巷修工安全培训教材

1、第四章 矿山山压力与与控制第一节 矿山山压力与与分布规规律一、巷道道地压1.矿山山压力地下岩体体在采动动以前，由由于自重重的作用用在其内内部引起起的应力力，通常常称为原原岩应力力。因为为开采前前的岩体体处于静静止状态态，所以以原岩体体处于应应力平衡衡状态。当开掘掘巷道或或进行回回采时，形形成了地地下空间间，破坏坏了岩体体的原始始状态，引引起岩体体内应力力重新分分布，并并一直延延续到岩岩体内形形成新的的平衡为为止破坏坏了原来来的应力力平衡状状态，引引起岩体体内部的的应力重重新分布布。重新新分布后后的应力力超过煤煤、岩的的极限强强度时，使使巷道和和回采工工作面周周围的煤煤、岩发发生破坏坏，这种种情

2、况将将持续到到煤、岩岩内部再再次形成成新的应应力平衡衡为止。此时，巷巷道和回回采工作作面周围围煤、岩岩体内形形成一个个与原岩岩应力场场显然不不同的新新的应力力场，有有时称为为二次应应力场。其形成成的过程程就是煤煤、岩体体内应力力重新分分布的过过程。通通常把这这种由于于在地下下进行采采掘活动动造成围围岩移动动而在井井巷、硐硐室及回回采工作作面周围围煤、岩岩体内和和支护物物上所引引起的压压力，称称为“矿山压压力”，简称称“矿压”或“地压”。2矿山山压力显显现在矿山压压力作用用下，将将引起一一系列力力学现象象，如围围岩变形形或挤入入巷道、岩体离离散、移移动或冒冒落；煤煤体压松松、片帮帮或突然然抛出；

3、木材支支架压裂裂或折断断；金属属支架变变形或压压弯；充充填物产产生沉缩缩以及岩岩层和地地表发生生移动和和塌陷等等等。在在矿山压压力作用用下出现现的冒顶顶、底鼓鼓、煤岩岩片帮、支架破破坏、煤煤和瓦斯斯突出等等力学现现象，称称为矿山山压力现现象或矿矿山压力力显现，简简称“矿压显显现”。3 矿矿山压力力控制在大多数数情况下下，“矿压显显现”会给地地下开采采工作造造成不同同程度的的危害。为使“矿压显显现”不致于于影响正正常的开开采工作作和保证证安全生生产，就就必须采采取各种种技术措措施加以以控制。这种人人为地调调节，改改变和利利用矿山山压力作作用的各各种措施施，称为为“矿山压压力控制制”，简称称“矿压

4、控控制”。七、巷道道围岩控控制降低巷道道围岩应应力，提提高围岩岩稳定性性以及合合理选择择支护是是巷道围围岩控制制的基本本途径。回采引引起的支支承压力力不仅数数倍于原原岩应力力，而且且影响范范围大。巷道受受到回采采影响后后，围岩岩应力、围岩变变形会成成倍、甚甚至近十十倍急剧剧增长。因此，巷巷道围岩岩控制手手段的实实质是如如何利用用煤层开开采引起起采场周周围岩体体应力重重新分布布的规律律，正确确选择巷巷道布置置和护巷巷方法，使使巷道位位于应力力降低区区内，从从而减轻轻或避免免回采引引起的支支承压力力的强烈烈影响，控控制围岩岩压力。（一）巷巷道围岩岩压力及及影响因因素1围岩岩压力采掘活动动引起巷巷道

5、围岩岩应力集集中和重重新分布布，使巷巷道周边边岩体自自稳能力力显著降降低，导导致向巷巷道空间间移动。为了防防止围岩岩变形和和破坏，需需要对围围岩进行行支护。这种围围岩变形形受阻而而作用在在支护结结构物上上的挤压压力或塌塌落岩石石的重力力，统称称为围岩岩压力。根据围围岩压力力的成因因，围岩岩压力可可分为以以下四种种类型：(1）松松动围岩岩压力由于巷道道开挖而而松动或或塌落的的岩体，以以重力的的形式直直接作用用于支架架结构物物上的压压力，表表现为松松动围岩岩压力载载荷形式式。如支支护不能能有效地地控制围围岩变形形的发展展，围岩岩形成松松动垮塌塌圈时，将将导致松松动围岩岩压力出出现，通通常顶压压显现

6、严严重。(2）变变形围岩岩压力支护能控控制围岩岩变形的的发展时时，围岩岩位移挤挤压支架架而产生生的压力力，称为为变形围围岩压力力，简称称变形压压力。在在“围岩一一支护”力学体体系中，只只要围岩岩与支架架相互作作用，围围岩就会会对支架架施加变变形压力力。弹性性变形压压力是围围岩弹性性变形时时作用于于支架上上的压力力，弹性性变形产产生速度度极快，变变形量很很小，对对于围岩岩、支护护相互作作用过程程而言，实实际意义义不大。塑性变变形压力力是由于于围岩的的塑性变变形和破破裂，围围岩向巷巷道空间间位移，使使支护结结构受到到的压力力，是变变形围岩岩压力的的主要形形式。塑塑性变形形的大小小主要取取决于巷巷道

7、塑性性区和破破裂区的的范围。塑性区区的扩展展具有明明显的时时间效应应，塑性性区不再再扩展时时，围岩岩变形速速度下降降，而逐逐渐稳定定并趋于于流变。(3）膨膨胀围岩岩压力围岩膨胀胀、崩解解体积增增大而施施加于支支护上的的压力，称称为膨胀胀压力。膨胀压压力与变变形压力力的基本本区别在在于它是是由吸水水膨胀而而引起的的。从现现象上看看，属于于变形压压力范畴畴，但两两者的变变形机制制截然不不同，前前者是指指与水发发生物理理化学反反应，后后者主要要是围岩岩应力与与结构效效应。(4）冲冲击和撞撞击围岩岩压力冲击围岩岩压力指指围岩积积累了大大量弹性性变形能能之后，突突然释放放出来所所产生的的压力；撞击围围岩

8、压力力是回采采工作面面上覆岩岩层剧烈烈运动时时对巷道道支护体体所产生生的压力力。2影响响围岩压压力的主主要因素素影响围岩岩压力的的因素基基本上可可分为开开采技术术因素和和地质因因素两大大类。开开采技术术因素中中，影响响最大的的是回采采工作状状况，即即巷道与与回采工工作面相相对空间间、时间间关系。例如，巷巷道是处处于侧侧、两侧侧或邻近近煤层采采动影响响条件下下，是受受一次还还是受多多次采动动影响，采采动影响响已经稳稳定还是是正在采采动过程程中。其其次是巷巷道保护护方法，例例如，巷巷道支护护方式、巷道断断面形状状和大小小、巷道道、掘进进方法、巷道基基本支护护类型和和参数等等。地质质因素主主要有：原

9、岩应应力状态态、围岩岩力学性性质、岩岩体结构构、岩石石的组成成和胶结结状态、围岩中中水分的的补给状状况等。(二)巷巷道围岩岩控制原原理和方方法1巷道道围岩控控制原理理巷道围岩岩控制是是指控制制巷道围围岩的矿矿山压力力和周边边位移所所采取措措施的总总和。其其基本原原理是：人们根根据巷道道围岩应应力、围围岩强度度以及它它们之间间的相互互关系，选选择合适适的巷道道布置和和保护及及支护方方式。降降低围岩岩应力，增增加围岩岩强度，改改善围岩岩受力条条件和赋赋存环境境，有效效地控制制围岩的的变形、破坏。需要强强调指出出，受到到采动影影响的巷巷道，巷巷道围岩岩岩体结结构、赋赋存条件件在很大大程度上上受到回回

10、采工作作的制约约。因此此，巷道道围岩控控制的效效果，极极大程度度上取决决于对回回采活动动影响巷巷道围岩岩控制的的认识，对对巷道围围岩岩体体力学模模型、变变形及破破坏机制制判断的的正确性性，以及及对巷道道围岩赋赋存条件件和岩体体力学性性质掌握握的程度度。围绕绕降低巷巷道围岩岩应力，增增加围岩岩强度，改改善围岩岩受力条条件和赋赋存环境境，巷道道围岩控控制方法法可归结结为巷道道布置和和巷道保保护及支支护两方方面内容容。2巷道道布置从巷道围围岩控制制的角度度出发，布布置巷道道时应重重视下列列问题：(1）在在时间和和空间上上尽量避避开采掘掘活动的的影响，最最好将巷巷道布置置在煤层层开采后后所形成成的应力

11、力降低区区域内。(2）如如果不能能避开采采动支承承压力的的影响，应应尽量避避免支承承压力叠叠加的强强烈作用用，或尽尽量缩短短支承压压力影响响时间，例例如跨越越巷道开开采，避避免在遗遗留煤柱柱下方布布置巷道道等。(3）在在采矿系系统允许许的距离离范围内内，选择择稳定的的岩层或或煤层布布置巷道道，尽量量避免水水与松软软膨胀岩岩层直接接接触。(4）巷巷道通过过地质构构造带时时，巷道道轴向应应尽量垂垂直断层层构造带带或向、背斜构构造。(5）相相邻巷道道或铜室室之间选选择合理理的岩柱柱宽度。(6）巷巷道的轴轴线方向向尽可能能与构造造应力方方向平行行，避免免与构造造应力方方向垂直直。3巷道道保护及及支护巷

12、巷道的保保护及支支护措施施：(1）通通过在巷巷道围岩岩中钻孔孔卸压、切槽卸卸压、宽宽面掘巷巷卸压以以及在巷巷旁留专专门的卸卸压空间间等方法法，使巷巷道围岩岩受到某某种形式式的不同同程度的的卸载，将将本该作作用于巷巷道周围围的集中中载荷，转转移到离离巷道较较远的新新的支承承区，达达到降低低围岩应应力的目目的。(2）采采用围岩岩钻孔注注浆、锚锚杆支护护、锚索索支护、巷道周周边喷浆浆、支架架壁后充充填、围围岩疏干干封闭等等方法，增增高围岩岩强度，优优化围岩岩受力条条件和赋赋存环境境。(3）架架设支架架对围岩岩施加径径向力，既既支撑松松动塌落落岩石，又又能加大大巷道的的围压，保保持围岩岩三向受受力状态

13、态，提高高围岩强强度，限限制塑性性变形区区和破裂裂区的发发展。根根据巷道道不同时时期的矿矿压显现现规律，巷巷道支护护可分为为巷内基基本支架架支护、巷内加加强支架架支护、巷旁支支护、联联合支护护四种形形式。(三)巷巷道围岩岩稳定性性分类及及支护选选择1.巷道道围岩稳稳定性分分类根据根据据锚喷支支护设计计和施工工需要，按按照煤矿矿岩层特特点制定定围岩分分级，可可分为非非常稳定定岩层、稳定岩岩层、中中等稳定定岩层、不稳定定岩层、极不稳稳定岩层层。2.选择择巷道支支护形式式依据预测测的巷道道围岩稳稳定性类类别，推推荐的煤煤层巷道道锚杆基基本支护护形式与与主要参参数见表表注1 巷帮锚锚杆基本本支护形形式

14、与主主要参数数视地应应力、巷巷帮煤（岩岩）强度度、节理理状况、护巷煤煤柱尺寸寸、巷道道断面等等因素，参参照顶板板锚杆确确定；2对于于复合顶顶板、破破碎围岩岩、易风风化、潮潮解、遇遇水膨胀胀围岩，可可考虑在在基本支支护形式式基础上上增加锚锚索加固固或注浆浆加固、封闭围围岩等措措施；3.顶板板较完整整”指节理理、层理理分级的的= 1 * ROMANI、= 1 * ROMANI、= 3 * ROMANIIII, “顶板较较破碎”指= 4 * ROMANIV 、= 5 * ROMANV 级。第二节 冲击地地压灾害害防治煤矿开采采过程中中，在高高应力状状态下积积聚有大大量弹性性能的煤煤或岩体体，在一一定

15、的条条件下突突然发生生破坏、冒落或或抛出，使使能量突突然释放放，呈现现声响、震动以以及气浪浪等明显显的动力力效应。这些现现象统称称为煤矿矿动压现现象。它它具有突突然爆发发的特点点，其效效果有的的如同大大量炸药药爆破，有有的能形形成强烈烈暴风，危危害程度度比一般般矿山压压力显现现程度更更为严重重，在地地下开采采中易造造成严重重的自然然灾害。但是，这这种动压压现象并并不是每每个矿井井都会发发生，它它也是可可以防治治的。煤煤矿动压压现象的的成因和和机理各各地不完完全相同同，它的的显现形形式也有有差异。因此，正正确地区区分各种种动压现现象的实实质，对对深人矸矸究和制制定相应应的防治治对策，都都有重大大

16、的实际际意义。目前，根根据动压压现象的的一般成成因和机机理，可可把它归归纳为三三种形式式，即冲冲击矿压压、顶板板大面积积来压和和煤及瓦瓦斯突出出。前两两者完全全属于矿矿山压力力的矸究究范畴，而而后者除除矿山压压力的作作用外，还还有承压压瓦斯的的动力作作用。一、冲击击地压及及机理、预报、防治1.冲击击矿压现现象随着我国国煤矿开开采深度度的增加加，以及及开采条条件越来来越复杂杂，我国国的冲击击矿压现现象越来来越多，危危害也越越来越大大。冲击击矿压是是聚积在在矿井巷巷道和采采场周围围煤岩体体中的能能量突然然释放，在在井巷发发生爆炸炸性事故故，产生生的动力力将煤岩岩抛向巷巷道，同同时发出出强烈声声响，

17、造造成煤岩岩体振动动和煤岩岩体破坏坏，支架架与设备备损坏，人人员伤亡亡，部分分巷道垮垮落破坏坏等。冲冲击矿压压还会引引发或可可能引发发其他矿矿井灾害害，尤其其是瓦斯斯、煤尘尘爆炸、火灾以以及水灾灾，干扰扰通风系系统，严严重时造造成地面面震动和和建筑物物破坏等等。因此此，冲击击矿压是是煤矿重重大灾害害之一。对于冲冲击矿压压现象，世世界各国国，以及及不同的的行业，其其称谓是是不一样样的，常常见的有有“岩爆”、“煤爆”、“冲击矿矿压”、“矿山冲冲击”、“冲击地地压”等。本本书采用用“冲击矿矿压”这个术术语。2.、冲冲击矿压压的特点点通常情况况下，冲冲击矿压压会直接接将煤岩岩抛向巷巷道，引引起岩体体的

18、强烈烈震动，产产生强烈烈声响，造造成岩体体的破断断和裂缝缝扩展。因此，冲冲击矿压压具有如如下明显显的显现现特征：(1）突突发性。冲击矿矿压一般般没有明明显的宏宏观前兆兆而突然然发生，冲冲击过程程短暂，持持续时间间几秒到到几十秒秒，难以以事先准准确确定定发生的的时间、地点和和强度。(2）瞬瞬时震动动性。冲冲击矿压压发生过过程急剧剧而短暂暂，像爆爆炸一样样伴有巨巨大的声声响和强强烈的震震动，电电机车等等重型设设备被移移动，人人员被弹弹起摔倒倒，震动动波及范范围可达达几千米米甚至几几十千米米，地面面有地震震感觉，但但一般震震动持续续时间不不超过几几十秒。(3）巨巨大破坏坏性。冲冲击矿压压发生时时，顶

19、板板可能有有瞬间明明显下沉沉，但一一般并不不冒落；有时底底板突然然开裂鼓鼓起甚至至接顶；常常有有大量煤煤块甚至至上百立立方米的的煤体突突然破碎碎并从煤煤壁抛出出，堵塞塞巷道，破破坏支架架；从后后果来看看冲击矿矿压常常常造成惨惨重的人人员伤亡亡和巨大大的生产产损失。(4）复复杂性。在自然然地质条条件上，除除褐煤以以外的各各种煤种种都记录录到冲击击现象，采采深从2200mm10000m，地地质构造造从简单单到复杂杂，煤层层从薄层层到特厚厚层，倾倾角从水水平到急急斜，顶顶板包括括砂岩、灰岩、油母页页岩等都都发生过过冲击地地压。在在生产技技术条件件上，不不论水平平、炮采采、机采采或是综综采，全全部垮落

20、落法或水水力充填填法等各各种采煤煤工艺，不不论是长长壁、短短壁、房房柱式或或煤柱支支撑式，分分层开采采还是倒倒台阶开开采等各各种采煤煤方法都都出现过过冲击地地压。3.冲击击矿压分分类冲击矿压压按其显显现强度度、释放放的能量量等进行行分类。根据冲冲击的显显现强度度，可分分为四类类：(1）弹弹射。一一些单个个碎块从从处于高高压应力力状态下下的煤或或岩体上上射落，并并伴有强强烈声响响，属于于微冲击击现象。(2）矿矿震。它它是煤、岩内部部的冲击击矿压，即即深部的的煤或岩岩体发生生破坏。煤、岩岩并不向向已采空空间抛出出，只有有片帮或或塌落现现象，但但煤或岩岩体产生生明显震震动，伴伴有巨大大声响，有有时产

21、生生煤尘。较弱的的矿震称称为微震震，也称称为“煤炮”。3）弱冲冲击。煤煤或岩石石向已采采空间抛抛出，但但破坏性性不很大大，对支支架、机机器和设设备基本本无损坏坏，围岩岩产生震震动，一一般震级级在2 . 22 级以以下，伴伴有很大大声响，产产生煤尘尘，在瓦瓦斯煤层层中可能能有大量量瓦斯涌涌出。(4）强强冲击。部分煤煤或岩石石急剧破破碎，大大量向已已采空间间抛出，出出现支架架折损、设备移移动和围围岩震动动，震级级在2 . 33 级以以上，伴伴有巨大大声响，产产生大量量煤尘和和冲击波波。根据震级级强度和和考虑抛抛出的煤煤量，可可将冲击击矿压分分为三级级：轻微冲冲击（= 1 * ROMANII级）。抛

22、出煤煤量在110t以以下，震震级在ll 级以以下的冲冲击矿压压。 中等等冲击（= 2 * ROMANII级）。抛出煤量在10 50t ，震级在1 2 级的冲击矿压。 强烈烈冲击（= 3 * ROMANIII级）。抛出煤量在50t 以上，震级在2 级以上的冲击矿压。一般面波波震级MMS=1 时，矿矿区附近近居民可可能有震震感；MMS=2 时，对对井上下下有不同同程度的的破坏；MS=2 . 55 时，地地面建筑筑物将出出现破坏坏现象。根据国内内外的分分类方法法，冲击击矿压可可分为由由采矿活活动引起起的采矿矿型冲击击矿压和和由构造造活动引引起的构构造型冲冲击矿压压。而采采矿型冲冲击矿压压可分为为压力

23、型型、冲击击型和冲冲击压力力型。压压力型冲冲击矿压压是由于于巷道周周围煤体体中的压压力由亚亚稳态增增加至极极限值，其其聚集的的能量突突然释放放。冲击型冲冲击矿压压是由于于煤层顶顶底板厚厚岩层突突然破断断或位移移引发的的，它与与震动脉脉冲地点点有关。在某种种程度上上，构造造型冲击击矿压也也可看做做冲击型型。冲击击压力型型冲击矿矿压则介介于上述述两者之之间当当煤层受受较大压压力时，来来自围岩岩内不大大的冲击击脉冲作作用下发发生的冲冲击矿压压。4、冲击击矿压和和矿山震震动对环环境的影影响在采矿巷巷道工作作面中发发生震动动和冲击击矿压，将将会对井井下巷道道、井下下工作人人员和地地面建筑筑物造成成影响。

24、= 1 * GB3对井下下巷道的的影响冲冲击矿压压对井下下巷道的的影响主主要是动动力将煤煤岩抛向向巷道，破破坏巷道道周围煤煤岩的结结构及支支护系统统，使其其失去功功能。而而一些小小的冲击击矿压或或者说岩岩体卸压压，则对对巷道的的破坏不不大。巷巷道壁局局部破坏坏、剥落落或巷道道支架部部分损坏坏。应当当确定，当当矿山震震动较小小，或震震中距巷巷道较远远时，将将不会对对巷道产产生任何何损坏。= 2 * GB3对矿工工的影响响在发生冲冲击矿压压区域如如有工人人工作，则则可能对对其产生生伤害，甚甚至造成成死亡事事故。= 3 * GB3对地表表建筑物物的影响响矿山震动动和冲击击矿压不不仅对井井下巷道道造成

25、破破坏，伤伤害工作作人员且对地地表及地地表建筑筑物造成成损坏，甚甚至造成成地震那那样的灾灾难性后后果。5.冲击击矿压影影响因素素冲击矿压压发生的的原因是是多方面面的，但但从总的的来说可可以分为为三类，即即自然地地质因素素、开采采技术条条件和组组织管理理措施。6.冲击击矿压发发生的机机理冲击矿压压发生的的物理过过程，主主要是说说明煤、岩介质质变形破破坏的力力学过程程，称为为冲击矿矿压的机机理。目目前对冲冲击矿压压机理的的认识可可主要概概括为：强度理理论、能能量理论论和冲击击倾向理理论。7.冲击击矿压防防范措施施(1)合合理的开开拓布置置和开采采方式实践表明明，合理理的开拓拓布置和和开采方方式对于

26、于避免应应力集中中和叠加加，防止止冲击矿矿压关系系极大。大量实实例证明明，多数数冲击地地压是由由于开采采技术不不合理而而造成的的。不正正确的开开拓开采采方式一一经形成成就难以以改变，临临到煤层层开采时时，只能能采取局局部措施施，而且且耗费很很大，效效果有限限。故合合理的开开拓布置置和开采采方式是是防治冲冲击矿压压的根本本性措施施。主要要原则是是：= 1 * GB3开采煤煤层群时时，开拓拓布置应应有利于于解放层层开采。= 2 * GB3划分采采区时，应应保证合合理的开开采顺序序，最大大限度地地避免形形成煤柱柱等应力力集中区区。= 3 * GB3采区或或盘区的的采面应应朝一个个方向推推进，避避免相

27、向向开采，以以免应力力叠加。= 4 * GB3在地质质构造等等特殊部部位，应应采取能能避免或或减缓应应力集中中和叠加加的开采采程序。在向斜斜和背斜斜构造区区，应从从轴部开开始回采采，在构构造盆地地应从盆盆底开始始回采；在有断断层和采采空区的的条件下下应从采采用断层层或采空空区开始始回采的的开采程程序。= 5 * GB3有冲击击危险的的煤层的的开拓或或准备巷巷道、永永久硐室室、主要要上（下下）山、主要溜溜煤巷和和回风巷巷应布置置在底板板岩层或或无冲击击危险煤煤层中，以以利于维维护和减减小冲击击危险。回采巷巷道应尽尽可能避避开支承承压力峰峰值范围围，采用用宽巷掘掘进，少少用或不不用双巷巷或多巷巷同

28、时平平行掘进进。= 6 * GB3开采有有冲击危危险的煤煤层，应应采用不不留煤柱柱垮落法法管理顶顶板的长长壁开采采法。回回采线尽尽量是直直线且有有规律地地推进。不同的的采煤方方法，矿矿山压力力的大小小及分布布也不同同。房柱柱式等柱柱式采煤煤法由于于掘进的的巷道多多和在采采空区遗遗留的煤煤柱多、顶板不不能及时时充分的的垮落，造造成支承承压力较较高在工工作面前前方掘进进巷道势势必受到到叠加压压力的影影响，增增加了危危险性。水力采采煤法虽虽然系统统简单、高效，但但遗留的的煤垛在在采空区区形成支支撑，顶顶板不能能及时、规则地地垮落，又又要经常常在支承承压力带带开掘水水道和枪枪眼，加加之推进进速度高高，

29、开采采强度大大，易造造成大面面积悬顶顶的危害害，导致致发生冲冲击矿压压。采用用长壁式式开采方方法，则则有利于于减缓冲冲击矿压压的危害害。= 7 * GB3顶板管管理采用用全部垮垮落法，工工作面支支架采用用具有整整体性和和防护能能力的可可缩性支支架。统统计表明明，采用用非正规规采煤法法的采区区冲击矿矿压次数数多、强强度大，水水力充填填次之，全全部垮落落法次数数少且强强度弱。我国发发生冲击击矿压的的煤层其其顶板大大多又厚厚又硬，不不易垮落落。采用用注水爆爆破等方方法，使使顶板弱弱化或垮垮落，能能减缓冲冲击矿压压。(2)开开采解放放层开采解放放层是防防治冲击击矿压的的有效和和带有根根本性的的区域性性

30、防范措措施。一一个煤层层（或分分层）先先采，能能使临近近煤层得得到一定定时间的的卸载这这种卸载载开采称称之为开开采解放放层。先先采的解解放层必必须根据据煤层赋赋存条件件选择无无冲击倾倾向或弱弱冲击倾倾向的煤煤层。实实施时必必须保证证开采的的时间和和空间有有效性。不得在在采空区区内留煤煤柱，以以使每一一个先采采煤层的的卸载作作用能依依次地使使后采煤煤层得到到最大限限度的“解放”。= 1 * GB3振动卸卸压爆破破原理振振动爆破破是一种种特殊的的爆破，它它与爆破破落煤不不同。振振动炮的的主要任任务是爆爆破炸药药，形成成强烈的的冲击波波，使得得岩体振振动。振振动炮要要使振动动范围最最大，甚甚至是整整

31、个工作作面长；在装药药量一定定的情况况下，振振动效果果最好振振动爆破破有振动动卸压爆爆破，振振动落煤煤爆破，振振动卸压压落煤爆爆破，顶顶板爆破破。= 2 * GB3钻孔注注水煤层层注水的的实用方方法有三三种布置置方式，即即与采面面煤壁垂垂直的短短钻孔注注水法，与与采面煤煤壁平行行的长钻钻孔注水水法和联联合注水水法。= 3 * GB3钻孔却却压:采采用煤体体钻孔可可以释放放煤体中中聚集的的弹性能能，消除除应力升升高区。= 4 * GB3定向爆爆破裂缝缝法:定定向爆破破裂缝法法的原理理与上法法相同，不不同处只只是将高高压水换换成了炸炸药。其其预裂缝缝也有周周向和轴轴向之分分。定向向爆破裂裂缝法的的

32、钻孔长长度、布布置方式式、制造造预裂缝缝的数量量、形式式等均取取决于井井巷支护护形式，要要破坏岩岩体的力力学性质质以及破破裂的目目的，这这需要根根据具体体的生产产实际，进进行具体体的设计计和实施施。第三节 顶板板大面积积来压一、顶板板大面积积来压现现象及特特征顶板大面面积来压压主要是是由于坚坚硬顶板板被采空空的面积积超过一一定的极极限值，引引起大面面积冒落落而造成成的剧烈烈动压现现象。顶顶板大面面积来压压时，一一次冒落落的面积积少则几几千平方方米，多多则可达达几万甚甚至十几几万平方方米。这这样大面面积的顶顶板在极极短时间间内冒落落下来，不不仅由于于重量的的作用会会产生严严重的冲冲击破坏坏力，而

33、而且更加加严重的的是把已已采空间间的空气气瞬时排排出，形形成巨大大的暴风风，破坏坏力极强强。二、顶板板大面积积来压的的成因和和机理顶板大面面积来压压是由坚坚硬岩层层大面积积冒落而而形成的的。如砂砂岩和砾砾岩层等等，其单单向抗压压强度可可达816.0kPPa，甚甚至达220.00kPaa 。这这些岩层层一般为为厚层整整体结构构，岩体体中的层层理、节节理和裂裂隙都不不发育。这些坚坚硬岩层层有的直直接覆于于煤层上上面，有有的在煤煤层之间间有一薄薄层强度度较小的的岩层。由于直接接覆于煤煤层之上上的顶板板岩层坚坚硬，在在采面初初采时，顶顶板初次次垮落步步距可达达5070mm,甚至至达1000m以以上。当

34、当煤柱支支撑面积积与采空空面积之之比低于于30%时，这这种现象象尤为严严重，易易于形成成大面积积来压现现象。三、顶板板大面积积来压的的防治措措施1顶板板大面积积来压的的预兆及及测定(1）预预兆大面积来来压的预预兆主要要表现为为，顶板板断裂声声响的频频率和音音响增大大；煤帮帮有明显显受压和和片帮现现象；底底板出现现底鼓或或沿煤柱柱附近的的底板发发生裂缝缝；巷道道超前压压力较明明显；工工作面中中支柱载载荷和顶顶板下沉沉速度明明显增大大；有时时采空区区顶板发发生裂缝缝或淋水水加大，向向顶板中中打的钻钻孔原先先流清水水，后变变为流白白糊状的的液体，这这是断裂裂块岩互互相间摩摩擦形成成的岩粉粉与水的的混

35、合物物。(2）测测定与预预报大面积来来压的测测定原理理与冲击击矿压相相同，可可用微震震仪、地地音仪和和超声波波地层应应力仪等等进行量量测岩层层断裂时时的脉冲冲信号。根据上上述顶板板大面积积来压的的机理，厚厚坚硬岩岩层的破破坏过程程，长的的在来压压前数十十天即出出现声响响和其他他异常现现象，短短的在来来压前几几天，甚甚至几个个小时也也出现预预兆。因因此，根根据仪器器量测的的结果和和结合历历次来压压预兆的的特征，可可对大面面积来压压进行较较准确的的预报，避避免造成成灾害。2顶板板大面积积来压的的防治措措施顶板大面面积来压压主要的的危险是是由顶板板冒落而而形成的的冲击荷荷载和暴暴风。防防止和减减弱其

36、危危害的基基本原理理是，改改变岩体体的物理理力学性性能，以以减小顶顶板悬露露和冒落落面积，以以及减小小顶板下下落高度度，来降降低空气气排放速速度。具具体的办办法可有有以下几几种。(1）顶顶板高压压注水顶板注水水可以起起软化顶顶板，增增加和扩扩展裂隙隙，以及及润滑弱弱面等作作用。其其主要机机理是，注注水后能能溶解顶顶板岩石石中的胶胶结物和和部分矿矿物；减减小层间间粘结力力；高压压水可以以形成水水楔，扩扩大和增增加岩石石中的裂裂隙弱面面。(2）强强制放顶顶用爆破的的方法人人为地将将顶板切切断，并并使顶板板冒落形形成矸石石垫层。切断顶顶板可以以控制冒冒落面积积，减弱弱顶板压压力和冒冒落时产产生的冲冲

37、击载荷荷；形成成垫层可可以缓和和冒落时时产生的的暴风。(3）预预防暴风风措施在有大面面积来压压危险的的矿井或或区域，可可采取预预防措施施，以免免对生产产和安全全造成危危害。进进行预防防，一般般是采用用堵和泄泄的办法法。堵，即即用留置置隔离煤煤柱和设设置防暴暴风密闭闭，把已已采区与与生产区区隔离起起来。泄泄，即通通过专门门泄风道道，使被被隔离区区域与地地面相通通，以便便将形成成的暴风风引出地地表。这这两种措措施必须须同时采采用。隔隔离区域域应根据据顶板冒冒落性能能划分，一一般采空空范围可可控制在在5万10万万m2。隔离煤煤柱的宽宽度为115一220m，煤煤柱中间间尽量不不掘联络络通道，如如有通道

38、道，必须须做好防防暴风密密闭。同同时在被被隔离的的区域设设有泄风风道，才才能有效效地起到到隔离作作用第四节 煤与瓦瓦斯突出出在煤矿井井下采掘掘过程中中，在极极短的时时间内（几几秒或几几分钟）突突然从煤煤（岩）体体内喷出出大量的的煤（岩岩）与瓦瓦斯的现现象称为为煤与瓦瓦斯突出出，简称称突出。煤与瓦瓦斯突出出包括突突出、压压出和倾倾出三种种类型。煤与瓦瓦斯突出出的危害害：煤与与瓦斯突突出是煤煤和瓦斯斯突然运运动的一一种极其其复杂的的动力现现象。它它右短时时间内向向采掘工工作空间间喷出的的人、全全煤（岩岩）和瓦瓦斯，能能摧毁巷巷道设施施，破坏坏通风系系统，甚甚至充填填巷道造成瓦瓦斯窒息息、燃烧烧和爆

39、炸炸及煤流流埋人等等事故。1.煤与与瓦斯突突出的预预兆：(1）有有声预兆兆。地压压活动剧剧烈，顶顶板来压压，不断断发生掉掉碴和支支架断裂裂声；煤煤层中产产生震动动，手扶扶煤壁感感到震动动和冲击击；听到到煤炮声声或闷雷雷声，一一般先远远后近，先先小后大大，先单单响后连连响，突突出时伴伴随巨雷雷响声。(2）无无声预兆兆。工作作面遇到到地质变变化，煤煤层厚度度不一，尤尤其是煤煤层中的的软分层层变化；瓦斯涌涌出量增增大或忽忽大忽小小；工作作面温度度变冷；煤层层层理紊乱乱；硬度度降低，光光泽变淡淡，煤体体干燥，煤煤尘飞扬扬，有时时煤体碎碎片从煤煤壁上弹弹出，打打钻时严严重顶钻钻、夹钻钻、喷孔孔等。 2.

40、“四四位一体体”防突措措施：(1）煤煤与瓦斯斯突出危危险性预预测。即即预测掘掘进工作作面附近近煤体的的突出危危险性，一一般在掘掘进土作作面推进进过程中中进行预预测的方方法有 3 种种：钻孔孔瓦斯涌涌出初速速度法； R 值指标标法；掘掘进钻屑屑指标法法。煤巷掘进进工作面面预测钻钻孔打完完后，瓦瓦斯从钻钻孔中单单位时间间内涌出出的最大大流量（LL/miin）叫叫做钻孔孔瓦斯涌涌出初速速度，一一般用qq 来表表示。其其临界值值 防防治煤与与瓦斯突突出细则则中规规定为44.5LL/miin，但但与煤的的挥发分分有关。掘进钻钻屑指标标法是指指每打llm 钻钻孔的钻钻屑量（kkg / m ）一般般用人来来

41、表示，其其临界值值定为66 kgg / m 。在预测测的过程程中，若若任一指指标大于于或等于于临界值值，该工工作面应应确定为为突出危危险工作作面。(2）煤煤与瓦斯斯突出防防治措施施。在突突出危险险煤层中中掘进时时，应采采用大直直径钻孔孔、超前前钻孔、松动爆爆破、边边掘边抽抽、前探探支架、水力冲冲孔或其其他经试试验证实实有效的的防治突突出措施施。根据据各矿的的实际经经验。(3）防防治煤与与瓦斯突突出措施施的效果果检验。即掘进进工作面面执行防防突措施施（超前前钻孔，边边掘边抽抽，浅孔孔注水）后后，必须须进行效效果检验验，只有有当效果果检验的的参数不不超过或或等于qq 和ss的临界界值时，说说明采用

42、用措施有有效，否否则无效效，应再再采取其其他有效效措施。(4）防防治煤与与瓦斯突突出的安安全防护护措施。为防止止突出预预测失误误或措施施失效而而发生突突出，在在掘进作作业中，必必须采取取安全防防护措施施。安全全防护措措施包括括石门揭揭穿煤层层时的震震动爆破破，采掘掘工作面面的远距距离爆破破，避难难所、急急救袋和和自救器器。3.突出出危险性性预测预预报的方方法及操操作要求求：(1）钻钻孔瓦斯斯涌出初初速度法法（q值值法） 按图图所示布布置预测测钻孔，钻钻孔布置置在软分分层中，垂垂直于煤煤壁，孔孔径422 mmm ，孔孔深3.5m ； 当预预测孔打打至3.5m 深时，拔拔出钻杆杆，插人人测试工工具

43、，封封孔，封封孔压力力为0.2MPPa ，封封孔后测测量室长长度为00.5mm ； 封孔孔完毕后后，启动动秒表，计计1miin 瓦瓦斯涌出出量。 钻孔孔瓦斯涌涌出初速速度的测测定必须须在打完完孔后22minn 内完完成。(2）钻钻屑指标标（s值值法） 钻孔孔布置与与钻孔瓦瓦斯涌出出初速度度法钻孔孔布置相相同。当当钻孔打打至2.5m时时，接下下2.553.5m 间的钻钻屑，用用弹簧秤秤称其质质量。(3）判判断方法法 当两两个预测测孔若测测出四个个预测指指标均不不超标时时，可允允许进尺尺，否则则只要有有任何一一个指标标超标，立立即采取取防突措措施。 依据据防突突细则规规定，在在突出煤煤层中有有下列

44、情情况之一一者，应应视为突突出危险险的作面面，立即即采取防防突技术术措施和和针对性性措施。图:预测测钻孔布布置图a在突突出煤层层构造破破坏带，包包括断层层、褶曲曲、火成成岩浸人人等；b煤层层赋存条条件急剧剧变化的的区域；c 采采掘应力力叠加的的区域；d 在在上作面面预测过过程中出出现喷孔孔、顶钻钻等动力力现象；工作面面出现明明显突出出预兆。4.突出出煤层的的掘进工工作面应应根据煤煤层实际际情况选选用防治治突出措措施，并并遵守下下列规定定： 掘进进上山时时不应采采取松动动爆破、水力冲冲孔、水水力疏松松等措施施。 在急急倾斜煤煤层中掘掘进上山山时，应应采用双双上山，伪伪倾斜上上山或直直径在3300

45、 mm 以上的的钻孔等等掘进方方式，并并加强支支护。 在煤煤巷掘进进工作面面第一次次执行局局部防治治突出措措施或无无措施超超前距时时，必须须采取小小直径浅浅孔排放放等防治治突出措措施，只只有工作作面前方方形成55m 的的安全屏屏障后，方方可进人人正常防防突措施施循环。在掘进进工作面面执行上上述措施施时，钻钻孔终孔孔位置应应控制到到巷道轮轮廓线外外2m 以上。= 4 * GB3在急倾倾斜突出出煤层中中采用双双上山掘掘进时，22个上山山之间应应开联络络巷，联联络巷间间距不得得大于110m ，上山山与联络络巷只准准1个工工作面作作业。急急倾斜突突出煤层层上山掘掘进工作作面，应应采用阻阻燃抗静静电的硬

46、硬质风筒筒通风。突出煤煤层上山山掘进工工作面采采用爆破破作业时时，应采采用深度度不大于于1.00m 的的炮眼远远距离全全断面一一次爆破破。= 5 * GB3在突出出煤层的的煤巷中中，更换换维修或或回收支支架时，必必须采取取预防煤煤体冒落落引起突突出的措措施。5.打超超前排放放钻孔时时，应注注意事项项：(1）排排放钻孔孔超前于于掘进工工作面的的距离不不得小于于5.00m ; (2）打打钻顺序序为，由由中间向向两边或或从一边边到另一一边，严严禁从两两边向中中间打，以以防应力力集中诱诱导突出出；(3）煤煤层赋存存条件发发生变化化时，排排放钻孔孔数及布布孔方式式也应随随之增减减，但必必须经过过总工程程

47、师批准准；(4）为为保护排排放钻孔孔质量，必必须严格格按规定定的数据据打钻；(5）打打钻时，距距工作面面15mm范围内内，不得得进行其其他作业业，便于于有突出出危险时时人员及及时撤离离；(6）打打钻时如如发生喷喷孔、夹夹钻、顶顶钻等动动力现象象，不能能硬打；(7）当当发生明明显突出出征兆时时要立立即停电电撤人，向向矿调度度室及有有关领导导汇报；(8）打打钻过程程中，巷巷道内的的水幕应应同时打打开且且要采用用湿式钻钻子。(9）专专职瓦检检员、防防突监钻钻员应在在迎头时时刻观察察煤与瓦瓦斯突出出征兆，发发现异常常应及时时指挥撤撤人；(10）施施工单位位负责打打钻，防防突队负负责监督督，打完完孔后，

48、监监钻人员员要在防防突牌板板上填写写措施孔孔的有关关参数及及允许进进尺数，并并填写终终孔报告告单，经经施工单单位跟班班领导、瓦斯检检查员签签字后，将将原始记记录交给给防突调调度，并并经科（队队）领导导、矿总总工程师师签字后后送交有有关单位位；(11）工工作面的的支护必必须完好好，在顶顶板完好好且预测测不超标标时空空顶距不不超过作作业规程程 规规定值（一一般不超超过1.5m ) ，否否则其空空顶距不不超过00.8mm。架棚棚支护工工作面55m以内内棚子必必须连锁锁；(12）打打钻时，打打钻人员员须衣扣扣整齐，灯灯带系于于上衣之之外，并并与旋转转的钻杆杆保持一一定距离离，避免免人员被被绞伤；(l3

49、）打打钻时，人人员要立立于钻机机的下后后方，防防止钻机机退出或或滑动碰碰伤人员员；(14)打钻时时，送电电人员必必须精力力集中，未未听到送送电命令令不程擅擅自送电电，避免免误伤人人员；(15）打打钻时，必必须设专专人观察察棚子的的支护情情况，发发现问题题及时处处理；(16）当当预测指指标不超超标且未未遇到 防突细细则 规定的的有关情情况时，可可按作作业规程程 规规定的最最大空顶顶距进尺尺，否则则必须按按要求打打排放钻钻孔；(17）每每执行一一次防治治突出措措施作业业循环后后，应再再进行工工作刚预预测，如如预测为为无突出出危险，仍仍必须再再采取防防治突出出措施，只只有连续续两次预预测为无无突出危

50、危险，该该工作面面方可视视为无突突出危险险工作面面；(18）防防突监钻钻员每孔孔必须量量其深度度、倾角角等，不不合格的的必须重重打。6.对防防突措施施的效果果检验：(l）掘掘进工作作面执行行防突措措施后，必必须进行行效果检检验，只只有当效效果检验验的参数数不超标标时，工工作面方方可恢复复生产。(2）效效果检验验的方法法及其临临界值与与预测的的方法和和临界值值相同。(3）效效果检验验孔一般般布置在在超前排排放钻孔孔的中间间，孔径径42mmm ，孔孔深3.5m ，终孔孔位置应应位于措措施控制制范围内内，不得得与措施施孔交叉叉、打透透，严禁禁在预测测老孔或或其他原原有孔中中进行效效果检验验。(4）当

51、当效果检检验的指指标均在在该煤层层突出临临界值以以下时，则则认为防防突措施施有效，否否则，视视为措施施无效。(5）当当措施无无效时，必必须再执执行防突突措施，或或延长钻钻孔的排排放时间间，或再再采取其其他有效效措施，直直到指标标不超为为止。(6）效效果检验验措施有有效后，一一次只准准按防突突措施规规定进尺尺，严禁禁超过措措施控制制范围进进尺。7.为防防止突出出预测失失误或措措施失效效而发生生突出，在在施工过过程中必必须采取取安全防防护措施施：(1）通通风及安安全监控控工作面面实行双双风机、双电源源，严格格执行“三专两两闭锁”，保证证工作面面供风充充足。在工作作面附近近及回风风流中按按规定安安装

52、甲烷烷传感器器（内甲甲烷传感感器距工工作面不不得大于于5m ，外甲甲烷传感感器距巷巷道口110115m ）并保保证准确确、灵敏敏、可靠靠，当工工作面瓦瓦斯浓度度或回风风流瓦斯斯浓度达达到1%时，能能够保证证切断该该巷道中中除监测测电源以以外的所所有电源源。风筒末末端与工工作面距距离控制制在5mm 以内内。= 4 * GB3 距巷巷道开口口进风侧侧10mm 处应应设置两两道反向向风门，风风门必须须牢固，能能正常关关闭。风风门墙垛垛可用砖砖或混凝凝土砌筑筑，门框框一般不不得小于于1000 mmm ，风风门厚度度不小于于50 mm ，两道道风门之之间的距距离不得得小于44m 。(2）使使用远距距离爆

53、破破 爆破破必须使使用安全全等级不不低于三三级的煤煤矿用含含水炸药药，爆破破母线使使用小电电缆，其其接头必必须使用用接线盒盒或冷补补胶，严严禁使用用明接头头延长爆爆破母线线，并保保证吊挂挂整齐。 在巷巷道长度度小于3300mm 时，爆爆破躲炮炮地点在在反向风风门之外外新鲜风风流中，当当巷道长长度大于于3000m 时时，爆破破躲炮点点在避难难所内距距工作面面的距离离大于2200mm。 爆破破时，施施工单位位跟班干干部必须须把反向向风门关关闭，并并严格执执行“一炮三三检”和“三人连连锁”换牌制制度。班班组长亲亲自布置置专人在在警戒线线和可能能进人爆爆破地点点的所有有通道上上担任警警戒工作作，警戒戒

54、人员必必须在有有掩护的的安全地地点进行行警戒，并并设置警警戒标志志，爆破破30mmin 后，方方可进人人工作面面检查。(3）避避难所及及压风自自救 当工工作面宽宽超过3300mm 时，作作一避难难所。避避难所必必须设向向外开启启的严密密的隔离离门，所所内净高高不得小小于2mm ，净净宽不小小于1 5m，面面积保证证每人不不得小于于0.55m，所所内支护护必须良良好，与与巷道和和邻一侧侧必须用用料石或或砖砌实实封严，并并设有与与矿调度度室直通通电话。内设不不少于220 组组压风自自救袋，以以保证每每人供风风量不小小于0.3m33/miin ，避避难硐室室距离工工作面不不得小于于2000m。 靠工

55、工作面最最近一组组压风自自救的数数量不少少于155 组，随随着工作作面推进进不断前前移，与与掘进仰仰头的距距离控制制在255400m 。 掘进进巷道长长度大于于1000m 时时，自巷巷道外口口向内，每每隔500m 设设置一组组压风自自救，每每组不少少于5 个。= 4 * GB3 压风风自救要要安装在在地点宽宽敞、支支护良好好且没有有杂物堆堆积加人人行道侧侧，压缩缩空气供供给量每每人不得得少于00.lmm3/miin 。= 5 * GB3 自救救器袋装装置的高高度要适适当，开开关位置置便于操操作，其其高度距距巷道底底板1.2 一一1.33m 高高，便于于人员自自救时使使用。 在巷巷道的外外口，压

56、压风自救救管路上上需安装装气、水水分离器器，每次次安装压压风自救救袋之前前先要放放气，将将管路中中杂物及及锈蚀粉粉吹出，避避免造成成压风自自救阀门门及减压压阀堵塞塞。 压风风自救系系统由使使用单位位安排人人经常进进行检查查、维修修，每班班跟班干干部必须须在施工工前检查查压风自自救完好好情况，并并做好记记录、建建立台账账，若无无风或压压风自救救设施损损坏不得得施工。( 4 ）机电电防爆 煤与与瓦斯突突出工作作面必须须安排专专职防爆爆电工，按按规定每每天各班班对该工工作面的的电器设设备进行行全面检检查，杜杜绝失爆爆。 工作作面停送送电必须须指派专专职配电电工负责责，停送送电必须须办理手手续，严严防

57、出现现停送电电事故。 ( 55 ）安安全避灾灾 凡进进人煤与与瓦斯突突出掘进进工作面面的人员员，必须须佩戴隔隔离式自自救器，工工长、爆爆破工、班组长长必须佩佩戴便携携式甲烷烷传感器器。 各有有关单位位必须组组织学习习煤与瓦瓦斯突出出的基本本知识，了了解煤与与瓦斯突突出的有有声和无无声预兆兆、安全全避灾路路线，发发现异常常时，立立即停电电撤人，来来不及撤撤人时，可可就近到到压风自自救处避避难。复习思考考题第五章 爆破安安全第一节 爆爆破基础础知识炸药的爆爆炸及爆爆炸作用用（一）炸炸药的化化学反应应形式（1）热热分解。热分解解是炸药药缓慢进进行的化化学变化化过程。炸药在在常温下下也可进进行分解解，

58、但反反应过程程中不产产生火、光和声声响，因因此不易易被觉察察，对外外界也没没有破坏坏作用。这种分分解是在在整个炸炸药内全全面发生生的，炸炸药内各各点同时时参与反反应，分分解的速速度主要要取决于于周围环环境温度度，温度度越高分分解就越越快。在在炸药运运输以及及贮存时时，如果果不注意意控制炸炸药周围围的温度度，就会会使炸药药分解释释放出的的热量积积聚，温温度升高高。当温温度达到到一定值值时，热热分解就就会转化化，致使使炸药燃燃烧和爆爆炸。因因此，要要特别注注意控制制炸药贮贮存、运运输时的的温度，防防止发生生自燃、自爆等等事故，以以确保安安全。（2）燃燃烧。燃燃烧是炸炸药在热热源或火火焰作用用下引起

59、起的化学学反应过过程。燃燃烧不是是在所有有炸药内内同时展展开，而而只在局局部区域域内进行行。炸药药的燃烧烧主要靠靠热传导导来传递递能量，燃燃烧的速速度受外外界条件件的影响响，特别别是受压压力的影影响较大大。因此此，贮存存炸药时时要特别别考虑到到热分解解，注意意改善通通风条件件，防止止炸药在在密闭条条件下燃燃烧。一一旦炸药药着火，切切不可用用砂土掩掩盖。因因为炸药药本身含含有氧化化剂，不不需要空空气中的的氧就能能燃烧。并且含含有可燃燃物，密密闭反而而导致压压力升高高，促使使燃烧加加快，甚甚至会引引起爆炸炸。(3)爆爆炸。炸炸药的爆爆炸与然然烧过程程类似，只只在局部部区域进进行，但但爆炸是是靠冲击

60、击波的作作用来传传递能量量和激起起化学反反应，基基本上不不受环境境影响；爆炸反反应也比比燃烧反反应更为为激烈，放放出热量量大，形形成温度度也高。冲击波在在炸药内内以稳定定的速度度传播的的爆炸形形式称为为爆轰。爆轰是是炸药爆爆炸的良良好状态态和形式式。在井井下爆破破作业过过程中，能能够形成成爆轰，则则炸药的的利用率率就高，这这是取得得良好爆爆破效果果的前提提条件之之一。炸药的以以上几种种反应形形式之间间有着密密切的关关系，在在一定条条件下可可以相互互转化。热分解解产生热热量的积积聚会引引起燃烧烧；燃烧烧着的炸炸药在密密闭状态态下可以以转化为为爆炸；炸药变变质受潮潮又可能能由爆炸炸转变为为燃烧。而