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瓮安县万灵煤矿 （WW-10001）矿井灾害预防及处理计划 (二O一O年度)会 审 记 录编制单位瓮安县万灵煤矿日 期编制人胡 铸 仁单位负责人安全矿长 生产矿长安 全 科生 技 科通 风 队机 电 队采 煤 队掘 进一 队掘 进二 队维 修 班批准人技术负责人矿 长修改说明修 改 人:修改日期：修改意见：审批意见：目 录前言.6第一章 矿井概况.7第二章 各类事故发生的预兆及原因分析.8第一节 瓦斯事故原因及预兆.8第二节 水灾发生的原因及预兆.10第三节 火灾发生的原因及预兆.13第四节 粉尘的产生及煤尘爆炸的原因.15第五节 顶板灾害事故致因及预兆.18第六节 提升运输事故的原因分析.23第七节 电气事故致因分析.25第八节 爆破事故的原因分析.27第九节 其他事故的原因分析.31第三章 各类灾害事故的预防措施.32第一节 瓦斯爆炸事故的预防.32第二节 水灾的防治.35第三节 火灾的预防.42第四节 粉尘灾害的预防.45第五节 顶板灾害的防治.48第六节 提升与运输事故的预防.52第七节 电气事故的防治.56第八节 爆破事故的预防措施.58第九节 其他事故的预防.61第四章 灾害的应急处理与救援63第一节 灾害可能发生的地点.63第二节 井下人员避灾路线.64第三节 灾害事故的处理.66第五章 自救与互救.77第一节 应急工程及设备、器具.77第二节 自救与互救措施.79第三节 现场负责人组织救灾原则.85第六章 矿井灾害事故处理计划.86（一）处理重大灾害事故的组织措施.86(应急救援组织机构指挥中心).87（二）瓦斯、煤尘及火灾事故的处理计划.89（三）水灾事故的处理计划.91（四）冒顶事故的处理计划.92（五）运输事故的处理计划.92第七章 避灾路线.93（一）、发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾事故的避灾路线.93（二）、发生水事故的避灾路线.93第八章 计划的贯彻和要求.93结 束 语.94附1：避灾路线图.94附2：井下消防库救灾物资、器材、配备.94附3：发生事故时必须立即召集的人员名单表.96贯 彻 记 录 .97 前 言为贯彻执行党和国家关于“安全第一，预防为主，综合治理”的安全生产方针，保护职工的健康和生命安全，免使国家、集体及企业财产遭受损失，根据煤矿安全规程第九条之规定，特编制万灵煤矿矿井（2010）年度灾害预防与处理计划。希望该计划能起到防止事故发生，并在一旦发生事故时，能有效地防止事故扩大和迅速地抢救受灾遇难人员的目的。 瓮安县万灵煤矿第一章 矿井概况万灵煤矿为资源整合矿井，由原贵州省瓮安县草塘镇大湾田煤矿和大湾煤矿合并而成。矿区面积1.3233km2，开采深度：1070m600m，。设计开采二叠系上统吴家坪组第一段（P3w1）之D煤层,矿井地质储量253.97万吨，设计可采储量110.7万吨。矿井设计生产能力9万吨/年，服务年限8.2年，采用斜井开拓。矿井设计采用斜井开拓方式，全矿井划分二个水平（一水平标高+920m，二水平标高840m）、三个采区开采，共设计两个井筒，即主斜井和回风井。主斜井利用原大湾田煤矿的技改井，井口位置位于矿区西部边界，井口坐标为：X =3007140.85，Y =36450066.10，Z =+1021m。方位301，以25倾角由煤系顶板向煤层掘进，在距煤层约4m处落平（不揭穿煤层），落平点标高为920.3m，然后在此标高作井底车场。目前我矿建设工程已接近尾声，计划年底前达到矿井竣工验收标准。根据矿井地质资料，煤质化验及邻近矿的开采情况，万灵煤矿煤层属低灰、中至中高硫肥煤，可作炼焦配煤或炼焦用煤、电力、化工等动力用煤，也可作民用燃料用煤。，煤层的自然发火倾向性为类（不自燃）。矿区内可采煤层D煤层一层，煤层倾角11，煤层平均厚度为1.66m。直接顶板为泥灰岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌；煤层底板：为泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、碎屑岩为主，力学强度很低，遇水时极易软化，塑性强，岩石完整性不好，岩体稳定性很差，巷道掘至该层段时，易产生顶部塌陷及底鼓、片帮等现象；底板有底鼓现象，并会发生支柱下陷。本矿区大部分矿床位于最低侵蚀基准面以下，直接充水水源主要为吴家坪组裂隙水、茅口组强岩溶裂隙水、老窑采空区积水和地表冲沟水，故本矿区属以岩溶裂隙水充水为主，水文地质条件复杂程度为中等，水文地质类型属二类一型。本矿不属于煤与瓦斯突出矿区。根据采用分源预测法对瓦斯涌出量的预测，一水平以上相对瓦斯涌出量为7.9m3/t，故一水平（+920m）以上按低瓦斯矿井进行管理。第二章 各类事故发生的预兆及原因分析第一节 瓦斯事故原因及预兆1、瓦斯能够燃烧和爆炸，其爆炸条件为三条：即一定浓度的瓦斯，高温火源和足够的氧气，三者缺一不可。（1）瓦斯浓度：在5%16%时，遇火即爆；在9.5%时爆炸威力最强。在7%-8%时，最容易爆炸。低于5%或大于16%，瓦斯遇火即燃烧。（2）高温火源。（3）氧的浓度，当空气中氧气浓度12%时，瓦斯即可发生爆炸。2、影响瓦斯爆炸的因素：（1）可燃性气体的混入：当瓦斯和空气的混合气体中混入可燃性气体时，由于这些气体（H2、H2S、C2H6、CO等）本身具有爆炸性，不仅增加了爆炸气体的总浓度，还会使瓦斯爆炸的下限降低，从而扩大了瓦斯爆炸的界限。因此，井下发生火灾或产生其它可燃性气体时，即使是平时为低瓦斯涌出的矿井，也可能发生瓦斯爆炸。（2）爆炸性煤尘的混入：研究证明，当空气中煤尘含量为5g/m3时，瓦斯爆炸下限降到3%；煤尘含量为8 g/m3时，瓦斯爆炸下限降到2.5%。若沉积的煤尘被冲击波、高速风流扬起时，达到上述高浓度的煤尘很容易。（3）惰性气体的混入：若在瓦斯和空气的混合气体中，混入惰性气体，可缩小瓦斯爆炸界限，降低其爆炸危险性。事实证明，每加入1%的CO2，其爆炸下限提高0.0033%,上限降低0.26%,当CO2增加到25.5%时,无论瓦斯浓度的高低,都不会产生爆炸。（4）混合气体的初始温度。试验表明，初始温度越高，爆炸界限就越大，当温度20时，其爆炸界限为6.0%-13.4%；当温度为70时，其界限为3.25%-18.75%。因此，井下发生火灾或爆炸时，高温会使原来并未达到爆炸浓度的瓦斯爆炸。（5）瓦斯浓度与引火的温度：不同的瓦斯浓度，所需爆炸的引火温度不同，一般地，当瓦斯浓度达到7%-8%时，其引火温度最低；低于或高于这个浓度，所需引火温度也都较高。（6）混合气体的压力：压力越大，所需引火温度就越低。当混合气体瞬间被压缩到原来体积的1/20时，因其自身被压而产生的热量就能使其自行爆炸。3、爆炸原因分析：根据上述条件及影响因素，矿井发生瓦斯爆炸，不外乎是达到了上述三条件，即：（1）瓦斯浓度超限，积聚，使其达到了爆炸界限；（2）产生了高温火源；（3）恰遇有足够的氧气浓度在矿井的建设、生产中，井下空气中氧气含量一般都要求在20%左右，因此，氧气浓度大于或等于12%的这种条件在井下随时都存在，我们不可能为了防止瓦斯爆炸，而采取降低氧气浓度的方法，否则就会不利于人员的生存和工作。因此可以说在井下，只要达到上述（1）、（2）条件即可引爆瓦斯。瓦斯浓度超限、积聚容易发生的地点有：（1）回采工作面上隅角；（2）独头掘进工作面的巷道隅角；（3）顶板冒落的空洞内；（4）低风速巷道的顶板附近；（5）停风的盲巷中；（6）回采工作面的采空区边界处（7）采掘机械切割部分的周围井下容易发生高温火源的地点和或原因有：（1）井下明火：如吸烟、用电炉、灯泡取暖；煤炭自燃等；（2）电气火源：带电作业；井下电氧焊；电缆接头不规范产生电火花；设备不防爆产生电弧（或火花）；井下敲打、拆卸矿灯灯头、灯盒等；（3）爆破火源；（4）撞击、摩擦火花（5）其他火源：如静电火花；地面闪电或其它突发电流通过管道传到井下等。第二节 水灾发生的原因及预兆一、水灾发生原因：矿井水灾发生的原因分为自然和人为两大原因：1、自然原因：（1）自然条件复杂，水文地质条件复杂，含水层含水量大，充水因素多等。（2）地质构造的影响：节理、褶曲、断层的存在和雨季时间与空间的多变等。（3）小窑、老窑的分布与影响。2、人为因素：（1）对水灾认识和重视不够，领导工作不力；（2）业务技术水平不够（水文地质条件，水灾规律性掌握分析不够，探查手段落后，资料不清等）；（3）乱采乱掘；（4）防治水工程投资力度不够，必要的防治水工程不做，偷工减料，修改设计，忽视工程质量等。（5）无严格的防治水规章制度，发现水灾预兆，疏忽大意，不重视，不及时汇报、研究、处理、贻误时机，酿成大祸。二、矿井水的来源：1、地下水：是矿井水的最主要来源，一般存在于含煤地层中不同岩层的孔隙或溶洞内，当巷道或采面穿越这些含水层时，地下水就会涌入矿井。2、地表水：指地面河流、湖泊、水库、池塘等贮存的水。在井下掘进巷道或回采中，覆盖在煤层上面的岩层受采动影响，产生下沉，断裂和缝隙，若矿井处在地表水体的影响范围之内，地表水会沿着裂隙渗入矿井。距地表越近，地表水影响就越大。3、老空水：井下采空区和废弃的旧巷道存有大量的积水，若巷道接近或遇到老空区，其积水就会涌出，危害极大。4、大气降水：它是地下水的主要补给源。大气降水渗入地下含水层，采掘过程中含水层水又涌入矿井内。因此大气降水是矿井水的间接来源。5、生产用水：生产过程中，需用水防尘、防火及采煤，若管理不善或设备故障致使排水不畅，也会发生水灾。三、突水预兆及辨识：1、一般预兆：（1）煤层变潮湿、松软；煤帮出现滴水、淋水现象，其淋水由小变大；有时煤帮有铁锈色水迹（暗红色，俗称“挂红”）。（2）工作面气温降低，出现雾气或闻到H2S臭鸡蛋味。（3）有时听到水的“嘶嘶”叫声。（4）矿山压力增大，发生片帮，冒顶及底鼓现象。2、底板灰岩含水层突出预兆：（1）工作面压力增大，底板鼓起，底鼓量可达0.5m以上。（2）底板产生裂隙，并逐渐增大。（3）沿裂隙或煤帮向外渗水，随裂隙增大而水量增加，当底板渗水量达到一定程度时，煤帮渗水可能停止，此时水色时清时浊，底板活动时水变浑，底板稳定时水变清。（4）底板破裂，沿裂缝有高压水喷出，伴有“嘶嘶”声或刺耳水声。（5）底板发生“底爆”，伴有巨响。地下水大量涌出，水色呈乳白或黄色。3、松散孔隙含水层透水预兆：（1）突出部位发潮、滴水，且滴水逐渐增大，水中含少量细砂。（2）发生局部冒顶，水量突增出现流砂，流砂常呈间歇性，水色时清时浑。（3）顶板发生溃水、溃砂。第三节 火灾发生的原因及预兆矿井火灾是煤矿主要灾害之一。矿井一旦发生火灾，轻则影响安全生产，重则烧毁煤炭资源和物资设备，造成人员伤亡，甚而引发瓦斯、煤尘爆炸，扩大灾害的程度与范围。热源、可燃物、空气构成火灾的三要素。根据引火热源不同，将矿井火灾分为内因火灾和外因火灾两类。外因火灾是由外界火源引起可燃物的非控制性燃烧。内因火灾是指由于一些易燃物（主指煤炭）在一定的条件和环境下自身发生物理化学变化积聚热量而形成的火灾，它与煤层的自然发火倾向性有关，自燃性（II类）和容易自燃性（III类）煤层易发生自燃而形成矿井内因火灾。一、外因火灾发生的原因分析：1、存在明火。吸烟、电焊、火焊、喷灯焊、大灯泡取暖等都能引起外因火灾。2、出现电火。因电气设备性能不良，管理不善，如电钻、电机、变压器、开关、插销、接线三通、电铃、打点器、电缆等出现损坏，过负荷、短路等可引起电火花，继而引燃可燃物。3、违规爆破引发炮火而引燃可燃物着火。4、瓦斯、煤尘爆炸引起火灾。5、机械摩擦及物体碰撞引燃可燃物而引起火灾。二、内因火灾的成因及预兆：矿井内因火灾主要是指因煤炭自燃而引起的火灾。具有自燃和容易自燃倾向性（即II类、III类）的煤层在常温下吸收了空气中的氧气，产生低温氧化，释放微量的热量和初级氧化产物；因散热不良，热量积聚导致温度上升，又加速了低温氧化作用的进程，最终导致自然发火。煤炭自燃必须具备三个条件，缺一不可。即：1、煤炭具有自燃的倾向性，并呈破碎状态堆积存在；2、连续的通风供氧维持煤的氧化过程不断发展。3、氧化生成的热量能大量蓄积，难以及时散失。内因火灾可通过人体感官结合仪器监测进行预测预报。1、人体感觉：（1）视力：巷道内温度增加，出现雾气，巷道壁挂有水珠，（水珠呈圆形，透水前的水珠则呈尖形）。（2）气味：闻到煤油味，汽油味、松节油味或焦油味等。当闻到有焦油味时，自燃已发展到一定的程度了。（3）温度：煤氧化要产生热量，因而从此处流经的水，空气的温度较正常值要高。2、仪器监测和预报虽然人的感官可以识别煤炭的早期自燃，但人的感觉与人的健康状况和人的精神状态有很大关系，也常有很大的主观性，因而靠人感官识别煤炭自燃方法并不可靠，还必须结合使用仪器仪表来进行识别和预报。利用仪器预报有如下几种方法：（1）利用CO检定管测量空气中的CO的含量变化；（2）利用束管监测系统连续监测空气的成分变化。（3）利用温度传感器测量煤体和空气的温度变化。因为氧化分为三个阶段即潜伏期（温度不超过70），自热期（煤温可达120-150）和燃烧期，因而温度传感器要求在0-150之间，精度要求高，且稳定可靠。（4）利用红外线技术探测火源。第四节 粉尘的产生及煤尘爆炸的原因一、（粉）矿尘概念及分类煤矿生产中所产生的各种矿物细微颗粒的总称即为粉尘（矿尘），它是煤矿生产中的五大自然灾害之一，它包括有岩尘和煤尘。岩尘：直径小于5m的岩石颗粒，一般岩尘中游离sio2的含量大于10%。煤尘：直径小于1m的煤炭颗粒，一般煤尘中游离sio2的含量小于1%。把5m以下的矿尘又叫做呼吸性矿尘，它80%-90%能随呼吸进入人体肺部，危害很大。二、矿尘浓度的规定：见下表：粉尘中游离sio2含量（%）最高允许浓度 mg/m3总尘呼吸性粉尘sio210103.510sio2502150sio28020.5sio28020.3三、矿尘产生的原因：煤矿生产过程中，采煤、掘进、爆破、运输、提升、通风等都能产生粉尘。机械化程度越高，产生粉尘量就越大。四、矿尘的危害：1、一定条件下，煤尘爆炸给矿井带来巨大灾难。2、污染劳动环境 ，降低作业场所的可见度，影响劳动效率和操作安全，加速设备磨损，降低设备的使用寿命。3、引起职业病：产生矽肺病；引起角膜炎，导致视力减退；引起上呼吸道炎症。五、煤尘爆炸的原因及条件：1、煤尘爆炸的原因：（1）煤是可燃物，被粉碎成细小颗粒后，增大了表面积，当其悬浮在空中后，扩大了与氧气的接触面积，加速了氧化过程。（2）煤尘受热后，能放出大量可燃气体，这些气体一遇高温，容易燃烧或爆炸。由于煤尘爆炸的压力波传导速度很快，能将巷道中的积尘扬起，使巷道中煤尘的浓度迅速达到爆炸范围，当落后于压力波的火焰到达时，能再次引起爆炸。有时可反复多次，形成连续爆炸。连续爆炸是煤尘爆炸的一个重要特征。在很多情况下，一定范围内，离爆源越远，破坏力越大。2、煤尘爆炸的条件及诱因（1）煤尘本身具有爆炸性并煤尘必须浮游在空气中。煤尘分为有爆炸性或无爆炸性两种，无爆炸性煤尘受热后，产生很少的可燃性气体，不能使煤尘爆炸。我矿煤尘经鉴定无爆炸性。（2）煤尘达到爆炸界限。浮游煤尘的爆炸界限在45g/m3-2000g/m3（指单位体积中的煤尘含量），爆炸威力最大时的浓度为300 g/m3-400g/m3。正常情况下，煤尘浓度不会达到爆炸界限。但若沉积煤尘较多，一旦受到震动或冲击会重新飞扬起来，这时即可达到煤尘爆炸界限。因此，落尘是造成煤尘爆炸的重大隐患，必须及时清除。（3）存在引爆热源。引起煤尘爆炸的温度为610-1050，一般为700-800。矿井下能引起煤尘爆炸的高温热源有很多，主要有：a、瓦斯爆炸事故的火源；b、不正确的爆破出现的火源；c、电器设备产生的电火花；d、电缆和架线的电弧；e、斜井提升或上、下山提升等跑车引起的高温；f、矿灯使用不当以及其它明火。（4）空气中存在着足够的氧气浓度（18%）。当氧气浓度低于18%时，单独的煤尘不会爆炸。以上四个条件必须同时具备，方能产生煤尘爆炸。六、影响煤尘爆炸的因素：（1）挥发分。煤的挥发分越高，爆炸性越强，反之，挥发分越低，则爆炸性越弱。挥发分与变质程度有关，一般地，变质程度与挥发分含量成反比关系。因此，变质程度高的煤尘基本上就爆炸性越低。故一般地无烟煤不具爆炸性，烟煤具有爆炸性，我矿煤层属无烟煤，不具爆炸性。（2）煤的灰分。灰分是阻燃性物质，可以降温阻燃，灰分越高，爆炸性越低。在巷道中撒布岩粉，其目的就是增加煤尘中灰分含量。（3）煤的水分。煤中的水分有减弱和阻碍爆炸的作用，但其作用是有限的，微小的。（4）煤尘粒度。直径1mm以下的煤尘，一般都能参与爆炸，其主体是0.075mm以下的煤尘，粒度越小，爆炸威力越大，但粒度小于0.01mm以下的煤尘则爆炸性变弱，因其在空气中迅速被氧化成了灰烬。（5）瓦斯影响。瓦斯浓度越高，煤尘爆炸的下限浓度越低。当瓦斯浓度达3%时，其下限是8g/m3，当瓦斯浓度达3.5%时，其下限是6.1g/m3。（6）引爆温度。对于可爆炸性煤尘，引爆源的温度越高，能量越大，越易点燃或引爆煤尘，反之，温度越低，能量越小，越难以点燃煤尘，即使能引起爆炸，其初始强度也很小。（7）空气中的氧气含量。实验证明，空气中O2含量增加，煤尘点燃温度就下降；O2含量降低，点燃温度就升高；当O2含量小于18%时，单独的煤尘就不能爆炸。第五节 顶板灾害事故致因及预兆一、常见顶板事故分类煤矿井下顶板事故按地点分类：1、掘进工作面：一般发生在掘进头、巷道交岔点、换棚架处。2、采煤工作面：分为局部冒顶和大冒顶两种。局部冒顶一般发生在：煤壁附近、上下出口、放顶线附近、地质构造带附近。大冒顶一般发生在：采空区和采煤工作面附近。二、采掘工作面发生局部冒顶的预兆：1、响声：木支柱的劈裂声，金属支柱的摩擦声，顶板内的闷雷声；（2）掉渣：掉渣越多，顶板压力越大；（3）煤壁片帮。（4）产生裂缝。（5）漏顶（6）顶板出现离层（7）含瓦斯煤层中，瓦斯涌出量突然增大。（8）有淋水的工作面，淋水量明显增加。三、采煤工作面大冒顶的易发地点及预兆：1、大冒顶的易发地点：（1）顶板坚硬且采空后顶板悬覆面积过大，不跨落的工作面；（2）地质构造带附近；（3）局部冒顶附近；（4）顶板淋水附近。2、大冒顶的主要预兆：（1）顶板预兆：顶板连续发生断裂声，有时发生“闷雷”声；顶板裂隙增加，原有裂隙张大，产生大量下沉；顶板破碎下落逐渐增多。（2）煤帮的预兆：煤质变酥，片帮增多；用电钻打眼比平时省力；采煤机工作时其用电负荷减少等。（3）支架预兆：木支架大量被压坏，折断，并发出响声；金属支柱承压后，可听到其活柱迅速下缩发出的连续的“咯咯”声，若工作面留有底煤或顶板较软时，支架有插底及钻顶现象。使用铰接顶梁时，在顶压作用下，有“飞楔”现象（即楔子被挤出或弹出）。（4）瓦斯及淋水预兆：含瓦斯煤层其瓦斯涌出量突然增加，有淋水的顶板淋水增大。四、顶板事故产生的原因分析：（一）巷道冒顶原因分为4个方面。1、自然地质因素（1）岩层层理影响。巷道开掘过程中，岩层内的应力经过重新分布，容易造成岩层离层脱落。若有0.5- 1.0m左右的软弱岩层或煤层形成复合顶板时，空顶区的顶板更易发生弯曲，离层，下沉，造成围岩整体稳定性差，发生顶板冒落和片帮的几率增多。（2）镶嵌形围岩结构影响。由于受古河床的冲刷，重新沉积的岩石镶嵌在原来的沉积岩内，或受地质构造运动的影响，使坚硬岩层的破碎包裹体楔入软岩层内，形成镶嵌形结构，镶嵌形岩块与原岩体之间多为光滑结构面，使层面粘聚力降低，可导致岩层在无支护空顶区易突然坠落，大块坠岩可能推垮不稳定支架，造成没有预兆的突发性顶板事故。（3）岩层节理裂隙及破碎带影响：因地质构造运动的作用，岩层节理发育，多组节理互相切割，破坏了岩体的完整性。尤其是风化带、断层破碎带，层间错动带及褶皱破碎带，挤压破碎带等地带的围岩松散破碎，更易造成巷道顶板冒顶事故。（4）地下水影响。水对岩石具有弱化作用，尤其对含泥质的岩石，可使其强度急剧降低，甚至使其崩解或体积膨胀；水也可使岩石或裂隙面之间的摩擦系数下降；水压还有水楔作用。因此，地下水对岩体稳定性极为不利，易促使巷道顶板冒落。2、工程质量因素：（1）支架支设质量差。设在浮矸上，支架与围岩间没有背实等可导致支架阻力不能及时发挥作用，使围岩松动破坏圈扩大，从而导致事故。（2）支架稳定性差。支架间连接不好，横向稳定性差，尤其在倾斜巷道，易造成多架支架倾斜，引发大面积冒顶。（3）掘进钻孔爆破参数掌握不好。炮眼角度不当，或装药量过大，爆破时易崩倒支架，使掘进面增大了围岩破坏圈的范围，易造成冒顶及片邦事故。（4）锚杆支护失效。锚杆参数选择不当，或锚固力失效时，易造成冒顶事故。（5）工程质量低劣。掘进过程中，不严格按操作规程施工，工程质量的检查制度不严，发现问题不及时处理，也是引发冒顶事故的原因。3、采掘工程的影响巷道若受采动影响时，如果其支护质量不好，极易造成冒顶及片邦事故；两巷贯通时，交叉点处顶板悬覆面积大，破坏严重，也易造成顶板事故，在翻修、维护巷道时，因围岩内应力要二次分布，造成顶板破碎范围扩大，易发生顶板事故。4、未严格执行顶板管理的安全制度掘进过程中未及时进行顶板安全检查；没有及时发现和处理掘进工作面围岩的浮石或伞檐；对新悬露的顶板缺乏有效的临时支护，或没有认真地使用临时支护而造成工人在空顶下冒险作业，都可能发生冒顶事故。（二）采煤工作面冒顶事故原因根据力学原理将采面冒顶分为三类即压垮型，漏冒型与推垮型。1、压垮性冒顶原因分析：在煤层上面为老顶坚硬岩石时，老顶来压后工作面的矿山压力显现，特别是初次来压和周期来压期间或老顶断裂台阶下沉过程中，如果工作面的支架质量不合格，强度不够，就会发生压垮性冒顶事故。2、漏垮型冒顶原因分析：当工作面的直接顶非常破碎，煤层倾角较大，工作面的支护系统中发生局部漏顶，局部直接顶全部漏空，造成支架失稳而产生漏垮型事故。3、推垮型冒顶按顶板性质分类为冲击推垮型和复合顶板推跨型及金属网下推垮型三种：（1）冲击推垮型：当煤层顶板离层后，老顶岩层断裂而砸在已离层了的煤层顶板岩石上，可导致推垮型冒顶。（2）复合顶板推垮型：复合顶板是指煤层顶板由下软上硬不同岩性的岩层间夹有煤线或薄层软岩层组成，且下部软岩的厚度一般大于0.5m，小于采高。复合顶板由于夹有薄层软岩或煤线，当工作面支护质量不合格时，容易发生离层，此时如遇到地质构造或人为地破坏顶板的完整性后，就可能会出现独立的岩块，造成复合顶板推垮型冒顶事故。发生推垮型冒顶必须同时具备4个条件，即：因支柱初撑力小导致软硬岩层离层。因构造、旧巷、支柱初撑力小等原因导致下部软岩层中断而裂出一个六面体。六面体的相邻部分已冒空或为采空区，且具有一定的倾角；六面体因自重向自由空间的推力大于总阻力。从支护上来看，复合顶板推垮型冒顶的发生不在于支撑力不够，而在于支护失稳，就是说，如果六面体下面是稳定性好，能抵抗来自层面方向推力的支架，则能阻止六面体的下推。复合顶板推垮型冒顶没有大冒顶所具有的明显预兆及特征，在任何工序都可能发生。（3）金属网下推垮型冒顶：金属网上的顶板处于自然堆放状态或松散状态，在煤层倾角较大情况下，网上的碎矸失去支护形成网兜，沿层面向下的推力拉倒网兜上方的支柱后，就易造成金属网下推垮型冒顶。第六节 提升运输事故的原因分析一、常见提升事故原因分析：1、钢丝绳断绳事故：其原因主要有：松绳引起钢丝绳冲击而断绳；超载提升断绳；钢丝绳强度降低而断绳；过卷引起断绳；刮卡断绳；司机操作不当而引起断绳等。2、提升机过卷事故：由于司机操作不当或设备损坏可造成过卷。过卷可拉倒井架或拉断钢丝绳，破坏提升容器或造成人员伤亡。3、斜井跑车事故：其事故类型主要有：钢丝绳断裂跑车；连接件断裂跑车；矿车底盘槽钢断裂跑车；连接销窜出脱钩跑车；制动装置不良引起跑车；工作失误造成跑车造成跑车事故的原因主要表现在以下方面：（1）钢丝绳断裂跑车：钢丝绳损伤后强度降低；钢丝绳断丝超过安全规定；绳径减小过限；钢丝绳锈蚀过限；钢丝绳出现硬弯或扭结；矿车超载或矿车数量超挂，造成钢丝绳超载；在运行中钢丝绳刮卡车辆；用钢丝绳拉掉道的车辆。（2）连接件断裂跑车：连接件有疲劳隐裂或裂纹；刮卡车辆张力过大或使用不合格的连接件。（3）矿车底盘槽钢断裂：底盘槽钢锈蚀过限，失于管理未发现；超期服役，疲劳过限或遭受严重脱轨冲击形成隐患。（4）连接销窜出脱钩：轨道或矿车质量低劣，车辆运行中严重颠簸或脱轨导致脱销；轨道有杂物或结冰造成车辆颠簸，脱销跑车。（5）制动装置不良引起跑车：因制动装置故障引起制动力矩不足，闸不住车而造成。保险闸制动力矩调定不当，造成冲击断绳跑车。（6）工作失误造成跑车：因工作人员失职，特别是信号把钩工，绞车司机严重失职而造成；把钩工没有挂钩或没挂好钩将车组放行，造成跑车；在未关闭阻车器挡车装置的情况下，推车人盲目推车，矿车过变坡点后跑车；下放重物时，绞车司机在电动机不给电情况下放飞车而造成带绳跑车事故。二、平巷运输事故的原因分析：平巷运输一般采用机车和人力推车两种运输方式：1、机车运输事故种类及原因分析：（1）电机车运行中易发生的事故主要有：因运输大巷中的轨道质量问题，造成电机车牵引列车发生掉道，翻车或撞车引发伤害事故；驾驶带病机车造成追尾事故；运行途中司机违章探身造成伤害事故；违章顶车撞人事故。（2）电机车轨道内行驶时行人被撞事故有：过弯道，风门等处时不减速而撞人；车辆交会时不发出警示而造成事故。（3）不按规程规定设置“信、集、闭”系统，司机违章操作造成事故。（4）制动系统不完好，造成行车事故。（5）违章扒车，蹬车，跳车造成伤亡事故。（6）触及架空线造成触电事故。（7）违章指挥开故障车引发伤害事故。2、人力推车事故原因分析：（1）不遵守规定，一人同时推两辆以上矿车。（2）同向推车时两车间距过小。（3）只推车不看路。（4）过弯道、岔道、巷道口、坡度较大、噪声大的地段以及前方有障碍物时不减速，不示警。（5）推车时车上不设信号（矿灯）。第七节 电气事故致因分析电气事故包括触电伤亡事故和电气设备事故两大类一、触电事故人体触及裸露的带电体或触及因绝缘损坏而带电的设备外壳或者人接近高压带电体时，有电流流过人体就会发生触电事故。触电事故分为两类，即：电击和电伤。电击是指电流通过人体造成其内部器官损坏而导致残疾或伤亡。电伤是指电弧对人体表面造成的烧伤。触电危险性主要取决于流经人体电流的大小，我国煤炭生产中规定，安全电流值为30Ma。二、触电事故致因分析：1、违章带电作业；2、不执行停、送电制度；3、设备及电缆的漏电保护装置失灵等管理上存在问题；4、人员站在矿车上和人员上下矿车时触及直流架线；5、人员携带较长的金属材料，工具，触及架空线；6、检查架线电机车触及带电部位；7、井下电缆存在“鸡爪子”、“羊尾巴”，明接头等现象；8、工人在行走时扶拉电缆。三、电气设备事故电气设备事故主要指因电气设备过电流，过电压，绝缘损坏与老化和其他原因而产生漏电、电弧、电火花和危险温度导致设备损坏，甚至引起煤尘、瓦斯爆炸等严重的继发性事故。四、电气设备事故致因分析1、电气系统中所含器件绝缘损坏，如绝缘老化，机械损坏，受潮，操作不当等引起绝缘损坏等。2、电气系统不合理；设备选型不当，参数不满足要求；安装、连接不符要求。3、保护接地不符合要求。4、继电保护配置不合要求或整定不合格。5、运行、维护、实验测试不合规范，安全检查未起到应有的作用。6、各种防护措施不当或不符合要求。7、违反操作规程，违章作业。8、缺乏安全知识，因无知或者粗心大意引起意外事故。五、电火花产生原因分析：井下电火花危险性大，它是引起瓦斯、煤尘爆炸的主要火源之一，它主要是由于井下电气设备与电缆线路的管理不善，或操作不当而引起的，它产生的原因主要有：1、电气设备失爆。2、电缆漏电或短路。3、错误接线。4、带电作业。5、矿灯失爆。6、架线电机车产生电弧。第八节 爆破事故的原因分析一、早爆的原因：1、杂散电流导入雷管。所谓杂散电流是指巷道中杂散分布的电流，其主要来源是因电机车牵引网路引起和动力照明漏电而形成。2、雷管、炸药受到撞击。3、化纤衣服产生静电引爆雷管。二、缓爆原因：在放炮过程中，当放炮通电后，炸药未能全部或部分发生爆炸，推迟一段时间才爆炸的现象称为缓爆。其原因如下：1、电雷管起爆能不足。2、毫称延期及瞬发电雷管质量不合格。3、炸药变质，传爆能力不足，爆轰不稳定，威力小。4、炸药的密度过大或过小，降低了爆轰的稳定性，即在密封的跑眼里，炸药先以较慢的燃烧方式不断进行，压力及热量积聚升高，炸药最后才由燃烧变为爆轰。三、放空炮的原因：1、炮眼的封泥质量不合格。如封泥质量、长度不合规定，使炸药爆炸后的爆破力克服不了煤岩的最小抵抗线，而由炮眼口冲出，产生空炮。2、炮眼间距过大，炮眼方线与最小抵抗线方向重合，二者都会使爆破力由抵抗力最弱处冲击，产生空炮。四、拒爆的原因：拒爆指起爆后爆炸材料未发生爆炸的现象，它又称“瞎炮”、“盲炮”、“哑跑”。其产生原因如下：1、雷管桥丝震断，雷管制造不合格或变质。2、炸药变质失效。3、制作引药、装药、封泥时造成雷管脚线折断或绝缘不良，造成不通电或电流短路。4、发爆器的起爆能量小于连接的雷管数。5、发爆器出现故障，不能引爆电雷管。6、发爆器与放炮母线，母线与脚线，脚线之间等均连接不良，短路，或者电阻过大，电流不能通过，起爆困难；连线时漏接、误接；或与金属、岩石、水等导体、非导体接触，而形成断路、短路、漏电，使起爆网络无电流或电流过小，造成电雷管不能起爆。7、混用了不同厂家、不同规格、不同批次、不同材质的电雷管。8、装药不正确。如把炸药捣实后，使炸药密度过大，敏感度降低，出现钝化现象。五、残爆和爆燃的原因：残爆是指炮眼里的炸药引爆后，发生爆轰中断而残留一部分不爆药卷的现象，爆燃是指炮眼里的药卷未能正常起爆，没有形成爆炸而是发生快速燃烧或形成爆轰后，又衰减为快速燃烧的现象。它产生的原因如下：1、炸药质量不合格，受潮或变质而失效。2、雷管起爆能不足，造成炸药的不稳定爆炸；混用了不同厂家、不同批次、不同材质的雷管，使雷管不能同时起爆而产生拒爆，爆燃。3、装药时，炮眼内煤，岩粉未被清除而造成药卷间夹有煤、岩粉，影响了传爆。4、装药结构不正确。如装盖药、垫药造成起爆后盖药、垫药不能稳定爆炸，出现拒爆、爆燃。5、装药时，药卷被捣实，加大了药卷的密度，造成不稳定爆炸。6、在深孔小直径装药爆破中，因管道效应而将爆轰方向的末端药卷压死，造成拒爆。六、炮烟熏人的原因：1、炸药变质造成爆炸过程中炸药燃烧缓慢，产生的CO、NO2等有毒有害气体增高。2、装药最过大，炮眼封泥长度不够，都会引起炸药在反应中不能充分氧化，有害气体浓度增高。3、爆破后，炮烟未排完就进入工作面。4、掘进工作面风筒距工作面当头太远，造成风量不足或者矿井通风能力小，使工作面产生的炮烟不能及时排除，冲淡。5、回采工作面爆破后，在回风道的作业人员距爆破地点近，炮烟浓度大，撤退不及时。6、长距离单巷掘进工作面爆破时，炮烟长时间浮游在巷道中，使人慢性中毒。7、未按规定使用水炮泥。8、使用串联通风或工作面杂物堆积多影响通风。七、爆破崩人原因：1、制作炸药时，连线前，电雷管脚线没有扭结或短路，导致杂散电流通过，使雷管爆炸崩人。2、爆破距离短，躲避处选择不当，飞煤、飞石伤人。3、未严格执行关于爆破警戒的规定，人员误入而崩人。4、出现缓爆后，不按规定时间等候，提前进入工作面检查故障，造成崩人。5、处理拒爆、残爆时违章作业，致使拒爆炮眼突然爆炸崩人。6、不严格执行“一炮三检”，爆破工作管理混乱，造成崩人。八、爆破崩倒支架原因：1、支架质量不合格，支架打在浮煤上，迎山角不够，支架邦顶背接不严实，楔子打得不紧等，放炮时容易崩倒支架。2、实际操作与作业规程规定存在偏差，如爆破角度、深度、装药量等不合理，爆破后的冲击力大而崩倒支架。3、炮眼排列方式与支架相冲突，或与煤层硬度、采高不适当，放炮崩倒支架。九、爆破造成冒顶的原因：1、工作面支护质量不合格或空顶面积大，爆破后崩倒支架引发冒顶。2、顶眼与顶板距离大小或打入顶板，爆破时造成冒顶。3、采掘工作面遇地质构造、支护不及时、装药量大、爆破时造成冒顶。4、一次爆破的装药量过大，破坏了顶板的完整性和支架造成冒顶。第九节 其他事故的原因分析煤矿生产中除了会产生以上几种主要事故外，还会有机械伤人，冲击地压等其它事故。一、冲击地压的原因及特点：冲击地压是煤岩体突然破坏的一种动力现象，是矿井巷道和采煤工作面周围煤岩体由于变形能的释放而产生的以突然、急剧、猛烈破坏为特征的特殊矿山压力现象，是煤矿的重大灾害之一。冲击地压发生机理非常复杂，其主要特征如下：1、突发性：发生前一般无明显预兆，持续时间短（几秒到十几秒）。2、多样性：一般表现为煤爆、浅部冲击和深部冲击，最常见的是煤层冲击，也有顶板冲击，底板冲击和岩爆。3、破坏性：造成煤壁片邦，顶板下沉、底鼓、支架折损，、巷道堵塞、人员伤亡。4、复杂性：在自然地质条件上，除褐煤以外的各煤种都发生过；采深从200m-1000m；地质构造从简单到复杂；煤层从薄煤到特厚层；倾角从水平到急斜；顶板包括砂岩、灰岩、油母页岩等。在生产技术条件上，不论水采、炮采、机采或是综采；全部垮落法或水力充填法等各种采煤工艺；不论是长壁、短壁、房柱式或是煤柱支撑式，分层开采还是倒台阶开采等各种采煤方法都出现了冲击地压。唯无煤柱长壁开采法冲击次数最少。我矿暂时还没有发现有冲击地压现象产生。二、常见采掘机械伤人事故分析：1、刮板过输机：其伤人事故种类有断链伤人；飘链伤人；机头、机尾翻翘伤人；溜槽拱翘伤人；运料伤人；在溜槽上摔倒伤人；偶合器无保护罩伤人；信号误动作造成伤人；因刮报输送机引发的瓦斯，煤尘爆炸而造成人身伤亡等。2、耙装机：常见的伤人事故种类有：（1）耙斗碰人；（2）尾轮脱落伤人；（3）钢丝绳伤人；（4）因耙装机重心过高，在长距离移动耙装机时，操作不当导致出轨或翻跷而砸伤人员；（5）因耙装机固定不牢，拉翻、拉倒耙装机而发生挤人、砸人、碰击事故。第三章 各类灾害事故的预防措施第二章比较详细地介绍了各类灾害事故发生的原因及发生前的预兆，根据各类灾害产生的原因和影响因素，我们就要采取一些预防措施来防止各类灾害事故的发生和发展。第一节 瓦斯爆炸事故的预防一、瓦斯治理1、监测监控是通过装备矿井安全监控系统，对采掘工作面，机电设备硐室等按规定需要安设甲烷传感器的地点的瓦斯浓度进行实时、自动、连续的监测，在所控区域瓦斯浓度达到规定的临界点时，及时报警，并切断所控区域内所有机电设备的电源，迫使其停止生产，实现安全生产的技术手段。它是预防瓦斯事故的重要防线和保障措施，是现行的瓦斯检查员制度的重要补充。2、以风定产是防治瓦斯的最根本的管理措施，是防止井下瓦斯积聚的先决条件。以风定产就是根据矿井现有实际供风能力核定矿井生产能力，通过控制矿井的实际产煤量来减少矿井瓦斯的涌出量，降低瓦斯危害程度，从而实现安全生产。以风定产应做到：优化通风系统，确保通风系统稳定、可靠；开采布局和巷道布置要合理，有突出危险的采掘面的回风严禁直接经过其它采掘面唯一的安全出口；通风设施可靠，永久风门联锁，主要风门安装风门开关传感器等。二、防止瓦斯爆炸的技术措施1、防止瓦斯积聚的措施：（1）保证工作面的供风量。做到完善通风系统，保护好通风设施；加强局部通风管理，禁止无计划停风；实行分区通风，不使用规程所不允许的串联通风；避免出现盲巷，长期不用的巷道必须及时封闭。（2）及时处理采煤工作面的回风隅角的瓦斯积聚。方法主要有：风障引流，移动泵站采空区抽放，尾巷排放，增加风量，密实工作面上下隅角以减少向采空区漏风、充填置换等，也可以采用改变工作面的通风方式来消除瓦斯积聚的现象。（3）及时处理掘进工作面的局部瓦斯积聚。处理方法主要有：充填法、引风法、风筒分支排放法、钻孔抽放法以及用黄泥抹缝等。（4）盲巷积聚瓦斯安全排放。（5）防止刮板输送机底槽瓦斯积聚。要保持底槽畅通并经常运转，或用压风排除底槽积聚的瓦斯。2、防止点火源的出现（1）防止明火。主要措施有：禁止在井口房，主扇房和瓦斯泵站周围20m内使用明火、吸烟；严禁携带烟草和点火物品下井；井下禁止使用电炉和用灯泡取暖；防止煤炭自燃；防止火区复燃。（2）防止出现电气火源。主要措施有：必须采用本质安全型，防爆型和安全火花型的电气设备；井口和井下设备必须设有防雷电和防短路保护装置；所有电缆接头不准有“鸡爪子”、“羊尾巴”和明接头；不准带电作业；严禁在井下拆开、敲打、撞击矿灯的灯头、灯盒等。（3）防止出现爆破火源。主要措施有：严格执行“一炮三检”制，爆破员必须持证上岗。不准使用变质的，不合格的炸药，且必须使用与矿井瓦斯等级相适应的安全炸药和安全电雷管。爆破作业要符合规程要求，炮眼封泥使用水炮泥，炮眼封泥要装满填实；严禁裸露爆破禁止使用明接头或裸露的放炮母线等。（4）防止撞击，摩擦火花。主要措施有：在摩擦发热的机械装置上安设过热保护装置和温度检测报警断电装置等；使用合金工具，表面附着活性低的金属，使其形成的摩擦火花难以引燃瓦斯（煤尘）；或在合金表面涂苯乙烯醇酸，以防止摩擦火花的产生；工作面遇坚硬夹石或硫化铁夹层时，不能强行截割，采用爆破处理；喷水降温，定期检查切割设备的截齿和其后的喷水装置，保证正常工作。（5）防止其他火源的出现。要防止地面闪电或突发电流通过管道传到井下；防止出现静电火花（严禁穿化纤服入井）等。第二节 水灾的防治防治矿井水灾应从两方面着手，即地面防治水和井下防治水。一、地面防治水1、慎重选择井筒、井口位置，必须使井口及工业广场主建筑物标高高于当地历年来最高洪水位，或在井口修筑可靠的泄水沟及拦水坝，以防暴雨、山洪从井口灌入井下。2、如煤体上无足够厚度的隔水层时，要将井田范围内的河、湖、池、沼等尽可能地疏干或迁移改道；如不宜改道，对河床应采取加固和铺底防漏措施。3、堵塞漏水通道，排除积水。4、挖排洪沟，在山洪直接威胁矿井安全时，在井田边缘垂直于来水方向，挖排洪沟拦截洪水并引出井田外。5、加强雨季前的防汛工作。地面防水工作的分布面积广，工程维修量大，不能有丝毫疏忽，必须有计划、有领导、有步骤地做好雨季防汛准备。有滑坡危险的地段，要采取防止滑坡措施。矸石、炉灰、垃圾等杂物、不得堆放于山洪、河流能冲刷的地方，以免冲到工业场地和建筑物附近，或淤塞河道、沟渠。二、井下防治水煤矿井下防治水可归纳为“查、探、放、排、堵、截”等六个字。（一）做好水文观测与矿井地质工作水文地质基础工作是防治水工作的依据，至关重要。1、做好水文观测工作：包括收集地面气象资料，查明地表水体的有关情况及其变化规律，危害程度，查明矿井水来源及地下水、地表水之间的补给关系；观测矿井涌水量及其季节性变化规律等。2、做好矿井地质工作是为了查明水源和涌水通道。包括：（1）掌握冲积层厚度，组成及各分层的透水性、含水性。（2）查明断层、裂隙的位置及其错动距离，延伸长度，破碎带的范围和其含水、导水性。（3）含水层与隔水层的数量、位置、厚度和岩性，特别是含水层的涌水量、水压及其渗透补给排泄条件，到开采煤层的距离。（4）老窑及小窑的开采范围、深度、积水区域及分布状况等。（5）开采过程中的围岩破坏范围及地表塌陷情况和采动对涌水量的影响等。（6）井巷出水点的位置，老窑积水范围、标高和含水量都要绘在采掘工程平面图上，并标明探水线的位置。（二）井下探水矿井建设必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，工作面遇到下列情况之一时必须探水前进：（1）接近水淹的井巷，老空，老窑或小窑时；（2）接近水文地质条件复杂的区域，并有出水征兆时；（3）接近含水层、导水断层、溶洞、陷落柱，以及可能同河、湖、池、井、水库等连通的断层破碎带时；（4）接近有水或稀泥的灌浆区，可能出水的钻孔和其他可能出水的地区时；（5）打开隔离煤柱放水时。探水时必须注意以下几点：（1）探水安全距离：对积水区的边界线及其水文条件清楚，且水压不超过1Mpa时，探水起点至积水区的最小距离为：煤层中不得小于30m，岩层中不得小于20m；积水界限不准时，探水线至推断的积水界限之间的最小距离不得小于60m；掘进巷道附近有断层、陷落柱时，探水线到其预计煤柱线间的最小距离不得小于60m；石门揭开含水层时，探水线至含水层之间最小距离不得小于20m；（2）钻孔深度和超前距离：钻孔深一般40m左右，这样可连续采掘20m左右，保持20m的超前距离。（3）钻孔直径：以不大于75mm为宜。（4）钻孔布置与孔数：对于工作面前方和左右两侧受水威胁的缓倾斜薄煤层，钻孔按扇形布置；当积水区在巷道一侧时，钻孔按半扇形布置；中厚煤层探水时，不仅要考虑水平方向的布置密度，还要考虑垂直方向的布置与密度，使钻孔进入顶底板岩石。探老窑水时，为避免漏探，钻孔布置应密，孔间距不得大于3m；探断层水时，其开孔位置必须在其防水煤柱外和断层的压力影响带以外，防止煤柱及断层附近的煤层破碎，出水后不易控制。钻孔个数一般不得少于3个。（5）探水安全措施：探水前先加固探水工作面支架，背好帮顶，以免压力水冲垮煤壁和支架；清理好巷道，保证安全撤退线路畅通无阻，20度以上的倾斜巷道设梯子、扶手；保证排水沟的畅通，并有适当的坡度和断面；保证水仓和排水设备有足够的容量；探水地点要安设电话，一旦发现透水而又无法控制时，可立即通知有关的险区人员撤离（撤退路线事先拟好）；打钻过程中，如发现煤、岩变松或沿钻杆向外流水，超过正常打钻供水量时，必须立即停钻（但不得移动或拔出钻杆），派人监视水情，并报告矿调度室，如果情况危险，必须立即通知所有受水威胁的地点撤人，并采取应急措施；预计水压较大时，孔口要用套管加固，使钻杆通过套管打钻，套管上装水压表及闸阀，探到水源后，利用套管放水；工作人员要熟悉透水预兆，当发现透水预兆或发生大量涌水，应立即报告调度室，采取措施或安全撤退。（三）放水（疏干）有计划地将威胁性水源全部或部分地疏放掉，是消除水患的有效措施之一。疏放水的方法及措施如下：1、疏放老空水：（1）直接放水：水量不大，不超过矿井排水能力时，利用探水钻孔直接放水；（2）先堵后放：当老空水动储量较大时，一时排不完或不可能排完时，应先堵住出水点，再排放积水。（3）先放后堵：老空水虽有补给水源，但补给量不大，或在一定的季节没补给，此时，应选择时机先排水，再进行堵漏，防漏施工。（4）用煤柱或构筑物暂先隔离：如水量过大，水质差易腐蚀排水设备，这时应先隔离，做好准备后再排放。2、疏放含水层水（1）地面疏放水：在地面打钻，利用潜水泵或深井泵抽排，以降低地下水位。（2）用井下疏水巷道疏水：先行探水，摸清水情，预算出涌水量，准备好疏放水泵及防水闸门后，掘进疏水巷道，使顶板含水层的水涌过空隙或裂隙疏放出来。（3）用井下钻孔疏水：在计划疏放降压的不突水的部位先掘巷道，然后在巷道中每隔适当距离向含水层打钻疏放。3、疏放水的安全注意事项：（1）探到水源后，在水量不大时，一般可用探水钻孔放水，水量很大时，需另打放水钻孔，放水钻孔孔径一般50-75mm，孔深不大于70m。（2）放水前应进行放水量、水压及煤层的透水性试验，并依据排水设备能力及水仓容量，拟定放水顺序和控制水量，避免盲目性。（3）放水过程中应随时注意水量变化，出水的清浊和杂质，有无有害气体涌出，有无特殊声响等，发现异状应及时采取措施并报告调度室。（4）事先定出人员撤退路线，保证路线畅通。
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