生做了大量的科
技革新、技术改造、科研攻关采取了许多综合排尘、防尘措施并收到明显的效果。 
(1)在井下设专门料场定点卸料、拌料。料场设专用回风道用除尘器净化含尘空气
佩戴个体防护用品以降低卸料、拌料、上料时的粉尘浓度。 
(2)潮拌料。搅拌砂、石前先洒水预湿经滤水后其含水量在6%7%时才加水泥搅拌
可使拌料过程的粉尘浓度降低。 
(3)使用湿式过滤除尘器以除去喷射机上料口、余气口和结合板上产生的粉尘。 
(4)加强喷射的密封防止漏风泄尘。 
(5)用双水环预加水以延长水泥湿润的时间和距离。 
(6)采用小粒径、低风压、近距离的喷射工艺。石子粒径<13mm喷嘴出口风压<0.12MPa
喷嘴口距喷射面的距离<0.6m。 
(7)防止堵管事故的发生以免处理堵管时粉尘飞扬。 
(8)戴防尘口罩进行个体防护。 
(9)使用湿喷机进行湿喷。 
为了使喷体与岩面粘结得好喷射前必须冲洗岩面。 
喷射后应进行喷水养护因为水泥是一种水破性胶凝材料在加水后发生水化作用而结
硬产生并增长强度。喷混凝土浆的水灰比本来就低水分蒸发后使水化作用缓慢喷
体硬化和强度的增长也随之缓慢。为了使水化作用能正常进行仅靠巷道内的温度自然养护
是远远不够的必须进行喷后的喷水养护。 
锚喷支护完好后必须按质量标准检验其质量锚杆要做拉力试验煤巷要做顶板离层
监测喷体要做厚度和强度检测。在井下做锚固力试验时必须有安全措施防止落石、落
机砸人事故的发生。 
由于徒手去拧螺帽产生的力矩有限不足以使锚杆托板紧贴巷壁从而使锚固力降低或
整根锚杆失效必须要用机械或力矩扳手确保锚杆的托板紧贴巷壁。 
在喷射混凝土作业中如发现顶帮岩壁上有淋水及裂隙水时必须处理否则将影响混
凝土与岩石的粘结造成混凝土成片脱落。对岩壁上冷凝水用压风一吹即可对小面积的
淋水和裂隙水也可通过多加速凝剂的混凝土喷射或用水玻璃涂抹来解决。对大面积的涌水、
有压力的漏水和大裂隙水可采取先导水后围堵或先围堵后导水的办法处理。 
喷射混凝土出现堵管必须立即停电、停料、停水但不停风以便检查确定堵塞部位。
在确定堵塞部位后就停风卸开堵塞处的接头敲击输料管使堵塞物松动然后接好接
头送压风吹管把管内堵塞物吹出。用压风吹管时喷枪口前方及其附近严禁有其他人员。 
41 在敲击管路时喷枪口应朝下。拆管时不得面对管口管口应朝向无人处以免突然出料
伤人。 
 
第四十五条  掘进巷道在揭露老空前必须制定探查老空的安全措施包括接近老空时
必须预留的煤岩柱厚度和探明水、火、瓦斯等内容。必须根据探明的情况采取措施进
行处理。 
在揭露老空时必须将人员撤至安全地点。只有经过检查证明老空内的水、瓦斯和其
他有害气体等无危险后方可恢复工作。 
 
【解读】本条是关于探查或揭露老空必须制定安全措施的规定。 
 
老空区内长期不通风、不排水属不安全区域。老空区内可能因岩层渗漏水而积存大量
的水可能因老空区漏网使有自然发火煤层的煤炭自燃煤炭自燃使老空区升温并产生
和积存大量有毒有害气体老空区内煤岩体内的瓦斯及有害气体不断释放并积存起来。总之
老空区可能存在着水、火、瓦斯等严重事故隐患。 
掘进巷道在揭露老空前必须制定探查老空的安全措施。措施中应包括接近老空时掘进
巷道与老空之间的煤岩柱厚度和探明水、火、瓦斯等内容。根据探明的情况采取措施
进行处理做到“有疑必探先探后掘”。 
在向老空区打钻探查的过程中当钻孔接近老空时必须有瓦斯检查工或矿山救护队员
在现场值班检查空气成分如果瓦斯或其它有害气体超限必须立即停钻、断电、撤人并
报告矿调度室采取措施进行处理。 
在探明老空区情况后在揭露老空时必须将人员撤至安全地点防止情况发生突然变
化而发生事故。只有经过检查证明无危险后方可恢复工作。 
1980年11月某县小煤矿与老巷穿透时明知老巷有积水约400m3既不探水前进也
没有其他安全措施最后在两巷相距0.6m时煤柱被鼓开承压水突出淹没采区下山
造成事故。 
1995年8月15日某矿西翼四煤上山+87m水平发生透水事故死亡16人。事故原因
是该矿领导得知西翼四煤上山附近积水严重的通报后未安排探查措施更未果断撒人反
而安排工人冒险作业。当3个民工在工作面架设支架时距离工作面以下3m处从邻矿突
然发生岩体崩溃透水过来除本矿受淹外又涌入另外二个矿致使井下作业的16名民工
丧生。 
 
第四十六条  开凿或延深斜井、下山时必须在斜井、下山的上口设臵防止跑车装臵
在掘进工作面的上方设臵坚固的跑车防护装臵。跑车防护装臵与掘进工作面的距离必须在施
工组织设计或作业规程中规定。 
斜井(巷)施工期间兼作行人道时必须每隔40m设臵躲避周并设红灯。设有躲避闸的一
侧必须有畅通的人行道。上下人员必须走人行道。行车时红灯亮行人立即进入躲避凋红
灯熄灭后方可行走。 
 
【解读】本条是向下掘进斜巷时必须设置防止跑车装置和躲避桐的规定。 
 
斜井施工时绞车道上部行车下边有人作业具有潜在危险。由于提升设备失修、轨
道质量不好、操作不当或提升突遇障碍发生过负荷等原因有可能发生提升容器掉道、脱钩
或断绳使提升容器沿斜坡下滑或跑车产生巨大冲击力撞翻支架撞倒行人或工作面作 
42 业人员造成严重伤亡事故。 
1998年4月28日某矿十二号井回风下山掘进在上部车场推来4辆矿车当打开上
部车场的阻车器往下推车时才发现第3辆车与第4辆车没有连接但已来不及挂三环链了
变坡点下方略大于一列车长度的地点没有设置防止未挂链车辆发生跑车的挡车装置前三辆
车急速向下跑去至下山150m掉道撞倒了3架棚子并将1名补风筒工人撞死。 
为预防跑车及跑车后伤亡事故的发生我国在斜井施工中广泛使用"一坡三挡"防止跑
车装置取得良好效果。斜井(巷)防跑车装置设置规定见表213所示。 
 
表213  斜井巷防跑车装置设置规定表 设置地点
 防跑车装置 
上部水平车场或斜井巷上口 阻车器、挡车器或挡车栏 
上部水平车场变坡点下方20m处 挡车器或挡车栏 
中间水平车场 挡车器或挡车栏 
下部水平车场或斜井巷下口 挡车器或挡车栏 1987年5月24日某矿一号井延深暗斜井全长1110m断面13m2倾角20°使用
2JK-3/20型绞车和8t后卸式箕斗双钩提升。发生一起断绳跑箕斗事故。 
事故经过绞车司机接班后正常提升当提第30钩(西钩)时警铃响绞车自动减
速这时司机听到断绳声接着绳头甩到绞车滚筒下。松绳保护起作用绞车自动停车
而西钩箕斗则沿着暗斜井轨道跑至斜井井底(计1083m)撞垮暗斜井井底挡煤墙砖头和箕
斗顿时窜出将正在墙外工作及过路的8人击倒当场死亡5人重伤1人。 
事故原因 
(1)箕斗运输安全条件差箕斗运行时拖着大量浮煤托绳滚不转大都被浮煤埋住(25
个只露着2个)检查时发现钢丝绳一个捻距内断丝2根和绳径缩小4.69%认为不超过安全
系数未采取防范措施。 
(2)钢丝绳不合格。事故后在事故钢丝绳上截取6段绳样作试验结果3根绳样不合
格面积都超过了大于25%的规定。 
(3)领导思想麻痹。暗斜井运行7年上级领导和有关部门都没觉察这一事故隐患。斜
井(巷)施工期间兼作行人道时必须每隔40m设置躲避硐并设红灯。躲避响的净高≦1.8m
净宽≦1.4m净深≦1.4m。如果在规定的间距附近有可以利用的硐室或巷道达到本条本项
的要求时可不另设躲避硐。 
躲避硐应经常保持清洁卫生硐内不得有积水、淤泥或堆放物料。坡度>45°或坡
长>500m每间隔250m的躲避硐室应加深加宽并设坐凳。 
设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。人行道距工作面的距离沪≧50m人行道的阶
梯应经常保持完整无缺。 
在每个躲避硐口、横川口应安装红色信号灯信号灯的开闭由井口信号工操作控制。
信号工给绞车司机发送提升、下放矿车或箕斗前应先开启行车信号灯提前预告井巷中的
行人。红色信号灯还应与绞车电路闭锁。 
严禁井巷中的行人离开人行道到车道上行走。接近掘进面而暂时未设置人行道的地段
可靠边行走。行人必须随时注意红色信号灯红灯亮时必须尽快进入附近的躲避硐内待矿
车下行到坡底或矿车上提到达上部水平车场放下拦车栏(横档或地拌)关闭红灯后人员方
可行走做到"行车不行人行人不行车。灯亮躲进硐灯灭可行走。"在井巷中行人较多
不能同时进入一个躲避硐内时上下把钩工应视躲避硐的大小分批放行。躲避硐和人行道
必须和开凿工程同步施工靠近施工工作面的一个躲避硐室如果已符合设计的规格要求
可存放即将使用的一次爆炸材料用量。但在爆破前未用完的爆炸材料必须移出爆破警戒线 
43 以外的安全地方。 
斜井(巷)中和井口附近严禁堆集、存放能够沿斜井(巷)滚下的物料。在运输中掉落的
物料必须随时回收以防物料滚落伤人或损坏设施。 
斜井(巷)内应设置矿车掉道自动报警或紧急停车装置。 
 
第四十七条  由下向上掘进25°以上的倾斜巷道时必须将溜煤(矸)道与人行道分开
防止煤(矸)滑落伤人。人行道应设扶手、梯子和信号装臵。斜巷与上部巷道贯通时必须有
安全措施。 
 
【解读】本条是向上掘进25°以上斜巷时设置人行道以及斜巷与上部巷道贯通时必
须有安全措施的规定。 
 
向上掘进25°以上斜巷时如果整个巷道既溜煤(矸)又行人容易发生煤(矸)滑落伤人
事故。因此必须专设人行道并与溜肝道分开。为便于行走和联系人行道应设扶手、梯
子和信号装置。 
在斜巷与上部巷道贯通时必须有安全措施确保安全贯通 
(1)测定斜巷与上部巷道在空间上的相对位置和距离掘进时严格按中、腰线施工防
止掘偏 
(2)查明上部巷道的通风、瓦斯及水等情况发现问题及时解决 
(3)加固上部巷道贯通点的支架加固方法及距离在作业规程中明确规定 
(4)在临近贯通时确切掌握贯通距离根据岩质情况采取适当的贯通方法 
(5)用钻爆法单向贯通时从距贯通点20m开始每次爆破前两条巷道都要保持通风
检查瓦斯通往两条巷道的所有通道都要设警戒做好警戒工作。爆破前班组长应多派一
名工人随警戒员同时到达另一条被贯通巷道。警戒员就位后此人返回复命此时班组长
才能下达爆破命令。爆破后班组长再派人口头通知警戒员警戒员才能撤回。警戒员不准
听见炮响就私自撤回。 
 第三节  回采和顶板控制  
第四十八条  采区开采前必须编制采区设计并严格按照采区设计组织施工。一个采区
内同一煤层不得布臵3个(含3个)以上回采工作面和5个(含5个)以上掘进工作面同时作业。 
严禁在采煤工作面范围内再布臵另一采煤工作面同时作业。采掘过程中严禁任意扩大和
缩小设计规定的煤柱。采空区内不得遗留未经设计规定的煤柱。 
严禁破坏工业场地、矿界、防水和井巷等的安全煤柱。 
突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面不得采用前进式采煤方
法。 
 
【解读】本条是关于编制采区设计和采掘工作面布置及安全煤柱留设的规定。 
 
1.设计是采掘工程施工的依据和目标。没有设计的施工是盲目的施工轻者造成无效进
尺、资源的浪费和经济损失严重时可导致发生各类事故。近些年来部分乡镇、个体煤矿开
采前不按规定进行设计或设计不科学不按规定程序审批胡采乱掘造成事故者屡屡发生。
因此《规程》规定采区开采前必须编制采区设计。  
44 (1)采区设计方案必须符合《规程》和《煤炭工业技术政策》以及有关技术文件规定。 
编制采区设计方案必须具备的文件经矿总工程师审批的采区地质报告书矿井设计文
件矿井的长远规划采区接替图表矿压观测资料。 
(2)编制采区设计方案应进行多方案论证和对比以求达到安全可靠、技术可行、经
济合理。 
(3)采区设计方案由矿总工程师组织编制对编制完毕后的设计进行签字报集团公司
总工程师审批。 
2一个采区内同一煤层布置3个含3个以上回采工作面和5个含5个以上掘
进工作面同时作业增加了开采强度通风阻力增大不利于通风管理还可能造成应力叠
加给顶板控制带来一定困难。 
在采煤工作面范围内再布置另一采煤工作面同时作业可造成循环风不利于瓦斯事故
的防治另外也不利于顶板管理。 
3矿井内的各种煤柱的设计是根据矿井的具体情况经过计算后划定的有充分的科
学根据是预防矿井灾害提高矿井应变能力的需要。同时也是保持矿井稳产、高产、提高回
采率保证生产接替提高矿井服务年限的需要。 
?任意扩大设计规定的煤柱打乱了设计布置降低了矿井回采率、采区回采率、回采
工作面回采率。“三量”达不到国家规定采掘接替紧张回采工作面搬家倒面的次数增加。
另外任意扩大设计规定的煤柱增加了煤炭自然发火条件在采区内任意留煤柱还会形成
所谓的“孤岛”孤岛煤柱能把上方的应力集中向下传递使下部的煤层巷道硐室受到不
同程度的影响。 
如果任意留设的煤柱下方有近距离煤层其下方的煤层将处在高应力区内开采尤其在
有冲击危险的煤层中采掘影响更大。 
?任意缩小设计规定的煤柱规格使煤柱起不到保护作用危害更大。 
煤柱类型较多有井田隔离煤柱、段间煤柱、区间煤柱、防火煤柱、防火煤柱以及“三
下采煤”和保护工业广场煤柱。这些煤柱的留设是预防矿井各种灾害保护地表建筑物和工
业广场防止地表移动和下沉。缩小或不留煤柱势必导致灾害的发生如破坏地表建筑物和
工业广场使地表移动、下沉加剧。所以《规程》规定严禁任意缩小设计规定的煤柱
破坏各类安全煤柱。 
4突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面采用前进式采煤方
法给通风管理工作带来难以克服的困难极易发生瓦斯事故。另外发生事故后又难以有效
地控制。前进式采煤方法还可使巷道维护量增加给运输工作带来困难同时增加了自然
发火的条件。 
 
第四十九条  采煤工作面回采前必须编制作业规程。情况发生变化时必须及时修改作
业规程或补充安全措施。 
 
【解读】本条是关于回采工作面编制作业规程的规定。 
 
《作业规程》是煤矿企、事业单位为完成某项生产建设的单项或单位工程是根据《煤
矿安全规程》和设计文件结合工程的具体情况而编制的指导施工的重要技术文件。凡从事
该项工程施工的人员必须遵照执行。《作业规程》是煤矿生产建设某项工程的行为规范具
有法规性质。其作用是科学地组织与指导施工组织施工部门的技术经济活动保证工程达
到安全、优质、高效、快速、低耗的效果并达到设计要求。 
采煤工作面《作业规程》是规范采煤工作面回采工作的其运作、实施分为编制、审 
45 批、贯彻及实现。 
1《作业规程》编制 
(1)科学性。《作业规程》的编制要根据矿井地质、水文情况煤层赋存状况及开采方法
等因素综合考虑在保证安全的前提下最大限度的提高劳动生产率减少消耗降低吨媒
成本。 
(2)准确性。《作业规程》的编制要具有其准确性真正起到指导、规范回采的作用。如
回采范围内的旧区、旧巷断层产状及位置煤层倾角、厚度的变化等这些都应准地反映
在《作业规程》中做到有预见性。 
(3)针对性。就是根据回采工作面的采幅、压力、顶底板性等具体情况提出针对性措施
严禁沿用、套用旧规程。 
(4)及时性。在回采工作面回采一段距离后当条件发生变化时应及时修改《作业规
程》并补充相应安全措施以适应回采工作面条件变化的需要。 
2.《作业规程》审批 
《作业规程》编制完毕后必须经有关部门按程序审批否则无效。审批后在回采前应
认真向作业人员进行贯彻并履行签字手续。贯彻后进行考试考试不及格不准上岗作业。 
3.《作业规程》落实 
《作业规程》一经审批、贯彻后必须由有关部门进行检查落实兑现情况采取强有力
措施保证《作业规程》的落实、实现。 
 
第五十条  采煤工作面必须保持至少2个畅通的安全出口一个通到回风巷道另一个
通到进风巷道。 
开采三角煤、残留煤柱不能保持2个安全出口时必须制订安全措施报企业主要负
责人审批。 
采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内必须加强支护综合机械化采煤工
作面此范围内的巷道高度不得低于1.8m其他采煤工作面此范围内的巷道高度不得低
于1.6m。安全出口必须设专人维护发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时必须及时更换、
清挖。 
 
【解读】本条是关于采煤工作面安全出口的规定。 
 
采煤工作面安全出口是连接回风巷和运输巷的关键部位担负着煤炭、物料运输进回
风、行人、洒水消尘等任务。此处控顶面积大。在掘进时经受一次压力重新分布的影响同
时由于巷道支护初撑力一般都很小直接顶经过了一次下沉、松动、甚至破坏。特别在工作
面超前支承压力作用下顶板大量下沉。再加上机头、机尾和其他设备体积大在移动这些
设备时又必须反复支柱撤柱使顶板更加破碎。有的工作面在上下出口附近还要替换一次
支架又对顶板多了一次破坏。 
由于上述原因工作面上下出口处最容易发生冒顶事故必须特殊管理加强支护。 
考虑到安全出口处压力大支护状态差及此处的特殊作用要求综合机械化采煤工作面
安全出口与巷道连接处20m范围内巷道高度不得低于1.8m其他采煤工作面此范围内
的巷道高度不得低于1.6m并设专人维护以保持安全出口的畅通无阻。 
开采三角煤、残留煤柱属特殊条件开采确因不能保持2个安全出口时必须制定相
应的安全措施并报企业主要负责人审批否则严禁开采。 
 
第五十一条  采煤工作面的伞檐不得超过作业规程的规定不得任意丢失顶煤和底煤。 
46 工作面的浮煤应清理干净。支架、输送机和充填垛都应保持直线。 
 
【解读】本条是关于采煤工作面不得留有超过规定的伞檐、保证工作面浮煤清理干净
保持支架、输送机和充填垛成直线的规定。 
 
由于煤层与顶板岩石之间的黏结力较小在回采过程中若采煤工作面煤壁留有伞檐在
其自重的作用下会逐渐与母体脱离而垮落而引起人身伤亡事故。一般情况伞檐长度超过
1m时其最大突出部分视煤层厚度应在150200mm伞檐长度在1m以下时其突出
部分应在200250mm。 
采煤工作面任意丢失顶煤和底煤会出现以下不利影响 
(1)浪费煤炭资源使工作面回采率降低。 
(2)对于有自然发火倾向的煤层丢失在采空区内的煤炭易产生自然发火引起矿井火
灾。 
(3)会使由顶板、支架、底板构成的支护系统的刚度降低引起支柱钻底或液压支架底
座下陷等不利顶板管理的局面。 
工作面浮煤清理干净目的在于充分回收煤炭资源减少煤炭自然发火条件在采用水
砂充填的矿井也有利于泄水、减压。 
支架保持直线可使支架受力均匀提高支护强度有效地控制顶板同时支架呈直线
可控制输送机、充填垛和工作面保持直线。 
输送机保持直线可提高运输效率、延长使用寿命。 
实现上述要求也有利于开展质量标准化为安全生产打下坚实基础。 
 
第五十二条  台阶采煤工作面必须设臵安全脚手板、护身板和溜煤板。倒台阶采煤工作
面还必须在台阶的底脚加设保护台板。 
阶檐的宽度、台阶面长度和下部超前小眼的个数必须在作业规程中规定。 
 
【解读】本条是关于台阶、倒台阶采煤工作面必须设置安全脚手板、护身板和溜煤板和
保护台板的规定。 
 
台阶式采煤工作面适用于急倾斜煤层回采由于急倾斜煤层的倾角较大在开采技术、
安全、运输和顶板管理方面都具有独自的特点主要表现是 
(1)由于煤层倾角大增加了开采困难在开采技术上必须采取相应的安全措施。 
(2)煤层顶板垂直作用在支架或煤体上的压力较小而作用在倾斜方向的压力增大。因
此支架不稳定容易倾倒护巷煤柱容易片帮顶底板都可能沿倾斜方向滑动。 
(3)采下的煤和冒落的矸石都可靠自重下滑简化了工作面装运工作。但容易砸人和
冲倒支架影响安全。 
(4)由于煤层倾角大沿倾斜方向的行人、运料及设备搬迁都比较困难。为了适应这一
特点在台阶工作面中人员操作地点的上方台阶工作面阶檐的下方要牢固设置护身板防
止操作人员上方煤块、矸石及物料下落伤人。脚手板的作用是方便人员操作。溜煤板是煤炭
沿预定路线溜放还能减缓冲击使支架免遭破坏。 
倒台阶采煤工作面底脚很容易受到上部滚落煤(岩)的冲砸因此还必须在其底脚加设
保护台板以保证作业的安全。 
台阶采煤工作面《作业规程》应根据工作面具体情况以其他因素详细规定阶檐的宽
度、台阶面长度和下部超前小眼的个数。  
47  
第五十三条  采煤工作面必须经常存有一定数量的备用支护材料。使用摩擦式金属支柱
或单体液压支柱的工作面必须备有坑木其数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业
规程中规定。 
采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁、失效的摩擦式金属支柱和失效的单
体液压支柱。 
在同一采煤工作面中不得使用不同类型和不同性能的支柱。在地质条件复杂的采煤工
作面中必须使用不同类型的支柱时必须制定安全措施。 
摩擦式金属支柱和单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。对摩擦式金属支柱、金
属顶梁和单体液压支柱在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后必须进行检修。
检修好的支柱还必须进行压力试验合格后方可使用。 
 
【解读】本条是关于有关采煤工作面支护材料、失效支柱及不同类型、不同性能支柱
使用的规定。 
 
在煤炭生产中由于地质条件、煤层赋存状况等因素的变化回采工作面条件发生改变
进而要求支护材料、支护形式必须适应其变化以便有效地控制顶板保证回采工作面的安
全。 
(1)冒顶是煤矿中最常见的事故。据统计冒顶事故占煤矿事故总数的60%以上伤亡人
数占40%左右尤其是回采工作面发生冒顶的机会更大。而处理这类事故需要大量坑木。 
回采工作面一般都要经历工作面初次放顶、收尾、过断层、过破碎带、过旧巷等情况
此时都需要架设不同类型的特殊支架额外增加了一定数量的支护材料。在使用摩擦金属支
柱或单体液压支柱的工作面也必须按作业规程规定备数量充足、规格齐全的坑木。其存放
地点和管理方法也应有利于顶板管理和对顶板事故的处理。 
(2)采煤工作面使用折损的坑木、损坏的金属顶梁、失效的摩擦式金属支柱和失效的飞
单体液压支柱可使支架的支护强度降低在未达到支架的设计工作阻力时便可能破坏极
易发生顶板事故。 
(3)支护材料按材质分为木支护、金属支护按工作特性又分为急增阻式、微增阻
式、恒阻式。由于支柱的类型和性能不同其工作原理、初撑力、初工作阻力、额定工作阻
力及支柱极限压缩量都有很大差异如果在同一工作面使用不同类型和不同性能支柱时不
同的支柱组成的支架对顶板的控制作用则表现出极大的差别。一般木支柱最大允许下沉量为
200mm若顶板下沉量大于200mm时木支柱将大部折损破坏如果木支柱与单体液压支
柱混合使用时顶板压力将单独作用在单体液压支柱上从而使得采煤工作面顶板呈现不均
匀下沉这样由于支护强度不足支柱被分别破坏造成工作面局部冒顶和摧垮工作面的重
大事故。因此在同一工作面不得使用不同类型和不同性能的支柱。 
(4)支柱使用一段时间后如不认真维护、保养就会折损失效折损失效支柱应进行
检修检修后还必须进行压力试验否则因达不到工作特性而使支柱支护强度不够就有可
能被折损造成事故。 
1997年3月13日抚顺矿务局龙凤矿机采队在机采工作面使用金属摩擦支柱支护顶
板当发现部分支柱失效后升井检修但没有对检修后支柱进行压力试验使用后造成了回
采工作面大面积冒顶。事故后对检修后未下井使用的支柱进行压力试验结果发现初工作
阻力达到标准的只有14%最大工作阻力达到标准的还不到8%。因此《规程》规定对
失效支柱检修后还必须进行压力试验。 
  
48 第五十四条  采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护严禁空顶作业。所有支架必
须架设牢固并有防倒柱措施。严禁在浮煤或浮歼上架设支架。使用摩擦式金属支柱时必
须使用液压升柱器架设初撑力不得小于50kN单体液压支柱的初撑力柱径为100mm的
不得小9kN柱径为80mm的不得小60kN。对于软岩条件下初撑力确实达不到要求的在制
定措施、满足安全的条件下必须经企业技术负责人审批。严禁在控顶区域内提前摘柱。碰
倒或损坏、失效的支柱必须立即恢复或更换。移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架
时必须先架好临时支架。 
采煤工作面遇顶底板松软或破碎、过断层、过老空、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时
必须制定安全措施。 
 
【解读】本条是关于采煤工作面支护的有关规定。 
 
(1)回采工作面爆破后控顶距离增大顶板活动加剧此时若不及时支护势必引起顶板
冒落。控顶区下作业危险因素将大大增加。 
在回采工艺诸工序作业中支架倾倒的因素很多如爆破崩倒支柱采用水砂充填矿井
水流冲倒支柱煤、矸石砸倒支柱另外采用倾斜分层上行开采时拆移输送机也能使支柱倾
倒。因此支架不能架设在浮煤和浮矸上必须制定防倒柱措施所有支柱必须架设牢固。 
(2)随着工作面的推进控顶距离不断增大此时在控顶区域内的支架将承受很大的压
力支柱时常会出现损坏和失效现象若提前摘柱或对损坏、失效支柱不加以恢复和更换
将破坏支护系统的力学平衡条件使顶板下沉量增加产生裂隙、离层直至冒落。 
(3)使用摩擦支柱时必须使用液压升柱器架设其中主要目的是使支柱获得一定的初撑
力以适应顶板下沉的需要使支柱增加稳定性和相对顶板的摩擦力。 
摩擦支柱初撑力只有在50kN以上液压支柱视柱径的大小其初撑力应分别在90kN和
60kN以上只有这样才能适应顶板下沉的需要保持一定的支护强度。 
采煤工作面遇顶底板松软或破碎、过断层、过老空、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时
在这些部位的顶板都比较破碎又存在着构造应力和应力集中区在顶板失去完整性的同时
顶板压力又较大很容易发生顶板事故因此要求开采前必须制定安全措施。 
 
第五十五条  严格执行敲帮问顶制度。 
开工前班组长必须对工作面安全情况进行全面检查确认无危险后方准人员进入工
作面。 
 
【解读】本条是关于敲帮问顶的规定。 
 
敲帮问顶就是利用钢纤等工具去敲击工作面帮顶已暴露的而未加管理的煤体或岩石。有
些煤矿工人习惯叫刷炮碴利用发出的回音来探明周围媒体是否松动、断裂或离层。如果声
音清脆说明所敲击部位的煤(岩)体没有脱离母体顶板不会冒落煤壁不会片帮如果发出
空空声说明所敲击部位的煤(岩)体己脱离母体很可能发生冒顶和片帮。这种方法简单容
易操作对预防回采工作面和掘进工作面冒顶事故的发生很有效。 
在工作面回采当中围岩时刻都在变化、移动新暴露的顶板、煤壁、两帮都要经历应
力重新分布的过程工作面周围的煤岩就有可能逐渐脱离母体。爆破产生的震动冲击效应
加之钻眼技术的不过硬很可能产生危石、活石。另外在煤层中存在着硫磺包(俗称硫磺蛋)
也是一种危险因素尤其在回采工作面遇有层理、裂隙和断裂构造时更增加了冒顶、片帮
的机会如果层理裂隙交错就更易发生事故。开工前、爆破后班组长必须对工作面安全情况 
49 进行全面检查严格执行敲帮问顶制度确认无危险后方准人员进入工作面。每个作业人
员也必须随时对自己工作地点的顶板和煤壁进行检查将危石、活石处理掉才能杜绝和减
少回采工作面顶板事故的发生。 
 
第五十六条  采煤工作面必须及时回柱放顶或充填控顶距离超过作业规程规定时
禁止采煤。用垮落法控制顶板回柱后顶板不垮落、悬顶距离超过作业规程的规定时必须
停止采煤采取人工强制放顶或其他措施进行处理。 
 
【解读】本条是关于控顶距离的有关规定。 
 
顶板管理的主要内容是采场支护和采空区处理。目前采空区处理方法大致分为四种垮
落法、煤柱支撑法、缓慢下沉法和充填法。 
(1)垮落法是利用自然和人工的方法令其直接顶垮落来减缓对工作面的压力同时
支承来自基本顶的部分压力保护回采工作面的安全。 
(2)煤柱支撑法是在采空区按规定留设煤柱支撑顶板。 
(3)缓慢下沉法是利用顶板的韧性特征能够弯曲而不断裂随着工作面的推进采空区
一侧顶底板闭合来实现采空区的处理。但此法煤层厚度不宜超过1.8m。 
(4)充填法是利用河砂、破碎的页岩径由管路输送到采空区对采空区进行充填来实
现对采空区的处理。 
以上采空区处理方法的选择要根据煤层厚度、顶底板岩性、矿山压力及开采方法综合考
虑。一般在单一煤层中利用垮落法最为普遍因为它简便易行不浪费资源相对充填法节
省投资简化生产环节。 
采煤工作面采用垮落法管理顶板时支架所承受的压力主要是控顶区冒落带岩层及悬顶
的重量在基本顶来压时还要承受基本顶失稳而附加的力。 
在作业规程中对工作面支护参数的设计是有科学依据的其中规定了最大、最小控
顶距放顶步距。若不按此距离及时回柱放顶使支架、冒落矸石对工作面控顶区的上覆岩
层处于共同作用的力超过支架的允许值支架无法承受重压时就会使工作面支架折损支
护系统遭到破坏引起顶板事故。所以依照作业规程要求必须及时回柱放顶使其直接
顶垮落缩小控顶距使矿压分布达到新的平衡。 
如果回柱后直接顶仍不垮落就要采取人工强制放顶一般可在密集支柱里侧按不同角
度和深度钻孔爆破破坏大悬顶的完整达到使直接顶垮落的目的。采用充填法管理顶板时
必须及时充填并充满以减少控顶时间和控顶距离控制矿山压力显现。 
 
第五十七条  用垮落法控制顶板时回柱放顶的方法和安全措施放顶与爆破、机械落
煤等工序平行作业的安全距离放顶区内支架、木柱、木垛和回收方法必须在作业规程中
明确规定。 
采煤工作面初次放顶及收尾时必须制定安全措施。 
放顶人员必须站在支架完整无崩绳、崩柱、甩钧、断绳抽人等危险的安全地点工作。
回柱放顶前必须对放顶的安全工作进行全面检查清理好退路。回拉放顶时必须指定有
经验的人员观察顶板。 
 
【解读】本条是关于回柱放顶的有关规定。 
 
1用垮落法控制顶板时回柱放顶的方法一般分为先支后回由下而上由里往外 
50 的三角回柱法对拉工作面及有中间巷的工作面如煤层倾角较小可由两头向中间回柱。
此项工序操作中最具危险性因此回柱放顶工作应制定相应安全措施 
(1)回柱与支柱距离应不小于15m 
(2)分段回柱距离应大于15m端头处应打上隔离柱 
(3)回柱地点以上5m、以下8m处与回柱无关人员禁止滞留 
(4)放顶人员必须站在支架完整无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工
作 
(5)回柱放顶前必须对放顶的安全工作进行全面检查清理好退路 
(6)回柱放顶时必须指定有经验的人员观察顶板。 
2.回采工作面至开切眼推进一段距离后直接顶悬露面积不断增大在其自重和上覆岩
层作用下直接顶开始离层、下沉、断裂直至垮落这就是直接顶初次垮落。垮落前直接顶
承受很高的压力当压力超过岩体强度时直接顶开始断裂、垮落。此时顶板下沉速度急增
使支架受力猛增顶板破碎并出现平行煤壁的裂隙甚至出现工作面顶板台阶下沉煤壁
压碎出现片帮。因此要求初次放顶必须制定安全措施 
(1)进行矿压观测掌握矿压活动规律 
(2)按工作面部位合理确定支护形式 
(3)加强支护提高支护质量使支架具有"整体性"、"稳定性"、"坚固性"。 
(4)采取小进度多循环作业方式加快工作面推进度以保持煤壁的完整性使之具有
良好的支撑作用。 
 
第五十八条  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0.5m以
上的出口出口间的距离和新密集支柱超前的距离必须在作业规程中明确规定采煤工作面
采用无密集支柱切顶时必须有防止工作面冒顶和矸石窜入工作面的措施。 
 
【解读】本条是关于采用密集支柱切顶时的有关规定。 
 
在炮采工作面为使顶板在工作面后方断裂同时不使冒落后的矸石进入工作面须增设
密集支柱。密集支柱的作用是切顶、挡矸。在炮采工艺中回柱放顶工作最具危险性因为
人员有时要进入采空区进行回柱操作此时如若密集支柱不按规定预留出口一旦发生险
情人员将没有安全退路无法迅速撤至工作面。由于工作面较大出口需要预留若干个
方能保证回柱人员的安全因此在作业规程中应明确规定出口间的距离。新密集支柱的超
前距离关系到对顶板的有效控制、劳动生产率的提高和材料的消耗必须经过周密的测算
以便在作业规程中明确规定。 
当工作面采用其他方法切顶时密集支柱的支撑掩护作用得不到发挥因此必须制定
防止工作面冒顶和矸石窜入工作面的措施。 
 
第五十九条  采用人工假顶分层垮落法开采的采煤工作面人工假顶必须铺设好搭接
严密采用金属网或矿用塑料网假顶时必须把网连结好。 
确认垮落的顶板岩石能够胶结形成再生顶板时可不铺设人工假顶。采用分层垮落法开
采时必须向采空区注水或注浆。注水或注浆的具体要求应在作业规程中明确规定。 
 
【解读】本条是关于人工假顶的有关规定。 
 
厚煤层分层开采的顺序分为上行开采和下行开采。  
51 上行开采的顺序是由煤层底板向顶板方向采即第一分层贴底板布置一般采用充填法
处理采空区待第二分层回采时它的底板是第一分层的充填物依此类推。 
下行开采的顺序是由煤层顶板向底板方向采首先开采靠近顶板的煤层作为第一分层开
采为了给第二分层开采创造必要的条件有时需要在第一分层开采过程中贴底板铺设金
属网或塑料网作为第二分层开采时的顶板一般称这为人工假顶。 
人工假顶的铺设质量将直接影响第二分层开采时的安全如果网的铺设不按作业规程和
有关规定执行铺网、连网不仔细、不认真网扣疏、密不均连接不牢固在下分层开采
时网很容易破损、撕裂造成漏顶和大冒顶。在全国许多矿区网下分层发生的冒顶事故为
数不少。 
下行开采有时根据具体情况不铺设人工假顶而是在一分层开采过程中利用现有条件
采用某种办法令其一分层开采时的冒落物形成再生顶板。 
形成再生顶板的条件是煤层的顶板为页岩或含泥质成分较高的岩石。顶分层开采后
垮落在采空区的破碎岩石在上覆岩层压力的作用下再加上顶分层回采时向采空区内注水或
灌浆经过一段时间后能重新胶结形成具有一定强度和稳定性的再生顶板。下分层开采时在
再生顶板下直接回采。再生顶板形成的时间与岩层的特征、含水性、顶板压力大小等因素有
关一般需46个月有时需更长时间。 
因此《规程》规定采用分层垮落法开采时注水或注浆的具体要求应在作业规程
中明确规定。 
 
第六十条  用水砂充填法控制顶板时采空区和三角点必须充填满。充填地点的下方
严禁人员通行或停留。注砂井和充填地点之间应保持用电话联络联络中断时必须立即
停止注砂。 
清理因跑砂堵塞的倾斜井巷前必须制定安全措施。 
 
【解读】本条是关于水砂充填的有关规定。 
 
水砂充填法是厚煤层分层开采时管理顶板的一种方法。如抚顺矿区在采用炮采工艺时
就是利用水砂充填法管理顶板即倾斜分层上行V型水砂充填采煤法。充填材料利用顶板
油母页岩经破碎、加工后由充填管路注入采空区在采空区内由秫秸、尼龙网构筑注砂
门子使充填材料沿规定路线运行同时渗水、阻挡充填材料外溢。由于回采工作面条件差、
充填管路漏水、充填管路角度不合适等因素采空区充不满达不到规定要求尤其三角点
更易充不满这样就使控顶距增大顶板得不到有效的管理极易出现冒顶事故。另外由于
三角点充不满也增加了自然发火的条件。 
水砂充填法是利用位差由上方向下方充填充填地点的下方是水流汇聚的地方。当充填
倍线(充填注砂井至出水口的距离与高差之比)大时水流压力很大且有一定冲击力在充填
地点下方通行或停留很容易被水冲倒造成淹溺事故。另外在水流径区域的巷道倾角较大时
再加上支护质量差底板门子未按规定标准铺设和底板门子破损时很容易冲倒支架引起冒
顶事故。此类事故在水砂充填矿井时有发生。 
注砂井和充填地点之间应保持电话联络以保证信息的准确、及时严禁采用预约方
式。采用预约方式容易出现下列问题 
(1)工作面不具备充填条件(浮煤未清扫、支架未架设完毕、运输机未拆移及各种门子未
设立和未达到标准等)便进行注砂使充填物料未注入采空区而注入其他部位这样增加了
不必要的清扫工作严重时造成事故。 
(2)工作面未充满就停止注砂工作面充不满带来的隐患前面已叙述过。在注砂过程中 
52 充填地点应不间断地(一般23min一次)向注砂井发出正常注砂的信号指令当信号中断注
砂井应立即停止注砂因为注砂井无法了解充填地点的具体情况继续注砂极易造成事故。 
因跑砂倾斜井巷被堵塞后在其井巷内支护状况很可能遭到破坏又可能积存大量的
积水和各种有害气体在处理时存在很大的危险性因此在处理倾斜井巷跑砂时必须事
先制定安全措施。 
 
第六十一条  用带状充填法控制顶板时必须在垒砌石垛带之前清扫底板上的浮煤石
垛带必须砌接到顶顶板下和垛墙上的缝隙应用石块塞紧。需从2个石垛中间采取矸石时
必须首先将顶板的活矸用长柄工具处理掉设臵临时支护并与采煤工作面相接采研人员
应在临时支护保护下进行工作并有人观察顶板。 
 
【解读】本条是关于采用带状充填法控制顶板时的有关规定。 
 
带状充填法是采空区处理方法中的局部充填法是用砌筑矸石带来支撑采空区的顶板
矸石的来源可用挑顶或卧底的方法取得也可以用煤层中的夹石。这种方法劳动强度大煤
层越厚越困难仅适用于顶板不易垮落、采高较小的煤层。采用带状充填法必须在垒砌石垛
前将底板上浮煤清理干净主要是防止石墙下沉增加其稳定性同时防止煤炭自燃由此
产生CO和其它有害气体。 
在顶板和垛墙之间的缝隙须用石块塞紧其目的也是增加石墙的稳定性防止顶板弯曲、
下沉提高支架承载能力。 
在2个石垛间采集矸石时必须首先将顶板的活矸用长柄工具处理掉防止活矸垮落造
成冒顶事故利用长柄工具是为了在处理活矸中有一定安全距离便于躲闪。设置临时支
护使作业人员有一个良好的安全操作空间由于临时支护是与采煤工作面支架相接采矸入
员作业在其他人员监护下进行一旦发现险情便可在支架掩护下安全撤离。 
 
第六十二条  开采近距离煤层上一煤层采用刀柱法、条带法或带状充填法控制顶板
下一煤层采用垮落法控制顶板时必须制定控制顶板的安全措施。 
 
【解读】本条是关于近距离煤层开采上一煤层顶板控制方法对下一煤层影响的有关规
定。 
 
近距离煤层开采时上一煤层的顶板控制方法对下一煤层的开采有较大影响当采用
刀柱法、局部充填法控制顶板时将对下一煤层开采带来不利的影响。势必在每一刀柱、条
带或充填带都会出现一个应力集中带造成支承压力分布不均匀状态而且将压力传递给下
一煤层给下一煤层顶板控制带来一定困难。应力集中带的应力大小及影响范围与两层煤的
层间距下一煤层上方顶板岩性保留带、充填带的宽度大小等因素有关。 
如上一煤层开采时采用全部充填法和垮落法可使下一煤层开采时压力得到缓和起
到保护作用有利于下一煤层回采工作面的顶板控制。 
由于上述原因在作业规程中应针对此情况明确规定开采程序、支护形式、控顶距离
和回柱放顶等要求。 
 
第六十三条  长壁式采煤工作面分上下面同时回采时上下面的错距应根据煤层倾角、
矿山压力、支护形式、通风、瓦斯、自然发火、涌水等情况在作业规程中明确规定。 
  
53 【解读】本条是关于厚煤层上下面同时回采时错距的规定。 
 
厚煤层分层开采时有上行开采和下行开采之分无论采用哪种开采方式都要科学、
合理地确定两工作面的错距。所谓错距就是上下两工作面的距离。如抚顺矿区在20世纪90
年代前采用倾斜分层上行V型水砂充填采煤法《煤矿安全规程抚顺矿区实施细则》。根据抚
顺矿区开采实际情况规定当煤层倾角大于10°时上下工作面错距不得小于15m当煤层
倾角小于10°时上下工作面错距不得小于10m。制定此规定主要是考虑下列因素 
(1)上一工作面回采过程中在工作面前后方一定距离存在一个应力集中区如果下一
工作面紧随其后造成在上一工作面应力集中区回采加之自身的支承压力就有可能产生应
力叠加使下一工作面顶板控制更加困难。 
(2)由于采用水砂充填法如果上下工作面错距不够很可能造成推帮、涨门子(俗称脱
裤子)事故。即上一工作面充填水流从下一工作面的煤壁和底板泄出造成淹溺事故此事
故在抚顺矿区井工三矿都不同程度发生过危害较大。 
(3)上下工作面的错距也不宜过大因为下一工作面的回风是由上一工作面回风斜巷所
承担的下一工作面未回采完毕此斜巷必须保留延长了开采周期使上一工作面回采过
程中产生的浮煤和三角点极易自然发火。另外错距过大也难以保证回采工作面正常接替
不利于生产。 
 
第六十四条  采用倾斜分层垮落法回采时下一分层的采煤工作必须在上一分层顶板垮
落的稳定区域下面进行。上下分层的回采间隔时间不应过长以防假顶腐朽。采用水平分层
垮落法回采时上一分层的采煤工作面超前下一分层采煤工作面的距离应在作业规程中规
定。 
 
【解读】本条是关于采用倾斜分层垮落法和水平分层垮落法时上下分层回采的规定。 
 
厚煤层分层开采的方法分为倾斜分层采煤法水平分层采煤法和斜切分层采煤法。 
(1)倾斜分层采煤法回采工作面沿煤层自然层理或顶底板布置工作面推进方向可按
走向或倾斜推进。 
(2)水平分层采煤法回采工作面不沿煤层自然层理或顶、底板布置而是沿水平布置
工作面推进方向是沿煤层走向推进。 
(3)斜切分层采煤法回采工作面的布置介于以上两者方法之间工作面和人、回风巷
道(管子道、溜煤道)的倾角根据需要确定。 
以上3种开采方式都存在上下分层开采的问题。 
当采用倾斜分层垮落法回采时虽然在上一分层回采过程中为下一分层铺设了人工假
顶。但此时矿压活动剧烈上一分层的顶板冒落物又没有形成再生顶板下一分层不能尾随
其后必须在上一分层垮落的顶板稳定后再进行回采但又不能间隔时间过长以防假顶腐
朽强度达不到要求容易在下一分层开采过程中造成冒顶事故。 
当采用水平分层垮落法回采时由于打破了煤层自然顶板情况较特殊所以在编制作
业规程时应充分考虑各种因素来确定上一分层采煤工作面超前下一分层采煤工作面的距
离。 
 
第六十五条  采用掩护支架开采急倾斜煤层时支架的角度、结构支架垫层数和厚度
以及点柱的支设角度、排列方式和密度必须在作业规程中规定。生产中遇有断梁、支架悬
空、窜研等情况时必须及时处理。支架沿走向弯曲、歪斜及角度超过作业规程规定时在 
54 下一次放架过程中必须进行调整。应经常检查支架上的螺栓和附件如有松动必须及时
拧紧。 
正倾斜掩护支架的每个回采带的两端必须设臵人行眼并用木板隔出溜煤眼。伪倾斜
掩护支架工作面上下2个出口的要求和工作面的伪倾角超前溜煤眼的规格、间距和施工方
式必须在作业规程中规定。 
掩护支架接近乎巷时应缩短每次下放支架的距离并减少同时爆破的炮眼数目和装药
量。掩护支架过平巷时应加强溜煤眼与平巷连接处的支护或架设木垛。 
 
【解读】本条是关于采用掩护支架开采急倾斜煤层时的规定。 
 
掩护支架开采是急倾斜煤层开采的方法之一。其优点是工人在掩护支架下工作比较安
全回采工序简单材料消耗少所需的设备材料比较简单回采工作面产量大劳动生产
率高成本低。 
存在的问题是支架结构和材料不能在回采过程中调节支架宽度以适应煤层地质条件的
变化。所以这种方法要求煤层赋存条件比较稳定使用范围有一定局限性。而且由于支架宽
度不能调节煤层变厚时容易丢煤降低回采率煤层变薄时支架又不易下放甚至放
不下来往往要局部挑顶、卧底使含矸量增加影响煤质。 
由于掩护支架开采的特殊性支架的角度、结构支架垫层数和厚度以及点柱支设角度
应适应煤层条件和地质条件变化这些因素在开采前应作深入调查以便在作业规程编制时
更适应开采条件。 
在急倾斜煤层开采中顶板压力相对减弱煤壁压力已成为支护主要对象生产中的断
梁、支架悬空若不及时处理很容易造成冒顶事故。 
支架沿走向的弯曲、歪斜达到一定程度时将使支架失去稳定性起不到掩护作用。因
此要求在下一次放架过程中必须进行调整。 
支架上的螺栓和附件松动影响支架的完整性、整体性所以当螺栓、附件松动时必
须及时拧紧。 
在急倾斜煤层中的煤炭运输是依靠自重沿底板下滑因煤层倾角大煤流有较大冲击
力因此要求人行眼与溜煤眼必须用木板隔开。 
伪倾斜掩护支架开采的工作面是按煤层倾角伪倾斜布置这样有利于支架的移设减少
工作面倾斜角度。但上下出口与工作面伪倾角存在一定特殊性尤其是下出口是锐角分布
又留有溜煤眼加之上下出口部位应力集中顶板压力较大不利于顶板控制。因此要求
伪倾斜掩护支架工作面上下2个出口和工作面伪倾角超前溜煤眼的规格、间距和施工方式
必须在作业规程中明确规定。 
 
第六十六条  采用水力采煤时应遵守下列规定 
(一)相邻2个小阶段巷道之间和漏斗式采煤的相邻2个上山眼之间必须开凿联络巷
用以通风、运料和行人。联络巷间距和支护形式必须在作业规程中规定。 
(二)回采时2个相邻小阶段巷道或漏斗工作面之间的错距不得小于5m. 
(三)采煤工作面附近必须设臵通信设备在水枪附近必须有直通高压泵房或调度站的声
光兼备的信号装臵。 
(四)在顶板破碎或压力较大的煤层中漏斗式采煤时上山眼两侧的回采煤垛应上下错
开左右交替采煤。 
(五)木支护的回采巷道水枪附近必须架设护枪台棚。金属支架支护的回采巷道护枪
方式必须在作业规程中规定。煤层倾角超过15°的漏斗式采煤工作面必须在采空区架设 
55 挡歼点柱。 
(六)发生窝水或水枪被埋时必须立即打紧急停泵信号及时打开事故阀门停枪处理。
作业过程中必须有防止窝水和人员掉入明槽内的安全措施。 
(七)用明槽输送煤浆时倾角超过25°的巷道明槽必须封闭否则禁止行人。倾角
在15°20°时人行道与明槽之间必须加设挡板或挡墙其高度不得小于1m在拐弯、
倾角突然变大以及有煤浆溅出的地点在明槽处应加高挡板或加盖。在行人经常跨过明槽处
必须设过桥。必须保持巷道行人侧畅通。 
(八)除不行人的急倾斜专用岩石溜煤眼外不得无槽无沟沿巷道底板运输煤浆。 
(九)煤浆堵塞明槽时必须立即通知水枪手停止出煤打开事故阀门放清水处理。煤
浆堵塞溜煤眼或巷道时必须立即停枪并报告矿调度室制定安全措施进行处理。 
(十)快速接头连接的高压水管和煤水管在安装和使用前必须经过耐压试验。焊接的高
压水管和煤水管在使用前也必须经过耐压试验。试验压力不得小于使用压力的1.5倍。在
使用期间对快速接头连接的高压水管和煤水管应有专人经常维护管子支座和检查固定情
况保证符合设计要求并定期测定水管管壁的厚度及时更换不符合壁厚要求的管子。打
开盲管的堵板时必须采取安全措施防止管道内压缩的空气伤人。 
(十一)对使用中的水枪必须定期进行耐压试验。严禁使用枪筒中心线偏心距离超过设
计规定的水枪。 
(十二)通知启动高压水泵前必须检查管道阀门按工作要求启闭防止水击。 
(十三)水枪倒枪转水时必须先通知泵房和调度站然后按操作规程启闭阀门。拆除、
检修高压水管时必须关闭附近的来水阀门。 
(十四)水枪司机与煤水泵司机之间必须装电话及声光兼备的信号装臵。 
(十五)从事水力采煤工作的人员必须有防潮和防寒的劳动保护用品水枪司机应佩戴
防止反溅煤水伤人的劳动保护用品。 
 
【解读】本条是关于采用水力采煤时应遵守的规定。 
 
水力采煤是用高压泵输出的高压水通过水枪射出形成高压射流直接破落媒体并利
用水力完成运煤和提煤的方法。其生产系统与一般旱采矿井有较大区别。 
水力采煤法有漏斗式采煤法和走向小阶段采煤法两种。 
水力采煤法的优点是设备、工艺简单工作面产量大、效率高人员在巷道内操作
比较安全能适应一些倾角大、煤层厚度变化大和地质条件复杂的煤层。缺点是回采率低
通风条件差瓦斯易超限运料困难巷道掘进量大由于水压较高容易发生水流击伤人员
事故另外对矿山压力的规律难以控制和掌握。 
采用小阶段水力采煤相邻2个小阶段之间和漏斗式采煤的相邻2个上山眼之间开凿
联络巷主要是为了用以通风、运料和行人也可作为发生灾害时的临时躲避场所。联络巷
间距和支护方式应根据煤层赋存状况、巷道布置等因素在作业规程中明确规定。 
回采时2个相邻小阶段巷道或漏斗工作面之间应保持一定的错距漏斗式采煤时当
顶板破碎或压力较大时上山眼两侧的回采煤垛应上下错开左右交替采煤以避免回采工
作面在生产上的相互影响和回采眼的维护困难并能有效地利用地压并有利于顶板的控制。 
在水枪附近有时需要对支架进行维护有时需要对瓦斯等有害气体进行检测等因此
要求在水枪附近必须有直通高压泵房或调度站的信号装置要求信号能通过视觉和听觉都能
觉察接收到信号必须声光兼备。 
水力采煤的回采巷道采用木支护时因其支护强度不够很容易冒顶因此必须在水
枪附近架设抬棚来保证水枪操作时的安全。当采用金属支架支护回采巷道时也必须在作业 
56 规程中明确规定护枪方式。在煤层倾角超过15°时漏斗式采煤工作面采空区矸石很容易
向下滚落危及作业安全所以必须在采空区架设挡矸点柱。 
在水采过程中有时发生窝水和水枪被埋现象此时若不及时停泵将使管路内压力增大
导致事故发生。同时应及时打开事故阀门使其卸载保证安全还必须停枪处理防止枪内
压力引起水射流伤人。 
用明槽输送煤浆时人员很容易滚入明槽内造成伤害事故尤其倾角较大拐弯、倾角突
然变大时更具危险性。因此要根据不同情况分别采取加设挡板或挡墙、设过桥等安全
防护措施。除不行人的急倾斜专用溜煤眼外不得采用沿巷道底板无槽无沟运输煤浆。 
煤浆堵塞明槽或溜煤眼及巷道时轻者影响生产严重时造成事故此时都必须停枪
进行处理。 
水力采煤的管路、阀门是承压部件由于材质、加工程度和缺乏对管路、阀门的维护
生产过程中很可能发生泄漏和部件的损坏。因此要求在通知启动高压水泵前必须对所有承
压部件进行认真检查防止水击。 
水枪使用一段时间后由于水枪工作时产生的冲击和震动及其它因素枪筒的中心线将
发生偏离此时若继续使用操作者很难正确控制水射流方向失控的高压水射流极易造成事
故。必须定期对水枪进行耐压试验。严禁使用枪筒中心线偏心距离超过设计规定的水枪。 
为满足水力落煤压力的需要有的矿常采用各种高压泵串联的方式以提高压力。一般
出口压力可达1216MPa如在高压水泵启动前不认真检查管道阀门很容易造成水击事
故高压水泵的启闭必须按操作规程规定执行。 
根据需要水枪有时要倒枪转水此时水流方向发生了改变容易造成意想不到的事故
所以在倒枪转水前必须事先通知泵房和调度室并按操作规程规定启闭阀门。高压水管使
用一定时间后需要拆除、检修在拆除、检修过程中如若不关闭附近的来水阀门一旦
突然来水极易发生水击和淹溺事故。 
水采工作面靠高压水流落煤煤的冲、运也要靠水来完成工作面湿度大、气温低作
业条件差反溅煤水又极易伤人因此从事水力采煤的工作人员必须有防潮和防寒的劳动
保护用品和防止反溅煤水伤人的防护用品。 
 
第六十七条  采用综合机械化采煤时必须遵守下列规定 
(一)必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、
自然发火倾向和矿山压力等因素编制设计(包括设备选型、选点)。 
(二)运送、安装和拆除液压支架时必须有安全措施明确规定运送方式、安装质量、
拆装工艺和控制顶板的措施。 
(三)工作面煤壁、刮板输送机和支架都必须保持直线。支架间的煤、矸必须清理干净。
倾角大于15°时液压支架必须采取防倒、防滑措施。倾角大于25°时必须有防止煤(矸)
窜出刮板输送机伤人的措施。 
(四)液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上方冒顶时必须
制定安全措施。 
(五)采煤机采煤时必须及时移架。采煤与移架之间的悬顶距离应根据顶板的具体情况
在作业规程中明确规定超过规定距离或发生冒顶、片帮时必须停止采煤。 
(六)严格控制采高严禁采高大于支架的最大支护高度。当煤层变薄时采高不得小于
支架的最小支护高度。 
(七)当采高超过3m或片帮严重时液压支架必须有护帮板防止片帮伤人。 
(八)工作面两端必须使用端头支架或增设其他形式的支护。 
(九)工作面转载机安有破碎机时必须有安全防护装臵。  
57 (十)处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时必须
有安全措施。 
(十一)工作面爆破时必须有保护液压支架和其他设备的安全措施。 
(十二)乳化液的配制、水质、配比等必须符合有关要求。泵箱应设自动给液装臵防
止吸空。 
 
【解读】本条是关于采用综合机械化采煤时必须遵守的规定。 
 
综合机械化回采工艺简称"综采"即破(爆破)、装(装煤)、运(运煤)、支(支护)、处(处理
采空区)五个主要工序全部实现机械化。综采生产效辛高劳动强度低作业环境得到改善
有利于实现安全生产。但综采设备多体积大技术含量高要求地质条件、煤层赋存状况
及操作者的技能等相关条件必须适应这样才能发挥综采的优势。 
(1)综采的适应性较差安装、拆除困难在编制设计时应充分考虑各种因素以便
进行设备选型和工作面布置。 
另外液压支架的重量一般在十几吨以上体积大加之巷道空间狭窄在运送、安装和拆除
时极易发生事故尤其是在安装、拆除时还容易发生顶板事故因此必须根据工作面具体情
况合理确定安装、拆除顺序制定安全措施。 
(2)综采工作面的"三直"是指煤壁直、刮板输送机和支架直。 
①由于工作面煤壁不直使支架出现前后交错局部地段空顶距必然加大同时也给推
移输送机造成困难。 
②刮板输送机弯曲易造成采煤机掉道和输送机掉链。 
③液压支架不直矸石易窜入支架内处理不及时可能造成死架还可能使支架受力不
均。 
支架间的煤、矸必须清理干净主要是为移架创造良好条件保证支架架设质量。当工
作面倾角大于15°时液压支架很容易倾倒目前生产的液压支架在设计时一般有防倒
功能但由于回采工作面生产的多变性加之其他因素所以当工作面倾角大于15°时
液压支架必须采取相应的防倒、防滑措施。 
当工作面倾角大于25°时刮板输送机内的煤(矸)很容易窜出伤人一般可采取在刮板
输送机两侧加防护板的措施加以防治。 
(3)液压支架必须接顶若液压支架不接顶顶板与支架间有空顶势必造成顶板离层、
下沉顶板出现台阶状使支架前移困难极易发生架间冒顶和超前冒顶事故。 
(4)液压支架的支护方式根据液压支架的型式、结构、移动方式和支护条件不同可
分为及时支护和滞后支护两种。 
及时支护是在采煤机割煤后先移支架(承压或降架移步)再移输送机。适用于顶板中等
稳定以下或煤壁片帮较严重的工作面。 
滞后支护是在采煤机割煤后先移输送机再移支架。适用于顶板中等稳定以上的工作面。 
无论采用哪种支护方式采煤机与液压支架的距离都不得超过作业规程的规定确因
超过规定距离发生冒顶、片帮时应立即妥善处理否则禁止采煤。 
(5)综采工作面的采高必须与液压支架的支撑范围相适应采高如果大于支架的最大支
护高度支架将无法有效地支撑控制顶板。采高如果小于支架的最小支护高度支架无法正
常工作甚至被压死。 
(6)工作面采高较大时顶板压力也相应增大很容易造成片帮和超前冒顶。因此要
求当采高超过3m或片帮严重时液压支架必须有护帮板并坚持使用防止片帮伤人。 
(7)工作面两端是工作面上下出口控顶面积大压力集中以及移动设备时支架的反复 
58 拆移这些地段的顶板容易破碎所以对此处必须进行特殊支护。架设端头支架由于端头
支架有较大适应性还可对其他支架起到锚固作用。 
(8)工作面转载机位于运输顺槽此处空间狭窄噪声大人员通过频繁当转载机安
有破碎机时很容易发生事故因此要求必须有安全防护装置。 
(9)液压支架的重量一般都在十几吨以上各大型部件的重量也在几吨以上在处理倒
架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、底座箱部件时很容易发生人员伤害事故。
另外也容易引起顶板事故和产生碰撞火花所以必须制定安全措施。 
(10)综采工作面根据需要采取爆破手段在爆破时很容易崩倒、崩坏液压支架和其他设
备。一般可采取合理掌握钻孔角度、深度控制装药量和一次连放数炮同时作好对液压支
架和设备的保护等措施。 
(11)乳化液是液压传动系统中的介质乳化液的配制、水质、配比等将直接影响着传动
效果和设备的使用寿命。乳化液的配制、水质、配比等必须符合有关要求的规定。泵站供液
吸空会在注液管内产生气体使液压传动系统中无法正常操作极易发生各类事故所以
要求泵箱应设自动给液装置防止吸空。 
 
第六十八条  采用放顶煤开采时必须遵守下列规定 
(一)矿井第一次采用放顶煤开采或在煤层(瓦斯)赋存条件变化较大的区域采用放顶煤
开采时必须根据顶板、煤层、瓦斯、自然发火、水文地质、煤尘爆炸性、冲击地压等地质
特征和灾害危险性编制开采设计开采设计应当经专家论证或委托具有相关资质单位评价后
报请集团公司或者县级以上煤炭管理部门审批并报煤矿安全监察机构备案。 
(二)针对煤层的开采技术条件和放顶煤开采工艺的特点必须对防瓦斯、防火、防尘、
防水、采放煤工艺、顶板支护、初采和工作面收尾等制定安全技术措施。 
(三)采用预裂爆破对坚硬顶板或者坚硬顶煤进行弱化处理时应在工作面未采动区进
行并制定专门的安全技术措施。严禁在工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、顶板及卡在
放煤口的大块煤(矸)。 
(四)高瓦斯矿井的易自燃煤层应当采取以预抽方式为主的综合抽放瓦斯措施和综合防
灭火措施保证本煤层瓦斯含量不大于6m3/t或工作面最高风速不大于4.0m/s 
(五)工作面严禁采用木支柱、金属摩擦支柱支护方式。 
有下列情形之一的严禁采用单体液压支柱放顶煤开采 
(一)倾角大于30°的煤层(急倾斜特厚煤层水平分层放顶煤除外)。 
(二)冲击地压煤层。 
有下列情形之一的严禁采用放顶煤开采 
(一)煤层平均厚度小于4m的。 
(二)采放比大于13的。 
(三)采区或工作面回采率达不到矿井设计规范规定的。 
(四)煤层有煤(岩)和瓦斯(二氧化碳)突出危险的。 
(五)坚硬顶板、坚硬顶煤不易冒落且采取措施后冒放性仍然较差顶板垮落充填采空
区的高度不大于采放煤高度的。 
(六)矿井水文地质条件复杂采放后有可能与地表水、老窑积水和强含水层导通的。 
 
【解读】本条是关于采用放顶煤采煤法开采时必须遵守的规定。 
 
1我国放顶煤开采的现状 
我国放顶煤开采主要分为综采放顶煤和单体液压支柱炮采放顶煤两类。根据对我国15 
59 个采用放顶煤开采重点省、398个工作面的调研综采放顶煤工作面有198个占49.7%
生产能力通常在50500万t/a工作面倾角最大24°采高2.04.5m采放比10.51
10单体液压支柱放顶煤工作面有200个占50.3%产量1550万t/a工作面倾角最大
32°采高一般为1.82.0m采放比10.513。 
放顶煤开采过程中的危险有害因素主要有 
(1)顶板方面由于顶煤的大量冒放造成大范围的围岩移动和应力变化使顶板管理难
度加大尤具是坚硬顶板、顶煤必须采取有效的预裂措施才能正常开采。 
(2)瓦斯方面放顶煤开采工作面的绝对瓦斯涌出量大幅度增高瓦斯涌出的不均衡性
和上隅角瓦斯超限几率大大增加在放煤区域常常产生瓦斯积聚的空洞。 
(3)煤尘方面放顶煤工作面放煤期间放煤口附近及整个工作面的煤尘十分严重。 
(4)矿井水害方面由于放煤引起的导水裂隙范围加大与含水层水、老空水、地表水
沟通的可能性增大。 
(5)高瓦斯、易自燃煤层采用放顶煤开采时两方面灾害的防治措施存在矛盾增加了灾害
防治的复杂性。如采用专用瓦斯排放巷可以有效解决回风隅角的瓦斯超限问题但同时
也加大了采空区的漏风增加了煤层自燃的危险性。 
(6)资源利用方面由于放顶煤工作面放煤工艺和煤炭块度等条件的影响回收率比分
层开采减少5%15%如果放煤参数及放煤工艺不合理回收率将更低。 
2.对《规程》第六十八条修订的原因 
我国自上世纪80年代开始实验推广放顶煤开采技术。作为一项高效集约化的开采技术
放顶煤开采目前已经有了很大的发展为煤炭生产规模的发展和煤矿企业效益的提高发挥了
积极作用。但近年来放顶煤开采出现了"有条件要上没有条件创造条件也要上"的趋势
普遍忽视该采煤方法带来的安全生产、资源浪费等方面问题并发生了多起放顶煤开采过程
中的特别重大恶性事故。如铜川陈家山2004年"11228"、鹤壁二矿2005年"1023"瓦斯
爆炸事故等而现行《煤矿安全规程》第68条对放顶煤开采中存在的采放比过大、工作面
爆破处理顶板、顶煤等问题缺乏明确的规定。因此为进一步加强对放顶煤开采的管理迫
切需要对《规程》该条的内容进行修订。 
3.本次修订的主要内容 
本次修订的主要内容包括5个方面 
(1)增加了对矿井采用放顶煤开采审批管理的内容防止出现不符合安全生产条件的放
顶煤开采工作面。"矿井第一次采用放顶煤开采或在煤层(瓦斯)赋存条件变化较大的区域
采用放顶煤开采时必须根据顶板、煤层、瓦斯、自然发火、水文地质、煤尘爆炸性、冲击
地压等地质特征和灾害危险性编制开采设计开采设计应当经专家论证或委托具有相关资质
单位评价后报请集团公司或者县级以上煤炭管理部门审批并报煤矿安全监察机构备案。” 
(2)为防止放顶煤工作面爆破处理顶煤、顶板引起瓦斯爆炸增加了严禁在放顶煤工作
面采用炸药爆破方法处理顶煤、顶板和卡在放煤口的大块煤(矸)的规定。"采用预裂爆破对
坚硬顶板或者坚硬顶煤进行弱化处理时应在工作面未采动区进行并制定专门的安全技术
措施。严禁在工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、顶板及卡在放煤口的大块煤(矸)。 
(3)对高瓦斯矿井的易自燃煤层采用放顶煤开采提出了灾害防治的要求。“高瓦斯矿井
的易自燃煤层应采取以预抽方式为主的综合抽放瓦斯措施和综合防灭火措施。保证本煤层
瓦斯含量不大于6m3/t或工作面最高风速不大于4.0m/s。” 
(4)增加了对采用单体液压支柱放顶煤开采的限制条件。"有下列情形之一的严禁采用
单体液压支柱放顶煤开采 
(一)倾角大于30°的煤层(急倾斜特厚煤层水平分层放顶煤除外)。 
(二)冲击地压煤层"。  
60 (5)对放顶煤开采的采放煤高度进行了限制。"有下列情形之一的严禁采用放顶煤开采 
(一)煤层平均厚度小于4m的。 
(二)采放比大于13的。 
4.矿井第一次采用放顶煤开采或在煤层(瓦斯)赋存条件变化较大的区域采用放顶煤开
采时要进行开采设计的审批、备案 
为了从根本上防止放顶煤开采带来的一系列隐患从源头上堵塞不符合安全生产条件的
放顶煤开采工作面的出现此次修订明确了矿井首次采用放顶煤开采或在煤层(瓦斯)赋存
条件变化较大的区域采用放顶煤开采时必须根据煤层的情况编制包含灾害防治措施的开采
设计并进行开采设计的论证和审批。为保障论证的科学性和可靠性要求国有重点煤矿
由集团公司组织论证和审批乡镇煤矿、地方煤矿需要委托具有相关资质的单位进行评价
后由县级以上煤炭管理部门审批并报煤矿安全监察机构备案以便实施监察。 
5.如何对放顶煤工作面采用预裂爆破对坚硬顶板或坚硬顶煤进行弱化处理总的原则是
严禁在工作面采用炸药爆破的方法处理。如果采用炸药爆破方法处理坚硬顶煤或顶板应在
未采动区进行。未采动区是指未受工作面开采产生的应力变化影响的区域通常指距离工作
面2030m以外的区域。 
在工作面直接爆破处理坚硬顶煤、顶板的危险性较大。一方面放煤产生的空洞容易积
聚瓦斯而顶部煤层破坏产生的裂隙又使得钻孔爆破的火焰难以控制因此大大增加了发生
瓦斯爆炸的危险性另一方面几起特别重大恶性事故的发生也暴露出工作面炸药爆破处理
顶煤、顶板的危险性。 
对于坚硬顶煤、顶板可以采用分层开采的方法。此外在工作面可以采用水力弱化、
空气爆破等措施在未采动区可以采用工艺巷预裂爆破等措施。 
6.高瓦斯、易自燃煤层采用放顶煤开采时应采取措施 
高瓦斯和易自燃情况共存的放顶煤工作面一方面瓦斯大要求增加风量另一方面风
量增加又使得漏风增大容易引起自燃。因此对这类工作面增加了限制条件和安全措施。应
当采取以预抽方式为主的综合抽放瓦斯措施以减少工作面的需风量要求抽放后本煤层瓦斯
含量不大于6m3/t。工作面的最高风速限制为4.0m/s防止风速过大造成的采空区漏风增大。 
7.禁止工作面采用木支柱、金属摩擦支柱支护进行放顶煤开采放顶煤工作面严禁采用木
支柱、金属摩擦支柱支护方式。因为木支柱、金属摩擦支柱的初撑力难以保障支架的整体
性差难以适应放顶煤开采引起的顶板压力变化。当前煤矿支护装备的进步以及频发的顶
板事故也要求逐步淘汰落后的支护形式加强工作面的支护安全。 
8.采用单体液压支柱放顶煤开采的限制条件 
由于单体液压支柱的整体性、稳定性较差当煤层倾角大于30°时工作面落煤、放
煤的滑落放煤时顶煤、顶板产生的倾向下落和压力都容易造成支架不稳和冒顶因此根
据调矸的数据和专家意见确定煤层倾角大于30°的严禁采用单体液压支柱放顶煤开采。
冲击地压的煤层采用放顶煤开采增加了诱发冲击地压灾害的危险性采用单体液压支柱的
工作面抗冲击的能力弱支架的整体性、稳定性较差。 
9.对放顶煤开采煤层厚度的限制 
厚度小于4m的煤层采用放顶煤开采时损失资源的比例较大回采率难以保证。而且
当前我国开采4m厚煤层的综采支架和开采技术已经成熟可以实现一次采全高因此严
禁采用放顶煤开采。 
采放比13是指假设工作面采高为3m则一次采放煤的厚度最大为12m。如果采
放比过大一方面难以保证放出的煤量损失的资源量较大另一方面瓦斯涌出、矿山压
力等方面的问题也难以有效控制容易造成瓦斯超限和顶板事故。 
10.有煤与瓦斯突出危险的煤层严禁采用放顶煤开采  
61 该条规定与《规程》第一百八十三条、第一百八十六条和第一百八十七条保持一致主
要强调了区域的概念。也就是说对于突出矿井的突出煤层经区域预测鉴定为突出危险
区、威胁区的严禁采用放顶煤开采无突出危险区可以采用放顶煤开采。不允许在突出
危险区、威胁区布置放顶煤工作面后再采取局部消突措施进行回采。 
11坚硬顶煤、顶板采用放顶煤开采时限制 
坚硬顶板、坚硬顶煤不易冒落且采取措施后冒放性仍然较差5顶板垮落充填采空区的
高度不大于采放煤高度的严禁采用放顶煤开采。 
对于坚硬顶板、顶煤可以在未采动区域进行预裂措施或其它措施来处理顶煤、顶板
处理后必须保证顶板跨落充填采空区的高度大于采放煤的高度否则采空区就会存在冒落
空洞增加瓦斯积聚的危险性。由于针对顶板或顶煤的硬度进行限制存在一定困难比如有
些煤岩的硬度较大但裂隙发育冒落较好因此直接采用了经验型的综合参数"冒放性"
来限定。实际操作中必须根据矿井具体情况通过观测确定工作面顶板煤岩的冒放性如
可保证垮落的岩石能够充填采放煤的高度、不在采空区内留有空洞方能采用放顶煤开采。 
12.对水文地质条件复杂矿井采用放顶煤开采限制 
矿井水文地质条件复杂采放后有可能与地表水、老窑积水和强含水层导通的严禁采
用放顶煤开采。 
由于水文地质条件复杂的矿井若采用放顶煤开采产生的顶底板裂隙较大可能导通含
水层或其它水源因此严禁采用放顶煤开采。 
 第四节  采掘机械  
第六十九条  使用滚筒式采煤机采煤时应遵守下列规定 
(一)采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装臵。采煤机因故暂停时
必须打开隔离开关和离合器。采煤机停止工作或检修时必须切断电源并打开其磁力起动
器的隔离开关。启动采煤机前必须先巡视采煤机四周确认对人员无危险后方可接通电
源。 
(二)工作面遇有坚硬夹矸或黄铁矿结核时应采取松动爆破措施处理严禁用采煤机强
行截割。 
(三)工作面倾角在150以上时必须有可靠的防滑装臵。 
(四)采煤机必须安装内、外喷雾装臵。截煤时必须喷雾降尘内喷雾压力不得小于2MPa
外喷雾压力不得小于15MPa喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装臵不能正常喷雾外
喷雾压力不得小于4Mpa。无水或喷雾装臵损坏时必须停机。 
(五)采用动力载波控制的采煤机当2台采煤机由1台变压器供电时应分别使用不同
的载波频率并保证所有的动力载波互不干扰。 
(六)采煤机上的控制按钮必须设在靠采空区一侧并加保护罩。 
(七)使用有链牵引采煤机时在开机和改变牵引方向前必须发出信号只有在收到返
向信号后才能开机或改变牵引方向防止牵引链跳动或断链伤人。必须经常检查牵引链及
其两端的固定联接件发现问题及时处理。采煤机运行时所有人员必须避开牵引链。 
(八)更换截齿和滚筒上下3m以内有人工作时必须护帮护顶切断电源打开采煤机
隔离开关和离合器并对工作面输送机施行闭锁。 
(九)采煤机用刮板输送机作轨道时必须经常检查刮板输送机的溜槽联接、挡煤板导向
管的联接防止采煤机牵引链因过载而断链采煤机为无链牵引时齿(销、链)轨的安设必
须紧固、完整并经常检查。必须按作业规程规定和设备技术性能要求操作、推进刮板输送 
62 机。 
 
【解读】本条是关于使用滚筒采煤机时应遵守的规定。 
 
"综采"是采煤方法的改进和提高其优越性显而易见安全系数也大大增加。然而2由
于维护、保养不当安全装置失灵和误操作等原因仍可以发生各种事故。例如采煤机掉
道滚筒绞人事故。刮板输送机断链伤人、飘链伤人、机头翻翘碰人、机尾翻翘碰人、溜槽
拱翘碰人以及运料碰人和在溜槽上摔倒等事故。因此在各工种操作中应相互协同、配合
严格执行"三大规程"及各项规章制度确保安全装置的灵活、可靠做到安全生产。 
(1)采煤机司机是操纵采煤机运行滚筒割煤工作的随时都可能发生意想不到的问题
如采煤机事故刮板输送机事故此时若不及时关停刮板输送机必然发生事故和使事故扩
大。刮板输送机的控制是在顺槽操纵的由于距离远还要发出信号、作出反应势必贻误
战机因此要求在采煤机上必须装有能停止刮板输送机运行的装置一旦发生事故在工作
面能停止刮板输送机运行。当事故和隐患未处理完毕时顺槽操纵台无法启动刮板输送机
所以要求此装置具有闭锁功能。 
采煤机司机除了停止采煤机的牵引和摇臂的升降外还必须打开离合器停止滚筒转动。
在回采过程中由于特殊情况(铺网、补网、更换截齿、处理片帮及刮板输送机故障等)人
员有时需到煤壁一侧去作业当距滚筒很近时必须保证滚筒不能转动与电机分开以防止
一旦触动开关滚筒转动将人绞入。1991年7月19日抚顺矿务局某矿综采队带班队长
到煤壁侧处理片帮不慎摔倒在滚筒旁此时恰巧移架加之控制按钮未加保护罩一木料
触动启动按钮又未打开离合器滚筒转动将队长绞入滚筒当场死亡。据统计采煤机滚
筒割人事故死亡人数占采煤机总死亡人数的40%左右。 
采煤机停止工作或检修时必须切断电源并打开其磁力起动器的隔离开关以防止人
员误操作和违章操作及其他原因引起采煤机未按规定启动发生事故。启动采煤机前不事先
巡视采煤机四周情况一旦有人停留和通过也容易发生事故所以要求必须经巡视后确
认无危险后方可接通电源。 
(2)工作面遇有坚硬夹矸或黄铁矿结核时严禁采煤机强行截割。此项规定主要是考虑
到强行截割易产生火花而引起瓦斯和煤尘爆炸。另外强行截割还可加速截齿的磨损和损坏。 
当工作面倾角超过15°以上时无论是采煤机还是液压支架等都容易滑移和倾倒
因此当工作面倾角超过15°以上时必须有可靠的防滑装置。 
(3)在机采工作面采煤机割煤时粉尘的产生量占整个采煤工作面一个循环产尘量的
70%85%。为抑制采煤机工作时产生的粉尘改善采煤工作面的劳动条件避免滚筒截割
夹矸时产生的火花引起煤尘或瓦斯爆炸事故发生要求采煤机必须安装内外喷雾装置割煤
时必须喷雾降尘。 
由于内外喷雾比单一外喷雾和单一内喷雾的效果提高25%35%目前生产的采煤机都
采用内外喷雾相结合的捕尘方法。 
采煤机喷雾除降尘外还可降低电动机和油液的温度减少机械磨损避免滚筒截割时
产生火花等。 
因滚筒转速较高瞬时产尘量较大要求喷雾压力必须达到规定。 
(4)采煤机采用动力载波控制时如果2台采煤机由1台变压器供电载波频率相同
很容易引起采煤机的误动作即操纵A采煤机引起B采煤机的动作而发生事故。虽载波
频率不同还必须保证互不干扰以免引起2台采煤机无法正常操作。 
(5)采煤机上的控制按钮必须设在靠采空区一侧防止人员进入靠煤壁侧操作。加保
护罩是防止人员在进行各项作业时无意触及控制按钮而引起事故。  
63 (6)链牵引采煤机在工作面的行走是依靠采煤机牵引链轮与牵引链条的相互啃合来进行
的由于牵引链条具有一定的弹性在采煤机行走过程中牵引链的张力会不断发生变化
由此使得牵引链上下跳动危及工作面内的人员安全。 
采煤机开机前牵引链处在松弛状态采煤机突然开机将使原来松弛的牵引链突然向
上弹跳其弹跳力足以致人死亡。 
当采煤机改变牵引方向时原来的松弛边(非工作边)变为张紧边(工作边)牵引张力急
剧增加这种急剧变化的牵引链张力易使牵引链弹跳伤及工作面人员。在开机和改变牵引
方向前必须发出信号只有在收到允许开机的返回信号后方准开机或改变牵引方向。 
牵引链除跳动伤人外有时由于检查、使用、维护不当和其他原因还会发生更加严重的
事故即断链伤人。为避免断链事故必须经常检查牵引链及其两端的固定联结件发现问
题及时处理。 
某矿741机采工作面一员工在停止的刮板输送机上行走此时采煤机突然开动使凹
陷的牵引链向上弹跳将其击打致死。 
某矿523机采工作面采用MLQ-80型采煤机割煤链式牵引采煤机割煤时因被
凸突的溜槽卡住张紧边的牵引链突然折断继而甩出的牵引链将其一采煤工打死。 
(7)采煤机割煤后在其滚筒附近新暴露出的帮、顶还未来的及进行控制在滚筒附
近更换截齿和进行其他工作很容易发生顶板事故。为保证作业安全必须对该处的帮、顶
进行维护。另外在进行上述工作前还必须切断电源打开采煤机隔离开关和离合器并对
工作面输送机施行闭锁其目的是防止无意触及启动按钮和输送机突然开动由此引起事故。
类似事故在全国许多矿区多有发生。 
(8)目前采煤机大部分用刮板输送机作轨道由于工作面底板不平操作维护不当使
刮板输送机溜槽的联接、挡煤板导向管的联结处于不良状态影响使用效果甚至会发生
事故。为保持刮板输送机完好预防事故的发生必须经常检查溜槽和挡煤板导向管的联结。
当采煤机为无链牵引时必须对齿(销、链)轨经常检查并在作业规程中对刮板输送机的推
进作出明确规定按设备技术性能要求操作。 
 
第七十条  使用创煤机采煤应遵守下列规定 
(一)工作面至少每隔30m应装设能随时停止创头和刮板输送机的装臵或装设向刨煤机
司机发送信号的装臵。 
(二)创煤机应有创头位臵指示器必须在刮板输送机两端设臵明显标志防止刨头与刮
板输送机机头撞击。 
(三)工作面倾角在12°以上时配套的刮板输送机必须装设防滑、锚罔装臵。 
 
【解读】本条是关于使用刨煤机时应遵守的规定。 
 
刨煤机组是由刨煤机、可弯曲输送机、液压推进装置及金属支架组成。刨煤机利用外牵
引的方式就是利用固定在输送机上、下机头机尾的电动机拉动刨链使装有刨刀的刨头往
返刨煤落下的煤块利用刨头两侧犁形斜面装上输送机。 
因工作面较长和刨煤机紧贴煤壁工作输送机为其提供支点并担负运煤任务很难发现
工作面其他部位发生的事情在各工种作业中难免会遇到各类情况这时就需要立即停止刨
头和输送机运行。如果通知刨煤机司机和输送机操作人员停止刨煤机和输送机运行势必使
事故发生和扩大。因此要求工作面每隔3m应装设能随时停止刨煤机和输送机运行的装置
以便出现情况在工作面各部位能立即停止刨06煤机和输送机的运行。刨煤机工作时由于
自身特性及操作不当很容易与输送机相撞要求必须在输送机两端设置明显标志刨煤机应 
64 有刨头位置指示器以免刨头与输送机相撞。刨煤机工作时所产生的冲击力较大容易引起
刮板输送机的向下滑移。据测算当工作面倾角达到12°时就已具备了滑移条件当工
作面倾角在12°以上时刮板输送机必须装设防滑、锚固装置。 
 
第七十一条  使用掘进机掘进应遵守下列规定 
(一)掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关专用工具必须由专职
司机保管。司机离开操作台时必须断开掘进机上的电源开关。 
(二)在掘进机非操作侧必须装有能紧急停止运转的按钮。 
(三)掘进机必须装有前照明灯和尾灯。 
(四)开动掘进机前必须发出警报。只有在铲板前方和截割臂附近无人时方可开动掘
进机。 
(五)掘进机作业时应使用内、外喷雾装臵内喷雾装臵的使用水压不得小于3MPa
外喷雾装臵的使用水压不得小于1.5MPa如果内喷雾装臵的使用水压小于3Ma或无内喷雾
装臵则必须使用外喷雾装臵和除尘器。 
(六)掘进机停止工作和检修以及交班时必须将掘进机切割头落地并断开掘进机上的
电源开关和磁力起动器的隔离开关。 
(七)检修掘进机时严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。 
 
【解读】本条是关于使用掘进机掘进应遵守的规定。 
 
掘进机掘进作业时工作空间狭窄人员多有时各工种平行作业很容易发生事故。掘
进机操作必须由专职司机完成该司机必须具备娴熟的操作技能并且经过安全培训取得特
种人员上岗证否则不得上岗操作。使用专用工具开、闭掘进机的电气控制回路开关并且
专用工具由专职司机保管防止他人违章操作或误操作。司机离开操作台时必须断开掘进
机的电源开关以防止触及控制开关造成事故。 
在掘进机非操作侧装设能紧急停止运转按钮这一规定是为了在紧急情况下能及时停
止掘进机运转而制定的。在通常情况下掘进机司机是在掘进机的一侧操纵由于掘进机工
作时发出的噪声和产生的矿尘司机有时很难观察到另一侧情况。此时若掘进工作面发生
异常情况在非操作侧的作业人员可立即停止掘进机避免事故的发生和扩大。掘进机装有
前照明灯和尾灯有利于掘进机司机操作时对前后方情况的观察同时对其他人员起到警
示作用避免他人接近掘进机。 
掘进机开动前发出警报提醒掘进机附近人员撤至安全地点警报发出后、开机前掘进
机司机还要进一步观察铲板前方和截割臂附近有无人员作业或停留确认无误后再行开机。 
在井巷掘进过程中掘进机完成一个工作循环后便进入清理浮煤(矸)架棚等其他工序
的作业。此时掘进机处于停止工作状态而大多数作业人员都在掘进机截割头附近工作
如果不切断电源和磁力起动器隔离开关一旦被作业人员触及控制按钮或被掘进机司机误操
作而将掘进机开动将造成人员伤亡事故。因此掘进机停止工作时必须断开掘进机上的
电源开关和磁力起动器的隔离开关。 
1993年1月17日某矿7403掘进工作面掘进机完成掘进工作后其他工作人员开
始架棚作业。由于掘进机司机未按规定切断电源瓦斯检查员擅自开动机器将一掘进工割
伤致死。 
我国生产的巷道掘进机多为悬臂式它是集截割、装载、转载和调动、行走为一身的联
合机组。切割头是掘进机的工作机构切割头上装有截齿用以截割煤岩。切割头由电机机
驱动。而切割头的控制则由液压油缸实现。当掘进机停止工作时除了切断电源和磁力起动 
65 器隔离开关还必须将切割头落地。若切割头仍悬在空中支撑切割头的液压缸处在承载状
态一旦液压缸密封圈破裂切割头落下势必造成人员伤害事故和机电事故。198年7月
26日某矿掘进工作面掘进机停止工作后未将切割头落地一名铁道维修工在掘进机
切割头下维修路轨切割头落下将其砸死。掘进机检修时一般要对掘进机各部件和各种
功能进行测试、调整有时还要进行试运转此时若在截割臂和转载桥下方停留或作业很
容易发生事故。 
 
第七十二条  采煤工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装臵发出信号
点的间距不得超过15mm。 
刮板输送机的液力偶合器必须按所传递的功率大小注入规定量的难燃液并经常检
查有无漏失。易熔合金塞必须符合标准并设专人检查、清除塞内污物。严禁用不符合标准
的物品代替。 
刮板输送机严禁乘人。用刮板输送机运送物料时必须有防止顶人和顶倒支架的安全措
施。 
移动刮板输送机的液压装臵必须完整可靠。移动刮板输送机时必须有防止冒顶、顶
伤人员和损坏设备的安全措施。必须打牢刮板输送机的机头、机尾锚固支柱。 
 
【解读】本条是关于采煤工作面刮板输送机安全性能、安全装置以及其他要求的有关规
定。 
 
《规程》第六十九条规定在采煤机上应装有能停止输送机运行的装置这还不够因
为此装置只能顾及采煤机附近当工作面其他部位出现异常情况时不能立即通知刮板输送
机控制人员很容易造成事故因此要求在采煤工作面刮板输送机上安设能发出停止和启动
的信号装置。由于工作面比较长各部位都有人员作业和通过、停留的机会要求每隔15m
必须安设此装置。 
液力偶合器是刮板输送机的连接、保护装置起着过载保护作用也有均载和减缓冲击
的作用。电动机长时间过负荷运转使油温超过规定温度易使合金塞熔化工作液体喷出
液力偶合器停止工作实现保护电动机和其他零件。为了杜绝液力偶合器喷油着火引起瓦斯
煤尘爆炸液力偶合器一律采用难燃液作为工作介质。 
目前刮板输送机正向大功率发展速度很快一般链速在1m/s以上人员在其上很容
易摔倒造成挤伤如果被带人采煤机下更容易造成伤亡事故。用刮板输送机运送物料最
容易发生顶人和顶倒支架的事故。因此用刮板输送机运送物料必须制定安全措施。 
刮板输送机机头、机尾锚固支柱起着固定刮板输送机的作用必须打牢。全国煤矿许多
回采工作面曾发生多起因刮板输送机机头、机尾翻翘引起的人员伤亡事故。其主要原因是安
装时违反规程的规定图省事未安装机头架与过渡槽的连接螺栓接链后启动下链有卡
阻现象造成上链牵引力过大在机头无锚固的情况下使机头向上翻翘对在机头附近作
业人员的安全造成威胁。机尾翻翘的主要原因是机尾链出槽、飘链当下链被卡阻时上链
张力骤增在机尾无锚固的情况下机尾可能翻翘。 
在机采工作面刮板输送机必须铺设牢固尤其是在倾斜工作面如果刮板输送机机头、
机尾无锚固将引起采煤机、刮板输送机一起下滑会造成严重的人员伤亡及机电事故。 
 
第七十三条  使用装岩(煤)机必须遵守下列规定 
(一)装岩(煤)前必须在矸石或煤堆上洒水和冲洗巷道顶帮。 
(二)装岩(煤)机上必须有照明装臵。  
66  
【解读】本条是关于使用装岩(煤)机必须遵守的规定。 
 
在煤(岩)巷道掘进施工中由于打眼爆破和装岩工作会产生大量煤(岩)煤尘达到一定
浓度(一般为452000g/m3空气中)遇火源能发生爆炸长期吸入岩尘可患尘肺病。因此要
求装煤(岩)前必须在矸石或煤堆上洒水和冲洗巷道顶帮其目的是洒水降尘防止煤(岩)尘
飞扬另外对沉落在巷道顶帮的加以冲洗因为沉落的煤尘也可参与爆炸使事故扩大。 
1979年3月13日某矿400m水平煤掘巷道施工装岩前未对煤堆进行洒水和冲洗
巷道顶帮在装岩过程中杂散电流引起残炮爆炸进而引起煤尘爆炸造成死亡17人重伤
2人的特大事故。 
 
第七十四条  使用耗装机必须遵守下列规定 
(一)耗装机作业时必须照明。 
(二)耗装机绞车的刹车装臵必须完整、可靠。 
(三)必须装有封闭式金属挡绳栏和防耗斗出槽的护栏在拐弯巷道装岩(煤)时必须使
用可靠的双向辅助导向轮清理好机道并有专人指挥和信号联系。 
(四)耗装作业开始前甲烷断电仪的传感器必须悬挂在耗斗作业段的上方。 
(五)固定钢丝绳滑轮的锚桩及其孔深与牢固程度必须根据岩性条件在作业规程中作出
明确规定。 
(六)在装岩(煤)前必须将机身和尾轮固定牢靠。严禁在耗斗运行范围内进行其他工作
和行人。在倾斜井巷移动把装机时下方不得有人。倾斜井巷倾角大于刻。时在司机前方
必须打护身柱或设捞板并在耗装机前方增设固定装臵。倾斜井巷使用耗装机时必须有防
止机身下滑的措施。 
(七)耗装机作业时其与掘进工作面的最大和最小允许距离必须在作业规程中明确规
定。 
 
【解读】本条是关于使用耙装机的规定。 
 
耙装机作业时必须照明主要是方便作业同时由于在把装作业场所人员较多能够提
醒他人请勿靠近。 
把装机作业时有时需要刹车如果刹车装置不完整、不可靠将失去灵敏性一旦出
现危及情况可能发生事故或使事故扩大。在把装机作业场所由于巷道倾角的变化和巷道拐
弯等因素影响很容易出现钢丝绳摆动和粗斗出槽现象危及安全要求必须装有封闭式金
属护绳栏和防粗出槽的护栏在巷道拐弯处装煤(岩)时必须使用可靠的双向辅助导向轮
并清理好机道。 
粗装机在进行耙装作业时由于摩擦、碰撞很容易产生火花当巷道中瓦斯浓度达到爆
炸界限时(此处的氧气含量一般都高于12%)将可能引起瓦斯爆炸事故。因瓦斯比空气轻
常积聚在巷道上方。因此只有将瓦斯自动检测报警断电装置的传感器悬挂在耙装作业段的
上方才能在瓦斯超限时及时报警断电防止瓦斯爆炸事故的发生。粗装机钢丝绳滑轮一般
是固定在锚桩上锚桩埋设在岩石里锚桩将承受巨大的拉力锚桩固定必须牢固锚桩的
牢固程度与岩石性质、岩石结构及孔深有着直接关系锚桩的固定要根据上述情况在作业规
程中作出明确规定。 
把装机在装岩(煤)前如机身和尾轮固定不牢靠很容易造成机身的滑移和摇摆进而
发生事故。在耙斗运行范围内进行其他工作和行人耙装极易伤害人员。在倾斜井巷移动粗 
67 装机把装机很容易沿底板向下滑动下方一旦有人停留和通过造成伤害事故当把装机
在倾斜井巷倾角大于20°条件下作业时煤(矸)易沿底板滚落伤及司机因此在司机前
方必须打护身柱或挡板并增设防粗装机防滑的装置。把装机作业时距掘进工作面距离过
大不利于发挥其效率距掘进工作面距离过小又容易发生事故不利于安全因此要
根据作业的具体条件在作业规程中对其距离作出明确规定。 
 
第七十五条  高瓦斯区域、煤与瓦斯突出危险区域煤巷掘进工作面严禁使用钢丝绳牵
引的耗装机。 
 
【解读】本条是关于在高瓦斯和突出区域使用粗装机的规定。 
 
在高瓦斯区域和有煤与瓦斯突出危险区域掘进工作面尽管采取了各种安全措施但相
对而言高瓦斯区域和有煤与瓦斯突出危险区域的煤巷工作面中瓦斯超限的几率要大得多
者采用钢丝绳牵引的耙装机由于摩擦和撞击极易产生火花从而引起瓦斯爆炸。所以《规
程》规定在高瓦斯区域和有煤与瓦斯突出危险的掘进工作面严禁使用钢丝绳牵引的耙装
机。 
1997年5月3日淮北矿务局岱河煤矿发生瓦斯爆炸其原因就是在高瓦斯区域的煤
巷掘进工作面违章使用钢丝绳牵引的粗装机所造成的。 
 
第七十六条  采掘工作面的移动式机器每班工作结束后和司机离开机器时必须立即
切断电源并打开离合器。 
 
【解读】本条是关于操作采掘工作面的移动式机器的规定。 
 
全国有相当多的煤矿采用机械化作业这些机械属于移动式的机器有采煤工作面的采
煤机刮板输送机和掘进工作面的掘进机及装载机等机器。这些机器质量大体积大惯性
也大所处的环境特殊在司机离开所操作的机器不需要和不允许开动时一旦其他人员违
章操作误操作和无意触动机器按钮使机器启动会造成意想不到的事故所以要求操作机
器司机在离开机器时必须切断电源并打开离合器。 
1986年6月13日某矿普采工作面采用MLQ-80型采煤机割煤和SGW-40型刮板输
送机运煤运转工在采煤机附近处理刮板故障两名支柱工准备到煤壁侧处理片帮在接近
采煤机时所带工具无意触动采煤机滚筒启动按钮滚筒转动(因采煤机司机离开采煤时未
切断电源和打开离合器)将运转工绞入滚筒当场死亡。 
 
第七十七条  采掘工作面各种移动式采掘机械的橡套电缆必须严加保护避免水淋、
撞击、挤压和炮崩。每班必须进行检查发现损伤及时处理。 
 
【解读】本条是采掘工作面的移动式机器保护和维护的有关规定。 
 
采掘工作面移动式采掘机械的橡套电缆在设计和制造时虽然考虑了井下环境有一定
强度和适应性但在采掘过程中要进行打眼放炮机械运动产生的挤压、撞击有时还有淋水
所以要求在爆破作业前对电缆进行有效的保护严防撞击、挤压和炮崩否则将造成短路、
漏电等能触电事故如果产生火花还可能引起瓦斯和煤尘爆炸事故。在全国各煤矿由于电缆
损伤造成的事故时有发生。  
68  第五节  建(构)筑物下、铁路下、水体下开采  
第七十八条  建(构)筑物下、铁路下、水体下开采时必须设立观测站观测地表移动
与变形查明垮落带和导水裂缝带的高度以及水文地质条件变化等情况。取得实际资料作
为本地区建(构)筑物下、铁路下、水体下开采的科学依据。 
 
【解读】本条是关于建(构)筑物下、铁路下、水体下开采的规定。 
 
建(构)筑物下、铁路下、水体下开采即所谓的"三下"开采。无论开采何种地下矿藏
都将使上覆岩层移动和破坏并导致地表下沉。 
在煤矿开采中当回采工作面推进一定距离直接顶开始垮落当直接顶垮落一定距离
老顶(基本顶)也发生断裂在基本顶之上的岩层直至地表都将发生变化形成了"三带"即"
冒落带"、"裂隙带"、"弯曲下沉带"。 
弯曲下沉带对地表的建筑物、铁路及水体有较大影响因此要求设立观测站来掌握岩层
移动角、地表下沉规律。 
在全国许多矿区如辽宁抚顺、本溪山东枣庄等都曾先后尝试了"三下"开采探讨
并积累了一些资料取得了一些成功的经验。但在煤矿地质条件、煤层赋存状况、顶底板岩
性及开采方法等诸项条件都不尽相同有的相差很大其他矿区取得的研究成果只能借鉴
不能照搬。 
 
第七十九条  建(构)筑物下、铁路下、水体下开采时必须经过试采试采前必须按
建(构)筑物、铁路、水体的重要程度以及可能受到的影响采取相应技术措施并编制开采设
计报省级以上负责煤炭行业管理的部门审批。 
 
【解读】本条是关于"三下"开采、试采的规定。 
 
试采的目的是根据本地区具体情况进一步探索、掌握"三下"开采时所涉及到的岩层移
动、地表下沉规律和相关数据以点带面推动全局。国家按建(构)筑物、铁路、水体属性、
用途等因素划分为不同级别根据级别不同要求也不同所以在试采前要经过充分分析论证
和测算采取相应的保护措施并报有关部门审批。 
 
第八十条  试采前必须完成建(构)筑物、铁路、水体工程的技术情况调查。收集地质、
水文地质资料设臵观测点以及完成按建(构)筑物、铁路、水体工程加固等准备工作。试采
时必须及时观测对受到开采影响的建(构)筑物、铁路、水体工程必须及时维修保证安
全。试采结束后必须提出试采报告报原审批部门审查。 
 
【解读】本条是关于试采前的准备工作及试采后的有关规定。 
 
建(构)筑物、铁路、水体工程的技术情况主要是指其结构由于开采活动所引起的地
表沉降、变形将直接影响建(构)筑物、铁路、水体工程结构的稳定从而使建(构)筑物、
铁路、水体工程遭到破坏因此在试采前必须对建(构)筑物、铁路、水体工程的技术情况
进行深入调查以便为采取加固措施作好准备。在完成上述工作的同时还应收集地质、水 
69 文地质资料。开采实践证明在开采范围内的地质构造、水文地质情况将对地表移动、下沉
速度及范围产生重大影响。设置观测点可有效地观测、掌握地表的移动变形。 
加固建(构)筑物、铁路、水体工程的措施一般包括提高其刚度和整体性以增加抵抗
变形的能力如设置钢拉杆、钢筋混凝土圈梁等即所谓钢性保护提高建筑物适应变形的
能力以减少地表变形引起建筑产生的附加应力如设置变形缝等即所谓柔性保护。这两
种办法联合使用效果会更好。 
为更准确地掌握试采中的地表移动规律检验加固防护措施其间必须及时观测并对
没开采的建(构)筑物、铁路、水体工程及时维护。 
试采结束后应按试采过程、试采效果向原审批部门递交结论性试采报告。 
 第六节  冲击地压煤层开采  
第八十一条  开采冲击地压煤层的煤矿应有专人负责冲击地压预测预报和防治工作。开
采冲击地压煤层必须编制专门设计。 
冲击地压煤层掘进工作面临近大型地质构造、采空区通过其他集中应力区以及回收煤
柱时必须制定措施。 
防治冲击地压的措施中必须规定发生冲击地压时的撤人路线。每次发生冲击地压后
必须组织人员到现场进行调查记录发生前的征兆、发生经过、有关数据及破坏情况并制
定恢复工作的措施。 
 
【解读】本条是冲击地压煤层开采的有关规定。 
 
冲击地压又叫矿山冲击在国内人们习惯称之为"煤爆"、"岩崩"、"板炮"、"煤炮"等。 
目前国内外对冲击地压发生的机理尚处在探索阶段先后产生了刚度理论、强度理论、
失稳理论但有一点达成了共识就是冲击地压发生是煤(岩)体内的弹性能在外界因素的
触发下急剧、猛烈、突然以破坏性为特征的动力现象它是矿山压力显现的一种特殊形式。
具有以下特点 
(1)冲击地压发生前一般没有明显预兆事先无法确定发生的时间、地点和强度。 
(2)发生过程暂短只有几秒十几秒但波及范围可达几千米十几千米。 
(3)破坏性大摧毁巷道压坏支架造成人员伤亡。 
冲击地压是煤矿严重的灾害之一1783年英国发生了世界采矿史上第一次冲击地压
1933年我国第一次冲击地压发生在抚顺胜利矿。 
由于冲击地压煤层开采的特殊性因此在开采前必须编制专门设计和制定安全措施。冲
击地压发生前虽没有明显预兆只要深入现场进行调查捕捉发生前的蛛丝马迹就有助于
对冲击地压的防治和研究。详细记录发生经过、有关数据及破坏情况也是对冲击地压研究
工作的经验积累。 
 
第八十二条  开采严重冲击地压煤层时在采空区不得留有煤柱。如果在采空区留有煤
柱必须将煤柱的位臵、尺寸以及影响范围标在采掘工程图上。开拓巷道不得布臵在严重冲
击地压煤层中。 
永久硐室不得布臵在冲击地压煤层中。 
 
【解读】本条是开采严重冲击地压煤层时的有关规定。  
70  
冲击地压的发生主要是由岩石内部积聚的能量所引起的是矛盾的内因。外界因素对冲
击地压的发生起到触发作用是矛盾的外因。由于采矿活动引起了矿山压力重新分布形成
了支承压力因此开采活动极易诱发冲击地压尤其是在采空区留设煤柱时因周围媒体
被采出对采空区进行了处理已采区的压力得到缓解和释放但在整个顶板系统中其压力并
未消失此时压力将作用在煤柱上在煤层上形成了新的应力集中使得煤体极限平衡状态
遭到破坏和支撑能力降低煤体内积聚的大量弹性能的突然释放而诱发冲击地压。煤柱上的
集中应力不仅对本煤层开采有影响还可向下传递对下部煤层形成冲击条件要求在采空
区留有煤柱时必须将煤柱的位置、尺寸以及影响范围标注在采掘工程图上。 
开拓巷道、永久硐室一般都是为全矿或几个采区服务的安置有大型设备服务年限长
若将这些巷道、硐室布置在严重冲击地压或冲击地压煤层中一旦发生冲击地压将严重影响
全矿生产造成较大的经济损失。 
 
第八十三条  开采煤层群时应优先选择无冲击地压或弱冲击地压煤层作为保护层开
采。 
保护层有效范围的划定方法和保护层回采的超前距离应根据对矿井实际考察的结果确
定。 
开采保护层后在被保护层中确实受到保护的地区可按无冲击地压煤层进行采掘工作。
在未受保护的地区必须采取放顶卸压、煤层注水、打卸压钻孔、超前爆破松动煤体或其他
防治措施。 
 
【解读】本条是关于开采煤层群的规定。 
 
有冲击地压危险的煤层群由于成煤条件、顶底板岩性及地质构造等因素各煤层之间
都存在较大差异其物理性质、化学性质及力学性质都有所不同据此各煤层的冲击倾向性
也不同。抚顺矿务局龙凤矿所开采的煤层群有四个自然分层即三分层、四分层、五分层
和六分层在这四个分层中三分层冲击地压最严重五分层冲击倾向较弱。按照开采原则一
般应先开采靠近基本顶的三分层(由前向后开采)但由于三分层冲击地压严重这样就不能
先采三分层首先选择冲击地压较弱的五分层开采。在开采五分层过程中又进行了充填从
而使顶板压力得到缓和媒体中的能量获得一定的释放对其他分层的开采起到了保护作用
解放了其他分层所以在抚顺矿区又称此法为开采解放层成功地回采了近万吨煤炭有效
地控制和减缓了冲击地压的威胁。 
由于煤层的层间距和煤层倾角及开采条件等方面的影响保护层有效范围不尽相同所
以还必须对保护层的有效范围进行划定从而确定保护层回采的超前距离以便在未受保护
的区域采取相应的防治措施。例如放顶卸压、煤层注水、打卸压钻孔、超前松动爆破等
这些均属战术性、局部性预防措施又叫解危措施。放顶卸压是减缓煤体内应力降低冲击
潜能煤层注水的目的是改变煤(岩)体的物理机械性能降低弹性能使支承压力降值向媒
体深处转移打卸压钻孔和超前松动爆破的作用是改变媒体应力集中情况同时也可使支承
压力峰值向煤体深部转移。上述措施在全国各煤矿冲击地压煤层开采中得到广泛利用效
果较明显。 
 
第八十四条  开采冲击地压煤层时冲击走险程度和采取措施后的实际效果可采用
钻粉率指标法、地音法、微震法等方法确定。 
对有冲击地压危险的煤层应根据预测预报等实际考察资料和积累的数据划分冲击地压 
71 危险程度等级并制定相应的综合防治措施。 
 
【解读】本条是对冲击危险程度的预测方法以及制定相应措施的有关规定。 
 
冲击地压煤层开采属特殊条件开采必须采取一系列综合防治措施否则将使回采工作
陷入被动局面甚至无法开采。虽然已经采取措施但还应对其效果进行预测检验。目前预测
检验方法有钻粉率指标法(钻屑法)、地音法、微震法等。钻粉率指标法是在媒体内的高应力
区打小直径钻孔测试钻进过程中的排粉量排粉粒度及动力效应。在高应力区钻进钻孔孔
壁迅速现塌不断补充煤粉一般是正常排粉量的1.5倍以上另外煤粉粒度也相应增大除
此之外在钻进过程中还可出现夹钻、卡钻和顶钻现象。 
通过实验室煤样试验参照现场实测的各项参数对比来综合判定所测煤层的冲击危险程
度。 
地音法和微震法则是在煤体内埋设探头由探头向主机输送信息来判定煤层的冲击危险
程度。这些方法中钻粉率指标法简便易行所有煤矿都可采用。预测后如果确定为冲击地压
煤层在设计和采掘工作中就要按冲击地压煤层管理并制定相应的综合防治措施。 
防治措施包括战略性区域性防治措施(技术性先导措施)、战术性局部性防治措施(解危
措施)及生产过程中预防措施。 
 
第八十五条  对冲击地压煤层应根据顶板岩性掘进宽巷或沿采空区边缘掘进巷道。巷
道支护严禁采用混凝土、金属等刚性支架。 
 
【解读】本条是关于对冲击地压煤层巷道掘进断面、位置及支护的有关规定。 
 
冲击地压一般多发生在采掘工作面周围煤体的支承压力带内这是由于此外应力集中
煤(岩)层承受较高的压力加之煤层本身具有冲击倾向所至。宽巷掘进就是巷道宽度加宽巷
道加宽后能使巷道两侧的卸压带范围加大支承压力的峰值位置向煤体深部转移且波形变
的平缓可大大地减少冲击危险即便发生冲击地压也因断面大使冲击能量降低故可减
少对人员的伤害和对机器设备的损坏。 
冲击地压是矿山压力显现的一种特殊形式在采掘活动中所采取的对策必须符合自然规
律。矿山压力是阻挡不住的此时若架设混凝土、金属等刚性支架势必使巷道周围媒体内
积聚大量的弹性能这是因为刚性支架没有很好的缓压性支架允许变形小当弹性能量达
到和超过煤体允许的变形极限时便发生了冲击地压。要求在冲击地压煤层中的巷道支护应采
用可缩性拱形或环形金属支架支架即有一定的支护阻力又有一定的可缩性以适应围岩
变形的需要。 
 
第八十六条  严重冲击地压厚煤层中的所有巷道应布臵在应力集中圈外双巷掘进时
2条平行巷道之间的煤柱不得小于8m联络巷道应与2条平行巷道垂直。 
 
【解读】本条是关于严重冲击地压厚煤层中开采时有关巷道布置的有关规定。 
 
煤层厚度对发生冲击地压有较大影响。据南非19641968年的统计资料表明从发生
冲击地压的次数看煤层厚度58m是煤层厚度12m的6倍。因为在厚煤层中掘进巷道
巷道周围是煤体使得巷道周边集中应力程度高应力集中范围也大为发生冲击地压创造
了条件。我国抚顺矿区属特厚煤层无论是发生冲击地压的次数还是震级都相当严重据龙 
72 凤矿统计巷道布置在应力集中圈之内发生冲击地压的次数占全矿发生冲击地压总次数的
38%以上。因此在有严重冲击地压的厚煤层中所有巷道都应布置在应力集中圈以外。 
巷道开掘后在巷道周围3m处左右是压力集中区此时若2个巷道平行掘进如果两
巷道之间煤柱小于8m还可能造成应力叠加叠加后的压力远远高于2巷道原来的支承压
力在掘进过程中很容易发生冲击地压。 
两条平行巷道之间的联络巷道如果与两条巷道斜交这样就在两条平行巷道之间形成了
两个三角煤柱由于三角煤柱承载能力低煤层载荷急骤增加加之形成的支承压力叠加
此外极易发生冲击地压因此要求两条平巷道之间的联络巷道应与两条平行巷道保持垂直。 
 
第八十七条  开采冲击地压煤层时应采用垮落法控制顶板切顶支架应有足够的工作阻
力采空区中所有支柱必须回净。 
 
【解读】本条是关于开采冲击地压煤层时采空区处理及回柱的有关规定。 
 
开采有冲击地压煤层时切顶支架应有足够的工作阻力其理由是使顶板在切顶支架处
断裂采空区侧的顶板垮落从而减轻基本顶对工作面的压力否则当基本顶悬露达到一定
面积顶板岩层在上覆岩层的重力下首先发生挠曲变形接着将出现断裂、离层使悬顶
的极限平衡状态遭到破坏此时在顶板内积聚的大量弹性能突然释放可使工作面大面积来
压直至冒顶。如果处在冲击地压煤层开采的情况下这时极易发生冲击地压。另外在采空
区中的支架必须回撤干净使顶板失去支撑加速垮落达到卸载目的。有时顶板虽大面积垮
落在采空区仍剩下少量支柱未回撤干净局部顶板未垮落而且维持时间也不会太长但这
些支柱所支撑的顶板压力未得以释放由此也可引起或触发冲击地压的发生。 
 
第八十八条  开采冲击地压煤层时在同一煤层的同一区段集中应力影响范围内不得
布臵2个工作面同时回采。2个工作面相向掘进在相距30m(综合机械化掘进50m)时必
须停止其中一个掘进工作面以免引起严重冲击危险。 
停产3天以上的采煤工作面恢复生产的前一班内应鉴定冲击地压危险程度并采取
相应的安全措施。 
 
【解读】本条是关于开采冲击地压煤层时在同一煤层的同一区段集中应力影响范围内
两个回采工作面或两个掘进工作面同时回采和相向掘进的有关规定。 
 
冲击地压的发生与煤层的物理力学性质有着直接关系与采场所形成的支承压力有着间
接关系。在同一煤层的同一区段集中应力影响范围内如果布置两个工作面同时回采会使两
个工作面的支承压力呈叠加状态其值成倍增长极易诱发冲击地压。同理若两个相向掘进
的掘进工作面距离较接近时也会形成应力叠加容易发生冲击地压。 
采煤工作面是一个不断变化的动态空间正常回采时随采随放顶能够保持动态平衡。
由于某种原因使工作面停产停产后的工作面在其空间位置上是静止不动的但此时已经构
成动态平衡系统失稳工作面顶板来压、片帮所积聚的能量足以触发引起冲击地压的发生。
因此要求停产3天以上的采煤工作面恢复生产前一班内应鉴定冲击地压危险程度并
采取相应的安全措施。 
 
第八十九条  有严重冲击地压的煤层中采掘工作面的爆破撤人距离和爆破后进入工作
面的时间必须在作业规程中明确规定。  
73  
【解读】本条是关于有严重冲击地压的煤层中采掘工作面的爆破撤人距离和爆破后进
入工作面的时间的规定。 
 
爆破是回采工艺中重要生产环节在炮采工作面爆破即能落煤又能装煤在掘进工作面
爆破工作也必不可少。然而爆破工作在煤矿生产中也时常引起各类事故尤其在冲击地压煤
层中采掘爆破极易引发冲击地压。这是由于爆破后产生的爆轰波对冲击地压的发生起到引
震和诱引作用加之爆破后煤层约束条件的改变支承压力的重新分布和转移控顶距离增
大顶板压力增加因此爆破后30min钟内极易发生冲击地压。抚顺矿务局在《煤矿安全规
程抚顺矿区实施细则》中规定爆破撤人距离不小于100m爆破后进入工作面的时间不少
于30min。 
 
第九十条  在无冲击地压煤层中的三面或四面被采空区所包围的地区、构造应力区、集
中应力区开采和回收煤委主时必须制定防治冲击地压的安全措施。 
 
【解读】本条是关予在无冲击地压煤层中遇特殊情况开采必须制定防治冲击地压安
全措施的规定。 
三面被采空区包围的地区称半岛煤柱四面被采空区包围的地区则称孤岛煤柱煤柱的
压力分布及其危害在前面已经叙述。 
构造应力区是指槽曲构造带、断层带和煤层厚度及倾角突变点这些现象是受地壳运动
影响所至在地壳运动所产生的水平压应力作用下煤层相继发生弯曲、断裂、倾角和厚度
变化。任何物体都有恢复原来状态的趋势虽然地壳运动停止压应力已消失但由于周围
岩体的约束已无法恢复故而在这些地区潜存一个应力能称之为构造应力。这些能量在采
掘过程中可随时释放造成冲击。所以在这些地区从事采掘活动必须制定防治冲击地压的安
全措施。 
 第七节  井巷维修和报废  
第九十一条  煤矿企业必须制定井巷维修制度加强井巷的维修保持巷道设计断面
保证通风、运输的畅通和行人安全。巷道失修率不得超过规定。 
 
【解读】本条是关于煤矿企业必须制定井巷维修制度的规定。 
 
煤矿井下巷道按其作用分为开拓巷道、准备巷道和回采巷道按其服务年限又分为
永久巷道和临时巷道。准备巷道和回采巷道随着采区和工作面的结束而报废但在回采周期
内也必须加强维护以保证采煤系统的完善和有效运行。 
开拓巷道一般为几个采区和全矿服务的服务年限长担负着矿井的通风、行人、提升、
运输等作用在井巷内还铺设排水、压气、供电、充填等管线设施由于受采动影响巷道
将发生变形、破坏、断面缩小、支架损坏尤其是软岩巷道断面收缩率更大严重影响正常
生产甚至造成各种生产事故和人身伤亡事故。为了满足矿井生产的需求保证安全生产
要制定适合本矿实际情况的井巷维修责任制度。把巷道的失修率控制在规定标准之内。 
 
第九十二条  井筒大修时必须编制施工组织设计。  
74 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。扩大和维修
井巷连续撤换支架时必须保证有在发生冒顶堵塞井巷时人员能撤退的出口。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。撤掉支架前应先加罔
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确保工作地点的安全。 
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。 
 
【解读】本条是关于维修井巷时支架撤换及倾斜井巷维修时的有关规定。 
 
维修的井巷一般失修严重断梁折柱、空帮、空顶在维修作业中很容易发生冒顶砸人
和冒顶堵人等事故在处理高顶时又易发生有害气体中毒在倾斜巷维修作业时还易发 
 
生物体滚落和跑车等事故所以维修井巷要制定安全措施。独头巷道维修作业只有一个
出口所以应遵循由外向里逐架进行的原则不准在失修巷道的里侧维修作业(掐头)更不
准分段多头作业。1979年3月13日某矿维修队在-460m水平一独头巷道维修作业由于
该巷道严重影响生产工期要求严格为按时完成维修任务经有关部门决定分成三段维修
作业由于巷道失修严重外面一组在拆换中造成冒顶将两组人员共7人全部堵在里面。
由于冒顶范围较大抢救时间延长造成冒顶区域缺氧7名矿工全部遇难。 
在维修作业时应确保撤掉旧支架前首先加固工作地点的支架其目的是防止由于撤
掉旧支架使空顶距增加顶板压力增大推倒工作地点的支架。在倾斜井巷维修时应防止
上部物体滚落还要设置防跑车装置。严禁上、下段同时作业。 
 
第九十三条  修复旧井巷必须首先检查瓦斯当瓦斯积聚时必须按规定排放只有
在回风流中瓦斯浓度不超过1.0%、二氧化破浓度不超过1.5%、空气成分符合本规程第一百
条的要求时才能作业。 
 
【解读】本条是关于修复旧井巷时对瓦斯浓度及二氧化碳浓度的有关规定。 
 
在旧井巷内由于不再进行通风或者风量较小可能积聚大量的瓦斯等有害气体在这
些气体中多数为无色、无味、无臭难以通过感观觉察到人员一旦进入旧井巷内可能因缺
氧而窒息死亡尤其当瓦斯浓度处在爆炸界限之内维修作业中如果产生火花可引起瓦斯爆
炸。在修复旧井巷时瓦斯检查员必须对所维护地点的瓦斯浓度进行认真检查并制定相应
的瓦斯排放措施。 
 
第九十四条  报废的立井应填实或在井口浇注1个大于井筒断面的坚实的钢筋混凝土
盖板并应设臵栅栏和标志。 
报废的斜井应填实或在井口以下斜长20m处砌筑1座砖、石或混凝土墙再用泥土填至
井口并加砌封墙。 
报废的平洞必须从周口向里用泥土填实至少20m再砌封墙。报废井口的周围有地面
水影响时必须设臵排水沟。 
封填报废的立井、斜井和平硐时必须做好隐蔽工程记录并填图归档。 
 
【解读】本条是关于对报废井筒处理的有关规定。  
75  
井筒报废后应根据井筒形式、井筒位置及其它因素进行妥善处理。 
报废的立井应填实以防止井壁拥塌使人员和建筑物及车辆滑落。如果采用盖板处理报
废立井此盖板必须是钢筋混凝土结构其规格要大于井筒断面盖板要有一定的坚固性和
稳定性同时设置栅栏和标志以提示行人、车辆和施工单位。 
报废的斜井和平硐在硐口处很容易拥塌、垮落地表水又能渗入因此要求报废井筒从
硐口向里用泥土填实至少2m还要砌筑封墙以实现封闭的目的。对各类报废井筒的处理形
式和处理方法要填图归档为各类施工接近井筒区域提供可靠的数据防止因地表沉陷、烧
塌对建筑物的破坏和对人员的伤害。 
 
第九十五条  报废的巷道必须封闭。报底的暗井和倾斜巷道下口的密闭墙必须留泄水
孔。 
 
【解读】本条是关于报废巷道封闭的有关规定。 
 
巷道报废后由于受采动影响支架产生严重变形断梁折柱、空帮、空顶顶板破碎
极易冒顶。另外在报废的巷道内已停止通风积聚了大量的瓦斯和有害气体还可能积聚了
大量的积水如果封闭不及时一旦人员进入旧巷会发生各种伤亡事故从预防煤炭自然发
火的角度也应对旧巷及时封闭。 
封闭报废的暗井和倾斜巷道后旧巷内的矿井水涌出并不会停止加上原有的积水积
水会越来越多如果在暗井和倾斜巷道下方的密闭墙不设泄水孔将会使水压不断增大从
而留下了重大事故隐患。 
 
第九十六条  报废的井巷必须在井上、下对照图上标明。从报废的井巷内回收支架和
装备时必须制定安全措施。 
 
【解读】本条是关于报废井巷标注及回收支架和设备的规定。 
 
井上、下对照图是了解、掌握、指挥煤矿地下开采的必备图纸在采掘过程中所形成的
动态变化应准确、及时地标注在该图上井巷报废后要准确地将其旧巷投影到平面图上并
配合剖面图和必要的文字说明以便更详细地掌握报废井巷的具体情况。为了节省开支、减
少损失应对井巷内的支架和装备回收但报废井巷安全状况很差在回收中容易出现各类
事故要求必须制定回收方法、回收程序、安全操作等一系列安全措施保证回收工作安全
可靠。 
 第八节  防止坠落  
第九十七条  立井井口必须用栅栏或金属网围住进出口设臵栅栏门o井筒与各水平的
连接处必须有栅栏。栅栏门只准在通过人员或车辆时打开。立井井筒与各水平车场的连接处
必须设有专用的人行道严禁人员通过提升间。如果在立井井筒一侧设人行道人行道上方
必须设防护设施。 
罐笼提升立井的井口和井底、井筒与各水平的连接处必须设臵阻车器。 
  
76 【解读】本条是关于立井运送人员及井筒与水平的连接处设置挡车器的规定。 
 
 
立井开拓方式与其他开拓方式相比有许多优点但也有其自身难以克服的缺点。人员、
车辆一旦坠入会导致重大生产和伤亡事故因此在立井井口必须用栅栏或金属网围住。 
在升、人井时尤其升井时人员拥挤极易发生事故要求在进出口设置栅栏门并
由有关部门加强管理此门只准在人员或车辆通过时才能打开。立井多水平开拓时立井井
筒与水平车场会出现多个连接处必须设专用人行道否则人员通过提升间时很容易发生
坠落事故。人员必须走人行道人行道上方还必须设防护设施。 
罐笼提升的立井不仅担负着运送人员的任务还担负着提升矸石运送材料、设备、器材
等任务。罐笼内设有轨道以实现矿车的装卸过渡在重车线上向井口方向一般设置7?
12?的下坡矿车可自动滑行进入罐笼并顶出罐笼内的空车。如果在井筒与水平连接处不设
挡车器矿车有可能坠入井底车场另外把钩工的误操作和违章操作也会导致坠井事故。 
 
第九十八条  倾角在25°以上的小眼、人行道、上山和下山的上口必须设有防止人
员坠落的设施。 
 
【解读】本条是关于倾角在25°以上的有关巷道内设置防止人员坠落设施的规定。 
 
小眼一般是连接两条巷道之间的联络巷其中有回风小眼、溜煤小眼等。这些小眼有的
倾角较大一旦坠入是很危险的所以要求倾角在25°以上的小眼、人行道、上山和下山
的上口必须设有防止人员坠落的设施。 
1980年6月9日龙凤矿北龙凤区110采煤队一充填工在工作面拆卸输送机时不
慎摔倒在溜煤道顺势又滚入溜煤小眼造成重伤险些丧命。 
 
第九十九条  煤仓、溜煤(矸)眼必须有防止人员、物料坠入和煤、矸堵塞的设施。检查
煤仓、溜煤(矸)眼和处理堵塞时必须制定安全措施处理堵塞时应遵守本规程第三百三十
条的规定严禁人员从下方进入。 
严禁煤仓、溜煤(矸)眼兼做流水道。煤仓与溜煤(矸)眼内有淋水时必须采取封堵疏干
措施没有得到妥善处理不得使用。 
 
【解读】本条是关于煤仓、溜煤(矸)眼的规定。 
 
煤仓的授煤方式分为矿车和胶带输送机等形式。当采用胶带输送机时人员乘坐胶带输
送机有可能滚人煤仓内因此要求煤仓授煤口必须有防止人员坠落的设施。 
采煤工作面和采区运出的煤炭没有经过初选矸石、杂物较多在煤仓内很容易堵塞。
堵塞之后在煤仓内将积聚大量的承压煤和水当压力达到一定的程度再加上人为的扰动
煤仓或溜煤眼内大量的煤和水会突然涌出此时人员如果从煤仓或溜煤眼下方进入很容易
造成人员伤亡因此要求在煤仓授煤口前要有防止物料坠入和煤矸堵塞的设施。井下煤仓是
用来储存煤炭的临时场所溜煤(砰)眼则起过渡作用。若用煤仓、溜煤(矸)眼兼作流水道或
内部有淋水很容易使煤仓内、溜煤(矸)眼内的煤和矸石结块堵塞煤仓和溜煤(矸)眼由
于有承压水流易发生突水、淹溺事故因此严禁煤仓、溜煤(矸)眼兼作流水道如果在煤
仓内、溜煤(矸)眼内有淋水时必须采取封堵疏干措施。 
  
77  
 第二章  通风和瓦斯、粉尘防治  第一节  通风  
第一百条  井下空气万分必须符合下列要求 
(一)采掘工作面的进风流中氧气浓度不低于20%二氧化碳浓度不超过0.5%。 
(二)有害气体的浓度不超过表1规定。 
 
表1矿井有害气体最高允许浓度 
名称 最高允许浓度/% 
一氧化碳CO 
氧化氮换算成二氧化氮NO2
 
二氧化硫SO2 硫化氢H2S
 
氨NH3 
0.0024 
0.00025 
0.0005 
0.00066 
0.004 
 
瓦斯、二氧化碳和氢气的允许浓度按本规程的有关规定执行。 
矿井中所有气体的浓度均按体积的百分比计算。 
 
【解读】本条是关于井下空气成分和有害气体最高允许浓度的规定。 
 
地面空气主要由氧气O2、二氧化碳CO2和氮气N2三种主要气体组成其中
氧气为20.96%、二氧化碳为0.04%、氮气为79.00%。地面空气进入井下以后由于井下有
机物的腐烂、煤炭氧化、爆破作业以及煤层不断释放瓦斯和各种气体等因素的影响井下空
气在化学成分和物理状态上发生了一系列变化与地面空气比较在质量和数量上均有较大
差异。 
为了保证煤矿工人的身体健康提供适宜的生产环境与条件提高工作效率对井下工
作地点空气的主要成分做出了具体规定如氧气浓度不得低于20%、二氧化碳浓度不得
超过0.5%其他有害气体不得超过最高允许浓度见《规程》表1 
1氧气 
氧气是维持人的生命所必需的物质就像鱼儿离不开水一样。人体呼吸所需氧气的多少
与人的体质、活动强度和精神紧张程度因素有着直接关系。休息时每个人所需气氛量平均为
0.25L/min行走和工作时为13L/min。所能吸入的氧气量取决于空气中的氧气浓度。如果
空气中的氧气浓度低于就会影响人的健康甚至造成缺氧窒息死亡见表2―2―1 
 
表2-2-1氧气浓度减少对人体的危害 
空气中氧气浓度/% 人体的反应 
17 休息时无影响工作会引起喘息、呼吸困难 
15 呼吸急促脉搏跳动加快判断和意识能力减弱  
78 1
012 失去理智时间稍长即有生命危险 
69 失去知觉几分钟内心脏尚能跳动若不急救就会死亡 
2二氧化碳 
其主要的来源是有机物和煤的氧化、煤岩层中、爆破作业以及人的呼吸等。二氧化碳对
人的眼、鼻、口等器官有刺激作用当二氧化碳浓度达到3%时会刺激人的中枢系统引
起呼吸加快增大吸氧量达到5%时耳鸣、憋气呼吸困难浓度过大时会使氧浓度
降低引起缺氧而窒息死亡见表2-2-2 
 
表2-2-2人体对二氧化碳浓度的反应 
二氧化碳浓度/% 人体的反应 
1 呼吸次数和深度略有增加 
3 呼吸次数增加2倍很快产生疲劳现象 
5 呼吸次数增加3倍呼吸困难、憋气和耳鸣 
7 发生严重喘息极度虚弱无力强烈头疼 
10 头晕呈昏迷状态 
1015 呼吸微弱失去知觉 
2025 窒息死亡 
 
3矿井空气中的主要有害气体 
?一氧化碳CO。是一种有毒气体对人体的危害极大。一氧化碳与人体血液中的红
血球的结合能力比氧大250300倍不但阻止红血球吸氧而且还能挤掉氧造成人体细
胞组织缺氧现象引起中枢系统损坏。空气中一氧化碳浓度达到0.016%时轻微头痛达
到0.128%时肌肉酸痛、无力、呕吐、感觉迟钝0.5%时丧失知觉、痉挛、呼吸停顿、
死亡。 
?二氧化氮NO2。对人的眼、鼻、呼吸道及肺部具有强烈的腐蚀破坏作用能引起
肺水肿。浓度达到0.0034%时呼吸困难0.01%时恶心、呕吐、神经系统麻木0.025%
时短时间内死亡井下二氧化氮的主要来源是爆破作业1kg硝铵炸药爆破后产生10L二
氧化氮。 
?二氧化硫SO2。有剧毒强烈刺激人的眼睛腐蚀呼吸器官导致呼吸麻痹和运
气管炎、肺水肿。浓度为0.002%时流泪、咳嗽、头疼0.05%时急性支气管炎、肺水肿、
短时间死亡。其主要来源是含硫煤炭氧化自燃、含硫煤岩爆破和硫化矿物的氧化等。 
?硫华氢H2S。具有强烈毒性刺激人的眼、鼻、咽喉和上呼吸道的粘膜干扰中
枢神经系统引起急性中毒。浓度达到0.0001%时能闻到气味0.001%时轻度中毒流
鼻涕、头晕、呼吸困难0.05%0.1时严重中毒痉挛、失去知觉、死亡。 
?氨气NH3。具有浓烈臭味的有毒气体且有爆炸性爆炸界限16%27%。对人的
皮肤和呼吸器官有刺激作用能引起咳嗽、流泪、头晕、声带水肿重者会昏迷、痉挛、心
力衰竭以至残废。其主要来源是炸药爆破、有机物氧化腐烂、用水熄灭燃烧的煤炭等。 
 
第一百零一条  井巷中的风流速度应符合表2要求。 
 
表2井巷中的允许风流速度  
79 井巷名称
 
允许风速/m/s 
最低 最高 
无提升设备的风井和风硐 
专为升降物料的井筒 
风桥 
升降人员和物料的井筒 
主要进、回风巷 
架线电机车巷道 
运输机巷、采区进、回风巷 
采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷 
掘进中的岩巷 
其他通风人行巷道 
 
 
 
 
 
1.0 
0.25 
0.25 
0.15 
0.15 
15 
12 
10 






 
 
没有梯子间的井筒或修理中的井筒风速不得超过8m/s梯子间四周经封闭后井筒
中的最高允许风速可按表2规定执行。 
无瓦斯涌出的架线电机车巷道中的最低风速可低于表2的规定值但不得低于0.5m/s。 
综合机械化采煤工作面在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后其最大风速可高
于表2的规定值但不得超过5m/s。 
 
【解读】本条是关于井巷中风流速度的规定。 
 
本条对于井下不同地点的风速做出了最高和最低的限制规定。这是因为 
?最高风速。主要是从安全生产、人体健康、作业条件与环境等方面考虑的。主要通风
大巷、包括主要进回风巷、人员升降的井筒和有架线机车通过的巷道等如果风速过大
8m/s人员行走困难影响听觉不便工作另外井下温度较大风速过高容易导致工
人患风湿病。而对采区通风巷道和采掘工作面规定最高风速限制的目的主要是防止风速过
高造成粉尘飞扬等。 
(2)最低风速。规定最低风速限制的地点大多是生产条件经常变化、有害气体涌出较
多的采掘工作面和相关巷道。其目的也是为了保证安全生产、创造舒适的作业环境和保障工
人健康。风量过小、风速过低就不能有效地稀释、排出生产过程中涌出的瓦斯及其他有害
气体威胁安全生产和影响工人健康架线电机车巷道的顶部容易发生层状瓦斯积存架线
机车通过时极易引发瓦斯燃爆事故显然对架线机车巷道的风速做出最低限制的规定是非
常必要的。 
 
第一百零二条  进风井口以下的空气温度(干球温度下同)必须在2℃以上。 
生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃机电设备凋室的空气温度不得超过30℃
当空气温度超过时必须缩短超温地点工作人员的工作时间并给予高温保健待遇。 
采掘工作面的空气温度超过30℃、机电设备硐室的空气温度超过34℃时必须停止作
业。 
新建、改扩建矿井设计时必须进行矿井风温预测计算超温地点必须有制冷降温设计
配齐降温设施。 
 
【解读】本条是关于进风井筒、采掘工作面、机电设备硐室中空气温度的规定。 
  
80 1进风井筒空气温度 
冬季北方地面空气温度较低寒冷空气进入井筒后遇到井筒淋水和潮湿空气容易在
井壁、罐道梁等处结冰堵塞井筒的部分断面并对提升设备和人员的安全构成严重威胁
有时还可能发生罐道梁上的冰凌突然坠落并穿透罐顶的恶性事故。因此寒冷地区的进风井
口都应安设空气预热设施以保证进风井口以下的空气温度在2℃以上。 
2.采掘面和机电硐室空气温度 
(1)采掘工作面、机电硐室的空气温度分别不得超过26℃、30℃。这是因为井下生产条
件较为恶劣、空气湿度大、劳动强度繁重为了创造良好的作业环境和舒适的气候条件保
证工人健康提高工作效率做出了上述规定。 
(2)采掘工作面的空气温度超过30℃、机电硐室超34℃时必须停止作业。主要是从维
护工人身体健康与安全考虑的。因为人无论是在工作或休息时身体都在不断地产生热量和
散放热量以保持身体的热平衡维持体温在36.5℃37℃之间。如果气温过高劳动中人
体产生的热量得不到散放体温就会上升产生疲劳、头痛、头晕等症状甚至中暑。所以
一旦出现威胁工人身体健康和生命安全的高温时必须停止作业进行处理。 
3.采掘面和机电硐室空气温度的测定 
(1)测点选择。测定空气温度的测点应符合下列要求 
①掘进工作面空气温度的测点应选择在工作面距迎头2m处的回风流中 
②长壁式采煤工作面空气温度的测点应选择在工作面空间中央距回风巷15m处的风
流中 
③机电硐室空气温度的测点应选择在硐室回风口的回风风流中 
④测定空气温度的测点不得靠近人体、发热或致冷设备至少距离0.5m以上。 
(2)测定时间。一般应在上午8时至下午4时内进行。 
(3)测定仪器。测温仪器应使用最小分度为0.5℃并经过校正的温度计。 
 
第一百零三条  矿井需要的风量应按下列要求分别计算并选取其中的最大值 
(一)按井下同时工作的最多人数计算每人每分钟供给风量不得少于4m3。 
(二)按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算。各地点的实际需要
风量必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度风速以及温
度每人供风量符合本规程的有关规定。 
按实际需要计算风量时应避免备用风量过大或过小。煤矿企业应根据具体条件制定风
量计算方法至少每5年修订1次。 
 
【解读】本条是关于矿井风量计算方法的规定。 
 
1按同时工作最多人数计算矿井风量 
保证井下人员呼吸有足够的新鲜空气是矿井通风的任务与目的之一。井下工人在劳动
过程中需要呼吸大量氧气以保证人体内一系列的生物氧化反应补充能量消耗。据测算
劳动时一个人的耗氧量为13L/min而矿井空气中人的耗氧量约为2%3%(其他为煤炭和
有机物所消耗)。因此世界大多产煤国家规定了每人4m3/min的需风量。再根据同时工作
的最多人数即可计算出矿井的需风量。 
2.按各个用风地点总和计算矿井风量 
有效地稀释和排出井下生产过程中产生的瓦斯、煤尘和其他有害气体是矿井通风的一
项重要任务与目的。按照矿井实际布置的采面、掘面、硐室和用风地点依据各个地点都能
满足将瓦斯、二氧化碳和其他有害气体稀释到《规程》规定浓度以下并符合风速规定的要 
81 求分别逐个计算所需风量再"由里向外"计算出采区、矿井的需风量。对上述两种计算方
法的结果要进行比较取其最大值。这样矿井的需风量既能满足安全生产的要求又能
满足人员呼吸新鲜空气的要求。 
3.矿井风量计算方法 
1)矿井总进风量按以下两种方法分别计算并且必须取其最大值 
(1)按井下同时工作的最多人数计算矿井风量 
Q矿井=43N3K矿通 
式中  Q矿井——矿井总时风量m3/min N——井下同时工作最多人数人 
K矿通——矿井通风系数包括矿井内部漏风和配风均匀的因素一般可取1.2
1.25。 
(2)按各个用风地点总和计算矿井风量 
按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 
Q矿井=∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他3K矿通 
式中  Q矿井——矿井总时风量m3/min ∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和m3/min ∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和m3/min ∑Q硐——各种硐室实际需要风量的总和m3/min ∑Q其他——除采煤、掘进、硐室以外其他井巷实际需要风量的总和m3/min K矿通——矿井通风系数一般取1.21.25。 2)采煤实际需风量 
应按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算 
n
i
iQ
n
i
iQQ
11
采备采采 
式中   ∑Q采——各个采煤工作面实际需要风量的总和m3/min 
Q采i——第i个采煤工作面实际需要的风量m3/min Q采备i——第i个备用采煤工作实际需要的风量m3/min。 注意 
①各个采煤工作面实际需要的风量应按瓦斯、二氧化碳的涌出量爆破后有害气体产
生量工作面的空气温度和风速以及人数等因素分别计算后取其中的最大值。 
②采煤工作面有符合规定的串联通风时应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量
计算。 
③备用采煤工作面的需要风量也应按满足瓦斯、二氧化碳、空气温度和风速等规定计算
且不得低于其采煤时实际风量的50%。 
(1)按瓦斯涌出量计算 
Q采i=1003q瓦采i3K采通i 
式中  Q采i——第i个采煤工作面实际需要的风量m3/min q瓦采i——第i个采煤工作面的绝对瓦斯涌出量m3/min K采通i——第i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数也叫瓦斯涌出不均匀通风备用系数。它是采面绝对瓦斯涌出量的最大值与其平均值之比须在工作面正常生产条件下
至少进行5昼夜的连续观测得出5个比值取其最大值。通常机采面可取1.21.6炮
采面取1.42。 
注按二氧化碳涌出量计算风量时可参照按瓦斯涌出量的计算方法进行。  
82 (2)按工作面温度计算 
长壁采煤工作面实际需要风量按下式计算 
Q采i=603v采i3S采i 
式中   Q采i——第i个采煤工作面实际需要的风量m3/min v采i——第i个采煤工作面风速m/s S采i——第i个采煤工作面平均断面积可按最大和最小控顶断面积的平均值计算㎡。 
为使采煤工作面有一个良好的劳动气候条件在确定工作面风速时应符合表2-2-3的
要求。 
表2-2-3风速与空气温度的关系 
空气温度/℃ 适宜的风速/m2s-

15 0.30.5 
1520 0.51.0 
2022 1.01.2 
2224 1.21.5 
2426 1.52.0 
 
(3)按炸药量计算 
Q采i=25Ai 式中   Ai——第i个采煤工作面一次爆破的最大炸药量kg 
25——1kg炸药爆破后需要供给的风量m3/(min2kg) (4)按采煤工作面同时工作最多人数计算 
Q采i=4 式中  Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数 
4——每人每分钟的供风量不得少于4m3/min (5)按风速验算 
按最低风速验算 
各个采煤工作面的最低风量 
Q采i=15S采i 式中  Q采i——第i个采煤工作面的最低风量m3/min 
S采i——第i个采煤工作面平均断面积㎡ 
15——采煤工作面允许最低风速0.25360=15m/min。 
按最高风速验算 
各个采煤工作面的最高风量 
Q采i=240S采i 式中  Q采i——第i个采煤工作面的最高风量m3/min 
S采i——第i个采煤工作面平均断面积㎡ 240——采煤工作面允许最高风速4.0360=240m/min。 
3)掘进实际需风量 
应按矿井各个独立通风掘进工作面实际需要风量的总和计算 n
i
iQ
Q1
掘掘 
式中   Q掘——各个独立通风掘进工作面实际需要风量的总和m3/min  
83 Q掘i——第i个掘进工作面的实际需要风量m3/min 
注每个掘进工作面的需要风量都应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药量、局部通风机的
实际吸风量、同时作业最多人数和风速分别计算并取其中最大值。 
(1)按瓦斯涌出量计算 
Q掘i=1003q瓦掘i3K掘瓦i 
式中    Q掘i——第i个掘进工作面实际需要风量m3/min q瓦其他i——第i个掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量m3/min K其他瓦i——第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数应根据实际观测的结果确定一般可取1.22.0。 
注按二氧化碳涌出量计算风量时可参照按瓦斯涌出量的计算方法进行。 
(2)按炸药量计算 
Q掘i=25Ai 
式中  Q掘i——第i个掘进工作面实际需要风量m3/min Ai——第i个掘进工作面一次爆破的量大炸药量kg 25——每千克炸药爆炸后需要供给的风量m3/min (3)按局部通风机的实际吸风量计算 
Q掘i=Q机吸i3Ii 
式中  Q机吸i——第i个局部通风机的实际吸风量应根据不同型号的局部通风机凭经验选取如JBT—5211kW的局部通风机实际风量可取200m3/min Ii——第i个掘进工作面同时通风的局部通风机的台数根据《规程》规定严禁3台含3台局部通风机同时向一个掘进工作面供风。 
必须注意为了保证局部通风机不发生循环风防止局部通风机吸入口至掘进工作面回
风口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚除了保证该段巷道中的风速不得小于
0.15m/s外还要保证安设局部通风机的巷道中的风量必须大于局部能风机吸风量的1.34
倍其依据是 
因为Q巷风30.75%>Q机吸31.0% 
所以Q巷风>(Q机吸31.0%)/0.75%=1.34Q机吸 式中Q巷风——安设局部通风机巷道的供风量m3/min 0.75%——矿井总回风巷或一翼回风巷中风流瓦斯浓度 
Q机吸——局部通风机的吸风量m3/min 
1.0%——掘进工作面风流瓦斯浓度。 
(4)按人数计算 
Q掘i=4Ni 
式中  Q掘i——第i个掘进工作面实际需要风量m3/min Ni——第i个掘进工作面同时工作的最多人数 4——每人每分钟的供风量不得少于4m3/min。 (5)按风速验算 
按最低风速验算 
Q掘i=v掘3S掘i 
式中   Q掘i——第i个掘进工作面的最低风量m3/min S掘i——第i个掘进工作面断面积㎡ v掘——掘巷道中的允许最低风速煤巷和半煤岩巷取v掘=0.25360=15m/min 按最高风速验算 
Q掘i=240S掘i  
84 式中    Q掘i——第i个掘进工作面的最高风量m3/min 
S掘i——第i个掘进工作面断面积㎡ 
240——掘进工作面允许最高风速4.0360=240m/min。 
4)硐室实际需要风量 
应按矿井各个独立通风硐室包括井下爆炸材料、发热量较大的机电设备硐室和其他硐
室等实际需要风量的总和计算 n
i
iQ
Q1
硐硐 
式中  Q硐——各个独立通风硐室实际需要风量的总和m3/min 
Q硐i——各个独立通风硐室实际需要风量m3/min (1)井下爆炸材料实际需要风量应保证每小时换4次库内空气即 
Q炸=4V/50 
式中  Q炸——井下爆炸材料库所需要风量m3/min V——爆炸材料库空积m3。 大型爆炸材料库一般配风为100150m3/min中小型爆炸材料库一般配风为60100m3/min。 (2)发热量较大的机电硐室实际需要风量应根据机电设备运转时的发热量计算。 
(3)其他硐室实际需要风量可按经验值给定风量 
采区绞车房及变电硐室为6080m3/min 
充电硐室应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算但不得小于100m3/min或按经验值给定100200m3/min。 5)其他地点巷道实际需要风量 
应按矿井其他各个巷道实际需要风量的总和计算 n
n
iQ
Q1
其他其他 
式中  Q其他——其他各个巷道实际需要风量的总和m3/min 
Q其他i——第i个其他巷道实际用负量m3/min。 其他地点巷道实际需要风量应按瓦斯涌出量和风速分别进行计算采用其中最大
值。 
(1)按瓦斯涌出量计算 
Q其他i=1003q瓦其他i3K其他瓦i 
式中  Q其他i——第i个其他巷道实际需要风量m3/min q瓦其他i——第i个其他巷道的绝对瓦斯涌出量m3/min K其他瓦i——第i个其他巷道瓦斯涌出不均衡的风量系数一般可取1.21.3。 (2)按风速验算 
Q其他i=9S其他i 
式中  Q其他i——第i个其他巷道的最低风量m3/min S其他i——第i个其他巷道断面积㎡ 9——其他巷道中的最低允许风速0.15360m/min。 
 
第一百零四条  矿井每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力必须按实
际供风量核定矿井产量严禁超通风能力生产。  
85  
【解读】本条是关于矿井生产能力和矿井通风能力核定的规定。 
 
在我国很多煤矿发生重大瓦斯爆炸事故的案例中很多与通风能力不足造成瓦斯超限、
积聚有着直接的关系。如贵州盘江矿务局山脚树和老屋基煤矿计算风量和实际风量都不能
满足采面风量要求而导致1990年3月8日和1995年12月31日的瓦斯爆炸事故分别死亡
17人和65人平顶山十矿的矿井风量较需要风量少3640m3/min采区缺少风量
1213.5m3/min致使各采面风量不足加上风门随意打开且不关风流短路导致了1996年5月21日死亡84人的特大事故。据19901999年全国重大瓦斯爆炸事故中由于风量
不足导致瓦斯积聚发生爆炸事故次数占总数41.67%死亡人数占总数的43.52%。 
造成矿井风量不足的原因主要是有些矿井进入深部开采后煤层瓦斯含量和在开采过程
中的瓦斯涌出量加大也有一些矿井推广应用了综采、综放开采方法产量大幅度提高瓦
斯涌出量也随之增大。而这些矿井的通风系统和通风能力并没有及时同步进行调整或改造
生产过程中峋不足导致瓦斯隐患乃至重大事故的发生。为此《规程》规定矿井每年必须
核定生产能力和通风能力按实际供风量核定矿井产量即“以风定产”严禁超通风能力
生产。 
1关于煤矿生产能力核定的有关规定 
为依法加强煤矿生产能力管理规范煤矿生产行为和加强煤矿生产能力核定管理保障
核定煤矿生产能力的规范化、科学化国家发改委颁发了《煤矿生产能力管理办法》、《煤矿
生产能力核定资质管理办法》和《煤矿生产能力核定标准》。对煤矿生产能力核定做出了具
体规定主要内容如下 
(1)国家对从事煤矿生产能力核定的单位实行资质管理。国务院煤炭行业管理部门负责
全国煤矿生产能力核定单位资质管理的指导直接负责在国家工商行政管理总局办理企业法
人登记和在国家事业单位登记管理局企事业单位法人登记的单位生产能力核定资质的管理
省级人民政府煤炭行业管理部门负责本行政区域权限内的企事业单位生产能力核定资质的
管理。 
(2)从事煤矿生产能力核定的单位必须具备独立的企业法人或事业单位法人资格、
有固定的办公场所、有一定的技术力量在采煤、矿建、机电、通风、地质、测量、运输、
洗选、露天专业技术人员中每个专业不少于2人且每个专业至少有1人为高级工程师以
上技术职称等条件并取得国务院或省级人民政府煤炭行业管理部门颁发的核定资质证书
未取得核定能力资质证书的单位不得从事煤矿生产能力核定工作。 
(3)煤矿生产能力核定应按照以下三个阶段进行 
①由具备资质的煤矿企业或委托具备资质的中介机构具备生产能力核定资质的单位
现场核定 
②主管部门单位审查 
③煤炭生产许可证颁发管理机关审查确认。 
(5)煤矿生产能力是掼在一定时期内通常为一年煤矿各生产系统环节所具备的
综合生产能力。煤矿生产能力在建设和生产的不同阶段分为设计生产能力和核定生产能力。 
(6)煤矿核定生产能力必须具备以下条件 
①依法取得采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证、矿长资格证和营业执照 
②有健全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员 
③有健全的生产、技术、安全管理制度 
④各生产系统及安全监测监控系统运转正常。 
(7)核定煤矿生产能力主要是逐项核定生产系统和环节的能力取其中最低能力为煤矿 
86 综合生产能力。同时核查采区回采率、煤炭储量和服务年限。 
井工矿主要核定主井提升系统、副井提升系统、通风系统、井下运输系统、排水系统、
供电系统、地面生产系统和采场能力。矿井压风和通讯系统、地面运输能力等作为参考依据。 
露天太重点核定穿爆、运输、排土等环节能力。除尘、防排水、供电、地面生产系统
的能力作为参考依据。 
(8)核定煤矿生产能力以年为计量单位年工作日按330d计算。 
(9)煤矿核定生产能力的档次划分标准如表2-2-4所示凡生产能力不在标准档次的按
就近下靠的原则确定能力。 
(10)煤炭生产许可证颁发管理机关自收到经主管部门单位审查的煤矿企业申请 
 
表2-2-4煤矿核定生产能力的档次划分标准 
序号 生产能力/万t 档次 举例/万t 
1 <9 1 
1、2、3? 

930 

9、12、15? 

30120 

30、35、40? 

120300 
10 
120、130、140? 

3001000 
20 
300、320、340? 
6 >1000 100 
1000、1100、1200? 
 
报告和有关资料后30日之内正式文件批准核定生产能力。 
煤矿应将煤炭生产许可证登记的生产能力细化为季均、月均生产能力建立月、季检查
和年度考核制度严禁超登记能力组织生产。 
(11)煤矿通风系统能力必须按实际供风量核定井下各用风地点所需风量要符合规范要
求。经省级煤炭行业管理部门批准的矿井年度通风能力可作为核定生产能力的依据。 
(12)为确保煤矿核定生产能力控制在通风能力允许的范围内通风能力必须大于最终确
定的综合生产能力10%以上。 
(13)核定煤矿生产能力所用参数必须采集已公布或上报的生产技术指标、现场实测和
全法检测机构的测试数据经统计、分析、整理、修正并进行现场验证而确定。 
2关于矿井通风能力核定的必备条件及主要内容 
1)核定通风能力的必备条件 
(1)必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监测系统通风网络合理控制风流
的设施可靠 
(2)必须采用机械通风运转风机和备用风机必须具备同等能力矿井通风机经具备资
质的监测机构测试合格。 
(3)安全监测仪器、仪表齐全、可靠 
(4)局部通风机的安装和使用符合规定 
(5)采掘工作面的串联风符合规定 
(6)矿井瓦斯管理必须符合有关规程规定。 
2)通风系统能力核定的主要内容 
(1)核查采煤工作面、掘进工作面及井下独立用风地点的基本状况 
(2)核查矿井通风机的运转状况 
(3)矿井有两个以上的通风系统时应按照每一个通风系统分别进行通风能力核定矿
井的通风系统能力为每一个通风系统能力之和矿井必须按照每一通风系统能力合理组织生
产。  
87 3关于矿井通风能力核定的计算方法 
根据国家发改委[2006]819号文规定矿井通风能力核定有两种计算方法即总体核算
法和由里处外核算法依据矿井具体条件选用其中一种算未能。 
1)方法一 
总体核算法适用于产量在30万t/a以下的矿井。 
(1)公式一适应于低瓦斯矿井 410
330



kq
Q

式中  A——矿井生产能力万t/a 
Q——矿井总进风量m3/min矿井实际进风量必须满足矿井的总需要风量按
核定时矿井总进风量计算 
q——平均日产吨煤需要的风量m3/min2t用下式计算 1
1A
Q
q 
式中  Q1——矿井上年度实际需要风量m3/min矿井实际需要风量为矿井采煤工作
面掘进工作面、硐室和其他用风巷道需要风量之和 
A1——矿井上年度平均日产煤量t。 
参数选取和计算时首先应对上年度矿井供风量的安全、合理、经济性运行认真分析与
评价对上年度生产安排的合理性进行必要的分析与评价对串联一瓦斯超限等因素掩盖的
吨煤供风量不足要加以修正并考虑近三年矿井生产情况和通风系统的变化限其合理值。 
K——矿井通风能力系统取1.301.50取值范围不得低于此取值范围并结
合当地煤炭企业实际情况恰当选取确保瓦斯不超限的系数。当矿井等积孔小于1㎡时k取
1.50矿井等积孔大于1㎡而小于2㎡时k取1.40矿井等积孔大于2㎡时k取1.30。 
(2)公式二(适用于高瓦斯矿井、突出矿井、有冲击地压矿井) 


410
0926.0
330kqQ
A相
进 
式中  Q进——矿井总进风量m3/min 
0.0926——总进回风巷按瓦斯浓度不超过0.75%核算为单位分钟的常数 
q相——矿井平均相对瓦斯涌出量m3/t在通风能力核定时当矿井有瓦斯抽放
时q相取值不小于10小于10时按10计算。 扣减瓦斯抽放量应符合下列要求 
①与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的确抽放量不得扣减如封闭已开采结束的
采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等 
②未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除 
③扣除部分的瓦斯抽放量取当年平均值 
④如本年已完成矿井瓦斯等级鉴定的取本年矿井瓦斯等级鉴定结果本年度未完成矿
井瓦斯等级鉴定的取上年度矿井瓦斯等级鉴定结果。 
∑k——综合系数 
∑k=k产2k瓦2k备2k漏 
∑k取值见表2-2-5。 
表2-2-5∑k取值表  
88  
k值 概念 取值范围 备注 
k产 
矿井产量不均衡系数 
矿井最高月平均产量 
 
年平均日产量 
k瓦 
矿井瓦斯涌出量不均衡系数 
高瓦斯矿井不小于1.2 
 
突出、冲击地压矿井小于1.3 
k备 
备用工作用风系数 k备=1.0+n备30.05 n备—备用采煤工作面个数 
k漏 
矿井内部漏风系数 
矿井总进风量年平均值 
 
矿进有效风量年平均值 
 
2)方法二 
由里向外核算法适用于产量在30万t/a以上的矿井。 
(1)生产矿井需要风量。生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面硐室及其他巷道等
用风地点分别进行计算包括按规定配备的备用工作面需要风量。现有通风系统必须保证各
用风地点稳定可靠供风花雪月。 矿通
其他备



矿KQQQQQQ  )( 
式中  Q矿——生产矿井实际需要风量m3/min 采Q——采煤工作面实际需要风量的总和m3/min 掘Q——掘进工作面实际需要风量的总和m3/min 硐Q——硐室实际需要风量的总和m3/min 备Q——备用工作面实际需要风量的总和m3/min 其他Q——矿井除了采、掘、硐室以外的其他巷道需风量的总和m3/min 矿通K——矿井通风系数抽出式矿通K取1.151.2压人式矿通K取1.25
1.3。 
(2)采煤工作面的需要风量每个采煤工作面实际需要风量应按瓦斯、二氧化碳涌出
量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算然后取其
中最大值。 
①低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件事瓦斯涌出量用瓦斯涌出量计算采用高瓦斯
计算公式确定需要风量其计算公式为 温
采面长采高
基本
采K
KKQQ 
式中  采Q——采煤工作面需要风量m3/min 基本Q——不同采煤方式工作面所需的基本风量m3/min其值为  
89 基本Q=工作面最大控顶距3工作面实际采高370%工作面有效断面3适宜风速
不小于1m/s 采高Q——采煤工作面采高调整系数表2-2-6 采面长Q——采煤工作面长度调整系数表2-2-7 温K——采煤工作面温度调整系数表2-2-8 
表2-2-6K采高—采煤工作面采高调整系数 
采高 
<2.2 
2.02.5 2.55.0及放顶煤面 
系数/K采高 
1.0 1.1 1.5 
 
表2-2-7K采面长—采煤工作面长度调整系数 
采煤工作面长度/m 80150 150200 
>200 
长度调整系数/K长 
1.0 
1.01.3 1.31.5 
 
表2-2-8K温—采煤工作面温度与对应风速调整系数 
采煤工作面空气温度/℃ 采煤工作面风速/m2s-
1 配风调整系数/K温 
<18 
0.30.8 
0.90 
1820 0.81.0 
1.00 
2023 1.01.5 1.001.10 
2326 1.51.8 1.101.25 
1628 1.82.5 1.251.40 
2830 2.53.0 1.401.60 
 
②高瓦斯矿井按照瓦斯或二氧化碳涌出量计算 
根据《规程》规定按采煤工作面回风流中瓦斯或二氧化碳的浓度不超过1%的要
求计算 
Q采=1003q采3KCH4 
式中  Q采——采煤工作实际需要风量m3/min q采——采煤工作面回风巷风流中瓦斯或二氧化碳的平均绝对涌出量
m3/min 
KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数正常生产条件下连续观测1个月日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌进出量的比值。 
③工作面布置有专用排瓦斯巷的采煤工作面风量计算 
Q采=Q采回+Q采尾 
其中Q采回=1003q采3KCH4 4
45
.2
CH
qCH
KQ尾
采尾 
式中   QCH4尾——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量m3/min 
S采——采煤工作面的平均断面积㎡。 
④按工作面温度选择适宜的风速进行计算见表2-2-4 
Q采=603v采3S采  
90 式中  v采——采煤工作面风速m/s 
S采——采煤工作面的平均断面积㎡。 
⑤按采煤工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量 
每人供风≦4m3/min 
Q采>4N(m3/min) 每千克炸药供风≦25m3/min Q采>25Am3/min 式中  N——采煤工作面最多人数 
A——1次爆破炸药最大用量㎏。 
⑥按风速进行验算 
15S<Q采<240S(m3/min) 
式中  S——工作面平均断面积㎡。 
即最低风速0.25m/s最高风速4m/s。 
⑦备用工作面亦应满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量且最少不得低于采
煤工作面实际需要风量的50%。 
Q备≥1/2Q采 
(3)掘进工作面的需要风量。每个掘进工作面实际需要风量应按瓦斯或二氧化碳
涌出量爆破后有害气体产生量工作面温度、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等
规定分别进行计算然后取其中最大值。 
①按照瓦斯或二氧化碳涌出量计算需要风量 
Q掘=1003q掘3K掘通 
式中  Q掘——单个掘进工作面需要风量m3/min q掘——掘进工作面回风流中瓦斯或二氧化碳的平均绝对涌出量m3/min K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数正常生产条件下连续观测1个月日
最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。 
按二氧化碳的涌出量计算需要风量时可参照瓦斯涌出量计算方法进行。 
②按局部通风机的实际吸风量计算需要风量 
岩巷掘进Q掘=Q扇+9S3Ii 
煤巷掘进Q掘=Q扇+15S3Ii 式中    Q扇——局部通风机实际吸风量m3/min安设局部通风机的巷道中的风量除了满足局部通风机的吸风量而外还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的
风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s以防止局部通风机吸入循环风和这
段距离内风流停滞造成瓦斯积聚 
S——安设局部通风机的巷道断面积㎡ 
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。 
③按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量 
每人供风≦4m3/min 
Q掘>4Nm3/min 每千克炸药供风≦25m3/min Q掘>25Am3/min 式中    N——掘进工作面最多人数 
A——1次爆破炸药最大用量kg。 
④按风速进行验算 
岩巷掘进最低风量Q岩掘>9S掘m3/min  
91 煤巷掘进最低风量Q煤掘>15S掘m3/min 
岩煤巷道最高风量Q掘>240S掘m3/min 
式中S掘——掘进工作面的断面积㎡。 
(4)井下硐室需要风量。井下硐室需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的
总和来计算 
nQQQQQ硐硐硐硐硐321 
式中   ∑Q硐——所有独立通风硐室需要风量总和m3/min nQ
QQQ硐硐硐硐321——不同独立供风硐室需要风量m3/min。 
矿井井下不同硐室配风原则 
①井下爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量 
Q库=4V/60=0.07V 
式中    Q库——井下爆炸材料库需要风量m3/min V——井下爆炸材料库的体积m3。 ②井下充电室应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。 
③机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求进行配风。 
④选取硐室风量须保证机电硐室温度不超过30℃其他硐室温度不超过26℃。 
(5)其他井巷实际需要风量。其他井巷实际需要风量应按矿井各个其他巷道用风量的总
和计算 nQ
QQQQ其其其其其他321 
式中Q其1、Q其2、Q其3、?、Q其n——各其他井巷风量m3/min。 
①按瓦斯涌出量计算 
Q其i=100qCH43K其通(m3/min) 
式中  Q其i——第i个其他井巷实际用风量m3/min qCH4——第i个其他井巷最大瓦斯绝对涌出量m3/min K其通——瓦斯涌出不均衡系数取1.21.3 100——其他井巷中风流瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。 
②按其风速验算 
Q其他i>9S其i(m3/min) 
式中   S其i——第i个其他井巷断面㎡ (6)矿井通风能力计算。按照矿井总进风量与矿井各用风地点的需风量有效风量计
算出采、掘工作面个m1、m2按合理采掘比计算取当年度每个采掘工作面的产量计
算矿井通风能力。 j
m
i
ippp采采1

式中  p——矿井通风能力万t/a 
P采i——第i个采煤工作面正常生产条件的年产量万t/a 
P掘j——第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尽换算成煤的产量万t/a m1——采煤工作面的数量个 
m2——掘进工作面的数量个 
m1m2应符合合理采掘比。根据我国当前采掘水平合理的采掘比通常在1 
92 1.513.5之间一般为12.5。 
具体方法由矿井总进风量有效风量减去硐室需风量备用工作面需风量和其他巷
道用风量后求出矿井能够供给采煤和掘进的有效风量风量Q采掘 矿通


矿通其他备

矿井
采掘K
QQ
KQQQQQ

 
 )
(
)( 
根据计算出的Q采掘合理选取比例利用下式可求出采煤工作面的个数m1和掘进工
作面的个数m2 
Q采掘=m1Q采+m2Q掘 
若选取m1m2=12.5 
即m2=2.5m1 
则m1=Q采掘/Q采+2.5Q掘 
式中Q采、Q掘——为采面和掘面的平均需风量。 然后按采、掘工作面的产量计算矿井通风能力 
p=m12p采i+m22p掘j 式中符号同前。 
4关于矿井通风能力验证 
?矿井通风动力的验证。按照矿井主要通风机的实际特性曲线对通风能力进行验证主
要通风机实际运行工况点应处于安全、稳定、可靠、合理的范围内。 
?可进行通风网络解算通验证矿井通风能力的企业在进行通风能力核定中可按下限
选取有关系数。通风网络解算时要对矿井所有巷道进行阻力测定利用矿井通风阻力测定
的结果对矿井通风网络进行解算验证通风阻力与主要通风机性是否匹配能否满足安全生
产实际需要。 
?用风地点有效风量验证。采用矿井内采区有效风量验证用风地点的供风能力核查矿
井内各用风地点的有效风量是否满足风量需要井巷中风流速度、温度应符合《规程》规定。 
?稀释瓦斯能力验证。利用瓦斯等级鉴定结果以及矿井瓦斯安全监测仪器仪表检测的结
果验证矿井通风稀释排放瓦斯的能力各地点瓦斯浓度应符合《规程》的有关规定。 
5关于矿井通风能力核定结果计算 
按照以上方法所计算的通风能力为矿井初步通风能力凡不符合《规程》有关埃塞俄比
亚的以及有下列情况的应从矿井通风能力中扣减相应部分的通风能力扣减后的通风能
力最终矿井核定通风能力。 
?高瓦斯矿井、突出矿井没有专用回风巷的采区没有形成完全风压通风系统、没有独
立完整通风系统的采区的通风能力采掘工作面通风系统不完善、不偷的没有形成全风压
通风系统的回采工作面和没有独立完整通风系统的掘进工作面的通风能力应从矿井通风能
力中扣减。 
?存在不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点的通风能力应
从矿井通风能力中扣减。 
 
第一百零五条  矿井必须建立测风制度每10天进行1次全面测风。对采掘工作面和
其他用风地点应根据实际需要随时测风每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上。 
应根据测风结果采取措施进行风量调节。 
 
【解读】本条是关于矿井风量测定及风量调节的规定。 
  
93 1关于矿井风量测定 
1矿井风量测定的重要意义 
矿井通风担负着连续不断的向井下供给新鲜空气排出有毒有害气体保证矿井和作业
人员生命安全的重要任务。为确保通风系统的合理、稳定、可靠并根据采面分布和巷道掘
进等生产条件的不断变化及时调整通风系统和进行风量调节以满足各用风地点风量要求
保证安全正常生产。所以必须建立定期每旬1次对矿井风量进行全面测定的管理制度。
通过对矿井风量的全面测定了解总进风量、总回风量和各个用风地点的风量、风速以及矿
井的漏风、有效风量等现状及变化情况为不断提高矿井通风管理水平提供科学依据。 
如果采掘工作面和其他用风地点出现瓦斯涌出异常、巷道阻力断面发生变化、产
量增减等情况而需要进行调整通风系统或增减风量时应根据实际需要随时测风。 
每次测风结果除了认真填入测风记录报表之外还应写测风地点的记录牌上以
便现场人员了解该地点的通风情况。 
2主要巷道测风站的要求 
在主要巷道中均应建立测风站以保证所测风量的准确性。测风站应符合以下要求 
?测风站应设在平直的巷道中其前后10m范围内不得有障碍物或巷道拐弯等局部阻
力。 
?如若设立测风站的巷道断面不规则其帮顶应用木板或其他材料衬壁呈固定形状断
面该断巷道长度不得小于4m。 
?测风站内应悬挂测风记录板记录板上的内容包括测风站的地点、断面积、平均风速、
风量、空气温度、大气压力、瓦斯和二氧化碳浓度、测定日期以及测定人等项目。 
3矿井有效风量和有效风量率、矿井外部漏风量和外部漏风率的计算方法 
?标准状态下风量的换算方法。在计算矿井有效风量、矿井外部漏风量时应将所测风
量都换算成标准的风量以便进行对比。标准状态下的风量可按下式换算 2
.1
·测

标Q
Q 
式中  Q标——标准状态下的风量m3/min 
Q测——测定地点的实测风量m3/min 测——测定地点风流的空气密度kg/m3 
1.2——矿井空气标准状态时的空气密度即取大气压力为105Pa、气温20℃时的
空气密度kg/m3。 ?矿井有效风量计算方法。矿井有效风量是指风流通过井下各用风地点包括独立通风
采煤工作面、掘进工作面、各种硐室和其他用风地点实际需要风量的总和按下式计算    
i
i
i
iQ
QQQQ其他



有效 
式中  Q有效——矿井有关效风量m3/min 
Q采i、Q掘i、Q硐i、Q其他i——分别为采煤工作面、掘进工作面、各种硐室和其他用风地点进或回风流的实测风量换算成标准状态下的风量m3/min。 ?矿井有效率计算方法。矿井有效风率是矿井有效风量与各台主要通风机风量总和之
比按下式计算 100
iQ
Q
C通
有效  
94 式中  C——矿井有效风率% 
Q通i——第i台主要通风机的实测风量换算成标准状态下的风量m3/min。 
 
?矿井外部漏风量计算方法。矿井外部漏风量是由主要通风机装置及其风井附近地表漏
风量总和。可用主要通风机风量的总和减去矿井总回或进风量来求得可按下式计算  i
iQ
QQ井
通外漏 
式中  Q外漏——矿井外部漏风量m3/min 
Q通i——第i台主要通风风的实测风量换算成标准状态下的风量m3/min Q井i——第i台回或进风井的实测风量换算成标准状态下的风量m3/min。 ?矿井外部漏风率计算方法。矿井外部漏风率是指矿井外部漏风量与各台主要通风机风
量总和之比可按下式计算 100
iQ
Q
L通
外漏 
式中  L——矿井外部漏风率% 
其他符合同上。 
?单台主要通风机外部漏风率计算方法。单独一台主要通风机的外部漏风率即该台主
要通风机装置和风井附近的漏风量与该通风机的排风量之比按下式计算 100
i
iQ
Q
Li通
外漏 
或100

i
iQiQ
Q
Li通
井通 
式中   Li——单(i)台主要通风机外部漏风率% 
其他符合同上。 
?矿井排风量。矿井主要通风机的排风量应等矿井的有效风量、矿井内部漏风量和外
部漏风量的总和。 
2关于矿井风量调节 
该条规定根据矿井测风结果应及时进行风量调节以确保各用风地点都有足够的有
效风量。 
风量调节可分为局部风量调节和全矿井风量调节。通常在采区内、采区之间和生产水
平之间的风量调节称为局部风量调节对全矿井风量进行称为矿井总风量调节。但实际上二
者之间是相关联的。 
1局部风量调节 
局部风量调节可分为增加风阻调节法、降低风阻调节法和增加风压调节法。 
?增阻调节法。增阻调节法的实质是在并联风路中阻力较小的分支内安设调节风窗增加
风阻利用风窗产生的局部阻力使风窗所在风路的风量降低而使另一风路的风量增加
从而保证风量按需分配如2-2-1  
95  
使用增阻调节法时应注意 
①风窗应尽量安设在回风巷道中以免妨碍运输。若必须设在运输巷时可采取多段调
节即用若干面积较大的调节风门来代替一个面积较小的风窗。 
②在采区内安设风窗时应设在风桥之后以防止风桥漏风过大。 
③在复杂网路中要注意调节风窗位置的选择防止重复设置避免增大阻力和无益电
耗这就需要对矿井通风网路进行综合分析。 
增阻调节法具有复合易行的优点是采区内进行风量调节时所采取的主措施。但这种方
法会使矿井总风阻增加若主要通风机特性不变势必造成矿井总风量下降而若改变主要
通风机特性曲线会增加无益电耗。因此在矿井主要进回风路线不宜采用这种方法。 
?降阻调节法。与增阻法相反降阻调节法的实质是设法降低并联风路中阻力较大而又
需要增加风量分支的阻力使风网阻力达到平衡。 
降低风阻的主要措施有 
①扩大巷道断面。这是降低巷道通风阻力最为有效的主要措施。 
②减低阻力因数。可采取心迹巷道支护形式、改变巷道的光洁程度、清除巷道堆积物等
措施从而降低巷道摩擦阻力因数a和局部阻力因数ξ。但这种方法仅适用于需要降低的风
阻不大的情况。 
③开掘并联巷道。当不便扩大巷道断面或改变巷道支护形式时可考虑修复已经报废的
并联巷道或选择适当地点另开掘并联巷道的办法来降低风阻。其降阻效果较为明显。 
降阻调节法适用于矿井产量增大或原来通风设计不合理或者某些主要通风巷道年久失
修用来降低主要风流中某一段巷道的阻力。 
?增压调节法。增压调节法的实质是在需要增加
风量的风路中安设铺助通风机关生的机械风压来克服该
段风路中的一部分阻力达到按需供风的目的。 
在选择、安装和使用辅助通风机时应注意 
①选择辅助通风机时必须根据辅助通风机服务期
间内通风最困难时的风量、风阻和风压等数值进行计算。
在通风不困难时如果辅助通风机的特性不能调整可
在其出口的巷道安设调节风窗以控制辅助通风机的风
压和风景。 
②为保证新鲜风流通过辅助通风机而又不妨碍运
输一般将辅助通风机安设在进风风门风门必须向压
力大的方向开启如图2-2-2(b)所示两道风门间距必须
大于一列车的长度。  
96 ③辅助通风机停止运转期间要按《规程》规定“必须打开绕道风门”以利用主要通
风机通风主要通风机停止运转时要立即停止辅助通风机运转同时打开绕道自动风门
以免邻近采区的风流逆转导致循环风重新启动辅助通风机之前必须检查附近20m以
内的瓦斯浓度低于规定值时方可启动。 
④在采区附近安设辅助通风机时要选择合适位置避免产生通过采区的循环风或漏风
而加速采区空自然发火。 
⑤要加强对辅助通风机的管理必须及时调整主要通风机和辅助通风机的工作地点使
之配合。如果辅助通风机能力过大可能造成并联风路中其他分支的风量不足无风到期的
风这是绝对不允许的。万一出现这种情况要立即增加辅助通风机所在巷道的风阻。 
增压调节法的优点是不必提高主要通风机和风压而增加了矿井风量调节方法简单易
行。但管理复杂安全性较差。在高瓦斯矿或有煤层自燃危险的矿井不宜应用。低瓦斯矿
井应用时也必须慎重。 
2全矿井风量调节 
当仅仅用局部风量调节不能满足矿井生产需要时还必须对矿井的总风量或总风压
进行风量调节。矿井总风量调节主要是调整主要通风机的工矿点其方法是改变主要通风机
的特性曲线或工作风阻。 
(1)改变主要通风机特性曲线调节法。 
①改变通风机转速。通风机的风量与转速成正比风压与转速的平方成正比通风机的
转速越大其风量和风压越大。改变通风机的转速可改变通风机的特性曲线。改变通风机
转速的方法主要有更换电动机(利用不同转速的电动机进行大范围的风量调节轴流式通
风机多采用此法)和改变减速器传动比(中小型矿井的离心式通风机采用减速器或皮带传动
可改变减速器的传动比实行调风)等。 
②改变轴流式通风机动轮叶片的安装角度。将固定叶片的双螺杆松开调好角度再拧紧
即可。叶片角度一次可调5°必要时也可每次调2.5°调节的范围较大而且能使通风
机在最佳工况区内工作故此法应用较广泛。 
(2)改变主要通风机工作风阻法。如果通风机风量大于矿井实际需要风量可增加通风
机的风阻使总风量下降。一般采用调节进风口前的闸门来实现。由于离心式通风机的输入功
率随风量的减少而减少所以闸门调节多用于离心式通风机而轴流式通风机的输入功率随
风量的减少而增加故一般轴流式通风机不宜采用闸门调节而应采用改变叶片安装角度的
方法。 
如果通风机风量小于矿井实际需要风量矿井通风阻力又过大时应该采取减阻措施来
改变矿井风阻特性曲线如扩大井巷断面、开掘并联双巷、增加进风井口等从而达到增加矿
井风量的目的。 
 
第一百零六条  矿井必须有足够数量的通风安全检测仪表。仪表必须由国家授权的安全
仪表计量检验单位进行检验。 
 
【解读】本条是关于矿井通风安全检测仪表的规定。 
 
煤矿开采是在地下进行的一种条件较为特殊、复杂、危险性较大的生产活动有很多因
素如瓦斯、煤尘、发火、有害气体以及空气的质量等直接关系甚至决定着矿井和作业人员
的安全。为了随时检测、了解和掌握这些因素的存在现状及其变化趋势采取针对性措施妥
善处理保证矿井和人员安全每个矿井都必须配有足够的通风安全检测仪表。不全、不足
就难以做到按《规程》的规定与要求进行检测。  
97 矿井使用的通风检测仪表的种类较多如温度计、湿度计、风表(风速计)、气压计、瓦
斯检测仪、一氧化碳检测仪、氧气检测仪等。这些仪表在出厂前每台仪表的性能指标都必
须进行严格检验并符合该类仪表的质量标准。由于井下的环境条件较为恶劣仪表使用一
段时间之后其性能和精度将会受到影响对其进行定期检验是十分必要的。对通风检测仪
表的检验是有着一套严格的检验方法和标准的只有具备精密的检验设备、正确的检验手
段和素质良好的检验人员而且必须是国家授权的安全仪表计量检验单位才能承担检验工
作。 
 
第一百零七条  矿井必须有完整的独立通风系统。改变全矿井通风系统时必须编制通
风设计及安全措施由企业技术负责人审批。 
 
【解读】本条是关于改变矿井通风系统的规定。 
 
矿井通风系统是矿井生产系统的重要组成部分。所有矿井的通风系统都必须符合"系统
简单、安全可靠、经济合理"的原则系统简单才便于管理经济合理能节约费用而安全
可靠更为重要因为矿井通风系统的状况决定着整个矿井的安全或危险程度同时矿井通
风系统也是"一通三防"的基础而"一通三防"是煤矿安全工作的重中之重。因此《规程》
规定矿井必须有完整的独立通风系统。 
所谓"完整的独立通风系统"是指矿井必须设有符合规定的主要通风机装置并有自己独
立的进风井筒和自己独立的回风井筒。新鲜风流由进风井筒流入井底再分别流向分区的采
掘面、硐室等用风地点然后流入分区回风巷道最后汇集到矿井总汇风道经回风井筒
排出地面从而形成一个完善的、独立的通风网络结构。由于改变全矿井通风系统时需要
对矿井所有巷道的通风阻力进行全面测定重新进行风量分配通风设施、通风网络等都要
重新改设或调整并要对比和选择最佳通风方案等。改变全矿井通风系统是一项较为复杂和
细致、严肃的重要工作。因此必须编制通风设计及安全措施并由企业技术负责人审批以
保证该项工作的顺利、安全实施和改变后的矿井通风系统进一步合理、稳定、可靠。 
 
第一百零八条  贯通巷道必须遵守下列规定 
(一)掘进巷道贯通前综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20m前必
须停止一个工作面作业做好调整通风系统的准备工作。 
(二)贯通时必须由专人在现场统一指挥停掘的工作面必须保持正常通风设臵栅栏
及警标经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度瓦斯浓度超限时必
须立即处理。掘进的工作面每次爆破前必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查
工作面及其回风流中的瓦斯浓度瓦斯浓度超限时必须先停止在掘工作面的工作然后处
理瓦斯只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时掘进的工作面方可
爆破。每次爆破前2个工作面入口必须有专人警戒。 
(三)贯通后必须停止采区内的一切工作立即调整通风系统风流稳定后方可恢复
工作。 
间距小于20m的平行巷道的联络巷贯通必须遵守上款各项规定。 
 
【解读】本条是关于巷道贯通的规定。 
 
巷道贯通是关系到通风系统改变和矿井安全的一项重要工作。我国一些煤矿在巷道贯通
时由于两个工作面同时作业或掘进面瓦斯积聚超限而引起爆炸事故以及贯通后没有及时 
98 调整通风系统而导致瓦斯爆炸事故。为此《规程》规定了掘进巷道贯通前相距一定距离时
必须停止一个工作面作业只准另一个工作面向前贯通而且必须事先做好调整通风系统的
准备工作。 
巷道贯通过程中由于被贯通的工作面内没能保持正常通风而使瓦斯积聚又不进行检
查和处理从而导致了瓦斯爆炸事故以及向前掘进实施贯通的工作面违章爆破引起的爆
炸事故屡有发生。1983年3月2日10时贵州水城术冲沟煤矿某工作面机巷与开切眼贯
通时切眼工作面有2节风筒脱节落地导致瓦斯积聚机巷爆破时没有检查贯通点两侧的瓦
斯装药过多爆破引爆切眼的积聚瓦斯接着又引起其他4条盲巷内瓦斯煤尘的3次连续
爆炸酿成84人死亡的特大事故如图2-2-3所示。因此《规程》规定被贯通的另一个
(停掘)工作面必须保持正常通风经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓
度向前掘进实施贯通的工作面每次装药爆破前必须派专人和瓦斯检查员共同对向前贯
通的掘进工作面和停掘的工作面以及它们回风流中的瓦斯浓度进行检查只有在2个工作面
及其回风流中的瓦斯浓度都在10%以下时向前贯通的工作面方可装药爆破。 
 
巷道贯通后由于附近区域的通风系统可能发生变化原来的2个掘进工作面贯通后的
风量和风流方向也会发生改变所以必须及时调整通风系统和检查巷道中的风流及瓦斯情
况。否则可能导致贯通后的巷道内出现瓦斯积聚的重大隐患甚至诱发爆炸事故。1983年1
月2日10时鸡西矿务局穆棱矿西十腰巷与切眼贯通没有及时调整通风系统贯通后的
腰巷处于无风状态而瓦斯积聚腰巷内的小绞车拉动时其电机负荷线从接线盒被抽出产生
电弧火花引爆瓦斯死亡23人。因此《规程》规定贯通后必须停止采区内的一切工作
立即调整通风系统风流稳定后方可恢复工作。 
煤层中掘进巷道与其他巷道贯通时必须采取预防冒顶、瓦斯、煤尘、爆破等事故的措
施。巷道贯通过程中有关部门应遵守下列规定。 
1煤矿地测部门 
一般掘进巷道同其他巷道在贯通相距20m、综合机械化掘进巷道相距50m前必须向
矿技术负责人报告并通知通风部门。报告内容应包括贯通点附近的地质条件、岩性、地质
构造、顶底板稳定性、瓦斯地质以及水文地质等情况。 
2煤矿通风部门 
1贯通前  
99 在巷道贯通之前要做好正常通风工作保证两端巷道内的足够的有效风量确保瓦斯
不超限、不积聚并做好贯通时调整风流的准备工作。调风准备工作应包括 
(1)编制巷道贯通时的通风系统调整方案绘制贯通巷道两端附近的通风系统图图上
标明风流方向、风量和瓦斯涌出量并预计巷道贯通后的风流方向、风量和瓦斯涌出量的变
化情况 
(2)明确贯通时调整风流设施的布置位置和要求 
(3)做好有关调风的组织准备工作。 
2)贯通时 
必须指派矿级干部亲临现场统一指挥各部门、各工种要密切配合、协调确保巷道贯
通过程中的安全。 
3)贯通后 
通风部门要立即组织人员进行风流调整实现全风压通风并检查风速和瓦斯浓度符
合《规程》有关规定后方可恢复工作。 
3采掘部门 
1贯通前 
(1)根据地测部门提供的资料编制巷道施工与贯通安全措施。 
(2)一般巷道贯通相距20m、综合机械化掘进巷道相距50m时只准从一个掘进工作面向
前贯通而另一个工作面必须保持正常通风停止一切工作撤出作业人员还必须经常检
查风筒是否脱节按规定检查工作面及回风流中的瓦斯浓度瓦斯浓度超限时必须立即处
理。 
2)贯通时 
(1)掘进工作面每次装炮前班组长必须指派专人和瓦斯检查员共同到停掘工作面检
查该工作面及其回风流的瓦斯浓度瓦斯浓度超限时先停止掘进工作面的作业然后处理
瓦斯只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1%以下时方可进行掘进工作和装
药爆破。 
(2)每次爆破前在两个工作面都必须设置栅栏和专人警戒。 
(3)爆破工作应坚持一炮三检制度。每次爆破后爆破工和掘进工作面班组长必须巡视
爆破地点检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架和瞎炮情况。如果发现异常情况应立即处
理。只有等双方工作面检查完毕认为无异常情况、人员撤出警戒区域后才允许进行掘进
工作面的下一次爆破工作。 
(4)间距小于20m的平行巷道其中一个巷道进行爆破时两个工作面的人员都必须撤
至安全地点。 
(5)在地质构造复杂地区进行贯通时还应按处理破碎顶板防止冒顶的安全技术措施执
行。 
4在有突出危险的煤层掘进 
上山掘进工作面同上部平巷的贯通上部平巷工作面必须超过贯通位置其超前距离不
得小于5m。 
 
第一百零九条  进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中必须砌筑永久
性风墙需要使用的联络巷必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门。 
 
【解读】本条是关于进、回风井之间和主要进、回风巷道之间设置通风设施的规定。 
 
进、回风井之间和主要进、回风巷之间的联络巷是在建井或开拓延深施工时留下来的。 
100 矿井或开拓水平投产后这些联络巷必须进行封闭以免风流短路保证形成完整的独立通
风系统。对于不使用的联络道必须砌筑永久性风墙以避免进风井、进风大巷内的新鲜风
流漏损到回风井或回风大巷而造成矿井有效风量率减小乃至矿井风量不足的严重后果。 
需要使用的巷道必须安设2道联锁的正向风门和反向风门。这是因为由于2道正向
风门具有联锁功能在人员或车辆通过联络道时2道风门不能同时打开而只能打开1道
另1道处于关闭状态这样就避免了联络道的风流短路。2道反向风门主要是在矿井反风时
使用。正常生产情况下2道反向风门敞开当矿井反风时2道反向风门自动关闭由于
2道正向风门联锁也不会被吹开从而确保了反风时不会出现风流短路和使井巷中的风流能
够反向流动。 
 
第一百一十条  箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作风井使用时应遵守下列规
定 
(一)箕斗提升井兼作回风井时井上下装、卸载装臵和井塔(架)必须有完善的封闭措施
其漏风率不得超过15%并应有可靠的防尘措施。装有带式输送机的井筒兼作回风井时井
筒中的风速不得超过6m/s且必须装设甲烷断电仪。 
(二)箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作进风井时箕斗提升井筒中的风速不得超
过6m/s、装有带式输送机的井筒中的风速不得超过4m/s并应有可靠的防尘措施井筒中
必须装设自动报警灭火装臵和敷设消防管路。 
 
【解读】本条是关于箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作风井使用时的规定。 
 
1本条有关规定的重要意义 
1箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作回风井时 
(1)箕斗提升井兼作回风井时由于井上下装、卸载装置和井塔(架)封闭措施不完善、封
闭不严会使主要通风机的部分风流短路导致严重的外部漏风(有的高达35%以上)而直接
影响矿井的有效风量。不但主要通风机的电耗增大、浪费而且造成井下用风地点风量不足
的不安全隐患。所以《规程》规定箕斗提升井兼作回风井时井上下装、卸载装置和井塔
(架)必须有完善的封闭措施其漏风率不得超过15%。 
(2)箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作回风井时在装煤、卸煤和运煤的过程中
都会导致煤尘飞扬而恶化工作环境和损害人体健康如果风速过大无疑会增大浮尘的浓度。
所以《规程》规定箕斗提升井兼作回风井时应有可靠的防尘措施装有带式输送机的井
筒兼作回风井时井筒中的风速不得超过6m/s。 
(3)装有带式输送机的井筒兼作回风井时由于带式输送机运煤过程中被破碎的煤炭
中的残余瓦斯仍在释放尤其吸附状态的瓦斯的解析要比游离瓦斯的释放需要较长时间会
增加回风井风流中的瓦斯浓度甚至出现超限现象。为此《规程》规定在带式输送机的机
头及回风井的风流中都必须安设瓦斯断电仪超限时立即切断带式输送机的电源进行处理。 
2)箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作进风井时 
(1)箕斗和带式输送机在装、卸和运输煤炭过程中会产生大量煤尘尤其在进风井筒中
提升的方向与风流流动的方向相反风速过大就会将煤炭表面的煤尘或煤粒吹起污染新鲜
风流并随进风流飘人井下威胁矿井安全和对工人的身体健康产生影响。故此《规程》规定
箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作进风井时箕斗提升井筒中的风速不得超过6m/s、
装有带式输送机的井筒中的风速不得超过4m/s并应有可靠的防尘措施。 
(2)带式输送机在运输过程中有时会因为托辗转动失灵或皮带跑偏相互摩擦发热而发
生火灾产生的烟雾、一氧化碳等有害气体随进风流进入井下作业地点威胁人员的生命安 
101 全。所以《规程》规定装有带式输送机的井筒兼作进风井时井筒中必须装设自动报警灭
火装置和敷设消防管路一旦带式输送机出现发火征兆立即报警并采取灭火措施。 
2.本条有关规定的具体要求 
1装有带式输送机的井筒兼作回风井时必须符合下列要求 
(1)井筒中的风速不得超过6m/s也不得低于0.25m/s。 
(2)井筒中应设洒水降尘水管和有效的喷雾装置其水压与水量应满足正常洒水喷雾的
要求保证正常喷雾并应敷设专用的消防火水管管路系统的布置和水压与水量的要求应
符合《规程》第二百一十八条相关规定。洒水降尘水管的水量和管径满足消防火用水时也
可兼作消防火水管。 
(3)带式输送机的安装和安全保护必须符合《规程》第三百七十四条规定。在输送机
机头的风流中应安装瓦斯自动检测报警断电装置当风流中的瓦斯浓度超过0.75%时必须
立即切断带式输送机井筒内所有电器设备的电源停止带式输送机的运转。 
(4)机电人员应经常检查带式输送机电器设备的受潮情况和漏电保护装置发现问题
及时处理。并及时清除传动部件的积尘保证设备的完好运转。 
(5)井筒一侧应挖有完整的排水沟经常清除淤泥和赃物保证水沟畅通防止井筒中
积水。井筒内顶板有淋水的地区应装设能遮蔽淋水的设施将淋水导人水沟。 
2)装有带式输送机的井筒兼作进风井时 
(1)井筒中的风速不得超过4m/s也不得低于0.2m/s。 
(2)井筒内必须敷设洒水降尘水管和有效的喷雾装置并设专人管理与维护洒水降尘
水管和喷雾装置的水压与水量应满足正常洒水喷雾的要求保证正常喷雾使井筒内的粉尘
浓度符合工业卫生标准喷雾装置失效后应立即停止带式输送机的运转进行处理。只有
喷雾降尘设施发挥有效作用后方可开动带式输送机。 
(3)每半月清洗井筒内沉积粉尘一次冲洗污水不得流入煤仓。 
(4)井筒内应敷设消防水管路管路系统的布置和水压与水量应符合《规程》第二百一
十八条相关规定。洒水降尘水管的水量和管径满足消防火用水时也可兼作消防火水管。 
(5)有条件的矿井井筒内的带式输送机应装有自动灭火装置一旦胶带有发火征兆
自动灭火装置能自动喷雾(或泡沫)进行灭火。 
 
第一百一十一条  进风井口必须布臵在粉尘、有害和高温气体不能侵入的地方。已布臵
在粉尘、有害和高温气体能侵入的地点的应制定安全措施。 
 
【解读】本条是关于进风井口必须布置在安全地点的规定。 
 
《规程》第一百条、第一百零二条对井下空气中的氧气、有害气体的浓度和采掘面、硐
室的空气温度都有明确规定。如果进风井口布置在粉尘、有害和高温气体能够侵入的地方
会使进入井下的空气温度升高新鲜风流中的氧气浓度减少粉尘和有害气体的浓度增大
矿井空气的质量得不到保证达不到《规程》要求还会严重影响矿井安全和作业人员的身
体健康。 
 
第一百一十二条  矿井开拓新水平和准备新采区的回风必须引入总回风巷或主要回风
巷中。在未构成通风系统前可将此种田风引入生产水平的进风中但在有瓦斯喷出或有煤
(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井中开拓新水平和准备新采区时必须先在无瓦斯喷
出或无煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的煤(岩)层中掘进巷道并构成通风系统为构成通
风系统的掘进巷道的回风可以引入生产水平的进风中。上述2种回风流中的瓦斯和二氧化 
102 碳浓度都不得超过0.5%其他有害气体浓度必须符合本规程第一百条的规定并制订安全
措施报企业技术负责人审批。 
 
【解读】本条是关于开拓新水平和准备新采区时通风方式的规定。 
 
(1)开拓新水平和准备新采区施工过程中掘进工作面的通风都必须实现独立通风其
回风流直接引入主要回风巷或总回风巷以实施分区通风和提高矿井通风系统的稳定可靠
性进而确保矿井安全生产。 
然而在开拓新水平或准备新采区施工初期尚未形成回风系统时的掘进工作面根本
无法实现独立通风其回风只能串人生产水平的进风流中。因此《规程》规定在未构成通
风系统前可将此种回风引人生产水平的进风中但对串入生产水平的掘面回风流中的瓦斯、
二氧化碳和有害气体的浓度做出了严格规定并且必须制定安全措施。 
(2)《规程》第一百一十四条规定有瓦斯喷出或煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险煤层
严禁任何形式的串联通风。但在有煤与瓦斯突出危险矿井中开拓新水平或准备新采区的掘
进过程中却无法实现独立通风而开拓新水平或准备新采区的掘进工作又急需施工。在此两
难的情况下可以采取一种临时措施即必须先在无瓦斯喷出或无煤与瓦斯(二氧化碳)突
出的煤(岩)层中掘进巷道其回风流可以串人生产水平构成通风系统后再在有瓦斯喷出
或煤与瓦斯(二氧化碳)突出危险的煤(岩)层中进行新水平开拓和新采区准备的掘进工作。 
这样规定主要是因为在瓦斯喷出或煤与瓦斯突出危险煤层中掘进巷道时容易发生喷
出或突出动力现象而造成回风测人员的伤害。必须先在无喷出或无突出危险'煤层中掘进巷
道并构成独立通风系统再进行有瓦斯喷出或煤与瓦斯(二氧化碳)突出危险煤(岩)层中的掘
进工作。 
 
第一百一十三条  生产水平和采区必须实行分区通风。 
准备采区必须在采区构成通风系统后方可开掘其他巷道。采煤工作面必须在采区构
成完整的通风、排水系统后方可回采。 
高瓦斯矿井、有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤
层的采区必须设臵至少1条专用回风巷低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布臵
的采区必须设臵1条专用回风巷。 
采区进、回风巷必须贯穿整个采区严禁一段为进风巷、一段为回风巷。 
 
【解读】本条是关于生产水平和采区实行分区通风的规定。 
 
1分区通风 
所谓分区通风是指采掘丽、采区和生产水平以及其他用风地点都有自己的进、回风
巷道其回风都各自排入采区回风巷或总囚风巷而不进入其他用风地点的通风布置方式。也
称独立通风或并联通风。分区通风的优点是 
(1)风路短阻力小漏风少经济合理。 
(2)各用风地点都能保持新鲜风流作业环境好。 
(3)当一个采区、工作面或硐室发生灾变时不至于影响或波及其他地点较为安全可
靠。因此规定"生产水平和采区必须实行分区通风"第一百一十四条规定"采、掘工作面
应实行独立通风"。 
2.新采区(面)准备初期时的通风 
新采区准备初期时在没有构成独立通风系统之前如果布置2个或2个以上的掘进工 
103 作面同时掘进必将增加被串生产水平(采区)进风流中有害气体的浓度或发生多次串联通风
现象同样道理采煤工作面在没有构成完整的通风系统以前进行开采也会增加被串生产
采区(面)进风流中的瓦斯及其他有害气体的浓度不仅违反《规程》有关规定而且威胁矿
井安全。因此该条规定"准备采区必须在采区构成通风系统后方可开掘其他巷道。采
煤工作面必须在采区构成完整的通风系统后方可回采"。 
3.专用回风道 
所谓专用回风道是指在采区的巷道布置中专门用于回风而不得用于运料或安设电器
设备的巷道。在有煤与瓦斯突出区的专用回风巷道内还不得行人。过去在采区设计时一
般没有专用回风道而只布置用于煤炭运输和材料运输的2条巷道并分别兼作采区的进、回
风巷道。从通风与安全角度来看这种布置方式有以下缺点 
?采区内各采掘工作面实现独立通风较为困难 
?由于运输材料需要经常打开风门和煤仓漏风等影响致使采区通风系统很不稳定工
作面的有效风量难以保证 
?采区发生灾变时实施短路通风或反负的救灾措施较为困难。 
故此该条规定高瓦斯矿井、突出危险矿井、易自燃煤层的采区和开采煤层群或分层
开采采用联合布置的采区必须设置至少1条专用回风港如图2-2-4所示。其目的是为了
保证采区通风系统稳定为采区内的采掘工作面布置独立通风以及抢险救灾创造条件。 
 
 
4采区的进、回风巷 
服务于整个采区的进、回风巷如果不是贯穿整个采区就不能保证采区内所有采掘工
作面都能得到合理和实现稳定、可靠的独立通风方式而将一条巷道分为两段一段入风、
一段回风的“交叉”通风极易造成风流短路、紊乱破坏通风系统的稳定可靠性、潜在危
害极大。所以该条规定采区进、回风巷必须贯穿整个采区严禁一段为时风巷、一段为回
风巷。 
 
第一百一十四条  采、掘工作面实行独立通风。 
同一采区内同一煤层上下相连的2个同一风路的采取不正当手段煤工作面、采煤工作
面与其相连接的掘进工作面、相邻的2个掘进工作面布臵独立通风有困难时在制定措施
后可采用串联通风但串联通风的次数不得超过1次。  
104 采区内为构成新区段通风系统的掘进巷道或采煤工作面遏地质构造而重新掘进的巷道
布臵独立通风确有困难时其回风可以串入采煤工作面但必须制定安全措施且串联通风
的次数不得超过1次构成独立通风系统后必须立即改为独立通风。对于本条规定的串联
通风必须在进入被串联工作面的风流中装设甲烷断电仪且瓦斯和二氧化碳浓度都不得超
过0.5%其他有害气体浓度都应符合规程第一百条的规定。开采有瓦斯喷出或有煤(岩)与
瓦斯(二氧化碳)突出危险的煤层时严禁任何2个工作面之间串联通风。 
 
【解读】本条是关于采掘工作面独立通风和串联通风的规定。 
 
独立通风(也叫分区通风)具有很多优点(见第一百一十三条解读)。而串联通风却有着
很大害处 
(1)无法保证被串联的采掘工作面或用风地点的空气质量有毒有害气体和矿尘浓度会
增大恶化作业环境损害工人健康和增加灾害危险程度 
(2)前面的采掘工作面或用风地点一旦发生事故将会影响或波及被串联的采掘工作面
或用风地点扩大灾害范围。一般情况下不应采用串联通风方式。布置独立通风确有困难时
无论"采串采"、"采串掘"、"掘串掘"等何种方式都不得超过1次在进入被串联工作面的
进风流中必须安设瓦斯断电仪瓦斯和二氧化碳的浓度都不得超过0.5%。 
需要注意的是该条对"掘串采"的方式作出了严格的规定即一般情况下不允许掘
进工作面的回风流串入采煤工作面。只有在采区内为构成新区段通风系统的掘进巷道或采煤
工作面遇地质构造而重新掘进的巷道布置独立通风确有困难时才允许其回风可以串人采
煤工作面且必须制定安全措施。当构成通风系统后立即改为独立通风。 
一般情况下不允许采用"掘串采"的串联方式主要是考虑到掘进工作面的局部通风管理
比较复杂容易出现局部通风机关停、风筒损坏漏风或末端距工作面太远等而导致瓦斯隐患
加上掘进工作面频繁打眼、爆破、运煤等容易产生引爆火源等通风安全条件较差是事故
的多发地点。而采煤工作面又是作业人员比较集中的地方一旦掘进工作面发生瓦斯燃爆事
故就会直接波及被串联的采煤工作面及附近区域导致事故范围的扩大。 
对于有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的煤层严禁任何形式的串联通风。突出危险
煤层的采掘工作面一旦发生突出动力现象大量高浓度的瓦斯首先涌入被串联的采掘面然
后再进入总回风巷排出会使被串联采掘面的作业人员窒息伤亡甚至发生瓦斯煤尘爆炸事
故。 
 
第一百一十五条  有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。 
 
【解读】本条是关于有突出危险采煤工作面不得采用下行通风的规定。 
 
采煤工作面采用下行通风有利于抑制工作面的煤尘飞扬同时对于防止工作面顶板
积存层状瓦斯和防止上隅角瓦斯积聚十分有利。所以2001年和2004年的《规程》删去
了原来规定的"煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时"的一些规定。 
但是由于具有煤与瓦斯突出危险的采煤工作面发生突出时下行通风很容易引起大
量瓦斯的逆流而进入上部进风水平扩大突出事故的危害范围。故此该条仍然保留了"有
煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的采煤工作面不得采用下行通风"的规定。 
 
第一百一十六条  采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。 
无煤柱开采沿空送巷和沿空留巷时应采取防止从巷道的两帮和顶部向采空区漏风的措 
105 施。 
矿井在同一煤层、同翼、同一采区相邻正在开采的采煤工作面沿空送巷时采掘工作面
严禁同时作业。 
水采工作面由采空区回风时工作面必须有足够的新鲜风流工作面及其回风巷的风流
中的瓦斯和二氧化碳浓度必须符合本规程第一百三十六条、第一百二十八条和第一百三十九
条的规定。 
 
【解读】本条是关于采掘工作面的进、回风不得经过采空区和冒顶区以及无煤柱开采沿
空留巷的规定。 
 
1采掘工作面的风流不得经过采空区和冒顶区 
采空区或冒顶区内积存着大量的高浓度瓦斯和有毒有害气体。如果采掘工作面的进风流
经过采空区或冒顶区势必将污浊有害的空气带入工作面造成工作面的氧气浓度下降、有
害气体增高不仅恶化作业环境有害人体健康而且影响和威胁矿井安全生产。所以采掘
工作面的进风流不得经过采空区和冒顶区。 
另外由于采空区和冒顶区内的顶板冒落状况变化异常空隙大小与密实程度也没有规
律。如果采掘工作面的回风流经过采空区和冒顶区由于忽大忽小的空隙和变化无常的通
风阻力没有完好的风流通道致使风流的流动速度时快时慢甚至停滞而没有规律风量
也会时大时小甚至微风而极不稳定。这样就难以保证采掘工作面通风系统的稳定性和足
够的有效风量。所以采掘工作面的回风流也不得经过采空区和冒顶区。 
2.无煤柱开采沿空送巷和沿空留巷的防漏风要求 
1)无煤柱开采沿空送巷和沿空留巷在沿采空区一侧都应采取防止和减少向采空区漏
风的措施。采取堵漏风措施后要求每平方米面积的漏风量要小于0.02m3/min。 
2)沿空送巷和沿空留巷必须保持原设计的规格断面应防止巷道净断面的缩小而产生过
大的局部阻力。 
3)沿空送巷和沿空留巷的采区内工作面应依次顺序开采以防出现孤岛煤柱。 
4)沿空送巷和沿空留巷的采空区一侧应采用充填、挂帘或喷涂等堵漏方法。 
(1)充填堵漏法。充填堵漏可采用水砂充填、灌注石膏带、灌注泡沫水泥、垒筑矸石带
或压注可缩性胶泥等堵漏技术。 
采用充填堵漏法应符合下列要求 
①充填带宽度不得小于3m 
②充填应做到密实、满帮、满顶 
③充填后的收缩率不得小于15% 
④充填封堵材料中的可燃物质应小于10%。 
(2)挂帘堵漏法。采用挂帘堵漏法应符合下列要求 
①挂帘材料应具备不透气、抗静电、不延燃、耐撕裂以及在高温氧化时不产生剧毒气体
的性能 
②沿巷道的顶部和两帮都应挂帘布吊挂前必须清理巷道四周壁的突出物以免刺破帘
布。两帮到底板各多留0.30.4m长的帘布用矸石或其他材料压紧。 
③帘布应顺风流方向搭接吊挂接缝宽度不小于80mm接缝处用粘结剂粘合。 
(3)喷涂堵漏法。采用喷涂堵漏法应符合下列要求 
①喷涂材料应具备不易燃、抗静电、耐撕裂和不透气的特性 
②喷涂厚度不小于50mm 
③单一煤层和厚煤层第一分层的巷道对其沿空的一帮及顶部靠采空区侧的二分之一宽 
106 度内要全部喷涂厚煤层第二分层及其以下各分层巷道在沿空一帮和巷道顶部要全部
喷涂 
④经常检查喷涂质量遇有脱落要及时喷涂补齐。 
5)沿空送巷和沿空留巷应经常检查漏风量并采取风压调节措施减少沿空巷道和其采
空区相联通的巷道间的漏风量。 
 
第一百一十七条  采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区
的连通巷道。采区开采结束后45天内必须在所有与已采区相连通的巷道中设臵防火墙
全部封闭采区。 
 
【解读】该条是关于及时封闭采空区的规定。 
 
随着采煤工作面的推进或采面开采结束后必须及时封闭与采空区相连通的所有巷道。
其目的一是防止这些巷道向采空区漏风避免为采空区内遗留的浮煤提供氧化自燃的条件
而引起采空区发火二是防止由于大气压力变化或采空区大面积悬顶突然垮落致使采空区
内积存的大量高浓度瓦斯和各种有害气体瞬间压出而引发与采空区向连通巷道的人员窒息
或瓦斯燃爆等灾害事故。 
封闭采空区的防火墙应符合《规程》第二百四十七条的规定。 
 
第一百一十八条  控制风流的风门、风桥、风墙、风窗等设施必须可靠。不应在倾斜运
输巷中设臵风门如果必须设臵风门应安设自动风门或设专人管理并有防止矿车或风门
碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。 
开采突出煤层时工作面回风侧不应设臵风窗。 
 
【解读】本条是关于矿井通风设施的规定。 
 
1通风设施的设置及规定 
1)通风设施的设置 
井下巷道纵横交错、互相贯通为保证风流沿着需要的方向和路线流动在某些巷道中
设置的一些对风流控制的构筑物即为通风设施。在不允许风流通过但需行人或行车的巷
道内必须设置隔绝风门在不允许风流通过也不允许行人或行车的巷道如旧巷、旧采
迹、火区以及进风与回风之间的联络道都必须设置挡风墙在进风巷与回风巷平面相遇地
点必须设置风桥构成立体交叉通风使进、回风分开互不相混在需要进行风量调节
的地点设置风窗或调节风门。 
通风设施在通风系统中有着至关重要的作用。如若这些构筑物设置的位置、质量、数量
等不符合要求起不到应该起的作用就会出现漏风和风流短路、紊乱以及有害气体涌出等
现象而导致通风系统的毁坏甚至诱发重大灾害事故。因此控制风流的风门、风桥、风墙、
风窗等设施必须可靠。 
2)倾斜运输巷的风门设置 
在倾斜运输巷内设置风门有以下不利因素一是受重力影响风门开、关都较为困难
二是经常提升运输风门启闭频繁容易损坏三是矿车撞击风门风门的传动机构极易损
坏四是由于风门自重和风压作用人员很难开关且容易伤人很不安全。因此该条规
定“不应在倾斜运输巷中设置风门”。一般可设在倾斜运输巷的上、下车场的平巷内。 
3)突出危险工作面回风侧的风窗  
107 该条规定"开采突出煤层时工作面回风侧不应设置风窗"。这是由1998年沈阳红菱矿
"12224"突出事故汲取的教训。 
1998年12月24日沈阳红菱矿-700m水平南石门揭开煤层时发生了煤与瓦斯突出
事故突出瓦斯量81万m3。由于该掘进工作面的回风系统设有2道风窗突出后的高压气
流受到风窗的一定控制突出的瓦斯逆流将-700m的2道防突反向风门冲破造成守候在风
门外的28人缺氧窒息死亡如图2-2-5所示。 
2通风设施的构筑及标准 
为了保证风流按照确定的方向、路线流动在某些巷道中设置一些对风流进行控制的通
风构筑物称为通风设施。一个矿井通风管理工作的好坏与通风设施建造的质量、数量以
及安设的位置有着密切的关系同时对能否保证矿井安全也具有重要作用。因此合理设
置通风构筑物并保证其构筑质量是通风管理工作的一项重要内容与任务。 
按服务时间的长短通风设施可分为临时性和永久性通风设施。常见的通风设施主要有
风门、密闭(挡风墙)、风桥等。 
1风门 
在井下平时行人、行车的巷道内设置的能够隔断风流和对风量进行调节的通风构筑物叫
风门。风门由门扇、门框、门垛构成。门扇安设在挡风墙门垛的门框上门扇由木质、金属、
胶皮(矿用废旧运煤皮带)和木材与金属、胶皮与金属混合材料制成。风门的分类方法多种多
样如①按风门用途分为遮断风门(如图2-2-6(a)所示其作用是不允许风流通过将新
鲜风流与乏风流隔开)调节风门(如图2-2-6(b)所示风门上设有风窗只允许通过一定风
量)反风门(用于井下发生灾害时进行反风和减小石门揭穿煤层时的煤与瓦斯突出危害)。②
按分风门开启方式分为普通风门用人力开启靠风力和门自重自行关闭自动风门利
用各种动力自动开启与关闭。③按风门开启动力分为撞杆式气动式电动式水动式。
④按门扇结构分为单扇门一般为人力开启的普通风门双扇门一般为自行开启的自
动风门。⑤按服务时间分为永久风门临时风门等。 
 
风门是煤矿的主要通风设施不仅起到控制和调度风流的作用在灾变时期特别是发
生火灾、瓦斯煤尘爆炸灾害时还可起到控制灾害范围和减小灾害程度的重要作用.为此
除了正确选择和确定风门的位置和数量之外还必须保证风门的构筑质量. 
风门的构筑应符合下列要求 
?永久风门 
①每组风门不少于两道通车风门间距不小于一列车的长度以防止列车通过时两道风 
108 门同时打开而造成风流短路行人风门间距不小于5m进、回巷道之间构筑风门时要同
时设置反向风门其数量不得少于两道 
②风门能自动关闭通车风门实现自动化矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭
锁装置风门不能同时打开包括反向风门 
③门垛墙要用不燃性材料建筑厚度不小于0.5m严密不漏风手触无感觉耳听无
声音 
④门垛周边要掏槽见硬顶、硬帮与煤岩接实 
⑤墙垛平整1m内凹凸大于10mm料石勾缝除外无裂缝雷管脚线不能插入、重
缝和空缝 
⑥门框要包边沿口有衬垫四周接触严密以不透光为准通车门底坎除外 
 
⑦风门水沟要设反水池或挡风帘通车风门要设底坎电缆、管路孔要堵严 
⑧风门前后各5m内巷道支护良好无杂物、积水、淤泥 
⑨自动风门开关要灵活、可靠开启时要有足够的断面通过车辆关闭时接缝要严密 
⑩风门的开、关状态要在矿井通风安全监测系统中反映。 
(2)临时风门。 
①每组风门不少于两道通车风门间距不小于一列车的长度行人风门间距不小于5m 
②风门前后各5m内巷道支护良好无杂物、积水、淤泥 
③门框要包边沿口有衬垫四周接触严密 
④门墙四周接触要严密木板墙要鱼鳞搭接墙面要用灰、泥满抹或勾缝门扇平整
错口接缝不漏风与门框接触严密 
⑥通车风门要设底坎、挡风帘(包括运输机道风门)。 
(3)自动风门。 
随着科学技术的进步与发展和矿井安全管理水平的不断提高我国有不少矿井研制和开
发出了各具特色的自动风门如光控压风自动风门、微波监控电动风门、压力平衡式自动风
门等加上安全监测系统中风门开关传感器的应用进一步提高了风门自动化的管理水平。 
109 无论何种自动风门都应该符合下列基本要求 
①每组风门不少于两道通车风门间距不小于一列车的长度 
②风门能自动关闭两道风门不能同时打开 
③风门开关灵活、可靠开启时要有足够的通车断面关闭时接缝要严密 
④结构简单、使用方便对安装维护技术要求不高 
⑤风门水沟要设反水池或挡风帘通风风门要设底坎 
⑥风门的开、关状态要在矿井通风安全监测系统中反映。 
2)挡风墙 
挡风墙也称密闭如图2-2-7所示砌筑在需要隔断风流而又不行人、通车的巷道中
如封闭采空区、旧巷、火区以及进风巷与或风巷间联络巷道等。 
井下密闭按其用途枳发采空区或旧巷密闭防止采空区有害气体扩散、防火密闭防
止向被封闭的火区或旧巷漏风而引起复燃或煤炭自燃、抽放瓦斯密闭将巷道内的高浓度
瓦斯封存起来插管抽放、防水密闭防止矿井水突然涌出造成灾害。按其服务年限可分为
永久性密闭和临时性密闭。 
 
密闭的构筑质量应符合以下要求 
?永久密闭 
①用不燃性材料建筑一般采用砖、石、混凝土等不燃材料严密不漏风手触无感
觉耳听无声音墙体厚度不小于0.5m 
②密闭周边要掏槽砌碹巷道要破碹后掏槽掏槽深度符合规定见硬顶硬帮与煤岩
接实并抹有不小于0.1m的裙边 
③墙面平整1m内凹凸大于10mm实石勾缝除外、无裂缝雷管脚线不能插入、
重缝和空缝 
④闭内有积水时密闭要设反水池或反水管有煤层自然发火的采空区密闭要设观测
孔、措施孔孔口封堵严密 
⑤密闭前5m内支护良好无片帮、冒顶 
⑥密闭钱物瓦斯积聚 
⑦密闭前5m无杂物、积水、淤泥 
⑧密闭前要设栅栏、警标、说明板和检查箱。 
?临时性密闭 
临时性密闭一般用木板和黄泥等可塑性材料建筑用这种材料建筑的密闭其特点是顶
板压力越大漏风越小但在潮湿的巷道中容易腐烂。临时性密闭的建筑也应符合一定要求 
①密闭要设在顶、帮良好的地方见硬顶、硬帮煤岩接实 
②密闭前5m内支护良好无片帮、冒顶没有杂物、积水、淤泥 
③密闭四周接触严密  
110 ④木板密闭应采用鱼鳞式搭结密闭要用灰、泥抹满或勾缝不漏风 
⑤密闭前无瓦斯积聚 
⑥密闭前要设栅栏、警标和检查牌。 
3)风桥 
在进、回风巷道的交叉点为避免风流短路而建造
的通风构筑物叫风桥。其作用是在进风和回风形成平面
交叉时使一股风流从桥上通过另一股风流从桥下通
过从而将进风和回风分开。 
根据风桥的服务年限可分为永久性风桥和临时性
风桥两大类。永久性风桥有绕道式风桥也叫自然风桥
和混凝土或砖石风条如图2-2-8所示临时性风
桥一般用木板或铁风筒构成如图2-2-9所示。 
绕道式风桥的工程量较大但不易受破坏漏风小。
服务年限长、通过风量在20m3/s以上时应采用绕道式风
桥服务年限较长、通过风量在1020m3/s时可采用混凝土风桥服务年限短、通过风量10m3/s以下时一般采用铁风筒或木板建造的临时性式风桥。 
永久性风桥应符合以下要求 
①永不燃性材料建筑 
②墙面平整不漏风 
③风桥前5m内支架良好 
④风桥通风断面小于原巷道断面的
4/5呈流线型阻力不大于150Pa坡度
不大于30° 
⑤风桥两端接口严密四周见实帮、实底填实、接实 
⑥风桥上不准没风门 
⑦在进风中需设置风门或调节风窗时设在风桥的前面在回风中需设置风门或调节风
窗时设在风桥的后面。且要远离风桥以免增大进、回风压力差增加风桥漏风。 
铁风筒风桥一般由铁风筒和风门组成铁筒直径不小于750mm每侧应设两道以上风门
以防漏风。 
 
第一百一十九条  新井投产前必须进行1次矿井通风阻力测定以后第3年至少进行1
次。矿井转入新水平生产或改变一翼通风系统后必须重新新进行矿井通风阻力测定。 
 
【解读】本条是关于进行矿井通风阻力测定的规定。 
 
1测定矿井通风阻力的目的与意义 
风流在井巷中流动井巷会对风流施加阻力即为矿井通风阻力(包括摩擦阻力和局部
阻力)。通风阻力与通风压力是对立的统一风流在井巷中流动的过程就是两者互相作用的
过程。两者大小相等、方向相反、因次相同。影响矿井通风阻力的因素很多如巷道的支护
形式及光滑程度、断面大小及变化情况、周边长度及巷道长度以及矿井通风网络的布置、
风量分配等。 
矿井通风阻力是衡量矿井通风能力的主要指标之一也是进行矿井通风设计和矿井通风
管理的主要依据之一。新井投产前必须进行1次矿井通风阻力测定其目的是衡量新井的通 
111 风能力能否满足生产能力的要求了解新井通风阻力的大小及分布状况为投产后进行矿井
通风管理和提高管理水平提供和积累科学依据。 
随着矿井开采活动的进行结束或新投产了一些采区报废或新掘了一些巷道采区分
布和巷道布置发生了一些新的变化通风阻力也会发生变化。因此每3年至少进行1次矿
井通风阻力测定以便了解巷道支护与维护状况通风阻力的分布与变化情况并对矿井风
量进行合理调节与分配满足矿井安全生产要求。 
矿井转入新水平生产或改变一翼通风系统后巷道分布和通风网络发生了变化通风阻
力的大小与分布也必将随之发生变化。必须重新进行矿井通风阻力测定使矿井通风达到安
全可靠和经济合理的要求。 
2.矿井通风阻力测定方法 
矿井通风阻力测定的方法可分为两类即压差计法和气压计法。 
1)测前准备工作 
在进行矿井通风阻力测定之前首先要明确阻力测定的目的与任务并做好相关仪器的
精度校正和备好所用记录表格等用具其次按测定范围的大小分成若干小组(每小组由45人
组成)预先做好分工每个人要按分工熟练掌握仪表性能、操作方法和注意事项。 
2)选择测量路线和测点 
(1)根据测量任务和矿井特点选择主要干线和必要的次要干线及局部阻力测量地段
对全矿井测量时应选择风量大、人员仪器容易通过的干线为主要测量路线可先在通风网
路图上大致确定测量地段、路线和测点。 
(2)确定测量路线和测点数时应考虑有可能在一个班内测量完毕。 
(3)测点应尽可能不靠近井筒和主要风门以减少井筒提升和风门开启的影响两点间
的压差应不小于1020Pa不大于仪器的量程测点前后3m支架良好巷内无堆积物测
点布置在分支、汇流、转弯处和断面变化的地方时前方不小于巷道宽度的3倍后方不得
小于巷道宽度的812倍。 
(4)对于不测阻力的风路也要进行风量测定以便计算它的风阻和校核风量。 
(5)用气压计法时测点要测量标高或靠近标高点附近测点应沿风流方向依次编号。 
3)测量工作 
(1)压差计法。压差计法测量通风阻力的实质是测出风流两点间的势压差和动压差来
计算两点间的通风阻力。 
如图2-2-10所示用橡胶管把设置在测点
1与2静压管或皮托管分别接引到压差计
的“-”、“+”接管。压差计两液面所受压力之
差即为压差计的读数。 
H测=p1+(Z1-Z2)2ρ1-22g-p2 
式中  p1、p2——分别为起末两测点风流的绝对静压Pa 
Z1、Z2——分别为两测点的标高
m 
ρ1-2——两测点风流密度的平均值
按22
1
21


计算kg/m3 
g——重力加速度在我国境内可用9.8m/s2。 
则两测点间的通风阻力为  
112 2
2
22
)(2
2
21
2
1
2
2
21
2
1
21211
212








阻Kh
gZZphp 
式中  K——压差计读数的精度校正系数。 
测定具体方法是从第一个测点开始在前后两测点处各设置一个静压管在后测点的下
风侧6-8m安设压差计。静压管应设置在风流正常稳定的地点其尖端应正对风流。压差计
应靠近巷道壁安设平稳、调零或记下初读数避免行人和运输影响。胶管要防止折叠和被水、
污物等堵塞。待橡胶管内的空气温度等于巷道内的空气温度后将短橡胶管一端连接在后测
点的静压管上(或皮托管的静压端)另一端接在压差计的""端上长橡胶管的一端接在前
测点的静压管上另一端接在压差计的"+"端上待压差计液面稳定后读数。如液面波动
可在1020s内连续读910个值再求其平均值。 
个别情况下当后测点的风速远小于前测点风速而测点间通风阻力又不大时压差计
读数可能出现负值。 
在测定压差的同时小组其他人员可分别进行风速、大气条件和其他参数的测量。 
按上述方法依次沿测点的顺序进行测量直到全部路线测完为止。 
测点距离较远时须有联络信号或用通讯电话联系。 
测定采煤工作面压差时仪器应安设在运输平巷内或回风平巷内的不易受运输干扰的
地点橡胶管沿工作面敷设。若工作面邻近有供行人或通风的小眼橡胶管可通过小眼敷
设。 
测定局部阻力时应在局部阻力物前、后比较稳定的风流中各设一个测点。 
(2)气压计法。气压计法测量通风阻力是用精密气压计测出两测点间的绝对静压差再
加上动压差和位压差以计算通风阻力。又分为逐点测定法和两测点同时测定法。 
①逐点测定法将两台精密气压计带到井口或井底车场调好仪器记录初读数。然后将
一台仪器留在原地监视大气压力变化以做校正用由一人每隔1015min记录一次读数
另一台仪器沿测点顺序分别测出各测点风流的绝对静压。若地面大气压及通风状况发发生变
化时就用原井口或井底车场的气压计计数来进行校正。 
②两点同时测定法将两台精密气压计Ⅰ、Ⅱ号同时放在1号测点调好仪器记录
初计数。然后Ⅰ号仪器不动、将Ⅱ号仪器不动再同时读取两台仪器的计数。如此循环前进
直到测完。在测定途中或到达最后一个测点时两台仪器在同一测点进行校核。此法用两台
仪器、两测点的静压值是同时读烽所以不需要大气压力变化校正。 
4)资料整理 
对测定资料进行计算与整理是通风阻力测定中的重要工作。在计算之前需要将原始记
录数据按校正仪表的系数一一校正再用下列公式分别算有关内容并填入“矿井通风阻
力测定汇总表”中。 
(1)空气密度。各测点的空气密度按下式计算 t
p


273
00346.0
 
式中  p——测点空气的绝对静压或大气压力Pa 
t——测点空气的温度℃。 
?断面及周长。测点的巷道断面S和周长U按巷道形状有关公式计算。 
?风量计算。测点的风量按下式计算 
SQ  
113 式中   V——测点断面的平均风速m/s。 
相邻两点间的风量相差不大或有均匀漏风时用平均风量Q则 22
1QQ
Q

 
?动压h动计算 
22动h 
?通风阻力h阻计算 
①用压差计法时两测点的通风阻力 2
22
2
21
2
1
21


阻Khh 
式中各符号的意义同前。 
当风速很小小于4m/s时动压差一项可不计。 
②用气压计法时两测点的通风阻力为 )
22
()()()(2
2
21
2
1
2121
2
'
1
''
12
21

 

g
ZZhhKhhKh测测
测测
阻 
式中  K、K?——气压计的校正系数 
h测1、h测2——前后测点的气压计读数Pa 
h?测1、h?测2——h测1、h测2时校正气压计的读数Pa Z1、Z2——前后测点的标高m。 ?测量路线的总阻力h阻总计算 
测量路线的总阻力h阻总按下式计算 h阻总=h阻总1-2+h阻总2-3+?+h阻(n-1)-n ?巷道的风阻R计算 
两测点间测量时的风阻为 2
21
2
21/
QhR阻 
两测点间的标准风阻为 2
121
21/
2.1

 RR标 
测量巷道的百米标准风阻为 1002
1
21
100

L
R
R标 
式中  L1-2——两测点间的距离m。 
?摩擦阻力因数a计算 
应选择支架、断面S、周长U均不变或变化很小、无弯曲的巷道某一直线段L1-2把下
式等号右边诸参数测量出来即可计算出该巷道测量时间摩擦阻力系数a测 U
LQ
Sh
a




21
2
21
3
21阻
测  
114 再用下式换算成该巷道的标准摩擦阻力因数 2
1/2.1 测
标a

5)矿井通风阻力测定使用的仪器仪表见表2-2-9 
6)矿井通风阻力测定记录表格见表2-2-10表2-2-16 
 
表2-2-9矿井通风阻力测定使用的仪器仪表 
序号 仪器仪表名称 型号规格 数量 备注 
1 空盒气压计 普通型 1 附检验证 
2 精密气压计 GJ—1WB—1 2 附检验证 
3 倾斜压差计 Y—61 2 附检验证 
4 补偿式微压计 DJM9型 2 附检验证 
5 静压管皮托管  2 附检验证 
6 风速表 高、中、低速 3 附校正曲线 
7 热球风速度  1 附校正曲线 
8 温度计 手摇式、通风式 2 附检验证 
9 秒表  2  
10 皮尺、钢卷尺 或测绳 各1条  
11 橡皮管 φ45 2根 150200m2030m 
12 玻璃三通、短管  若干  
13 记录纸、表格  若干 表格要事先印好 
 
表2-2-10巷道参数记录表 测点
 巷道
名称 
测点
位置 
断面
形状 
支架
类型 
巷道规格 测点
间距
/m 
累计
长度
/m 
测点
标高
/m 
备注 
上 宽
/m 
下宽
/m 
高/m 拱 基
高/m 
断面积
/㎡ 
周长
/m 
 
 
 
 
 
 
 
 
                
115 表2-2-11巷道参数记录表 测点序号
 表速/m2s-1 实 际 风 速
/m2s-

仪器号 备注 
第一次 第二次 第三次 第四次 第五次 
 
 
 
 
 
 
 
 
         
表2-2-12大气条件记录表 测点序号
 干温度/℃ 湿温度/℃ 干湿温度差/℃ 相对湿度/% 大气压力/Pa 备注 
 
 
 
 
 
 
 
 
       
表2-2-13测压计测压记录表 测点序号
 
计数时间 
计数/Pa 计数差值/Pa 
测点时间静压
差/Pa 
备注 
时 分 
     
 
 
      
       
       
        
表2-2-14压差计测压记录表 测段序号
 测定地点 压差计读数/Pa 仪器校正系数 测点间势能差/Pa 备注 
     
仪器号 
 
 
 
 
  
第一百二十条  矿井通风系统图必须标明风流方向、风量和通风设施的安装地点。必须
按季绘制通风系统图并按月补充修改。多煤层同时开采的矿井必须绘制分层通风系统图。 
  
116 【解读】本条是关于矿井通风系统图的规定。 
 
矿井通风系统图是在矿井采掘工程平面图的基础上绘制的。矿井通风系统图是煤矿生产
管理中的必备图纸之一是矿井通风安全管理的主要依据和基础资料也是预防与处理矿井
灾害事故时的必备和参考依据。 
矿井通风系统图的绘制一要符合绘制内容要求图上必须标明主要通风机的安装位置
及其规格性能、进回风井巷和采掘工作面的位置与名称、风流方向、风量大小、通风设施包
括风门、风桥、风墙、密闭等与设备局部通风机等的安装地点等这些内容是日常通
风管理工作和抢险救灾时经常和必须了解与掌握的基本情况二要符合现场实际必须真实
地反映井下通风现状分为分析矿井通风存在的问题和改善通风条件提供依据三要及时绘
制与修改必须按季度绘制并按月补充修改通风系统衅以便及时反映矿井开拓、开采和矿
井通风系统及通风参数的变化与现状。 
  
117  
表2-2-15  气压计法测矿井通风阻力汇总表 测点序号 
测定
时间 
测 段
压 差
/Pa 
测点
标高
/m 
空气密

/kg2m-

位能
差 
风 速
/m2s-

动 压
/Pa 
动 压

/Pa 
气 压
变 化
值/Pa 
测点间
通风阻
力/Pa 
巷 道
断 面
积/㎡ 
支架
类型 
测点
间距
/m 
风 量
/m32s-1 
平均风

/m32
s-1 
风 阻
/N2s22
m-8 
百米风阻
/N2s22m-8 
摩擦阻力
系 数
/N2s22
m-4 
累计通
风阻力
/Pa 
累计
长度
/m 
备注 
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21  
                      
                      
                      
                      
                      
                       
 
表2-2-16  压差计法测矿井通风阻力汇总表 测点序
号 
测点地
点 
测点间
压 差
/Pa 
风 速
/m2s-

空气密

/kg2m-

动 压
/Pa 
动压差
/Pa 
测点间
通风阻
力/Pa 
断面积
/㎡ 
支架类
型 
测点间
距/m 
风 量
/m32
s-1 
平均风

/m32
s-1 
风 阻
/N2s22
m-8 
百米风阻
/N2s22m-8 
摩擦阻力
系 数
/N2s22
m-4 
累计通
风阻力
/Pa 
累计长
度/m 
备注 
                   
                   
                   
                   
                   
                   
                     
118 第一百二十一条  矿井必须采用机械通风。 
主要通风机的安装和使用应符合下列要求 
㈠主要通风机必须安装在地面装有通风机的井口必须封闭严密其外部漏风率在无提
升设备进不得超过5%有提升设备时不得超过15%。 
㈡必须保证主要通风机连续运转。 
㈢必须安装2套同等能力的主要通风机装臵其中1套作备用。备用通风机必须能在
10min内开动。在建井期间可安装1套通风机和1部备用电动机。生产矿井现有的2套不同
能力的主要通风机在满足生产要求时可继续使用。 
㈣严禁采用局部通风机或风机群作为主要通风机使用。 
㈤装有主要通风机的出风井口应安装防爆门防爆门第6个月检查维修1次。 
㈥至少每月检查1次主要通风机。改变通风机转数或叶片角度时必须经矿技术负责人
批准。 
㈦新安装的主要通风机投入使用前必须进行1次风机性勇测定和试运转工作以后每
5年至少进行1次性能测定。 
 
【解读】本条是关于主要通风机安装与使用的规定。 
 
1矿井必须采用机械通风 
一般来说矿井通风有自然通风和机械通风两种方法自然通风是依据进、回风井口海
拔标高的差距使井、回风侧空气温度不同所产生的自然风压而对矿井进行通风的一种方法。
由于自然风压受空气温度的影响随季节的变化而变化其大小与方向变化无常所以造成
井下风流忽大忽小甚至停滞、反向通风系统极不稳定。不仅难以完成向井下各工作场所连
续不断地供给新鲜空气、稀释和排出有毒有害气体的矿井通风的任务而且容易导致重大灾
害事故。 
机械通风利用安装在地面的主要通风机的连续运转所产生风压对矿井实施通风的一种
方法。机械通风能够保障连续不断地供给井下所有用风地点足够的新鲜空气还可以做到根
据矿井的需风量进行调整和在入风井筒、入风大巷发生火灾等灾害时进行矿井反风的救灾措
施。机械通风较自然通风具有很多好处而后者有着很多害处。因此该条规定“矿井必须
采用机械通风”而不得采用自然通风。 
2严禁采用单台或多台局部通风机替代主要通风机 
我国有一些乡镇或个体经营的小型煤矿采用局部通风机或风机群作为主要通风机对矿
井实施通风难以保证矿井通风的可靠与安全。局部通风机或小型风机的设计制造和工艺结
构的可靠性、安全性较正规的主要通风设备有很大差距容易发生故障同一地点的多台
小型风机并联动辄相互之间会发生干扰性能较差者排风量减少甚至风流反向而有的风
机排风量及负荷增大容易烧毁电机另外这些设备的安装、施工都比较简陋、粗糙
漏风极为严重一般在30%以上不能保证井下足够的有效风量。 
3主要通风机的出风井口安装防爆门 
防爆门的作用是井下发生瓦斯煤尘爆炸时产生的高压气流冲击波冲开防爆门得以
卸压避免其冲向主要通风机从而保证主要通风机装置不被损坏并保持正常运行高压气
流过后防爆门自动关闭。同时为井下遇险人员的撤退和抢险救灾提供了有利条件。 
防爆门的设计应符合下列要求 
?防爆门应布置在出风井同一轴线上其断面积不应小于出风井口的断面。 
?出风井与风硐的交叉点到防爆门的距离比该点到主要通风机吸风口的距离至少要短
10m。  
119 ?防爆门应依靠主要通风机的负压保持关闭状态。 
?防爆门的结构必须有足够的强度并有防腐和防抛的设施。 
?防爆门应封闭严密不漏风如果采用液体作密封时在冬季应选用不燃的防冻液。 
?装有摩擦轮提升设备井楼的立井防爆门可不设于出风井同一轴线上于井楼合适的
位置在两侧设卸压防爆门。一旦发生爆炸事故的爆炸的冲击波可以冲开防爆门而卸压。 
4主要通风机的性能测定 
矿井主要通风机安装完毕之后由于在安装过程中可能产生的安装偏差等因素影响通
风机的性能与出厂时提供的风机性能曲线和参数均有一定差异。为了掌握安装后的通风机真
实的性能参数核实矿井真实的通风能力在使用前必须对通风机的排风量、风压、功率、
效率等性能参数进行测定和试运转工作。 
经过较长时间运转的主要用风机由于井下潮湿、含尘空气的侵袭致使一些零部件表面
发生锈蚀加上运转过程中机械摩擦等因素的影响通风机的性能和参数也会受到影响而发
生变化。所以。每5年至少进行1次主通风机的性能测定。 
主要通风机的性能测定工作一般应在矿井停产检修时进行。根据矿井的具体情况可
以采用由回风井短路或带井下通风网路进行性能测定。为实施矿井通风系统改选而急需了解
通风机性能时也可在矿井不停产的条件下采用备用通风机进行性能测定由反风门楼百
叶窗短路进风和调节工况。 
1)测定内容 
矿井主要通风机性能测定应包括下列测定项目 
?静压测定。对轴流式风机测定风机运转时风硐入口的空气相对静压对压入式通风
机测定风机运转时风硐压入端的空气相对静压。测点布置在风硐的直线段上距通风机吸
风口或排风口的2倍动轮直径以远的稳定风流中。 
在测压断面应布置多点测压测算其平均相对静压。 
?风量测定。测风地点选项在通风机吸风口或排风口和工况调节闸门之间的风硐直
线段内轴流式风机也可在扩散筒内测定。采用皮托管和单管倾斜压差计测定风流的动压
在测量断面上接等面积布置48支皮托管各自连接一台单管倾斜压差计读出动压差
计算平均风速 n
hi

2均 
式中  v均——测得的平均风速m/s 
——测点的风流空气密度kg/m3 
hi——各皮托管测得的动压值Pa 
n——皮托管的支数。 
再根据测风点的断面积即可计算出通风机的风量。 
也可采用忆校正过的风速表进行风速测定。 
?电动机功率及其其效率的测定。电动机输入功率可用两个单相瓦物表或一个三相瓦特
表来测量也可以采用电压表、电流表和功率因数表测量并按下式计算功率 cos
3IUp 
式中  P——电动机输入功率W 
U——线电压V 
I——线电流A 
cos——功率因数。  
120 电动机的效率可根据制造厂家的特性曲线选取。对使用时间较久的电动机可采用功率损
耗分析法进行计算电动机的效率可按下式计算 %
100)1(

P
Pi
g 
式中  g——电动机的效率% 
∑△Pi——功率损耗的总和W 
P——电动机输入功率W。 
?通风机和电动机的转速测定。通风机与电动机直接联动时应测定电动机的转速。如
果用皮带轮联动应分别测定通风机和电动同的转速。实际转速可用转速表直接测定或采用
闪影法测量。 
?空气密度的测定。采用空温盒气压计测定风流
的大气压力应选用精度50Pa的气压计。用干湿温
度计测定风流的干温和湿温度干湿温度计的精度应
达到0.1℃。根据大气压力和干湿温度计数用前面有
关公式计算空气的密度。 
2)工况调节 
通风机性能的工况调节可在通风机的吸风侧风
道或排风侧风道或风硐中预先安设调节工况的
风窗框架用足够强度的森梁或钢轨制成防止被打
断或吹倒。 
工况调节的次数应能保证测得连续完整的特性
曲线一般应不小于810个工况点。 
离心式通风机一般采用封闭启动即网路风阻最大时启动逐渐降阻调节工况轴流式
通风机一般采用开路启动即网路风阻最小时启动逐渐增阻调节工况。 
3)测定方法与步骤 
通风机性能测定可参照图2-2-11布置方式进行。 
(1)测前准备工作。在进行通风机性能测定之前要做好以下准备工作。 
①记录通风机和电动机的铭牌技术数据并检查通风机和电动机各部件的完好状况 
②测量测风地点和安设调节风窗处的巷道断面尺寸 
③校正各种仪表包括风表、压表计及电工仪表等 
④在工况调节地点安装调节风窗框架并准备足够的木板 
⑤在测风地点安装皮托管 
⑥在电路上接入电工仪表 
⑦安装临时的通讯设施 
⑧检查地面漏风情况并采取堵漏措施 
⑨清除风硐内碎石等杂物和积水。 
(2)测定仪器及规格。通风机性能测定使用的仪表及其规格见表2-2-17 
 
表2-2-17通风机性能测定使用的仪表及其规格 序号
 仪器名称 规格 数量 备注 
1 风速表 高速、中速、低速 各1台  
2 秒表 普通 2只   
121 3
 垂直U型水柱计 0500mm 1只  
4 倾斜压差计 Y—61或YYT—200 48台  
5 皮托管 长500mm 48只  
6 胶皮管 内径45mm  数据根据需要而定 
7 三通玻璃管或三通铁管 内径56mm  数量根据需要而定 
8 瓦特表 三相瓦特表或单相瓦特表 
1台 
2台 
电工仪表采用精度为0.5级 
9 电流表 根据电动机铭牌选定 12台  
10 电压表 根据电动机铭牌选定 12台  
11 电流互感器 根据电动机铭牌选定 单相2台  
12 电压互感器 根据电动机额定电压选定 单相2台  
13 功率因数表  1台  
14 转速表  1台  
15 气压计 空盒式 1台  
16 干湿温度计 通风式 1台 精度为0.1℃ ?组织及分工。由矿技术负责人负责组织通风、机电、安监和矿山救护等有关部门的人
员参加可分为工况调节组、测风组、测压组、电气测量组、速算组和安全组各组应设组
长1人并设总指挥1个。 
通风机性能测定是一项技术性很强的工作专业技术人员和力量不足的矿井应邀请有
资质的公司或单位进行测定。 
?注意事项。通风机应在低负荷工况下启动随时注意电动机的负荷和各部件的温升。
轴流式通风机在驼峰点附近应特别注意。如果发现超负荷或其他异常现象必须立即关闭电
动机进行处理同一工况的各个参数尽可能同时测定测量数据波动较大时应限其平均值
测定过程中由于工况改变会引起井下风量变小时应密切注意井下瓦斯变化情况必要时
组织矿山救护队在井下巡逻以应付紧急情况。 
4)资料整理 
(1)通风机风量Q?通 
①用风表测量时 
SQ' 
式中  S——测风位置的巷道断面积㎡ 
——风表测得的实际平均风速m/s。 
②用皮托管测量量 n
h
SQi
2'
通 
式中  
——空气密度㎏/m3 
hi——各个皮托管的速压Pa 
n——皮托管的支数。 
(2)通风机静压h’通静 
①抽出式时h?通静=h静h动 ②压入式时h?通静=h静 2)
'
'
(
2S
Q
h扇
动

  
122 式中  S?——风硐内测压断面面积㎡。 
(3)通风机输入功率N?通入和输出静压功率N?通静 
①通风机输入功率 传

通入





1000
cos3
'
IU

式中  U——电压值V 
I——电流值A 
cos
——功率因数 电——电动机效率% 传——传动效率%。 
②通风机输出静压功率 1000
''
'通
静通
通静Q
h
N

 
式中符合同前 
(4)通风机静压效率静 100
'
'
通入
通静
静N
N 
式中符合同前。 
(5)通风机转速校正系数Kn 1
0n
n
Kn 
式中  n0——某一工况时测得的通风机转速r/min 
n1——通风机铭牌的固定转速r/min。 (6)空气密度校正系数Kρ 12
.1K 
式中  1——某一工况点时实测的空气密度㎏/m3 
1.2——矿井空气标准状态时的空气密度㎏/m3。 
?通风机风量的校正。校正后的矿井风量为 Kn
QQ通通' 
?通风机静压的校正。校正后的通风机静压为 2'nK
Khh通静通静 
?通风机功率的校不在此列 
①校正后的通风机输入功率为  
123 3'nK
KNN通入通入 
②校正后的通风机输出静压功率为 3'nK
KNN通静通静 
?记录表格。通风机性能测定所需用的记录表格可参照表2-2-18表2-2-23并按
表2-2-23要求计算。 
 
表2-2-18气象参数测定记录表 序号
 测定时 干温度/℃ 湿温度/℃ 相对温度/% 大气压力/Pa 
空气密度/
㎏2m-

备注 
       
测定地点 
        
表2-2-19风表测风量记录表 序号
 测定时间 
风表计数 
真实风速
/m2s-

风量Q?扇/m32
s-1 
备注 
第一次 第二次 第三次 平均 
        
测点断面 
         
表2-2-20皮托管、压差计测风量记录表 序号
 测定时间 
动压/Pa 风速/m2s-

平均风速
/m2s-

风量Q?扇/m32
s-1 
备注 
测点1 测点2 ?? 测点1 测点2 ?? 
          
测点断面 
           
表2-2-21风硐中相对静压测定记录表 
序号 测定时间 相对静压h静/Pa 备注 
   测点断面 
   
 
表2-2-22机电参数测定记录表 
序号 测定时间 电压/V 电流/A 功率因速/% 计算功率/kW 功率表实测
功率/kW 
风机转速
/r2min-

备注 
        测点断面 
        
 
表2-2-23通风机装置静压计算表 
序号 测定时间 风硐中测压点
相对静压/Pa
 风 量Q?扇/m32s-1 
测压断面平均
静压/Pa 
通风机装置静压
h’通静/Pa
 
备注 
      测压点位置 
       
124 (11)绘制性能曲线 
根据测定资料的整理结果绘制出通风机性能曲线。曲线是以Q通为横坐标以h通静、
N通人和η静分别为纵坐标绘制成三条相应的性能曲线即h通静=fQ通、N通入=fQ通和η静=fQ通。  
第一百二十二条  生产矿井主要通风机必须装有反风设施并能在10min内改变巷道中
的风流方向当风流方向改变后主要通风机的供给风量不应小于正常供风风量的40%。 
每季度应至少检查1次反风设施每年应进行1次反风演习矿井通风系统有较大变化
时应进行1次反风演习。 
 
【解读】本条是关于矿井反风的规定。 
 
1矿井反风措施的重要意义 
矿井反风是在矿井发生灾变时的一项重要而有效的风流调度的救灾措施。特别是在矿井
入风井筒、井底车场、入风大巷等进风巷道发生矿井火灾多为外因火灾时高温烟流和
有害气体对井下作业人员的安全构成严重威胁。此时可以采取矿井反风措施使火灾烟流
由进风筒排出从而保证井下人员的安全撤离和缩小灾害范围。 
(1)1961年3月16日16时58分抚顺胜利矿西部-280m水泵房高压配电室2号电容爆
炸起火并很快窜出泵房而进入-280m水平入风大巷、两个采区的入风巷道及其工作面导
致110人一氧化碳中毒死亡的。这是我国建国以来伤亡人员最多的火灾事故如图2-2-12
所示。 
(2)1974年12月14日22时10分抚顺胜利矿2号入风斜井距井口560m处该处上
下350m为木板支护铝芯电缆接线盒短路引起火灾井下1500人的生命安全受到严重威胁。
紧急情况下指挥部决定下令反风东西翼主要通风机分别于23时12分和23时18分完成反
风三条入风斜井全部变为回风火焰冲出井口将天轮烧坏但井下无一人伤亡。 
 
2矿井反风的相关要求 
?在进行新建或改扩建矿井设计时必须同时作出矿井反风技术设计并说明采用的反
风方式与反风方法入其适应条件。  
125 ?生产矿井在编制矿井灾害预防与处理计划时必须根据火灾可能发生的地点对采用
的反风方式、方法及人员的避灾路线作出明确规定。 
?多进风井和多回风井的矿井应根据各台主要通风机的服务范围和风网结构特点经
过反风试验或计算机模拟制定出反风技术方案在灾害预防计划中作出明确规定。 
?各矿每年必须进行一次反风演习并遵守下列规定 
①当矿井有新的翼别、水平投产或矿井通风系统发生较大改变、更换主要通风机时都
应进行一次反风演习。 
②对多台主要通风机通风的矿井应分别进行多台主要通风机同时反风和单台主要通风
机各自反风的演习以分别观察其反风效果 
③我国北方的矿井应在冬季结冰时期进行反风 
④反风演习持续时间不应少于从矿井最远地点撤人到地面所需的时间且不得少于2h 
⑤反负演习时要做好记录并编写反风演习报告存档对反风过程中出现的问题必
须限期整改 
⑥对有火区的矿井反风确有可能造成危害时经上一级主管部门的技术负责人批准
本年度可暂不进行反风演习但必须对反风设施的完好情况进行检查并制定发生火灾时的
反风技术方案。 
3反风设施的有关要求 
矿井反风设施应符合下列要求 
?结构简单坚固可靠。 
?所有操作开关应集中安设动作灵活可靠便于值班司机一个独立操作。 
?从下达反风命令开始在10min内必须改变巷道中的风流方向。 
?主要通风机反风时的供风量不应小于正常风量的40%即。 
Q反≥0.4Q正 
式中  Q正、Q反——矿井正常通风时和反风时的风量。 
1992年以前的《规程》规定矿井反风风量不得低于正常风量60%以后改为40%。主要
考虑 
①反风期间的矿井瓦斯涌出量校正常情况时不会增加而有所下降反风风量达到正常
风量40%时即使正常风流瓦斯浓度较度如0.6%以上的矿井其反风风流中瓦斯浓度最
大也不会超过1.0% 
②反风风量改为正常风量40%后可使用多种反风方法包括采用专用反风道、轴流式
主要通风机反转、备用通风机作反风道等反负方法都可应用有利于矿井救灾。 
?每个主要通风机房内应挂设反风设施布置图和反风操作规程规程中要详细规定反
风方法、操作顺序及注意事项 
?为保证反风设施始终处在完好状态以便能在紧急情况下顺利完成矿井反风任务所
以“每季度应至少检查1次反风设施”发现问题、及时解决以免在进行反风时出现这样
那样的问题而贻误良机甚至造成重大事故1978年2月15日吉林舒兰矿务局东富煤矿发
生矿井火灾进行反风时由于反风闸板冻结严重延误1个小时才实现反风导致68人中
毒死亡见第二百二十二条解读图2-5-3。 
反风设施的检查工作应由矿机电、通风、安监和救护等部门共同实施。检查项目包括
主要通风机和启动电气设备进风井口楼、反风道所有地面闸门和风门电控设备弹簧车
和钢丝绳、防爆门、反风设备的防冻设施以及进、回风井之间和主要进、回风道之间的正、
反向风门等。若有问题要限期解决并要把检查结果记入专用的记录本内由机电和通风
部门保存备查。 
4反风的方式与方法  
126 1)矿井反风方式 
?全矿性反风。实现全矿总进、回风井及采区主要进、回风巷风流全面反向的反风方式
成为全矿性反风。当矿井井口附近、井筒、井底车场包括井底车场主要硐室和井底车场
直接相通的大巷如中央石门、运输大巷发生火灾时应采用全矿性反风。 
?区域性反风。在多井风井、多回风井的矿井一翼或某一独立通风系统进风大巷中
发生火灾时调节一个或几个主要通风杨的反风设施而实行矿井部分地区内的风流反向的
反风方式称为区域性反风。 
?局部反风。当采区内发生火灾时主要通风杨保持正常运行通风调整采区内预设风
门的开关状态实现采区内部分巷道风流的反向把火灾烟流直接引向回负道的反风方式
称为局部反风。 
救灾指挥人员应根据火灾发生的部位、灾情、蔓延情况和实施反风的可能条件确定采
取何种反风方式。 
2)主要通风机的反风方法 
?反风道反风。利用主要通风杨装置设置的专用反风道和控制风门使通风机的排风口
与反风道相联风流由风硐压入总回风道从而使风流反向的方法称为反风道反风。离心
式主要通风机须采用这种反风方法。 
?风机反转反风。利用主要通风机反转使用风流反向的方法称为么转风。轴流式主要
通风机可采用这种反风方法。 
?无反风道反风。利用备用主要通风机的机体作为反风道而实现反风的方法称为无反
风道反风。凡在装有备用主要通风机的矿井均可采用但必须保证反风后备用通风机能迅
速恢复正常状态。 
5矿井反风演习 
1)反风演习之前必须制定反风计划 
?按照矿井灾害预防与处理计划的要求规定火灾发生的假设地点。 
?确定矿井反风演习开始时间和持续时间。 
?明确反风设备的操作顺序。 
?确定反风演习的观测项目及其方法。 
?预计反风后的通风网路、风量和瓦斯情况。 
?制定反风学习和安全措施。 
?明确恢复正常通风的操作顺序和制定排出瓦斯的安全措施。 
?规定参加反风演习的人员、分工和培训工作。 
矿井反风演习计划应由矿技术负责人组织编制并报上一级主管门的技术负责人批准。 
2)矿井反风演习必须严格管理火源并遵守下列规定 
?反风演习前应切断井下电源反风演习结束在风流恢复正常后风流中瓦斯浓度不
超过1.0%时方可恢复送电。 
?反风演习持续时间内在反风后出风井口附近20m的范围内以及与反风后出风井井
口相联通的井口房等建筑物内都必须切断电源禁止一切火源存在并禁止交通。 
?反风演习前井下火区必须进行封闭或消除并加强反风前后及反风过程中的观测。 
3)反风演习的观测项目应按下列要求执行 
?观测主要通风机运转状态包括电机负荷、轴承温升、风量和风压等内容。电机不得
超负荷运转。 
?测定全矿井、井翼、水平、采区的风量及其进回风流中的瓦斯、二氧化碳的浓度并
观测巷道中的风流方向。瓦斯和二氧化碳浓度每隔10min测定一次风量每隔半小时测定一
次。  
127 ?选择瓦斯或二氧化碳涌出量较大或涌出量不正常的采掘工作面测定瓦斯或二氧化碳
浓度、涌出量并记录其浓度达到2%的时间。 
4)反风演习结束后必须由矿技术负责人组织总结并填写《矿井反风演习报告书》
且遵守下列要求 
?《矿井反风演习报告书》要呈报上一级主管部门备案 
?《矿井反风演习报告书》由矿通风部门和矿山救护队各备一分并保存一年 
?对反风演习中发现的在设备、操作以及其他方面和各种问题必须限期解决。 
5)《矿井反风演习报告书》应包括下列内容 
?矿井名称及反风时间 
矿井名称____________矿________井 
反风时间自________年______月______日______时______分 
至________年______月______日______时______分 
?矿井通风情况 
可参照表2-2-24填写。 
 
表2-2-24矿井通风情况表 
项  目 反风演习前 反风演习后 
本年度矿井计划产量/t   
上一年度矿井实际产量/t   
矿井总回风量/m32
min-1   
矿井瓦斯绝对涌出量/m32
min-1   
矿井二氧化碳绝对涌出量/m32
min-1   
矿井瓦斯相对涌出量/m32
min-1   
矿井二氧化碳相对涌出量/m32
min-1   
矿井等积孔/㎡   
总回风量的百分比/%   
 
?主要通风杨运转情况 
可参照表2-2-25填写。 
?井巷中风量和瓦斯情况 
可参照表2-2-26填写。 
?反风演习时空气中瓦斯或二氧化碳达到2%的井巷 
可参照表2-2-27填写。 
?反风操作时间 
反风设备的反风操作时间_______min 
恢复正常通风的操作时间_______min。 
?矿井通风系统图 
应包括反风前和反风时的通风系统图。 
?反风演习参加人数 
井下______人地面______人共_______人。 
?经验与教训 
?存在问题解决办法及日期。 
  
128 表2-2-25主要通风机运转情况表 
项目 
N0.1 
主要通风机 
No.2 
主要通风机 
No.3 
主要通风机 
主要通风机型号    
主要通风转速/r2min-
1    
主要通风叶片运转角度/°    
主要通风机风量
/m32min-

反风演习前    
反风演习后    
主要通风机风压/Pa 
反风演习前    
反风演习后    
电动机型号    
电动机转速/r2min-
1    
电动机输入功率/kW 
反风演习前    
反风演习后    
反风方式    
 
表2-2-26井巷中风量和瓦斯浓度表 
序号 测量地点 
反风演习前 反风演习后 
风流
方向 
风量/m32
min-1 CH4/% CO2/% 
风流
方向 
风量/m32min-1 CH4/% CO2/% 
          
          
          
 
表2-2-27反风演习时空气中瓦斯或二氧化碳达到2%时井巷表 
序号 井巷名称 
瓦斯 二氧化碳 
反风开始时达到2%
的时间/min 
持续≥2%的时间
/min 
反负开始达到2%
时时间/min 
持续≥2%的时
间/min 
      
      
      
      
 
6.采区局部反风系统 
采区局部反风是矿井反风的一种形式。采区局部反风系统应符合下列要求 
?凡是正规采区在进行采区设计时都应布置局部反风系统。 
?采取局部反风系统应包括反风联络巷和反风风门。在主要通风机保持正常运行的条
件下通过调整预设的反风门的开关状态实现采区内部巷道和采煤工作面的风流方向反向
从而使火灾烟流直接反向或短路流入采区回负巷或主要回风巷中防止进入采煤工作面。 
?采区内设置的风流反向风门包括常开风门在正常生产条件下处于开启在状态一 
129 旦需要局部反风时应予开启均应采用不燃性材料构筑。每组风门不少于两道以防止
漏风。在技术条件允许时风门的开启或关闭应采用远距离控制的方式。 
?采区局部反风系统的反风联络巷和反风风门的布置方式应根据采区巷道的具体情
况进行合理布置如图2-2-13所示。 
 
第一百二十三条  严禁主要通风机房兼作他用。主要通风机房内必须安装水柱计、电流
表、电压表、轴承温度计等仪表还必须有直通矿调度室的电话并有反风操作系统图、司
机岗位责任制和操作规程。主要通风机的运转应由专职司机负责司机应每小时将通风机运
转情况记入转运记录簿内发现异常立即报告。 
 
【解读】本条是关于主要通风机房管理的规定。 
 
主要通风机房是煤矿的要害部门房内安设的主要通风机及其附属设备如电动机、反
风操作装置、电控装置和各种检测仪表等都必须时刻保持正常运行和完好状态。否则将
严重影响矿井通风系统的的稳定、可靠性诱发通风瓦斯隐患甚至导致重大灾害事故。对主
要通风机房必须严格管理不得兼作他用也不准任何闲散人员人内房内必须有直通矿调
度室的电话主要通风机的运转应由专职司机负责等。水柱计、电流表、电压表、轴承温度
计等仪表是用来连续检测主要通风机的风压和电动机运行参数变化状况的重要仪表是表
示主要通风机运行状态的主要依据。所以通风机房内必须安装这些仪表司机还应每小时
将通风机运转情况记入运转记录簿内发现异常立即报告。 
 
第一百二十四条  因检修、停电或其他原因停止主要通风机运转时必须制定停风措施。 
 
变电所或电厂在停电以前必须将预计停电时间通知矿调度室。主要通风机停止运转时
受停风影响的地点必须立即停止工作、切断电源工作人员先撤到进风巷道中由值班矿
长迅速决定全矿井是否停止生产、工作人员是否全部撤出。 
主要通风机停止运转期间对由1台主要通风机担负全矿通风的矿井必须打开井口防
爆门和有关风门利用自然风压通风对由多台主要通风机联合通风的矿井必须正确控制
风流防止风流紊乱。  
130  
【解读】本条是关于主要通风机因故停止运转时管理的规定。 
 
主要通风机由于停电、检修或其他原因停止运转时井下受停风影响的地点就会处于微
风或无风状态空气中的瓦斯和各种有害气体的浓度就会急剧上升而超限极易酿成人员窒
息或瓦斯燃爆事故。所以主要通风机停止运转时必须制定停风措施受停风影响的地点
必须停止工作切断电源人员撒到进风巷道再由值班矿长迅速决定是否停止生产、工作
人员是否全部撤出。 
 
第一百二十五条  矿井通风系统中如果某一分区风路风阻过大主要通风机不能供给
其足够风量时可在井下安设辅助通风机但必须供给辅助通风机房新鲜风流在辅助通风
机停止运转期间必须打开绕道风门。 
严禁在煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井中安设辅助通风机。 
 
【解读】本条是关于在井下安设辅助通风机的规定。 
 
为了供给某些用风地点的足够风量在通风阻力过大的某一分区可以安设辅助通风机
(辅助通风机是指某分区通风阻力过大、主要通风机不能供给足够风量时为了增加风量而
在该区使用的通风机)形成与主要通风机呈串联运行的通风网络以提高该分区的通风风
压和克服过大的通风阻力。辅助通风机房必须设置在新鲜风流中。这是因为辅助通风机房内
安设有辅助通风机、供电、电控等许多机电设备如果通风机房设置在回风系统内一是回
风空气污浊、潮湿对设备的防腐、防爆性能不利二是设备检修十分不便且有较大危险。 
井下安设辅助通风机时应满足下列要求 
(1)在新建、改扩建矿井设计时中均不得在井下安设辅助通风机。 
(2)在生产矿井中一般也不应在井下安设辅助通风机。但若某一分区风路阻力过大或
在矿井开采末期某一分区风路过长主要通风机不能供给起足够风量并在时间上无法实现
改建通风工程时可在井下安设辅助通风机。 
(3)在井下安设辅助通风机必须根据辅助通风机服务期间内通风最困难时的风量、风
压和风阻等进行计算选定合适的辅助通风机能力和型号。 
(4)辅助通风机必须安设在进风流的巷道(绕道)或硐室中并在其并联巷道(绕道)内必须
至少设置两道风门风门必须向压力大的方向开启如图2-2-2b所示两道风门的问距应
大于一列车的长度以不妨碍运输。 
(5)辅助通风机吸入端风流中的瓦斯浓度不得超过0.5%并有专人经常检查发现问题
及时报告并立即处理。 
(6)辅助通风机正常运转时必须关闭并联巷道(绕道)的两道风门以防止风流循环在
辅助通风机因故停止运转时要立即关闭辅助通风机房内的风门同时必须迅速打开并联巷
道(绕道)的两道风门恢复主要通风机全风压的通风系统以保持该分区内仍有风流通过。 
重新启动辅助通风机之前必须检查附近20m以内的瓦斯浓度低于规定值时方可
启动。 
(7)辅助通风机房必须符合下列要求 
①设在新鲜风流中 
②有能够行人的直达主要进风巷道的进风巷 
③设有直达矿调度室的专用电话 
④配有专职司机负责辅助通风机的正常运转和绕道风门的控制并备有辅助通风机的 
131 运行记录。 
(8)辅助通风机必须有专用供电线路在供电线路上不得分接任何负荷。 
(9)辅助通风机需要检修停止运转时必须制订安全技术措施辅助通风机所负担的通
风区域必须停止工作撤出人员切断电源。 
(10)在采区附近安设辅助通风机时要选择合适位置避免产生通过采区的循环风或漏
风而加速采空区自然发火。 
(11)要加强对辅助通风机的管理必须及时调整主要通风机和辅助通风机的工况点使
之配合。如果辅助通风机能力过大可能造成并联风路中其他分支的风量不足、无风甚至反
风这是绝对不允许的。万一出现这种情况要立即增加辅助通风机所在巷道的风阻。 
(12)当矿井主要通风机需要进行反风时辅助通风机必须停止运转并打开绕道风门。
若主要通风机一旦停止运转时也要立即停止辅助通风机运转同时盯开绕道风门以免邻
近采区的风流逆转导致循环风。 
(13)在井下安设辅助通风机管理复杂安全性较差。有煤与瓦斯突出危险的矿井严
禁在井下安设辅助通风机高瓦斯或煤层容易自燃的矿井不宜应用低瓦斯矿井应用时也
必须慎重。 
 
第一百二十六条  矿井开拓或准备采区时在设计中必须根据该处全风压供风量和瓦斯
涌出量编制通风设计。掘进巷道的通风方式、局部通风机和风筒的安装和使用等应在作业规
程中明确规定。 
 
【解读】本条是关于编制局部通风设计的规定。 
 
掘进工作面是瓦斯煤尘燃爆事故的多发地点也是矿井通风管理的核心地点之一因此
在矿井开拓或准备采区时必须编制巷道掘进时的局部通风设计。局部通风设计是煤矿开采
和矿井通风设计的重要组成部分。因为掘进工作面的供风量和瓦斯涌出的大小是关系到能
否发生瓦斯超限或积聚乃至燃爆事故的两个至关重要的参数所以"在设计中必须根据该
处全风压供风量和瓦斯涌出量编制通风设计"。而巷道掘进时采用何种通风方式(压人式、抽
出式、混合式)、局部通风机安设的位置(必须安设在新鲜风流中且距回风口不得小于10m)、
风筒的接设与吊挂等都是严重影响局部通风机能否发生循环风、能否供给足够有效风量和
使掘进工作面及其回风巷道内的风流瓦斯浓度达到《规程》规定以下的重要因素关系到局
部通风的稳定、可靠性。因此掘进巷巷道的通风方式、局部通风机和风筒的安设和使用等
均应在作业规程中明确规定。 
1编制局部通风设计时应遵循以下原则和要求 
(1)掘进巷道必须采用全风压或局部通风机通风不得采用扩散通风。深度不超6m、人
口宽度不小于15m、无瓦斯涌出的硐室可采用扩散通风。 
(2)机电硐室必须设在进风流中若设在回风流中则必须制定安全措施并在其人风
口安设瓦斯自动报警断电装置(瓦斯浓度不超过0.5%)。 
(3)掘进工作面的通风方式必须符合《规程》第一百二十七条规定。 
(4)每个独立通风的掘进面的需要风量应按瓦斯涌出量、炸药用量、作业人数等分别
计算和用风速进行验算一并取其最大值。 
(5)局部通风设计必须履行审批程序。 
2.局部通风设计及其说明书要包含以下内容 
(1)掘进工作面的地点、名称、煤岩层别、最大送风距离。 
(2)施工队组名称、作业方式和劳工组织情况。  
132 (3)巷道设计断面、净断面大小和支护形式。 
(4)采区通风系统、局部通风方式和通风机安装地点并附系统图。 
(5)掘进煤层的瓦斯参数及依据。 
(6)掘进工作面所需风量计算。 
(7)局部通风机及其设备选择。 
(8)明确瓦斯监测装置的安装、吊挂、断电浓度和断电范围并附安装布置图。 
(9)掘进工作面供电设计报告其中必须包括局部通风机和动力设备的供电系统图、“三
专供电”和“两闭锁”接线原理图、设备布置平面图以及风电闭锁试验和电气设备管理安全
措施。 
(10)采取“边掘边抽”瓦斯措施时要有瓦斯抽放设计报告其中包括预计瓦斯涌出量、
风排瓦斯量、边抽瓦斯量、边抽瓦斯工程量、钻孔布置及有关参数等并附抽放系统图。 
 
第一百二十七条  掘进巷道必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风。煤巷、半煤岩
巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式不得采用抽出式(压气、水力引射器
不受此限)如果采用混合式必须制定安全措施。瓦斯喷出区域和煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)
突出煤层的掘进通风方式必须采用压入式。 
 
【解读】本条是关于局部通风方式的规定。 
 
1对局部地点进行通风的局部通风 
其主要方式有全风压通风、局部通风机通风和扩散通风。当巷道掘进到一定距离时由
于巷道口与掘进工作面(迎头)之间没有风压差风流就没有动力流向工作面。因此为了对
巷道和工作面进行有效的通风就必须在巷道内设置纵向风幢(墙)或采用导风筒构成全风压
通风系统迫使风流流向掘进工作面及其巷道而实施通风也可采用局部通风机对巷道和工
作面进行通风。但由于扩散通风所产生的风压及其作用距离都比较小不能满足较长距离的
通风要求。故此《规程》规定"掘进巷道必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风"而
不得采用扩散通风。 
2.局部通风机通风的方式 
包括压人式、抽出式和混合式三种。压人式通风是利用局部通风机将新鲜风流经风筒压
人掘进工作面同时将污浊空气经巷道排出的一种通风方式。压入式通风是较为安全和应用
最多的一种掘进通风方式。 
抽出式通风是将污浊空气经风筒和局部通风机抽出新鲜风流由巷道流人的一种通风方
式。抽出式通风存在以下缺点或隐患 
(1)工作面含有瓦斯的污浊风流经过局部通风机时较为危险尤其在临时停风致使工
作面风流瓦斯浓度超过10%或3.0%而需要排风瓦斯时更加危险 
(2)目前我国生产的局部通风机的防爆、防静电和防摩擦火花性能较差运转时如果吸
人含有较高瓦斯浓度的风流容易诱发爆炸事故 
(3)由于《规程》第一百二十九条规定"只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中
的瓦斯浓度都不超过0.5%时方可人工启动局部通风机"如果采用抽出式通风则当工作
面瓦斯浓度达到10%或3.0%时排放瓦斯工作将无法进行。该条规定"煤巷、半煤岩巷和有
瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压人式不得采用抽出式"。 
3.掘进巷道采用混合式通风必须符合以下要求 
(1)无论岩巷、煤巷或半煤岩巷的掘进采用混合式局部通风时应制定专门的通风设计说
明书列入掘进作业规程。在瓦斯喷出或煤与瓦斯突出的煤、岩层中不得采用混合式通风方 
133 式。 
(2)掘进巷道的混合式通风都必须采用局部通风机通风不得采用风障通风。 
(3)掘进巷道采用混合式通风时其布置应遵守以下规定 
①混合式通风应采用"长压短抽"的方
式如图2-2-14所示。其中压人式通风的风
筒出风口或抽出式通风的风筒吸风口与掘
进工作面的距离应分别在风流的有效射程
或有效吸程范围内但抽出式通风的风筒吸
风口与掘进工作面的距离不得大于5m 
②混合通风方式中的抽出式局部通风
机(或除尘风机)的风量应大于压人式局部通
风机的风量(Q2>Q1)且掘进巷道各处的风速
(V1、V2)都必须符合《规程》第一百零一条的规定。 
③有瓦斯涌出的掘进工作面抽出式通
风的风筒吸风口应安设瓦斯自动监测报警
断电装置保证吸人风流中的瓦斯浓度不超
过1%。 
④抽出式局部通风机(或除尘风机)必须与压人式局部通风机闭锁联动当压入式局部通
风机停止运转时抽出式局部通风机自动停止运转压入式局部通风机未启动时抽出式局
部通风机被闭锁不能先启动。 
(4)抽出式局部通风机必须采用经国家检定单位对防爆和防摩擦火花检验合格的抽出
式局部通风机。 
(5)除尘风机、抽出式局部通风机和位于掘进工作面附近100m范围内的压入式局部通风
机其噪声不应超过85dB(A)并应安设配套的消音器。 
 
第一百二十八条  安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定 
(一)局部通风机必须由指定人员负责管理保证正常运转。 
(二)压入式局部通风机和启动装臵必须安装在进风巷道中距掘进巷道回风口不得小
于10m全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量局部通风机安装地点到回
风口间的巷道中的最低风这必须符合本规程第一百零一条的有关规定。 
(三)必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通
风机和风筒的安设应在作业规程中明确规定。 
(四)低瓦斯矿井掘进工作面的局部通风机可采用装有选择性漏电保护装臵的供电线路
供电或与采煤工作面分开供电。 
(五)瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤(岩)与瓦斯(二氧化破)突出矿井中掘进工作面的
局部通风机应采用三专(专用变压器、专用开关、专用线路)供电也可采用装有选择性漏电
保护装臵的供电线路供电但每天应有专人检查1次保证局部通风机可靠运转。 
(六)严禁使用3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局
部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭
锁保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。使用2台局部通风机供风
的2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。 
 
【解读】本条是关于局部通风机安设与使用的规定。  
134  
1局部通风机必须由专人负责管理 
局部通风机是保证掘进巷道供给新鲜空气以便作业人员呼吸和稀释、排除有害气体的主
要设备。保持局部通风机的正常运转也是防止瓦斯事故的必备条件。由于局部通风机的管
理混乱随意停开局部通风机导致瓦斯积聚而引发瓦斯燃爆事故曾多次发生教训是沉痛的。
因此《规程》规定"局部通风机必须由指定人员负责管理"是十分必要的。"指定人员负责管
理"可分为以下三种情况一是由在该掘进面作业的班组长本人负责局部通风机的管理二
是由班组长指定本班组的其他人员负责管理三是由专职看管局部通风机的工种人员负责管
理。前两种情况的班组长或指定人员对局部通风机实行的是"兼职"管理而第三种情况是
"专职"管理。无论"兼职"还是"专职"都必须尽到以下责任 
(1)负责局部通风机的正常运转严禁和制止任何人随意停、开局部通风机。 
(2)局部通风机因故障停止运转负责撤出人员和尽'快找电工维修在局部通风机及其
开关附近10m内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时经瓦斯检查员同意后方可亲自启动局
部通风机并做好故障原因和停风时间等有关情况的记录。 
(3)参与和协助通风部门(人员)的排放瓦斯、接设风筒等工作。 
(4)专职看管局部通风机的工种人员必须坚守岗位不得离开局部通风机2m以外。 
(5)负责将本班局部通风机运转情况向下一个班次管理局部通风机的指定人员交接清
楚。 
2.局部通风机安设地点及该处的供风量必须符合规定 
该条规定局部通风机必须安装在进风巷道中、距巷道回风口不得小于10m、该地点的风
量必须大于局部通风机的吸风量、该地点到回风口这段巷道内的风速必须达到或超过〈规程》
规定的最低风速等这些规定的目的都是为了防止局部通风机发生循环风。循环风的害处是
将掘进工作面的乏风反复返回掘进工作面有毒有害气体和粉尘浓度越来越大不仅使作业
环境越来越恶化更为严重的是由于风流瓦斯浓度不断增加当其进入局部通风机时极易
引起瓦斯爆炸事故。 
为了保证局部通风机不发生循环风和风流瓦斯浓度符合规定安设局部通风机地点(巷
道)的供风量必须大于局部通风机吸风量的13倍。其依据是 局风
巷风
局风
巷风局风Q
Q
QQQ34
.1
%0.1%75.0%
75.0
%10

 
式中  Q巷风——安设局部通风机巷道的供风量m3/min 
      0.75%——矿井总回风巷或一翼回风巷中风流瓦斯尝试 
Q局风——局部通风机的吸风量m3/min 
1.0%——掘进工作面风流瓦斯浓度。 
为保证安设局部通风机地点到回风口这段巷道内的风速达到或超过《规程》规定的最低
风速必须使安设局部通风地点巷道的供风量符合下列要求 
岩巷                          Q巷风≥Q局风+9S3Ii 
煤巷                          Q巷风≥Q局风+15S3Ii 式中  Q巷风——安设局部通风机巷道的供风量m3/min       Q局风——局部通风机的吸风量m3/min       S——安设局部通风机巷道的断面㎡ 
      9、15——《规程》规定的岩巷最低风速0.15m/s、煤巷最低风速0.25m/s换算成
分钟风速9m/min、15m/min 
Ii——同时运转的局部通风机台数台。  
135 3风筒的安设应符合要求 
风筒是确保掘进工作面供给足够有效风量的关键设备必须加强管理与维护。风筒接设
与管理应符合下列要求 
?必须采用抗静电、阻燃风筒。 
?风筒末端到工作面的距离和出口风量要在作业规程中做出明确规定。风筒末端到工
作面的距离不应太近以免吹起矿尘影响现场作业和损害人员健康更不应太远以免风速
过低引起瓦斯超限一般以1015m为宜风筒出口风量不应小于40m3/min。 
?风筒接头严密无破口、无反接头软质风筒接头要反压边硬质风筒接头要加垫
上紧螺钉。 
?风筒吊挂要平直逢环必挂铁风筒每节至少吊挂2点。 
?风筒拐变处要缓慢拐变或设弯头不准拐死弯异径风筒接头要有过渡节先大后小
不准化接。 
?加强管理不准损坏风筒风筒应实行逐节编号管理在第1、2节风筒之间接设“卸
压三通”。 
?要保证工作面和回风流的瓦斯不限巷道中的风速符合规定。 
4局部通风机应采用“采掘分开”供电和“三专”供电。 
有些矿局部通风机的供电没有专用线路而是与采掘工作面的动力电源相连由于工作
面电器设备较多经常因超负荷而造成断电导致局部通风机频繁停止运转、工作面频繁停风、
瓦斯超限和积聚现象频繁发生。 
为保证局部通风机的供电可靠、使风机连续正常运转低瓦斯矿井的局部通风机就采用
装有选择性漏电保护装置和供电线路供电如图2-2-15a所示或与采煤工作面分开供
电瓦斯喷出区域和高、突矿井中的局部通风机应采用三专供电即每个掘进工作面的局部
通风机的电源直接从采区变电所采用专用变压器、专用开关、专用线路向局部通风机供电
如图2-15(b)所示。 
对“三专”供电设备应加强管理与维护做到 
(1)要指定专人或由电气值班人员负责操作定期对变压器、开关和线路进行检查和维
护。 
  
136 (2)对"三专"设备应在采区变电所内设立标志牌表明使用地点、设备容量、线路电压、
电缆截面、管理负责人等。 
(3)要设立专用运行记录簿详细记录停送电时间、故障处理结果并在发生停电故障
时及时报告矿调度室。 
5.严禁3(1)台局部通风机向1(2)个掘面供风 
有的矿井为了解决由于掘进巷道距离较长、瓦斯涌出量较大、通风能力不足的难题
采取了布置2台、3台或3台以上的局部通风机同时向1个掘进工作面供风的措施。这种布
置方法有两个明显的缺点一是造成掘进巷道的管理混乱接设多条风筒占据巷道大量断面
不仅行人、运料不便而且影响对巷道侧帮和顶板瓦斯与有害气体的检查对风筒的检查、
维护也很困难二是一旦其中1台局部通风机出现故障将会造成供风不足而引起瓦斯超限或
积聚甚至诱发爆炸事故。1997年5月28日抚顺龙凤矿7403-W入顺掘进工作面三岔口
处发生死亡69人的瓦斯爆炸事故与2台局部通风机中的1台停止运转有关。《规程》规定
严禁使用3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风是有一定根据的。 
至于"不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风"的规定依据主要是
由1台局部通风机连接出2趟并联风筒其长度不同。根据并联通风的特点风筒长者阻力
大、通过的风量就少反之相反。这就导致了掘进距离较长、瓦斯涌出量和需风量较大的工
作面却因风筒较长而不能得到足够风量而掘进距离较短、瓦斯涌出量和需风量较小的掘进
面却因风筒较短而风量有余。因此使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供
风不能或很难做到同时满足2个掘进工作面各自的风量要求。有一些矿井对此没有深刻认
识没能严格执行该项规定而由此引发的重大事故也时有发生。1997年11月13日淮
南潘三矿采用一台局部通风机向两个掘进面供风另一台局部通风机又向其中的一个掘进面
供风如图2-2-16所示这种“1台供2面、2台供1面”的通风方式管理十分困难。结
果其中一个掘进面风量不足、爆破引燃积聚的瓦斯、继而又连续发生7次瓦斯煤尘爆炸酿
成了88人死亡的惨剧。 
 
6局部通风机必须实行风电闭锁  
137 井下使用局部通风机的地点必须实行负电闭锁使用2台局部通风机供风的2台局
部通风机都必须同时实现风电闭锁。其功能内容为 
?局部通风机停止运转时立即切断停风区域内全部非本质安全型电器设备的电源 
?局部通风机启动工作面风量符合要求后才可向供风区域送电。 
 
第一百二十九条  使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风因检修、停电等原因
停风时必须撤出人员切断电源。 
恢复通风前必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓
度都不得超过0.5%时方可人工开启局部通风机。 
 
【解读】本条是关于掘进工作面停风的规定。 
 
巷道掘进时的瓦斯涌出量一部分来自掘进工作面另一个部分来源于巷道周围的煤(岩)
层巷道越长涌出量愈大。即使工作面停工巷道瓦斯仍在涌出。如若停风盲巷内定会积
存大量瓦斯时间稍长就会导致人员窒息或发生爆炸的重大隐患。因此《规程》规定掘进
工作面不得停风因检修、停电等原因临时停风时必须撤出人员切断电源。恢复通风前
必须检查瓦斯只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%
时方可人工启动局部通风机以免引爆巷道中涌出的瓦斯酿成灾害事故。 
 
第一百三十条  井下爆炸材料库必须有独立的通风系统回风风流必须直接引入矿井的
总回风巷或主要回风巷中。新建矿井采用对角式通风系统时投产初期可利用采区岩石上山
或用不燃性材料支护和不燃性背板背严的煤层上山作爆炸材料库的回风巷。必须保证爆炸材
料库每小时能有其总容积4倍的风量。 
 
【解读】本条是关于对井下爆炸材料库通风的规定。 
 
炸药和雷管属爆炸危险品爆炸后的冲击波和有害气体所产生的破坏性和危害性是巨大
的。为了防止和控制井下爆炸材料库储存的炸药和雷管一旦发生燃爆所造成灾情的扩大《规
程》规定井下爆炸材料库必须有独立的通风系统回风风流必须直接引人矿井的总回风巷
或主要回风巷同时在井下爆炸材料库的回风侧不应布置任何通风设施以便爆炸产生
的气流和烟雾畅通无阻直接排至地面而不危及其他地点以减小灾情。 
 
第一百三十一条  井下充电室必须有独立的通风系统回风风流应引入回风巷。 
井下充电室在同一时间内5t及其以下的电机车充电电池的数量不超过3组、5t以
上的电机车充电电池的数量不超过1纽时可不采用独立的风流通风但必须在新鲜风流中。 
井下充电室风流中以及局部积聚处的氢气浓度不得超过0.5%。 
 
【解读】本条是关于对井下充电硐室的规定。 
 
由于井下充电硐室内经常存放和有正在充电的蓄电池机车而蓄电池组箱内装有大量
的浓硫酸并经常补充蒸发的硫酸蒸气对作业人员的呼吸系统有强烈的刺激作用同时蓄
电池在充电过程中还会产生氢气当氢气浓度过高时对人的呼吸也有影响(其在空气中的浓
度应小于0.5%)氢气还是可燃气体(当浓度达到4.0%75%时就会发生爆炸)。因此《规
程》规定了井下充电硐室必须有独立的通风系统使充电硐室中产生的浓硫酸蒸气和氢气直 
138 接排入矿井回风道中以保持充电硐室中良好的空气成分维护作业人员的健康和确保矿井
安全。 
 
第一百三十二条  井下机电设备凋室应设在进风风流中。如果硐室深度不超过6m、入
口宽度不小于1.5m而无瓦斯涌出可采用扩散通风。 
井下个别机电设备凋室可设在回风流中但此风流中的瓦斯浓度不得超过0.5%并
必须安装甲烷断电仪。采区变电所必须有独立的通风系统。 
 
【解读】本条是关于机电设备硐室设置及相关的规定。 
 
井下机电设备硐室如高压点、配电室等在电气设备运行和检修时会出现电火花
特别是高压点由于电压较高容易出现漏电、击穿现象如果回风流中含有一定浓度的瓦斯
会引发爆炸。另外机电硐室设在进风流中更有利于将机电设备产生的热量带走能有效
地降低硐室中的空气温度。 
井下某些硐室如躲避硐室、慢速绞车辆室等可直接利用硐室附近的扩散风通风但
当硐室(包括机电硐室)深度过长、入口宽度过小扩散风不易进入会造成微风或无风现象。
同时要求硐室内不得含有瓦斯以免瓦斯积聚发生危险。井下个别机电硐室因生产需要必
须设在回风流中要求瓦斯浓度不能超过0.5%并安装甲烷断电仪。一方面预防设备产生
电火花而引发瓦斯爆炸另一方面当瓦斯浓度达到0.5%时仪器会自动报警并断电防止
发生意外事故。 
由于采区内瓦斯涌出量较大要求采区变电所必须有独立的进风巷和通风系统一般设
在采区运输上(下)山和轨道上(下)山之间使进入采区变电所的风流直接从一上(下)山进入而
从另一上(下)山流出防止瓦斯进入采区变电所。 
 第二节  瓦斯防治  
第一百三十三条  一个矿井中只要有一个煤(岩)层发现瓦斯该矿井即为瓦斯矿井。瓦
斯矿井必须依照矿井瓦斯等级进行管理。 
矿井瓦斯等级根据矿井相对瓦斯涌出量、矿井绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出形式划分为 
(一)低瓦斯矿井矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量小于
或等于4m3/min。 (二)高瓦斯矿井矿井相对瓦斯涌出量大于10m3/t或矿井绝对瓦斯涌出量大于4m3/min。 (三)煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井。 
每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作报省(自治区、直辖市)
负责煤炭行业管理的部门审批并报省级煤矿安全监察机构备案。上报时应包括开采煤层最
短发火期和自燃倾向性、煤尘爆炸性的鉴定结果。 
新矿井设计文件中应有各煤层的瓦斯含量资料。 
 
【解读】本条是关于矿井瓦斯等级和鉴定方法的规定。 
 
矿井瓦斯是煤矿重大灾害之一。按照矿井瓦斯涌出量的大小及其危害程度将瓦斯矿井
分为不同的等级其主要目的是为了做到区别对待采取不同的针对性的技术措施与装备
对矿井瓦斯进行有效管理与防治以创造良好的作业环境和为安全生产提供保障。  
139 1矿井瓦斯等级及其划分标准 
1)矿井瓦斯等级 
世界主要产煤国家对瓦斯矿井划分的等级不尽相同。如德国将瓦斯矿井分为6个级别
波兰分为5级印度和日本分为3级和2级美国只是将煤矿分为瓦斯矿井和非瓦斯矿井而
对瓦斯矿井不再分级。 
我国在20世纪5060年代一直沿用原苏联的矿井瓦斯等级划分方法将瓦斯矿井划分
为4个等级即一级、二级、三级和超级。其中超级瓦斯矿井包括瓦斯喷出或有煤与瓦斯突
出的矿井。80年代以来将一级、二级瓦斯矿井合并为低瓦斯矿井将三级和超级瓦斯矿
井中的非突出矿井合并为高瓦斯矿井将具有煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险的矿井列为
突出矿井。即共分为三个级别。 
2)矿井瓦斯等级划分标准 
一般说来世界产煤国家大多采用矿井相对瓦斯涌出量(m3/t)作为矿井瓦斯等级划分的
标准也有的将矿井回风流中的瓦斯浓度作为划分标准(如英国)或附加这一标准(如印度)。
我国在2001年以前也是采用矿井相对瓦斯涌出量作为矿井瓦斯等级划分的标准。 
相对瓦斯涌出量(m3/t)与矿井实际生产原煤的数量有着直接关系仅仅采用这一单个指
标划分矿井瓦斯等级不能直观地反映出矿井瓦斯涌出量的真实大小和灾害程度。即绝对瓦
斯涌出量很小、相对瓦斯涌出量较大的矿井可能被定为高瓦斯矿井而绝对瓦斯涌出量很大、
相对瓦斯涌出量较小的矿井可能被定为低瓦斯矿井。如绝对瓦斯涌出量仅为3.0m3/min时
的15万t/a以下的小型煤矿的相对瓦斯涌出量都大于10m3/t都应划分为高瓦斯矿井而绝对瓦斯涌出量为4m3/min时产量在210万t/a以上的较大型矿井的相对瓦斯涌出量都小于10m3/t都应划分为低瓦斯矿井。显然这样划分是不合理的口因此在2001年颁发和2004年修订的《煤矿安全规程》中对高瓦斯矿井的划分标准增加了绝对瓦斯涌出量大于
4m3/min的条件将矿井瓦斯等级根据矿井相对瓦斯涌出量、矿井绝对瓦斯涌出量和瓦斯
涌出形式划分为低瓦斯矿井(矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出
量小于4m3/min)、高瓦斯矿井(矿井相对瓦斯涌出量大于10m3/t或矿井绝对瓦斯涌出量大于
4m3/min)和煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井。 另外(煤矿安全规程》第一百三十四条还规定在低瓦斯矿井中如果相对瓦斯涌出
量大于10m3/t或有瓦斯喷出的个别区域(采区或工作面)为高瓦斯区该区应按高瓦斯矿井管
理。 
2.矿井瓦斯等级鉴定方法 
矿井瓦斯等级鉴定工作其实质就是采用较为科学合理的方法测定出矿井在实际生产
过程中的绝对瓦斯涌出量(m3/min)和相对瓦斯涌出量(m3/t)这两个参数以此来确定矿井瓦斯
等级。 
矿井瓦斯等级鉴定工作一般按以下步骤进行。 
1组织准备工作 
(1)组织准备 
①成立以矿技术负责人为组长有通风、安监、救护等部门人员参加的瓦斯等级鉴定小
组②按矿井范围进行分区、分工指定专人在测定日、测定地点进行测定工作准确计算
和做好记录 
③编制瓦斯等级鉴定工作的注意事项和安全措施。 
(2)物质准备 
①准备好鉴定工作所需的各种仪器、仪表和图表包括瓦斯检定器、风表、秒表、皮尺
等以及有关记录表格、图、纸、笔等 
②对所用的瓦斯检定器、风表等仪器必须预先进行检验和校正以保证所测数据准确 
140 可靠 
③做好鉴定月份内全矿井和各区域的原煤产量、瓦斯抽放量的统计工作。 
2)选择测定站(点) 
(1)根据矿井范围和采掘工作面的分布情况预先选择好测定站的位置做好标志和测
量好断面并加以编号。 
(2)测定站选择的原则是要能真实反映该矿井、各煤层、各水平、各区域(各翼、各采
区、各工作面)的回风量和瓦斯涌出状况。因此测定站的具体位置应结合矿井生产系统和
通风系统的具体情况进行确定。一般在矿井的总回风道、各独立通风区域的回风道、矿井一
翼、各煤层、各水平、各采区和各采煤工作面的回风道内选择合适地点均应设立测定点。
考虑到瓦斯来源和为分析瓦斯涌出状况提供依据各掘进工作面的回风道也应设立测定点。 
(3)测定站应尽量选择原有的测风站如果附近无测风站可选取断面规整、无杂物堆
积的一段平直巷道作为测定点但绝对不要选在涡流和严重漏风的地点。 
(4)测定站(点)前后10m巷道内不应有障碍物或拐弯、断面扩大或缩小测定点要布置
在风流分叉或与其他风流汇合前1530m的地方。 
3)井下测定 
矿井瓦斯等级鉴定工作要在正常生产条件下进行。按每一自然矿井、煤层、一翼、水平
和采区分别测定、计算月平均日产煤1t的瓦斯涌出量即相对瓦斯涌出量(m3/t)和绝对瓦
斯涌出量(m3/min)并取其中最大值来确定矿井瓦斯等级。 ①根据当地气候条件鉴定时间应选择在瓦斯涌出量较大的一个月份进行一般在7、
8月或3、4月。 
②在鉴定月份的月初、月中、月末各选择一天作为鉴定日(如5、15、25日)鉴定日的
原煤生产和通风状况必须保持正常。 
③在每一个鉴定日内还要分早、中、晚三个班次分别进行测定工作。四班工作制的矿
井测定工作应在四个班次内进行。且每次测定工作都应在本班生产进入正常后进行。 
④每次测定的主要内容包括各测点的风量、空气温度、瓦斯与二氧化碳的浓度等。为确
保测定资料准确测定方法和测定次数要符合操作规程每一个参数每个班次必须测定3
次取其平均值作为本班次的测定结果。每次测定结果都要记入记录表内见表2-2-28。 
4)测定资料的整理 
表2-2-28 井下实测记录表 地点
 班次 次序 
风  量 
瓦斯
浓度% 
二氧化
碳浓度
/% 
备注 
巷道断
面/㎡ 
表速
/r〃min-

风速
/m〃min-1 
温度
/℃ 
风量
/m3〃min-1 
 
早 
1         
 2         
 3         
 平均         
 
中 
1         
 2         
 3         
 平均         
 
晚 
1         
 2         
 3         
 平均          
141 将矿井、煤层、一翼、水平或采区测得的记录资料进行计算汇总后填写在瓦斯和二氧
化碳测定基础资料表中见表2-2-29。 
表2-2-29中的每个班次的瓦斯或二氧化碳涌出量应按下列计算 
瓦斯涌出量=风量3瓦斯浓度m3/min 
按表内各栏计算为 
第一班3=132/100m3/min 
第二班6=435/100m3/min 第三班9=738/100m3/min 三班平均瓦斯涌出量=[3+6+9]/3m3/min 在填写和计算表2-2-29时必须注意以下几点 
①实行四班工作制的矿井矿井瓦斯和二氧化碳的计算均应按四班工作制进行 
②计算煤层、一翼、水平或采区的瓦斯涌出量时均应扣除进风流中的瓦斯含量在计
算各测点的二氧化碳绝对涌出量时要从实测的二氧化碳浓度中减去地面空气中二氧化碳的
含量 
③实施瓦斯抽放的矿井在鉴定日内还要测定相关地区的瓦斯抽放量。矿井瓦斯等级的
划分也必须按照包括抽放量在内的相对和绝对瓦斯涌出量来确定。 
5)矿井瓦斯等级的确定。 
矿井瓦斯等级鉴定报告要按表2-2-30、2-2-31的格式进行填写和计算。表2-2-30
填写方法如下。 
在鉴定月的上、中、下三旬进行测定的三天中选取瓦斯涌出量包括抽放量最大一
天来计算平均日产1t煤的瓦斯涌出量m3/t。其计算公式为 
平均吨煤瓦斯涌出量7=144033/6m3/min  
142 表2-2-29  瓦斯和二氧化碳测定基础资料表 
___________矿集团公司_________矿________井___________煤层____________翼_________水平_________采区________年__________月 气体
名称 
旬别 日期 
第一班   第二班   第三班   
三班平均
涌出量
/m3〃min-

抽放瓦斯

/m3〃min-1 
涌出总量
/m3〃min-

月工
作天
数/d 
月产
煤量
/t 
说明 
风量
/m3〃min-1 
浓度/% 
涌出量
/m3〃min-1 
风量
/m3〃min-1 
浓度/% 
涌出量
/m3〃min-1 
风量
/m3〃min-1 
浓度/% 
涌出量
/m3〃min-1 
1 2 3 4 5 6 7 8 9 
瓦斯 
上 
 
 
 
               
中 
 
 
 
               
下 
 
 
 
               
二氧
化碳 
上 
 
 
 
               
中 
 
 
 
               
下 
 
 
 
                
  
143 表2-2-30  矿用瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定测算表 气体名称
 
矿井、煤层、一翼、水
平、采区名称 
三旬中最大一天的涌出量/m3〃
min-1 
月实际工作日 月产煤量/t 月平均日产煤量/t〃d-

日产吨煤相对涌出量
/m3〃
t-1 
说明 
风排 抽放 总量 
  1 2 3 4 5 6 7  
瓦斯     
   
  
二氧化碳       
技术负责人                                                 审核人                                                                     制表人     
表2-2-31   矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定结果报告表 ______________________局集团公司_____________________________矿______________井                                                              ________________年_____________月    
矿井名称 
瓦斯 二氧化碳 
煤层自燃
倾向性等
级 
矿长姓名 
证件号码 
全矿井 采区 
鉴定等级 
上年度鉴
定等级 
全矿井 采区 
鉴定等级 
上年度鉴
定等级 
采矿许可
证 
生产许可
证 
相对量
/m3〃
t-1 
绝对量
/m3〃min-1 
是否突出 
最大相对
量/m3〃t-1 
相对量
/m3〃t-1 
绝对量
/m3〃min-1 
是否突出 
最大相对
量/m3〃t-1 
                 
                 
                 
                 
                 
                 
                 
                 
                 
技术负责人                                                 审核人                                                                     制表人   www.yanziedu.com 
 表2-2-31是经过等级鉴定测算后的结果汇总报告表。根据《煤矿安全规程》第一百三
十三条规定确定矿井瓦斯等级。 
6)矿井瓦斯等级鉴定的报批 
鉴定等级的矿井要将必备材料上报给上级直接管辖单位(矿务局、集团公司、县煤炭
工业局等)直接管辖单位应根据鉴定结果并结合产量水平、生产区域和地质构造等因素
提出矿井瓦斯等级的鉴定意见连同有关资料报省(自治区、直辖市)负责煤炭行业管理的部
门审批并报省级煤矿安全监察机构备案。 
报批资料应包括 
(1)矿井瓦斯和二氧化碳测定基础资料表。 
(2)矿井瓦斯和二氧化碳测定测算表。 
(3)矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定结果报告表。 
(4)标有鉴定工作测定地点的矿井通风系统图。 
(5)矿井上年度发生内、外因火灾记录表。 
(6)煤层自然发火倾向性鉴定、煤尘爆炸性鉴定报告。 
(7)上年度发生瓦斯(二氧化碳)喷出、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出记录表。 
(8)其他有关情况说明如鉴定期间生产是否正常和瓦斯来源、及其影响因素分析等。 
3.矿井瓦斯等级鉴定注意事项与要求 
(1)各矿井每年必须进行一次瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作报省(自治区、直
辖市)负责煤炭行业管理的部门审批并报省级煤矿安全监察机构备案。 
(2)矿井瓦斯等级鉴定应以独立生产井为单位进行。 
(3)应选择在矿井正常生产条件下瓦斯涌出量最大的月份进行在计算瓦斯涌出量时应
取其最大值并应包括抽放的瓦斯量。 
(4)在进行矿井瓦斯等级鉴定期间要采集煤样由具有资质的单位或部门进行煤层自燃
倾向性等级鉴定和煤尘爆炸性鉴定。 
(5)鉴定月份中地面和井下的空气温度、湿度和气压等气象条件也应观测、记录以
备参考。 
(6)若二氧化碳鉴定的结果与瓦斯等级不同则在矿井配风时应以高者为准而安全管
理则以瓦斯为准。 
(7)煤与瓦斯突出矿井在矿井瓦斯等级鉴定期间虽然不再进行突出鉴定但必须按
照矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定的内容进行测算。 
(8)经等级鉴定为低瓦斯矿井中相对瓦斯涌出量大于10m3/t或有瓦斯喷出的个别区域
(采区或工作面)为高瓦斯区域该区应按高瓦斯矿井或防治瓦斯喷出的有关规定管理但在
下一年度矿井瓦斯等级鉴定时该地点的瓦斯涌出量下降到10m3/t以下或喷出现象已经消
失则该区域可以不再按高瓦斯矿井或防治突出规定管理。 
(9)在矿井瓦斯等级鉴定期间正在建设中的矿井也应进行瓦斯涌出量的测定。如若测
定结果特别是在煤层揭开后的实际瓦斯涌出量超过原设计确定的矿井瓦斯等级时应提出
修改矿井瓦斯等级的专门报告报原设计审批单位批准。 
 
第一百三十四条  低瓦斯矿井中相对瓦斯涌出量大于10m3/t或有瓦斯喷出的个别区
域(采区或工作面)为高瓦斯区该区应按高瓦斯矿井管理。 
 
【解读】本条是关于低瓦斯矿井中的高瓦斯区域的规定。 
由于地质构造或煤层埋藏条件的变化有的低瓦斯矿井中存有瓦斯涌出我大(>10m3/t)
或有瓦斯喷出的个别采区、工作面。将其定为高瓦斯区并按高瓦斯矿井管理其目的和意义 
145 主要是防止瓦斯涌出异常而导致瓦斯灾害事故。 
所谓"瓦斯喷出区域"是指"在20m巷道范围内涌出瓦斯量大于或等于1.0m3/min且持
续时间在8h以上时"的区域。 
 
第一百三十五条  矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化破浓度超过0.75%时必
须立即查明原因进行处理。 
 
【解读】本条是关于矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯和二氧化碳浓度的规定。 
 
这个规定不是停止作业的规定而是必须查明原因进行处理的一个隐患警告。之所以
规定为0.75%而不是1.0%主要是因为总回风巷或一翼回风巷是各个分区(采区、工作面)
通风的汇合如果定为1.0%也就意味着各个分区都可达到1.0%。而如果其中一个分区小
于1.0%则必然另外有的分区超过1.0%这样不符合分区不得超过1.0%的规定。 
因此要防止任何一个分区都不得超过1.0%的规定就必须严格控制总回风巷或一翼
回风巷的风流瓦斯浓度和二氧化碳浓度即将矿井总回风巷或一翼回风巷中的风流瓦斯浓度
控制在0.75%。 
在对矿井总回风巷或一翼回风巷风流中的瓦斯浓度或二氧化碳浓度进行测定时应遵守
下列规定 
(1)矿井总回风巷或一翼回风巷风流中的瓦斯浓度或二氧化碳浓度均应在测风站内测
定。 
(2)测定巷道风流瓦斯浓度时要在巷道风流的上部进行即将光学瓦斯检定器的二氧化
碳吸收管进气口置于巷道风流的上部(风流断面全高的上部约1/3处)进行抽气连续测定3
次取其平均值测定二氧化碳时应在巷道风流的下部进行即将光学瓦斯检定器的二氧化
碳吸收管进气口置于巷道风流的下部(风流断面全高的下部约1/5处)进行抽气首先测出该
处瓦斯浓度然后去掉二氧化碳吸收管测出该处瓦斯和二氧化碳混合气体浓度后者减去
前者再乘上校正系数即是二氧化碳的浓度这样连续测定3次取其平均值。 
(3)巷道风流范围划定为 
①有支架的巷道距支架和巷底各为50m的巷道空间内的风流如图2-2-17(a)所示 
②无支架或用锚喷、砌碴支护的巷道距巷道顶、帮、底各200mm的巷道空间内的风
流如图2-2-17(b)所示。 
 
 
第一百三十六条  采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化 
146 碳浓度超过15.%时必须停止工作撤出人员采取措施进行处理。装有矿井安全监控
系统的机械化采煤工作面、水采和煤层厚度小于0.8m的保护层的采煤工作面经抽放瓦斯
(抽放率25%以上)和增加风量已达到最高允许风速后其回风巷风流中瓦斯浓度仍不能降低
到1.0%以下时回风巷风流中瓦斯最高允许浓度为1.5%但应符合下列要求 
(一)工作面的风流控制必须可靠。 
(二)必须保持通风巷的设计断面。 
(三)必须配有专职瓦斯检查工。 
 
【解读】本条是关于采区和采掘工作面回风巷风流瓦斯浓度的规定。 
 
1.关于采区和采掘工作面回风巷风流瓦斯浓度不得超过1.0%的规定瓦斯爆炸浓度的下
限为5%。该条规定采区和采掘工作面回风巷风流瓦斯浓度不得超过1.0%而不是瓦斯爆
炸的下限浓度5%主要是考虑以下两点 
(1)安全系数。世界所有产煤国家的相关规定中无一例外地都采用了较大的安全系数。
我国采用了瓦斯爆炸下限浓度5倍的安全系数即1.0%。主要是因为 
①井下空气中瓦斯浓度的分布无论在时间和空间上都是不均匀的且在不断发生变化
检查人员在测定时间和空间上存在漏检性 
②测定仪器有一定的允许误差 
③检测人员存在一定的读数误差。 
(2)瓦斯爆炸的影响因素。瓦斯爆炸的下限浓度5%是指在没有其他任何影响因素条件
下对地面新鲜空气而言的。而矿井空气的成分和质量较地面空气有较大差异加上井下生
产的特殊环境有很多影响因素致使瓦斯爆炸的下限浓度发生变化。如 
①空气中的煤尘浓度达到5g/m3时瓦斯爆炸下限浓度降到3.0%8g/m3时下降到2.5%
②较高的温度能够引燃较低浓度的瓦斯810℃的火源(电火等)可引燃浓度为2.0%的瓦斯 
③空气温度超过700℃(发火点附近、火区内等)时瓦斯爆炸下限浓度降到3.25%等。 
2.关于采区和采掘工作面回风巷风流瓦斯浓度及二氧化碳浓度的测定请参看《规程》第
一百四十九条解读。 
 
第一百三十七条  采煤工作面瓦斯涌出量大于或等于20m3/min、进回风巷道净断面8
㎡以上经抽放瓦斯(抽放率25%以上)和增大风量已达到最高允许风速后其回风巷风流中
瓦斯浓度仍不符合本规程第一百三十六条的规定时由企业主要负责人审批后可采用专用
排瓦斯巷但该巷回流中的瓦斯浓度不得超过2.5%并遵守下列规定 
(一)工作面风流控制必须可靠。 
(二)专用排瓦斯巷内不得进行生产作业和设臵电气设备进行巷道维修工作时瓦斯浓
度必须低于1.5%。 
(三)专用排瓦斯巷内风速不得低于0.5m/s。 
(四)专用排瓦斯巷内必须用不燃性材料支护并应有防止产生静电、摩擦和撞击火花的
安全措施。 
(五)专用排瓦斯巷必须贯穿整个工作面推进长度且不得留有盲巷。 
(六)专用排瓦斯巷内必须安设甲烷传感器甲烷传感器应悬挂在距专用排瓦斯巷回风口
15m处当甲烷浓度达到2.5%时能发出报警信号并切断工作面电源工作面必须停止工作
进行处理。 
(七)煤层的自燃倾向性为不易自燃。 
  
147 【解读】本条是关于专用排瓦斯巷道回风流中瓦斯浓度的规定。 
 
所谓“专用排瓦斯巷道”是指在采煤工作面回风顺槽的外侧、平行与回风顺槽、随采
面的推进每隔一定距离掘有与回顺相通的联络道、用来排放采面及其采空区瓦斯的专用巷道
(也叫瓦斯尾巷)。该巷道风流瓦斯浓度不得超过2.5%。 
该条款是2001年《规程》新增加的内容。该条规定的出发点和原因是 
(1)随着我国综采特别是综放工作面的不断增加采面生产能力较大瓦斯涌出量急
剧增高采用抽放和通风的方法不能解决风流瓦斯超限问题应用专用排瓦斯巷道的必要性
较为迫切。 
(2)多年来我国一些高瓦斯矿井相继应用了专用排瓦斯巷的瓦斯治理方法积累了
一定的实践经验在严格管理条件下未曾发生过与专用排瓦斯巷有关的瓦斯灾害事故较
为安全可以推广。 
(3)应用专用排瓦斯巷道的一些矿井对该巷道风流瓦斯浓度的规定不尽相同(有的是
2%、3%等)有必要统一规定。 
(4)专用排瓦斯巷道的风流瓦斯浓度不得超过2.5%是依据瓦斯爆炸下限浓度5%而采
取1倍的安全系数来确定的。 
 
第一百三十八条  采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时必须停止
用电钻打眼爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时严禁爆破。采掘工作面
及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近2m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%
时必须停止工作切断电源撤出人员进行处理。采掘工作面及其他巷道内体积大于
0.5m3的空间积聚的瓦斯浓度达到2.0%时附近20m内必须停止工作撤出人员切断电源
进行处理。 
对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时方
可通电开动。 
 
【解读】本条是关于采掘面及其他作业地点实施电钻打眼、爆破作业和电动机及开关附
近等风流瓦斯浓度以及对局部瓦斯积聚的规定。 
 
1.采掘面、爆破地点和电动机或其开关地点附近瓦斯浓度 
采掘工作面及其作业地点是煤矿生产的主要场所是瓦斯涌出的主要来源也是发生瓦
斯事故几率较大的地点。据统计19831989年我国发生的96次特大瓦斯爆炸事故中
有84次发生在采掘工作面占总次数的87.5%。因此对采掘工作面及其他作业地点风流
瓦斯浓度有必要作出更为严格的规定。 
另外从引发瓦斯爆炸事故的火源来看电火、炮火所占比例较大(分别为4.9%、35.4%)
排在各种引爆火源的前两位。而打眼电钻属轻便型电器设备经常移动使用频繁容易失
爆爆破也是一种重复、频繁的作业工序炮眼布置与深度、装药与封孔质量等很难保证
每个炮眼都能符合规定容易导致爆破出火。为防止由于电火、炮火引发瓦斯爆炸事故规
定了工作面风流瓦斯浓度达到1%时必须停止电钻打眼爆破地点附近20m内风流瓦斯浓
度达到1%时严禁爆破。 
由于采掘工作面和其他作业地点是矿井瓦斯涌出量较大且较为集中的地点而电动机及
其开关虽然不像打眼电钻那样频繁移动但也属安设在瓦斯涌出主要来源的采掘工作面和
其他作业地点的电器设备需要经常检查与维修其防爆性能容易下降或丧失而导致瓦斯燃
爆事故。因此该条规定"采掘工作面及其作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近 
148 20m以内风流中的瓦斯浓度达到15%时必须停止工作切断电源撤出人员进行处理"。 
2.局部瓦斯积聚 
一般说来当出现瓦斯浓度达到2%、体积大于0.5m3的积存瓦斯时即定为局部瓦斯
积聚。这样规定主要是考虑到煤矿井下生产条件十分复杂、瓦斯和各种有害气体的涌出变化
有时出现异常、煤尘和其他燃爆气体的加入可降低瓦斯爆炸下限以及仪器与人为检查上的
不足等因素的影响因此在对采区和采掘工作面回风巷风流瓦斯浓度进行瓦斯管理时一
般取5倍的安全系数而对局部地点瓦斯浓度达到2%时与瓦斯爆炸下限比较取2.5倍
的安全系数另外体积超过0.5m3的瓦斯达到爆炸下限浓度时遇到高温火源足以会燃爆。
所以《规程》规定当采掘工作面及其他巷道内出现瓦斯浓度达到2%、体积超过0.5m3时即为局部瓦斯积聚附近20m内必须停止工作撤出人员切断电源进行处理。 
而采掘工作面内的局部瓦斯积聚是采掘工作面风流范围以外地点的局部瓦斯积聚但
采掘工作面的链板输送机底槽内的瓦斯浓度达到2%、其体积超过0.5m3时也应按局部瓦
斯积聚处理。 
3.风流范围 
1)采煤工作面风流范围的划定 
采煤工作面风流范围划定位为距煤壁、顶(岩石、煤或假顶)、底(岩石、煤或充填材料)
各200m(小于1m厚的薄煤层距采煤工作面顶、底各为100mm)和采空区的切顶线为界的采
煤工作面工作空间的风流。对于采用充填法管理顶板时采空区一侧应以挡肝、砂帘为界。 
在采煤工作面回风上隅角以及一段未放顶的巷道空间至煤壁线的范围内的空间都应按
采煤工作面风流处理。 
2)掘进工作面风流范围的划定 
掘进工作面风流范围划定为掘进工作面到风筒出口这一段巷道空间的巷道风流巷道
风流的划定范围与《规程》第一百三十五条解读相同。 
3)爆破地点附近20m风流范围的划定 
(1)采煤工作面采煤工作面爆破地点附近20m内风流范围划定为爆破地点沿工作面
煤壁方向的两端各20m范围内的采煤工作面风流。 
壁式采煤工作面采空区内顶板未冒落时还应测定切顶线以外(采空区一侧)不少于1.2m
范围内的瓦斯浓度。在采空区一侧打钻爆破放顶时也测定采空区内瓦斯浓度测定范围应
根据采高、顶板冒落程度、采空内通风条件和瓦斯积聚情况而定并经矿技术负责人批准。 
(2)掘进工作面掘进工作面爆破地点附近20m内风流范围划定为爆破的掘进工作面
向外20m范围内的巷道风流并包括这一范围内盲巷的局部瓦斯积聚。 
4)电动机及其开关附近20m风流范围的划定 
(1)采煤工作面在采煤工作面中电动机及其开关附近20m风流范围的划定电动机
及其开关地点沿工作面方向的上风流和下风流两端各20m范围内的采煤工作面风流。 
(2)掘进工作面在掘进工作面中电动机及其开关附近20m风流范围的划定电动机
及其开关地点的上风流和下风流两端各20m范围内的巷道风流。 
 
第一百三十九条  采掘工作面风流中二氧化破浓度达到1.5%时必须停止工作撤出
人员查明原因制定措施进行处理。 
 
【解读】本条是关于采掘工作面风流中二氧化碳浓度的规定。 
 
二氧化碳是一种无色、略带酸味、具有轻微毒性、不自燃也不助燃的惰性气体。二氧化
碳对人体的影响是对人的眼、鼻、口等器官有剌激作用当空气中二氧化碳浓度达到1% 
149 时对人体危害不大只是呼吸次数和深度略有增加达到3%时会剌激人体的中枢神经
引起呼吸加快(呼吸次数增加两倍)而增大吸氧量达到7%时严重喘息剧烈头疼10%
及以上时发生昏迷失去知觉以至缺氧窒息死亡。 
从保护井下工人身体健康出发我国1986年前《规程》规定采掘工作面风流二氧化碳
浓度达到1%时必须进行处理。考虑到二氧化碳不像瓦斯那样具有爆炸危险也不需像对
待瓦斯那样严格要求。因此1992年以后修订的《规程》将采掘工作面风流二氧化碳浓度
由1%提高到1.5%。 
 
第一百四十条  矿井必须从采掘生产管理上采取措施防止瓦斯积聚当发生瓦斯积聚
时必须及时处理。 
矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除
瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后所有受到停风影响的地点都必须经过通风、瓦
斯检查人员检查证实无危险后方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m
的巷道内都必须检查瓦斯只有瓦斯浓度符合本规程规定时方可开启。临时停工的地点
不得停风否则必须切断电源设臵栅栏揭示警标禁止人员进入并向矿调度室报告。
停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其他有害气体浓度超过本规程第一百条的规定不
能立即处理时必须在24h内封闭完毕。恢复己封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时
必须事先排除其中积聚的瓦斯。排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。 
严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。 
 
【解读】本条是关于防止瓦斯积聚、矿井停电停风、临时停工和恢复停工区域工作的过
程中瓦斯检查与管理的规定。 
 
(1)防止和及时处理瓦斯积聚。煤矿开采是在地表以下数百米甚至上千米的井下巷道或
工作面内进行的一种生产活动其生产空间和环境条件较为特殊。随着矿井开拓、开采的延
深和工作面的结束与投产生产条件的迁移、变化十分频繁复杂在巷道掘进和采面生产过
程中不断涌出瓦斯甚至出现异常现象包括如通风设施的设置与维护、风量分配与调节等通
风管理工作难以做到尽善尽美甚至出现疏忽或漏洞。因此井下会经常发生瓦斯积聚现
象。而瓦斯积聚是导致瓦斯事故的主要因素和基本条件之一。故该条规定"必须从采掘生产
管理上采取措施防止瓦斯积聚当发生瓦斯积聚时必须及时处理"。 
(2)矿井必须有停电、检修和恢复通风过程中的排放瓦斯与送电的安全措施。矿井通风
不仅为井下工人提供新鲜空气而且是稀释和排出瓦斯等有害气体、防止瓦斯灾害事故的主
要方法与措施。主要通风机一旦停止运行或矿井通风系统遭到破坏必然导致采掘工作面或
其他作业地点的大量瓦斯积聚而诱发瓦斯事故。 
(3)临时停工地点的通风、瓦斯管理。临时停工的地点周围煤岩也会不断涌出瓦斯和
其他有害气体造成瓦斯燃爆或致人窒息的重大隐患。所以临时停工的地点不得停风
否则必须设置栅栏和提示禁止进入的警标以免有人误入其内。当瓦斯浓度达到3.0%时
接近瓦斯爆炸的下限浓度(5%)甚至可能导致爆炸事故(如果有1%的硫化氢、0.5%的丁烧存
在或混入3.0%的瓦斯遇到火源即可爆炸810℃的温度可使2%浓度的瓦斯爆炸)当二氧
化碳浓度达到3.0%时会刺激人体的中枢神经引起呼吸加快(呼吸次数增加两倍)其他有
害气体超过规定会影响和危害人体健康。因此停工区内的瓦斯或二氧化碳达到3%或其
他有害气体超过规定时必须在24h内封闭完毕。 
(4)严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。停风区内不断涌出瓦斯和其他有害气体
没有新鲜空气补给供人呼吸极易使人缺氧窒息瓦斯超限很可能达到爆炸下限浓度十分 
150 危险。因此严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。 
 
第一百四十一条  局部通风机因故停止运转在恢复通风前必须首先检查瓦斯只有
停风区中最高瓦斯浓度不超过10%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%且符合本规程第一百二
十九条开启局部通风机的条件时方可人工开启局部通风机恢复正常通风。停风区中瓦斯
浓度超过10%或二氧化碳浓度超过1.5%最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时必
须采取安全措施控制风流排放瓦斯。 
停风区中瓦斯浓度或二氧化破浓度超过3.0%时必须制订安全排瓦斯措施报矿技术
负责人批准。 
在排放瓦斯过程中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%且采区回风系统内必须停电撤人其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只
有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1.0%和二氧化碳浓度不超过1.5%时方可人工恢
复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。 
 
【解读】本条主要是关于排放瓦斯分级管理的规定。 
 
局部通风机因故停止运转而造成巷道内瓦斯积存的现象时有发生。为防止瓦斯灾害事
故必须及时、安全地排除这些积存瓦斯。1992年颁发的《规程》规定停风后只要瓦斯
浓度超过1%则必须制定排放瓦斯的安全措施。实践证明这样做较为繁琐在安全上也
没有必要。所以在2001年和2004年修订的《规程》中将排放瓦斯分为以下两个级别以
区别对待。 
排放瓦斯是矿井瓦斯管理工作的重要内容之一。在排放瓦斯时尤其是在排放浓度超过
3%、接近爆炸下限浓度的积存瓦斯时一定要谨慎小心。必须制定针对该地点的专门的安
全排放措施并严格执行。严禁"一风吹"。否则必将导致重大瓦斯事故。1977年2月24
日9时18分江西丰城坪湖煤矿2107掘进面停风11h后排放瓦斯无措施一风吹回风
侧既不撤人也没断电排出的高浓度瓦斯流经被串联的219采煤工作面的溜子道时正遇上
一电工检查接线盒产生电火花而引起瓦斯爆炸死亡114人如图2-2-18所示。1988年8
月5日10时10分甘肃陇南地区西坡煤矿二号掘进上山与采空区打通瓦斯浓度达10%
以上排放瓦斯无措施不停电不撤人随意启动局部通风机"一风吹"一工人在回风巷
拆卸矿灯引爆了排出的瓦斯死亡45人。1987年12月9日安徽淮南矿务局潘一矿1214
掘进面排放瓦斯回风侧不撤人、不断电也不控制排出的瓦斯量和浓度违章开动回风流
中的齿轮绞车产生摩擦火花引爆排出的瓦斯造成44人死亡的特大事故。为防止排放瓦斯
引发瓦斯燃爆事故该条规定在排放瓦斯过程中风流混合处的瓦斯浓度不得超过15%
并且回风系统内必须停电撤人其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。  
151  
 
1.排放瓦斯的有关规定与要求 
1)凡遇下列情况必须进行排放瓦斯工作 
(1)矿井因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后在恢复通风前
必须排放瓦斯并且必须有排除瓦斯的安全措施。 
(2)局部通风机因故停止运转恢复通风前必须首先检查瓦斯停风区中瓦斯浓度超过
10%或二氧化碳浓度超过1.5%最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时必须采取安
全措施控制风流排放瓦斯停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时必须制定安
全排放瓦斯专门措施. 
(3)恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时必须事先排除其中积聚的瓦斯。
排除瓦斯工作必须制定专门的安全技术措施。 
停风区的瓦斯排放分为以下两个级别一级排放停风区中瓦斯浓度超过1%但不超过
3%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
认真采取控制风流措施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
的安全措施但必须有瓦检、安监、电工等有关人员在场并采取控制风流措施。 
二级排放停风区中瓦斯浓度超过3%时必须制定安全排放瓦斯措施并报矿技术负
责人批准。 
2)排放瓦斯时必须遵守下列要求 
(1)需要编制排放瓦斯安全措施时必须根据不同地点的不同情况制定有针对性的措施。严
禁使用"通用"措施更不准几个地点共用一个措施。批准的瓦斯排放措施必须由有关领导
负责贯彻责任落实到人凡参加审查、贯彻、实施的人员都必须签字备查。 
(2)排放瓦斯前必须检查局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度
其浓度都不超过0.5%时方可人工开动局部通风机向独头巷道送人有限的风量逐步排放
积聚的瓦斯同时还必须使独头巷道排出的风流与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓
度都不超过1.5%。 
(3)排放瓦斯时应有瓦斯检查人员在独头巷道回风流与全风压风流混合处经常检查 
152 瓦斯当瓦斯浓度达到1.5%时应指令调节风量人员减少向独头巷道送人的风量确保
独头巷道排出的瓦斯在全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度不超限。 
(4)排放瓦斯时严禁局部通风机发生循环风。 
(5)排放瓦斯时独头巷道的回风系统内(包括受排放瓦斯风流影响的硐室、巷道和被排
放瓦斯风流切断安全出口的采掘工作面等)必须切断电源、撤出人员还应派出警戒人员
禁止一切人员通行。 
(6)二级排放瓦斯工作必须由通风部门(或救护队)负责实施安监部门现场监督矿山
救护队在现场值班。 
(7)排放瓦斯后经检查证实整个独头巷道内风流中的瓦斯浓度不超过1%、氧气浓度
不低于20%和二氧化碳浓度不超过1.5%且稳定30m后瓦斯浓度没有变化时才可以恢复
局部通风机的正常通风。 
(8)两个串联工作面排放瓦斯时必须严格遵守排放顺序严禁同时排放。首先应从进
风方向第一台局部通风机开始排放只有第一台局部通风机供风巷道排放瓦斯结束后后一
台局部通风机方可送电依此类推。排放瓦斯风流所经过的分区内必须撤出人员、切断所有
电源。 
(9)独头巷道恢复正常通风后必须由电工对独头巷道内的电气设备进行检查证实完
好后方可人工恢复局部通风机供风的巷道中的一切电气设备的电源。 
2.排放瓦斯安全措施的编制 
排放瓦斯的安全技术措施应由通风部门负责编制生产、机电、安监等部门审签矿
技术负责人(总工程师)批准。 
排放瓦斯安全措施应包括以下主要内容 
(1)排放瓦斯的具体地点与时间安排。 
(2)计算排放瓦斯量预计排放所需时间。 
(3)明确风流混合处的瓦斯浓度制定控制送入独头巷道风量的方法严禁"一风吹"。 
(4)明确排放出的瓦斯所流经的路线标明通风设施、电气设备的位置。 
(5)明确撤人范围指定警戒人员位置。 
(6)明确停电范围和停电地点及断、复电的执行人。 
(7)明确必须检查瓦斯的地点和复电时的瓦斯浓度。 
(8)明确排放瓦斯的负责人和参加人员名单及各自担负的责任。 
(9)必须附有排放瓦斯示意图通风设施、机电设备、风流经过路线、警戒人员及瓦斯
传感器的位置等都应在图上标明不能遗漏做到图文齐全、清楚、准确。 
3.排放风流瓦斯浓度的控制 
在排放瓦斯过程中为了使排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯浓度不超过1.5%
一般是采用限制送入独头巷道中风量的办法来控制排放风流中的瓦斯浓度。目前大多数
矿井主要采用以下几种方法 
1)“智能型排放瓦斯器”排放法 
利用高速变频原理调节局部通风机的转速和风量改变排放瓦斯巷出口高浓度瓦斯的
混合风流流量使回风巷混合处的瓦斯浓度按排放瓦斯措施所规定的限制进行排放从而实
现自动、安全可靠地排放瓦斯。 
2)风筒增阻排放法 
即在局部通风机排风侧的风筒上捆上绳索通过收紧或放松绳索来控制局部通风机的排
风量。 
3)风机外增阻排放法 
即在启动局部通风机前用木板将局部通风机进风处挡住一部分根据需要逐渐拉开木板 
153 来控制局部通风机的风量。 
4)错开风筒接头调风排放法 
即把风筒接头断开改变风筒接头对合空隙的大小调节送入巷道的风量。 
5)"卸压三通"调风排放法 
即在局部通风机排风侧的第一节风筒上设置"卸压三通"用绳索(或滑阀)控制“三通”
卸压口的大小以调节送入巷道的风量。 
卸压三通调风排放法具有制作简便、易于操作和安全实用等优点现简介如下。 
(1)卸压三通的制作与安设如图2-2-19所示。 
 
(2)应用方法。 
①平时将三通分歧(短节)用绳子捆死不得漏风。 
②启动局部通风机排放瓦斯之前先将三通分歧(短节)放开启动局部通风机检查有无
循环风确认无循环风后开始排放瓦斯。 
③当局部通风机开启后大部分风量经三通分歧(短节)的一端进入安设局部通风机的巷
道内很少一部分风量通过风筒送往独头巷道因此不会造成排出瓦斯浓度超限(为做到绝
对把握可将三通至独头巷道的一端风筒用绳子稍稍捆住使其断面缩小然后根据需要逐渐
放大直至全部放开)。 
④排放瓦斯过程中负责瓦斯检查人员必须与调风人员密切配合根据排出的瓦斯与全
风压风流混合处瓦斯浓度的变化指挥调风人员控制三通分歧卸压口的大小在确保混合后
的风流瓦斯浓度不超过1.5%的情况下可慢慢缩小三通分歧的断面待全部捆紧分歧后
送往独头巷道的风量以达最高值。 
⑤当全风压风流混合处的瓦斯含量较长时间稳定在规定的安全浓度时证明独头巷道内
的积存瓦斯已排放完毕。 
(3)注意事项。 
①掘进巷道停风时间较长瓦斯浓度超过3%(由外向里逐段检查当瓦斯浓度超过3%
时立即退出停止检查)时必须编制针对性的排放瓦斯措施并经矿技术负责人(总工程师)
批准。 
②排放瓦斯前必须首先检查局部通风机及其开关附近10m内风流瓦斯浓度不超过 
154 0.5%时方可人工启动局部通风机向巷道送入有限的风量逐渐排放积聚的瓦斯同时
还必须使独头巷道中排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯不得超过1.5%。 
③排放瓦斯时在回风汇合均匀处应设2个以上瓦斯检查点以便控制排放浓度一般
检查人员应站在新鲜风流中用光学瓦斯检定器配长胶管伸向回风一侧进行检查(或用瓦斯检
测报警仪吊挂在测点监视有条件的矿井还可以将瓦斯传感器移到测点监视)当瓦斯浓度
超过1.5%时指令调节风量人员减少向独头巷道送人的风量确保独头巷道排出的瓦斯在
全风压风流混合处的瓦斯浓度不超规定。 
④排放瓦斯时严禁局部通风机发生循环风。一旦发生循环风立即停止局部通风机运
转消除循环风后再启动局部通风机。 
⑤排放瓦斯时独头巷道的回风系统内(排放瓦斯风流经过的路线)必须切断一切电源
撤出所有人员。 
⑥采用卸压三通排放瓦斯时不得将三通分歧和三通至独头巷道一侧的风筒同时用绳子
捆死以防烧坏局部通风机。 
⑦排放后经检查证实整个独头巷道内风流中的瓦斯浓度不超过1%氧气浓度不低
于20%且稳定30min后瓦斯浓度没有变化时可以恢复局部通风机的正常通风。 
⑧巷道恢复正常通风后必须由电工对巷道中的电气设备进行检查证实完好后方可
人工恢复局部通风机供风巷道中的一切电气设备的电源。 
另外"卸压三通"还可用于接设风筒在工作面向前掘进风筒出风口距工作面超过规
定距离需要接设风筒时可采用卸压三通分歧放出部分风量减小风筒内的风压以便于接
设风筒。 
 
第一百四十二条  开拓新水平的井巷第一次接近各开采煤层时必须按掘进工作面距煤
层的准确位臵在距煤层垂距10m以外开始打探煤钻孔钻孔超前工作面的距离不得小于
5m并有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯。岩巷掘进遇到煤线或接近地质破坏带时必须有专
职瓦斯检查工经常检查瓦斯发现瓦斯大量增加或其他异状时必须停止掘进撤出人员
进行处理。 
 
【解读】本条是关于开拓新水平的井巷接近开采煤层时打钻探明煤层瓦斯状况的规定。 
 
一般说来瓦斯含量随着煤层埋藏深度的增加而增大。有的煤层达到一定深度还可能具
有突出危险而变为突出煤层。因此在开拓新水平的井巷第一次接近各开采煤层时必须打
钻探查煤层埋藏状况尤其是要打钻探明煤层瓦斯赋存、变化状况和有无突出危险。为防止
由于煤层倾角很小而误揭突出煤层发生危险规定了钻孔位置要在垂直与煤层距离10m以
外且终孔位置超前工作面的距离不得小于5m。开凿立井时在立井工作面至少布置3个(扇
形布置)孔径不小于75mm的穿透煤层全厚的钻孔新水平开拓时在掘进工作面至少布置
2个(扇形布置)孔径不小于75mm的穿透煤层全厚的钻孔。 
 
第一百四十三条  开采有瓦斯或二氧化碳喷出的煤(岩)层时必须采取下列措施 
(一)打前探钻孔或抽排钻孔。 
(二)加大喷出危险区域的风量。 
(三)将喷出的瓦斯或二氧化碳直接引入回风巷或抽放瓦斯管路。 
 
【解读】本条是关于开采有瓦斯或二氧化碳喷出煤层的规定。 
  
155 瓦斯喷出是赋存在煤层裂缝、孔隙和空洞中的游离瓦斯在压力作用下突然涌出的一种
异常现象。为了防止巷道掘进过程中误入瓦斯富集区域而导致瓦斯事故该条规定必须打前
探钻孔或抽排钻孔并采取加大风量稀释瓦斯浓度或接设管路进行抽放。 
在有瓦斯或二氧化碳喷出危险的煤岩层中凿井或掘进巷道时可参照下列方法打前探钻
孔。 
(1)掘凿岩巷前方的煤层有大量喷出瓦斯或二氧化碳危险时应向煤层打前探钻孔钻
孔超前工作面的距离不得小于切孔数不少于3个钻孔呈扇形布置孔径为75mm。 
(2)在有瓦斯或二氧化碳喷出危险的煤层中掘进时可边打超前钻孔边掘进钻孔超前
工作面的距离不得小于5m孔数不少于3个钻孔呈扇形布置孔径为75mm。 
(3)在有岩石裂隙、溶洞或破坏带并具有瓦斯或二氧化碳喷出危险的岩层中掘进巷道时
应打超前钻孔钻孔直径不小于75m孔数不少于2个钻孔超前工作面的距离不得小于
5m。 
(4)在岩层中掘进巷道其上或下邻近煤层有瓦斯或二氧化碳喷出危险时可向邻近煤
层打前探钻孔掌握煤岩层间距探明瓦斯压力。 
(5)打前探钻孔后如果瓦斯或二氧化碳喷出量较大应打排放钻孔进行排放。 
 
第一百四十四条  在有油气爆炸危险的矿井中应使用便携式光学甲烷检测仪检查各个
地点的油气浓度并定期采样化验油气成分和浓度。对油气浓度的规定可按本规程有关瓦斯
的各项规定执行。 
 
【解读】本条是关于有油气爆炸危险矿井的油气浓度及检查方法的规定。 
 
大多数油气都具有可燃性其性质与瓦斯比较相似。井下油气浓度较高的地点主要有 
(1)含油量较高的某些煤岩体(如抚顺煤田顶板泊页岩含油率达3%4%)因采掘影响、
煤炭自燃、温度升高等原因易于散发出高浓度油气。 
(2)井下许多机械使用煤田、汽油、润滑油、乳化油等地点由于管理不善密闭不严
等原因可会使空气中油气浓度增大使瓦斯爆炸下限降低一旦遇火极易爆炸且爆炸后产
生的有毒有害气体增多爆炸的破坏性加剧。因此本条规定在油气爆炸危险的矿井必须检
查油气浓度。 
检查油气浓度和瓦斯一样使用便携式光学甲烷检测仪对零方法、读数方法与检查瓦
斯相同。 
当泊气浓度达到一定量时如油气浓度达到1.0%时采掘工作面必须停止用电钻打眼
油气浓度达1.5%时必须停止工作、撤出人员进行处理。 
 
第一百四十五条  有下列情况之一的矿井必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时
抽放瓦斯系统 
(一)1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于
3m3/min用通风方法解决瓦斯问题不合理的。 (二)矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的 
1.大于或等于40m3/min 
2.年产量1.01.5Mt的矿井大于30 m3/min 3.年产量0.61.0Mt的矿井大于25 m3/min 4.年产量0.40.6Mt的矿井大于20 m3/min 5.年产量小于或等于0.4陋的矿井大于15 m3/min。  
156 (三)开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。 
 
【解读】本条是关于建立地面永久抽放瓦斯系统和井下临时抽放瓦斯系统的规定。 
 
1.本条规定内容的变动及原因 
本条规定与2001年以前的《规程》比较有以下变动 
(1)将"应采取抽放瓦斯措施"改为"必须建立抽放系统"。其原因是我国煤矿瓦斯灾害事
故较为严重的局面一直未能改变特别重大瓦斯事故屡有发生。1999年8月24日17时
平顶山市韩庄矿务局二矿发生特大瓦斯煤尘爆炸事故死亡55人2000年9月27日贵
州水城矿务局木冲沟煤矿四采区发生瓦斯煤尘爆炸事故造成162人死亡等。 
大力推广抽放煤层瓦斯的治本措施是减少矿井通风稀释瓦斯的负担和弥补其不足、防
止发生重大瓦斯事故的十分有效的措施与方法十分必要另外矿井瓦斯也是一种资源
抽出的瓦斯可以利用变害为宝并减少对大气环境的污染。为此新修订的《规程》强调
某些矿井必须建立抽放瓦斯系统。 
(2)增加了"井下临时抽放系统"的内容。这是因为近些年来开发和研制成功了"移动式
抽放瓦斯泵站"可在井下临时安设进行抽放瓦斯。许多矿井应用表明具有简单易行、方便
快捷的特点效果良好。 
(3)扩大了必须建立抽放瓦斯系统的条件与范围。一是增加了根据矿井生产能力和绝对
瓦斯涌出量的大小必须建立抽放瓦斯系统的条件。其原因主要是考虑到一些矿井随着开采深
度的增加瓦斯涌出量增大也有一些矿井随着采煤方法的改革增加了原煤产量其瓦斯涌出量
也在增大而这些矿井的通风能力没有及时或同步改造与提高经常出现瓦斯超限、积聚等
可能发生瓦斯灾害事故的重大隐患。二是增加了开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井必须建
立抽放瓦斯系统这一条件。煤与瓦斯突出不仅能够造成人员伤亡事故还可能导致瓦斯爆
炸的重大灾害。2004年10月20日河南郑州煤电集团大平矿发生煤与瓦斯突出接着突
出的瓦斯又发生了爆炸造成死亡148人的特大事故。抽放煤层瓦斯可以降低煤层瓦斯压力
和使煤层卸压解除突出危险减少煤与瓦斯突出事故发生的几率。 
2.新建抽放瓦斯系统专门设计和安全措施 
设置井下临时抽放瓦斯泵站时必须遵守《规程》第一百四十七条规定新建立永久抽
放瓦斯系统的矿井必须编制专门设计和安全措施并按规定履行审批手续。抽放瓦斯专门
设计主要包括抽放瓦斯工程设计说明书、机电设备与器材清册、资金概算书和施工图纸等
四部分内容。 
1)抽放瓦斯工程设计说明书 
(1)矿井概况。 
主要包括矿井地质与煤层赋存条件煤炭储量矿井生产能力与服务年限矿井生产
系统与巷道布置采煤方法与顶板管理通风能力与设备煤的工业分析矿井瓦斯涌出情
况(包括瓦斯喷出和煤与瓦斯突出瓦斯来源分析)煤尘爆炸指数煤层自然发火期矿井
瓦斯等级鉴定矿井瓦斯对安全生产的威胁等。 
(2)瓦斯基础参数测算。 
①抽放本煤层瓦斯时煤层瓦斯压力煤层瓦斯含量矿井瓦斯涌出量煤层透气性系
数矿井瓦斯储量可开发瓦斯量及可抽瓦斯量钻孔瓦斯流量及衰减系数百米钻孔最大
抽放量钻孔抽放影响半径等。 
②抽放邻近层瓦斯时开采层厚度邻近层赋存条件开采层与邻近层的间距层间岩
性岩石移动角及卸压角邻近层瓦斯含量瓦斯储量预计涌出量和可开发量等。 
③抽放采空区瓦斯时采空区的范围采空区形成时间瓦斯涌出量、抽放量及其衰减 
157 变化等。 
(3)抽放瓦斯方案。 
①选择抽放方式与方法抽放类型开采层抽放邻近层抽放采空区抽放和综合抽放。 
抽放方法钻孔法巷道法和混合法。 
抽放方式煤层瓦斯抽放卸压层瓦斯抽放煤层瓦斯采掘卸压抽放(边采边抽、边掘
边抽)和煤层瓦斯强化抽放(水力压裂、松动爆破、大直径钻孔等)。 
②抽放工程与工艺采用钻孔抽放瓦斯时应确定和说明钻孔(场)施工地点及方法钻
孔布置方式钻孔长度、角度、直径、间距等参数以及封孔材料及方法等。采用巷道法抽
放瓦斯时应确定和说明巷道布置、规格和支护形式以及巷道密闭方式与材料等。 
③预计抽放效果包括抽放区域与规模抽放量与抽放率抽放瓦斯浓度抽放年限
以及矿井安全状况改善效果等。 
(4)抽放系统与设备。 
主要包括瓦斯管路(主管及支管)材质及管径的选择管路阻力与流量计算管路连接、
布置与敷设瓦斯泵流量、压力计算与选型计量检测装置等。 
(5)瓦斯泵站。 
主要包括泵房位置选择泵房建筑瓦斯泵及附属设备安装监测与安全装置给排
水系统泵房采暖、通风、照明、通讯、避雷、防火等。 
(6)抽放瓦斯监测。 
抽放钻孔(巷道密闭)、管路、瓦斯泵的抽放瓦斯浓度、流量、压力等参数的检测和控制
方法与仪表以及瓦斯泵房的瓦斯检查仪表等。 
(7)供电系统及设备。 
主要包括井下与地面抽放系统的供电设备的选型供电方式及供电系统。 
(8)劳动组织及施工管理。 
主要包括抽放瓦斯机构及人员编制瓦斯工程施工安全措施工作制度等。 
(9)经济技术指标。 
主要包括年抽放瓦斯量及利用量矿井或采区抽放率风流瓦斯含量矿井原煤产量
及劳动生产效率技术经济效益分析等。 
2)机电设备与器材清册 
详细列出整个瓦斯抽放工程所需要的全部设备和主要器材的名称、型号、规格、数量等。 
3)资金概算书 
分类、分项地详细列出抽放瓦斯所需设备与材料的购置、安装、施工费用土建工程费
用贷款利息国家和上级规定的其他费用并适当考虑备用费用、地区差价和管理费等
汇总投资总额。 
4)相关图纸 
(1)矿井综合地质柱状图 
(2)矿井巷道布置图、通风系统图 
(3)煤层瓦斯地质图(或瓦斯等值线图) 
(4)抽放瓦斯施工(如钻孔布置及参数、施工、封孔等)平面图、剖面图 
(5)抽放管路系统布置与施工图 
(6)抽放瓦斯泵房设备平面布置及施工图 
(7)抽放泵站场地平面布置图 
(8)抽放泵站供电、供水、采暖、照明系统布置及施工图 
(9)抽放瓦斯检测监控系统布置及施工图 
(10)安全设施安装施工图等。  
158 5)安全措施 
(1)钻孔(或巷道)施工和抽放瓦斯过程中防治瓦斯危害的安全措施 
(2)防止抽放瓦斯管路漏气、砸坏、带电、积水的安全措施 
(3)瓦斯泵前后的防回火、防回气、防爆炸的安全措施 
(4)地面瓦斯泵房防雷电、防火灾的安全措施等。 
6)瓦斯利用方案 
主要包括利用方式(民用或工业利用)利用量利用规模主要设备(包括输送瓦斯管
网、民用燃气具、储配站、调压站等设备以及工业利用瓦斯时的相关设备)均衡、安全
供气的主要措施和资金估算等。 
3.编制抽放瓦斯设计应遵循原则 
(1)抽放系统及抽放能力要满足矿井生产能力和服务年限的要求并且必须满足矿井生
产期间最大抽放瓦斯量的要求。 
(2)在选择抽放方法和抽放系统时应以矿井地质与开采条件、瓦斯来源及瓦斯基础参
数为依据做到有足够的打钻、抽放时间和能够尽量多抽出瓦斯量以保障矿井安全生产。 
(3)瓦斯钻孔施工和抽放管路敷设要尽量利用现成的生产巷道特殊需要时也可掘进
专用瓦斯巷道。 
(4)瓦斯泵站的选址除了满足安全抽放的要求之外还应考虑瓦斯利用的方便。一般
应选在居民住宅集中的地区并有利于地面管路敷设和建造储气罐等。 
(5)要配备足够的抽放瓦斯专业人员和抽放瓦斯的各种设备。 
 
第一百四十六条  抽放瓦斯设施应符合下列要求 
(一)地面泵房必须用不燃性材料建筑并必须有防雷电装臵。其距进风井口和主要建筑
物不得小于50m并用栅栏或围墙保护。 
(二)地面泵房和泵房周围20m范围内禁止堆积易燃物和有明火。 
(三)抽放瓦斯泵及其附属设备至少应有1套备用。 
(四)地面泵房内电气设备、照明和其他电气仪表都应采用矿用防爆型否则必须采取安
全措施。 
(五)泵房必须有直通矿调度室的电话和检测管道瓦斯浓度、流量、压力等参数的仪表或
自动监测系统。 
(六)干式抽放瓦斯泵吸气侧管路系统中必须装设有防回火、防回气和防爆炸作用的安
全装臵并定期检查保持性能良好。抽瓦斯泵站放空管的高度应超过泵房房顶3m。泵房
必须有专人值班经常检测各参数做好记录。当抽放瓦斯泵停止运转时必须立即向矿调
度室报告。如果利用瓦斯在瓦斯泵停止运转后和恢复运转前必须通知使用瓦斯的单位
取得同意后方可供应瓦斯。 
 
【解读】本条是关于地面抽放瓦斯泵站的规定。 
 
1地面泵房防火 
瓦斯是一种具有燃爆性质的气体。为防止泵房发生火灾或泵房外发生火灾波及泵房规
定泵房必须用不燃性料建筑、泵房周围20m范围内禁止堆积易燃物和存在明火。 
2泵站“三防装置” 
井下抽放瓦斯的条件比较复杂。有的抽放地点如旧区等抽出的瓦斯浓度较低有时
低于10%加上抽放钻孔及抽放管路都有发生漏气的可能等因素的影响。抽放管路内的瓦
斯浓度下降到瓦斯爆炸下限浓度的可能性也是存在的。而干式抽放瓦斯的叶轮无水环封闭 
159 产生机械摩擦火化引爆瓦斯的可能也是存在的。为防止干式抽放瓦斯泵引爆瓦斯沿管路向井
下传播而破坏抽放系统和威胁矿井安全所以要在干式抽放泵吸气侧的管路中必须装设防
回火、防回气和防爆炸作用的安全装置。 
防回火、防爆炸装置有多种类型常用的主要有水封式、铜网式两种型式。 
1)水封式防回水、防爆炸装置 
如图2-2-20所示正常抽放时瓦斯气体通过
水封装置被抽出当管内发生瓦斯燃爆时液体水
可阻隔火焰传播同时爆炸冲击波将爆盖或胶
皮板冲破释放能量从而保护了井下、泵房及
地面用户的安全。 
水封式防回火、防爆炸装置的适用条件和制作
及使用要求如下 
?该装置一般安设在瓦斯泵的出口和入口附
近的地面瓦斯管路上。对于干式抽放瓦斯泵吸气侧
管路系统中必须装设防回火、防爆炸装置而湿式
抽放泵吸气侧管路系统中可以不安设但在利用瓦
斯系统中则安设。 
?图2-2-20所示的水封装置的防爆盖是用厚
度为2mm的胶皮板制成制作简单效果良好
较适用于抽放瓦斯中、小型矿井。 
?水封装置在使用过程中应经常补充水以保证水封罐中的水位。 
?北方寒冷地区还应采取防浆措施或将其置入专门构筑的暗井内并加盖保护。 
2)铜网式防回火、防爆炸装置 
该装置是利用铜网的散热作用达到隔绝火焰传播的目的。其结构如图2-2-21和2-2-22
所示。 
 
  
160  
铜网式防回火、防爆炸装置的适用条件、制作及使用要求如下 
?该装置适用于瓦斯输出管路系统一般安装在距泵房和用户较近的地点以保护机械
设备和用户安全。 
?铜网的规格为13目3/㎝313目/㎝网层数46层。 
?图2-2-22中的铜网直径D铜为瓦斯管直径D的1.52倍以减小阻力图2-2-22中
有关尺寸要求D3≥2D2H≥D3l=D1。 ?为检查和更换铜网方便而又不中断抽放瓦斯可安设旁通管路但其直径应与瓦斯管
路相同并设置阀门。 
3瓦斯泵站管理 
地面瓦斯泵站是矿井安全管理的重要地点必须建立健全各项管理制度如岗位操作规程和
值班制度定期检测抽放参数及设备运行状况汇报制度瓦斯机及其附属设备、设施的检查
维修制度等并做好各项记录。抽放瓦斯时如果瓦斯泵停止运转必须通知使用瓦斯的单
位关闭阀门恢复运转前也必须取得用户同意后方可供应瓦斯以免用户忘记关闭阀门或
点火不当而引起熏人或爆炸事故。 
 
第一百四十七条  设臵井下临时抽放瓦斯泵站时应遵守下列规定 
(一)临时抽放瓦斯泵站应安设在抽放瓦斯地点附近的新鲜风流中。 
(二)抽出的瓦斯可引排到地面、总回风巷、一翼回风巷或分区回风巷但必须保证稀释
后风流中的瓦斯浓度不起限。在建有地面永久抽放系统的矿井临时泵站抽出的瓦斯可送至
永久抽放系统的管路但矿井抽放系统的瓦斯浓度必须符合本规程第一百四十八条的规定。 
(三)抽出的瓦排入回风巷时在排瓦斯管路出口必须设臵栅栏、悬挂警戒牌等。栅栏设
臵的位臵是上风侧距管路出口5m、下风侧距管路出口30m两栅栏间禁止任何作业。 
(四)在下风侧栅栏外必须设甲烷断电仪或矿井安全监控系统的甲烷传感器巷道风流中
瓦斯浓度超限时实现报警、断电并进行处理。 
 
【解读】本条关于井下临时抽放瓦斯泵站的规定。 
 
(1)临时抽放瓦斯泵站的设置位置。为尽量缩短抽放管路负压段的长度、减小阻力提
高作用到钻孔或管口的抽放负压从而增大抽防能力临时抽放泵站应安设在抽放瓦斯地点 
161 的附近。临时抽放瓦斯泵站是由电动机、抽放泵、启动装置等设备组成的为防止处在正压
管路中的瓦斯偶然泄漏而引起瓦斯事故临时抽放泵站应安设在新鲜风流中。 
(2)临时抽放瓦斯泵站的抽放浓度。井下临时抽放瓦斯泵站抽出的瓦斯可引排到总回风
巷、一翼回风巷但稀释后的风流瓦斯浓度不得超过0.75%若引排到采区回风巷则不得超
过1%。其原因见第一百三十五条、第一百三十六条解读。如果临时抽放泵站抽出的瓦斯直
接送至永久抽放系统的管路中则必须保证永久抽放系统管路内的瓦斯浓度不得低于2%(干
式抽放设备)利用瓦斯时则不得低于30%。其原因见第一百四十八条解读。 
(3)临时抽放瓦斯泵站的安全措施。为了防止临时抽放泵站抽出的较高浓度的瓦斯在
与回风巷风流均匀混合的过程中发生熏人或有火种进入而导致爆炸事故。在排瓦斯管路出
口必须设置栅栏、悬挂警戒牌等两栅栏之间禁止任何作业。规定“栅栏设置的位置是上风
侧距管路出口5m、下风侧距管路出口30m”主要是考虑到抽放出的高浓度的瓦斯与回风巷
风流均匀混合的风流长度一般不超过30m且逆风扩散混合的长度更小。 
(4)井下临时抽放瓦斯时的瓦斯监测装置。在下风侧栅栏外必须设置瓦斯断电仪或瓦斯
传感器巷道风流瓦斯浓度达到1%时自动切断抽放瓦斯泵的电源。复电瓦斯浓度<1%
取瓦斯爆炸下限浓度5倍的安全系数以防止发生瓦斯灾害事故。 
 
第一百四十八条  抽放瓦斯必须遵守下列规定 
(一)利用瓦斯时瓦斯浓度不得低于30%且在利用瓦斯的系统中必须装设有防回火、
防回气和防爆炸作用的安全装臵、不利用瓦斯、采用千式抽放瓦斯设备时抽放瓦斯浓度不
得低于2%。 
(二)抽放容易自燃和自燃煤层的采空区瓦斯时必须经常检查一氧化破浓度和气体温度
等有关参数的变化发现有自然发火征兆时应立即采取措施。 
(三)井上下敷设的瓦斯管路不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的措施。 
 
【解读】本条是关于抽放和利用瓦斯的规定。 
1抽放瓦斯浓度 
该条规定"利用瓦斯时瓦斯浓度不得低于30%"一是从安全考虑取瓦斯爆炸上限浓
度的1倍二是从瓦斯利用考虑满足用户对瓦斯热值的要求。干式抽放瓦斯泵的叶轮无水
环封闭运行中可能产生机械摩擦火花引爆瓦斯。故此条规定了干式抽放泵抽出的瓦斯浓度
不得低于25%。 
2.自燃和易燃煤层的采空区瓦斯抽放 
在抽放自燃和易燃煤层采空区瓦斯时由于抽放负压的作用容易导致向采空区漏风致
使遗留在采空区"氧化自燃带"内的浮煤氧化自燃而形成火灾。所以必须经常检查采空区和瓦
斯管路内的气体温度、成分及其变化情况出现发火征兆立即调整抽放参数并采取措施进
行处理。 
3.井上下瓦斯管路的敷设 
煤矿井下的生产条件较为复杂、多变砸断、损坏瓦斯管路或地面管路因年久失修、腐
蚀、接头不严等原因可能导致管内瓦斯泄露现象的发生如遇带电物体产生的电火花极
易导致瓦斯爆炸事故。所以《规程》规定井上下敷设的瓦斯管路不得与带电物体接触并应
有防止砸坏管路的措施。 
1)井下瓦斯管路敷设原则 
井下瓦斯抽放管路系统的布置与敷设应遵守以下原则 
(1)根据矿井巷道分布的具体情况选择曲线段最少、距离最短的线路。 
(2)瓦斯管路应设在不经常通车的回风巷道内以防撞坏管路漏气如若设在运输巷道 
162 则应架设一定高度至巷道的上部。 
(3)要考虑管路的运输、接设和维护工作上的方便条件。 
(4)当抽放过程中一旦发生故障要保证管内瓦斯不会进入工作面、机械硐室的安全措
施。 
2)管路接设质量要求 
(1)井下管路接设。 
①管路人井前要进行除锈、防腐处理 
②管路接设要平直坡度尽量一致不得急转弯 
③管路底部要用木墩垫高垫起高度不低于30㎝以防底鼓损坏管路管路与巷道的
帮壁要保持不小于30㎝的距离 
④安设在主要运输巷道的瓦斯管路距轨道高度不得低于1.8m 
⑤瓦斯管路不得与高压电缆敷设在巷道的同一侧 
⑥在水平巷道接设瓦斯管路时要保持流水坡度安设在倾斜巷道的瓦斯管路要用卡
子将瓦斯管路固定在支架上防止下滑30°以下的巷道至少每20m设一个防滑卡 
⑦低洼处要设放水器 
⑧管路接设好之后应进行气密性试验试验压力不小于0.15MPa。 
(2)地面管路接设。 
地面管路接设除要符合井下管路接设的有关要求外还应符合以下要求 
①北方寒冷地区对地面瓦斯管路(包括放水器)要采取防冻保暖措施 
②瓦斯主干管路要与地面建筑和设施保持一定距离如距建筑物要大于5m距水管和
水沟要大于2m距铁路要大于4m等。 
 
第一百四十九条  矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度并遵守下列
规定 
(一)矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、
流动电钳工下井时必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测
仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或使携式光学甲烷检测仪。 
(二)所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设臵地点、有人员作业的地点都应纳
入检查范围。 
(三)采掘工作面的瓦斯浓度检查次数如下 
1低瓦斯矿井中每班至少2次 
2高瓦斯矿井中每班至少3次 
3有煤(岩)与瓦斯突出危险的采掘工作面有瓦斯喷出危险的采掘工作面和瓦斯涌出
较大、变化异常的采掘工作面必须有专人经常检查并安设甲烷断电仪。 
(四)采掘工作面二氧化碳浓度应每班至少检查2次有煤(岩)与二氧化碳突出危险的采
掘工作面二氧化破涌出量较大、变化异常的采掘工作面必须有专人经常检查二氧化碳浓
度。本班未进行工作的采掘工作面瓦斯和二氧化碳应每班至少检查1次可能涌出或积聚
瓦斯或二氧化碳的硐室和巷道的瓦斯或二氧化破应每班至少检查1次。 
(五)瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度并认真填写瓦斯检查班
报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上并通知现场工作人员。
瓦斯浓度超过本规程有关条文的规定时瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作并撤到安
全地点。 
(六)在有自然发火危险的矿井必须定期检查一氧化破浓度、气体温度等的变化情况。 
(七)井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次挡风墙外的瓦斯浓度每 
163 周至少检查1次。 
(八)通风值班人员必须审阅瓦斯班报掌握瓦斯变化情况发现问题及时处理并向
矿调度室汇报。 
通风瓦斯日报必须送矿长、矿技术负责人审阅一矿多井的矿必须同时送井长、井技术
负责人审阅。对重大的通风、瓦斯问题应制定措施进行处理。 
 
【解读】本条是关于矿井瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度的规定。 
 
该条规定的内容较多也很重要是搞好矿井瓦斯管理防治瓦斯灾害事故必须和经常
进行的一项目常管理工作。该条规定的主要内容可归纳为以下几点。 
1.检查制度 
矿井瓦斯和其他有害气体随时随地无不都在不间断地涌出并在不断发生变化。因此
瓦斯爆炸、自然发火、中毒、窒息等灾害事故隐患随时随地都有发生的可能。为了防止灾
害事故的发生该条规定必须建立对矿井空气中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体进行检测
的管理制度以便及时了解、掌握其变化状况和采取针对性措施妥善处理防患于未然。
许多沉痛教训表明一些重大事故的发生与事故单位没有建立健全相应的检查制度或不能
严格执行相应的检查制度不无重要关系。 
2.检查地点、范围和次数 
所有采区、采掘工作面、硐室、机电设备设置地点、停风地点(栅栏外)和有人作业的地
点等是瓦斯、二氧化碳和其他有害气体涌出和发生变化的主要地点也是容易发生事故隐
患的地点《规程》规定都必须纳入检查范围。并根据不同地点可能发生隐患的几率和危险
程度做出了必须达到的检查次数的规定。有煤与瓦斯突出、喷出危险和瓦斯涌出较大、变
化异常的采掘工作面发生瓦斯灾害隐患或事故的危险性较大有时出乎意料因此必须有
专人经常进行检查。 
3.瓦斯和二氧化碳浓度的检查方法与要求 
为了约束一些瓦斯检查人员的工作行为防止漏检该条规定了检查人员必须按照检查
的范围和路线执行巡回检查制度。 
4矿井各地点瓦斯和二氧化碳浓度的检测方法 
以下介绍的瓦斯和二氧化碳浓度检查方法等内容主要是对瓦斯检查工而言。当然《规
程》规定的负责生产、安全的各级管理干部和负有瓦斯检查职责的其他特殊工种如爆破工、
电钳工、安全监测工等在检查瓦斯时也应按照这些要求去做。 
(1)矿井总回风或一翼回风巷风流范围划分及其瓦斯和二氧化碳浓度的测定见《规程》
第一百三十五条解读。 
(2)采区回风巷和采煤工作面回风巷风流范围划分及其瓦斯和二氧化碳浓度的测定 
①采区回风巷、采煤工作面回风巷风流中瓦斯浓度与二氧化碳浓度在巷道内的测定部
位和巷道风流范围的划定均参见本《规程》第一百三十五条解读。 
②采区回风巷风流中的瓦斯浓度或二氧化碳浓度应在该采区全部回风流汇合后的风流
中测定。 
③采煤工作面回风巷风流中的瓦斯浓度或二氧化碳浓度应在距采煤工作面煤壁线10m
以外的采煤工作面回风巷风流中测定(图2-2-23)并取其中最大值为测定结果和处理标准。 
(3)采煤工作面风流范围划分及其瓦斯和二氧化碳浓度的测定采煤工作面风流是指
距煤壁、顶(岩石、煤或假顶)、底(煤、岩石或充填材料)各为200m(小于1m厚的薄煤层采煤
工作面距顶、底各为100m)和以采空区切顶线为界的采煤工作面空间内的风流。采用充填法
管理顶板时采空区一侧应以挡肝、砂帘为界。采煤工作面回风上隅角以及未放顶的一段巷 
164 道空间至煤壁线的范围空间帘的风流都按采煤工作面风流处理。 
采煤工作面风流中的瓦斯和二氧化碳的浓度检查方法与在巷道风流进行测定的方法相
同。但要注意以下三点 
①要正确选择测点如图2一2-23中①-○12所示不得遗漏每个测点连续测定3次
并取其中最大值 
②工作面由下端头至上端头、煤壁侧至采空区侧风流瓦斯浓度有很大变化分布很不
均匀不得取其平均值而应取其最大值作为工作面风流瓦斯浓度的测定结果和处理标准 
③在测定采煤工作面风流瓦斯浓度时要特别注意对上隅角进行认真测定。 
(4)掘进工作面风流和掘面回风巷风流范围划分及其瓦斯和二氧化碳浓度的测定掘进
工作面风流是指掘进工作面到风筒出风口这一段巷道空间中按巷道风流划定方法划定的空
间中的风流掘进工作面回风流是指风筒出风口至局部通风机供风巷道的风流汇合处这段掘
进巷道空间内的风流如图2-2-2所示。 
掘进工作面风流及其回风流中的瓦斯和二氧化碳浓度的测定应根据掘进巷道布置'情
况和通风方式确定。  
165  
单巷掘进压人式通风时掘进工作面风流和其回风流的划分范围如图2-2-2(a)所示。掘
进工作面风流及其回风流中的瓦斯和二氧化碳浓度的测定应分别在工作面风流中①及其回
风流中②进行并取其最大值作为测定结果和处理标准。 
单巷掘进混合式通风时掘进工作面风流和其回风流的划分范围如图2-2-2(h)所示。掘
进工作面风流及其回风流中的瓦斯和二氧化碳浓度的测定应分别在工作面风流中①及其回
风流中②③进行并取其最大值作为测定结果和处理标准。 
双巷掘进采用压入式通风时掘进工作面风流和其回风流的划分范围如图2-2-2(c)所示。
掘进工作面风流及其回风流中的瓦斯和二氧化碳浓度的测定应分别在工作面风流中及其回
风流中进行并取其最大值作为测定结果和处理标准。 
在对掘进工作面瓦斯和二氧化碳浓度检查时除了以上按规定进行正常检测之外还要
注意和做到以下几点 
①注意检查局部通风机安设位置是否符合规定、局部通风机是否发生循环风 
②注意检查局部通风机、掘面内电动机及其开关附近规定范围内的瓦斯浓度 
③检查掘进工作面上部的左、右角距顶、帮、煤壁各2m处的瓦斯浓度和距工作面第一
架棚左、右柱窝距帮、底各20m处的二氧化碳浓度 
④注意检查掘进工作面及其回风巷道内的高顶、冒落处的局部瓦斯浓度和体积 
⑤检查瓦斯传感器是否损坏、失灵及其吊挂位置是否符合规定 
⑥检查风筒接设、吊挂质量及状态 
⑦检查隔爆设施安设状态  
166 ⑧检查打眼、装药、爆破工序中和爆破地点附近20m风流中的瓦斯浓度是否符合规定
等。 
(5)盲巷内瓦斯和二氧化碳浓度的检测凡是不通风的(包括临时或长期停风的掘进工作
面)独头巷道统称为盲巷。由于盲巷内不通风时间稍长便会充满瓦斯形成"瓦斯库"
在进行检测和处理时如若检测方法与措施不当极易发生窒息或中毒事故。所以在检测
盲巷内的瓦斯和其他有害气体时要倍加谨慎应遵循以下原则 
①检测工作应由专职瓦斯检查工负责进行。检查之前首先要检查自己的矿灯、自救器、
瓦斯检定器等有关仪器确认完好、可靠后方可开始工作在进行检测过程中要精神集中
谨慎小心不可造成撞击"火花"等隐患 
②由外向内逐步检测。盲巷入口处(栅栏外面)的瓦斯和二氧化碳浓度不超限(小于3%)
时方可步步深入检查切不可直接进入盲巷行内检查以免发生瓦斯窒息事故在进入盲
巷内检测时最好是2人一起进行前后拉开距离边检查边前进后者起监护作用 
③瓦斯浓度较大时即刻停止检查盲巷入口处或盲巷内一段距离处的瓦斯浓度达到3%
或其他有害气体超过《规程》规定时必须立即停止前进并通知有关部门采取封闭等措施
进行处理 
④不同盲巷检测的气体与部位要有侧重。在水平盲巷内进行检测时应在巷道的上部检
测瓦斯在巷道的下部检测二氧化碳在上山盲巷内进行检测时应重点检测瓦斯浓度要
由下而上直至顶板进行检查当瓦斯浓度达到3%时应立即停止前进在下山盲巷内进行检
查时应重点检测二氧化碳浓度要由上而下直至底板进行检查当二氧化碳浓度达到3%
时也必须立即停止前进 
⑤要同时检测氧气和其他有害气体。虽然在上山盲巷重点检测瓦斯、在下山盲巷重点检
测二氧化碳但对氧气含量和其他有害气体浓度也必须进行检测不符合规定时应停止前进
严防由于其他有害气体浓度过高使氧气含量相对减少而发生中毒或窒息事故。 
(2)检测井下各地点瓦斯和二氧化碳浓度时的具体要求与注意事项 
(1)杜绝空检、漏检和假检。 
所谓空、漏、假检是指以下三种现象一是瓦检工没有上岗空岗、迟到或早退二
是没有按分工区域和规定次数进行巡回检查未能及时发现瓦斯隐患三是根本没有进行实
地检查而填写假记录、汇报假情况弄虚作假。 
空、漏、假检是一种严重违反劳动纪律和瓦斯检查制度的"三违"行为。由于煤矿生产环
境和条件十分复杂变化很大不同地点的瓦斯涌出每时每刻都在发生变化空、漏、假检
极易为瓦斯超限或积聚乃至瓦斯事故的发生创造条件和机会。因此必须坚决杜绝空、漏、
假检现象的发生。 
(2)检查次数符合规定。 
该条规定采掘工作面瓦斯检查次数低瓦斯矿井中每班至少检查2次高瓦斯矿井中
每班至少检查3次有煤与瓦斯突出危险的采掘工作面和瓦斯涌出较大、变化异常的采掘工
作面必须有专人经常检查。有关硐室和其他巷道的瓦斯检查及其检查次数由矿技术负责人
(总工程师)确定。任何地点每次检查瓦斯的结果都必须记入瓦斯检查手册和检查地点的记
录牌板上并通知现场的工作人员和向调度室汇报。 
(3)检测的数值要准确。 
所谓准确就是指所检测出的瓦斯数值与检测地点的实际瓦斯浓度相符。如果出现测出
的瓦斯浓度与实际不符或未测得最大浓度不仅失去检测工作的意义重要的是容易引起
错觉、产生麻痹思想而导致瓦斯事故的发生。故此必须排除或减少各种因素的干扰检测
出与实际相符的、准确、可靠的瓦斯浓度值并按《规程》规定取其最大值为处理标准。影
响和干扰瓦斯浓度准确性的因素除了仪器、人为误差之外有以下几点应引起注意  
167 ①检测时要避开风流混合处不稳定的区段因为不同瓦斯浓度的风流尚未混合均匀时
会影响测定值的准确性 
②测定风流瓦斯浓度时要尽量避开瓦斯涌出量较大或变化异常的局部地点如高顶、
旧巷、火区和断层等而测定瓦斯积聚或局部瓦斯涌出时应靠近这些地点 
③要正确运用不同区域的测定方法并在所测地点内多选点取多次测定中具有代表性
的最大值。 
(4)做到"三对口"。 
所谓"三对口"是指瓦检工随身携带的瓦斯检查手册、设在检查地点的记录牌板和瓦斯检
查班报(或地面调度台账)三者所填写的检查内容、数值必须齐全、一致。‘三对口"的主要内
容包括检查地点、瓦斯浓度、空气温度、二氧化碳浓度、检查时间和检查人等。必须做到
检查一次立即填写一次并及时向通风部门(或矿井)调度室汇报一次不准三次检查的结果
一起填写、一起汇报否则视为假检、漏检。另外发现瓦斯超限、积聚或遇有其他隐患、
问题时应积极采取措施处理并将处理情况向调度室汇报。这些情况都要做到"三对口"。 
(5)在指定地点交接班。 
瓦检工在井下指定地点交接班是瓦斯检查制度的一项重要内容。其目的是为了防止由于
瓦检工迟到、早退使分工区域出现无人检查、监视的空岗状态以致不能及时发现、处理
瓦斯积聚等隐患而发生事故。另外也是为了便于交班与接班人见面避免误会交接清楚
现场情况和责任。 
交接班时交班人要交清以下几个方面的工作情况 
①交清分工区域内的通风、瓦斯和生产情况有无异常若有异常是如何处理的是否需
要进一步处理和应采取何种措施 
②交清分工区域内各种设施包括通风、防尘、防火、防突、局部通风以及瓦斯监测等
有关设备和装置的状态是否需要维修、增设或撤除 
③交清分工区域内原来和新发生的各种隐患当班处理情况和需要如何继续处理 
④交清有关领导对某项工作指示的落实情况和需要请示的问题 
⑤其他应交接的工作内容。 
接班人对交接内容了解清楚后交接班人都必须在交接手册上签字做到有据可查。 
(6)确保自身安全。 
瓦斯检查工多为单独作业而且越是瓦斯隐患较多、较重的区域或地点越要加强检查
其接触各种危险、危害的机会较多。必须高度注意自身的安全。由于检查人员思想麻痹、检
测操作或处理隐患的措施不当而发生伤亡事故屡见不鲜。 
为了确保安全瓦斯检查人员在进行瓦斯检查的过程中要集中精神保持清醒头脑和饱
满的精神状态要严格遵守操作规程正确运用不同地点的检查方法和手段如盲巷、火区
或临时停风的独头巷道等地点进行检查时要加倍警惕由外向里逐渐深入进行检查只有
确认安全可靠后方可前进决不可直接贸然进入另外必须随身佩带自救器并注意冒顶、
片帮以及撞击火花等现象的发生。 
4.检查气体的种类 
为防止发生瓦斯、二氧化碳和其他有害气体酿成的灾害事故必须按规定对这些气体进
行检查。一氧化碳和气体温度是检测和预报煤炭自然发火最常使用的指标为及时发现和妥
善处理发火隐患该条规定了在有自然发火的矿井必须定期检查一氧化碳浓度和气体温度
等的变化情况。 
5.检查结果的记录、汇报与处理 
将瓦斯检查结果记入瓦斯检查班报手册其目的是便于了解和掌握各地点的瓦斯涌出及
变化情况发现问题及时处理并为以后分析总结矿井或工作面瓦斯涌出规律积累资料。将 
168 瓦斯检查结果记入检查地点的记录牌上目的是让现场人员都能随时了解作业地点的瓦斯情
况以便指导安全生产。 
矿长是第一安全责任者矿技术负责人(总工程师)对通风安全工作负有技术管理责任
必须随时了解和掌握矿井所有地点的通风瓦斯现状对可能出现的重大通风、瓦斯问题或隐
患必须及时制定有效措施进行处理。《规程》规定通风瓦斯日报必须送矿长、矿技术负
责人审阅。 
 
第一百五十条  高瓦斯矿井煤巷掘进工作面应安设隔(抑)爆设施。 
 
【解读】本条是关于高瓦斯矿井煤掘工作面安设隔爆设施的规定。 
 
煤巷掘工作面是瓦斯爆炸事故多发地点之一。据统计19832000年我国煤矿发生在
工作面10人以上瓦斯爆炸事故9次死亡2867人其中掘进工作面发生59次死亡1815
人分别占总数的62.77%和63.31%。为了防止瓦斯和煤尘连续爆炸减轻灾害程度对于
高瓦斯矿井无论煤尘爆炸危险的强弱煤巷掘工作面都应安设隔爆设施。其隔爆原理和隔
爆设施安全标准与要求见第一百五十五条解读。 
 
 第三节  粉尘防治  
第一百五十一条  新矿井的地质精查报告中必须有所有煤层的煤尘爆炸性鉴定资料。
生产矿井每延深一个新水平应进行1次煤尘爆炸性试验工作。煤尘的爆炸性由国家授权单
位进行鉴定鉴定结果必须报煤矿安全监察机构备案。煤矿企业应根据鉴定结果采取相应的
安全措施。 
 
【解读】本条是关于煤尘爆炸性鉴定的规定。 
 
煤尘爆炸是煤矿重大灾害之一。然而并非所有煤层的煤尘都具有爆炸危险即使有爆
炸危险的煤尘其煤层性质及其煤尘爆炸性能的强弱也不尽相同。必须通过煤尘爆炸性鉴定
加以区别以便对具有不同爆炸性能的煤尘采取针对性的防治技术措施。所以新矿井的地
质精查报告中必须有所有煤层的煤尘爆炸性鉴定资料。由于煤尘的爆炸性与煤层挥发分的
含量等煤层性质有着直接关系随着矿井生产水平的延深地质条件和煤层性质可能发生变
化从而引起煤尘爆炸性能的变化。所以生产矿井每延深一个新水平应进行1次煤尘爆
炸性试验和鉴定工作。 
1煤尘爆炸性鉴定的相关规定 
(1)生产矿井每延深一个新水平均应进行一次煤尘爆炸性鉴定在每年进行矿井瓦斯等
级鉴定的同时必须进行煤尘爆炸性鉴定新建矿井的地质精查报告中必须含有所有煤层
的爆炸性鉴定资料。 
(2)煤尘的爆炸性应由煤矿企业或地质部门提供煤样送交国家授权单位进行鉴定。
鉴定结果必须由煤样提供单位上报省煤炭管理部门或煤矿安全监察机构备案煤矿企业应
根据鉴定结果采取相应的综合防尘安全措施。 
(3)煤尘爆炸性鉴定的装置必须采用国家批准的专用设备工作人员必须由经过专门
培训并取得合格证者担任所用的计量仪表、器具等必须按有关规定由计量部门定期检定。  
169 (4)煤样采制必须由采样工负责完成采制方法按"刻槽法"实施。 
2煤尘爆炸性鉴定 
鉴定煤尘爆炸性的方法有两种一是在实验室用大管状煤尘爆炸性鉴定实验仪二是根
据煤的工业分析进行计算爆炸指数。 
目前我国煤尘的爆炸性主要采用大管状煤尘爆炸性鉴定实验仪进行试验和鉴定而工
业分析计算出的煤尘指数可粗略判断煤尘有无爆炸性和其爆炸性的强弱但不能作为确定
煤尘有无爆炸性的依据。 
(1)大管状煤尘爆炸性鉴定实验仪。 
该装置结构如图2-2-25所示由耐压玻璃管制成的燃烧管1的内径为7580mm长为
1400mm。燃烧管的一端与通风排尘箱8相连接(箱内装有滤尘板和小风机)另一端开口并在
距管口400mm处径向对开两个小孔穿过小孔装入销丝加热器2加热器为100mm长的中
空细瓷管(内径为1.5mm和3.6mm)管外缠绕约60圈内径为0.3mm的铂丝铂丝由燃烧管
的小孔引出接在变压器的二次线圈上该线圈两端电压为3040V。细瓷管内装有铂铹
热电偶热电偶两端接上铜导线构成冷节点置于冰筒中然后接到高温计4以测定测定
温度。放置煤样的试料管5铜质长100mm内径9.5mm通过导管与电磁打气筒7连
接。 
 
煤尘爆炸试验的程序是通电使加温器升温至1100℃将经过处理的1g煤样(煤尘试样
经粉碎后须能全部通过75μm的筛孔并在105℃的温度下进行烘干2h)放置到试料管内
打开气筒的电路开关活塞动作使煤尘试样呈雾状喷入燃烧管此时操作人员观察燃烧管
内煤尘的燃烧或爆炸状态最后开动风机进行排烟。 
如果加热器上只出现稀少的火星或根本没有火星表明该煤尘无爆炸危险若火焰在燃
烧管内向加热器两侧连续或不连续地向外蔓延表明该煤尘具有爆炸性但属于爆炸性微弱
的煤尘若火焰在管内向加热器两侧迅速蔓延这是强烈爆炸的现象该煤尘属于具有强烈
爆炸危险的煤尘。 
(2)煤尘爆炸指数计算。 
煤的主要成分有挥发分、固定炭、水分和灰分等。每一种成分对煤的爆炸性都有一定影
响而其中主要是挥发分。通常用挥发分占可燃物的百分比作为判断煤尘爆炸强弱的一项指
标该指标叫做煤尘爆炸指数(可燃挥发分指数)用表示VT用下式计算 %
100

ff
f
TG
V
V
V  
170 或                        %
100
100


ff
f
TW
A
V
V   
式中  VT——分析煤样的爆炸指数% 
      Vf——分析煤样的挥发分%       Af——分析煤样的灰分%       Wf——分析煤样的水分%       Gf——分样煤样的固定炭%。 煤尘爆炸指数越高则爆炸性越强。爆炸指数与爆炸性强弱的关系见表2-2-32。 
 
表2-2-32  煤尘爆炸指数与爆炸性强弱的关系 爆炸指数
 <10% 10%15% 15%28% >28% 
爆炸性 一般不爆炸 较弱 较强 强烈  
必须指出煤尘爆炸指数只能用来判断煤尘爆炸的强弱但是不能作为确定煤尘是否爆
炸的依据。这是因为煤的成分很复杂影响煤尘爆炸的因素很多。同一类煤的挥发分成分和
含量也不一样。有的煤尘爆炸指数虽然高于10%却无爆炸危险。例如四川松藻二井煤
尘爆炸指数为12.9%但经试验确定为无爆炸危险的煤尘而有的煤尘爆炸指数虽然小于
10%但却有爆炸危险。萍乡矿务局青山煤矿煤尘爆炸指数为9.05%但经实验室实验确定
为具有爆炸危险性的煤尘。所以煤尘是否具有爆炸危险性不能根据煤尘爆炸指数是否大
于10%来判断而必须经过实验室试验确定。 
 
第一百五十二条  矿井必须建立完善的防尘供水系统。没有防尘供水管路的采掘工作面
不得生产主要运输巷、带式输送机斜井与平巷、上山与下山、采区运输巷与回风巷、采煤工
作面运输巷与回风巷、掘进巷道、煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、卸载点等到地点都必须敷设
防尘供水管路并安设支管和阀。防尘用水均应过滤。水采矿井和水采区不受此限。 
 
【解读】本条是关于矿井防尘供水系统的规定。 
 
煤尘不仅可以燃爆导致重大灾害事故而且包括煤尘在内的矿尘还能够引起尘肺病。尘
肺病是目前还难以治愈的严重威胁煤矿工人身体健康和生命安全的一种顽症。在矿山中煤
矿工人患尘肺病和死于尘肺病的人数均居首位。 
目前治理煤矿粉尘的基本手段仍然是依靠水。一是对煤体进行注水减少开采过程中
的原始煤尘发生量二是对可能产生浮游煤尘的所有地点实施喷雾、洒水和对沉积煤尘实施
清洗等措施。因此矿井必须建立完善的防尘供水系统并接设到防尘、消尘的用水地点。
特别是采掘工作面是主要尘源也是容易发生煤尘灾害的主要地点所以没有防尘供水管路
的采掘工作面不得生产。 
矿井防尘供水系统应符合以下要求。 
1.矿井防尘用水的水源可采用地面水源或井下水源 
使用井下水源时应设置过滤池或过滤装置。如果井下的水源属于严重的酸性水则必
须设立中性化的处理设施。 
2.防尘供水方式应优先采用静压供水 
采用动压供水时必须有备用水泵。 
3.地面建有的永久性静水池应符合下列要求  
171 (1)静水池的容量不得小于200m3并设有备用水池 
(2)能满足井下防尘洒水系统连续2h以上的用水量 
(3)北方寒冷地区地面水池必须设有防冻设施。 
4.防尘用水的水质应符合下列要求 
(1)悬浮物含量不得超过150mg/L 
(2)悬浮物的粒子直径不得大于0.3mm。 
5.防尘供水系统的敷设应遵守下列规定 
(1)防尘供水管路必须接到《规程》本条规定的所有地点 
(2)供水管路的管径与强度应能满足该区段负载的水压和水量 
(3)在井下所有主要运输巷、主要回风巷、上下山、采区运输巷和回风巷、采煤工作面
上下顺槽、掘进巷道等敷设的防尘供水管路中每隔5060m都应安设支管和阀门以供冲
洗巷道等使用。 
 
第一百五十三条  井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤不得放空有涌水的煤
仓和溜煤眼可以放空但放空后放煤口闸板必须关闭并设臵引水管。溜煤眼不得兼作风
眼使用。 
 
【解读】本条是关于防止煤仓和溜煤眼内的煤尘扩散的规定。 
 
煤仓和溜煤眼保持一定的存煤不得放空主要是为了避免有风流通过而将煤尘携带、
扩散到其他地点如若放空即使闸板关闭也难免漏风而导致煤尘飞扬。溜煤眼只能作为
溜煤使用而不得兼作风眼。这是因为边溜煤边通风就会导致溜煤过程中产生的大量煤尘飞
扬并随风流飘散到其他作业地点恶化生产环境甚至引发事故。 
 
第一百五十四条  对产生煤(岩)尘的地点应采取防尘措施 
(一)掘进工作面的防尘措施必须符合本规程第十七条的规定。 
(二)采煤工作面应采取煤层注水防尘措施有下列情况之一的除外 
1围岩有严重吸水膨胀性质、注水后易造成顶板垮塌或底板变形或者地质情况复杂、
顶板破坏严重注水后影响采煤安全的煤层 
2.注水后会影响采煤安全或造成劳动条件恶化的薄煤层 
3.原有自然水分或防灭火灌浆后水分大于4%的煤层 
4.孔隙率小于4%的煤层 
5.煤层很松软、破碎打钻孔时易塌孔、难成孔的煤层6.采用下行垮落法开采近距离
煤层群或分层开采厚煤层上层或上分层的采空区采取灌水防尘措施时的下一层或下一分
层。 
(三)炮采工作面应采取湿式打眼使用水炮泥爆破前、后应冲洗煤壁爆破时应喷雾
除尘出煤时洒水。 
(四)采煤机、掘进机作业的防尘必须符合本规程第六十九条第一款第(四)项、第七十
一条第一款第(五)项的规定。液压支架和放顶煤采煤工作面的放煤口必须安装喷雾装臵
降柱、移架或放煤时同步喷雾。破碎机必须安装防尘罩和喷雾装臵或除尘器。 
(五)采煤工作面回风巷应安设风流净化水幕。 
(六)井下煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、输送机转载点和卸载点以及地面筛分厂、破碎
车间、带式输送机走廊、转载点等地点都必须安设喷雾装臵或除尘器作业时进行喷雾降
尘或用除尘器除尘。  
172 (七)在煤、岩层中钻孔应采取湿式钻孔。煤(岩)与瓦斯突出煤层或软煤层中瓦斯抽放
钻孔难以采取湿式钻孔时可采取干式钻孔但必须采取捕尘、降尘措施工作人员必须佩
戴防尘保护用品。 
 
【解读】本条是关于采掘工作面和有关地点实施综合防尘措施的规定。 
 
本条对采用不同设备、不同采煤方法的采掘工作面和煤炭运输经过的所有地点的综合防
尘措施做出了具体规定。可归纳为两个方面一是减少煤尘发生量的防尘措施这是综合
防尘的治本措施主要包括煤层注水、水炮泥、湿式打眼等二是降低浮尘浓度的除尘措施
主要包括爆破喷雾、转载喷雾洒水、采掘机内外喷雾、装载洒水、冲洗煤壁、风流净化水幕
等从而使已经产生的煤尘迅速沉降减少煤尘飞扬的数量与时间。 
1煤层注水 
1)煤层注水的作用及降尘效果 
将压力水注入煤层裂隙和孔隙之中湿润媒体使其强度和脆性减弱、塑性增加开采时
就能减少煤尘的发生量。同时存在于煤体孔隙和裂隙内的水在开采过程中还可以使5
μm以下的煤尘结团为较大的尘粒而失去悬浮能力从而减少浮尘的发生量。据测定由于
煤层的性质和注水条件的不同煤层注水的降尘效果大致在50%90%之间。 
对于煤层水分>4%的煤层进行注水后的效果不大明显(降尘率10%左右)所以原有自然
水分或防灭火灌浆后水分大于4%的煤层可不再实施注水措施。 
2)煤层注水的方式及适用条件 
机械化采煤的工作面必须采取煤层注水措施。 
长壁式采煤工作面煤层注水方式及适用条件如下 
(1)长钻孔煤层注水方式。在采煤工作面的上、下顺槽内向上、下打平行于工作面煤
壁的长钻孔(长60100m)进行注水。此种注水方式适用于煤层赋存稳定、没有较大走向断
层、厚度大于1.3m、孔隙率大于4%的工作面。 
(2)短钻孔煤层注水方式。在采煤工作面内打垂直于煤壁或与煤壁成一定交角的短钻
孔(35m)进行注水其特点是在煤体的卸压带内注水。此种注水方式适用于煤层厚度小于
1.3m或地质条件复杂或煤层倾角变化较大或煤的孔隙率小于4%的缓倾斜煤层尤其
适用于透气性极差的各种倾角、厚度的煤层。 
(3)中长钻孔煤层注水方式。也称为深孔注水方式。在采煤工作面内打垂直于(或成一定
交角)煤壁的中长钻孔(515m)进行注水。此种注水方式适用于煤层赋存条件较稳定的煤层。 
3)煤层注水专门设计 
煤层注水必须编制专门设计。煤层注水专门设计应包括以下内容 
(1)工作面自然状况。包括采区(面)名称、地点、标高、范围可采煤量开采方法与工
艺巷道布置等。 
(2)煤层地质情况。包括地质构造煤层厚度、倾角、透气性夹石情况及煤层原始水
分等。 
(3)注水方式、钻孔布置及注水要求。包括钻孔布置位置钻孔参数(孔径、长度、角度
等)与钻孔数量封孔长度及方法注水管路系统注水压力及流量注水时间及水分增值
等。 
(4)除文字说明外还必须附有采区(面)巷道系统示意图、钻孔布置及钻孔参数示意图、
供水管理系统示意图等。 
(5)煤层注水专门设计必须履行审批手续。 
4)注水效果要求  
173 根据采煤工作面的具体情况选择合适的煤层注水方式注水后的媒体水分增值应达到
1.0%以上或媒体的全水分达到4.0%以上。煤体含水分的测定应选用适用于井下的便携式
快速水分测定仪(如WM-A或WM-B型)。 
2.水炮泥和湿式打眼 
水炮泥是用盛水的塑料袋代替或部分代替炮泥充填于炮眼内爆破时被汽化结成雾滴
可使尘粒湿润、结团而减少煤尘的发生量降尘率一般为63%80%湿式打眼是将压力水
送入孔底使煤尘变成煤浆流出抑制煤尘的生成与飞扬较干打眼时的煤尘发生量可降低
94%98%。 
水炮泥和湿式打眼是综合防尘的主要有效措施。因此该条规定炮采工作面都应采取湿
式打眼和使用水炮泥。 
3.喷雾洒水降尘装置的水压及水量 
《规程》第一百五十四条之(三)、(四)、(五)、(六)对井下必须实施冲洗、喷雾、洒水和
风流净化的地点做出了明确规定。为保证这些地点的降尘效果其水压及水量必须符合下
列要求 
(1)采煤机的内喷雾装置使用的水压不得小于2Ma外喷雾装置使用的水压不得小于
1.5Ma如若内喷雾装置不能正常喷雾则外喷雾装置的水压不得小于4MPa无水或喷雾
装置损坏时必须停机。 
掘进机的内喷雾装置使用的水压不得小于3MPa外喷雾装置使用的水压不得小于
1.5MPa如若内喷雾装置的水压小于3MPa或无内喷雾装置则必须使用外喷雾装置或除尘
器。 
采煤机和掘进机的喷雾流量应与机型向匹配一般每个喷嘴流量不应少于15L/min。 
(2)凿岩机(湿式风铺及煤、岩电钻)的供水压力不低于2.93105Pa(中心式供水时应低于压
缩空气的压力)每台供水量不得小于2L/min。 
(3)转载及转载点的喷雾装置水压不低于3.93105Pa每个喷嘴流量不得小于4L/min。 
(4)炮掘工作面爆破时的高压喷雾装置水压不低于7.353105Pa每个喷嘴流量不得小
于15L/min。 
(5)净化空气喷雾水幕装置水压不低于3.93105Pa每个喷嘴流量不得小于4.5L/min。 
(6)冲洗巷道时的供水压力不得低于3.93105Pa流量不得小于18L/min单位巷道面积的用水量不少于15L/min。  
 
第一百五十五条  开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井必须有预防和隔绝煤尘爆炸的措
施。矿井的两翼、相邻的采区、相邻的煤层、相邻的采煤工作面间煤层掘进巷道同与其相
连的巷道间煤仓同与其相连通的巷道间采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其他地点同与
其相连通的巷道间必须用水棚或岩粉棚隔开。 
必须及时清除巷道中的浮煤清扫或冲洗沉积煤尘定期撒布岩粉应定期对主要大巷
刷浆。 
 
【解读】本条是关于采取隔爆措施和安设隔爆设施的规定。 
 
1.隔爆设施的重要意义及原理 
在瓦斯煤尘爆炸的类型中有一种连续爆炸的形式大大增加了事故灾难程度。1960年5
月9日大同老白洞煤矿14号井井底车场的翻笼在连续翻煤时煤尘飞扬(3m内看不见人、
附近棚梁上积尘达35㎝)电机车运行产生电火花引爆飞扬的煤尘由于其他巷道积尘严
重(1寸多厚)导致煤尘连续爆炸致使井下912人中死亡684人整个矿井惨遭破坏这是 
174 建国以来最严重的一次矿难事故。1968年10月24日山东新汶矿务局华丰煤矿一掘面爆
破引起煤尘爆炸又在2040m的巷道内发生煤尘连续爆炸死亡108人。1969年4月4日
新汶局潘西矿电机车弓子的启动火花引起煤尘爆炸波及矿井东翼两个水平4个地点的煤尘
连续爆炸造成115人死亡等。 
为防止发生连续爆炸事故该条规定了开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井必须在相关地
点安设隔绝煤尘爆炸的设施。发生连续爆炸的原因和安设隔爆设施的原理如下。瓦斯或煤尘
爆炸产生的冲击波的传播速度(2340m/s)远大于火焰的传播速度(1121800m/s)随着时间的
延长两者差距愈来愈大当走在前面的冲击波将巷道积尘(如果存在沉积煤尘)再次扬起呈
浮游状态且达到爆炸下限浓度时而高温火源又接踵而至就会把扬起的煤尘引爆发生第
二次连续爆炸。同理如果巷道积尘严重可能发生第三次、第四次??连续爆炸。 
隔爆设施(主要是指隔爆水幕、隔爆水棚或岩粉棚、自动式隔爆棚等设施不含巷道撒
布岩粉、洒水、清洗积尘等隔爆措施)的原理就是利用冲击波与火焰的速度差而设置的借
助于已经形成的爆炸冲击波或爆风的冲击力使隔爆设施动作(倾倒或击碎)将消焰剂(岩粉、
水等)弥撒于巷道空间阻隔(或熄灭)爆炸火焰的传播实现隔绝煤尘连续爆炸的目的。 
发生煤尘爆炸或煤尘连续爆炸的主要危险来源于沉积煤尘。1976年11月2日山西大
同矿务局挖金湾煤矿挖金湾井三O一盘区第六部皮带的134开关短路引起火灾因无水管
和灭火器材正在等待封闭材料时矿组织人员携带灭火器赶到现场这些人员进入巷道时
踏起的积尘顺风飘入火区爆炸造成现场10名救护队员和矿参加灭火的13名人员死亡如
图2-2-26所示。所以《规程》规定"必须及时清扫或冲洗沉积煤尘"。 
 
2.隔爆措施 
所谓隔爆措施是指把已经发生的爆炸截住不使其传播开来以限制在最小的范围内
使爆炸不至于由局部扩大为全矿性的重大灾难而所采取的措施。隔爆措施主要包括巷道撒
布岩粉、冲洗或清扫巷道积尘、隔爆水幕、隔爆水棚和岩粉棚等。其中水棚与岩粉棚比较
具有以下优点 
①水的比热较岩粉高5倍因而吸热量大隔爆效果好 
②水在接触高温火焰时形成的水蒸气更有利于扑灭火焰 
③在冲击波的作用下水飞洒的时间比岩粉更短 
④水的供给比岩粉更为方便可长期使用不必更换而岩粉必须经过加工和定期更换。
因此近年来水棚已逐渐取代岩粉棚我国将水棚作为隔爆的主要形式。  
175 1)巷道撒布岩粉隔爆措施 
在巷道内撒布岩粉增加了煤尘中的灰分削弱和抑制煤尘的爆炸性。巷道撒布岩粉作
为隔爆措施时必须按下列规定执行 
(1)对岩粉的要求 
①可燃物含量<5% 
②游离SiO2含量<5% 
③不含有毒、有害的混合物 
④色淡白、鲜明通常用石灰石制作 
⑤潮湿巷道应使用抗湿性岩粉 
⑥岩粉必须全部通过50号筛(筛径<0.2mm)其中70%以上应通过200号筛(筛径
<0.074mm)。 
(2)岩粉量计算 
对岩粉用量的要求可用下列指标计算在开采瓦斯煤层时岩粉与沉积煤尘混合后的粉
尘中不燃物质的含量不应小于80%在开采低瓦斯煤层时应不小于70%。 
(3)岩粉撒布要求 
①巷道的所有表面包括顶、底、帮以及背板后面的暴露处都应撒布岩粉覆盖而岩
粉撒布长度不得小于300m长度不足300m的巷道则要全部撤布 
②当有爆炸危险性煤层与无爆炸危险煤层同时开采时应在两种煤层的连接处撒布岩
粉 
③在有爆炸性煤尘经常积聚的地点须经常撒布岩粉 
④工作面的上、下口须经常撒布岩粉但设有喷雾洒水地点或巷道潮湿且煤尘中水
分大于12%的地区可以不撒布岩粉。 
(4)岩粉撒布方法 
人工撒布或压气撒布均可撒布时人员必须站在风流上方。 
2)冲洗或清扫巷道积尘隔爆措施 
定期对巷道积尘进行冲洗并要及时运出从而杜绝积尘飞扬和参与爆炸的可能性。冲
洗或清扫巷道积尘作为隔爆措施时必须按下列规定执行 
(1)冲洗或清扫的巷道长度不得少于300m而长度不足300m的巷道则必须全巷进行冲
洗或清扫。 
(2)冲洗顺序由顶板至两帮和底板并应将包括背板后面的所有积尘冲洗干净冲洗巷
壁的耗水量按巷壁面积2L/㎡计算。 
(3)凡有煤尘沉积的巷道均需根据情况定期清扫并必须将积尘运出。 
3)水幕隔爆措施 
隔爆水幕是利用爆炸时的高温将水汽化为水幕带并吸收大量热量致使爆炸火焰熄灭而
不能扩展蔓延。采取隔爆水幕措施时必须遵守下列规定 
(1)隔爆水幕的用水总流量、前后两排水幕之间的间距和水幕区段的长度等应据巷道
断面积而定且必须符合表2-2-33要求。 
 
表2-2-33  隔爆水幕总水量、排间距及区段长度表 
巷道断面积/㎡ 水幕总流量/L〃min-
1 前后两排水幕的间距/m 水幕区段的长度/m 
≯5 ≮500 11.5 1520 
510 ≮800 1.52.5 2025 
1013 ≮1000 23 2030 
(2)水幕的供水压力不小于0.4MPa。  
176 (3)每排水幕中喷嘴的安装数量和安装角度应使每排水幕的喷雾能够封闭该处巷道的
全断面尤其是巷道的顶部不得出现无水喷雾的死角。 
(4)水幕中各个喷嘴的喷出雾粒的数量其中应有50%的粒径必须小于140μm。 
(5)必须保证水幕在发生爆炸时正常供水应采取水幕系统单独供水水幕供水管路应
采用耐爆炸的钢管并采取相应的保护措施。 
(6)必须保持所有喷嘴良好的喷雾状态喷嘴损坏或堵赛时必须及时更换和处理。 
(7)每月检查与测定一次喷嘴的喷雾状态和水压每季检测一次水的流量和雾粒粒径
并做好记录。 
3.隔爆设施 
在采取隔绝爆炸的措施时需要安设的相关设施称为隔爆措施。主要包括隔爆水幕、
隔爆水棚(岩粉棚)、自动式隔爆棚等。 
1)隔爆水幕 
见本条解读相关内容。 
2)隔爆水棚 
(1)水棚结构。隔爆水棚是由架设于巷道顶部充满水的水槽或水袋组成。水槽有木制(内
铺塑料布)、铁制及塑料制品其中以塑料制品为主要形式。塑料水槽的规格主要有40L、
80L两种。水袋主要为塑料制品主要规格有40L、60L、80L三种。 
水槽和水袋都必须符合《煤矿用隔爆水槽、隔爆水袋通用技术条件》的规定经国家质
检部门检验合格。 
(2)水棚分类及设置地点。隔爆水棚按其隔绝煤尘爆炸的保护范围可分为主要隔爆棚
和辅助隔爆棚。但由40L及小于40L的水袋所组成的水袋棚不得作为主要隔爆棚。 
①主要隔爆棚设置地点 
矿井两翼与井筒相连通的主要运输大巷和回风大巷相邻采区之间的集中运输巷和回风
巷 
相邻煤层之间的运输石门和回风石门。 
②辅助隔爆棚设置地点 
采煤工作面进风巷和回风巷 
采区内的煤或半煤巷掘进巷道采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其他巷道(含与煤
仓、装载点相通的巷道)。 
(3)水棚设置方式及位置。水棚设置方式可分为集中式和分散式两种。但分散式水槽棚
或水袋棚都不得作为主要隔爆棚。 
隔爆水棚设置的位置及要求详见表2-2-34和图2-2-27。 
 
表2-2-34  隔爆水棚的设置位置及要求 水棚名称
 设置方式 
水棚设置位置 
巷道直线段 前列(排)水棚位置 
与巷道交叉口拐
弯处距离/m 
与风门、风窗距
离/m 
水槽棚 集中式 
水棚安设前后
20m的断面一
致 
与工作面、转载点距
离为60200m 
5075 >25 
水袋棚 
集中式 
水棚安设前后
20m的断面一
致 
距掘进头、回采面上
下口、转载点为60
160m但≧200 
5075 >25 
分散式 水棚安设前后 首列棚组距掘进头、 ≦30   
177 
20m的断面一
致 
回采面上下口为
3035m但≧60m  
 
 
  
178  
(4)水棚设置的规定与要求。隔爆水棚设置必须遵守以下规定 
①隔爆水棚的排间距为1.23.0m主要隔爆水棚的棚区长度不小于30m辅助隔爆水
棚的棚区长度不小于20m分散式水袋棚棚区长度不小于120m。 
②隔爆水棚的用水量按巷道的断面积计算主要隔爆棚不得少于400L/m2辅助隔爆棚
不得少于200L/m2分散式隔爆棚按棚区所占巷道空间1.2L/m3计算。 ③水槽或水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式并呈横向布置(即长边垂直于巷道轴
线)。 
④水槽(或水袋)外边缘距巷壁(两帮)、顶梁(无支架时为顶板)之间的垂直距离≦100mm
水槽(或水袋)底部至顶板(梁)的垂直距离≧1.6m(水袋为≧1.0m)否则必须在其上方增设1
个水槽(水袋)水槽(或水袋)底部至巷道轨面的垂直距离不得低于巷道高度的1/2且不得
小于1.8m。 
⑤高度大于4m的巷道应设置双层棚子。上层水槽(或水袋)的总水量按巷道全面积
每平方米30L单独计算下层水槽棚用水量仍按前述水槽棚用水量计算。 
⑥棚区内的各排水棚的安设高度应保持一致棚区处的巷道需要挑顶时其断面和形状
应与其前后各20m长度的巷道保持一致。 
⑦同一排水棚内两个水槽之间的间隙≧1.2m(水袋为≦l00m也≧1.2m)水槽之间的间
隙与水槽同巷道之间的间隙之和≧1.5m特殊情况≧1.8m。每排水棚中的水槽所占据巷道
宽度之和与巷道最大宽度的比例巷道净断面<10m2至少为35%巷道净断面1012m2
至少为50%净断面>12m2至少为65%。  
179 ⑧首排水棚距工作面的距离必须保持60200m范围内。 
⑨水棚应设置在巷道的直线段内水棚与巷道的交叉口、转弯处、变坡处之间的距离
不得小于50m。 
⑩悬挂隔爆水袋的挂钩其角度要大于75°如图2-2-28所示以便受爆炸冲击波作
用时能够顺利脱钩使水倾洒弥漫于巷道中。 
 
在倾斜巷道中安设水袋棚时棚子与棚子之间应用铅丝拉紧以免棚子晃动并应调整
水袋架与金属支架的连接构件使袋面保持水平。 
3)隔爆岩粉棚 
在缺水、湿度小的矿井可选用岩粉棚。岩粉棚架设在巷道的顶部在瓦斯煤尘爆炸产生
的冲击波作用下堆放在木板上的岩粉分散开来形成岩粉云带当滞后于冲击波传播的火
焰到达这一区域时被扑灭实现隔绝连续爆炸的目的。 
(1)岩粉棚的结构。岩粉棚的结构应保证其动作的可靠性。即在发生弱爆炸的情况下也
容易动作而且岩粉分散状态良好同时还必须保证在正常作业条件下如爆破或其他振
动作用下不发生误动作。根据这一原则各国研制了多种形式的岩粉棚和岩粉箱如图2-2-29
所示。试验表明波兰研制的巴尔巴拉型岩粉棚(如图2-2-30所示)较为合理包括我国在内
的不少国家已推广应用。巳尔巴拉型岩粉棚分为轻型和重型两种形式(只是尺寸、装载量不
同而结构完全一样)其规格尺寸见表2-2-35。 
(2)岩粉棚安设原则。岩粉棚必须架设在距可能发生爆炸地点60300m范围内超 
180  
表2-2-35  巴尔巴拉型岩粉棚规格表 棚架构件
 轻型棚 重型棚 
岩粉板平台宽/mm ≤350 350550 
岩粉板宽/mm 100150 100150  
181 
岩粉板长/mm ≤350 350550 
台板高/mm 150 550 
中间距/mm 最大200 最大200 
岩粉板平台载岩粉量/㎏2m-
1 30 60  
出这个范围后岩分的可靠性就会降低。另外还应遵循以下基本原则 
①应安设在直线巷道内巷道断面无大变化。如果受条件限制不能满足这一要求时棚区应
设在巷道拐角或断面变化段后方5060m。 
②岩粉棚应垂直于巷道轴线方向靠顶板横向布置。岩粉棚的长度不能小于设置地点巷
道宽度的70%达不到这一要求时可将岩粉棚布置成相互错开的锯齿形或者在巷道两
帮设置顺帮棚子予以补齐。 
③必须有足够的抑制火焰的岩粉量。我国规定应按安设岩粉棚地点的巷道断面计算
对于集中式布置的主要岩粉棚(重型棚)按400kgm2计算辅助岩粉棚(轻型棚)按200kgm2计
算。 
④岩粉棚之间的间距轻型棚为1.02.0m重型棚为1.23.0m棚区长度集中式布
置时不应小于30m轻型棚的棚区长度应不小于20m。 
⑤堆放岩粉的岩粉板与两侧的支柱(或两帮)之间的间隙不得小于50mm岩粉板板面距
顶梁(或顶板)之间的距离为250300mm使堆放的岩粉顶部距顶梁(或顶板)之间的距离不
小于100mm岩粉板距轨面不小于1.8m。 
⑥严禁用铁钉或铁丝将岩粉板与台木和支撑木固定死。 
⑦至少每月进行一次检查岩粉受潮、变硬等应立即更换岩粉量减少应立即补充岩
粉表面有沉积煤尘时应予以清除。 
4)自动式隔爆棚 
近些年来许多国家先后研制和使用了各种形式的自动式隔爆棚对抑制爆炸具有很好
效果。 
自动式隔爆棚是利用各种传感器测量爆炸所产生的各种物理参数并迅速转换成电信号
指令机构的演算器根据这些信息准确地计算出火焰传播的速度并在最恰当的时候发出动作
信号让抑制装置强制喷撒出消火剂而阻隔爆炸。自动式隔爆设施的原理如图2-2-31所示。 
自动式隔爆棚采用的传感器主要有红外线传感器、紫外线传感器、温度传感器、压力
传感器等隔灭火材料可采用水、岩粉、重碳酸钙、重碳酸锅、重碳酸饵、氮气、二氧化
碳等'惰'性气体和磷酸钱等使隔灭火材料飞散的动力有雷管、导爆索、压缩气体(惰性气
体)以及它们的组合。 
研制出的自动式隔爆棚其相关设备与器材必须符合国家和行业标准的相关规定。 
 
  
182 第一百五十六条  矿井每年应制定综合防尘措施、预防和隔绝煤尘爆炸措施及管理制
度并组织实施。 
矿井应每周至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是
否符合要求。 
 
【解读】本条是关于制定综合防尘措施和对隔爆设施进行定期检查的规定。 
 
各矿井必须建立健全综合防尘管理制度。每年还应根据矿井采掘布置和生产实际情况
制定综合防尘和预防煤尘燃爆的具体实施措施包括采掘工作面及其入、回风巷的减少煤尘
发生量和降低浮游煤尘浓度的综合防尘措施矿井主要运输巷、主要回风巷和其他巷道的风
流净化、清扫或冲洗积尘、刷浆、撒布岩粉、隔爆设施以及各项措施的组织落实办法等。 
为保证隔爆效果对隔爆水棚安设的位置、长度、水量及安设方式等都有严格的要求。
如果出现水棚损坏、水量不足、质量不符合要求等问题就会影响隔爆效果或起不到阻止爆
炸传播的作用。因此每周至少进行1次隔爆设施检查发现问题及时处理保证隔爆设施
处于完好、有效状态。 
 
 
 
 
 
 
  
183 第三章  通风安全监控  第一节  一般规定  
第一百五十七条  煤矿企业应建立安全仪表计量检验制度。 
 
【解读】本条是煤矿企业应建立安全仪表计量检验制度的规定。 
 
安全仪表泛指用于监测煤矿甲烷、一氧化碳、风速、风压等参数的仪器包括煤矿安全
监控系统便携式检测仪器等。煤矿企业要按照有关规定建立完善的检验制度包括定期强
制性检验和定期调校制度。 
 
第一百五十八条  所有矿井必须装备矿井安全监控系统。矿井安全监控系统的安装、使
用和维护必须符合本规程和相关规定的要求。 
 
【解读】本条是关于所有矿井必须装备安全监控系统的规定。 
 
2006年10月25日国家安全生产监督管理总局令第10号《关于修改〈煤矿安全规程〉
第六十八条和第一百五十八条的决定》中将原国家安全生产监督管理局〈国家煤矿安全监
察局〉令第16号公布的《煤矿安全规程》第一百五十八条规定修改为“所有矿井必须装备
矿井安全监控系统。矿井安全监控系统的安装、使用和维护必须符合本规程和相关规定的要
求。” 
条文修改的主要内容是将"高瓦斯矿井、煤(岩)与瓦斯突出矿井必须装备矿井安全监控
系统"修改为"所有矿井必须装备矿井安全监控系统"。其目的是为了提高矿井安全装备和管
理水平确保矿井安全生产。主要考虑以下几点 
(1)瓦斯(甲烷)是成煤过程中的一种伴生产物所有矿井在开采过程中都会涌出瓦斯等有
害气体只不过不同煤层的瓦斯含量差异较大开采时涌出量的多少不同而已但都会对矿井
安全生产构成威胁对所有矿井进行实时监控是非常必要的。 
(2)在一些瓦斯涌出量不大的低瓦斯矿井中当煤层赋存条件发生变化时或遇到地质构
造复杂的地带很可能出现高瓦斯区域这些区域不仅瓦斯涌出量较高威胁较大若因排
放瓦斯或通风系统管理不善还很可能威胁其他低瓦斯区域乃至全矿井的安全所以有必要
对全矿井实施全方位的瓦斯监控管理措施。 
(3)低瓦斯矿井发生瓦斯燃爆事故的比例并不亚于高突矿井尤其乡镇集(个)体煤矿(大
多为低瓦斯矿井)发生瓦斯事故造成的伤亡人数和百万吨死亡率都高于国有煤矿的高突矿
井甚至一些低瓦斯矿井还发生了重特大瓦斯事故。1975年5月11日陕西铜川矿务局焦
坪煤矿前卫斜井(低瓦斯矿井)发生了死亡101人的瓦斯煤尘爆炸事故、1991年4月21日山
西省洪洞县三交河煤矿(低瓦斯矿井)发生了死亡147人的瓦斯煤尘爆炸事故、山西省大同市
新荣区郭家窑乡东村煤矿(低瓦斯矿井)发生了死亡110人的瓦斯煤尘事故、1997年12月10
日河南省平项山市石龙区五七(集团)公司大井(低瓦斯矿井)发生了死亡79人的瓦斯爆炸事
故等这与低瓦斯矿井在瓦斯管理方面较为松懈容易出现疏忽与漏洞和在安全监测方面手
段落后、装备不完善不无重要关系。 
(4)要求所有矿井都必须装备安全监控系统也是贯彻落实"先抽后采、以风定产、监测 
184 监控"十二字方针的具体措施。十二字方针是集通风、抽放、监测为一体的瓦斯管理体系
是几十年来煤矿瓦斯治理实践经验的概括和总结反映了瓦斯防治工作的客观规律。"监测
监控"是十二字方针不可分割的主要组成部分是防止瓦斯事故的重要防线和保障措施。 
(5)低瓦斯矿井虽然瓦斯涌出量较小但在无风、微风的状态下仍然会形成瓦斯积聚
发生瓦斯事故因此也需要监控瓦斯和井下设备的安全运行状况。2005年全国发生的40
起特大瓦斯事故中18起发生在低瓦斯矿井这就充分说明了在低瓦斯矿井装备安全监控
系统的必要性和紧迫性。 
 
第一百五十九条采区设计、采掘作业规程和安全技术措施必须对安全监控设备的种类、
数量和位臵信号电缆和电源电缆的敷设控制区域等做出明确规定并绘制布臵图。 
 
【解读】本条是对安全监控设备做出的规定。 
 
要求煤矿企业在采区设计、采掘作业规程和安全技术措施必须对安全监控设备使用做
出明确说明其中包括文字说明和绘制布置图。图上需要标明传感器、声光报警器、断电器、
分站等设备的位置、断电范围、传输电缆及有关通风设施、风流方向、风量等。 
 
第一百六十条  煤矿安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接严禁与调度
电话电缆或动力电缆等共用。 
防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。安全监控设备
必须具有故障闭锁功能当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时必须切断该监
控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁当与闭锁控制有关的设备工
作正常并稳定运行后自动解锁。 
矿井安全监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装臵的全部功能当主机或系统
电缆发生故障时系统必须保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装臵的全部功能当电网停电后
系统必须保证正常工作时间不小于2h系统必须具有防雷电保护系统必须具有断电状态
和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能中心站主机应不少于2台1台备用。 
 
【解读】本条是关于煤矿安全监控设备有关要求的规定。 
 
煤矿安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接严禁与调度电话电线和动力
电缆等共用主要是为了确保其本质安全防爆性能。当监控信号电缆发生故障时还可通过
调度电话及时了解井下甲烷浓度等信息。若监控信号与调度电话共用电缆其本质安全防爆
性能难以保证当电缆发生故障时监控设备和调度电话均无法正常工作不能及时了解井
下甲烷浓度等信息。 
在监控系统中对电缆的要求是有严格规定的。电缆的型号是由厂家在使用说明书给出
的用户不得擅自更改。因为电缆的分布参数直接与信号传输有关。监控系统要根据电缆的
最大传输距离和相关的分布参数进行传输信号的本质安全性能试验。因此用户在使用中
要严格执行产品使用说明书给出的电缆型号和参数。 
当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或发生传感器、分站断线等故障时必须切断
该监控设备所控制区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁。安全监控设备的故障闭
锁功能主要是由软件来实现的。 
为了实现当电网停电后保证系统正常工作时间不小于2h监控系统的地面中心站应
双回路供电并配备不小于8h在线式不间断电源。井下分站内要有备用电池。  
185 煤矿安全监控系统的主机及系统联网主机必须双机或多机备份2h不间断运行。当工
作主机发生故障时备份主机应在5min内投入工作。 
 第二节  安装、使用和维护  
第一百六十一条  安装断电控制系统时必须根据断电范围要求提供断电条件并接
通井下电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧严禁接在被
控开关的负荷侧。 
拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关
联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时须报告矿调度室并制定安全措施后方可进
行。 
 
【解读】本条是关于安装与拆除安全监控设备的规定。 
 
安全监控系统必须有专门机构和专业队伍进行管理其安装、使用、维护人员必须经过
专业培训持证上岗。 
安全监控管理机构负责安全监控设备的安装、调试和维护工作。安装安全监控设备前
使用单位必须根据已批准的作业规程或安全技术措施提出安装申请单分别送通风和机电部
门。安装断电控制系统时使用单位或机电部门必须根据断电范围要求提供断电条件并
接通井下电源及控制线在连接时必须有安全监测人员在场监护。为防止甲烷超限断电切
断安全监控设备的供电电源安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧严禁接
在被控开关的负荷侧。 
模拟量传感器应设置在能正确反映被测物理量的位置。开关量传感器应设置在能正确反
映被监测状态的位置。声光报警器应设置在经常有人工作便于观察的地点。井下分站应设
置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中安设时
应垫支架使其距巷道底板不小于300mm或吊挂在巷道中。 
隔爆兼本质安全型等防爆电源宜设置在采区变电所严禁设置在断电范围内。隔爆兼
本质安全型防爆电源严禁设置在下列区域 
(1)低瓦斯和高瓦斯矿井的采煤工作面和回风巷内 
(2)煤与瓦斯突出矿井的采煤工作面、进风巷和回风巷 
(3)掘进工作面内 
(4)采用串联通风的被串采煤工作面、进风巷和回风巷 
(5)采用串联通风的被串掘进巷道内。 
与安全监控设备关联的电气设备电源线及控制线在拆除或改线时必须与安全监控管
理部门共同处理。检修与安全监控设备关联的电气设备需要安全监控设备停止运行时须
经矿调度室同意并制定安全措施后方可进行。 
安全监控设备使用前和大修后必须按产品使用说明书的要求测试、调校合格并在地
面试运行2448h方能下井。 
 
第一百六十二条  安全监控设备必须定期进行调试、校正每月至少1次。甲烷传感器、
便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备每7天必须使用校准气样和空
气样调校1次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时必须
及时处理在故障期间必须有安全措施。  
186  
【解读】本条是关于安全监控设备调校与故障处理的规定。 
 
安全监控设备虽然在生产制造过程中经过老化检验但在使用过程中不可避免地受环境
因素和自然条件的影响而产生故障特别是测量用传感器中的传感元件受检测原理的限制
其使用寿命随使用时间而衰减其灵敏度也要下降。受以上因素的制约安全监控设备在使
用过程中必须进行定期维护和标校。 
采用催化燃烧原理的甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪、甲烷检测报警矿灯等每隔
7d必须使用校准气体和空气样按产品使用说明书的要求调校一次。调校时应先在新鲜
空气中或使用空气样调校零点使仪器显示值为零再通人浓度为1%2%的甲烷校准气体
调整仪器的显示值与校准气体浓度一致气样流量应符合产品使用说明书的要求。 
安全监控设备中一般设备在安装完成后应全面标调一次以后至少每月进行一次。调
校断电闭锁等重要功能每周进行一次试验。 
传感器经过调校检测误差仍超过规定值时必须立即更换安全测控仪器发生故障时
必须及时处理在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施并填写故障记录。 
低浓度甲烷传感器经大于4%的甲烷冲击后应及时进行调校或更换。 
 
第一百六十三条  必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常使用便携式甲烷检测报
警仪或使携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照并将记录和检查结果报监测值班员
当两者读数误差大于允许误差时先以读数较大者为依据采取安全措施并必须在8h内对
2种设备调校完毕。 
 
【解读】本条是关于安全监控和使用与维护的规定。 
 
井下设备、通讯电缆等每天必须有专人巡检维护。仪器的标校应由专职人员(经过培训)
进行无证不得上岗。 
安装在采煤机、掘进机和电机车上的机(车)载断电仪由司机负责监护并应经常检查
清扫每天使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照当两者读数误差大于允许误
差时先以读数最大者为依据采取安全措施并立即通知安全监测工在8h内将两种仪
器调准。 
炮采工作面设置的甲烷传感器在爆破前应移动到安全位置爆破后应及时恢复设置到正
确位置。对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由采掘班组长负责
按规定移动严禁擅自停用。 
井下安全使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由所在采掘区的区队
长、班组长负责管理和使用。 
使用中的传感器应经常擦拭清除外表积尘保持清洁。采掘工作面的传感器应每天除
尘传感器应保持干燥避免洒水淋湿维护、移动传感器应避免摔打碰撞。目前许多矿
井将便携仪器和监控系统同时使用。便携仪与传感器在一个测点测值有较大误差时应以测
值大者为暂时参考值并采取必要安全措施。然后在8h之内将测值的真实性进行判定并标
校有问题的仪器。 
仪器出问题时应按使用说明书要求进行维修维修人员应是持证的专业人员。需要更
换电子元器件时必须保证型号参数与原件相一致不得擅自改变电子元器件型号参数因
为在防爆检验中电路的参数、元器件已经匹配检测合格如若改变参数可能破坏本质安
全性能造成恶性事故发生。这一点必须严格按规定执行。  
187  
第一百六十四条  矿井安全监控系统中心站必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变
化及被控设备的通、断电状态。 
矿井安全监控系统的监测日报表必须报矿长和技术负责人审阅。 
 
【解读】本条是关于监测数据与报表的规定。 
 
监控系统地面中心站必须24h有人值班。值班人员应认真监视监视器所显示的各种信
息详细记录系统各部分的运行状态填写运行日志打印安全监控日报表报矿主要负责
人和矿井主要技术负责人审阅。 
监控系统发出报警、断电、馈电异常信息时中心站值班人员必须立即通知矿井调度部
门查明原因处理结果应记录备案。 
调度值班人员接到报警、断电信息后应立即向矿值班领导汇报同时按规定指挥现场
人员停止工作断电时撤出人员处理过程应记录备案。 
当系统显示井下某一区域瓦斯超限并有可能波及其他区域时中心站值班员应按瓦斯事
故应急预案手动遥控切断瓦斯可能波及区域的电源。 
 
第一百六十五条  必须设专职人员负责便携式甲烷检测报警仪的充电、收发及维护。每
班要清理隔爆罩上的煤尘发放前必须检查便携式甲烷检测报警仪的零点和电压或电源欠压
值不符合要求的严禁发放使用。 
 
【解读】本条是关于便携式甲烷检测报警仪充电、收发和维护的规定。 
 
便携式甲烷检测报警仪(简称便携仪)与监控系统同时使用是矿井安全监控的双重保
证。便携仪使用方便、灵活可以弥补固定测量达不到的地点。便携仪可以随时带到井上
标校更加方便使测值更具准确性。 
目前除光干涉甲烷检定器、甲烷便携仪、一氧化碳便携仪之外便携仪正向智能化、多
参数发展光干涉甲烷检定器也向数字读数、大量程发展给使用者带来更多的方便。便携
仪一般由电池供电需要对可充电电池每使用8h充一次电。便携仪应统一管理充电、发
放和标校由专业人员进行。 
标校一般每7天进行一次按说明书规定进行。当发现测值与固定式传感器有较大差异
时应及时标校找出问题所在。 
在维修时应详细阅读产品说明书。更换电子元器件按原件型号参数选配不得擅自改
变元器件型号的参数。 
更换电池组和传感元件时应向生产厂家购买配件不得随意使用替代件。电池组是经
过本质安全检验部门认定的组件不可随意改用其他电池替代以免造成恶性事故发生。 
经过维修的仪器应重新标校合格后方可投入使用。 
在正常使用后应及时清理隔爆网及通气窗口上的煤尘使用时不得硬性伤害仪器测
量时应按说明书规定的方法进行。 
 
第一百六十六条  配制甲烷校准气样的装臵和方法必须符合国家有关标准相对误差必
须小于5%。制备所用的原料气应选用浓度不低于99.9%的高纯度甲烷气体。 
 
【解读】本条是关于配制甲烷校准气样的有关规定。  
188  
包括甲烷传感器在内的安全监控设备由于受井下空气温度、湿度和其他气体的影响
长期运行将会导致较大的仪器误差严重影响检测的甲烷数值。为了保证甲烷传感器的精确
灵敏运行必须用校准气样定期对其进行标定。配制校准气样的装置和配置方法必须符合
国家有关标准(相对误差<5%)制作校准气样的原料气的甲烷浓度不得低于99.9%以免影
响标定的精度。 
 
第一百六十七条  安全监控设备布臵图和接线图应标明传感器、声光报警器、断电器、
分站、电源、中心站等设备的位臵、接线、断电范围、传输电缆等并根据实际布臵及时修
改。 
 
【解读】本条是关于安全监控设备布置图的规定。 
 
凡装备安全监控系统的矿井必须绘制安全监控设备布置图和接线图其内容应符合本
条文的规定。由于井下生产布局的不断变化监控设备及其线路也随之改变。所以安全监
控设备布置图和接线图要及时进行修改始终与井下实际情况相吻合。 
 第三节  甲烷传感器和其他传感器的设臵  
第一百六十八条  甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围必须符合表3
规定。 
表3  甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围 甲烷传感器设置地点
 报警浓度 断电浓度 复电浓度 断电范围 
低瓦斯和高瓦斯矿井的采煤工作面 ≥1.0%CH4 ≥
1.5%CH4 1.0%CH4 
工作面及其回风巷内全部非本质安全型
电气设备 
煤岩与瓦斯突出矿井的采煤工作
面 
≥1.0%CH4 ≥
1.5%CH4 1.0%CH4 工作面及其进、回风巷内全部非本质安
全型电气设备 
高瓦斯和煤岩与瓦斯突出矿井的
采煤工作面回风巷 
≥1.0%CH4 ≥
1.0%CH4 1.0%CH4 工作面及其回风巷内全部非本质安全型
电气设备 
本规程第136条所规定的装有矿井安
全安全监控系统的采煤工作面回风巷 
≥1.5%CH4 ≥
1.5%CH4 1.5%CH4 工作面及其回风巷内全部非本质安全型
电气设备 
专用排瓦斯巷 ≥2.5%CH4 ≥
2.5%CH4 2.5%CH4 工作面内全部非本质安全型电气设备 
煤岩与瓦斯突出矿井的采煤工作
面进风巷 
≥0.5%CH4 ≥
0.5%CH4 0.5%CH4 进风巷内全部非本质安全型电气设备 
采用串联通风的被串采煤工作面进风
巷 
≥0.5%CH4 ≥
0.5%CH4 0.5%CH4 被串采煤工作面及其进回风巷内全部非
本质安全型电气设备 
采煤机 ≥0.5%CH4 ≥
0.5%CH4 0.5%CH4 采煤机电源 
低瓦斯、高瓦斯、煤岩与瓦斯突
出矿井的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌
出的岩巷掘进工作面 
≥1.0%CH4 ≥
1.5%CH4 1.0%CH4 掘进巷道内全部非本质安全型电气设备 
高瓦斯、煤岩与瓦斯突出矿井的
煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷
掘进工作面回风流中 
≥1.0%CH4 ≥
1.0%CH4 1.0%CH4 掘进巷道内全部非本质安全型电气设备  
189 采用串联通风的被串掘进工作面局部
通风机前 
≥0.5%CH4 ≥
0.5%CH4 0.5%CH4 被串掘进巷道内全部非本质安全型电气
设备 
掘进机 ≥1.0%CH4 ≥
1.5%CH4 1.0%CH4 掘进机电源 
回风流中机电设备硐室的进风侧 ≥0.5%CH4 ≥
0.5%CH4 0.5%CH4 机电设备硐室内全部非本质安全型电气
设备 
高瓦斯矿井进风的主要运输巷道内使
用架线电机车时的装煤点和瓦斯涌出
巷道的下风流处 
≥0.5%CH4 
   
在煤岩与瓦斯突出矿井和瓦斯喷
出区域中进风的主要运输巷道内使
用的矿用防爆特殊型蓄电池电机车 
≥0.5%CH4 ≥
0.5%CH4 0.5%CH4 机车电源 
在煤(岩)与瓦斯突出矿井和瓦斯喷出
区域中进风的主要运输巷道内使用
的矿用防爆特殊型蓄电池电机车 
≥0.5%CH4 ≥
0.7%CH4 0.7%CH 机车电源 
兼做回风井的装有带式输送机的井筒 ≥0.5%CH4 ≥
0.7%CH4 0.7%CH 井机筒内全部非本质安全型电气设备 
瓦斯抽放泵站室内 ≥0.5%CH4  
  
利用瓦斯时的瓦斯抽放泵站输出管路
中 
≤30%CH4  
  
不利用瓦斯、采用干式抽放瓦斯设备
的瓦斯抽放泵站输出管路中 
≤25%CH4 
   
井下临时抽放瓦斯泵下风侧栅栏外 ≥1.0%CH4 
≥1.0%CH4 1.0%CH4 抽放瓦斯泵  
【解读】本条是关于甲烷传感器设置的规定。 
 
甲烷传感器垂直悬挂在巷道上风流稳定的位置距顶板顶梁不得大于300mm距
巷道侧壁不得小于200mm并应安装维护方便不影响行人和行车。甲烷传感器的报警浓
度、断电浓度、复电浓度和断断电范围必须符合表3的规定。 
 
第一百六十九条  低瓦斯矿井的采煤工作面必须在工作面设臵甲烷传感器。 
高瓦斯和煤岩与瓦斯突出矿井的采煤工作面必须在工作面及其回风巷设臵甲烷传
感器在工作上隅角设臵便携式甲烷检测报警仪。 
岩煤与瓦斯突出矿井采煤工作面的甲烷传感器不能控制其进风巷内全部非本质安全
型电气设备则必须在进风巷设臵甲烷传感器。 
采煤工作面采用串联通风时被串工作面的进风巷必须设臵甲烷传感器。 
采煤机必须设臵机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。 
非长壁式采煤工作面甲烷传感器的设臵参照上述规定执行。 
 
【解读】本条是关于采煤工作面甲烷传感器设置的规定。 
 
1低瓦斯矿井采煤工作面甲烷传感器的设置图2-3-1 
瓦斯警报浓度≥1%CH4。 
瓦斯断电浓度≥1.5%CH4。 断电范围工作及回风巷内全部非本质安全型电气设备。 
复电浓度1%CH4。  
190 2高瓦斯矿井采煤工作面甲烷传感器的设置图2-3-2 
 
瓦斯警报浓度T1=≥1%CH4T2=≥1%CH4。 
瓦斯断电浓度T1=≥1.5%CH4T2=≥1%CH4。 
断电范围T1、T2——工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。 
复电浓度T1、T21%CH4。 另在工作面上隅角设置便携式 瓦斯检测报警仪。 
3煤岩与瓦斯突出矿井采煤工作面甲烷传感器的设置2-2-3 
瓦斯警报浓度T1=≥1%CH4T2=≥1%CH4。 
瓦斯断电浓度T1=≥1.5%CH4T2=≥1%CH4。 
 
断电范围T1——工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。 
T2——工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。  
191 复电浓度T1、T21%CH4。 
若T1不能控制其入风巷内全部非本质安全型电气设备则必须增设T3。 
T3瓦斯警报浓度≥0.5%  CH4。 T3瓦斯断电浓度≥0.5%  CH4。 T3断电范围工作面进风巷内全部非本质安全型电气设备。 T3复电浓度0.5%  CH4。 另在工作面上隅角设置便携式瓦斯检测报警仪。 
4采煤工作面采用串联通风时被串工作面的进风巷必须设置甲烷传感器图2-3-4 
 
T瓦斯警报浓度≥0.5%  CH4。 
T瓦斯断电浓度≥0.5%  CH4。 T断电范围被串采煤工作面及其进回风巷内全部非本质安全型电气设备。 
T复电浓度0.5%  CH4。 
 
第一百七十条  低瓦斯矿井的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面必须在
工作面设臵甲烷传感器。 
高瓦斯、煤岩与瓦斯突出矿井的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面
必须在工作面及其回流中设臵甲烷传感器。 
掘进工作面采用串联通风时必须在被串掘进工作面的局部通风机前设甲烷传感器。 
掘进机必须设臵机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。 
 
【解读】本条是关于矿井的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面甲烷传感器
设置的规定。 
 
1低瓦斯矿井的煤巷、半煤巷和瓦斯涌出的岩巷掘进工作面甲烷传感器的设置图
2-3-5  
192  
瓦斯警报浓度≥1%  CH4。 
瓦斯断电浓度≥1.5%  CH4。 断电范围掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 
复电浓度1%  CH4。 
 
2高瓦斯矿井的煤巷、半煤巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面甲烷传感器的设置图
2-3-6 
瓦斯警报浓度T1≥1% CH4T2≥1% CH4。 
瓦斯断电浓度T1≥1.5% CH4T2≥1% CH4。 断电范围T1、T2——掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 复电浓度T1、T2<1% CH4。 3掘进工作面采用串联通风时甲烷传感器的设置图2-3-7  
193  
 
T3瓦斯警报浓度≥0.5% CH4。 
T3瓦斯断电浓度≥0.5% CH4。 T3断电范围被串掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 
T3复电浓度0.5% CH4。 
 
第一百七十一条  在回风流中的机电设备硐室的进风侧必须设臵甲烷传感器。 
 
【解读】本条是关于在回风流中的机电设备硐室
的进风侧必须设置甲烷传感器的规定。 
 
设在回风流中的机电硐室的进风侧必须设置甲
烷传感器如图2-3-8所示。其报警浓度为0.5 %CH4
断电浓度为0.5%  CH4复电浓度为0.5%  CH4断范围为机电硐室内的全部全非本质安全型电气设备。 
 
第一百七十二条  高瓦斯矿井进风的主要运输
巷道内使用架线电机车时装煤点、瓦斯涌出巷道的
下风流中必须设臵甲烷传感器。 
 
【解读】本条是关于高瓦斯矿井进风的主要运输巷道内使用架线电机车时装煤点、瓦
斯涌出巷道的下风流中必须设置甲烷传感器的规定。 
 
高瓦斯矿井的主要进风全风压通风运输巷道内使用架线电机车时装煤点处必须设
置甲烷传感器如图2-3-9所示。其报警浓度为0.5%  CH4断电浓度为0.5%  CH4复电浓度
为0.5%  CH4断电范围为装煤点处上风流100m内及其下风流的架空线电源和全部非本质安全型电气设备。  
194  
高瓦斯矿井进风的主要运输巷道使用架线电机车时在瓦斯涌出巷道的下风流中必须设
置甲烷传感器如图2-3-10所示。其报警浓度为0.5%  CH4断电浓度为0.5%  CH4复电浓度
为0.5%  CH4断电范围为瓦斯涌出巷道上风流100m内及其下风流的架空线电源和全部非本质安全型电气设备。 
 
第一百七十三条  在煤岩与瓦斯突出矿井和瓦斯喷出区域中进风的主要运输巷道
和回风巷道内使用矿用防爆特殊型蓄电池电机车或矿用防爆型柴汕机车时蓄电池电机车必
须设臵车载式甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪柴油机车必须设臵便携式甲烷检测报警
仪。当瓦斯浓度超过0.5%时必须停止机车运行。 
 
第一百七十四条  瓦斯抽放泵站必须设臵甲烷传感器抽放泵输入管路中必须设臵甲烷
传感器。利用瓦斯时还应输出管路中设臵甲烷传感器。 
 
第一百七十五条  装备矿井安全监控系统的矿井每一个采区、一翼回风巷及总回风巷
的测风站应设臵风速传感器主要通风机的风硐应设臵压力传感器瓦斯抽放泵站的抽放泵
吸入管路中应设臵流量传感、温度传感器和压力传感器利用瓦斯时还应输出管路中设臵
流量传感器、温度传感器和压力传感器。 
装备矿井安全监控系统的开采容易自燃、自燃煤层的矿井应设臵一氧休碳传感器和温
度传感器。 
装备矿井安全监控系统的矿井主要通风机、局部通风机应设臵开停传感器主要风门
应设臵风门开关传感器被控设臵开关的负荷侧应设臵馈电状态传感器。 
 
【解读】本条是关于装备矿井安全监控系统的规定。 
 
1一氧化碳传感器 
自然发火矿井应设置一氧化碳传感器。一氧化碳传感器除用作环境监测外报警浓度为
0.0024%还用于自然发火预测。一氧化碳传感器布置在巷道上方并应不影响行人和行 
195 车安装维护方便。一氧化碳传感器应垂直悬挂距顶板顶梁不得大于300mm距巷
壁不得小于200mm一氧化碳传感器应设在风流稳定、一氧化碳等有害气体与新鲜风流混
合均匀的位置如图2-3-11所示。一氧化碳传感器用于自然发火预测时应以每天一氧化
碳平均浓度的增量变化为依据。 
 
2自然发火矿井应设置温度传感器 
温度传感器除用作环境监测外报警温度为30℃还用于自然发火预测。温度传感器
应布置在巷道的上方并不影响行人和行车安装维护方便距顶板顶梁不得大于300mm
距巷道侧壁不得小于200mm。温度传感器应设置在风流稳定的位置如图2-3-11所示。温
度传感器用于自然发火预测时应以每天平均温度的增量变化为依据。 
 
 
 
 
 
 
  
196 第四章  煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出防治  第一节  一般规定  
第一百七十六条  矿井在采掘过程中只要发生过一次煤岩与瓦斯突出简称突出
下同该矿井即为突出矿井发生突出的煤层即为突出煤层。突出矿井及突出煤层的确定
由煤矿企业提出报告经国家煤矿安全监察局授权单位鉴定报省(自治区、直辖市)负责煤
炭行业管理的部门审批并报省级煤矿安全监察机构备案。 
对于突出煤层或突出矿井只有在有充分依据证明不再有突出危险由煤矿企业提出报
告经原鉴定单位确认和审批单位批准后方可撤销并报省级煤矿安全监察机构备案。 
新建矿井的煤层突出危险性根据地质勘探部门提供的基础资料由国家煤矿安全监察局
授权单位鉴定报省(自治区、直辖市)负责煤炭行业管理的部门审批。新井建设期间必须根
据揭穿各煤层的实际情况重新验证煤层的突出危险性经验证与所定的煤层突出危险性不符
时由煤矿企业提出报告报原审批部门审批。 
 
【解读】本条是关于突出矿井和突出煤层的鉴定、撤销与审批权限的规定。 
 
煤与瓦斯突出是煤矿中一种极其复杂的动力现象是威胁煤矿安全生产的严重自然灾害
之一。 
经鉴定具有煤与瓦斯突出危险性的矿井对生产人员的安全威胁极大需投入大量的人
力与物力导致开采成本的增加。突出机理目前仍处于假说阶段。由于影响它的因素多、随
机性强要完全控制还有一定的难度。根据目前所掌握的规律通过采取一些行之有效的措
施可以做到不发生突出或减少伤亡事故。 
1突出矿井鉴定 
在瓦斯动力现象出现的初期缓倾斜煤层多以压出形式出现它与片帮现象很难区另队
急倾斜煤层多出现受媒体自重作用而诱发的倾出而这种现象又与冒顶现象难以区分。判断
瓦斯动力现象的性质需要经验丰富的专业机构通过实测煤层瓦斯压力、取样分析化验和现
场勘察综合判断该矿井是否具备煤与瓦斯突出的三大要素才可做到避免判断失误。一般
首次出现动力现象的矿井不具备判断瓦斯动力现象的基本技术与装备难以进行正确的鉴
定因此矿井和煤层突出危险性的确定必须经国家煤矿安全监察局授权的单位鉴定。 
突出矿井鉴定方法主要是以实际发生的动力现象为依据按其特征确定所属类型。凡
经鉴定属于突出动力现象的则可定为突出矿井。当其特征不明显时要到现场考察或在实
验室进行有关参数的测定进行综合分析最后作出鉴定结论。 
1)鉴定所需资料 
凡需鉴定的矿井应向鉴定的授权单位提出申请报告并提供以下资料 
(1)矿井概况。包括矿井地质概况(所属煤田、成煤时代、地质构造、煤层赋存情况等)
矿井生产概况(开拓方式、采煤方法、顶板管理方法、生产水平和开拓水平的标高及垂深)
矿井通风瓦斯概况(通风方式、风量、瓦斯涌出量、瓦斯压力、瓦斯含量等) 
(2)发生动力现象地点的情况。包括发生动力现象采区的地质资料(断层和榴曲的分布、
煤层厚度和倾角变化)该地点的巷道名称、类别、标高及距地表垂深发生动力现象地点
与邻近层开采的相对位置该采区的煤层瓦斯压力、瓦斯含量、煤的坚固性系数和破坏类型
资料  
197 (3)动力现象发生前后的实况描述和动力现象后的主要特征。 
2)鉴定报告主要内容 
(1矿井基本情况 
(2)经审核后的动力现象发生情况 
(3)确定动力现象所属类型的依据 
(4)作出是否属于突出矿井的结论 
(5)应采取的预防突出措施及管理意见。 
3)鉴定报告的审批程序 
煤矿企业根据授权单位提出的鉴定报告正式向省(自治区、直辖市)煤炭行业管理部门
申报、审批并报省级煤矿安全监察机构备案审批后的文件应抄送原鉴定单位存档。确定
为突出矿井后应严格按突出矿井管理。 
2.突出矿井的撤销 
对于一个突出矿井或突出煤层当受地质条件的影响、采掘地区的变更或采掘条件的变
化没有再次出现瓦斯动力现象时要对其真实原因作出正确的判断难度较大。为了查明原
因和作出正确的判断同样也需要作现场调查、实测瓦斯参数、取样分析化验综合判断突
出矿井或煤层是否已不具备发生突出的三大要素。由于这些工作各鉴定单位所用仪器所采
取的方法不尽相同为了慎重对待这项工作以免造成由于判断失误而造成重大人身伤亡事
故撤销突出煤层或突出矿井时必须经原鉴定单位确认。 
对于原定的突出矿井由于开采或地质条件改变在生产过程中较长时间(初步定为8
年)没再发生过突出动力现象可重新鉴定提出注销突出矿井的意见。 
注销突出矿井的工作应由煤矿企业组织有关部门进行详细研究与分析特别要对以往
所发生的突出动力现象作进一步核实和定性分析参照突出危险性区域性预测资料进行验
证确认无突出危险后由煤矿企业提出撤销煤与瓦斯突出矿井的报告经原突出矿井鉴定
单位确认、原审批单位批准后方可撤销突出煤层或突出矿井的名称并报省级煤矿安全监
察机构备案。 
撤销突出煤层或突出矿井的报告应包括下列内容 
(1)矿井概况。包括矿井地质概况(所属煤田、成煤时代、地质构造、煤层赋存情况等)
矿井生产概况(开拓方式、采煤方法、顶板管理方法、生产水平和开拓水平的标高及垂深) 
(2)瓦斯基本参数瓦斯风化带深度分水平、分区的煤层瓦斯压力、瓦斯含量煤层
透气性系数等 
(3)以往所发生的动力现象记录卡片和定性分析意见 
(4)煤层突出危险性区域性预测验证资料。 
 
第一百七十七条  突出矿井在编制年度、季度、月生产建设计划的同时必须编制防治
突出措施计划。 
开采突出煤层时必须采取突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、
安全防护措施等综合防治突出措施。 
 
【解读】本条是关于编制防突计划和采取"四位一体"防突措施的规定。 
 
1.编制防治突出措施计划 
突出矿井必须根据矿井生产采掘计划结合区域预测所划分的突出危险区、突出威胁区
制定出矿井的年度、季度、月份防治突出计划。其目的是将防突工作纳入矿井的正常生产计
划中以便加强对防治突出工作的管理除此之外也可根据采掘计划的安排结合区域预 
198 测结果事先预测将被开采的采区煤层的突出危险程度提前做好防治突出措施的编制和人
力物力的安排同时还可根据突出危险性程度将采区或工作面事先按轻重缓急作出安排
使防突工作有序不紊最大限度地减少突出对生产的影响。防治突出措施计划的主要内容应
包括生产建设的施工与作业地点、地质构造及煤层赋存状况、瓦斯基本参数、施工方法及工
程量、防突措施的具体工艺与要求以及所需设备、设施等。 
2.采取"四位一体"综合防突措施 
开采突出煤层时必须采取综合防治突出措施。这是根据我国50多年防治煤与瓦斯突出
的理论与实践总结提出的。 
煤与瓦斯突出具有突发性难以完全掌握在目前的技术水平下还不能做到遏制它的发
生。就目前的技术水平和现实情况要做好防治突出工作首先要摸清楚它发生的地区、范
围再采取必要的防治措施以改变发生突出所必备的基本条件使其不发生或降低其突出
强度并采取必要的安全防护措施以保证施工人员的安全。因而防治煤与瓦斯突出工作已
不是单一的技术措施而是一套完整的综合性的防治突出的系统工程所以在开采突出煤层
时必须采取"四位一体"的综合防突措施即 
(1)突出危险性预测预报 
(2)防治突出技术措施 
(3)防突措施的效果检验 
(4)安全防护措施。 
"四位一体"综合防突措施在本章相关内容中有详细阐述。 
 
第一百七十八条煤矿企业应掌握突出动态和规律、填写突出卡片、积累资料、总结经验
教训、制定防治突出措施在每年第一季度内将上年度的突出资料报省(自治区、直辖市)
负责煤炭行业管理的部门和全国突出档案室。 
 
【解读】本条是关于突出资料的整理、上报的规定。 
 
表2-4-1  煤与瓦斯突出记录卡片 
编号                矿务局        矿        井 突出日期
 年月日时 地点  发 
生 
动 
务 
现 
象 
后 
的 
主 
要 
特 
征 
孔洞形状轴线与水
平面之夹角 
 
标高  巷道类型  突出类型  距地表
垂深/m 
 喷出煤量和岩石量  
突出地点通风系统示意图注距离尺寸 突出处煤层剖面图 
注比例尺 
煤层顶底板岩层柱状图 
煤喷出距离和堆积
坡度 
 
煤层特
征 
名称  倾角/°  邻近层开采
情况 
上部  喷出煤的粒度和分
选情况 
 
 厚度/m  硬度   下部  突出地点附近围岩
和煤层破碎的情况 
 
地质构造的叙述断层、褶曲、厚度、倾角及其他变化  动力效应 
支护形式  棚间距离/m  突出前瓦斯压力和
突出后瓦斯涌出情
况 
 
控顶距离/m  有效风量/m32
min-1   
正常瓦斯浓度/%  绝对瓦斯量/m32
min-1  其它 
 
突出前作业和使用工具  突出孔洞及煤堆积情况
注比例尺 
 
突出前所采取的措施附图  现场见证人姓名、职务  
伤亡情况  
突出预兆  主要经验教训  
突出前及突出当时发生过程的描
述 
 防突负
责人 
通 风区
队长 
矿总 
工程师 
矿长  
199  
    注突出预兆、煤体内声响、煤的层理理紊乱情况、打钻时顶夹钻和喷孔情况、煤硬度变化、掉渣及煤面外移情况、煤光
泽变化、工作面瓦斯涌出变化情况。 表2-4-2  矿井突出情况汇总表 
填表日期     年  月  日 编
号  

间 

点 



别 


/m 





/m 
煤层 地


造 
邻近层开采
情况 







具 



施 
预兆 突出情况 

别 


/m 
角 度
° 

采 
已 留
采 煤
但 柱
遗 




响 




化 




化 





化 






移 





加 





小 





煤 




/t 




/m 
堆积坡
度° 



选 
             
 
 
 
 
 
 
 
 
             矿务局局长          矿务局总工程师          通风处长         制表人 
 
1每次突出发生后必须指定专人负责收集资料做好详细记录并填写突出记录卡
片表2-4-1。记录卡片的数据应准确无误附图应清晰并注明主要尺寸。 
2强度大于1000t的突出必须附有专题调查报分析发生突出的原因总结经验教
训。 
3煤矿企业每年要对全年的突出记录卡片进行系统的分析总结写出出报告于次年
第一季度内将填写好的“矿井突出记录卡片”表2-4-1、“矿井突出情况汇总表”表2-4-2
和“突出矿井基本情况调查表”表2-4-3连同总结材料一并报省自治区、直辖市煤
炭行业管理部门和全国突出档案室。  
200 表2-4-3  突出矿井基本情况调查表 矿井设计能力
/t  
首次突出 
地时  
矿井实际生产能力/t  地点及标高/m  
开拓方式  距地表垂深/m  
矿进可采煤层层数  
突出次数 总计 
各类坑道中突出次数 
矿井可采煤层储量/t  石门 平巷 上山 下山 回采 其他 
突出煤层可采储量/t        
突出煤层及
围岩特征 
名称  
突出最大
强度 
煤岩量/t  
厚度/m  突出瓦斯量/m3 
 
倾角°  千吨以上突出次数  
采取何
种防突
措施及
其效果 
 
煤质  
其他 
石  门  
顶板岩性  平  巷  
底板岩性  上  山  
保护层 
类型  下  山  
煤层名称  回  采  
厚度/m  其  他  
距危险层最
大距离/m 
 
目前正在进行的防治突
出的研究课题 
主攻方向  
瓦斯压力 
最高压力
/MPa 
 进展情况  
测压地点距
地表垂深/m 
 人员及参数单位  
煤层瓦斯含量/m2t-
1  
备注  矿井瓦斯涌出量/m32
min-1  
有无投抽放系统及抽放方式  
矿务局局长                 矿务局总工程师                通风处长            制表人   
第一百七十九条  对有突出危险的新建矿井突出矿井的新水平、新采区必须编制防
治突出煤层突出的设计。设计应包括开拓方式、煤层开采程序、采煤方法、通风方式、支护
形式、突出危险性预测方法、保护层的选择、抽放瓦斯和局部防治突出措施等内容。 
 
【解读】本条是关于有突出危险的新建矿井、新水平、新采区编制防治突出设计的规定。 
 
这一条是根据我国多年防治突出正反两方面的经验教训制定的。 
我国在20世纪50年代出现突出当时因受条件的限制刚开始接触突出防范措施与
经验还很缺乏造成突出矿井的开拓与开采无专门的设计更无专门编制的预防措施因此
在建井期间出现了一些重大伤亡事故。南桐矿务局鱼田堡煤矿1580t的大突出造成井架被
烧毁和人员伤亡中梁山K9突出以及大用、鱼田堡二号井等矿的突出都是在此背景产生
的。 
突出矿井的防治突出效果的好坏关键取决于矿井采掘计划中是否考虑了为了防治突
出在开采前所必须做的防治突出工程例如有无保护层可开采通风系统能否达到突出
工作面的通风要求采用的防治突出措施是否同煤层的突出危险性程度相吻合需要做哪
些工程准备这些都需要在煤层开采前研究确定。为了做好防治突出工作就需要把上述确
定的方案、设施做好规划编制出突出煤层防治突出的专门设计。  
201 当矿井出现突出后再去改变矿井的开采程序、开拓方式或生产系统不仅花费大量的
时间与资金进行必要的技术改造而且对生产是极为不利的。 
 
第一百八十条  突出矿井中布臵采掘工作面应遵循下列原则 
㈠主要巷道应布臵在岩层或非空出煤层中。应尽可能减少突出煤层中的掘进工作量。开
采保护层的采区应充分利用保护层的保护范围。 
㈡应尽可能减少石门揭穿突出煤层的次数揭穿突出煤层地点应避开地质构造带。如果
条件许可应尽量将石门布臵在被保护区或先掘进揭煤地点的煤层巷道然后再与石贯通。
石门与突出煤层中已掘巷道贯通时被贯通巷道应超过石贯通位臵5m以上、并保护正常通
风。 
㈢在同一突出煤层的同一区段的集中应力影响范围内不得布臵2个工作面相向回采或
掘进。突出煤层的掘进工作面应避开本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中范围。 
 
【解读】本条是关于突出矿井布置采掘工作面原则的规定。 
 
1突出矿井中布置采掘工作面时把主要巷道布置在岩层或非突出煤层中是为了减
少甚至避免发生突出对矿井造成危害。这亲做能少扰动突出煤层只在石门揭煤时扰动突出
煤层加快掘进速度巷道的维修工作量也少对生产的影响也少。因此将主要巷道布置
在岩层中或非突出煤层中保护层保护范围内掘进时不需采取防突措施既降低了掘进成本
又简化了生产管理。 
2煤与瓦斯突出多发生于地质构造地带这是由于煤受到强烈的地质变化作用后结
构遭破坏改变了煤层原有的储存与排放瓦斯条件同时由于结构变化、存在着较高的构造
应力加之强度降低因而就造成有利于产生突出的一系列有利的因素。所以为了避免石门
揭穿煤层时发生突出石门应尽可能避免布置地地质构造复杂和被破坏的地带。 
为了防止煤巷掘进工作面与石门掘进工作面前方应力相互影响造成应力叠加诱发突
出煤巷必须超地这石贯通位置5m以上。石门与煤巷贯通时当炮眼底距煤巷帮的距离小
于炮眼的最小抵抗线时炸药容易发生爆燃或喷出火焰如煤巷中因通风不良或没有通风而
造成瓦斯聚集就会发生瓦斯爆炸事故因而采用石门贯通煤层时必须保证煤巷的正常通风。 
3在突出危险煤层同一区段做相向掘进与回采时易造成应力集中且应力集中系数
较高因而在此范围内进行回采与掘进巷道时易发生突出。尤其在突出煤层中准备掘进的巷
道当处于相邻煤层回采工作的集中应力影响或煤柱集中应力影响下时特别具有突出危险。 
 
第一百八十一条  突出矿井必须及时编制矿井瓦斯地质图图中应标明采掘进度、被保
护范围、煤层赋存条件、地质构造、突出点的位臵、突出强度、瓦斯基本参数等作为突出
危险性区域预测和制定防治突出措施的依据。 
在突出煤层顶底板掘进岩巷时必须定期验证地质资料及时掌握施工动态和围岩变化
情况防止误穿突出煤层。 
 
【解读】本条是关于编制矿井瓦斯地质图的规定。 
 
1突出矿井的瓦斯地质图是一种突出历史资料的积累它是在突出矿井日常工作中
对矿井瓦斯涌出量、煤与瓦斯突出和矿井地质资料不断积累完善的基础上得出的。它能反映
矿井瓦斯涌出量、煤与瓦斯突出与地质构造相互关系。突出矿井设计、总结出本矿井煤与瓦
斯突出与矿井地质构造的规律并用于区域预测划分突出危险区、突出威胁区和无突出危 
202 险区能对防治瓦斯突出工作起到积极的作用。因此突出矿井为了治理突出就必须及时
编制好矿井瓦斯地质图。 
2严重突出矿井为了防治瓦斯突出常采用预抽突出煤层瓦斯的方法防止在随后
的采掘工作中出现煤与瓦斯突出。而为了抽放突出煤层中的瓦斯就要在突出煤层的顶底板
岩石中开凿岩巷通常岩巷距煤层要有一定的安全距离其距离视煤层顶、底板的岩性而定。
由于在突出煤层顶底板掘进岩巷时要防止误穿突出煤层。例如中梁山矿务局南矿在掘进
抽放钻场与六枝矿务局化处矿掘进底板抽放巷道时都发生了千吨级的大突出。 
 
第一百八十二条  开采突出煤层时每个采掘工作面的专职瓦斯检查工必须随时检查瓦
斯掌握突出预兆。当发现有突出预兆时瓦斯检查工有权停止工作面作业并协助班组长
立即组织人员按避灾路线撤出、报告矿设度室。 
 
【解读】本条是关于开采突出煤层瓦斯检查的规定。 
 
突出发生前通常都有预兆而以瓦斯变化预兆较多见。必须在每个采掘工作面设专职
瓦斯检查员掌握突出前的预兆这是发现突出、避免伤亡的有铲组织措施之一。瓦斯突出
是一个动态过程有很强的随机性若不能及时地发现预兆、减少损失。专职瓦斯检查工应
随时检查瓦斯这是根据实际工作经验总结出的一种及时发现突出预兆的有效办法只有这
样才能及时发现突出预兆采邓预防措施。 
另外专职瓦斯检查工必须在井下指定地点交接班。 
 
第一百八十三条  突出煤层中的突出危险区、突出威胁区严禁采用放顶煤采煤法、水
力采煤法、非正规采煤法采煤。 
突出煤层中的突出危险区、突出威胁区的采掘工作面严禁使用风锅作业。 
 
【解读】本条是关于突出煤层采煤方法的规定。 
 
放顶煤采煤法是利用矿压、煤的自重落煤的一种开采方法。突出煤层具有松软、瓦斯含
量大的特征这些特征有利于放顶煤采煤法但这些特征恰恰是发生突出必不可少的条件。
若矿压(地应力)活动频繁煤层松软受煤体自重的影响煤层会自顶板垮落(冒顶)形成
了新的暴露面由于新暴露面上的瓦斯压力梯度陡增在煤层中游离瓦斯压力作用下煤层
即被破碎瓦斯快速解吸形成强大的瓦斯气流将被地应力和瓦斯破碎的煤块搬运到采掘空
间中来形成突出若瓦斯与煤块的混合气流在流动过程中没有遇到阻力突出将继续进行
直到混合气流受阻新暴露面上的瓦斯压力梯度下降不能再破碎媒体时突出才被迫停止。
由此看来放顶煤采煤法不但不利于防治煤与瓦斯突出反而为突出的发生创造了良好的条
件。因此在突出煤层中的突出危险区、突出威胁区严禁采用放顶煤采煤法。 
据统计资料分析全国有一半以上的突出发生在爆破时并且突出平均强度高达百余吨。
打钻、手铺落煤、风铺落煤和机组采煤时突出也频繁。这说明除地应力及煤层中瓦斯潜能外
外力的作用(对媒体的震动或冲击)也是促成突出的一个条件在其他条件相同时作用的外
力越大突出危险性和强度越大反之亦然。这是因为煤层在发生突出时突出的三大因素
都处于不稳定状态尤其是应力稍有震动就会失去平衡而导致突出。风铺是一种震动
力很强的工具使用它进行落煤工作时对媒体会产生强烈的震动会加速煤层瓦斯解吸并
触发工作面前方应力突变从而导致突出。除此之外高噪音也掩盖了突出的有声预兆使
工作人员不能及时发现突出预兆迅速撤离现场极易造成人员伤亡。所以在突出煤层中进 
203 行采掘工作时不能使用风销。 
 
第一百八十四条  有突出危险的采掘工作面爆破落煤前所有不装药的眼、孔都应用不
燃性材料充填充填深度应不小于爆破孔深度的1.5倍。 
对采用直径大于120mm的钻孔、水力冲刷或水力冲孔等措施在煤体中形成的孔洞在爆
破前应严密封闭孔口孔内注满水、砂或填土。 
 
【解读】本条是关于在有突出危险的采掘工作面爆破的规定。 
 
1.突出煤层中人工形成的各种孔洞、洞穴都不同程度地有瓦斯逸出或积聚且爆破孔
与孔洞之间的间距一般都小于《规程》要求的钻孔爆破最小抵抗线(煤层中不得小于0.5m)
在孔洞附近进行爆破作业时有可能引发未充填孔穴内的瓦斯爆炸所以当爆破孔深大于
不装药的其他钻眼时不装药的其他钻眼全部要用不燃材料充填当爆破孔深小于不装药的
其他钻眼时不装药的其他钻眼用不燃材料的充填深度应不小于爆破钻孔深度的1.5倍。 
2.直径大于120mm的超前钻孔、水力冲刷或水力冲孔等措施在煤体中所形成的孔洞
因其体积大、积蓄在孔洞中的瓦斯量大一旦引起瓦斯爆炸其影响范围与爆炸强度都不容
忽视为了避免此类瓦斯爆炸事故所以要将这些孔洞用水、砂或土加以充填同时还是为
了消除爆破火焰从这些孔洞中窜出引爆爆破地点附近瓦斯的可能。 
 
第一百八十五条  煤与二氧化碳突出、岩石与二氧化碳突出的管理和防治措施参照本章
规定执行。 
 
【解读】本条是关于煤与二氧化碳突出、岩石与二氧化碳突出的规定。 
 
这两种突出的管理及防治措施参照本章有关规定执行。 
 第二节  煤层突出危险性预测和防治突出措施效果检验  
第一百八十六条  突出矿井必须对突出煤层进行区域突出危险性预测(简称区域预测)
和工作面突出危险性预测(简称工作面预测)。 
突出煤层经区域预测可划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。采掘工作面经
工作面预测可划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。对采掘工作面实施防治突出措施
后应按工作面预测方法进行措施效果检验。措施效果检验指标都在该煤层突出危险临界值
以下的认为措施有效。 
 
【解读】本条是关于对突出煤层进行区域和工作面突出危险程度预测及划分的规定。 
 
煤层突出预测的方法和指标很多各国不尽相同各主要突出矿区也不一样。这里介绍
的是我国以法规形式确定指标和方法。 
1.突出危险性预测分类 
煤层突出危险性预测主要分为区域性预测和工作面预测。 
1)区域性预测 
主要预测煤层和煤层区域危险性。区域预测应在地质勘探、新井建设、新水平开拓和新 
204 采区开拓或准备时进行也可以在开采过程中进行区域预测。 
根据区域预测结果一般划分为 
(1)突出危险区。区内工作面进行采掘时应进行工作面预测。经预测后可划分为突出
危险工作面和无突出危险工作面。划分为突出危险工作面的要采取"四位一体"措施。 
(2)突出威胁区。区内采掘工作面每推进30100m应用工作面预测方法连续进行不少
于两次的预测验证。其中任何一次验证有突出危险性该区域改划为突出危险区。连续两次
预测验证都为无突出危险时该区仍为突出威胁区。 
(3)无突出危险区。可不采取防突措施。无突出危险区域确定要有可靠的预测资料
确切掌握煤层突出危险区域分布规律经矿总工程师划定不同区域突出危险程度经局总工
程师批准后方可确认为无突出危险区。 
2)工作面预测 
主要是指石门和立、斜井揭煤工作面煤掘工作面和采煤工作面的危险性预测。工作面
预测应在工作面推进中进行。 
根据工作面预测结果一般划分为 
(1)突出危险工作面。进行采掘作业时必须采取"四位一体"综合防突措施。即先进行采
掘工作面预测然后采取防治突出措施再按照工作面预测的方法进行效果检验其检验指
标都在该煤层突出危险临界值以下时方可认为所采取的措施有效确认为无突出危险后
还要采取安全防护措施才能进行采掘作业。每执行一次防治突出措施作业循环(预测、措
施、检验、保护、采掘作业)后须重复进行上述循环来推进工作面前进。 
(2)无突出危险工作面。突出煤层采掘工作面经连续两次工作面预测为无突出危险时
可视该工作面为无突出危险。但工作面仍要进行工作面预测和采取安全防护措施。 
2.突出危险性预测方法 
1)区域突出危险性预测 
 
表2-4-4 煤的破坏类型分类表 破坏类型
 

泽 
构造与构造特征 节理性质 节理面性质 
断口性
质 
强度 
Ⅰ类 
(非破坏煤) 



亮 
层状构造、块状构造、条带清晰
明显 
一组或二、三组
节理、节理系统
发达有次序 
有充填物方解
石次生面少
节理、劈理面平
整 
叁 差 附
状、波浪
状、贝状 
坚硬用手难
以掰开 
Ⅱ类 
(破坏类) 



亮 
1.尚未失去层状较有次序 
2.条带明显有时扭曲有错动 
3.不规则块状多棱角 
4.有刘压特征 
次生节理面多
且不规则与原
生节理面呈网
状节理 
节理面有擦纹、
滑皮节理不正
易瓣开 
参 差 多
角 
用手极易剥
成小块中等
破度 
Ⅲ类 
(强烈破坏煤) 




暗 
1.弯曲呈透镜体构造 
2.小片状构造 
3.细小碎块层理较紊无次序 
节理不清、系统
不发达次生节
理密度大 
有大量擦痕 
参 差 及
粒状 
用手捻之成
粉末硬度低 
Ⅳ类 
(粉碎煤) 

淡 
粒状或小颗粒胶结而成形似天
然煤团 
节理失去意义
成粘块状 
 粒状 
用手捻之成
粉末偶尔较
硬 
Ⅴ类 
(全粉煤) 

淡 
1.土状构造似土质煤 
2.如断层泥状 
  土状 
用手捻之成
粉琳疏松 区域突出危险性预测有以下几种方法 
(1)单项指标法。采用煤的破坏类型瓦斯放散初速度△p煤的坚固性系数f和
煤层瓦斯压务P作为预测指标各和中指标的突出危险临界值应根据实测资料确定无
实测资料时可参考表2-4-4和表2-4-5所列数据。只有全部指标达到或超过其临界值时方可
划为突出煤层。 
  
205 表2-4-5预测煤层突出危险性单项临界指标值 煤层突出危险性
 煤的破坏类型 瓦斯放散初速度△p 煤的坚固性系数f 煤层瓦斯压力P/MPa 
突出危险 ⅢⅣⅤ ≥10 ≤0.5 ≥0.74 
无突出危险 ⅠⅡ 10 0.5 0.74  
2瓦斯地质统计法。根据已开采区域的煤层赋存和地质构造情况以及突出分布规律
划分出突出危险区、突出威胁区。 
突出危险区应符合下列条件 
①上水平发生过一次突出的区域下
水平的垂直对应区域应预测为突出危险
区 
②根据上水平突出点颁布地质构造
情况突出点距离层最远距离线情况结
合上水平地质构造分布推测下水平或下
采区的突出危险性图2-4-1 
③未划定的其他区域为突出威胁区。 
(3)综合指标。综合指标是指将多项
单项指标综合考虑经理论分析、实验室
实验和实践证明建立起来的数学表达式。 
如综合指标D是考虑煤层埋藏深度、
煤坚固程度、瓦斯压力建立起来的数学模型综合指标K是考虑瓦斯含量、煤的微观结构
和力学性质建立起来的数学模型。 
D=0.0075H/f3(P-0.74) 
K=△p/f 
式中  D——煤层突出危险性综合指标 
      K——煤的突出危险性综合指标 
      H——开采深度m 
      P——煤层瓦斯压力取两钻孔瓦斯压力最大值Mpa 
      △p——软分层煤的瓦斯放散初速度指标 
      f——软分层的煤的坚固性系数。 
D、K临界值原则上应根据本矿区实测和其他因素综合确定无实测资料可参照表
2-4-6所列的临界值确定区域突出的危险性。 
 
表2-4-6  综合指标预测煤层区域突出危险性的临界指标 
煤层突出危险性综合指标 
突出危险性 


无烟煤 其他煤种 
≥0.25 ≥20 ≥15 突出危险 
0.25 20 15 无突出危险 注①如果D=(0.0075H/f3)(P0.74)式中两括号内计算都为负值时不论D值大小都为突出威胁区。 
②地质勘探和新建井进行突出预测时突出威胁区视为无突出危险煤层。  
采用综合指标法对煤层进行区域预测时应符合下列要求  
206 ①在岩石工作面向突出煤层至少打两个测压孔测定瓦斯压力P取其最大值 
②在打测压孔过程中每米煤钻孔采取一个煤样测定煤的坚固性系数f将两个测
压孔所测得的坚固性系数量最小值加以平均作为该煤层平均坚固性系数 
③将坚固性系数最小的两个煤样混合后测定煤的瓦斯放散速度指标△p 
④测定后填写综合指标法预测区域突出危险性报告表见表2-4-7。 
 
表2-4-7  综合指标预测区域突出危险性报告表 局
 矿 井 
煤层  水平  石门  距地表垂深/m  
煤层瓦斯压力测定 
钻孔编号 
钻孔直径
/mm 
孔长/m   
钻孔倾角 瓦斯压力随时间变化曲线 
岩孔 煤孔 合计 
      
 
      
封孔长度/m 
封孔日期 
(年、月、日) 
安设瓦斯压力表日
期(年、月、日) 
最大瓦斯压力/MPa 
    
    
煤的坚固性系数  煤的瓦斯散放初速度指标△p  
煤层突出危险性综合指标D  
煤层突出危险性综合指标K  
突出危险性预测评价  
预测人   通风科长  
地测科长   矿总工程师   
?地质构造指标法。煤与瓦斯突出与地质构造有明显关系这实践证明的。但是由于
煤与瓦斯突出机理比较复杂各地区、矿区、矿地质构造又有很大不同性做出准确的宣判
断很困难。 
我国研究煤与瓦斯突出的校所摸索出一整套方法通过地质构造进行预测虽然不能
做出准确预测但在作为定性判断还是很有参考价值的。 
①倾角标准差 
用煤层倾角变化反映局部褶曲发育情况。α越大越危险。 

n
i
iX
X
n
a12)(
1

式中  α——倾角标准差 
      Xi——每一测量点的倾角 
      
X——统计地区平均倾角 
      n——测量点数。 
②变形系数 
用煤层相对变形大小判断突出可能性。越大越危险。  
207 L
LL
KB
' 
式中  KB——变形系数 
      L?——剖面中煤层顶底板上两点实际变形长度 
      L——两点的水平变形长度。 
③小断层密度 
用单位面积或长度内的小断层个数判断突出危险性。越大越危险。 
④煤厚标准差 
用煤的厚度变化判断突出危险性。越大越危险。 


n
i
m
mimH
H
n
H1
2)
(
1

式中  Hm——煤厚标准差 
      Hmi——某一测点煤厚 
      mH——统计区域内平均煤厚 
     n——观测点数。 
⑤煤厚变异系数 
用煤厚变化幅度判断突出危险性。 m
m
rH
H
C 
⑥煤层揉皱系数 
用煤层被揉皱情况判断突出危险性。 M
hh
K4
32
105
.0
 
式中  K10——揉皱系数 
      h2——二类结构煤厚度       h3-4——三、四类结构煤厚度和       M——煤层总厚度。 
2)工作面突出危险性预测 
工作面突出危险性预测也称局部预测。它主要是对石门揭煤、煤掘工作面和采煤工作
面的危险性进行预测。 
局部预测指标主要有钻孔钻屑量S、瓦斯解吸指标△h2或K1、钻孔瓦斯涌出初
速度q、R值及钻屑温度、煤体温度、煤层瓦斯涌出量等。最常用的指标有S、△h2或K1、q、R。 下面分别介绍石门揭煤工作面、煤巷掘进工作面和采煤工作面的突出危险性预测方法。 
?石门揭煤工作面突出危险性预测。石门揭煤工作面可采用综合指标法、钻屑瓦斯解吸
指标法或经过实验证实有效的其他方法预测突出危险性。 
①综合指标法。见区域突出危险性预测方法。 
②钻屑瓦斯解吸指标法。钻孔瓦斯解吸指标是反应瓦斯压力瓦斯含量和煤层特征的一
个指标。当煤层瓦斯压务大瓦斯含量高煤层吸附瓦斯能力强时更容易突出。但直接测
定煤层这种瓦斯解吸能力又很困难。人们通过研究采用试验模拟方法间接进行测量担 
208 出了△h2或K1概念。 
在石门工作面距煤层最小垂距为10m利用探明煤层赋存条件和瓦斯情况的钻孔或至
少打两个直径为5075mm的预测钻孔在其钻进煤层时用13mm的筛子筛分钻屑测定
其瓦斯解吸指标△h2或K1。 
△h2即在固定炭粒度13mm固定煤炭重量10g固定暴露时间3min和固定测量时间2min情况下测定瓦斯解吸量。但直接测量解吸量很困难而测量产生的瓦
斯压力更容易于是就产生了△h2。 
K1是煤样从煤体脱落暴露后第1分钟内每克煤的累积瓦斯解吸量。它的理论依据是 3
21
1
1t
tt
WQ
K


 
式中  Q——煤样解吸测定开始后t分钟时解吸每克煤样累积瓦斯解吸量 
      W1——解吸测定开始前煤样在暴露时间内损失的瓦斯解吸量mL/g 
      t1——取样到启动仪时间min       t2——解吸测定时间min       t3——煤样从煤体脱落到钻孔口时间一般取0.1L。L为钻孔长度m。 由于式中有两个未知数K1和W1需要用作图法或试算法获得。 钻屑瓦斯解吸指标的突出临界值应根据实测数据确定如无实测出数据可参照《细则》
规定两项指标满足表2-4-8规定值为突出危险工作面。 
采用钻屑指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时应按照表2-4-9填写记录。 
(2)煤巷掘进工作面突出危险性预测。在突出区域中的煤巷掘进工作面可采用以下方
法之一预测其突出危险生钻孔瓦斯涌出初衷速度法、值指标法、钻屑指标法和其他经实验
实有效的方法如钻屑温度、煤体温度、爆破后的瓦斯涌出量等。 
表2-4-8  钻屑指标法预测石门工作面突出危险的临界值 
指标 干煤 湿煤 
△h2/Pa
 ≥200 ≥160 
K1/m
L2g-12min-1/2 ≥0.5 ≥0.4 
 
表2-4-9  石门揭煤工作面突出危险性预测记录表 
石门 
 
煤层 
 
测定日期 年  月  日 
钻孔编号 钻孔深度/m 
钻屑瓦斯解吸指标 
K1/m
L2g-12min-1/2 △h2/Pa 备注 
     
     
     
     
突出危险结论 
 
总工程师批示 
 
通风科区长 
 
地测科长 
 
预测人员 
 
 
①钻孔瓦斯涌出初速度法。钻孔瓦斯涌出初速度是测定钻孔自然涌出瓦斯多少的一个指
标。它相当于间接地表明了瓦斯含量、瓦斯压力及解吸能力等情况。它的定义是钻孔打完后
立即封钻孔在2min内测得的自然涌出瓦斯流量L/min  
209 采用钻孔瓦斯涌出初速度预测煤巷掘进
工作各打一个平行于巷道掘进方向直径
42mm、深度为0.5m 
钻孔瓦斯涌出初速度的测定必须在打
完钻孔2min内完成测定数据按表2-4-10填
写 
钻孔瓦斯涌出初速度的临界值qm与煤的
挥发分有前应根据实测资料分析确定如
无实测资料可参照表2-4-11中的临界值qm。
当时测的q值等于或大于qm时煤巷掘进工作面有突出危险否则预测为无突出危险
工作面。 
②R值指标法。R值是综合预测指标。它是反应地应力、煤质特征、瓦斯赋存善的指标。 
采用R值指标预测煤巷掘进工作面突出危险性时应按下列步骤进行 
在煤掘工作面打2个(倾角和急倾斜煤层)或3个(缓倾斜煤层)直径为42mm、孔深5.5
6.5m钻孔。钻孔应布置在软分层中。1个钻孔打在工作面中部并平行掘进方向另1个钻孔
的终孔点位于巷道轮廓线外2-4m处如图2-4-3所示。 
 
表2-4-10  钻孔瓦斯涌出初速度qm法预测资料记录表 测定日期
 
工作面距主要巷
道位置/m 
观测钻孔
编号 
瓦斯涌出初速度
qm/min-

预测结论 测定人员 
防突专门机
构负责人 
年 月 日 
       
       
       
       
       
        
表2-4-11  钻孔瓦斯涌出初速度临界值 
煤的挥发分/% 315 1520 2030 30 
 
钻孔瓦斯涌出初速度qm/min-

5.0 4.5 4.0 4.5  
 
钻孔每打1m测得一次钻屑量和钻孔瓦斯
涌出初速度测量室的长充取0.5m。 
取每个钻孔最大Smax和qmax按下列公式
算出Rmax R=Smax1.83qmax4 式中  R ——综合指标 
Smax——测量钻孔单位长度m最
大钻屑量L/m 
qmax——测量钻孔单位长度m最
大瓦斯涌出初速度L/m2min。 
判断突出危险性的临界指标Rm应根据实测资料确定如无实测资料可取Rm=6当
任何一个钻孔的R≥6时工作面为突出危险工作面当R≤6时为无突出危险工作面当R 
210 为负值时应用正值项单项指标。 
采用R值指标法预测为无突出危险时每预测循环应留有2m的预测超前距。 
③钻屑量指标法。钻孔钻屑量指标S是反应地应力大小、煤的结构特征的指标。地
应力大、煤质松软、钻屑量就大。 
一般正常钻孔钻屑量 3
.1
40
2
0d
R
S 
式中  S0——钻孔正常钻屑量kg/m或L/m 
      π——3.1416 
      R——钻空直径m 
      d0——煤的密度取1400kg/m3 
      1.3——钻头在钻孔中超切削系数。 
当钻头为42mm时正常钻屑量为1.8L/m或2.4kg/m。 
当钻孔每米钻屑量大于或等于3倍正常钻屑量即Smax≥3S0时5.4L/m或6kg/m认
为有突出危险。 
采用钻屑量指标法预测煤掘工作面突出危险性时应按下列步骤进行 
在煤掘工作面打2个倾斜和急倾斜煤层或3个缓倾斜煤层直径为42mm、孔深
810m的钻孔。钻孔应布置在软分层中1个钻孔打在工作中部并平行掘进方向另1个钻
孔的终孔点位于巷道轮廓线外24m处。 
钻孔每打1m测定一次钻屑量每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每
米最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1或△h2预测工作面突出危险性。Smax、K1或△h2的突出
危险临界值应根据实测数据确定如无实测资料可参照2-4-12的数据判断工作面的突出
危险性。 
 
表2-4-12  钻屑量突出危险性临界值 
危险性 
△h2 
最大钻屑量 
K1 
Pa 
㎏2m-
1 L2m-1 mL2-12min-1/2 
有突出危险 ≥200 ≥6 ≥4 ≥0.5 
无突出危险 200 6 4 0.5 
 
预测得到的任一指标Smax、K1或△h2值等于或大于临界值时该工作面预测为突出危险
工作面。 
采用钻屑量指标法预测突出危险性当预测为无突然危险时每预测循环应留有2m的
预测超前距。 
④其他指标法。如爆破后瓦斯涌出量、煤钻屑温度、煤体温度等指标可从实践摸索中
获得。如德国曾使用爆破后瓦斯涌出量指标他们认为爆破后30min内落地煤解吸出的瓦
斯以吨煤计算量当瓦斯含量大于40%60%时认为有突出威胁性而大于60%时认为有
突出危险性。 
?采煤工作面突出危险性预测。采煤工作面突出危险性预测按下列步骤进行 
①沿采煤工作面每隔1015m布置一个预测钻孔钻孔浓度根据工作面的条件而定但
不得小于3.5m 
②可采用煤巷掘进工作面突出危险性预测的方法如钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标
法、钻屑指标法等  
211 ③当预测为无突出危险工作面时每预测循环应留有2m超前距。 
 
第一百八十七条  在突出威胁区内根据煤层突出危险程度采掘工作面每推进30
100m应用工作面预测方法连续进行不少于2次的区域性预测验证其中任何1次验证为有
突出危险时该区域应改划为突出危险区。在无突出危险区可不采取防治突出措施。 
 
【解读】本条是关于划定突出危险区的规定。 
 
突出煤层经区域预测后可划分为突出危险区、突出威胁区和无突出威胁区。在突出威胁
区域内进行采掘前还应进行工作面预测划分出突出危险工作面和无突出危险工作面。在
无突出危险工作面进行采掘作业时可不采取防治突出措施但还须采取安全防护措施。在
突出危险工作面进行采掘作业前必须采取防治突出措施、措施效果检验和安全防护措施。
煤层中有无突出危险的区域不是截然分开的其界限也是不明显的。大量实践证明在这两
类区域之间存在过渡区域即突出威胁区域。在该区域内有可能发生突出也可能不发生突
出这就需要进行进一步的检测予以划定。在采用工作面预测方法进行预测验证时如果只
进行一次有可能因检测仪表的误差、人为操作或分析的误差出现错误判断很不保险特
别是划为无突出危险时更应慎重所以要进行连续2次预测验证。如果有一次预测指标达到
有突出危险则说明该区域发生突出的可能性很大为了避免突出造成损失为保险起见将
该区域划为突出危险区。这样做虽然影响一些采掘成本和速度但安全可靠造成灾害损失
小。目前人们对突出机理认识还不清预测手段(包括仪器仪表、预测预报指标及其临界
值)不十分过关。至于为什么要每推进30100m就要预测验证这是从现场实际工作中汇
总的经验数据而且其影响因素较多难以提出某一个具体的临界数据各矿只有根据本矿
的具体条件经汇集总结而定。 
 
第一百八十八条  在突出危险区内进行采掘作业时必须采取综合防治突出措施。当预
测为突出危险工作面时应采取防治突出措施只有经措施效果检验证实措施有效后方可
在采取安全防护措施的情况下进行采掘作业。 
每执行1次防治突出措施作业循环后应再进行工作面预测如预测为无突出危险仍
必须再采取防治突出措施只有连续2次预测为无突出危险该工作面方可视为无突出危险
工作面。 
预测为无突出危险工作面每预测循环应留有不小于2m的预测超前距。在无突出危险
工作面进行采掘作业时可不采取防治突出措施但必须采取安全防护措施。 
 
【解读】本条是关于防治突出预测的规定。 
 
在突出危险区内进行采掘工作按规定必须采用预测、执行防治突出措施、措施效果检
验措施效果检验有效后方能采取安全防护措施施工。 
每一次工作面预测循环有两种情况  
212 (1)预测为突出危险工作面时其工作程序包括执行防突措施、措施效果检验措施效
果检验有效后采取安全防护措施施工并在留有5m的预测超前距的情况下再进行下一次
工作面预测。若下一次预测循环预测为无突出危险工作面时为了确保安全必须再重复进
行一次措施循环后再进行工作面预测确认为无突出危险工作面后方可将突出危险工作面
改为无突出危险工作面。 
(2)当工作面预测为无突出工作面时其工作程序包括安全防护措施施工在保留有为
保证预测人员工作安全的2m安全屏障(预测超前距的)条件下再进行下一次工作面预测循
环。 
工作面预测的范围小仅在预测钻孔孔深控制的范围内对预测孔孔长控制范围之外煤
层的突出危险性因没有取得判断资料是无法确定的为了保证在突出危险区内进行采掘工作
的安全在保证工作安全的安全屏障保护下必须连续不断进行预测。 
在进行工作面预测时由于仪器仪表存在误差人员操作上会有不当加之人们在主观
判断上也可能有失误为了确保安全避免因人为因素或仪表的偶然误差而导致突出预测的
失误引发突出事故只有在连续2次工作面预测皆为无突出危险时突出危险工作面才能
改判为无突出危险工作面。 
 
第一百八十九条  保护层的开采厚度等于或小于0.5m、上保护层与突出煤层间距大于
50m或下保护层与突出煤层间距大于80m时必须对保护层的保护效果进行检验。矿井首次
开采保护层时必须进行保护效果及保护范围的实际考察并不断积累、补充和完善资料
以使得出保护效果及保护范围的参数。 
 
【解读】本条是关于对保护层保护效果检验的规定。 
 
保护层一般是指在突出矿井的煤层群中首先进行开采的无突出危险或突出危险性小的
煤层。 
根据保护层的位置不同位于被保护层上部的叫上保护层反之叫下保护层。 
在保护层先行开采后开采层周围的岩层和煤层向采空区方向移动、变形岩层经过不
断移动地层应力重新分布在采空区上方形成自然冒落拱压力则传递给采空区以外的岩
层承受。这样就对开采层周围的煤层(包括突出煤层在内)和岩层产生采动影响突出煤层
的瓦斯动力参数将发生重大变化。在采空区岩石移动直接影响范围内地层应力(包括地质
构造应力)降低突出层卸压在垂直煤层层面方向呈现膨胀变形由此在煤层和岩层内
不仅产生出新的裂缝而且原有裂缝也有所扩大这就使得煤层透气性增大数十倍到数百倍。 
保护层开采后保护层与被保护层之间的部分岩石裂缝是垂直层面的离保护层一定距
离内这些裂缝能彼此贯通直至与保护层采空区连通为解吸瓦斯涌向保护层采空区提供
了通道。 
国内外的考察资料证明保护层开采后被保护层的应力变形状态、煤结构和瓦斯动力
参数都将发生显著的变化。在时间上卸压作用是最先出现的卸压过程甚至有时在保护层工
作面前方1020m处开始。一般在工作面后方膨胀变形速度加快时瓦斯动力参数才发 
213 生变化因此参数变化次序可表述如下 
开采保护层→岩层移动→被保护层卸压(地应力降低、煤层膨胀变形)→透气性增加、
瓦斯解吸→煤岩层瓦斯排放能力增高→瓦斯排放、钻孔瓦斯流量增大→瓦斯压力 
        瓦斯含量减小→煤体机械强度提高 
降低 
    应力进一步降低。 
 
其防止煤和瓦斯突出的原理可用下图表示。 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
从以上分析表明尽管保护层的保护作用是排放瓦斯的综合作用结果但卸压作用是引
起其他因素变化的依据卸压是首要的、起决定性的。因此只要突出煤层受到一定的卸压
作用煤体结构、瓦斯动力参数便发生如上顺序的变化。在层间距离较远(但要在有效层间
垂距范围内)、中间有坚硬岩层的情况下突出煤层的卸压、煤层及其围岩透气性的增加是
无疑的只是瓦斯自然排放困难一些但从前两个因素的变化来讲都是有利于消除突出危
险性的。因此即使不能完全消除突出危险性也会有所降低而绝对不会增加。 
实践表明不管开采下保护层还是开采上保护层。保护作用都与保护层的厚度有着密
切的联系。但是并不能就此规定一个保护层临界厚度因为保护作用的大小不但与保护
层厚度有关还与层间距离有关。 
当煤层的开采厚度减小时顶板岩石的冒落高度也随之变小其后果是卸压影响程度减
弱和作用范围缩小保护效果减小经验临界值是50㎝因此为了确保安全在保护层的
开采厚度等于或小于0.5m时必须对保护层的保护效果进行检验。实践还表明保护层开
采的影响范围随着突出危险煤层与保护层之间的层间距加大而减小根据国内外研究与考察
资料开采保护层后对上面的影响范围最大可达80m对下部可达到50m超过此范围时
保护层的保护效果即很难准确确定因此为了确切地掌握保护效果防止突出灾害的发生
当上保护层与突出煤层间距大于50m或下保护层与突出煤层间距大于80m时必须对保护
层的保护效果进行检验。 
远距离和极薄保护层的保护效果检验方法与要求如下 
(1保护层开采厚度小于0.5m时上保护层与突出煤层间距大于50m时下保护层与突
出煤层间距大于80m时必须对保护层的保护效果进行检验 
(2)检验地点在被保护层中的煤掘巷道中 
(3)检验参数可选取钻孔瓦斯涌出初速度qR值钻屑瓦斯解吸指标(Smax、△h2或K1)
或其他参数如钻屑温度、炮后瓦斯涌出量 
?测试方法如同预测 
?测试指标降到突出临界值以下认为措施有效反之认为无效 
?填写效果检验单表2-4-13报矿总工程师审批。 
应力降低、煤层卸压 激发突出作用减小 
透气性增加 瓦斯压力梯度降低 
瓦斯   排放 发展突出的瓦斯作用减小 
煤体强度增高 煤体抵抗破坏能力增加 
消除或降低
煤与瓦斯突出
危险  
214  
表2-4-13  防治突出技术措施效果检验报告单 
煤层 
 
地点 
 
检验时间 年  月  日 
采用的防突技术 
措施名称及设计方案 措施施工情况 
 
 
 
 
措施效果检验 
检验方法 实测数据 
 
 
 
 
检验意见 
 
检验人 
 
矿图负责人 
 
通风区科 
 
矿总工程师 
 
 
第一百九十条  预抽煤层瓦斯后必须对预抽瓦斯防治突出效果进行检验其有效性指
标应根据矿井实测资料确定。如无实测数据可依据下列指标之一确定 
(一)预抽煤层瓦斯后突出煤层的残存瓦斯含量小于该煤层始突深度的原始瓦斯含量。 
(二)煤层瓦斯预抽率大于30%。 
采用煤层瓦斯预抽率作为有铲性指标的突出煤层在进行采掘作业时必须采用工作面
预测方法对预抽效果进行经常复检。 
 
【解读】本条是关于对预抽瓦斯防治突出效果检验的规定。 
 
在我国防治煤与瓦斯突出的实践中把开采保护层结合被保护层又突出层抽放瓦斯
作为一项综合性措施来运用。但是在不同的条件下抽放瓦斯的目的的不相同。 
当保护层与被保护层的层间距较大时抽放被保护层的瓦斯主要是为了扩大保护范围
强化保护作用的不可逆性使保护作用不随时间的延长而消失此外还可减少被保护层采
掘时的瓦斯涌出。自20世纪80年代以来虽然突出日趋严重但可作为保护层开采的煤层
却日益减少由于开采深度增加作为保护层的无突出煤层变为突出煤层或严重突出危险煤
层使防治煤与瓦斯突出工作变得更为艰难。为了寻求防治煤与瓦斯突出的新途径需要
把注意力放在预先抽放煤层瓦斯这个区域性措施上。20世纪80年代之前认为预抽煤层瓦
斯流量要达到一定的级别煤层才有抽放价值但是突出煤层的秀气性普遍都很小达不
到当时所规定的抽放瓦斯流量认为预抽瓦斯不能防治煤与瓦斯突出20世纪80年代中期
北票矿务局与日本合作实验了用网格式布孔预抽煤层中瓦斯防治突出的方法取得成功
后在全国推广。其特点是密集钻孔、高负压、长时间抽放运行成本也较高。 
抽出煤层瓦斯之后煤层就会发生收缩变形根据中梁山现场实测变形量可达6?左
右由于收缩变形煤的强度增强煤层顶底板岩体内应力也随之降低一切条件都向不利 
215 发生突出方向发展。但是在实践过程中人们还不能完全有效地按设计要求控制钻孔的终孔
位置预抽钻孔达不到均匀布置的要求其次抽出量受抽出时间的限制经预抽后煤层瓦斯
含量也未必能达到发生突出的最低瓦斯含量。所以为了检验预抽突出层瓦斯在防突方面的
效果掌握预抽瓦斯所起保护作用的定量数据避免采掘工作面误入未保护区出现事故所
以必须对预抽瓦斯在防突效果方面进行检验。 
预抽煤层瓦斯防突措施效果检验方法与要求如下 
?在被保护的煤层的掘进工作面中进行 
?检验参数可选取钻孔瓦斯涌出初速度q、R值、钻屑瓦斯解吸指标Smax、△h2或K1
或其他参数如钻屑温度、煤体温度、爆破后瓦斯涌出量 
?测试方法同预测 
?测试指标降到突出临界值以下认为措施有效反之认为无效 
?填写效果检验单表2 - 4 - 13报矿总工程师审批。 
 
第一百九十一条  掘进工作面防治突出措施效果检验有效时允许的进尺量必须同时保
证在巷道轴线方向留有不少于5m的措施孔超前距和不少于2m的检验孔超前距。 
采煤工作面防治突出措施效果检验有效时允许的推进进度必须同时满足留有不少于
3m的措施孔超前距和不少于2m的检验孔超前距。 
当防突措施无效时不论措施孔还留有多少超前距都必须采取防治突出的补充措施
只有经措施效果检验有效后方可在采取安全防护措施的前提下进行采掘作业。 
 
【解读】  本条是关于采掘工作面防治突出措施效果检验结果的规定。 
 
根据实测资料煤巷前方的压力集中带一般从工作面前方56m处开始距工作面5m
之内一般处于卸压状态卸压带有阻挡产生煤与瓦斯突出的作用为冲孔、打钻等施工提
供完全屏障。采煤工作面前方的压力集中带一般从工作面前方13m处开始距工作面1
3m之内的煤层处于卸压状态具有阻挡煤与瓦斯突出发生的作用为打钻等作业提供安全
屏障。为安全起见采煤工作面允许的推进进度必须在巷道轴线方向留有不少于3m的措施
孔超前跟和不少于2m的检验孔超前距掘进工作面允许的进尺量必须在巷道轴线方向留有
不少于5m的措施孔超前距不少于2m的检验孔超前距。 
掘进工作面采取防治突出措施之后经措施效果检验无效表明该工作面突出因素并未
消除还有突出危险如果不采取补救措施就直接进行采掘作用就有可能发生突出导致
事故。在采掘工作面防突出措施无效时必须采取防治突出的补充措施直到措施有效后
方能采用安全防护措施进行采掘工作。突出矿井技术人员一旦确认防突措施无效应该分
析其原因是选用的防突措施不适合本矿实际还是选用的对数不对是施工质量不好还是其
他什么原因总结经验教训选用适合本矿的防突措施和相关参数严格保证措施的施工质
量不能冒险从事采掘工作避免突出发生。 
采掘工作面防治突出措施效果检验方法分以下几种情况 
1石门揭煤工作面防突措施效果检验。 
?检验参数为钻屑量和瓦斯解吸指标。 
?检验孔孔数为4个其中一个在中间应位于措施孔中间其他3个孔分别在石门
上部和两侧并终孔位置应位于措施孔边缘线上如图2-4-4a所示。 
?检验指标小于突出临界值认为措施有效反之认为措施无效仍须采取措施。 
?填写效果检验单表2-4-13报矿总工程师审批。  
216  
2煤掘工作面局部防突措施效果检验 
?检验参数可选取钻孔瓦斯涌出初速度q、R值、钻屑瓦斯解吸指标Smax、△h2或K1
或其他经验证有效的参数如钻屑温度、煤体温度、炮后瓦斯涌出量等。 
?检验孔深应小于或等于措施孔深并布置在两措施孔之间如图2-4-4(b)所示。 
?检验测出的指标小于突出临界值措施有效。反之措施无效。 
?当检验认为措施无效时不论措施孔有多少超前距都必须采取防突补充措施并再
进行效果检验直到检验措施有铲后方可采取安全保护措施施工。 
?应以检验孔投影孔深作为超前距离底线。 
?填写效果检验单表2-4-13报矿总工程师审批。 
3采煤工作面局部防突措施效果检验方法与要求 
检验参数的选取钻孔瓦斯涌出初速度q钻屑瓦斯解吸指标Smax、△h2或K1或其他
经验有效的参数。 
?检验孔应打在措施中间孔深等于措施孔。 
?检验指标小于该煤层突出临界值时措施有效反之无效。 
?经检验认为无铲必须采取补充措施并再经检验有效后方可采取安全保护措施进
行施工并留有不小于2m超前距。 
 第三节  区域性防治突出措施  
第一百九十二条  对于有突出危险煤层应采取开采保护层或预抽煤层瓦斯等区域性防
治突出措施。 
 
【解读】本条是关于突出危险煤层采取区域性防突措施的规定。 
  
217 开采保护层或预抽水马桶煤层瓦斯或两者同时使用能在较大范围内起到防止煤与瓦斯
突出的作用。所以突出矿井开采突出煤层时应采用这两种区域性防突措施。 
1.开采保护层 
迄今为止开采保护层仍然是防止煤和瓦斯突出最有效、最经济的措施。自1933年法
国最先使用这项措施以来已在有突出的国家中得到普遍使用如中国、俄罗斯、波兰、保
加利亚、日本、英国、比利时、荷兰等。 
我国自1958年以来先后在北票、南桐、中梁山、天府、松藻等局矿进行了开采保护
层防止煤和瓦斯突出的试验取得了显著的效果。以后又逐渐在红卫、立新、六校等局矿进
行了推广应用。采用开采保护层这一措施后在被保护区域基本上消除了煤与瓦斯突出
大大减少了突出的发生促进了安全生产。以重庆地区为例自1958年开始试验1962年
在全地区推广使用1961年突出次数为155次1966年以后则大幅度下降为每年1020
次甚至无突出发生。如松藻煤矿一井坚持无煤柱开采保护层不仅突出次数很少矿井
的产量也稳步上升超过了设计能力。 
我国经过长期的试验研究对开采保护层这一措施不但积累了丰富的实践经验而且
对保护层的作用机理等一些理论问题也有了一定深度的认识并使之逐步发展完善了开采
保护层结合抽放瓦斯这一具有我国特色的综合措施。 
2.抽放煤层瓦斯 
抽放煤层瓦斯可以减少煤层瓦斯含量降低瓦斯压力增大煤层硬度是防治煤与瓦斯
突出区域性措施之一。 
1)抽放瓦斯方法 
抽放瓦斯可采用本层、临近层预抽边抽边采保护层抽放等方法。 
预抽指煤层未采动前预先对煤层瓦斯进行抽放。对于单一煤层、无保护层的透气性
较好的煤层要首先考虑预抽瓦斯作为防治瓦斯突出的措施。 
边抽边采指对煤层透气不好预抽困难的煤层要考虑边采(掘)边抽方法。边采边抽
方法很多如临近层边采边抽、本层边采边抽、边掘边抽、采空区抽放等每种方法又有很
多形式各矿要根据煤层赋存状态摸索采取最合适的方法。 
保护层瓦斯抽放指对保护层中瓦斯及被保护层溢出来瓦斯进行抽放。保护层瓦斯抽放
可减少被保护煤层瓦斯自然涌出量降低瓦斯压力有效地扩大保护层作用在客观上起到
了加大有效保护距离1.41.6倍。 
2)抽放煤层瓦斯有效性指标 
(1)煤层抽放瓦斯后被保护层残余瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含
量。 
(2)被保护煤层瓦斯抽放率应大于25%。 %
25


瓦斯储量
钻孔喷出量等自然排放量抽放量
瓦斯抽放率 
有效性指标最好根据实测检验确定无实测数据可参考上列指标。 
(3)在瓦斯抽放煤层进行采掘作业时仍要按着前述方法进行预测预报检验抽放效
果。 
(4)对没有达到上述抽放指标区域进行采掘工作时还必须采取局部防突措施。 
3)抽放煤层瓦斯有关技术要求 
(1)采用钻孔抽放的钻孔应控制整个被保护区域并均匀布孔。 
(2)在未受保护煤层中掘瓦斯抽放巷、钻场、打钻时要采取防治瓦斯突出措施。 
(3)瓦斯抽放钻孔必须封堵严密。穿层孔封孔深度应不小于3m沿层孔封孔深度应不小 
218 于5m钻孔负压不小于13kPa并使负压波动范围尽可能小。 
(4)瓦斯抽放巷可布置在顶板、底板、上下顺巷道中间某位置钻孔抽放应尽量多布置
钻场、钻孔钻孔要打到冒落带的上方裂隙中。 
(5)旧区抽放有多种形式可上下顺巷道埋管抽放也可专门留瓦斯道埋管抽放等边
掘边抽可直接在巷道中打钻也可设钻场打钻抽放不论是那种打钻方式最重要的是钻孔
要布置合适打钻到位直到把瓦斯抽出来为标准。 
(6)抽放瓦斯系统的基本要求是高负压、粗管路、长钻孔、大管径。 
 
第一百九十三条  在突出矿井开采煤层群时应优先选择开采保护层防治突出措施。开
采保护层后在被保护层中受到保护的区域可按无突出危险区进行采掘作业在未受到保护
的区域必须采取综合防治突出措施。 
 
【解读】本条是关于在突出矿井开采煤层群时的规定。 
 
开采了保护层后保护层顶底板岩石(包括被保护的突出煤层)会发生剧烈的膨胀变形
使煤层中的原始应力降低媒体发生膨胀变形煤的孔隙率增加裂隙增加会使煤层的透
气性大幅度提高为瓦斯流动提供良好的条件。在煤层瓦斯压力的作用下被保护煤层中的
瓦斯会通过突出危险煤层顶底板岩石裂隙不断地流向保护层的开采空间使被保护煤层的
瓦斯压力不断地降低吸附瓦斯迅速解吸为游离瓦斯成为供给流动瓦斯的不间断的气源
导致被保护煤层瓦斯含量不断降低同时使煤层强度与稳定性也有所增加上述一系列的变
化会使被保护煤层逐渐失去发生突出时所需的必要条件可避免发生大面积突出同时
采用保护层防治煤与瓦斯突出要比采用局部防治突出的成本低得多且安全性和可靠程度都
较局部措施好。所以国内外开采煤层群的突出矿都广泛应用开采保护层作为防突首选措施。 
当保护层开采后在被保护的突出煤层中就出现了受到保护的区域和没有受到保护的区
域。所谓受到保护即该区域内因保护层的开采地质采矿因素发生了变化瓦斯含量和压力
降低煤体强度增强失去了发生突出所需要的条件不存在突出的危险性同无突出危险
煤层已无两样所以在保护区域内进行采掘工作可按无突出危险从事作业。相反在非保护
区域内由于煤层的各种地质采矿因素均未发生变化发生突出的必需条件仍然存在有发
生突出的危险性因而在非保护区域内从事采掘工作必须采取综合防突措施避免突出事
故发生造成损失。有的矿区(井)多次出现失误有深刻的教训。 
 
第一百九十四条  选择保护层应遵循下列原则 
(一)优先选择无突出危险的煤层作为保护层。矿井中所有煤层都有突出危险时应选择
突出危险程度较小的煤层作保护层。 
(二)应优先选择上保护层选择下保护层开采时不得破坏被保护层的开采条件。 
 
【解读】本条是关于选择保护层应遵循的原则的规定。 
 
突出矿井开采煤层群时选用距被保护突出层最近开采后顶、底岩石发生移动或冒落
不破坏被保护的突出煤层开采条件的无突出危险煤层作为保护层先于突出煤层开采最为理
想。在我国突出矿井现在很难找到这样理想的保护层随着采掘深度增加作为保护层开采
的无突出危险煤层也逐渐转变成突出危险煤层有些突出矿井不得不对突出危险程度较小的
突出危险煤层先行开采。这种在没有不突出的保护层可选时选用突出危险较小的煤层作为
保护层开采也是一种选择。这是因为开采保护层要比采用局部防突措施的安全性和可靠性 
219 高防突的成本也要低得多。有的矿井为保证突出煤层的安全开采在无可选取作保护层的
煤层先行开采时在突出煤层的底板中开凿一层岩层或把不可采的极薄煤层作为保护层开
采。 
选择保护层应遵循以下基本原则 
(1)首先选无突出危险的煤层作为保护层。煤层群中几个煤层都可作为保护层时应根
据安全可靠、技术先进、经济合理等综合分析确定 
(2)煤层群中都有突出危险时应选择突出危险程度最小的煤层作为保护层但在此保
护层中进行采掘工作时必须采取防突措施 
(3)选择保护层时应遵循"先上后下"原则选择下保护层时不得破坏被保护层的开采
条件。 
 
第一百九十五条  被保护范围的划定方法及有关参数应根据对矿井实际考察的结果确
定。正在开采的保护层采煤工作面必须超前于被保护层的掘进工作面其超前距离不得小
于保护层与被保护层之间法线距离的2倍并不得小于30m。 
 
【解读】本条是关于正在开采的保护层与被保护层距离的规定。 
 
保护层的走向保护范围是根据对保护层开采后被保护层内充分卸压效果进行大量的测
定而确定的。保护层在开采过程中随着工作面前进在被保护的突出危险煤层中的应力、
瓦斯压力和煤的物理机械性能都在不断地发生变化并以煤的弹性变形、瓦斯压力变化、钻
孔瓦斯量变化、温度和透气性等形式反映出来。其变化的规律表现为在工作面前方30m
以外为正常压力地带受采掘影响较小30m以内为集中压力区(若采用突出危险程度较
小的煤层做保护层时不应在此范围内掘进巷道若掘进巷道必须采取防治突出措施)
而在工作面后方2倍于层间距的范围内被保护的突出煤层中的地应力、瓦斯压力及其物理机
械性能都能发生剧烈的变化距工作面越远其变化程度越弱。在2倍层间距以远的地区
各种变化趋于稳定被保护层中的瓦斯压力一般都降低到1MPa以下瓦斯流量达到极大值
膨胀变形达到极大值并趋于稳定保护效果已十分充分突出的基本要素已经减弱或消除
在此范围内布置掘进巷道从理论上与实践中都证实是安全的。所以为了充分利用保护层的
保护效果保证被保护层的掘进工作面的作业安全保护层工作面必须超前于被保护层掘进
工作面且超前距离不得小于其层间距的2倍且不小于30m。 
1保护层有关参数确定 
保护层的参数确定原则上由实测资料确定报局总工程师批准。无实测资料可参照
下述规定执行。 
1)保护层与被保护层有效间距的确定 
有效间距可参照表2-4-14或下述公式执行 
 
表2-4-14  保护层与被保护层有效间距 
煤层类别 
最大有效距离/m 
抽放瓦斯 未抽放瓦斯 
上保护层 下保护层 上保护层 下保护层 
急倾斜煤层 60 80 40 50 
倾斜和缓倾斜煤层 50 100 30 80 
 
(1)上保护层  
220 最大有效距离S上max=S?上β1β2 
最小有效距离无严格限制 
(2)下保护层 
最大有效距离S下max=S?下β1β2 
最小有效距离被保护煤层水被破坏 
α60°时S下max=KMcosα 
α≥60°时S下max=KMsin(α/2) (3)关于公式中参数的说明 
S上max、S下max分别为上、下保护层最大有效距离 
S?上、S?下分别为上保护层、下保护层理论有效间距m它与工作面长度L、开采深度H有关可参照表2-4-15取值。当L0.3H时取L=0.3H但不得大于250m。 
 
表2-4-15  S?上、S?下与开采深度H和工作面长度L的关系 开采
深度
H/m 
S?下/m
 S?上/m 
工作面长度L 工作面长度L 
50 75 100 125 150 175 200 250 50 75 100 152 150 200 250 
300 70 100 125 145 172 190 205 220 50 67 76 83 87 90 92 
400 58 85 112 134 155 170 182 194 40 50 58 66 71 74 76 
500 50 75 100 120 142 154 164 174 29 39 49 56 62 60 68 
600 45 67 90 109 126 138 146 155 24 34 43 50 55 59 61 
800 33 54 73 90 103 447 127 135 21 29 36 41 45 49 80 
1000 27 41 57 71 88 100 114 122 18 25 32 36 41 44 45 
1200 24 37 50 63 80 92 104 133 16 23 30 32 37 40 41 注表中是以H≤550m。L≤120m条件下制
定的。 
 
β1保护层开采影响系数 
当M≤M0时β1=M/M0 当MM0时β1=1 M——保护层开采厚度m 
M0——开采保护层最小有效厚度m 
M0可按图2-4-5确定 β2层间硬岩砂岩、石灰岩等含量系数以η表示硬岩在层间岩石中所占的比例 
η≥50%时β2=1-0.43η 
η50%    β2=1 
SFmix——下保护层允许最小间距m H——被保护层开采深度m 
α煤层倾角 
K顶板管理系数。冒落法取10充填法取6。 
经验证明层间距越小保护层采高越高保护作用越大反之亦然。 
有的矿区还引入参考参数R=S/M 
式中  S——保护层与被保护层层间距m 
      M——保护层采高m  
221 一般上保护层R75下保护层R130具有保护效果。 
2)保护层采煤工作面超前被保护层掘进工作面的距离的确定 
保护层采煤工作面超前被保护层掘进工作面的距离各国数值不同如俄罗斯、波兰确
定为2倍层间距德国为1倍层间距。我国《细则》中规定超前距不得小于层间垂距的2
倍并不得小于30m。 
2保护范围的划定 
关于保护范围的确定应以实测为准无实测资料可参照如下执行。 
?保护层延走向保护范围。如保护层采煤工作面停产超过3个月且卸压比较充分该
采煤工作面始采线和终采线对被保护层沿走向的保护范围可按卸压角56°60°划定如
图2-4-6所示。 
 
?保护层沿倾斜方向的保护范围。沿倾斜方向
的保护范围可按卸压角划定卸压角的数值与煤
层倾角、开采深度、地层岩性、地面下沉角有关。
卸压角的大小应采作实测数据如无实际工资测数
据可采用下列办法确定。如图2-4-7所示。 
下保护层卸压角可按下式计算 
δ1=180°(α+Q0+10°) 
δ2=α+ Q010° 式中  α——煤的倾角 
      Q0——最大下沉角可从地表移动站测 
在没有最大下沉角资料情况下卸压角可按表
2-4-16选取。 
 
表2-4-16  保护层沿倾斜的斜压角 
煤层倾角α/(°) 
卸压角/°) 
δ1 
δ2 δ3 δ4 
0 80 80 75 75 
10 77 83 75 75 
20 73 87 75 75 
30 69 90 77 70 
40 65 90 80 70 
50 70 90 80 70 
60 72 90 80 70 
70 72 90 80 70 
80 73 90 78 72  
222 90
 75 80 75 80 
 
第一百九十六条  开采突出厚煤层时可利用上分层或上区段开采后形成的卸压作用保
护下分层或下阶段但应依据对上分层或上区段卸压范围的考察结果确定其保护范围必须
将下分层或下区段的采掘工作面布臵的保护范围内。 
 
【解读】本条是关于开采厚煤层时上分层或区段对下分层或区段保护范围的规定。 
 
开采突出危险的厚煤层当上一分层或区段开采后可对下一分层或区段起到卸压和保
护作用。但其保护范围及有关参数应根据煤层倾角、分层开采的厚度、工作面参数等因素
从实际考察结果中确定。在进行下一分层或区段开采时的采掘工作面必须布置在被保护的
范围内。 
 
第一百九十七条  开采保护层时采空区内不得留有煤岩柱特殊情况需留煤岩
柱时必须将煤岩柱的位臵和尺寸准确地标在采掘平面图上。每个被保护层的瓦斯地质
图上应标出煤岩柱的影响范围在这个范围内进行采掘工作时必须采取综合防治突
出措施。 
 
【解读】本条是关于开采保护层时采空区留有煤岩柱的规定。 
 
开采保护层虽然是一个公认的最有效的防治空出措施若使用不当同样也容易发生重
大伤亡事故。 
开采保护层时必须加强煤柱管理。保护层在开采后必然会破坏被保护层及其顶底板岩
石中的原有应力状态并使用应力重新分布后达到新的平衡状态。开采保护层后在被保护层
中造成了大面积的应力已被释放的卸压带这是开采保护层所需要达到的目的但事物总是
矛盾的产生卸压带的同时必然会有支撑能力的煤柱上出现应力集中现象形成新的应力集
中带尤其是在保护层开采过程中由于客观原因不得不在保护层的采空区内留有煤柱时
所造成的安全危险极大当被保护层采掘工作面进入该煤柱影响范围区内时此处不但未曾
卸压还是一个由于应力集中形成的增压地带此处的煤层的突出危险性不但没有降低反
而有所增加与该突出煤层正常地带的突出危险性进行比较。 
为了防止被保护层中生产局部应力集中现象在保护层的采空区中不允许留有煤岩
柱以免开采被保护层时发生突出。若因地质采矿因素非得留有煤岩柱不可由于煤岩
柱影响范围内的突出危险性增大的因而当被保护层采掘工作面进入该煤柱影响区进行采掘
工作时必须采用综合防治突出的措施否则就可能发生突出事故。 
煤柱的影响可传播到100m外的突出危险煤层。经验告诉我们煤柱在底板方向影响3
倍煤柱宽距离顶板方向影响4倍煤柱宽距离。 
非留煤柱不可时必须按表2-4-17填写记录表。不规则煤柱要按最外缘轮廓线确定
保护范围被保护层掘进工作面施工时还要注意瓦斯变化及时修改保护范围。 
 
表2-4-17  保护层采空区遗留煤柱记录表 采区名称
 保护层名称 
保护层遗留煤柱 
煤柱影响突出煤
层煤量/t 
煤柱绘制
人 
矿总工程
师 
遗留时期 
尺寸/m 
延走向 延倾向 
         
223 
         
第一百九十八条  开采保护层时应同时抽放被保护层的瓦斯。开采近距离保护层时
必须采掘措施严防被保护层初期卸压的瓦斯突出涌入保护层采掘工作面和误穿出煤层。 
 
【解读】本条是关开采保护层时防治瓦斯的规定。 
 
开采保护层时同时抽放被保护层中的瓦斯的原因有以下两个方向 
1开采保护层时同时抽放被保护层中的瓦斯的原因 
?保护层开采后被保护层的卸压瓦斯在瓦斯压力的作用下会通过顶底板卸压后由于
岩石膨胀变形形成的裂缝流向保护层的采掘空间造成保护层回风系统中瓦斯浓度严重超限
或局部聚集难以用通风的方法解决尤其当开采近距离保护层时保护层工作面从开切眼
快速推进到保护层与被保护层层距2倍左右时由于被保护层得到了充分的卸压大量的吸
附瓦斯经解吸变为游离瓦斯这时若顶底板岩石还未形成大量的裂缝为瓦斯提供流动所需的
畅通的通道则在瓦斯压力和地应力的双重作用下会发生突出底鼓或冒顶现象并伴随着
大量瓦斯突然涌出容易发生人员伤亡。 
?瓦斯是发生突出的主要因素之一如将其从突出煤层中排除无疑对防止煤与瓦斯或
降低突出对生产的危险是有益的。另外当保护层与被保护层层间距较远时保护层的卸压
作用会有所降低这时为了增强保护效果采用强化抽放瓦斯工作就是一种较好的选择。 
所以在开采保护层时为了降低瓦斯聚集对通风的压力、防止瓦斯突然涌出和提高保护
效果在开采保护层时应强化抽放被保护层中的瓦斯。 
2开采保护层应值得注意的几项工作 
?开采保护层厚度等于或小于0.5m时必须检验实际保护效果对被保护层有关突出
预测参数进行检验如果保护效果不好开采被保护层时还必须采取防突措施。 
?开采近距离保护层时必须严防保护层误穿突出煤层和防止突出煤层卸压瓦斯突然涌
入保护层采掘工作面。 
?首次开采保护层时必须进行保护效果及范围的详细考察积累经验确定有效的保
护范围参数。 
?有坚硬的岩石夹层对被保护层不起屏蔽作用。 
?开采保护层后岩层和煤层的移动与变形在很长一段时间是在延续不能恢复到原始
应力和瓦斯状态。经验证明近、中距离保护区保护作用可达612年远距离保护区也达
2年以上。 
?对于极薄保护层存在进度慢、工效低、成本高、劳动条件差等问题可采用钻孔卸压
法代替极薄保护层。 
卸压法即是在近距离极薄煤层的上保护层的某条巷道中沿倾斜方向打平行的间距不
大的大直径钻孔有意形成宽度不大的煤柱由于钻孔间煤柱上的集中应力作用及突出层瓦
斯压力的作用在煤柱的层面方向产生拉应力指向钻孔将煤柱破坏形成一个连续卸
压空间从而达到防突作用。 
实验证明钻孔直径应大于0.3m孔间距应小于0.81.1m层间距小于10m方可使
用此法。 
 第四节  局部防治突出措施   
224 第一百九十九条  石门揭穿突出煤层前必须编制设计采取综合防治突措施报企业
技术负责人审批。 
 
【解读】本条是关于石门揭穿突出煤层必须编制设计和采取综合防治突出措施的规定。 
 
石门揭穿突出煤层时的突出是井下巷道中突出强度最大的一种。其特点是石门工作面
前方的煤体因岩柱的隔离和阴挡大多处于未卸压和无瓦斯排放的状态所以石门揭灶时发生
突出的危险性较大防突工作的困难和工作量也较多要求也应更为严格。 
1石门揭煤进行顺序 
石门揭穿突出煤层时必须制定防突措施和编制设计报局矿总工程师批准并按
下列顺序进行 
?必须探明石门工作面与煤层相对位置 
?揭煤地点要测定瓦斯压务或预测突出危险性 
?预测有突出危险性时要采取局部防突措施 
?防突措施实施后要进行效果检验 
?在工作面要加强支护 
?震动爆破揭开或穿透煤层尽量一次穿透煤层进入顶、底板。 
2石门揭煤专门设计 
?预测突出方法及预测钻孔布置控制突出层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布置及方
法 
?建立安全可靠的独立通风系统及控制风流稳定措施建井初期矿井未形成全风压通
风前石门揭穿煤层过程中与此石门相关的其他工作面必须停止作业放震动炮石门揭穿
煤层时与此石门通风有关地点的人员必须撤至地面井下全部断电井口附近地面20m
范围内严禁有任何火源 
?揭穿突出危险煤层的防空措施 
?准确确定安全程度的措施 
?保证人员安全的安全防护措施。 
 
第二百条  石门揭穿突出煤层前必须遵守下列规定 
㈠在工作面距煤层法线距离10m地质构造复杂、岩石碎碎的区域20m之外至少打
2个前探钻孔掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等。 
㈡在工作面距煤层法线距离5m以外至少打2个穿透煤层全厚或见煤深度不少于10m
的钻孔测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性。测定煤层瓦斯压力时钻孔应布臵在岩
层比较完整的地方。对近距离煤层群层间距小于5m或层间岩石破碎时可测定煤层群的
综合瓦斯压力。 
㈢工作面与煤层之间的岩柱尺寸应根据防治突出措施要求、岩石性质、煤层倾角等确定。
工作面距煤层法线距离的最小值为抽放或排放钻孔3m金属骨架2m水力总孔5m震动
爆破揭穿开急倾煤层2m、揭开穿倾斜或缓斜煤层1.5m。如果岩石松软、破碎还
应适当加大法线距离。 
 
第二百零一条  石门揭穿开突出煤层前当预测为突出危险工作面时必须采取防
治突出措施经检验措施有效后可用远距离爆破或震动爆破揭穿开煤层若检验措施
无效应采取补充防治突出措施直至有效。当预测为无突出危险工作面时可不采取防治突
出措施直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿开煤层。  
225 厚度小于0.3m的突出煤层可直接采用震动爆破或远距离爆破揭穿。 
 
【解读】第二条、第二百零一条是关于石门揭穿突出煤层前的规定。 
 
石门揭穿煤层的全过程的含义为石门自底顶板岩柱穿入煤层进入顶底板的全部
作业过程。具体来讲石门揭穿煤层分两个阶段第一阶段是石门距煤层垂距10m时就开始
探明煤层的位置、产状、煤层的突出危险性制定和执行防治突出措施在经措施效果检验
有效后石门工作面掘进到距煤层垂距1.52m缓倾斜1.5m、急倾斜2m处第二阶段
是从震动爆破或远距离爆破揭煤开始直到突出煤层全部被掘完时为止巷道全部成型、支
护全部架好)。只有上述两个阶段全部完工后石门揭煤工作才算完成。在执行第二个阶段
工作中所有的工作包括清碴、支护、打眼爆破、落煤、巷道或设备维护与拆卸等作业都必
须有防治突出的技术措施和安全防护措施尤其是震动爆破或远距离爆破未能一次全断面揭
开或揭穿煤层时更要注意这是由于此时虽然在措施有效影响范围内煤层突出危险性已减小
或消失但这都是局部的超出措施有效影响范围煤层的突出危险性并未得到改善所以在
石门揭煤过程未结束之前必须时刻提高警惕性。例如如果由于支护不及时而发生冒顶
当冒穿到措施有效影响范围之外时就有可能引发煤与瓦斯突出其他作业对煤体的震动也
有可能诱发突出。当岩柱与煤层水平厚度较大一次震动爆破不能完全揭开时在一些情况下
揭开煤层时往往没有发生突出而在煤门即将过完爆破时(大都在放门坎炮时)却发生了煤与
瓦斯突出。过煤门时的煤与瓦斯突出重庆地区和湖南一些矿井中均发生过。 
实践证明石门揭穿煤层的全部作业过程都必须采取综合防治突出措施。 
石门揭穿突出煤层前要求打前探钻孔的目的是为了掌握突出煤层的赋存情况、地质构造
和瓦斯情况等为正确编制石门揭煤设计提供依据。同时也是为了避免石门因情况不明而误
穿煤层造成损失。 
测压或预测钻孔是为测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性服务的。钻孔布置在岩层
比较完整的地方是为了测值准确避免破碎地点测压时因漏气造成测值偏低导致事故发生。 
石门掘进工作面与突出煤层之间留有足够尺寸的岩柱是一种安全措施是为了避免因
瓦斯压力或地应力过大岩柱抵抗不住而引发自行突出的事故发生。我国煤矿不只一次出现
过岩柱抵抗力不足出现自行突出的事故。 
石门揭穿突出煤层必须遵守下列规定 
(1)石门揭穿突出煤层前必须打钻控制煤层层位测定煤层瓦斯压力或预测石门工作
面的突出危险性。 
(2)石门掘进工作面距煤层10m(垂距)之前至少打两个穿透煤层全厚且进入顶、底板不
小于0.5m的前探钻孔并详细记录岩心资料如图2-4-8所示。前探钻孔可作为测定钻孔
但要报矿总工程师批准。但地质构造复杂、岩石破碎的
区域要在石门工作面掘至距煤层20m(垂距)之前在
石门断面四周轮廓线外5m范围内布置一定数量的前探
钻.孔以保证能确切掌握煤层厚度倾角变化、地质构
造和瓦斯情况等。 
(3)在石门工作面距煤层5m(垂距)以外时至少打2
个穿透煤层全厚的测压(预测)钻孔测定瓦斯压力、瓦
斯放散初速度与坚固性系数或瓦斯解吸指标等。为准
确得到煤层原始瓦斯压力值测压孔要布置在岩石比较
完整的地方测压孔和前探孔不能共用时两者见煤点
的距离不得小于5m。  
226 在近距离煤层群中层间距小于5m或层间岩石破碎时应测定种煤层综合瓦斯压力值。 
(4)为防止岩巷误穿煤层岩巷工作面距煤层5m垂距时要在石门工作面顶底
部打3个小直径42mm超前孔超前距要大于2m在岩石工作面距煤层25m之间时
及时采取探测措施确定煤层层位保证岩柱厚度不小于2m垂距。 
(5)石门掘进工作面与煤层之间保持多大厚度的岩柱应根据采取何种防突措施、岩
石性质、煤层倾角来定。一般抽放瓦斯措施大于3m水力冲孔大于5m排放瓦斯大于3m
放震动炮时急倾斜煤层2m倾斜煤层或缓倾斜煤1.5m。如果岩石破碎、松软垂距要适
当加大。 
(6)石门揭穿煤层前当预测为突出危险工作面时必须采取防突措施经效果检验有
铲后方可用震动炮揭穿煤层若检验认定措施无效应采取补充措施后再进行效果检验
确认措施有效后方可揭穿煤层。 
预测为无突出危险时可不采取防突措施但必须采用放震动炮揭煤。当煤层厚度小于
0.3m可直接用震动炮揭穿煤层。 
(7)采用何种防突措施及有关参数的选取要根据实际而定没有相关资料的煤矿可
参照本书提供数据执行。石揭穿煤层可采用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架或其
他经验证有效措施。 
 
第二百零二条  防台石门突出措施可选用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、水力冲刷或
金属骨架等措施。 
 
【解读】本条是关于防治石门突出措施的有关规定。 
 
作为防治煤与瓦斯突出的局部措施如抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、水力冲刷或金
属支架等可改善或削弱诱发煤与瓦斯突出的要素常被用于石门揭煤工作面。 
1抽放瓦斯与排放钻孔 
在防治煤与瓦斯突出作用机理方面是相同的都是力求将突出煤层中的瓦斯含量助记词
煤层中的应力降低到不能发动突出的安全范围内即煤层始突深度时的煤层瓦斯含量但
短时间内达到此目的是很困难的。一般认为能排放或抽出煤层中瓦斯含量的25%以上已是
相当不错。抽放瓦斯与排放钻孔的区别在于前者借助于机械产生的小于大气压力的负压加
速突出危险煤层中的瓦斯排放而后者是靠空出煤层中的瓦斯压力使瓦斯从钻孔周围深部
煤层中不间断的流向钻孔并通过钻孔向矿井空气中扩散。当钻孔周围煤层中瓦斯含量降低
后煤层发生的收缩变形会改善石门工作面应力集中状态并增加煤层的稳定性这一切
都破坏或减弱了发生突出所必须的条件可有效控制煤与瓦斯突出的发生。 
1)预抽瓦斯措施的要求 
(1)煤层透气性较好并有足够的抽放时间一般不小于3个月时可采用预抽瓦斯
措施 
(2)抽放钻孔布置到石门周界外35m的煤层内 
(3)抽放钻孔的直径为75100㎜钻孔孔底间距一般为23m 
(4)在抽放钻孔控制范围内如预测指标降到突出临界值以下认为防突措施有效。 
2)排放钻孔措施的要求 
(1)在煤层透气性较好并有足够的抽放时间时可采用钻孔排放措施 
(2)排放钻孔布置到石门周界外35m的煤层内 
(3)排放钻孔的直径为75100㎜钻孔间距根据实测的有效排放半径而定。一般孔底
间距不大于2m。钻孔布置可参见图2-4-9。  
227  
(4)在抽放钻孔控制范围内如预测指标降到突出临界值以下防突措施有效。 
(5)对于缓倾斜厚煤层当钻孔不能一次打穿煤层全厚时可采取分段打钻但第一次
打钻钻孔穿煤长度不得小于15m。进入煤层掘进时必须留有5m最小超前距离(掘进到煤
层顶底板时不在此限)。下一次的排放钻孔参数(直径、间距、孔数)应与第一次相同。 
2.水力冲孔与水力冲刷 
水力冲孔、水力冲刷与抽放、排放钻孔作用一样也是为了排除煤层中的瓦斯达到降
低煤层中瓦斯含量与应力的目的。水力冲孔是借助于水压快速破坏钻孔孔底前方的煤体
形成新的暴露面使钻孔周围的应力发生突变、瓦斯压力梯度陡增诱发钻孔内产生突出
由于钻孔孔口断面小并用特殊的孔口装置加以控制因而孔内的突出是可控的。当孔口
排渣畅通时孔内突出将得到延续不畅通或被堵塞时孔内瓦斯压力陡增煤层暴露面上
的瓦斯压力梯度降低或消失则突出被迫停止当需要再冲孔时只要疏通钻孔使孔内瓦
斯压力突降则钻孔内的突出又重新恢复借此控制释放煤层中的能量。由于应力的作用
冲孔完毕后所形成的洞穴附近的每层位移使洞穴充满碎煤也使洞穴周围煤体中的应力得
到释放煤层中的瓦斯也得到释放措施的有效影响范围也随之增大防治突出的效果有明
显的提高。 
自20世纪70年代初在南桐矿务局开始试验水力冲孔并获得成功后在随后的10年
时间内有20个矿井中石门揭煤100多次均未引发突出事故。水力冲刷是在有岩柱隔离的
条件下通过39个直径105200mm钻孔借助高压细射流在已形成的钻孔内扩大钻孔
的直径形成超前空洞以提高钻孔卸除应力的能力、降低媒体的应力和提高钻孔的排放效果。
水力冲刷措施于1965年在北票矿务局开始试验并获得成功。在统计的采用水力冲刷措施
的20次石门揭突出煤层过程中安全揭煤13次。 
水力冲孔措施的要求 
(1)在打钻时具有自喷(喷煤、喷瓦斯)现象的煤层可采用水力冲孔措施 
(2)水力冲孔的水压根据煤层的软硬程度而定一般应大于3MPa 
(3)钻孔应布置到石门周界外35m的煤层内 
(4)水力冲孔的钻孔布置方式可参照图2-4-10所示冲孔顺序为先冲对角孔再冲边上孔
最后冲中间孔  
228  
(5)石门冲出的总煤量不得少于煤层厚度20倍的煤量如果冲出的煤量较少时应在该
孔周围补孔。 
3.金属骨架 
金属骨架适用于急倾斜厚度不大、松软的突出煤层(通常煤层厚度不超过4m若煤层厚
度大骨架容易发生强烈的弯曲起不到支撑煤体的作用)其主要作用是增加石门揭穿煤
层时巷道上方煤层的稳定性和排除煤体中的瓦斯。这个工作是在揭穿煤层前通过钻孔事先实
现的实际上它起到在松软的急倾斜煤层中为了防止煤层冒顶而引发突出的一种前探支架
作用。金属骨架于1958年在东林煤矿试验成功后先后在南桐、中梁山、打通、红卫、北
票等局推广应用取得较好效果。 
金属骨架措施的要求是 
(1)在揭开具有软煤和软围岩的薄及中厚突出煤层时可采用金属骨架 
(2)在石门上部和两侧周边0.510m范围内布置骨架孔 
(3)骨架钻孔穿过煤层并进入煤层顶(底)板至少0.5m钻孔间距不得大于0.3m对于软
煤要架两排金属骨架钻孔间距应小于0.2m 
(4)金属材料可选用8kg/m的钢轨、型钢或直径不小于50㎜钢管其伸出孔外端用金属
框架支撑或砌入植内 
(5)揭开煤层厚严禁拆除金属骨架 
(6)采用金属骨架防治突出措施时应与抽放瓦斯、水力冲孔或排放钻孔等措施配合使
用。 
 
第二百零三条  有突出危险的新建矿井或突出矿井开拓的新水平的井巷第一次揭穿(开)
各煤层时必须测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量及其他与突出危险性相关的参数。 
 
【解读】本条是关于有突出危险的新建矿井或开拓新水平测定与危险性相关参数的规
定。 
 
新建的突出矿井或突出矿井开拓新水平的井巷第一次揭穿(开)各煤层时虽然在未开拓
前做过一些推测但可能与实际状况有出入所以要对煤层的瓦斯实际情况进行了解以便
对未开拓前的结论进行修正并采取相应的防治措施避免发生煤与瓦斯突出事故。同时
对石门工作面的突出危险性进行预测。石门揭开突出危险煤层前的突出危险性预测方法有综
合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其他经试验证实有效的方法这些预测方法中涉及到的综
合指标D与K、钻屑解吸指标△h2和K1等参数都与瓦斯压力、煤的坚固性系数、瓦斯放 
229 散初速度、开采深度、瓦斯含量等有关因而在有突出危险的新建矿井或突出矿井开拓新水
平的井巷第一次揭穿(开)各煤层时必须测量煤层中的瓦斯压力、瓦斯含量并测定其他与
煤与瓦斯突出有关的相关参数以便确定煤层实际的突出危险性和采取防突措施确保石门
揭(开)煤工作面的生产安全。 
 
第二百零四条  突出煤层采掘工作面局部防治突出措施参数应根据矿井实际测定的结
果或参照有关资料确定。 
 
【解读】本条是关于突出煤层采掘工作面局部防突措施参数的规定。 
 
防治突出措施是否能达到防治突出预期的效果取决于所采用的措施参数通俗地讲
局部措施的防突效果是指各种局部措施的有效影响半径(范围)。有效影响半径是指所采取的
防治突出措施在规定的时间内煤层中发生突出的因素值降低到不发生突出时临界数值以下
的范围也称有效影响半径。有效影响范围随时间变化而变化但不是直线关系以抽放钻
孔为例在剖面图上呈抛物线状从立体图上看以钻孔为中心呈漏斗状。说明靠近钻孔中
心抽放效果最佳随着半径加大受煤层瓦斯流动阻力的影响效果逐渐下降。这种漏斗
随抽放时间增加而加大当煤层所提供的驱动压力与流动阻力相平衡时漏斗将趋于稳定或
不再扩大。因而措施孔的间距通常要根据生产所能提供的抽放瓦斯的时间确定。当生产给
予抽放瓦斯的时间不富裕时就必须在原选定的措施有效影响半径的基础上适当减小措施的
有效影响半径以保证措施执行后的有效性。由于煤层物理力学性质、瓦斯、地应力等因素
因地而异所以不能简单地参考其他矿井、采区的措施参数必须测定本矿的实际数据以
确定本矿区各突出危险区中的防治煤与瓦斯突出措施的施工参数。只有在不具备实际测定条
件不能进行本矿井、本采区的措施参数测定时才参照有关资料或邻近矿井、邻近采区的
资料选定措施参数而且在选定时根据本矿井、本采区地质、开采情况予以修定以期达到
理想的措施效果。 
 
第二百零五条  突出煤层的采掘工作面应根据煤层实际情况选用防治突出措施并遵
守下列规定 
(一)掘进上山时不应采取松动爆破、水力冲孔、水力疏松等措施。 
(二)在急倾斜煤层中掘进上山时应采用双上山、伪倾斜上山或直径在300mm以上的钻
孔等掘进方式并加强支护。 
(三)采煤工作面应尽量采用创煤机或浅截深采煤机采煤。 
(四)急倾斜突出煤层厚度大于0.8m时应优先采用伪倾斜正台阶、掩护支架采煤法等。
对于急倾斜突出煤层倒台阶采煤工作面应尽量加大各个台阶高度尽量缩小台阶宽度每
个台阶的底脚必须背紧背严落煤后必须及时紧贴煤壁支护。在过突出孔洞及在其附近
30m范围内进行采掘作业时必须加强支护。 
 
【解读】本条是关于突出煤层的采掘工作面选用防突措施的规定。 
 
1在突出煤层掘进上山危险性极高世界各主要产煤国家垦然经过多年努力至
今仍未找到满意的防治突出的方法。由于突出煤层强度小在掘进上山时受煤层自重的影响
很容易发生垮塌并诱发出突出这种现象在急倾斜煤层中尤为常见另外在突出煤层中
掘进上山即使在发生垮塌或突出前工作人员发现了突出预兆后由于受条件的限制也很
难迅速地撤离现场容易导致人员伤亡所以在突出煤层掘进上山时应首先采取能增加煤层 
230 稳定性的防突措施。但松动爆破、水力冲孔、水力疏松等防突措施会破坏煤体的稳定性在
上山掘进中应用对防突工作不利故不应采用。 
2.在急倾斜突出煤层中掘进上山时因突出煤层煤质松软煤层倾角较大受煤体自重
的影响容易发生由冒顶而诱发的突出。冒顶或突出出来的煤块顺上山而下极易将上山
下部出口处堵塞同时会破坏通风设施使瓦斯迅速聚集。工作人员若不能迅速撤离现场
易被冒落或突出的煤埋没、砸伤或窒息而死亡。为了使工作人员在发现突出或冒顶预兆时能
迅速撤离工作面在掘进急倾斜突出煤层上山没有其他更好的防治突出措施之前采取双上
山掘进、增加突出煤层掘进上山安全出口将是明智选择。急倾斜突出煤层上山采用伪倾斜上
山掘进目的是降低煤体自重对突出或冒顶的影响同时有利于人员撤离。但在实际工作中
效果并不明显其原因是急倾斜煤层伪倾斜上山掘进其采用的伪倾斜倾角度不可能小于或
等于煤的自然安息角。因而为了防止冒顶、片帮在急倾斜突出煤层掘进上山时特别强调
要加强支护。掘进急倾斜突出煤层上山也可采用大直径钻孔先行打穿突出煤层的整个阶段高
度形成通风系统后再刷大到所需要的断面的方式施工。在突出危险性小、煤质坚硬的煤
层可以直接打钻但在突出危险程度高的突出煤层由于煤质松软受煤体自重的影响
也容易发生突出因而在刷大成巷时必须加强支护。 
3.发生煤与瓦斯突出除了要具备应力、瓦斯和煤的物理力学性质自然因素之外还要有
人为的诱发煤层突然卸载的条件(采掘速度的快慢)。由于煤层中的应力从不平衡到平衡需要
一定的时间周期当回采速度增快时在煤层中的应力还未达到新的稳定状态时回采工作面
就快速进入应力不稳定的地区容易引起突出。可以通过降低工作面的推进速度的方法来防
止煤与瓦斯突出。采用刨煤机或浅截深采煤机采煤时由于截深浅引发煤层应力的变化速
率和强度都较低应力重新恢复平衡所需的时间周期也短每次切割煤层时基本上都是在卸
压带中工作因而可以防止截煤时发生突出。 
4.急倾斜突出煤层由于煤质松软、倾角陡受媒体自重的影响容易发生垮塌垮塌后
将导致煤层中应力活动剧烈、瓦斯压力梯度增加当超过其极限值时便会发生突出。为了
消除煤体自重对发生突出的影响当开采厚度大于0.8m的急倾斜突出危险煤层应优先采
用伪倾斜正台阶、掩护支架采煤法这些采煤法能消除或降低煤体自重对突出的影响。理论
与实践经验告诉我们工作面凸出部分是高应力集中的地方也最容易发生垮塌或突出
为了改善倒台阶工作面煤层受力情况采用倒台阶采煤时应尽量加大各台阶的高度并尽量
缩小台阶宽度。 
5.突出只是一种能量的释放并单纯地认为在突出空洞附近不会再发生突出然而持
这种观点在生产实践中将付出沉重代价。芙蓉矿务局白饺煤矿有一条长度近百米的巷道
连续发生多次突出这条巷道几乎不是掘出来的完全是突出来的。突出空洞一个接一个。
虽然在突出空洞内的应力释放了但在突出空洞周围却又形成有新的能量集中地带突出空
洞的断面往往大于巷道断面空洞空间也大所以在突出空洞周围应力的集中程度要比巷道
的集中程度高突出危险程度也要大得多。通常情况下突出强度在100t以下突出空洞
的影响范围可达到30m当突出强度大于100t时突出空洞的影响范围可达60m以上所
以在过突出空洞以及在其附近30m范围内进行采掘作业时为了防止垮塌、冒顶或片帮
防止突出必须加强巷道支护工作强化综合防治突出措施。 
 
第二百零六条  在煤巷掘进工作面第一次执行局部防治突出措施或无措施超前距时
必须采取小直径浅孔排放等防治突出措施只有在工作面前方形成5m的安全屏障后方可
进入正常防突措施循环。 
在掘进工作面执行上述措施时钻孔终孔位臵应控制到巷道轮廓线外2m以上。 
  
231 【解读】本条是关于煤巷掘进工作面进入正常防突措施循环的规定。 
 
在第一次执行局部防治突出措施或无措施超前距时工作面前方5m内煤体没有得到充
分的卸压发生突出的因素未得到充分消除在执行措施后进入上述地段12m便会发
生突出这种情况时有发生。此时只能采取小直径排放钻孔等不破坏煤体又能排放瓦斯
提高煤体强度的措施使此地段形成安全屏障。 
实际考察表明煤巷掘进时工作面前方56m处为应力集中带而在距工作面5m之
内一般处于卸压状态该卸压带有能力阻挡煤与瓦斯突出是工作面作业的安全屏障作业时
若在此安全屏障未形成前就进入正常的防突措施循环则有可能因为发生突出的因素未消
除工作面前方媒体阻挡能力不足而发生突出导致事故。所以只有在工作面前方形成5m
的安全屏障后才可进入正常防突措施循环。 
 
第二百零七条  在急倾斜突出煤层中采用双上山掘进时2个上山之间应开联络巷联
络巷间距不得大于10m上山与联络巷只准1个工作面作业。 
急倾斜突出煤层上山掘进工作面应采用阻燃抗静电的硬质风筒通风。突出煤层上山掘
进工作面采用爆破作业时应采用深度不大于1.0m的炮眼远距离全断面一次爆破。 
 
【解读】本条是关于急倾斜突出煤层上山掘进与爆破的规定。 
 
由于受媒体自重的影响急倾斜突出煤层上山工作面极易发生突出为了保证掘进工作
面工作人员在发现突出预兆或突出时能快速避险避免伤亡事故不仅要增加安全出口数
量还要缩短从发生突出的上山撤退的路程。有些突出是瞬间发生的留给工作人员做出反
应的时间很短从实践经验来看为了确保安全便于人员及时撤出要求联络巷的间距不
能大于10m。 
巷道掘进过程中煤(岩)体的应力会重新分布出现应力集中带由于2个上山间联络
巷间距不大于10m所以上山掘进工作面同联络巷工作面相距很近这2个掘进工作面的应
力集中带就可能出现应力叠加应力集中系数可达46倍若2个工作面同时作业则不
仅会增加巷道维护难度而且由于相距很近工作时产生的应力会叠加会成为诱发突出的
因素。为避免突出事故发生只能允许一个工作面工作。很多突出事故现场发现人员伤亡
除被突出的煤岩掩埋致死外不少人员是因胶质风筒被突出煤岩压坏缺风而窒息死亡。急
倾斜突出煤层上山掘进工作面在地应力和瓦斯压力的作用下尤其是在煤的自重作用下易
发生突出或出现媒体垮塌当发生垮塌或突出时煤块会顺上山而下若采用普通的软质风
筒很容易被落下的煤块压坏造成风流中断、瓦斯聚集并导致人员窒息伤亡。因此急
倾斜突出煤层上山掘进工作面应采用硬质风筒通风由于风筒静电放电能量能引爆达到爆炸
浓度的瓦斯在急倾斜突出煤层上山工作面又易发生突出、出现瓦斯超限现象为了防止瓦
斯爆炸和号止火灾工作面应采用阻燃抗静电的风筒通风。 
上山都有一定倾角都会受采掘附加应力与煤体自重作用双重影响再加上突出煤层煤
质松软稳定性差为了减小爆破作业对煤体的震动和防止快速进入应力集中带、高瓦斯压
力梯度区而诱发突出所以突出煤层的上山掘进工作面采用爆破作业时炮眼深度不应大于
1m由于突出煤层上山工作面发生突出的几率较大为了避免因爆破诱发的突出埋压工作
面作业人员确保工作面人员的人身安全应保证人员全部撤离工作面并采用远距离全断
面一次爆破的方法作业。 
 
第二百零八条  在突出煤层的煤巷中更换、维修或回收支架时必须采取预防煤体冒 
232 落引起突出的措施。 
 
【解读】本条是关于突出煤层在煤巷中更换、维修或回收支架时的规定。 
 
因冒顶诱发的突出在我国已出现过多次。南桐矿务局东林煤矿曾发生过因煤层突然冒
落而发生的千吨级的大突出松藻矿务局松藻二矿也曾发生过在突出煤层煤巷中因回收支架
导致煤层冒落而发生的数百吨位的突出造成了重大的人员伤亡(上述两事例都发生在急倾
斜突出危险煤层中)。在更换、推移和回收支架时支架失去支撑作用其上方的媒体在已
被压碎的情况下极易冒落特别是突出煤层本身的强度就不大就更易冒落而煤体的
冒落极易引发突出。为了避免支架上方煤体垮塌特别是避免因垮塌引发突出在从事支架
更换、推移和回收时必须采取诸如在架设好新支架后再更换老支架等的预防煤体冒落的措
施。 
 第五节  安全防护措施  
第二百零九条  井巷揭穿突出煤层和在突出煤层中进行采掘作业时必须采取震动爆
破、远距离爆破、避难硐室、反向风门、压风自救系统等安全防护措施。突出矿井的入井人
员必须携带隔离式自救器。 
 
【解读】本条是关于井巷揭穿突出煤层和在突出煤层中采掘作业以及突出矿井入井人
员采取安全防护措施的规定。 
 
综合防治突出措施中最后一个关口是安全防护措施。煤与瓦斯突出的机理至今仍处于假
说阶段虽然有一套行之有效的预测方法和防治突出的措施但因形成突出的因素随机性很
强有时也难免出现一些偏差必须有一套完整的安全防护措施以保证工作人员的安全。
安全防护措施可分为两部分一是尽量减少工作人员在落煤时与工作面的接触时间主要措
施是远距离爆破、震动性爆破等。二是突出后工作人员应有的一套完整的生命保证系统主
要有避难硐室、隔离式自救器、压风自救装置、急救袋等。避难硐室是供矿工在井下遇到事
故无法撤退暂时躲避待救的设施分永久避难硐室和临时避难硐室两种。永久避难硐室事先
构筑在井底车场附近或采掘工作面附近和爆破启动地点。临时避难硐室是利用独头巷道、硐
室或两道风门之间的巷道由避难人员临时修建的。避难人员尽量利用身边现有的材料(如
木料、笆片、风筒布、溜槽、衣服等)严密构筑以减少有害气体的侵入。临时避难硐室机
动灵活修筑方便往往能发挥很好的救护作用。 
隔离式自救器依靠自救器中提供的氧气供佩戴人呼吸并同外界空气完全隔绝的一种救
生装置。因本身能产生氧气供佩戴人呼吸它就不受外界空气中有毒气体的种类及其浓度和
氧气含量的限制。在有煤和瓦斯突出危险的矿井中必须采用隔离式自救器。压风自救装置
是用于煤与瓦斯突出矿井遇险人员避究自救的设施。它由压气管道、开关、送气器、口鼻罩
等组成利用压气管道中的压气借助于送气器对压气进行减压、消声、净化等处理通过
口鼻罩供人呼吸。通常安装在采掘工作面的进、回风巷有人员工作的场所和人员流动的巷
道中。发生煤与瓦斯突出后灾区人员可以利用它避灾自救等待救援。 
 
第二百一十条  采取震动爆破措施时应遵守下列规定(一)必须编制专门设计。爆破
参数爆破器材及起爆要求爆破地点反向风门位臵避灾路线及停电、撤人和警戒范围 
233 等必须在设计中明确规定。 
(二)震动爆破工作面必须具有独立、可靠、畅通的回风系统爆破时回风系统内必须
切断电源严禁人员作业和通过。在其进风侧的巷道中必须设臵2道坚固的反向风门。与
回风系统相联的风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可靠防止突出后的瓦斯涌入其他区
域。 
(三)震动爆破必须由矿技术负责人统一指挥并有矿山救护队在指定地点值班爆破
30mn后矿山救护队员方可进入工作面检查。应根据检查结果确定采取恢复送电、通风、
排除瓦斯等具体措施。 
(四)震动爆破必须采用铜脚线的毫秒雷管雷管总延期时间不得超过130ms严禁跳段
使用。电雷管使用前必须进行导通试验。电雷管的联接必须使通过每一电雷管的电流达到其
引爆电流的2倍。爆破母线必须采用专用电缆并尽可能减少接头有条件的可采用遥控发
爆器。 
(五)应采用挡栏设施降低震动爆破诱发突出的强度。 
(六)震动爆破应一次全断面揭穿或揭开煤层。如果未能一次揭穿煤层在掘进剩余部分
时(包括掘进煤层和进入底(顶)板2m范围内)必须按震动爆破的安全要求进行爆破作业。 
采取金属骨架措施揭穿煤层后严禁拆除或回收骨架。 
揭穿或揭开煤层后在石门附近30m范围内掘进煤巷时必须加强支护。 
 
【解读】本条是关于采取震动爆破措施的规定。 
 
1.震动爆破的作用 
(1)震动性爆破不同于其他爆破作业它不仅要起到落煤作用还要利用炸药爆炸产生
的强烈震动波使媒体剧烈震动如此时煤层中的应力状态极不稳定强烈的振动会加速它趋
于稳定若煤层已具备发生突出时的基本条件就不可避免会诱导出煤与瓦斯突出。 
震动爆破炮眼的数量与炸药的消耗量都要比正常的爆破作业高0.71.0倍左右并采用
专用的炮眼分别爆破岩石和震动煤体(煤、岩分开爆破)。由于眼多、装药量大所以起爆工
作比正常爆破作业难度大。基于震动爆破技术的复杂性、特殊性以及达不到预期效果所遗留
下来后患的严重危害性为了做好此项工作确保生产安全必须在采用安全防护措施前
进行专门的设计做到心中有数万无一失。 
(2)震动爆破的目的之一就是要诱发突出因而震动爆破工作面发生突出的几率很高
为了顺利将发生突出时突出的煤(岩)、瓦斯引人回风系统避免突出的煤(岩)、瓦斯波及其
他区域避免突出的瓦斯向进风流逆流、扩大突出影响范围甚至造成更多人员伤亡要求
震动爆破工作面必须具有独立可靠、畅通的回风系统。 
震动爆破揭煤时诱发突出的瓦斯量可能很大可能出现煤粉流其浓度很高已达爆炸
界限为了避免因电火花或人员作业出现的火源点燃突出的瓦斯或煤流同时也为了避免突
出后因瓦斯浓度过高造成人员窒息伤亡震动爆破工作面的回风系统内在爆破时必须切断电
源严禁人员作业和通过。 
在进风侧的巷道中设置2道坚固的反向风门以阻挡突出的煤(岩)、瓦斯向进风系统逆流
避免震动爆破时诱发的突出向进风系统中蔓延。 
(3)震动爆破揭露突出危险煤层既是一项技术性很强也是非常危险的工作稍有疏
忽就可能引发事故。震动爆破揭煤不但要有一个措施得当的设计和安全措施在实际施工中
还要严格按设计和安全措施施工一丝不苟否则就可能引发事故。所以震动爆破时必须
由矿技术负责人统一指挥。 
震动爆破揭煤极易出现煤与瓦斯突出假若措施不当或组织不严密或对突出危险的判断 
234 有误极易出现事故(如掩埋人员引起瓦斯燃烧或爆炸)为了减少发生事故后的损失及
时进行抢险救灾所以要在指定地点由矿山救护队值班。 
(4)震动爆破的炮眼数量和炸药的充填量都比常规爆破的多因此作业难度大。要想一
次全部起爆就必须保证通过每一个雷管的电流都远远大于雷管的最小起爆电流。为了减少
雷管的总电阻雷管要采用电阻较小的铜脚线雷管。雷管总延长时间规定不得大于130m/s
是基于防止前段炸药爆炸后引起的瓦斯快速积聚因后段炸药爆炸出现火源而点燃引起瓦斯
爆炸的考虑而做出的。 
雷管起爆时间间隔短爆破气浪在瓦斯还没有积聚起来之前可将其驱散但时间间隔长
了瓦斯就可能积聚并达到爆炸界限当后段炸药起爆时就容易引起瓦斯爆炸。所以震动
性爆破作业严禁跳段使用雷管。 
(5)假若震动爆破不能一次全断面揭穿或揭开突出煤层则留有"门坎"(未炸掉的岩体)
由于处理"门坎"时作业人员无法进行远距离操作极易造成人员伤亡。为了避免此类事故的
发生震动爆破时必须一次揭穿或揭开煤层金属骨架是一种超前支架其作用是加强石门
工作面上部煤体的支撑力以减弱或防止揭穿石门过程煤与瓦斯突出。这种方法本身并未根
本改变煤层应力和瓦斯状态煤层的突出因素并未改变突出危险性依然存在因而若揭穿
煤层后撤除或回收金属骨架煤门就会因支护不佳发生冒顶进而诱发突出导致事故。为防
止突出事故的发生在揭穿煤层后严禁拆除或回收金属骨架。 
(6)揭开突出煤层后在靠近石门30m范围内掘进煤巷由于揭开煤层不久煤层中的
瓦斯和应力还未得到充分的释放同时还要受石门集中应力的影响突出危险性较正常地区
要大为防止突出的发生必须加强支护。 
2.震动爆破 
1)震动爆破的相关要求 
震动爆破是诱导突出的一种手段实施震动爆破时应符合以下要求 
(1)震动爆破要求一次全断面揭穿或揭开煤层。 
(2)对急倾斜煤层和倾斜(倾角大于25°)薄煤层(厚度小于1.3m)必须一次全断面揭穿煤
层全厚[2-4-11(a)]。 
(3)对急倾斜煤层和倾斜中厚、厚煤层(厚度1.33.5m)一次全断面揭人煤层深度不小
于1.3m[图2-4-11(b)]。 
(4)对缓斜煤层(0°25°)应一次全断面揭开岩柱[图2-4-11(c)]。 
(5)如果震动爆破未能按要求揭穿煤层在掘进剩余部分(包括掘进煤层和进入顶、底板
2m范围内)时必须按震动爆破要求爆破作业[图2-4-11(d)]。震动爆破未崩开石门全断面和煤
层时继续爆破仍须按震动爆破有关规定执行并须加强支护设专人检查瓦斯和观察突出
预兆在作业中如发现突出预兆工作人员应立即撤到安全地点。  
235  
(6)煤层特厚或倾角过小不能一次揭开煤层全厚时在掘进剩余部分时应采取抽放
瓦斯、排放瓦斯、水力冲孔等防突措施并遵守下列规定 
①采取抽放瓦斯、排放瓦斯、水力冲孔之前必须加强巷道及迎面支护巷道支架背严背
实后方可进行作业。作业时必须采取保护工作面人员的安全措施 
②放震爆破前对所有钻孔和在煤体中形成的空洞都要严密封闭孔口孔内注满水或
以黄土沙充实。 
2)震动爆破专门设计 
震动爆破必须编制专门设计并符合下列要求。 
?专门设计必须经矿总工程师批准后报矿务局集团公司备案。 
?震动爆破的炮眼数目一般为正常掘进炮眼目的23倍或按每平方米45个确定
也可参照北票经验公式计算 3
25f
SN 
式中  N——炮眼数目个 
      S——石门断面各㎡ 
      f——岩石坚固性系数见表2-4-18。 
 
表2-4-18  不同岩石的坚固性系数 岩石名称
 炭质泥岩 泥岩 硬泥岩 砂质泥岩 软砂岩 砂岩 硬砂岩 火成岩 
f 2 3 4 45 5 67 89 1012  
岩石眼数和煤喜忧参半眼数比约为21各类槽眼及辅助眼数一般为48个。 
(3)震动爆破炮眼布置根据断面和岩性确定。一般应遵守以下原则顶部密度小底
部密度大中间密度小两侧密度大岩眼和煤眼交错排列。 
(4)震动爆破的炸药消耗量应按照正常掘进量的1.52倍确定也可参照北票经验公
式计算  
236 75
.02.1/72.1sfKqM 
式中  f——岩石坚固性系数见表2-4-18 
      KM——煤层厚度影响系数见表2-4-19。 
 
表2-4-19  煤层厚度影响系数KM 
石门断面/㎡ 
煤层厚度/m 
0.40.6 0.611.0 1.0 
8 0.95 0.95 0.85 
8 1.0 0.95 0.90 
 
总装药量按下式计算 
Q=S3LP 
式中  S——石门断面积㎡ 
      LP——炮眼平均深度m。 
另外打穿煤层的炮眼和岩石段应分段装药并用长为0.25m炮泥隔开。 
?所有炮眼都在炸药和封泥间隙间装12个水炮泥封泥必须密实地装至孔口。 
?震动爆破必须采用铜脚线的毫秒雷管雷管总延期时间不得超过130m/s并不得跳
段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。电雷管的连接可采用串联、串并或并串联方式
但必须保证通过每一电雷管的电流达到引爆电流的2倍。爆破母线必须采用专用电缆并尽
可能减少接头以减少爆破线线电阻。有条件的可采用遥控引爆器。 
3)石门揭穿煤层震动爆破的相关规定 
确定石门揭穿煤层采用震动爆破时必须遵守下列规定 
?工作面必须有独立回风系统必须保证回风系统畅通无阻无风量调节门切断回风
系统内所有电气设备电源并严禁人员通告和作业。在进风侧的巷道中应设两道坚固的反
向风门。与该系统相连的风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可靠防止诱导突出时瓦
斯涌入其他区域 
?震动爆破设计中必须明确规定凿岩爆破参数、爆破地点、反向风门位置、避灾路线
及停电、撤人、警界范围等 
?震动爆破要由矿总工程师统一指挥并由矿山救护队在指定地点待机《细则》规定
爆破30min后由救护队员进入工作面检查根据检查结果确定是否采取恢复送电、通风
及排放瓦斯等具体措施。这一条规定对有些地方的煤矿不适合因为有的煤矿曾多次发生过
延迟突出现象有的达34h、24h、48h、72h、3d、7d、14d。 各矿应根据实际而定如
沈阳煤业集团定为48h后方可进入 
?为降低震动爆破诱发突出造成的破坏
程度可采用挡拦设施。挡栏距工作面距离
可根据预测突出程度在设计中规定 
?揭开石门后在石门附近30m范围内
掘进煤巷时必须加强支护严格采用局部
防突措施。 
?震动爆破的爆破地点应在反向风门
外进风侧距离不小于300m处的硐室内。 
3挡栏 
档拦是在震动爆破诱发突出时为防止 
237 破坏或降低突出强度而设置的。对挡拦的构筑要求是 
?可用金属、矸石或木垛等构成。 
?挡拦的构筑可采用多种形式这里列举三种 
①金属挡拦图2-4-12是由槽钢排列成方桥框架框架间隔不大于0.4m槽钢彼此
用卡环固定迎面框架铺上网眼为20mm320mm的金属钢然后用木支柱将框架撑成45°的
斜面。一组挡拦通常由两架组成架间距离68m与工作面距离在设计中规定。 
②矸石堆[图2-4-13a]用大块矸石堆积成矸石堆高度大于2/3巷高。 
③木垛[图2-4-13b]用木料搭起木垛要坚固、敦实。 
 
第二百一十一条  在突出矿井的突出危险区掘进工作面进风侧必须设臵至少2道牢固
可靠的反向风门。反向风门距工作面的距离应根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强
度确定。 
 
【解读】本条是关于设置反向风门的规定。 
 
反向风门安全保护措施是指震动爆破和远距离爆破时必不可少的措施是防止突出时
逆流进入风道而设的风门。因而平时反向风门是敞开的在爆破时关闭爆破后矿井救护
队和有关人员进入检查时必须把风门打开顶牢。 
反向风门的设置与构筑必须符合以下要求。 
?反向风门必须设在掘进工作面的进风侧以控制突出时的瓦斯逆流进入入风侧如衅
2-4-14所示。 
?反向风门每组不少于两道要求坚固可靠墙垛可用料石、混凝土、砖等砌筑嵌入
巷道周边岩石深度可根据岩石性质而定但不得小于0.2m墙垛厚度不得小于0.8m门框
和门可采用坚实木质结构门框厚度不得小于0.1m门板厚度不得小50mm并加铁皮等坚
质材料。两道风门之间距离大于4m。  
238  
?爆破时两道反向风门必须关闭对通过墙垛的风筒必须设隔离装置防逆流隔
断。爆破后救护队员或有关人员进入检查时风门必须打开并牢固固定 
?反向风门位置距工作面的距离和组数应根据通风系统和预计突出强度以及巷道
围岩性质等因素在设计中明确规定。 
 
第二百一十二条  石门揭煤采用远距离爆破时必须制定包括爆破地点避灾路线及停
电、撤人和警戒范围等的专门措施。 
煤巷掘进工作面采用远距离爆破时爆破地点必须设在进风侧反向风门之外的金风压通
风的新鲜风流中或避难硐室内爆破地点距工作面的距离必须在措施中明确规定。 
远距离爆破时回风系统必须停电撤人爆破后进入工作面检查的时间应在措施中明
确规定但不得小于30min。 
 
【解读】本条是关于石门揭煤远距离爆破的规定。 
 
远距离爆破的主要目的是爆破时将工作人员撤离爆破地点避免突出的煤岩、瓦斯
危及作业人员的安全。反向风门虽然能起到隔离突出物流动到进风侧和防止突出瓦斯逆流的
作用但当突出规模较大时突出的煤岩、瓦斯会将反向风门摧毁从而波及到工作面
进风侧这时若发爆人员仅处在反向风门外的新鲜风流中而不是处在全负压通风的新鲜风
流中当反向风门被摧毁时就会造成发爆人员的伤亡。若发爆人员处在钱负压通风的新鲜
风流中由于全负压通风系统的风流状态不会因突出破坏了通风设施而受到影响即使突出
的瓦斯逆流到了发爆地战火逆流的瓦斯在全负压风流的作用下也会很快得到稀释可将因
瓦斯浓度过高造成人员窒息的可能性降到最小对人身安全有利。在煤巷工作面采用远距离
爆破时爆破地点必须设在进风侧反向风门之外的全风压通风的新鲜风流中。 
由于避难硐室内调有供给空气的设施且构筑坚固将爆破地点设在避难硐室是安全的。 
石门揭穿突出煤层时采用远距离爆破时即使不发生突出因煤层是第一次揭露瓦斯
涌出量必然很大假期回风系统不停电撤人就可能因电火花或其他火源引燃瓦斯造成人员伤
亡因此远距离爆破时回风系统也必须停电撤人。 
  
239 第二百一十三条  在突出煤层采掘工作面附近、爆破时撤离人员集中地点必须设有直通
矿调度室的电话并设臵有供给压缩空气设施的避难硐室或压风自救系统。工作面回风系统
中有人作业的地点也应设臵压风自救系统。 
 
【解读】本条是关于在突出煤层采掘工作面爆破撤离人员集中地点的规定。 
 
突出煤层的采掘工作面无论地质条件、煤层厚度与强度、煤层瓦斯情况变化都很频繁
为了使矿负责人随时了解突出工作面实际
变化在突出煤层的采掘工作面附近应设
有直通矿调度室的电话。在爆破时撤离人员
集中地点设直通矿调度室的电话是为了在
发现突出征兆和发生突出时及时通知矿调
度室以便及时采取措施进行救灾和避免灾
害范围扩大。另外当出现突出预兆后人员
需立即撤离现场但因突出瓦斯影响范围
广波及速度快有时工作人员还没有到达
安全地点就会发生突出为了解决这一问
题在爆破时撤离人员集中地点就必须设立
电话和安全救生装置与系统以确保工作人
员的安全。 
1压风自救系统 
20世纪70年代国外一些突出矿井就设
置了利用压风管路向遇险矿工供给压缩空
气的各种类型的自救装置。如波兰在巷道设
立AW412压风呼吸站日本在采区巷道安
设急救袋英国在采煤工作面设置压风自救装置前苏联在采区巷道和工作面设置急救供风
装置等。 
我国压风自救系统大多由压风机、管路和压风自救点组成。其中压风机可由井上压风机
或井下压风机担任压力0.20.4Ma管路为2寸钢管。煤炭科学研究总院重庆分院研制
的ZYM型压风自救装置是由盒体、送风器、卡箍、波纹软管、紧固螺母和半面罩等组成(图
2-4-15)供风能力为100L/min。 
压风自救点主要设置在突出区域内的爆破地点、警戒人员和人员撤离达到地点、人回风
道有人作业地点及避难所应设压风自救点等。长距离掘进和长距离入风、回风巷道每50m
设一个点每个压风自救点有可供58人使用的带阀门的压风头供每人压缩空气量不得
少于0.3m3/min 
2.井下避难硐室 
避难硐室必须符合下列规定与基本要求 
(1)井下避难硐室应设在采掘工作面后方和爆破地点避难硐室数量及距采掘工作面的
距离依具体情况而定 
(2)避难硐室必须设置向外开启的隔离门室内净高不得低于2m长度和宽度应根据可
能同时避难最多人数确定每人使用的面积不得少于0.5m2。避难硐室内支护必须良好并
有与矿调度直通的电话 
(3)避难硐室内应配备同时避难最多人数的自救器数量 
(4)避难硐室内设有压风自救装置每人供风量不少于0.3m3/min并设有减压装置和带 
240 控制阀的呼吸袋。 
 
第二百一十四条  突出的煤必须及时清理以防自燃引起瓦斯煤尘爆炸。清理突出的煤
时必须制定防煤尘、片帮、冒顶以及瓦斯超限、出现火源、再次发生事故的安全措施。 
 
【解读】本条是关于对突出的煤处理的规定。 
 
突出的煤破碎程度较高比表面积也大容易与空气中的氧气相结合再加上突出孔洞
附近通风不良突出煤氧化后所发生的热量容易积存很易发生自然发火。芙蓉矿务局芙蓉
矿煤层突出后突出煤尚未清理完就发生自燃最短时间不超过20d。所以必须及时清理
突出的煤。突出煤一般都干燥、破碎清理时不采取防尘措施就会造成煤尘飞扬若煤尘
爆炸指数高遇火源则易发生煤尘爆炸。而突出孔洞附近煤层松软、地应力大容易发生
冒顶与片帮突出孔洞附近通风欠佳的情况下空气中的瓦斯浓度容易超限上述这些情况
都易引发事故。因而清理突出的煤时需要编制必要的安全防护措施防止煤尘飞扬、片帮、
冒顶、瓦斯超限、出现火源等事故发生。 
 
 
 
 
 
 
 
 
  
241 第五章  防 灭 火   第一节  一般规定  
第二百一十五条  生产和在建矿井必须制定井上、下防火措施。矿井的所有地面建筑物、
煤堆、矸石山、木料场等处的防火措施和制度必须符合国家有关防火的规定。 
 
【解读】本条是关于制定井上、下防火措施和制度的规定。 
 
矿井火灾是煤矿主要灾害之一。矿井火灾能够烷毁生产设备、设施损失资源产生大
量高温烟雾及一氧化碳等有害气体致使人员伤亡。抚顺胜利矿1961年3月16日死亡110
人的电器火灾、河南新密矿务局王庄矿1976年8月13日死亡93人的电缆明接头火灾、鸡
西小恒山矿1990年5月8日死亡80人烷爆引发的火灾等火灾还能够引爆瓦斯导致事故的
继发性造成更大灾害。1997年4月14日抚顺老虎台矿在处理采区5道斜管子道高顶浮
煤自燃火灾时。从10时50分至19时07分连续发生5次瓦斯爆炸致使83人遇难图
2-5-1。 
 
矿井火灾包括外因火灾和内因火灾煤炭自然发火不仅发生在井下而且地面井口
附近、煤堆、木料场等处都可能发生矿井火灾。因此《规程》规定生产和在建矿井必须制
定井上、下防火措施和制度。 
每个生产和建矿井在制定矿井生产长远规划和年度计划时都必须由矿长和技术负责人矿
总工程师负责组织制定本矿井的防灭火措施。矿井防灭火工程和措施所需的费用和材料、
设备等必须列入企业财务和供应计划并组织实施。 
矿井防灭火措施应包括以下内容 
(1)防止井口地面火灾危害井下安全措施 
(2)各种外因火灾的防灭火措施 
(3)自燃煤层开采时的防灭火措施 
(4)现有火区管理和灭火措施  
242 (5)在火区周围进行生产活动的安全措施 
(6)发生火灾时的通风应变措施 
(7)发生火灾时防止瓦斯、煤尘爆炸和防止灾情扩大的措施 
(8)发生火灾时的矿工自救和救灾措施等。 
 
第二百一十六条木料场、矸石山、炉灰场距离进风井不得小于80m。木料场距离矸石山
不得小于50m。 
不得将矸石山或炉灰场设在进风井的主导风向上风侧也不得设在表土10m以内有煤层
的地面上和设在有漏风的采空区上方的塌陷范围内。 
 
【解读】本条是关于炉灰场、矸石山、木料场设置位置的规定。 
 
炉灰场、矸石山虽然大多是地面舍弃的炉渣和井下运出的矸石但炉灰场含有尚未燃
尽的一些物质、矸石山也含有少量的可燃物质木料更是一些易燃材料一旦遇到火源即可
燃烷而引发火灾。所产生的大量烟雾及有害气体在矿井通风压力的作用下随地面大气流动
的方向而进入井下将会对矿井安全生产和井下人员的生命安全构成威胁。该条规定木料
场、矸石山、炉灰场与进风井必须保持一定的距离不得将矸石山或炉灰场设在进风井主导
风向上风侧。 
 
第二百一十七条  新建矿井的永久井架和井口房、以井口为中心的联合建筑必须用不
燃性材料建筑。 
对现有生产矿井用可燃性材料建筑的井架和井口房必须制定防火措施。 
 
【解读】本条是关于井架和井口房建筑材料的规定。 
 
井架、井口房及其周围的各种建筑是煤矿的要害和重要建筑物里面安设着担负矿井原
煤、矸石、材料和人员提升任务的主要设备。若采用可燃性材料构筑一旦发生外因火灾
不仅这些建筑物和里面的各种设备被烷毁造成矿井生产中断而且火灾产生的烟雾及有害
气体直入井下威胁井下所有人员的生命安全而酿成重大灾害事故。1962年6月3日抚
顺胜利矿立井东侧翻砰台动力电缆短路冒火引燃井架内部的可燃物(井架是前苏联四型钢
管井架内部使用高粱帘子、杏条帘子中间填入锯末作防寒层都是易燃物)而发生火灾
将吊桶大绳烷断在吊桶内的4名工人遇难(图2-5-2)。《规程》规定新建矿井的永久井架
和井口房、以井口为中心的联合建筑必须用不燃性材料建筑。现有生产矿井用可燃性材料
建筑的井架和井口房必须制定防火措施。  
243  
第二百一十八条  矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统。井下消防管路系统应
每隔100m设臵支管和阀门但在带式输送机巷道中应每隔50m设臵支管和阀门。地面的消
防水池必须经常保持不少于200m3的水量。如果消防用水同生产、生活用水共用同一水池
应有确保消防用水的措施。 
开采下部水平的矿井除地面消防水池外可利用上部水平或生产水平的水仓作为消防
水池。 
 
【解读】本条是关于井上、下消防火水池及管路系统的规定。 
 
一般说来用水扑灭各类火灾(电气火灾、油类火灾等除外)是一种经济实用且有效的措
施。在煤矿井下一则可以对煤层和高温地点等发火隐患实施注水防止和减少内因火灾的
发生二则无论内因火灾还是外因火灾发生后可采用浇水、灌浆(泥、灰等)等措施进行灭
火。水是煤矿防消火管理工作中不可缺少的最基本的防灭火材料和手段。《规程》规定"
矿井必须设地面防消水池和井下防消管路系统"。"井下防消管路系统应每隔100m设置支管
和阀门"以便随时随地实施防消火措施。考虑到带式输送机因皮带打滑、跑偏或摩擦而引
发火灾的几率较大所以防消管路"在带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门"。 
地面设置消防水池和井下消防管路系统应符合如下要求。 
(1)地面消防水池的容量应根据矿井自然发火危险程度等级、防治火灾能力和所采用的
灭火手段等因素确定其容量不得小于连续2h的供水量并符合下列规定 
①供水压力保持不低于1MPa 
②每支灭火用设备的耗水量不小于50m3/h。 
(2)井下消防管路的选择和铺设应符合下列要求 
①消防管路的直径应能满足供水压力和耗水量 
②支管和阀门的出口应与使用的消防水龙带的接头相吻合  
244 ③供水管的直径应与同时使用的水枪个数的关系如表2-5-1所示。 
 
表2-5-1  供水管直径应与同时使用水枪个数的关系 
供水管路直径/mm 
50 75 108 
同时使用水枪个数/个 
1 2 3 
 
第二百一十九条  进风井口应装设防火铁门防火铁门必须严密并易于关闭打开时不
妨碍提升、运行和人员通行并应定期维修如果不设防火铁门必须有防止烟火进入矿井
的安全措施。 
 
【解读】本条是关于进风井口设置防火门的规定。 
 
规定该条的主要目的是为了防止进风井口及附近一旦发生外因火灾时产生的烟雾及
有害气体在矿井通风压力作用下进入井下而威胁矿井安全和对人员造成伤害。 
 
第二百二十条  井口房和通风机房附近20m内不得有烟火或用火炉取暖。通风机房位
于工业广场以外时除开采有瓦斯喷出区域的矿井和煤(岩)与瓦斯突出矿井外可用隔焰式
火炉或防爆式电热器取暖。 
暖风道和压入式通风的风凋必须用不燃性材料砌筑并应至少装设2道防火门。 
 
【解读】本条是关于井口房和通风机附近不得有外因火源的规定。 
 
1.矿井通风方法有抽出式、压人式和混合式3种方法。无论何种通风方法一旦井口房
和通风机房附近发生火灾其烟雾和有害气体都会威胁矿井安全和对井下人员造成伤害。尤
其当井下发生大型煤与瓦斯突出时含有高浓瓦斯和大量煤尘的高压气流进入用烟火或火
炉取暖的抽出式通风的通风机房(或压入式通风的排风井口房)会引起瓦斯煤尘爆炸的重大
事故而较大型的突出事故还会造成风流逆转采用压入式通风的通风机房内(或抽出式通
风的进风井口房)如果有取暖烟火或火炉也会引起瓦斯煤尘爆炸的重大事故。所以规定
井口房和通风机房附近20m内不得有烟火或用火炉取暖。开采有瓦斯喷出区域的矿井和
煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井也不得用隔热式火炉或防爆式电热器取暖。 
开采无瓦斯喷出或瓦斯(二氧化碳)突出的矿井其主要通风机房位于工业广场外采用
无火、无火焰方式取暖确有困难时经安监部门批准可以使用隔焰式火炉或防爆式电热器
取暖但必须符合下列要求 
(1)火炉必须安设在通风机房外面 
(2)烟囱距通风机扩散器出口不得小于20m其高度必须高于通风机房屋顶5m以上 
(3)通风机房内的取暖烟道距各种电器设备的距离不得小于3m 
(4)烟道应经常保持良好状态发现漏烟应立即熄灭炉火进行处理 
(5)电热器的安装、使用和维护应做到无鸡爪子、羊尾巴无明接头有过电流和漏
电保护装置有螺丝和弹簧垫有密封圈和挡板有接地装置电缆悬挂整齐设备清洁、
整齐防护装置、绝缘用具、图纸资料等齐全。 
(6)电热器的防爆合格率要达到100%不符合防爆要求的必须及时更换或检修。 
(7)接到矿井反风命令后必须立即熄灭炉火电热器立即停电。 
2.采用压入式通风的矿井为了防止地面火灾进入暖风道或风啊内引发更大火灾规定
"暖风道和压人式通风的风桐必须用不燃性材料砌筑并应至少装设2道防火门"。  
245  
第二百二十一条  井筒、平周与各水平的连接处及井底车场主要绞车道与主要运输巷、
回风巷的连接处井下机电设备凋室主要巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内
都必须用不燃性材料支护。 
在井下和井口房严禁采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。 
 
【解读】本条是关于井筒、井底车场、机电硐室和主要巷道内带式输送机机头等地点支
护材料的规定。 
 
首先井筒、井底车场等地点经常有提升运输设备频繁运行和敷设多条管路、高压电
缆等设施发生撞击、摩擦和电火花的几率较大。如果采用可燃性材料支护就可能引起火
灾而且这些地点都处在矿井的人风系统发火造成的危害也较为严重。例如1974年12
月14日抚顺胜利矿2号入风斜井距井口560m处铝芯电缆接线盒短路起火引燃井筒的
支护材料(该处上下350m为木背板支护)而酿成火灾烈火与浓烟顺风而下直接威胁井下
1500人的生命安全采取了矿井反风措施后人员才安全无恙。所以《规程》规定了"井
筒、平铜与各水平的连接处及井底车场主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处井下
机电设备硐室主要巷道内带式输送机机头前后两端20m范围内都必须用不燃性材料支
护"。 
其次这些地点采用不燃性材料支护还可以起到嘀离带"的作用。2001年2月3日18
时30分抚顺老虎台矿680m水平高压硐电室油浸变压器着火并很快沿680m入风大
巷向东燃烷浓烟滚滚直接威胁上部630m生产水平所有工人的生命安全大火向前燃
烷30m时遇到了料石砌碹支护巷道内没有可燃物质大火被截住再没有向前燃烷。由于
抓住了这一灭火良机和及早撤出了受威胁的人员没有造成人员伤亡。 
 
第二百二十二条  井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。 
 
【解读】本条是关于井下严禁使用电炉和灯泡取暖的规定。 
 
我国北方冬天比较寒冷进入井下的空气温度较低应多穿棉衣御寒但决不准使用电
炉和灯泡取暖。电炉本身就是一个明火源稍有不慎就可能点燃附近的可燃物而引起火灾
如果遇到煤与瓦斯突出、喷出或采空区顶板大面积垮落将采空区积存的大量瓦斯压出以及
发生冲击地压伴随着涌出的高浓度瓦斯等都很容易引发瓦斯爆炸事故。白炽灯泡不具备防
爆性能受电压变化的影响很容易破碎瞬间产生的短路火花所放出的热量完全可以引燃
一些可燃物或引发瓦斯爆炸如果时间过长还可能将周围的可燃物烤着而导致火灾事故。
1978年2月15日吉林舒兰矿务局东富煤矿二井+112m水平水泵房休息室水泵工擅离职
守用于取暖的灯泡烤着木板烷着了术板房并蔓延到变电所而形成火灾(图2-5-3)。在抢
险救灾过程中本应该尽快反风但14时45分发生火灾17时30分才停运主要通风机准
备反风又由于反风闸板冻结严重直到18时30分才正式反风距发火时间长达三个半小
时致使井下68人中毒死亡。  
246  
第二百二十三条  井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在
井下主要凋室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作每次必须制定
安全措施并遵守下列规定 
(一)指定专人在场检查和监督。 
(二)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内应是不燃性材
料支护并应有供水管路有专人负责喷水。上述工作地点应至少备有2个灭火器。 
(三)在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时必须在工作地
点的下方用不燃性材料设施接受火星。 
(四)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中瓦斯浓度不得超过0.5%只有在检
查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时方可进行作业。 
(五)电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后工作地点应再次用水喷洒并应有专人在工
作地点检查1h发现异状立即处理。 
(六)在有煤(岩)与瓦斯突出危险的矿井中进行电焊、气焊和喷灯焊接时必须停止突出
危险区内的一切工作。 
煤层中未采用砌磕或喷浆封闭的主要凋室和主要进风大巷中不得进行电焊、气焊和喷
灯焊接等工作。 
 
【解读】本条是关于在井下和井口施焊的规定。 
 
在井口房和井下施焊可能导致两大危险。 
一是引发矿井火灾的危险。施焊过程中飞溅出的火花与焊渣容易引燃一些易燃物品如
秫秸帘子、抹布、胶带、木材以及各种泊类等如若没能有效控制和及时处理极易酿成重大
火灾。1990年5月8日鸡西小恒山煤矿皮带井施焊引起的80人死亡的火灾事故1986
年1月2日山东枣庄矿务局山家林煤矿-380m大巷两部带式输送机搭接处烷焊结束后不
清理现场人员升井留下火种导致24人死亡的火灾事故。 
二是引发瓦斯爆炸的危险。井下开采条件较为复杂由于煤层赋存、地质构造以及通风
状况等因素的影响瓦斯涌出形式和涌出量都会发生变化而采掘工作面发生瓦斯超限和积
聚达到爆炸浓度的隐患难以避免尤其煤与瓦斯突出的突发性及其突出的大量瓦斯可瞬间 
247 使一些巷道(包括一些进风巷道)的瓦斯浓度达到爆炸界限。如果这时进行施焊而飞溅火花
必将引发爆炸事故。故此在井下的回风巷道、采掘工作面、煤层中未采用砌碴或喷浆封闭
的主要硐室和主要进风大巷中不得进行施焊作业。"如果必须在井下主要硐室、主要进风
井巷和井口房内"进行施焊等工作每次必须制定安全措施并严格遵守该条列出的6项规
定。 
各矿井都必须制定适用于本矿实际情况的施焊管理制度除严格遵守本条6项规定之
外还必须做到以下几点 
(1)每一次施焊都必须制订有针对性的安全措施施焊安全措施必须有机电、通风、安
监等部门审查主管通风领导审签再经矿长批准后方可实施 
(2)一个措施只能在一个地点使用一次严禁使用"通用"措施或同一地点多次使用一个措
施 
(3)井下所有回风巷道内均不准施焊煤层巷道(包括工作面的进风巷)严禁施焊直接进
入有突出危险的采掘面的风流中严禁施焊作业如因特殊情况不得不施焊时在突出危险区域
内必须停止一切工作 
(4)施焊作业时必须选派瓦斯检查员、安监人员在现场进行自始至终的检查与监督 
(5)井下施焊火种只能使用火柴不准使用打火机或其他火种火柴必须由瓦检员或专
职监管人员携带和保管人井和升井都必须向井口检查人员汇报火柴使用情况。 
 
第二百二十四条  井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内由专人押
运送至使用地点剩余的汽油、煤油和变压器油必须运田地面严禁在井下存放。井下使用
的润滑油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸也必须
放在盖严的铁桶内并由专人定期送到地面处理不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在
井巷或硐室内。 
井下清洗风动工具时必须在专用凋室进行并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。 
 
【解读】本条是关于井下使用各种油类管理的规定。 
 
汽油、煤油和变压器油都属极易燃烷物质与其他可燃物质比较其燃烷和传播的速度
要快得多而且不宜用水扑灭。这些油类对煤矿井下防火来讲是一种及其危险的祸患。
故此{规程》对其作出了"专人押送"、"用时带来用完带走"、"不得在井下存放"的严格规
定。 
 
第二百二十五条  井上、下必须设臵消防材料库并遵守下列规定 
(一)井上消防材料库应设在井口附近并有轨道直达井口但不得设在井口房内。 
(二)井下消防材料库应设在每一个生产水平的井底车场或主要运输大巷中并应装备消
防列车。 
(三)消防材料库储存的材料、工具的品种和数量应符合有关规定并定期检查和更换
材料、工具不得挪作他用。 
 
【解读】本条是关于井上、下设置消防材料库的规定。 
 
1设置消防材料库的重要意义 
在矿井发生各种灾害事故尤其在矿井火灾事故的抢险救灾过程中除了有力的组织与
指挥系统、经验丰富的救护队员和救灾人员之外一些必需的设备、工具和材料是绝对不可 
248 缺少的。否则将会因为救灾器材不足、不全等而贻误良机致使火灾扩大甚至发生瓦斯煤
尘燃爆事故。因此根据矿井火灾可能发生在井下也可能发生在地面可能是内因火灾也可
能是外因火灾的特点作出"井上下必须设置消防材料库"的规定以便迅速提供足够的消防
设备和器材是十分必要的。 
2.井上消防材料库 
"井上消防材料库应设在井口附近并有轨道直达井口"主要是为了争取时间及时、
迅速的运送消防材料但消防材料库"不得设在井口房内"这是因为井口房内设有矿井提升
运输的各种机电设备且井口房与井口直接相通一旦井筒或井口房内发生火灾势必会将
消防材料焚烷殆尽救灾工作难以顺利进行。 
井上消防材料库的材料、工具的品种和数量可参考《矿井防灭火规范》相关内容。 
3.井下消防材料库和消防列车 
矿井灾害事故处理的基本原则是"迅速安全有效"。早1分钟灾害可能会得到控制
人员可能免受危害晚1分钟火灾可能扩大难以控制甚至造成人员伤亡。由于井下各个
水平都有可能发生矿井火灾所以"每一个生产水平的井底车场或主要运输大巷中"都应该设
置"消防材料库并应装备消防列车"。以便迅速提供所需防消设备、设施、材料与工具和安
全、有效的实施抢险救灾工作。 
井下消防材料库的材料、工具的品种和数量可参考《矿井防灭火规范》相关内容。 
 
第二百二十六条  井下爆炸材料库、机电设备凋室、检修凋室、材料库、井底车场、使
用带式输送机或液力偶合器的巷道以及采掘工作面附近的巷道中应备有灭火器材其数量、
规程和存放地点应在灾害预防和处理计划中确定。 
井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地
点。 
 
【解读】本条是关于井下有关硐室和巷道应备有灭火器材的规定。 
 
一般说来矿井火灾的发生都有个过程发火初期的火势并不大若采取直接灭火措施
可以有效防止火势蔓延、发展。所以最先发现着火的任何人都不应惊慌失措应尽快弄清
火情并根据火灾性质采取一切可能的办法力争在火灾初起之时就把它扑灭。《规程》规
定了井下某些地点应备有一定数量、规格的灭火器材"井下工人必须熟悉灭火器材的使用
方法并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点"。井下有关硐室和巷道应备有灭火器材
的数量、规格和存放具体地点等应根据矿井生产和防灭火措施的具体情况在矿井灾害预
防和处理计划中确定并认真落实。 
 
第二百二十七条  每季度应对井上、下消防管路系统防火门消防材料库和消防器材
的设备情况进行1次检查发现问题及时解决。 
 
【解读】本条是关于每季度应对井上下消防设施进行检查的规定。 
 
随着采掘工作面和巷道布置的变化井下消防管路系统等设施也应改变有的需要撤除
有时需要增设另外由于受到周围环境和条件等因素的影响有些设施可能发生质量上不
符合要求等一些问题。因此每季度对井上、下的防消管路系统、防火门、消防材料库和消
防器材的设置'情况进行1次检查是非常必要的以便及时发现和解决问题。 
  
249 第二节  井下火灾防治  
第二百二十八条  煤的自燃倾向性分为容易自燃、自燃、不易自燃三类。新建矿井的所
有煤层的自燃倾向性由地质勘探部门提供煤样和资料送国家授权单位作出鉴定鉴定结果
报省(自治区、直辖市)负责煤炭行业管理的部门备案。生产矿井延深新水平时必须对所有
煤层的自燃倾向性进行鉴定。 
开采容易自燃和自燃煤层的矿井必须采取综合预防煤层自然发火的措施。 
 
【解读】本条是关于煤层自燃倾向性分类与鉴定的规定。 
 
1本条款规定内容的重要意义及原因 
煤层自燃倾向性是用来区分和衡量不同煤层发火危险程度的一个重要指标也是对矿
井煤炭自然发火采取不同的针对性措施进行有效管理的主要依据。1992年颁发的《规程》
将煤层分为有自燃倾向性煤层和无自燃倾向性煤层两类。煤炭本身是可燃物质在具有蓄热
升温条件下达到一定温度即可着火燃烷。因此2001年和2004年修订的《规程》把煤层的
自燃倾向性分为三类即将"无自燃倾向性煤层"改为"不易自燃煤层"而将"有自燃倾向性煤
层"改为"自燃煤层"和"容易自燃煤层飞 
由于煤的自燃倾向性受到很多因素的影响如煤的结构、变质程度、化学成分和硫、磷、
水、灰等含量的大小以及开采技术、地质构造等都会对煤的自燃倾向性产生影响。显然
用浅部煤层的自燃倾向性指标来代替深部煤层的自燃倾向性不科学。所以矿井延深新水平
时必须对新水平和新采区以及不同地质构造区域的煤层都要采集煤样进行自燃倾向性鉴
定这样才能较全面地掌握矿井煤炭自燃特性和自然发火的严重程度。 
该条还规定"开采易自燃和自燃煤层的矿井必须采取综合预防煤层自然发火的措施"
其目的就是对自然发火做到早期预测预报将发火隐患消灭在萌芽之中防患于未然。至于
综合预防煤炭自然发火措施主要包括以下两个方面一是在开采技术上选择有利于防止
煤炭自然发火的合理的开拓方式、采煤方法、开采工艺和开采程序加强顶板和巷道的维护
与管理提高回采率及加快采面进度等二是在通风管理上采用有利于防止煤炭自然发火
的合理的通风方式实施均压通风、预防性注水、灌浆以及建立预测预报管理制度等。 
2.关于矿井自然发火危险程度的划分 
矿井自然发火危险程度划分为以下4个级别。 
1) I级自然发火危险程度矿井 
凡符合下列条件之一者定为I级自然发火危险程度矿井 
(1)近10年内百万t自然发火率(每产煤100万t发生自然火灾的次数)超过3次 
(2)自然发火期小于3个月 
(3)百万t自然发火率超过2次且自然发火期小于6个月的下列矿井 
①高、突矿井 
②采用分层陷落或放顶煤采煤法开采厚及特厚煤层的矿井 
③采用水平分层或斜切分层开采急倾斜中厚及厚煤层的矿井 
④煤的自燃倾向性为I级(易燃)煤尘爆炸指数在30%以上的矿井。 
2) Ⅱ级自然发火危险程度矿井 
凡符合下列条件之一者定为Ⅱ级自然发火危险程度矿井 
(1)近10年内自然发火率超过2次/百万t但不超过3次/百万t 
(2)自然发火期小于6个月但不小于3个月  
250 (3)自然发火率超过1次/百万t且自然发火期小于12个月的下列矿井 
①高、突矿井 
②采用分层陷落或放顶煤采煤法开采厚煤层的矿井 
③采用水平分层或斜切分层开采急倾斜中厚煤层的矿井 
④煤的自燃倾向性为Ⅱ级(自燃)煤尘爆炸指数在20%30%的矿井。 
3)Ⅲ级自然发火危险程度矿井 
凡符合下列条件之一者定为皿级自然发火危险程度矿井 
(1)自然发火率为12次/百万t 
(2)自然发火期小于12个月但不小于6个月 
(3)自然发火率超过0.5次/百万t且自然发火期不小于12个月的下列矿井 
①高、突矿井 
②采用分层陷落或放顶煤采煤法开采厚煤层的矿井 
③采用水平分层或斜切分层开采急倾斜中厚煤层的矿井 
④煤的自燃倾向性为Ⅲ级(不易自燃)煤尘爆炸指数在10%20%的矿井。 
4)Ⅳ级自然发火危险程度矿井 
凡有自然发火史但不符合I、Ⅱ、Ⅲ级自然发火危险程度条件者定为Ⅳ级自然发火
危险程度矿井。 
3.煤的自燃倾向类别鉴定 
1)新建矿井的所有煤层的自燃倾向性由地质勘探部门提供煤样和资料(在建矿井由设
计部门采样地点、建设部门提供煤样和资料)送国家授权单位做出鉴定鉴定结果报省级
煤矿安全监察机构及省(自治区、直辖市)负责煤炭行业管理的部门备案。 
生产矿井延深新水平时必须对所有煤层的自燃倾向性由矿井提供煤样和资料送国
家授权单位做出鉴定鉴定结果报省级煤矿安全监察机构及省(自治区、直辖市)负责煤炭行
业管理的部门备案。 
2)煤的自燃倾向性鉴定要采用"吸氧法"进行鉴定(过去采用的"着火点"鉴定法已淘汰)
使用0-1型自燃倾向性检测仪测定煤在30℃、常压条件下的吸氧量根据鉴定结果按
照表2-5-2和表2-5-3对煤的自燃倾向性类别进行分类。 
 
表2-5-2  煤自燃倾向性分类表褐煤、烟煤类1 
自燃等级 自燃倾向性 30℃常压煤的吸氧量/cm32
g-12干煤 备注 
Ⅰ 容易自燃 ≥0.80 
 
Ⅱ 自燃 0.410.79 
 
Ⅲ 不易自燃 ≤0.41 
 
 
表2-5-3  煤自燃倾向性分类表高硫煤、无烟煤[含可燃挥发]2 
自燃等级 自然倾向性 30℃常压煤的吸氧量/cm32
g-12干煤 全硫Sf/% 备注 
Ⅰ 容易自燃 ≥1.00 2.00 
 
Ⅱ 自燃 ≤1.00 2.00 
 
Ⅲ 不易自燃 ≥0.80 2.00 
 
 
3)进行煤自燃倾向性鉴定在采取煤样时应遵守以下规定 
(1)必须由经过专门训练的采样人员采取。 
(2)地质勘探部门必须从钻孔的煤心管中采取每个煤层的煤样。 
(3)在所有煤层和分层的采煤工作面或掘进工作面采取有代表性的煤样。  
251 (4)在地质构造复杂、破坏严重(如有槽曲、断层及岩浆侵入等)地带或煤岩组分在煤层
中分布明显(如有明显镜煤、亮煤、丝炭黄铁矿夹矸等)应分别加采煤样并描述采样点状态。 
(5)在采掘工作面采取煤样时 
①先把煤层表面受氧化的部分剥去再将底板清理干伊铺上帆布或塑料布然后沿工
作面垂直方向划两条线线间宽度100150mm在两线间采下厚50m的初采煤样将初
采煤样打碎成为2030mm粒度混合均匀依次按圆锥缩分法缩至2.0kg装入铁筒(或厚
塑料密封袋)内密封 
②将严密封闭的铁筒(或厚塑料密封袋)包装好之后寄运送鉴 
③采样时矸石或夹石不得混入煤样中。 
(6)在地质勘探钻孔采取煤心样时 
①从钻孔中取出的煤心立即将夹石、泥皮和煤心被研磨烷焦部分清除必要时可用水
清洗但不能浸泡在水中 
②清理好的煤心立即装入铁筒(或厚塑料密封袋)内密封、包装好之后寄运送鉴 
③煤心样品同样应具代表性。 
(7)新采煤层或分层在首次采取煤样时必须在同一煤层或分层的不同地点采取23
个煤样送鉴。 
(8)每个煤样必须备有2个标签1个放在煤样的容器内(务必用塑料袋包好防潮)1
个贴在容器外。标签按下列要求填写 
①煤样编号(送样单位样品号) 
②送样单位、邮编及联系人姓名 
③煤层名称 
④煤种(按国际分类) 
⑤煤层厚度 
⑥煤层倾角 
⑦采煤方法(掘进工作面表明掘进方法) 
③经验自然发火期(矿开采过程中的经验统计值) 
⑨采样地点 
⑩采样人、采样日期。 
(9)随同煤样要说明煤层生成的地质年代、距地表深度、采样地点暴露于空气的时间
是否从断层、裙曲等地质构造附近采取的煤样等。 
(10)鉴定煤样应在采样后15天内送(寄)达鉴定单位。 
采取矸石山煤样和露天矿煤层煤样时也应遵守上述煤样采取的有关规定。 
 
第二百二十九条  对开采容易自燃和自燃的单一厚煤层或煤层群的矿井集中运输大巷
和总回风巷应布臵在岩层内或不易自燃的煤层内如果布臵在容易自燃和自燃的煤层内必
须砌喧或锚喷喧后的空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实或用无腐蚀性、无毒性
的材料进行处理。 
 
【解读】本条是关于集中运输大巷和总回风巷的布置与维护的规定。 
 
集中运输大巷和总回风巷是矿井的主要巷道服务时间较长通过的风压较高、风量较
大且因采掘工作面的风量调节而经常变化运输大巷内还设有运输皮带和机电设备等这
些都是发火隐患。因此这些主要巷道应布置在岩层内或不易自燃的煤层内如布置在容易
自燃的煤层内必须砌碴或锚喷并对空隙和冒顶采取防漏风措施。  
252  
第二百三十条  开采容易自燃和自燃的煤层(薄煤层除外)时采煤工作面必须采用后退
式开采并根据采取防火措施后的煤层自然发火期确定采区开采期限。在地质构造复杂、断
层带、残留煤柱等区域开采时应根据矿山地质和开采技术条件在作业规程中另行确定采
区开采方式和开采期限。回采过程中不得任意留设设计外煤柱和顶煤。采煤工作面采到停采
线时必须采取措施使顶板冒落严实。 
 
【解读】本条是关于开采自燃和易自燃煤层的采煤工作面采用后退式开采和按煤层自然
发火期确定开采期限的规定。 
 
(1)关于后退式开采。采煤工作面的开采方式一般分为前进式和后退式两种。采煤工作
面的通风型式包括U型、Y型、Z型、H型、W型、双Z型以及V型、偏Y型、U+L型等
多种多样(图2-5-4)。 
后退式(U型、W型通风系统)布置的采煤工作面其进回风巷(民槽)都在未采动的实体
煤层内随工作面的推进而逐渐垮塌报废采空区一侧不存在通风巷道见图25-4中(a)、
(e)。因此采空区漏风的范围只是由工作面上下两端之间的风压差所形成的漏风区域。
而前进式布置的采煤工作面其通风系统大多在采空区一侧均有1条或2条通风巷道(图
2-5-4)采空区漏风的范围和漏风量均大于后退式。显然引起采空区发火的几率也就会大
大提高。因此开采自燃和易自燃的厚和中厚煤层时采煤工作面必须采用U型通风后退
式开采。 
应特别注意假如采煤工作面采用U型、W型通风以外的其他任何通风型式尽管采
用后退式开采大多是采空区一侧均存有1条或2条通风巷道由巷道向采空区漏风引起自
然发火的问题依然存在。故此从防止采空区发火角度考虑除了采用后退式开采之外选
择合理的通风型式十分重要。 
(2)煤层自然发火期。从煤层被揭开暴露于空气到氧化升温发火止所经历的时间称为
煤层自然发火期一般以月为计算单位。自然发火期是表示煤层发火危险性的一个重要指标
也是对煤层自然发火采取预防性措施的主要依据之一。自然发火期越短发火危险性越大
反之则小采取的预防性措施也就不同。 
矿井或煤层的自然发火期一般采用统计的方法来确定即根据每次自然发火及其煤层
揭露 
 
时间进行比较以发火时间最短者定为矿井或煤层的自然发火期。煤层自然发火期的长短 
253 不仅与煤层自燃倾向性直接相关而且与采煤方法、顶板管理、巷道支护以及通风方法、方
式等外部条件有着重要关系。基于煤层自然发火期与开采技术等外部条件的密切关系可以
采取预防煤层自然发火的相关措施如选择合理的采煤工艺以减少煤体破碎、提高回采率以
减少遗留浮煤、合理确定和尽量缩短采区(工作面)及其相关巷道的服务时间等从而尽量延
长煤层自然发火的时间和在自然发火期内将采区(工作面)开采结束。所以《规程》作出了
根据煤层自然发火期确定采区开采期限的规定。 
 
第二百三十一条  开采容易自燃和自燃的急倾斜煤层用垮落法控制顶板时在主石门和
采区运输石门上方必须留有煤柱。禁止采掘留在主石门上方的煤柱。留在采区运输石门上
方的煤柱在采区结束后可回收但必须采取防止自然发火措施。 
 
【解读】本条是关于主石门和采区运输石门的上方必须留有煤柱的规定。 
 
主石门和采区运输石门是矿井和采区的主要进风巷道风压较高风量较大。直接在其
上方进行垮落法开采无疑会破坏巷道的稳定与完整性而产生裂隙或冒顶导致巷道向采空
区漏风引起采空区煤炭自然发火。而发火产生的烟雾和有害气体又会涌入巷道对下风侧的
采区或工作面造成危害。该条规定开采易自燃和自燃的急倾斜煤层用垮落法控制顶板时
在主石门和采区运输石门上方必须留有隔离煤柱在采区结束前禁止开采煤柱。 
 
第二百三十二条  开采容易自燃和自燃的煤层时必须对采空区、突出和冒落孔洞等 
空隙采取预防性灌浆或全部充填、喷洒阻化剂、注阻化泥浆、注凝胶、注惰性气体、均压等
措施编制相应的防灭火设计防止自然发火。 
在自然发火期内能采完、并能及时予以封闭的工作面和采区可不采取上述防止自然发
火的措施。 
 
【解读】本条是关于对采空区、突出或冒落孔洞等空隙采取预防性防火措施的规定。 
 
采空区或冒落孔洞等地点都有碎煤堆积都有漏风通道而且没有主风流通过风速不
大不小又很少受外界影响而有着煤炭氧化升温和热量积蓄的环境。具备煤炭自然发火的三
个条件(可燃性的碎煤堆积足够的供氧条件热量积蓄的环境和时间)极易出现发火隐患
引发火灾。事实也证明许多内因火灾大多是这些地点引发的。因此《规程》对这些自然
发火的重点部位和必须采取的预防性灌浆、喷洒阻化剂、注惰性气体、均压等各种针对性的
预防措施作出了具体规定也是防止矿井内因火灾十分必要的基础主作。 
 
第二百三十三条  采用灌浆防灭火时应遵守下列规定 
(一)采区设计必须明确规定巷道布臵方式、隔离煤柱尺寸、灌浆系统、疏水系统、预筑
防火墙的位臵以及采掘顺序。 
(二)安排生产计划时必须同时安排防火灌浆计划落实灌浆地点、时间、进度、灌浆
浓度和灌浆量。 
(三)对采区开采线、停采线、上下煤柱线内的采空区应加强防火灌浆。(四)应有灌浆
前疏水和灌浆后防止溃浆、透水的措施。 
 
【解读】本条是关于采用灌浆防灭火措施的规定。 
  
254 对发火隐患或发火地点实施灌注泥、砂、灰浆等防灭火材料是一种有效的常规性防灭
火措施。在实施过程中如果没有事先安排好灌浆计划措施不力实施不当不仅不能达
到预期目的而且还会发生损失设备、设施乃至人员伤亡的严重事故。1987年3月29日
抚顺老虎台矿-580m水平502采区十煤门运输机道对砂植实施灌注砂浆时由于泄水槽失去
作用砂碴垮落致使在砂植下方的5人被砂水埋(3人死亡2人受伤)。为了防止在采用
灌浆措施时由于防火墙位置不当、灌浆或疏水系统不畅等原因而发生溃浆、透水事故《规
程》在总结过去经验与教训的基础上对采用灌浆措施进行防灭火时作出了严格、具体的规
定。 
1关于预防性灌浆 
预防性灌浆是防止自然发火效果较为明显和应用最为广泛的一项措施因此《规程》第
二百三十二条规定"开采容易自燃和自燃的煤层时必须对采空区、突出和冒落孔洞等孔隙
采取预防性灌浆??措施"。 
所谓预防性灌浆就是将水、浆材按适当配比制成一定浓度的浆液借助输浆管路送
往可能发生自燃的采空区以防止自然火灾的发生。预防性灌浆的作用一是隔氧二是散热。
浆液流入采空区之后固体物沉淀充填于浮煤缝隙之间形成断绝漏风的隔离带。有的还
可能包裹浮煤隔绝它与空气的接触防止氧化。而浆水所到之处增加煤的外在水分抑制
自热氧化过程的发展同时对已经自热的煤炭有冷却散热的作用。 
1)注浆材料的要求与选取 
浆材必须满足下列要求 
(1)不含助燃和可燃材料。 
(2)粒度直径不大于2m细小颗粒(粒度小于1m)要占70%75%。 
(3)主要物理性能指标密度2.42.8塑性指数914胶体混合物25%30%含砂量
25%30%(粒径为0.50.25mm以下)。 
(4)容易脱水又要具有一定稳定性。 
煤矿井下常用的灌浆材料一般多采用粘土、亚粘土、轻亚粘土等。在粘土缺乏的矿区
可用页岩或炉灰等代替。 
2)输浆倍线及管路布置 
灌浆一般是靠静压作动力。地面灌浆喇叭口至井下灌浆点泥浆出口间的管路总长度∑L
与管路首末两端高差∑H之比称为输送倍线。倍线的实质是表示泥浆在输送过程中的能量
损失关系(灌浆系统的阻力与动力之间的关系)。倍线值过大则相对于管线阻力的压力不足
泥浆输送受阻容易发生堵管现象倍线值过小泥浆出口压力过大对泥浆在采空区内的
分布不利。一般情况下泥浆的输送倍线值最好是56。 
当借助于自然压头输浆压力不够或倍线不能满足要求时可用PN型泥浆泵或自型砂泵
加压。 
灌浆管路的布置有"L"型和"阶梯"型两种方式如图2-5-5所示。"L"型布置能量集中
能充分利用自然压头有较大的注浆能力安装维护和管理等均较简单。但随着采深增加
泥浆压头也随之增大斜管与平管相连处的压力最大当最大压力接近或超过管路抗压强度
时将发生崩管。故"L"型适用于浅部灌浆管路布置而深井时"阶梯"型布置优于"L"型布置。  
255  
3)灌浆方法及灌浆量计算 
煤矿采用的灌浆方法大体可分为采前灌浆、随采随灌和采后灌浆三种类型。采前灌浆
是针对开采易燃、特厚煤层和老空区过多所采取的防止自然发火的预防性措施其目的是充
填老窑空区消灭老空蓄火、降温、除尘、排挤有害气体、粘结末煤等防止开采时发生自
然发火随采随灌即随着采煤工作面的推进同时向采空区灌注泥浆其目的和作用一是
防止采空区遗煤自燃二是胶结冒落的矸石形成再生顶板而为下分层开采创造条件。对于
开采自然发火期较短的厚煤层随采随灌是一项必须采取的防火措施其灌浆方法根据采区
布置方式、顶板冒落情况的不同也是多种多样如埋管灌浆、插管灌浆、洒浆等采后灌浆
是指在采区或采区的一翼全部采完后将整个采空区封闭灌浆其目的是不仅充填最容易发
生自燃火灾的停采线空间同时也封闭了采空区。采后灌浆仅适用于自然发火不是十分严重
的发火期较长的煤层。 
预防性灌浆量的多少主要取决于灌浆形式、灌浆区的容积、采煤方法及地质条件等因
素。随采随灌的用土量和用水量可按下列方法计算。 
(1)按采空区灌浆计算需土量和需水量 
①灌浆需土量 Qt=K3M3L3H3C 式中  Qt——灌浆所需土量m3 
      M——煤层采高m 
      L——灌浆区的走向长度m 
      H——灌浆区的倾斜长度m 
      C——采煤回收率% 
      K——灌浆系数灌浆材料的固体体积与需要藻浆的采空区容积之比。在K值中
考虑了冒落岩石的松散系数、泥浆收缩系数和跑浆系数等综合影响。该系数应根据各矿的实
际情况确定取值范围0.030.3。 
②灌浆需水量 Qs=Ks3Qt3δ 式中  Qs——灌浆所用水量m3 
      Ks——冲洗管路防止堵塞用水量的备用系数一般取1.101.25       δ——泥沙比的倒数水土比泥水比根据要求的泥浆浓度选取 
      Qt——同前。 
(2)按日灌浆计算需土量和需水量 
①日灌需土量 
Qt1=K3M3l3H3C  
256 或                            煤r
G
KQt1 
式中  Qt1——日灌浆所需土量m3/d 
      l——工作面日推进度m/d 
      r煤——煤的密度t/ m3 
其他符号同前。 
②日灌浆水量 
Qs1=Ks3Qt13δ 
式中  Qs1——日灌浆所用水量m3/d       其他符合同前。 
2.关于防溃浆措施 
采用充填灌浆措施处理火灾或发火隐患时为防止发生溃浆事故充填时应符合下列要
求 
(1)要使用渗(透)水性强的材料(如荆条帘子或聚氯乙烯塑料帘子等)做围堪壁如果采用
木板做围堪壁时必须预留泄水孔(泄水孔的分布'、直径或面积大小及数量多少等应根据
实际需要确定) 
(2)围堪的四周要同巷道帮壁接实打牢 
(3)围堪构筑好后背好套棚打齐、打牢中心顶子 
(4)充填流量要均匀适度切忌流量忽大忽小接近充满时要适当减少流量 
(5)充填灌浆时应设压力表并设专人观察当发现管路压力较大(如管路跳动或管路接头
跑漏水、砂浆等现象)时要及时打开安全阀释放压力停止充填注浆。 
(6)充填时在充填地点前后两端各50m范围内除监护人员外其他人员一律禁止在充
填区域内逗留。 .....
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