事故预防方法—矿井事故预防
1．矿井顶板事故预防
矿井采掘工艺过程中，最常发生的事故是顶板事故。据世界各主要采矿国的统计资料表明，矿井顶板事故均是所发生的各种事故的首位。矿井顶板事故的特点，首先是发生频繁，虽然每次事故所造成的伤亡人数有限，但累计起来，危害就相当严重；其次，顶板事故发生的范围广，矿井的任何一个地点，无论是井筒、巷道和峒室，尤其是采掘工作面，随时都有发生顶板事故的可能；再次，具有突发性，平时支护良好的采掘工作面，会突然在冲击地压的作用下，完全失去支护作用，造成冒顶、片帮等顶板事故。所以，搞好顶板管理，制止顶板事故的发生，是相当复杂而又艰巨的工作。
(1)顶板管理 包括回采工作面支护和采空区处理。
①回采工作面支护
9．支架与顶底板的相互作用关系。工作面支架上承受的矿山压力，主要是顶板弯曲、下沉、折断、垮落所引起的。在工作面正常推进时，工作面支架承受着直接顶的压力及一部分老顶的压力；在周期来压时，还承受老顶垮落的动压。因此，可以将顶板下沉情况，分为直接顶下沉和老顶、直接顶一起下沉两种状况。一是直接顶下沉。靠近煤层上方的直接顶，在工作面控顶距外的采空区已垮落；在工作面控顶距内，则好像是一根悬臂梁，由于工作面不断推进和矿山压力的存在，悬臂梁内也有裂缝、离层，岩块与岩块之间的联结力已大大减弱，直接顶与老顶产生分离，而且直接顶的下沉速度大于老顶下沉速度，此时作用在支架上的载荷就决定了脱落部分直接顶的质量Q。而支架的工作阻力必须大于压在支架上的载荷，不然支架就支撑不住顶板，如图20—16所示。
同时，及时架设质量好、初撑力大的支架，可以减少顶板的离层、断裂，而保持直接顶的完整。这是管理好顶板很重要的一个方面。二是直接顶、老顶一起下沉。老顶急剧下沉，老顶的下沉速度比直接顶下沉速度大，老顶、直接顶一起下沉。但是，老顶在下沉过程中遇到采空区已垮落岩石或充填物而被挡住。它所引起酌最大下沉量被限制为厶九。如工作面支架是刚性的，沉缩量很小，小于址，那时支架上受力就会很大，其总质量是(Q+P)，支架就会被压坏。只有支架本身有足够的沉缩量，一面下沉一面给顶板以一定的抵抗力，这样才能托住顶板，又不压坏支架。如图20—17所示。
此外，除考虑沉缩外，还要考虑下沉速度，有时老顶下沉速度较快，支架如不能适应也将增加支架上的压力，可能达到破坏支架的程度。
上面所介绍的两种状况，只是为了便于了解顶板活动过程及其与支架相互作用关系，在实际生产过程中是经常交替或综合出现的。
b.支架的选择。根据支架与顶底板作用的相互关系，就可以适当地选择支架。
当开采薄煤层，顶板岩石为页岩、砂质岩或砂岩，采用冒顶或局部充填法管理顶板时，一般情况下，老顶周期来压现象不明显，支架主要是支撑直接顶岩石，这种情况可以用摩擦金属支柱。因为这种支柱的特性是可缩量小，初撑力约3—5吨。工作阻力随顶板下沉急剧增加，可达25—35吨。可以满足上述条件下管理工作面顶板的要求。
当开采中厚煤层时，采用全部垮薄法管理顶板。一般情况下，都有老顶周期来压现象，而且顶板下沉量比较大，要求支架可缩量大。目前大多数是采用摩擦式金属支柱型铰接金属顶梁支护顶板。
c.支架方式。顶柱，也叫点柱(包括木支柱，摩擦式金属支柱、单体液压支柱)，一般用于顶板完整，岩层稳定的工作面。为了使顶柱有较大的支护面积，常用带冒支柱。在底板松软时，防止支柱插入底板，在支柱下垫一木墩，叫穿鞋。为工作面放顶而打的密集支柱都是点柱，起切顶和挡矸的作用。
带帽点柱架设方式基本上有两种：各点柱成矩形排列或成三角形排列。矩形排列适用于薄和中厚煤层炮采工作面；三角形排列适用于采煤机或刨煤机工作面，因为顶板暴露面积小，打柱工作量均匀，便于发挥机组多乃作业。 棚子。棚子有顺山棚子和走向棚子，大多数采用走向棚子。走向棚子的适用条件是：一是顶板节理比较发达，节理方向平行或于煤壁成小于45°角的工作面；二是顶板容易发生平行于工作面的裂缝；三是顶板破碎，有采空区移动的倾向；四是煤层倾角小于25°，因为倾角大于25°时，架设走向棚子容易发生扭动。
走向棚子按布置方式的不同，又可分为套棚、连锁棚、对口棚三种。套棚和连锁棚的支架密度大，多用于顶板有裂隙和节理发育，顶板比较破碎或顶板压力大的工作面。对口棚适用于中等稳定的顶板压力不大的工作面。
d．悬臂梁支架。悬臂梁支架是由摩擦金属支架和铰接顶梁组成的。它是利用前一排支架的顶梁作支点，使靠近煤壁处的顶梁悬挂，而形成悬臂梁支撑所暴露出的顶板，不需立即打柱，如图20—18所示。
这种支架方式的优点是：一是新暴露的顶板立即得到悬臂梁的承托。在采煤时能够及时打上支撑，可以大大减少顶板的初期—下沉。同时，每行支架都被铰结连接着，能有效地发挥每根支柱的作用，减少顶板呈台阶状下沉的断裂，有利于顶板管理。二是能与整体移置的可弯曲运输机配合，比较好的发挥采煤机的作用。三是在破碎顶板回柱时，可利用顶梁作倒悬臂支护，回柱作业更为安全。
悬臂梁支架适用范围较广，除顶板起伏不平的工作面外，都可使用。
e．特种支架。特种支架主要指密集支柱、丛柱和木架。密集支柱与丛柱的作用主要是在放顶线，切断直接顶，以减少顶板压力，并拦阻采空区矸石窜人工作面。丛柱适用于顶板压力较大、放顶时易冒顶或冒落大块矸石，经常撞倒支柱的工作面。但丛柱刚性大，易造成集中压力，较难回收，一般放顶很少用。
木垛适用条件是：一是已密集放顶的金属悬臂梁工作面，顶板压力大，为增加工作面支撑强度，或在有悬顶的地方防止冒落大块矸石，撞倒基本支柱而采用；二是顶板特别破碎的工作面，或分层开采的第二分层以下的工作面，对段顶的支护及被顶用木垛支撑；三是工作面初次来压、周期来压或通过地质构造带时，架设木垛增加支撑强度；四是在工作面上下出口、机头机尾、绞车等处靠近采空区的一侧，用木垛加强支。
f.支架作业要求。认真掌握回采工作面的作业规程，对作业规程中规定的支架方式、质量、规格和安全措施必须严格遵照执行。
支架前应做好工具和材料的准备，要有一定数量的备用材料。备用的坑木数量、规格、存放地点和管理方法应符合作业规程的规定。支架时不准使用折损的坑木或失效的金属支架。无论是采煤或支架时，都要随时注意观察顶板和煤帮的动态，要认真执行敲帮问顶制度，顶板如有悬浮矸石，煤帮如有松动的煤块，要立即消除。
点柱或棚腿不准打在浮煤或浮矸石上。如打在浮煤浮矸上，易使棚腿露脚、柱子悬空，支架起不到支撑顶板的作用。所有支架都应架设牢固，如因打眼放炮、移溜子或其他原因打落或损坏支架，必须及时恢复。移溜子头(尾)时拆除附近支架的地点，要先进行临时性支护。
必须保持工作面上下出口畅通无阻，出口处支架如有断梁折柱，必须立即更换。巷道高度小于1.6 m时要及时处理。采用密集支柱放顶时，密集支柱每隔一定距离必须留有不小于0.5 m的出口，出口间的距离不得大于5m。采用无密集支柱放顶，回柱放顶前要挂好挡矸帘，防止矸石窜人工作面。如遇到顶板松落、破碎、过断层、过老巷、过原有煤柱、过冒顶区和地质条件发生变化等情况，都要根据具体情况改变支柱方式，并制定安全措施。
工作面的金属支柱和金属顶梁，数量多，经常移动，尤其是在回柱放顶、工作面条件发生变化、顶板破碎时，矸石冒落极易埋位或丢失支柱，所以必须有专门的安全管理措施。
②采空区处理 随着回采工作面的不断推进，顶板悬露面积不断扩大，而回采工作只需控制采场工作空间的安全。为了保证采场工作空间的安全，必须及时地对采空区加以处理。采空区的处理方法主要根据顶底板岩层的力学性质及其层位组成、煤层的厚度、地面的特殊要求(河流、铁路、建筑物下采煤)等因素来选择。我国广泛采用全部垮落法，少数矿区采用充填法，个别矿井采用煤柱支撑法和缓慢下沉法。
a.全部垮落法。是将采场空间以外的采空区的直接顶板的支架撤去，让其自行垮落或强迫垮落，缩短直接顶的悬梁长度，减少直接顶对采场和煤壁的压力。垮落的岩石填充采空区内，支撑老顶，从而减缓和推迟老顶对采场的影响。
b．充填法。由地面或井下采集充填材料(如砂子、矸石或其他废石)把采空区全部或部分充填，支撑直接顶，不使其破坏垮落。其中全部充填的叫全部充填法，局部充填的叫局部充填法。
全部充填法。开采有自燃发火的特厚煤层，或地面有铁路干线、重要建筑物，河流、湖泊或煤层上面较近处有丰富的含水层时，为了保护地表不受到急剧破坏或下沉，防止大量的水突然涌入井下发生淹井事故，一般采用全部充填法。我国主要用水砂充填，仅个别矿用过风力充填。全部充填可有效地减少采场顶板的下沉，防止煤的自燃发火，提高回收率。但是充填系统较复杂，设备多，组织管理复杂，且成本比全部垮落法增加30％一50％，所以近年来用此法的不多。
局部充填法。当开采薄煤层时，利用矸石在采空区内垒起一条矸石带支撑顶板，达到减少采场顶板的移动程度，减少支撑压力和周期来压，减少采场支架受力，改善工作面维护状况。至于充填带的宽度，一般视充填材料确定，即支承能力应能支撑住充填带上方岩层和各条带之间悬顶及上覆岩层的重量。通常充填带的宽度3—5m，充填带间距为8—10m。
c.刀柱法。也叫煤柱支承法。当煤层顶板厚而坚硬，放顶十分困难，即使采用强制放顶法也很难放顶时，采用此法。在采煤时每隔一定距离留下一采煤柱不采，以支撑难以跨落的顶板。其煤柱的宽度以保证顶板移动后，不被压垮并波及回采工作室空间为准，它取决于煤的单向抗压强度及采高。通常煤柱的宽度为煤原的2倍，一般情况取3—6 m左右。煤柱通常是沿回采工作面的倾斜方向留的，也有的煤柱是沿着专向留的。煤柱的间距取决于顶板的岩性，通常应小于岩层的极限稳定跨度。
d．缓慢下沉法。当顶板的韧性比较大，采煤后的空间回柱后，顶板岩层不冒落，能挠曲下降，并在顶板下沉未发生跨落前已和底板接触。这种利用顶板自身特性，任其自行弯曲下沉，闭合采空区的顶板管理方法，叫缓慢下沉法。
(2)冒顶的预防
①过地质构造预防冒顶的方法
a．遇断层的预兆通过断层时的支护方法。遇断层的预兆：遇断层时，煤层的走向、倾斜、厚度等将发生明显的变化，如顶底板变为不平整，顶底板和煤厚裂隙增多，岩石松软，破碎、裂隙中央有白色结晶体，煤质变软，光泽变暗。有的断层带有滴水和瓦斯漏出量增加的现象。
过断层的方法：一是绕过断层。当断层落差较大，影响范围较广，可利用巷探探明断层范围，绕过断层带另开工作面回采。二是硬过断层。在落差较小的地方，采取挑顶拉底的措施逐步通过。沿走向方向的断层，其影响范围较小时，几个循环就能顺利和通过沿倾斜方向的断层，可改变工作面方向，使断层与工作面斜交，逐步通过断层。在断层处的破煤(岩)方法，通常是增加炮眼密度，减少炮眼深度和装药量，尽量减轻爆破时对顶板的振动和破坏。
b．遇陷落柱的预兆和通过的方法。陷落柱是煤层下的石灰岩在地下水的作用下，使石灰岩形成空洞，空洞上面的岩层便陷落到下面，由下而上陷落而成陷落柱。
遇陷落柱的预兆和断层很相似，其不同点是陷落柱边缘多呈凸凹不平的锯齿状，有各种岩石的混合松散体，而断层附近的岩石是顶底板岩石。过陷落柱的方法和过断层一样，可以绕过和硬过。绕过的方法适用于陷落柱大而不易过的地方，硬过的方法一般用在陷落柱小的地方。根据陷落柱破碎的程度不同，可用套棚、一梁三柱棚、木垛等方法支护。
c. 遇冲刷带的预兆和通过的方法。在成煤时，原煤层上的覆盖层被河流冲刷，后来，在沉积作用下，又在煤层上形成新的顶板，这样的区域称为冲刷区域冲刷带。
遇冲刷带的预兆：顶、底板岩性发生了根本变化，煤层变薄或出现尖灭现象。冲刷带附近的煤层和岩层受水的浸蚀和风化作用，孔隙较多。
过冲刷带时要加强支护工作，一般用套棚、密集柱、木垛等支护。
d．遇劈口的预兆和支护方法。劈口是在地质应力作用下，使容层产生裂隙和节理。开采后，在矿山压力作用下，顶板岩层节理和裂隙又进一步张开和扩大，造成了岩层的薄软面。由于这些裂隙和节理把岩层分割成不同的形状，有的矿区称为劈口。劈口最容易发生局部冒顶，对工人的生命安全和生产影响很大，要认真对待，切不可疏忽大意。
劈口的冒落预兆很不明显，一般都采取敲帮问顶的办法和用眼观察。劈口比节理和裂隙裂开的缝要大，使顶板失去连续性和完整性，有时有掉渣现象。过劈口的方法主要是根据劈口的不同，及时采取不同形式的支护。
e．过老巷的方法。工作面接近老巷，应提前摸清老巷情况，修理好坏棚子，在老巷梯形棚子下，打上一梁二柱或一梁三柱托梁顺山棚子。顶板压力大时，增设木垛。工作面距老巷数米时，停止放炮，避免把老巷顶板震坏。当老巷附近板顶破碎、压力大，用加固老巷支架方法不能确保安全时，应采用工作面斜交过老巷的办 法。在分层开采厚煤层过老巷时，要把老巷填实，采到老巷下面要铺去梁、支架要支在长梁上。
②大冒顶的预兆及防止方法 回采工作面大冒顶一般在顶板突然来压和工作面支架的总支撑力大幅度降低时发生的。大冒顶预兆有的明显，有的不明显。
a．大冒顶的预兆。顶板的预兆：顶板连续发生断裂声，这是直接顶和老顶发生离层或顶板切断而发生的声响。有时采空区顶板发生像闷雷声，这也是老顶上方岩层产生离层和断裂的声音。顶板岩层破碎掉渣，掉渣一般由少增多、由稀变密，顶板裂缝增加或裂缝张开，并产生大量的下沉。
煤帮的预兆：由于冒顶前压力增加，煤壁受压后，煤质变软，片帮增多。使用电钻打眼时，钻眼省力，用采煤机割煤时负荷小。
支架的预兆：使用木支架，支架大量被压劈折断，发出声音。使用金属支柱时，耳朵贴在柱体上也可听见支柱受压发出的声响。这是由于顶板压力继续增加，活柱迅速下滑，发生“咯”、 “咯”、
“咯”的声音。使用金属顶梁时，在顶板冲击压力作用下，顶梁销子有时被弹出或挤出。底板松软或丢底煤的工作面，支柱会大量插入底板。
瓦斯和淋水：含瓦斯煤层、冒顶前瓦斯涌出量突然增多。有淋水的顶板，淋水量增大。
b．冒顶的原因。引起工作面大冒顶的主要原因，是工作面支架对顶板的总支撑力不能与维持顶板稳定下沉的要求相适应。造成工作面总支撑力不够的原因如下。
(a)工作面支护密度小。回采工作面要有相当的支护密度。加强工作面的支护密度，就是加强工作面的总支撑力。加强总支撑力的目的，主要是在一定条件下，可以大大减少顶板下沉量和顶板的台阶下沉。下沉量小，顶板就比较完整和不破碎，就可减少或消除冒顶事故。工作面的总支撑力应多大才合理，各矿是不同的。总支撑力过大，也不合理，它将使支架过多，支架的架设及回收工作量增大，工作面空间狭小，工作不便。
(b)不能掌握周期来压规律。在确定工作面支架的总支撑力时，必须考虑顶板的初次来压和周期来压规律。当然，并不是所有顶板都有明显的周期来压，但如果支撑力只能适应平时顶板压力，当有周期来压时会对工作面造成严重威胁。在支架的总支撑力不足应付周期来压时，掌握了顶板活动规律，在来压前加强支护，多增支架，采取各种安全措施，则可以防止冒顶。
(c)工作面推进速度慢。因为工作面进度慢，顶板下沉量大，顶板不完整，木支架折损多，反应在金属支柱上的压力也大。工作面推进快的情况与上述相反。由于进度慢支柱大量折损，工作面的总支撑力减少，就容易摧垮工作面。
(d)支架规格质量不合要求。支架的规格质量和冒顶有直接关系，规格质量差，冒顶事故多。如支柱迎山角不够，支得不牢固，顶板留有顶煤，或在浮煤、浮矸上，当顶板来压后，支柱倾倒或穿顶穿底，起不到支撑作用，就容易冒顶。在顶板破碎时，垫板插的不严，容易漏矸漏顶。因此，支架必须符合作业规程要求。
(e)摩擦式金属支柱不符合质量标准。金属支柱一般的支撑力为30吨左右，在井下长期使用中，难免有些损坏，支撑能力降低，甚至起不到支撑的作用。对此，工作面应有专人检查支柱的数量和质量，发现有不合规格或损坏的支柱，不准架设，并送地面修理。
此外，对工作面的地质构造、顶板性质不清楚，没有相应的措施，也易引起冒顶。
③局部冒顶的预兆及防止方法 工作面支架的总支撑力够了，可以防止或减少大冒顶，但仍不能控制局部冒顶。局部冒顶的发生主要决定于顶板的岩石性质，以及支架对每一块顶板的支撑力，而不是笼统地折合到每平方米顶板的平均支撑力。因此在支架顶梁之间，当顶板破碎或节理发育时，如果没有支护，就会发生冒顶或落石。另外，在地质变化的区域也易发生冒顶。有时尽管顶板比较稳定，但思想麻痹，忽视支架规格质量，违反操作规程，也会引起局部冒顶。
a．局部冒顶的预兆
(a)工作面遇到小型地质构造，使顶板遭到破坏，而易发生局部冒顶。
(b)顶板裂隙张开，裂缝增多，敲帮问顶时发出不正常的声音。
(c)顶板裂隙处的矸石活动，并有掉渣、掉矸现象。
(d)煤层与顶板接触面上，极薄的矸石片不断脱落，说明被掩盖的劈理有活动。矸石片脱落，说明劈里张开，有冒顶的可能。
(e)淋头水分离顶板劈理，常由于支护不及时而冒顶。
b．防止办法
(a)支架方式必须和顶板岩石性质相适应。不同岩石性质的顶板，要采用不同的支架方式，这是避免局部冒顶的重要措施之一。如坚硬的顶板，可采用点柱或带帽支柱，破碎的顶板就需要用连锁棚、套棚，在顶帮处还要刹紧、刹严。对于较易破碎的顶板，必须选择能及时支护的、顶板悬露面积较小的自构式支架，支架的规格质量及金属支柱的支撑力要合乎要求。
(b)采煤机采后要及时支柱。目前在采用浅截深采煤机和可弯曲运输机的工作面，采煤机采过后，受到运输机允许弯曲度的限制，在一定范围内不能及时打基本柱，顶板悬露面较大，因此，一般采用超前挂金属顶梁或打临时支柱的办法，及时支护，防止局部冒顶。
(c)整体移置运输机时要采取措施。在整体移运输机时，由于存在较大面积的顶板不能用支柱支撑，对于容易冒顶的比较破碎的顶板，必须采取相应的措施。如采用迁移运输机、边回临时支柱、边支基本支柱的快速支回柱办法。
(d)工作面上下出口要有特种支架。由于工作面上下出口控顶面积大，暴露时间长，在超前矿山压力作用下，顶板下沉量大，以及机头或机尾设备移动时的反复支撤支柱，顶板容易破碎。因此，一般要在上下出口范围内，加支抬棚或木垛等，加强支护。
(e)防止放炮崩倒棚子。一是炮眼布置合理、药量适当；二是支柱的质量要牢固有劲，不准打在浮煤、浮矸上；三是应留出适当距离的炮道。
(f)认真做好回柱放顶工作。回柱放顶工作必须按照操作规程和作业规程进行。回柱时要认真观察周围顶板情况，发现异常要及时采取措施。采空区支柱要回净、不留残余支柱。在最后数根支柱受力大，不易回出时，最容易发生突然冒顶，这时回柱工的工作位置应先打上牢固的临时支柱，然后再回柱。
(g)坚持正规循环作业。由于正规循环作业每天的进度、控顶距以及支柱回柱等，都是有规律地进行。顶板悬露时间短，压力小，支柱能够支撑顶板，不易折损，故可控制顶板。相反，工作面不是正规循环作业，工作面推进速度慢，顶板悬露时间长、压力大，当顶板压力超过支架支撑力，支柱就发生变形、折断、造成冒顶。
(h)坚持执行必要的制度。如敲帮问顶制度、验收支架制度、岗位责任制度、金属支柱检查制度、交接班制度、顶板分析制度等。提高思想认识，防止麻痹大意、不重视规格质量、图省事、怕麻烦、违章作业。这些都是冒顶事故积极预防措施。
2．瓦斯爆炸事故的预防
(1)瓦斯的燃烧与爆炸性 瓦斯具有燃烧性和爆炸性，但并非在任何情况下都会发生，必须在具备一定的条件时才能引燃和迅速发展为爆炸。
①瓦斯的燃烧性。是瓦斯的重要性质。在一般条件下，当空气中的瓦斯浓度低于5％时，遇火即燃烧，火焰呈浅蓝色或淡青色，不产生爆炸。瓦斯燃烧是一种氧化反应。当参与氧化反应的瓦斯浓度较低时，反应生成的热量不足，不能发展为爆炸。当瓦斯浓度高于16％时，在混合气体内遇有火焰不燃烧也不爆炸。这是由于瓦斯浓度高，混合气体中氧含量相应下降，而瓦斯的热容量大(约为空气的2．2倍)，氧化生成的热量为周围介质所吸收的缘故。
可燃温度，即引燃瓦斯的最低温度、一般为650～750℃。瓦斯的引燃温度受多种因素的影响，与瓦斯浓度有关，与混合气体的压力有关，与火源的性质有关。
②瓦斯的爆炸性。是其最重要的性质。瓦斯爆炸是煤矿生产的主要灾害之一，国内外都有这方面的惨痛教训。因此，必须很好地掌握瓦斯爆炸的规律，杜绝瓦斯事故的发生。
瓦斯爆炸的实质是属于极剧的氧化反应。就瓦斯爆炸的本质来说，是一定浓度的瓦斯与空气中的氧气在高温下发生的氧化反应，是一个复杂的化学反应过程。反应的最终结果是：
从化学反应的体积看：
1份瓦斯 2(1+4)=10份空气
如空气中含氧量以21％计则瓦斯在9．5％时，爆炸最强烈。
爆炸温度。瓦斯爆炸时的温度，是指产生气体生成物最初瞬间的温度。试验证明，当爆炸威力最强时，呈半封闭状态的井下巷道，爆炸点瞬间时温度在1 850—2 650℃之间。
爆炸压力。瓦斯爆炸时的压力是指产生气体生成为最初瞬间的压力。由于爆炸时气体温度骤然升高，必然引起气体压力的突然增大。根据气体状态方程计算，产生的高压可达7．4一l0．2个大气压(1 atm＝101 325 Pa)，平均为9个大气压，即是在每平方厘米的面积上有9公斤的压力。
正向冲击和反向冲击。瓦斯爆炸产生高温、高压，使极剧膨胀的气体以很高的速度向外扩散。这种向外扩散的力量就是正向冲击力(或叫正向冲击波)。其特点是爆速可达2000m／s，冲击破坏力强。在爆炸波正向冲击过程中，由于内部形成真空，压力降低，或因形成水蒸气，温度降低，因此爆源内部压力降低。如此时外部压力相对增大，空气返回，则形成反向冲击。其特点是速度较缓，但燃烧力强。这种反向冲击的力量较正向冲击力小，但它是沿已破坏区反冲，其破坏力往往更大。同时产生有害气体一氧化碳、二氧化碳。有时一氧化碳可达6％，因此危害极大。如果冲回的气流中带回足够的氧气和瓦斯以及爆炸性的粉尘，而爆炸点火源尚未熄灭，就引起二次爆炸，造成更大的破坏。
连续爆炸。当巷道发生爆炸后，由于爆炸冲击波可使采空区和煤层空隙中的瓦斯重新漏出，可能引起第二次爆炸，甚至连续爆炸。如1940年4月抚顺矿务局龙凤矿的爆炸中，一昼夜共爆炸43次。
瓦斯燃烧。由于局部地区积存的瓦斯浓度较大，或因通风不良，瓦斯扩散不均匀，使具有高浓度的瓦斯流涡旋于局部空间，遇火源则发生瓦斯燃烧。在井下采煤，掘进工作面和巷道中，由于瓦斯扩散性强，发生瓦斯燃烧的事例不多。
瓦斯燃烧与爆炸的简单区别如下。
燃烧：火焰移动速度小，没有爆音，空气没有什么震动，没有什么破坏作用的情况；
爆炸：若瞬间即爆，爆音很大，破坏作用也很大。
(2)瓦斯爆炸的条件及其影响因素 瓦斯爆炸必须具备3个条件：一定浓度的瓦斯、一定温度的引火源和足够的氧。
①瓦斯在井下形成爆炸的必要条件
a．瓦斯在空气中的含量必须达到一定的浓度才能爆炸。一般情况下，爆炸下限为5％~6%上限为14％~16％。当瓦斯浓度为9．5％时，混合气体中的全部氧气和沼气都参与反应，形成瓦斯爆炸的最适宜条件，因而爆炸也最强，威力最大。
当φ(CH4)<5％一6％，无爆炸性，只能在高温火源附近燃烧；
当甲φ(CH4)＝5％~％至14％~6％时，有爆炸性，其爆炸强度由5％~％到9．5％逐渐增强； 由9.5到14％~16%逐渐减弱，以9.5%为最强，7%~8%最易燃烧
当φ(CH4)>14％~16％时，无爆炸性，但由外界供给新鲜空气时，仍能发生燃烧和爆炸。
b．有能引起瓦斯爆炸的高温热源。瓦斯爆炸的第二个条件是高温火源的存在。点燃瓦斯所需的最低温度叫引火温度。瓦斯的引火温度一般认为是650~750℃。明火、煤炭自燃、电气火花，赤热的金属表面、吸烟、甚至撞击或摩擦产生的火花等煤矿井下所遇到的绝大多数火源都足以引燃瓦斯。
c．空气中的氧气的含量对瓦斯的引燃引爆也有影响。这主要是有足够的氧气可以助燃，维持高温热源和火源。而隔绝空气后，则一切火源消除，瓦斯就不会引燃和爆炸。这一条件对火区管理有非常重要的意义。当氧的浓度降低到12％时，瓦斯混合气体遇火也不会爆炸。
②影响瓦斯爆炸界限的因素 瓦斯爆炸的界限不是固定不变的，它受到各种因素的影响。
a．爆炸前混合气体的温度。实践证明，爆炸前气体温度越高，爆炸界限越大，见表20—4所示。
表中表明，如果井下发生火灾或爆炸，高温将使原没达到爆炸浓度的瓦斯发生爆炸，即降低瓦斯爆炸下限浓度，提高上限浓度，
b．氧浓度的影响。实验证明，瓦斯爆炸界限随混合气体中氧的浓度降低而缩小。当氧的浓度降低时，瓦斯爆炸下限缓慢增多，爆炸上限则迅速下降。当氧浓度降低到12％时，瓦斯?昆合气体遇火也不会爆炸。如图20—19所示。图中甲区实际上是不可能出现的区；乙区是瓦斯含量较少，自己不能燃烧，但可以助长已有的火焰；丙区是引火就爆炸区域；丁区是瓦斯过多，氧气不足区域。这正像井下密闭中的混合气体，一旦打开密闭，混入空气则氧气增加，瓦斯含量减少，因此，必定经过丙爆炸区，所以是危险的，必须慎重处理。
c．惰性气体混入时的影响。惰性气体的混入，可使氧的浓度和瓦斯爆炸压力降低，并增加瓦斯引燃延迟时间，从而降低瓦斯爆炸的危险性。
d．可燃性气体混入时的影响。各种可燃性气体在空气中含有一定浓度时都具有爆炸性。当矿井内瓦斯混合气体中混入可燃性气体时，不仅增加了爆炸性气体的总浓度，而且会使瓦斯爆炸界限发生变化。这种变化使瓦斯爆炸界限扩大，增加爆炸的危险性。
e．煤尘混入时的影响。烟煤煤尘具有爆炸性，300—400’C时就能从煤尘内挥发出可燃性气体，从而使瓦斯的爆炸下限降低，爆炸的危险性增加。
(3)瓦斯爆炸的危害
①瓦斯爆炸后产生大量有毒、有害气体 井下发生瓦斯爆炸以后，将会产生大量的一氧化碳。空气中的一氧化碳浓度按体积计算达到0．4％时，人在短时间内就会死亡。
②瓦斯爆炸后产生高温 瓦斯浓度为9．5％时，瓦斯爆炸的瞬时可达l 850~2 650℃。这样高的温度对井下人员和设备有很大的危害。
③瓦斯爆炸以后产生高压气体 瓦斯爆炸后，井下巷道中的空气压力约为爆炸前的9倍左右。高温、高压的井下空气，由爆炸地点以每秒几百米(爆速有时可达2 000 m／s)的正向冲击向四周扩张，摧毁巷道支架和设备，同时也是造成人员伤亡的重要原因。
瓦斯爆炸以后，在爆炸地点，由于空气稀薄，温度急剧下降，水蒸气凝结成水，在爆源附近迅速形成低压区，因而爆炸波又反向冲击。这对巷道的破坏性更大。在低压区迅速积聚瓦斯，如反向冲击的空气中含有足够的瓦斯和氧气，又有引爆火源，就可形成二次爆炸。
(4)瓦斯爆炸的原因分析 所谓爆炸，是物质燃烧的一种特殊形式。这种燃烧是在很短的时间内发生剧烈的燃烧，并生成高温、高压的气体，使气体急剧膨胀，形成非常强烈的冲击波。
①爆炸发生的地点 井下任何地点瓦斯达到爆炸浓度时，遇到火源都会引起爆炸。如电气设备附近、放炮地点、火区周围、产生摩擦火花以及可能出现明火的地点，甚至进风、回风的井口房和选煤厂内也有瓦斯爆炸事故的发生。但大部分发生在瓦斯煤层的采掘工作面，其中可以掘进工作面占多数。
②掘进工作面易发生爆炸 原因：一是因采用局部通风，如局扇停运、风筒末端距工作面较远、风筒漏风太大、局扇供风能力不够、局扇位置不当等造成循环风等，致使瓦斯积存；二是较易产生引燃瓦斯的火源。煤巷掘进多用电钻打眼、电动局部通风、经常放炮、电气防爆性能不好、电缆破损、有鸡爪、羊尾巴、明接头、局扇不按《煤矿安全规程》要求启动、放炮不合规定使用失效变质的炸药、在有瓦斯的掘进工作面使用岩石炸药等，这样就容易产生引火源、电火花或爆破火焰。
③回采工作面易发生爆炸的地点是工作面的上隅角 原因：一是采空区常积聚瓦斯，瓦斯比重小，沿倾斜向上移动，有些瓦斯从上隅角逸出来；二是上隅角处是风流负压最低点，往往是采空区漏风风流的主要出口，漏风从采空区带出较多瓦斯；三是上隅角处风流南角拐弯，靠近采空区边角处瓦斯不易排出，导致在上隅角积存瓦斯；四是上隅角往往有电气设备，如回柱绞车，电煤钻、电缆等，产生火花的机会较多。此外，采煤机工作时，在切割机构的附近容易发生瓦斯爆炸。
(5)预防瓦斯爆炸的措施 虽然瓦斯爆炸是煤矿中最严重的危害之一，如果能严格贯彻执行《煤矿安全规程》中的有关规定，并采取相应的措施，这一危害是完全可以避免的。防止瓦斯爆炸的关键是消除造成瓦斯爆炸的必要条件，因此，防止瓦斯积聚、防止瓦斯引燃和防止瓦斯灾害事故的扩大，是预防瓦斯爆炸的根本措施。
①加强通风 矿井通风工作是防止瓦斯聚积的最有效的基本措施。矿井通风应做到有效、稳定和连续不断，要有足够的风速和风量把瓦斯吹散、冲淡，稀释到不能爆炸和无害的程度。
a.矿井必须配足风量。只有把足够的新鲜空气源源不断地送人井下，送到各采掘工作面，才能将瓦斯冲淡到规定的浓度和排出，这就要求矿井巷道有足够的断面，维护好巷道，使之风流畅通无阻。
b．每一矿井必须采用机械通风。风机的安装、使用均要符合《煤矿安全规程》的规定。矿井一般用抽出式通风，这种通风方式的好处是：风机运转时井下空气压力呈负压状态，煤层或岩层的瓦斯就借助这种负压作用，经常不断地散放出来，随着矿井空气排出地面。当主要扇风机一旦停止运转时，井下空气压力升高，瓦斯放出量随着矿井空气压力的升高而减少。
c．要实行分区通风。每一生产水平、每一采区都要布置单独的回风道，实行分区通风(并联通风)。分区通风不仅能降低采掘工作面回风风流的瓦斯浓度，而且当发生瓦斯燃烧和爆炸事故时，可以缩小灾害范围，避免事故扩大。回采工作面和掘进工作面都应采取独立通风，掘进工作面瓦斯相对涌出量一般要比回采工作面相对涌出量大。掘进工作面用局部供风，一般比回采工作面风量要小，局扇在有的矿井不能保持经常运转，风流不稳定。同时掘进工作面串联则电气火源(局扇、开关、电缆等)增多，在掘进工作面排除瓦斯时，串联工作面受到威胁。此外，还有炮烟问题，使通风管理复杂。因此，回采工作面和掘进工作面原则上不允许串联通风。
d．要实行上行通风。因为瓦斯的密度仅有0.554，比空气轻一半，只有采用上行通风，才能更有效地排除瓦斯。
②及时处理超限和积存瓦斯 井下一般易于发生瓦斯超限和积存瓦斯地点：
a．煤巷掘进的工作面、片帮、冒顶、拱顶砌缝等。局部积存瓦斯可能发生爆炸加燃烧，处理方法根据瓦斯积存地点情况而异。
b. 回采工作面。回采工作面的瓦斯主要容易积聚在工作面上隅角。处理上隅角积聚瓦斯的方法很多。如图20—20是利用尾巷排放瓦斯。
(6)防止瓦斯引燃和局部瓦斯爆炸的措施
①禁止在井下及井口房使用明火和吸烟，禁止将易燃物品带人井下。
②井下一律使用安全灯照明，严禁打开矿灯。井下禁止使用电炉。
③井口房、瓦斯抽放站以及扇风机房周围20m内禁止使用明火。
④井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。
⑤在瓦斯矿井中应选用安全型、矿用防爆型或矿用安全火花型电器设备。
⑥必须使用安全炸药，不合格或者变质的炸药不许使用。爆破落煤时，其装药量、雷管、炮泥及放炮地点附近的瓦斯含量等必须严格遵守《煤矿安全规程》规定。放炮前要进行瓦斯检查。
⑦必须加强掘进工作面的局扇管理，局部扇风机和掘进工作面中的电气设备必须装有延时的风电闭锁装置。
⑧严格井下火区管理。当井下发生自然发火时，其附近煤层温度上升，吸附瓦斯转化为自由瓦斯，使瓦斯涌出量增加，所以要注意防止引起瓦斯爆炸。
(7)防止瓦斯事故扩大的措施 如果井下局部地区发生瓦斯爆炸，要使其波及范围尽可能缩小，不致引起全矿井的瓦斯爆炸，为此，必须采取如下措施。
①每一生产水平，每一采区都应布置单独的回风道，实行分区通风。
②进下通风系统应力求简单，废弃巷道要及时封闭。总进风道和总回风道布置不得太近，以防发生爆炸时使风流短路。
③装有主要扇风机或分区扇风机的出风井口，必须设置防爆门，以防止发生爆炸时扇风机被毁，从而使整个通风系统遭到破坏。
④编好灾害预防和处理计划，加强救护队的业务技术训练。
⑤发生爆炸事故时，一般情况下不但不能停止风机运转，而且要求加强通风，尽快恢复被打乱了的通风系统。这样既有利于人员脱离险区，又有利于抢救人员进行救灾工作。尽快佩带，无自救器的可用湿毛巾掩住口鼻、背离爆炸波的震动方向尽快进入就近的避难峒室，发出信号，等待抢救。
(8)瓦斯抽放 是预防瓦斯事故发生的一项有根本性的措施。由于矿井开采深度的增加和生产的提高和集中，矿井瓦斯漏出量也随之增大，单纯采用通风方法将井下瓦斯浓度控制在安全限度内，往往在经济上和技术上都不合理。
①瓦斯抽放的实质和必要性 所谓瓦斯抽放，就是通过打在煤层中的钻孔和专用的瓦斯抽放管路等设备，把煤层中的瓦斯抽放出来，借以降低回采过程中的瓦斯漏出量，减轻矿井通风负担、杜绝瓦斯爆炸事故发生。当然，并不是所有的瓦斯矿井都要抽放瓦斯，有时即使煤层瓦斯含量很高，如果煤层很薄，又无邻近层瓦斯的来源，瓦斯储量不大，工作面生产强度也不大，而且矿井通风能力又能适应，这样的矿井，抽放瓦斯的现实意义就不大；反之，即使煤层瓦斯含量不很大，但煤层很厚，瓦斯总的储量很大，工作面生产强度又大，靠通风方法难以把瓦斯稀释到所要求的限度时，采取抽放瓦斯是必要的。
②可抽性 经过计算，某一个煤层、工作面、采区或矿井需要抽放，但是能不能抽放呢?一般都用抽放难易程度来衡量。
本层抽放瓦斯的难易程度取决于两个方面：一是煤层瓦斯压力，也就是瓦斯抽放的势能大小；二是煤层的物理性质，也就是瓦斯通过煤层的阻力大小。前者是内因，是起主导作用的，但抽放效果如何，还要看煤层透气性能的大小。
③抽放方式和方法 抽放方式的选择决定于瓦斯的来源。按照瓦斯来源不同，一般可分为本层抽放、邻近层抽放和采空区抽放3种。按照抽放瓦斯同采煤的时间顺序的先后，又可以分为：预抽、边采边抽和采后抽放3种方式。但应以预抽为主，边采边抽和采空区抽放为辅，绝不能本末倒置。
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