煤矿技术与技术管理.docx
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煤矿技术与技术管理
〔李嘴孜矿班队长安全培训授课教材〕
煤矿生产与技术管理
张瑞华
煤矿是特殊高危行业，我国煤矿大部分是井工开采，即地下开采，露天煤矿仅70余座，地下开采存在水、火、瓦斯、煤尘、顶板等五大自然灾害，井下作业受到潮湿、黑暗、空间小、地质构造复杂等自然条件影响，生产环节较多，技术要求高。
因此，煤矿技术与技术管理就是确保煤矿安全、提高产量和效益的基础和保障。
一、技术管理与安全生产的关系
要做到煤矿安全生产，就必须综合地运用多种技术和管理技术。
因为煤矿安全管理时刻存在于煤矿生产管理工作之中，涉及到煤矿生产的方方面面和各个环节，而煤矿生产的过程又十分复杂，环节众多。
因此。
我们必须把技术管理看成是煤矿安全生产的重要组成部分，渗透到煤矿生产管理的全过程，指导煤矿生产管理工作，使煤矿生产的各个环节相互配合，相互适应，避免因某一环节发生故障而打乱正常生产秩序甚至酿成大祸。
二、煤矿技术分类
根据技术应用的目的，煤矿技术分为生产技术和安全技术，生产技术包括建井技术、开采技术、掘进开拓技术、生产系统和巷道布置，安全技术是指应用于防治自然灾害，确保生产安全方面的技术，如：
瓦斯防治技术、防灭火技术、防治水技术、顶板控制技术、防治煤尘技术、监控技术。
煤矿技术的应用是根据每个矿的具体条件进行分析研究、选择确定的，不同的条件用不同的技术。
三、我矿矿情概况
我矿原来是两个矿，即孔集矿和李嘴孜矿，2002年破产重组，组成现在的李嘴孜矿。
我矿位于八公山，淮河之滨，东邻新庄孜矿，西至凤台县大山，东西长约9公里，南北倾斜宽1.67公里，矿区面积约15平方公里。
1958年开始建井，1964年投产。
我矿井田位于淮南复式向斜八公山扭动背斜的西端，地层走向N50°W~N80°W，倾向NE，因受力扭动，倾角从东向西，由浅入深，由25°逐渐增大至90°，直至倒转向西南倾斜，总的构造形态为一反“S”形的平卧褶曲，主要断层有：
F1近走向逆断层、F3走向正断层、F3-1正断层、F3-2正断层、F5走向逆断层、F8、F9斜切逆断层、F3-4斜切正断层、F3-5斜切正断层。
我矿是急倾斜煤层群开采矿井，煤系地层为石炭、二迭系、其中而二迭系的山西组与石盒子组为主要含煤层段，煤层群分为A、B、C、D四组，有可采煤层14层，主采煤层为C13、B11b、B9b、A1共4层，局部可采煤层为B7b、B4b、A3共3层。
煤层倾角从东向西由25°逐渐增大至90°，直至倒转。
我矿煤层剖面示意图
我矿至2011年6月底，地质储量8250万吨，可采储量3498万吨。
煤质属特低硫-低硫、特低磷低磷、富-中-低灰分、高焦油气煤和1/3焦煤，可作为炼焦油配煤及化工用煤。
矿井水文地质及其复杂，正常涌水量420m3/h，最大涌水量670m3/h。
是在三面水体下开采，地面有淮河水系、地表塌陷水，新地层有流砂层水体，顶板砂层富含水，底板有灰岩含水层，投产时，是“三下“试采矿井。
矿井属煤与瓦斯突出矿井，突出煤层有C13、B11b、B9b、B7b、B4b、A1，瓦斯绝对涌出量18m3/min,相对涌出量为9m3/t，煤层瓦斯含量2-15m3/t，A1-B9b煤层从西向东、由浅入深瓦斯涌出量逐渐增大，特别是过李Ⅰ线以东后瓦斯涌出量突然增大，B9b煤层瓦斯涌出量最大。
井田内A1-C15煤层均有自然发火倾向，自然发火期1-4个月，主要可采煤层的煤尘都具有爆炸性。
我矿是斜井（原孔集是立井，已充填）、多井筒、多水平、分区石门开拓，现有生产水平3个，即-250m、-400m、-530m水平，新水平-730m水平已设计施工，矿井按走向分为五个采区，即E2、W1、W3、W5、W7。
4、生产技术
生产技术是指运用于采掘生产方面的技术，有建井技术、采煤技术、掘进技术，矿井、采区生产系统和巷道布置。
生产技术的选取和应用，主要由煤层赋存和顶底板状况来确定。
煤层倾角分类：
近水平煤层：
＜8°，缓倾斜：
8—25°，倾斜煤层：
25-45°，急倾斜：
＞45°。
煤层厚度分类：
薄煤层:
＜1.3m，中厚煤层：
1.3-3.5m，厚煤层：
＞3.5m。
煤层顶板：
位于煤层之上的若干岩层统称为煤层顶板，根据落煤后各个岩层垮落的难易程度，由下而上分为伪顶、直接顶和老顶。
伪顶是直接覆盖在煤层之上，厚度多为几厘米至十几厘米，岩性多为碳质页岩，一般随落煤而垮落。
直接顶位于伪顶之上或直接位于煤层之上（有的煤层为伪顶），由一层或多层岩石组成，厚度由几米到十几米不等，岩性多为页岩、砂质页岩、泥质页岩、粉砂岩，一般在回柱后自行垮落，岩石较硬时呈周期性断裂垮落。
老顶位于直接顶或煤层之上（有的煤层没有伪顶和直接顶），比直接顶厚且坚硬，多由砂岩、砾岩或石灰岩组成，其断裂垮落周期比直接顶长。
底板：
分为直接底和老底。
直接底位于煤层之下直接与煤层接触的岩层，多为富含碳质的粘土岩。
老底位于直接底之下，多为粉砂岩及砂岩。
我国煤矿开采应重点研究的7个技术领域：
采煤方法和工艺，深矿井开采，“三下”采煤，减少矸石排放的开采技术，围岩控制技术，小煤矿技术改造和机械化开采技术以及地下气化技术。
下面主要就采煤方法和工艺、围岩控制技术做简单介绍。
1、采煤技术
采煤技术主要是指采煤方法和采空区处理。
根据采煤工艺的不同，我国采煤方法主要有：
炮采、普采、综采。
采空区处理方法有：
全部垮落法——随工作面落煤向前推进，当控顶距达到最大控顶距时，就要把靠近采空区一侧的支柱回撤下来（综采的液压支架随采面前移而自行移动），继而采空区顶板在回柱后自行垮落，垮落下来的破碎岩石充填采空空间，对上覆厚而硬且不易垮落的岩石起到一定的支撑作用，以减轻顶板对采煤工作面的压力。
适用于易垮落的松软顶板和中等垮落性顶板。
局部充填法——人工在采空区内码砌矸石条带，以此来支撑采空区的部分顶板。
适用于支架顶板岩层较坚硬，顶板暴露后短时间内不易垮落的薄煤层开采。
全部充填法——是用不燃性材料将采空区全部充填满，进而减轻工作面压力，防止采空区上覆岩层和地表发生较大的下沉移动。
这种方法在“三下”采煤中常用。
煤柱支撑法——也称“刀柱法”，随工作面向前推进，在采空区内沿走向每隔一定距离留有适当宽度的煤柱，煤柱起着支撑采空区顶板和将采空区于工作面隔离开的作用，然后，工作面又沿新的开切眼开始回采。
适用于极坚硬顶板。
缓慢下沉法——在煤层被采出之后，利用顶板具有的塑性，顶板可随工作面回柱产生弯曲下沉，但不断裂垮落，而是逐渐接触底板，使采空区顶自然消失。
适用于塑性可弯曲顶板条件下的薄煤层开采。
我矿煤层赋存条件复杂，2007年以前是炮采矿井，2007年在32321工作面试用急倾斜综采支架采煤。
我矿采用过的采煤方法较多，充填式采煤法、台阶式采煤、巷柱采煤、伪倾斜柔性掩护支架采煤、走向长壁、悬移支架、组合梁，以及急倾斜综采。
伪倾斜柔性掩护支架采煤是在我矿最早采用、改进、完善的，是国内急倾斜煤层开采中安全性较好的采煤方法。
炮采：
工艺：
工作面爆破落煤------装煤（主要是人工装煤）-------运煤，支护：
单体液压支架+金属铰接顶梁，采空区处理，主要有全部垮落法、充填法和缓慢下沉法。
普采：
工艺：
采用单滚筒采煤机落煤，采煤机装煤，工作面刮板运输机、顺槽转载机和胶带输送机，支护：
单体液压支柱+铰接顶梁，采空区处理是采用全部垮落法。
综采：
工艺：
大功率双滚筒采煤机落煤，采煤机装煤，大功率工作面可弯曲刮板机，顺槽转载机和可伸缩胶带输送机，支护是液压自移支架，采空区处理是采用全部垮落法。
2、我矿采区系统布置与掩护支架采煤工艺
（1）我矿采区是石门开拓，分阶段石门贯穿各煤层，采区上下山连接，分煤层布置工作面。
（2）掩护支架采煤工艺
掩护支架的组成：
掩护支架是用11#工字钢加工成八字形，每根支架垂直于煤层顶底板方向沿走向摆成排，在支架下用钢丝绳和螺丝、垫板连接成整体，支架间保留一定间隙，留出活动空间。
掩护支架原理：
工作面开切眼按30°伪倾角布置，支架安装时，从开切眼下端向上摆支架，支架用单体支柱和大板抬起，使支架下方留出足够的作业空间，其上方的支护回出，使垮落的煤岩压在支架上（支架上铺设钢丝网，碎煤矸不会从支架空隙中漏下），支架摆至回风巷后，开始在支架下打眼放炮，进行回采，放炮后，从工作面下方向上出煤，松散煤沿支架下安设的溜槽溜至运输巷，经链板机（皮带机）拉出。
支架在其自重和上覆煤岩的重力作用下向下移动，移动至支架两端落在实茬上时即停止，实际工作中，为了保证支架下有足够的空间，在支架没有落到实茬前，提前在支架下打上单体支柱，使支架不再移动，以保证作业空间。
支架结构：
支架安装：
工作面示意图：
工作面炮眼布置图：
3、掘进开拓技术
（1）技术简介
按煤岩别可分为：
煤巷、半煤岩巷和岩巷。
煤巷是指掘进断面中煤的面积占巷道断面的4/5及以上；岩巷是指掘进断面中煤的面积占巷道断面的1/5及以下，半煤岩巷是指掘进断面中煤的面积占巷道断面的1/5-4/5。
按支护方式可分为：
棚式支护、锚喷支护、砌碹支护，棚式支护有：
木棚支护、工字钢棚支护和U型钢棚支护。
木棚支护现在已基本不使用，主要是用工字钢棚支护和U型钢棚支护。
我矿煤巷掘进使用的是工字钢棚支护和U型钢棚支护。
断面形状图：
工字钢梯形棚：
U形钢棚支护：
U形钢棚按单位重量分有：
25U和29U两种。
我矿使用的是29U棚，根据断面大小，分为5种型号：
1#（3.5*2.8）、2#（3.9*3.2）、3#（4.2*3.15）、4#（5*3.6）、5#（5.3*3.8）。
因我矿巷道侧压大，设计时按80度扎角加工，以增加抗侧压能力，底扎净宽*净高。
锚喷支护有：
喷砼支护（只喷混凝土）、锚杆支护（只打锚杆）、锚网支护（打锚杆挂网）、锚喷支护（打锚杆喷混凝土）、锚网喷支护（打锚杆挂网喷混凝土）、锚索（网）支护、锚联网支护，我矿主要使用的是锚喷支护和锚网喷支护，在岩巷中使用，锚索（网）支护主要在巷道维修中使用。
锚喷支护断面图：
锚索支护是用钢铰线代替锚杆，形成锚索，其上端用锚固剂生根在较坚硬完整的岩层中，下端用锁具将垫板紧贴岩面锁紧，增加支护半径和支护强度。
锚索支护示意图：
钢铰线规格：
φ18（强度等级1860MPa），使用长度根据设计选取，一般有：
6500mm、7500mm，有效支护长度为设计长度-300mm，即钢铰线外露不大于300mm。
砌碹支护有：
瓦石碹、砼块碹和混凝土浇注，这种支护因费时费工，进度慢，我矿在2000年以前用的较多，现在基本不用。
以上各类支护方式是根据巷道煤岩别、赋存条件、煤岩硬度、巷道类别、用途、使用年限等条件，经计算设计，选择支护方式。
根据破煤（岩）方式可分为：
风镐、炮掘、综掘。
风镐掘进只是在低瓦斯矿井或煤层中只有，高瓦斯或煤与瓦斯突出矿井（煤层）是禁止使用的，我矿在低瓦斯、无煤与瓦斯突出的工作还在使用。
我矿在突出煤层和岩巷掘进中都使用炮掘，炮掘工艺：
爆破——支护—装煤（岩）。
我矿综掘主要是在中厚及厚煤层煤巷掘进中使用，最多时有3个综掘面，岩巷掘进还没有使用综掘。
（2）锚喷支护技术
锚杆支护是快速、安全、经济的巷道支护方式，也是我们使用最多的支护，我们矿主要使用锚喷支护和锚网支护，锚网支护一般在使用时间短、长度小的钻场中用。
锚杆支护理论：
A、悬吊理论：
锚杆支护的作用是将巷道顶板较软弱的岩层悬吊在上部坚硬岩层上，这样就能控制和减弱岩层的下沉和离层，保持顶板的稳定。
B、组合梁理论：
当顶板岩层中存在没有稳固岩层的若干薄层状时，通过锚杆的支护作用将这些岩层锁紧成一个较厚的岩层，由叠合梁变成组合梁，提高岩梁的抗弯曲能力并减少扰度。
C、紧固理论：
在块状围岩中，锚杆可将巷道周围的危岩彼此挤紧，从而加固成能承受载荷的整体结构。
D、压缩（组合）拱理论：
在松软围岩中，各个锚杆形成的压应力圆锥体交错重叠，形成以个连续的均匀压缩（组合）拱，这个压缩（组合）拱可承受其外部破碎岩石施加的径向载荷。
锚杆类型：
金属倒楔式锚杆、钢筋或钢丝绳砂浆锚杆、树脂锚杆、快硬水泥锚杆、快硬膨胀水泥锚杆、钢管式锚杆。
我矿用的是普通螺纹钢锚杆。
锚杆参数的确定：
锚杆的结构和尺寸可根据地质条件、技术情况，参照有关的经验数据进行选取，需要确定的参数有：
锚杆类型、锚固长度、锚杆直径和长度、布置方式和密度。
常用锚杆规格有：
Ф16mm*1600mm、Ф18mm*1800mm、Ф20mm*2000mm，布设间、排距：
700mm*700mm、800mm*800mm。
锚固剂为树脂锚固剂，型号为：
Z2850.
喷射混泥土支护：
是将一定配合比的水泥、砂、石子和速凝剂的干拌合料，通过混泥土喷射机，输料管送至喷头处与水混合，以较高的速度层层喷射于岩面上凝结硬化而成。
a\作用原理：
支撑作用、充填作用、隔绝作用、转化作用。
b\材料及配比：
水泥、砂、石子=1：
2：
2，速凝剂参量为3-6%，水灰比为0.45-0.55。
c\设备：
喷浆机，主要有：
转Ⅵ、转Ⅶ，人工拌料、上料。
d\养护：
为减少喷层的收缩裂缝，要求在混泥土终凝2小时后喷水养护，养护时间不少于7天。
锚喷支护的工艺流程：
打眼——装药——爆破——找顶、临时支护——打锚杆眼——安装锚杆（需要挂网的先挂网在上锚杆垫板）——喷混凝土——出矸。
出矸方式：
使用P-60（30、90）扒矸机，将矸石扒入矿车。
锚喷支护的质量要求：
①锚杆的长度、间排距、插入方向和排列方式等必须符合作业规程要求。
②锚杆孔角度必须符合规定。
③锚杆安装前，检查孔深、孔位、孔径及锚杆部件，这些必须符合规定。
④锚固剂的用量、搅拌时间必须符合规定。
⑤安装好后锚杆外露尺寸必须符合规定。
⑥喷射的混凝土配比必须符合规定。
⑦喷射厚度、平整度必须符合规定。
⑧养护时间必须符合规定。
五、安全技术
安全生产是煤矿的头等大事，安全抓不好，职工生命和国家财产将蒙受损失，煤矿的各项工作将受到影响。
我国安全生产的方针是“安全第一、预防为主、综合治理”，按照治理隐患、防范事故、标本兼治、重在治本的原则来搞好煤矿安全工作。
（一）矿井通风技术
为保证井下作业人员呼吸和排出井下有毒有害气体，矿井需要保持通风。
矿井通风的动力有自然通风和机械通风两种，利用温差、高差等自然条件产生自然风压，使矿井内空气流动的方法，叫自然通风，利用通风机械产生风压，使矿井内空气流动的方法叫机械通风。
煤矿生产都使用机械通风，按通风机械服务范围，分为全风压通风和局部通风。
矿井通风系统包括：
通风方式即进风井和出风井的布置形式（中央式、对角式、混合式），通风方法即矿井主要通风机的工作方式（抽出式、压入式或抽压联合式），通风网路。
我们矿是混合抽出式通风。
掘进头局部通风机的通风形式有：
压入式、抽出式和混合式。
压入式即利用局部通风机将新鲜空气经风筒压入工作面，而污风则由巷道排出。
抽出式与压入式相反，即新鲜风流由巷道进入工作面，污风经风筒由局部通风机抽出。
混合式就是把压入式和抽出式混合使用。
采煤工作面是采用全风压通风，根据采煤工作面进回风巷道德布置方式和数量，工作面通风系统分为：
U型、Z型、Y型、W型、双Z型和H型，常用的是U型和Y型通风。
1、均压通风技术
均压通风技术在控制采空区或火区漏风和自燃方面得到广泛的应用，其主要的优点是在不停产、不封闭的条件下，减少漏风和瓦斯涌出，抑制自燃。
配合均压通风技术开发配套均压监测、漏风通道检查装置，新型阻燃材料、阻燃方法以及均压自动调节等技术。
2、工作面下行通风技术
下行通风的主要优点是降低工作面温度，降低工作面的瓦斯浓度和煤尘浓度；缺点是回风流流经运输巷，机电设备管理难度大，其安全性降低。
一般在瓦斯涌出量低而地温高、机电设备多的矿井有所应用，但必须加强通风、瓦斯、和机电设备防爆管理，以保证下行通风应用的安全性。
3、灾变通风技术
矿井发生火灾、爆炸事故时，为了保证撤人、救灾安全，常常需要控制风流方向，避免灾变生成的有毒气体入侵人员撤退和救灾的线路，减少灾害影响范围和减少损失。
4、安全节能监控技术
在满足掘进工作面人员需要风量的前提下，采用局部通风安全节能监控技术，以变化的瓦斯浓度为参量，自动控制局部通风机的转速，使瓦斯浓度保持在安全浓度以下，不仅保证了局部通风的安全，而且局部通风机在合理的工况下运转，也节省了大量的电能。
一旦瓦斯超限，立即报警并执行断电闭锁，切断动力电源，确保安全。
5、矿井热害治理
随着矿井向深部开采，地温增高，热害显现严重，矿井热害的处理一般采用降温技术，分为人工制泠降温和加强通风降温，人工制泠降温有井下移动制泠和地面制泠。
（二）瓦斯防治技术
瓦斯是煤矿生产过程中必然遇到的一种有害气体，是煤矿安全的“第一杀手”，通过对长期的实践经验的总结，我国提出了“先抽后采、监测监控、以风定产”治理瓦斯的十二字方针，只要认真贯彻十二字方针，采取“四位一体”的防突措施，瓦斯事故是可以避免的。
防治瓦斯突出技术：
1、突出危险性预测
突出危险性预测包括区域行预测和工作面预测
（1）区域性预测：
瓦斯地质统计法——根据已开采区域确切掌握的煤层赋存、地质条件、突出分布规律，按一定原则定性地对突出煤层进行危险性划分。
综合指标法D、K法——从地应力、瓦斯压力、煤层硬度和结构方面评价测定地点的突出危险性，用以反应同一结构单元内的区域突出危险性大小趋势。
瓦斯地质区划法——对特定的矿井，以较大的地质构造控制分布为背景，研究构造煤及软分层的分布规律来定性或定量划分煤层突出危险性分布。
（2）工作面预测：
对采掘迎头进行动态循环预测。
石门揭煤工作面突出危险性预测：
用综合指标法（D、K值）、钻孔瓦斯解吸指标法（K1、Δh2、C值）。
煤巷掘进工作面突出危险性预测：
钻孔瓦斯涌出初速度法（qm）；R值指标法、钻屑指标法。
采煤工作面突出危险性预测：
与煤巷掘进工作面预测同。
2、区域性防突措施
开采保护层——在突出矿井中，预先开采的、并能使其他相邻的有突出危险的煤层受到采动影响而减少或丧失突出危险的煤层称为保护层，后开采的煤层称为被保护层。
密集钻孔预抽——通过布置密集钻孔、顺层钻孔预抽突出煤层瓦斯，降低突出危险煤层的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层收缩变形，地应力下降、煤层透气系数增加和煤的强度提高等效应，使被抽瓦斯的煤体丧失或减弱突出危险性。
局部消突措施
局部消突措施有钻孔抽采、钻孔自然排放、水力冲孔或扩孔、松动爆破、金属骨架加固局部煤体等。
在淮南矿区，钻孔抽采最为常用。
3、防突措施的效果检验
保护层保护效果检验：
在被保护层中掘进巷道时，如果各项测定指标都降到该煤层突出危险临界值以下，则认为保护层开采有效，反之，认为无效。
预抽效果检验：
煤体残存瓦斯含量小于8m3/t，煤层瓦斯抽采率大于30%。
揭煤防突措施效果检验：
现场可用措施质量、卸压时间、瓦斯释放率和钻孔内瓦斯涌出状况综合评价，也可以用钻孔残余瓦斯压力检验。
采掘面防突措施效果检验防方法同预测预报。
采用钻孔瓦斯涌出初速度法、钻屑指标法检验，检验孔孔深应小于或等于措施孔，并应布置在两个措施孔之间，如果测得的指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效，反之，认为措施无效。
无论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防突的补充措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全施工措施。
4、安全防护措施
1独立、稳定、可靠的揭煤通风系统。
2基本安全设施。
避难硐室、压风自救、隔爆水袋、电话等。
3供电管理的特殊要求。
电器设备、供电系统及管理制度，探头安设及断电范围。
4远距离放炮。
放炮位置、验炮等待时间和放炮程序规定。
5其他诸如严禁使用风镐作业，加强顶板管理的具体措施。
6专职测气员。
7个体防护。
熟悉突出预兆、突出后处理程序、避灾路线以及贯彻措施中主体内容，佩带隔离式自救器。
5、瓦斯抽采技术
抽采瓦斯是防治瓦斯灾害的最根本措施，它不仅可以降低瓦斯涌出量，消除煤与瓦斯突出危险，而且可以变害为利，变废为宝，同时还有利于环境保护。
（1）本煤层瓦斯抽采技术
1网格式穿层钻孔抽采技术——利用均匀且较密集的布孔，使钻孔在煤层内形成网格状，防止出现抽采死角，通过尽量短的预抽时间，使总的抽放量能达到钻孔控制区域瓦斯储量的40%以上。
2交叉钻孔抽采技术——将瓦斯抽放钻孔交叉布置，利用钻孔交叉时产生的相互影响，在不增加任何工程量得条件下，相当于加大钻孔直径，提高瓦斯抽采效果。
3定向长钻孔抽采技术——利用工作面回采产生的卸压效果布置定向长钻孔抽采工作面前方卸压区的瓦斯，以达到自我卸压和自我保护的目的。
4穿层水力扩孔技术——利用高压水射流冲割煤层，排出碎煤，造成孔穴，使煤层产生局部卸压，裂隙延伸扩展，煤层透气性增加，从而提高瓦斯抽放效果。
5深孔控制预裂爆破强化抽采技术——在工作面的进、回风巷，每隔一定距离，平行打一定深度的爆破孔和控制孔，对前方煤体进行爆破，使煤体产生新的裂隙，从而提高煤层的透气性，达到提高瓦斯抽采效果的目的。
（2）邻近层瓦斯抽采技术
1近距离邻近层抽采：
上邻近层瓦斯抽放，即由顶板开孔向工作面上方裂隙带打钻孔，抽放上邻近层及其附近煤层中的瓦斯；下邻近层瓦斯抽采，即在工作面回风巷打下向钻孔和在开采层下部开掘专用岩巷打上向钻孔两种方式抽采邻近层瓦斯。
2顶板岩石巷道邻近层抽采技术——将专用瓦斯抽采巷道布置在采煤工作面顶板的裂隙中，用巷道抽采上邻近层卸压瓦斯。
3顶板岩石定向水平长钻孔邻近层抽采技术——采用沿开采层顶板岩层走向布置迎面定向长钻孔，带头顶板专用瓦斯抽采巷道抽采上邻近层瓦斯。
（3）采空区瓦斯抽采技术
1封闭式抽采技术——在每次采区或采煤工作面全部开采结束后，将其予以封闭，然后抽采瓦斯。
2开放式抽采技术——在回采的同时，对采空区积存的瓦斯进行抽采。
方法有引巷密闭插管抽采、钻孔抽采、埋管抽采、顶板煤巷抽采等。
（三）矿井粉尘防治技术
1、煤层注水防尘。
通常采用两种方法，按水源分，一是利用矿井地面储水池，通过井下供水管网实施静压注水，二是利用井下水泵实施动压注水；按注水方式分，一是钻孔高压注水，二是上风巷蓄水，自然渗透注水。
2、喷雾降尘。
综采支架自带喷雾降尘，转载点安设喷雾降尘，掘开工作面安设放炮喷雾、拌料喷雾降尘。
3、通风除尘技术。
综掘工作面，采用抽尘净化技术以降低工作面粉尘浓度。
国内外大都采用长压短抽通风系统。
4、巷道周壁抑尘技术。
掘进巷道周壁聚集大量粉尘，单用洒水湿润，有效抑尘时间短，效果往往不好，冲洗打方法较彻底但耗水量很大，采用在巷道周壁洒粘尘剂来抑尘，简单有效。
原理是：
将沉积煤尘彻底湿润，并使其失去飞扬性，由于一般水分易蒸发，所以在粘尘剂中主要添加了吸水性很强的盐类溶液。
5、矿井煤尘爆炸隔（抑）爆技术。
其措施主要是设置被动式隔爆装置和自动式隔爆装置。
（四）矿井防灭火技术
1、外因火灾防治技术。
外因火灾主要包括电气火灾和带式输送机火灾。
我国煤矿外因火灾的防治，首先是改变巷道支护，采用混凝土锚喷支护、金属支架和料石砌碹；在供电上采用阻燃电缆及铠装电缆，并且改变电缆接头方式；变压器及机械设备用油采用抗燃剂，带式输送机采用阻燃胶带，在带式输送机上安装温度传感器或烟雾传感器，与水喷雾器或灭火器联动。
外因火灾的早期检测技术主要有：
变色涂料——一种随温度升高而变色的材料，温度升高时改变颜色给人以预报。
温度监控系统——有单独的检测环境温度的检测系统也有与矿井检测监控系统在一起的温度传感器来检测火灾的发生。
2、煤炭自燃火灾防治技术
（1）预测预报。
煤的自然发火的防治必须坚持“预防为主，综合治理”的原则，所以自然发火的早期预测预报是关键。
预测预报的方法主要有：
气体分析法、测温法、光电法、电离法、烟雾法、磁力预测法，我国煤矿矿井或者预测预报主
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