一通三防.docx
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一通三防
煤矿“一通三防”安全技术培训教案
孙宝仁
（中国职业安全健康协会矿井通风专委会常委）
中国管理科学研究院特约研究员
口基础知识
●煤矿井下五大灾害：
瓦斯、水、火、顶板、粉尘。
●建井期间事故危害程度排序：
瓦斯、水害、立井坠落、片帮冒顶、斜巷运输、机电事故。
●“一通三防”事故危害程度排序：
煤与瓦斯突出和岩石与二氧化碳突出；瓦斯爆炸；煤尘爆炸；瓦斯异常涌出（瓦斯喷出、突出）；瓦斯超限、瓦斯积聚；缺氧窒息；有毒气体中毒（炮烟:
NO2、皮带燃烧:
SO2、火:
CO、含硫物：
SH2以及CO2等）；井下火灾、煤层自燃发火；放炮事故：
爆破及残炮伤人；贯通事故；粉尘伤害；噪声伤害等。
瓦斯是悬在井下工人头上的“达摩斯利剑”,瓦斯防治是煤矿安全生产的第一要务。
1949年—2009年，60年间全国发生瓦斯事故死亡近10万人，其中百人以上的瓦斯事故24起。
目前煤矿井下作业仍处在高险期。
尽管2010年杜绝了50人以上煤矿特别重大事故，百万吨死亡率降至0.75，但纵观世界，2010年全球产煤69亿吨，其中我国产煤32.4亿吨，占全球的47%，事故死亡统计人数2433人，占全球煤矿事故死亡总数的80%。
我国97%为井工矿井，国有重点煤矿44%为突出矿井。
随着开采深度日趋加大，超千米深井50多对，最深1365m,在建超千米深井10余对。
瓦斯、水害、冲击地压、热害等威胁不断攀升。
安徽煤矿200对，总生产能力1.43亿吨，均为瓦斯矿井，其中突出矿井33对，占产量的70%，高瓦斯矿井35对，占产量的17%。
在建矿井15对，其中已有多对矿井发生突出动力现象。
瓦斯还对生态环境的破坏力极其严重，温室效应是CO2的2倍，对臭氧层的破坏力是CO的7倍。
瓦斯治理一直被列为全国安全生产工作重点的首位。
一、矿井通风系统
包括:
通风方式：
中央式、对角式、混合式、区域式。
通风方法：
自然通风、机械通风（压入式、抽出式、混合式）
通风网络：
井下各风路的组合。
名词解释。
自然通风：
利用自然风压（高差、温差形成的压差）通风。
通风设施：
通风网络中设置的通风构筑物（风门、风墙、风桥、风窗、栅栏等。
局部通风：
通指巷道掘进通风。
扩散通风：
宽度大于1.5m、深度小于6m的盲头允许的非机械通风。
串联风：
掘进工作面的乏风穿串入下一工作面。
循环风：
通指通风机吸入其所排出的掘进工作面的乏风。
瓦斯积聚：
井下体积＞0.5m3、CH4≥2%即为瓦斯积聚。
（处理积聚方法：
引流、导风板、风筒支管、压风、沿空留巷等。
）
瓦斯涌出：
较大量的瓦斯溢出。
煤与瓦斯突出：
在地应力和瓦斯（CO2）作用下煤与瓦斯瞬间从煤体或岩体中抛出。
（小型突出＜100t;中型：
150-500t；大型500-1000t；特大＞1000t。
）;
自然发火：
煤体暴露后，氧化作用引起的燃烧》
等积孔：
评价矿井通风难易程度的假想面积。
A=1.1917Q
=1.1917/
过去以A=1m2为界限，A＞1m2时视为通风容易，A＜1m2时为通风困难。
随着机械化程度的提高、开采强度的加大，使有害气体绝对涌出量大幅增加，以及地热随采深加大而增高、通风距离加长等，致使需风量大增，需要加大风机风量、风压，但由于风机风压增量受限（3000Pa）,而只能降低通风阻力，即增大等积孔。
如：
矿井总排风10000m3/min，通风总阻力3000Pa,其等积孔需3.8m2。
表明如今评定矿井通风难易程度的等积孔面积标准需大幅提高。
立井转平巷施工期，采用地面临时主扇并联两路刚性风筒抽排两翼大巷乏风时，若需风量调节，只能采用增大通风断面减小通风阻力的方法。
二、矿井气候
（一）井下空气成份
O2：
对空气密度1.1，占井下空气成份20.93%。
达17%时，致人丧失工作能力，达12%时致人死亡。
原36处在大河矿北风井施工时，2名工人进入挂有警标、栅栏的盲巷里睡觉而窒息死亡。
规程规定氧含量不得低于20%，长期不作业的盲巷必须24h内封闭。
N：
氮气。
密度0.97，占井下空气成份的79%。
阻燃，积聚会使氧含量降低，致人缺氧窒息。
CO2：
密度1.52，沉积在巷道底部，占井下空气成分的0.04%。
含量达1%时，人呼吸困难，丧失工作能力，达10%致人中毒死亡。
安全浓度：
0.0016%。
（16ppm）岱河矿建井期间，泵工下至斜巷底部查看水位时窒息死亡，救援人员在无防护情况下下去救人导致事故扩大。
井下有毒有害气体：
CH4、CO、SO2、NO2、H2S、H2
CH4：
甲烷，炭氢化合物，密度0.554，悬浮在高顶。
无毒，含量高可致人因缺氧窒息。
瓦斯具有爆炸性，爆炸浓度5%—16%，规程允许含量0.5%，安全标准＜1%（其5倍的安全系数分别为：
仪器误差、视觉误差、温度影响因素、光谱反应速度、突发因素），发达国家安全标准有1.5%、2.0%、2.5%不等。
NO2：
炮烟（由N2O5通风稀释后形成），密度1.57。
棕红色，强毒，遇水成硝酸，损伤眼角膜，呼吸时破坏肺组织。
允许含量0.00025%（2.5PPm），达0.025%（250PPm）时，短时致人死亡。
规程规定，炮后通风＞15分钟以后方可进入工作面。
金属矿山炮烟熏人较多。
30处施工铜陵硫铁矿时，发生3起；29处山东国屯立井施工发生3起；中煤十处山西麻家梁立井施工因炮烟中毒11死6伤。
我集团通风标准规定，迎头采用耐崩风筒，防止因风筒崩毁造成炮烟、瓦斯积聚。
SO2：
密度2.2，强毒。
与眼、呼吸道湿面接触后产生硫酸，强腐蚀、成肺水肿。
达0.05%时，至人短时间死亡。
生成于含硫矿物和皮带燃烧。
安全标准为0.0007%（即7ppm），淮北刘桥矿曾发生皮带机燃烧事故，死亡13人，鉴定均为SO2中毒。
H2S：
密度1.19，臭鸡蛋味。
达0.05%时，半小时内至人痉挛死亡，达40%时有爆炸性。
30处施工黄陵一号井时煤巷钻孔中H2S含量高达700—1000PPm。
71处施工泰安石膏矿时扇风机排出风流中达40PPm（即0.004%），井下工作面积聚达760PPm，施工中发生多起作业人员中毒现象，打钻期间H2S伴水突出，含量超过2000PPm，钻机班长瞬间死亡。
其安全标准为6.6PPm（0.00066%）。
处理方法：
洒石灰水、用氯水（84消毒液）过滤佩戴的口罩、冲洗眼帘。
有毒气体测定方法：
用唧桶、比色管；专项测定仪；实验室色谱仪分析。
（二）矿井温度
恒温带：
地处井深20—30米处，为当地年均温度（历史最高与最低温度的均值）。
淮北恒温带温度为14℃。
地温率：
岩层温度每升高1℃时，矿井所增加的深度，一般为30—50m/℃。
两淮为20—30m/℃、华北30m/℃，东北25—30m/℃，山东40m/℃。
71处施工的山东荷泽龙固矿，井深700m处岩石湿度43℃，工人作业时间缩短至3小时，并每班加10元高温费，但无人愿意下井作业。
工作面温度超过26℃、机电硐室超30，应予高温补贴。
工作面温度超30℃、机电硐室超34℃，需停止作业进行降温处理。
新井、改扩建矿井应进行井温预测计算与降温设计。
随着煤矿开采深度的增加，所面临的灾害首当其冲是热害，井下作业面临高温灾害的挑战将日趋严峻。
而井下降温成本十分昂贵，新汶局孙村矿垂深1350m，掘进头风温达33.4℃，一次性投入1700万元，采用地面集中制冷降温和井下局部制冷综合措施，使掘进工作面温度降低5—7℃。
澳大利亚井深350m，地温40℃，地面设3.0mwr大规模冷却站，工作面用冰水冷却能量达0.6mwr。
南非埃及井深2000m的工作面，采用风送冰粉降温。
降温措施方向→降湿。
湿度越大，人的抗热能力越低，如：
吐鲁番盆地，世界级大火盆，火焰山所在地，中午空气温度40℃以上，但因其空气干燥、湿度低，人并不感到高热难耐。
空气湿度也同时影响人的耐寒程度，内蒙古扎赉诺尔-36℃，人能忍受，而在安徽仅-16℃，人就难以承受，关健取决于于空气湿度。
（三）空气湿度
绝对湿度f：
每立方米空气含水蒸气量g/m3.
相对湿度φ:
为常用参数，φ=f/F饱（F饱：
空气的饱合水蒸气量）。
φ值越大，空气越湿。
矿井总回风流φ值一般近100%，每昼夜可带走井下数十吨至上百吨水，故井下冬干夏湿。
（冬天冷空气进入井下后温度升高，饱合能力加大，沿途吸收水份，致使巷道干燥；夏季，热空气进入井下，温度降低，产生水蒸气，使巷道潮湿）。
三、矿井通风
●核心基础理论h=RQ2
h:
风压。
风流克服通风阻力使之流动的动力，国际通用单位：
帕斯卡（Pa）。
分为静压h静和动压h动。
h静：
静压。
单位面积上方空气柱的重力，Pa、mmH20，mmHg
1mmHg=13.6mmH20（13.6kg/㎡）
1mmH20=9.8Pa≈10Pa=1kg/㎡
立井井底的静压h静=P0（大气压）+Zγ（井深×空气重率）
井内空气重率γ=1.2kg/㎡（湿空气）
大气压力P0：
基准海平面为1个大气压，即760mmHg。
海平面大气压:
P0=760mmHg=760×13.6=10336mmH20（kg/㎡）≈100000Pa。
1Mpa=10个大气压=10kg/cm2=1000Kpa=100万帕。
h动：
动压。
（速压）用皮托管测定
h速=V2γ/2gV：
风速，V=Q/S（风量/断面），m/s；g：
重力加速度9.8m/s2
R：
风阻。
通风井巷或管路对风流流动的阻碍值。
井巷或管道的形状和井壁、管壁的粗糙度、接头、拐弯、断面变化等决定风阻值。
风阻分摩擦风阻和局部风阻
1）摩擦风阻：
R摩=α.l.u/s3千缪
圆管：
R摩=6.5α.l/d5（管径）单位:
N.s2/m8（N.s2.m-8）=Kg／m7（N:
重力；s:
秒。
N=重量*重力加速度，单位：
kg.9.8m／s2=kg.m/s2）
α:
摩擦阻力系数：
N.s2/m4=kg/m3（查表）：
L:
风道长度（米）；U:
风（管）道周长（米）；S:
风道断面（平方米）
表1：
铁风筒摩擦阻力系数（管径越大阻力越小）
直径d
1000mm
800mm
700mm
600mm
摩擦阻力系数a
0.00022
0.00024
0.00025
0.0003
2）局部风阻：
包括接头、拐弯、断面变大变小等风阻。
通常取摩擦风阻的10%（要尽量减少这些因素）
风量：
Q。
由风表测量或壁托管测定风速后乘其断面。
Q=
单位：
m3/s
注：
式中R：
千缪；h：
mmH2O（采用国际通用单位Pa时，摩擦阻力系数a相应增大10倍。
串并联通风中的三要素之间的关系：
（网络图）
串联：
Q串=Q1=Q2……h串=h1+h2……
R串=R1+R2……
并联：
Q并=Q1+Q2……h并=h1=h2
R并=
四、掘进通风
通风方式：
压入、抽出、混合。
（瓦斯巷道只允许压入式）
1、风量计算
1）按工作人数计算：
Q=1.2n×4m3/人n：
作业人数
2）按瓦斯涌出量计算：
设计时取预测的涌出量q和qn0
Q=Kq式中：
K:
冲淡系数1.5～2.0
q：
CH4涌出量m3/min
3）按排炮烟计算
●压入式：
Q压=7.8/t
单位：
m3/s
式中：
t：
排炮烟时间（平巷＞15min，井筒30—40min）
A：
炸药量Kg；S：
巷道断面m2；K：
淋水系数（查表2）
L：
炮烟稀释至安全浓度的距离。
L=400A/s，m
表2：
立井淋水系数K
井筒涌水量（m3/h）
＞15
6--15
1--6
＜1
0
淋水系数K
0.15
0.3
0.6
0.8
1
或用经验公式：
Q=5Ab/t（A:
炸药量，b：
每公斤炸药爆炸产生的CO当量，升。
可按：
煤巷100L/kg；岩巷40L/kg。
为避免循环风，应用局扇的吸入风量+60×0.15（岩巷）（煤巷取0.25）校核。
●抽出式：
Q抽=7.8/t
m3/s
式中：
L掷，炮烟抛掷距离L掷=15+A/Sm
抽出式风筒口距工作面距离为1.5
4）取上述三种方法计算的最大值，进行风速验算，不得超过以下允许范围：
岩巷：
0.15-4m/s;
半煤岩巷：
0.25-4m/s（采取降尘措施，并经批准，可达6m/s）;
采区进回风巷、机巷：
0.25-6m/s
井下峒室需风量计算：
炸药库：
Q库=4v/60=o.07v（V：
炸药库容积）
机电峒室：
Q机=0,497qW/Δt（q:
发热系数：
压风机取0.22；水泵取0.23。
Δt:
峒室进回风温差；W：
运转电机功率总和。
）
绞车房：
70m3//min充电室：
100m3/min
并应保证峒室温度不超过30℃。
2、风机选型
按计算的风压h值和总风量Q总值选择扇风机。
一、二期工程的建井主扇选择：
总风量Q总为各掘进工作需风量与硐室用风量（机电设备散热需风量）之和的1.2倍。
风压h=1.1R总×Q总2。
h值过大时最佳处理方式是降低风阻（加大通风断面）
扇风机功率计算：
W=h.Q=Pa.m3/s=N/m2.m3/s=N.m/s=J/s=W（J：
功，单位:
N.m）
通风电费计算：
C=24ehQ/1000η=w.e/1000η元。
（e:
电价；η：
扇风机效率）
局部通风机：
原通用的JBT型局部通风机由于效率低、噪声大及风压的局限性，于上世纪90年代即改造使用，自BKJ、BDJ系列推出后即逐步淘汰。
BKJ系列局部通风机效率高（最高达90%）高效区宽度比JBT高15%—30%，功耗降低近39%，噪声降低6—8db;BDJ隔爆型对旋式通风机为具有国际先进水平的新型通风机，结构紧凑、噪声低、风压高、效率高、反风性能好（达60%），小流量区运行稳定高效，应用范围广（可整机使用也可分级使用，减少能耗。
两级叶轮等速对旋，叶片扭曲方向相反，无定式导叶片，降低了内部通风阻力、提高了效率。
两级叶轮叶片数不同且旋转方向相反、叶片为气动性优良的机翼型，一级叶轮的叶片扭曲角和安装角大于二级，以致空气进入一级叶片获得能量后进入兼有普通轴流风机静叶功能的二级叶片后，在获得整直圆周方向速度分量的同时增加了气流能量，从而达到高压、高效。
分机使用应按先二、后一。
目前，日本生产了高压、高效、低噪的新型无声对旋风机和低噪混流式风机。
无声对旋风机的两叶片扭曲方向相反，两动轮旋转方向相反，分别由两台电机带动，吸风侧和出风侧有吸声罩，叶轮可更换，可单机或双机运转，也可装上固定导向叶片后分成两台轴流机使用。
混合式风机空气动力特点介于轴流和离心之间，气体从轴向吸入，经叶轮斜向流出，经导向叶片整流后再沿轴向前进，因叶片扭曲，风压可达旧式同一外径风机的两倍。
体积小、重量轻、便于搬运。
但上述两机均不防爆，可在无瓦斯巷道选用。
3、建井各阶段通风设计
通风设计原则：
安全可靠，经济合理
1）一期工程：
表土段、基岩段采用压入式通风。
29处施工的山西长治小庄风井采用两路Ф1.0m、两路Ф0.9m、两路Ф0.8m共6路大径软风筒压入式通风，是建井史上的一大创举。
2）二期工程（罐笼提升）：
采用混合式通风。
①主、副井贯通前，地面设建井主扇，挂设钢性风筒至井底大巷抽排乏风，在井下铁风筒抽风口后＞10m处，设局部扇风机向工作面供风。
主扇选型：
BD-2系列弯掠组合正交，隔爆对旋轴流式主要通风机（湘谭产）
（B）DKZ系列抽出式防爆对旋轴流式主要通风机（候马产）
（B）KZ系列抽出式防爆对旋轴流式主要通风机（候马产）
FBCDZ系列对旋防爆轴流式主要通风机（运城风机厂产）
K265-N09建井风机（设在井下）Q：
905/1300m3/min（1997年版《煤矿建设安全规定》）
常用离心式主要通风机（查2003年版建井工程手册）
②主副井贯通后与风井贯通前
主、副井到底后应尽快短路贯通，形成一井入风、一井回风。
选择回风井的原则是视两井瓦斯涌出情况及施工布局和井筒安装顺序（涉及到安装烧焊），以及季节（冬季结冰因素）确定。
由于利用贯通井巷通风，其阻力很小，应选择低压、大风量单机。
如果该期段有突出煤层掘进施工时，要保留原地面主扇与铁风筒形成的独立通风系统，以将其瓦斯风流直接抽排至地面。
③主、副井与中央风井贯通后，形成主、副井进风，中央风井回风的两进一回通风系统。
对无突出危险的矿井，其前两个期段的建井主要通风机可设在井下。
如29处在山西高河矿井主副井通道内设FBCDZ-8（n=740r/min）NO20，110KW单机三台，Q总：
15000m3/min，单机Q42-93m3/s,h：
625-2361Pa。
开创我国建井史先河，取得巨大经济效益。
3）.三期工程（主副井与边界风井贯通后）
当边界风井仍需提升运输，可对边界风井井棚封闭，启用永久主扇，如青东、刘店、刘庄等，但漏风＞15%，不经济。
如永久主扇尚不具备运行条件，非突出矿井可在进风大巷增掘的绕道中设置建井主要扇风机，采用正压通风，施工采区巷道。
突出矿井的三期工程施工，永久主扇必须投入使用。
长距离通风：
应优选双巷掘进，两巷之间通过联络巷全负压通风，形成一进一回，两巷掘进通风机均设在进风巷内，随巷道的推进而前移，大幅缩短了供风距离，降低了电耗和管线费用，满足了快速掘进需要，保证了掘进安全高效。
单头长距离通风应采用先进的大功率对旋风机、优质低阻大直径风筒，高压及弯处采用高强度骨架风筒。
全压7000Pａ的对旋风机曾创送风3300m，有效风量1200m3/min的远距离通风。
风筒出风口至掘进工作面距离：
按煤、半煤、岩巷分别为5、8、10m.迎头风筒应采用耐炮崩风筒，尤其立井施工，吊盘以下更应采用，以防风筒被炮崩毁导致瓦斯积聚及炮烟熏人。
矿井通风必须执行每旬测风制度，现场悬挂测风排版，通风系统图。
徒手测风速口诀平均风速（m/s）
一级轻烟随风偏1（0.3-15）
二级微风吹脸面2（1.6-3.7）ａ
三级红旗展4（3.4-5.4）
四级地面飞纸片7（5.5-7.0）
五级树摇9（8~10.7）
六级举伞难12（10.8-13.8）
七级迎风走不便15（13.4-17.1）疾风
八级小树断19（17.2-20.7）大风
九级屋顶飞瓦片22（20.8-24.4）烈风
十级屋塌板房飞26（24.5-28.4）狂风
十一级大树倒小树拔30（28.5-32.6）暴风
十二级巨浪滔天32（>32.7-118）飓风
五、瓦斯灾害防治
瓦斯等级划分：
低瓦斯矿井：
当量瓦斯≤10m3//t且矿井瓦斯绝对涌出量≤40m3/min
高瓦斯矿井：
当量瓦斯＞10m3/t;矿井瓦斯绝对涌出量＞40m3/min
突出矿井：
只要发生一次突出或煤层参数超标或动力现象即为突出矿井。
瓦斯治理十二字方针：
“先抽后采、以风定产、监测监控”
（一）建立十六字工作体系（国务院安办[2008]17号文《关于加强瓦斯治理工作的指导意见》）
“通风可靠，抽采达标，监控有效，管理到位”
1、通风可靠：
简化网络，优化系统（减少风门、风桥、风墙）保证通风断面，严控串联风，杜绝循环风，严禁无风、微风作业。
开拓布局以风定产，严禁超通风能力施工。
高瓦斯巷道要预测瓦斯涌出量，配风要保证合理的富余系数，提高抗灾能力。
硐室配风满足设备降温，空气质量达标。
主扇必须双机同能力，双回路供电。
瓦斯喷出区域、高、突矿井；低瓦斯矿井中的高瓦斯区的煤、半煤巷及瓦斯岩巷局扇必须“三专两闭锁”、配同能力双机、双电源、自动切换，运转局扇故障时备用风机能自动起动。
其他巷道可用单机但必须三专供电或同能力双机、双电源、自动切换。
2、抽采达标（AQ1026-2006）
掘进巷道瓦斯涌出绝对量3m3/min以上、采煤面＞5m3/min,采用加强通风难以解决或解决不合理（加大风量导致超风速，致使煤尘飞扬）及其矿井绝对瓦斯涌出量≥40m3/min（年产100-150万吨矿井大于30m3/mih;60-100万吨＞25m3/min；0.4-0.6Mt＞20m3/min;年产小于0.4Mt＞15m3/min）必须抽采（建立地面永久抽放系统或井下临时抽放系统）。
消突原则：
瓦斯压力小于0.74Mpa，煤层瓦斯当量﹤8m3/t）
3、监控有效
所有煤、半煤，瓦斯溢出岩巷均必须按低沼高配原则装设瓦斯监控装置，地面设显示终端。
每7d用标准气样对主机传感器调校，保证报警、断电可靠。
配备足够数量的专职瓦检员和20%余量的瓦检仪并定期调校，符合（AQ1029-2007）标准，放炮员、电工、生产施工管理人员入井必须携带便携仪。
4、管理到位
1）职责划分
单位主要负责人对瓦斯防治全面负责：
①保证通防机构人员配备，资金投入；②建立总工程师为核心的技术管理体系。
落实“一通三防”总工程师负责制：
机构人员、装备、技术由总工程师直接管理决策。
2）建立制度
①瓦斯超限追查制度；②瓦斯排放制度；③巷道贯通管理制度，保证两巷贯通前均正常通风，贯通后系统及时调正，保证稳定；④机电设备、供电系统使用维修制度。
⑤杜绝失爆：
严格设备安全标志管理，严禁国家明令禁止的淘汰设备入井；⑥严禁火源：
高突煤巷严禁使用耙矸机；严禁穿化纤衣服入井；井棚周围20m内严禁火源。
3）四位一体综合防突措施
预测预报、防突安全技术措施、消突效果检验、安全防护措施。
必须配备防突仪，突出危险巷道掘进每次放炮前必须预测。
（二）瓦斯赋存特点
1、影响瓦斯含量的因素
①煤的变质程度越高，瓦斯生成量越大。
烟煤通常600m3/t，进化至无烟煤增生240m3/t。
②埋藏越深增量越大。
前苏联1940年—1990年，50年采深增加了400m，CH4涌出量增4倍以上。
③煤层倾角越小含量越大。
④顶板越致密含量越大。
如淮北82煤层为突出煤层，顶板为砂质泥岩，致密、坚硬，成份为石英砂岩，泥质胶结，透气性极差，不利瓦斯释放。
⑤扭曲、褶曲、背斜等地质构造导致瓦斯及其能量积蓄。
⑥大气压影响，一天内气压变化达15-20mmHg，气压降低，空气柱变轻，致瓦斯涌出量大。
⑦抽出式通风瓦斯涌出量大。
2、瓦斯赋存状态
吸附状态，占瓦斯总量90%；游离状态仅占10%。
采掘空间的形成，使吸附状态瓦斯解吸涌出。
3、防瓦斯爆炸三原则
1）防超限、防积聚。
瓦斯爆炸条件是浓度达到5—16%、氧含量＞12%。
2）防引燃：
防静电火花，禁止穿化纤衣服入井；敲击使用铜锤，使用安全炸药、毫秒雷管。
瓦斯浓度＞15%时不爆炸，但遇明火会引燃，经燃烧降至爆炸界限内会直接引爆。
芦岭矿2003年5月13日，发生瓦斯突出，事故当班井下数百人作业，在距离突出点2300m处的瓦斯浓度致使该处的皮带机司机窒息死亡。
但未引燃爆炸，仅被埋、窒息死亡86人，从另一侧面说明了该矿机电管理到位，井下上万米供电线路，上千台设备无失爆。
3）防灾害扩大：
采用独立通风，分区通风。
4、瓦斯排放三原则
（1）控制排出的瓦斯在与新风流汇合处＜1.5%，严禁一风吹；
（2）切断回风路线所有电源；（3）撤人：
在回风路线所有进出口设警戒，防止人员误入。
高顶瓦斯可采用插管法或风障法排放。
六、瓦斯突出防治
（一）煤与瓦斯突出
1、瓦斯喷出：
喷出发生在地质构造带，喷出的瓦斯气流可将人吹倒，可吹飞直径200mm的石块，喷出量从几十到数十万立方米，喷出可持续几分钟甚至几年。
瓦斯喷出的防治：
探、排、引、堵。
2、煤与瓦斯突出：
在几秒钟内突然喷出大量煤与瓦斯。
2002年4月7日，芦岭矿8#煤层突出，突出瓦斯量100多万立方米，突出煤量1万多吨，13人死亡；2000年7月9日凌晨，蔡山一矿北翼1043轨道巷误穿煤层，发生突出，瓦斯逆流至中央变电所，变电所内均为非本安设备，由水泵开关火花引爆，死亡8人，伤27人，其中重伤5人。
突出煤量4
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