矿山压力与控制培训教材_第1页
矿山压力与控制培训教材_第2页
矿山压力与控制培训教材_第3页
矿山压力与控制培训教材_第4页
矿山压力与控制培训教材_第5页
已阅读5页,还剩98页未读 继续免费阅读

下载本文档

版权说明:本文档由用户提供并上传,收益归属内容提供方,若内容存在侵权,请进行举报或认领

文档简介

精品文档精心整理精品文档可编辑的精品文档第四章矿山压力与控制第一节矿山压力与分布规律一、巷道地压1.矿山压力地下岩体在采动以前,由于自重的作用在其内部引起的应力,通常称为原岩应力。因为开采前的岩体处于静止状态,所以原岩体处于应力平衡状态。当开掘巷道或进行回采时,形成了地下空间,破坏了岩体的原始状态,引起岩体内应力重新分布,并一直延续到岩体内形成新的平衡为止破坏了原来的应力平衡状态,引起岩体内部的应力重新分布。重新分布后的应力超过煤、岩的极限强度时,使巷道和回采工作面周围的煤、岩发生破坏,这种情况将持续到煤、岩内部再次形成新的应力平衡为止。此时,巷道和回采工作面周围煤、岩体内形成一个与原岩应力场显然不同的新的应力场,有时称为二次应力场。其形成的过程就是煤、岩体内应力重新分布的过程。通常把这种由于在地下进行采掘活动造成围岩移动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩体内和支护物上所引起的压力,称为“矿山压力”,简称“矿压”或“地压”。2.矿山压力显现在矿山压力作用下,将引起一系列力学现象,如围岩变形或挤入巷道、岩体离散、移动或冒落;煤体压松、片帮或突然抛出;木材支架压裂或折断;金属支架变形或压弯;充填物产生沉缩以及岩层和地表发生移动和塌陷等等。在矿山压力作用下出现的冒顶、底鼓、煤岩片帮、支架破坏、煤和瓦斯突出等力学现象,称为矿山压力现象或矿山压力显现,简称“矿压显现”。3.矿山压力控制在大多数情况下,“矿压显现”会给地下开采工作造成不同程度的危害。为使“矿压显现”不致于影响正常的开采工作和保证安全生产,就必须采取各种技术措施加以控制。这种人为地调节,改变和利用矿山压力作用的各种措施,称为“矿山压力控制”,简称“矿压控制”。七、巷道围岩控制降低巷道围岩应力,提高围岩稳定性以及合理选择支护是巷道围岩控制的基本途径。回采引起的支承压力不仅数倍于原岩应力,而且影响范围大。巷道受到回采影响后,围岩应力、围岩变形会成倍、甚至近十倍急剧增长。因此,巷道围岩控制手段的实质是如何利用煤层开采引起采场周围岩体应力重新分布的规律,正确选择巷道布置和护巷方法,使巷道位于应力降低区内,从而减轻或避免回采引起的支承压力的强烈影响,控制围岩压力。(一)巷道围岩压力及影响因素1.围岩压力采掘活动引起巷道围岩应力集中和重新分布,使巷道周边岩体自稳能力显著降低,导致向巷道空间移动。为了防止围岩变形和破坏,需要对围岩进行支护。这种围岩变形受阻而作用在支护结构物上的挤压力或塌落岩石的重力,统称为围岩压力。根据围岩压力的成因,围岩压力可分为以下四种类型:(1)松动围岩压力由于巷道开挖而松动或塌落的岩体,以重力的形式直接作用于支架结构物上的压力,表现为松动围岩压力载荷形式。如支护不能有效地控制围岩变形的发展,围岩形成松动垮塌圈时,将导致松动围岩压力出现,通常顶压显现严重。(2)变形围岩压力支护能控制围岩变形的发展时,围岩位移挤压支架而产生的压力,称为变形围岩压力,简称变形压力。在“围岩一支护”力学体系中,只要围岩与支架相互作用,围岩就会对支架施加变形压力。弹性变形压力是围岩弹性变形时作用于支架上的压力,弹性变形产生速度极快,变形量很小,对于围岩、支护相互作用过程而言,实际意义不大。塑性变形压力是由于围岩的塑性变形和破裂,围岩向巷道空间位移,使支护结构受到的压力,是变形围岩压力的主要形式。塑性变形的大小主要取决于巷道塑性区和破裂区的范围。塑性区的扩展具有明显的时间效应,塑性区不再扩展时,围岩变形速度下降,而逐渐稳定并趋于流变。(3)膨胀围岩压力围岩膨胀、崩解体积增大而施加于支护上的压力,称为膨胀压力。膨胀压力与变形压力的基本区别在于它是由吸水膨胀而引起的。从现象上看,属于变形压力范畴,但两者的变形机制截然不同,前者是指与水发生物理化学反应,后者主要是围岩应力与结构效应。(4)冲击和撞击围岩压力冲击围岩压力指围岩积累了大量弹性变形能之后,突然释放出来所产生的压力;撞击围岩压力是回采工作面上覆岩层剧烈运动时对巷道支护体所产生的压力。2.影响围岩压力的主要因素影响围岩压力的因素基本上可分为开采技术因素和地质因素两大类。开采技术因素中,影响最大的是回采工作状况,即巷道与回采工作面相对空间、时间关系。例如,巷道是处于-侧、两侧或邻近煤层采动影响条件下,是受一次还是受多次采动影响,采动影响已经稳定还是正在采动过程中。其次是巷道保护方法,例如,巷道支护方式、巷道断面形状和大小、巷道、掘进方法、巷道基本支护类型和参数等。地质因素主要有:原岩应力状态、围岩力学性质、岩体结构、岩石的组成和胶结状态、围岩中水分的补给状况等。(二)巷道围岩控制原理和方法1.巷道围岩控制原理巷道围岩控制是指控制巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取措施的总和。其基本原理是:人们根据巷道围岩应力、围岩强度以及它们之间的相互关系,选择合适的巷道布置和保护及支护方式。降低围岩应力,增加围岩强度,改善围岩受力条件和赋存环境,有效地控制围岩的变形、破坏。需要强调指出,受到采动影响的巷道,巷道围岩岩体结构、赋存条件在很大程度上受到回采工作的制约。因此,巷道围岩控制的效果,极大程度上取决于对回采活动影响巷道围岩控制的认识,对巷道围岩岩体力学模型、变形及破坏机制判断的正确性,以及对巷道围岩赋存条件和岩体力学性质掌握的程度。围绕降低巷道围岩应力,增加围岩强度,改善围岩受力条件和赋存环境,巷道围岩控制方法可归结为巷道布置和巷道保护及支护两方面内容。2.巷道布置从巷道围岩控制的角度出发,布置巷道时应重视下列问题:(1)在时间和空间上尽量避开采掘活动的影响,最好将巷道布置在煤层开采后所形成的应力降低区域内。(2)如果不能避开采动支承压力的影响,应尽量避免支承压力叠加的强烈作用,或尽量缩短支承压力影响时间,例如跨越巷道开采,避免在遗留煤柱下方布置巷道等。(3)在采矿系统允许的距离范围内,选择稳定的岩层或煤层布置巷道,尽量避免水与松软膨胀岩层直接接触。(4)巷道通过地质构造带时,巷道轴向应尽量垂直断层构造带或向、背斜构造。(5)相邻巷道或铜室之间选择合理的岩柱宽度。(6)巷道的轴线方向尽可能与构造应力方向平行,避免与构造应力方向垂直。3.巷道保护及支护巷道的保护及支护措施:(1)通过在巷道围岩中钻孔卸压、切槽卸压、宽面掘巷卸压以及在巷旁留专门的卸压空间等方法,使巷道围岩受到某种形式的不同程度的卸载,将本该作用于巷道周围的集中载荷,转移到离巷道较远的新的支承区,达到降低围岩应力的目的。(2)采用围岩钻孔注浆、锚杆支护、锚索支护、巷道周边喷浆、支架壁后充填、围岩疏干封闭等方法,增高围岩强度,优化围岩受力条件和赋存环境。(3)架设支架对围岩施加径向力,既支撑松动塌落岩石,又能加大巷道的围压,保持围岩三向受力状态,提高围岩强度,限制塑性变形区和破裂区的发展。根据巷道不同时期的矿压显现规律,巷道支护可分为巷内基本支架支护、巷内加强支架支护、巷旁支护、联合支护四种形式。(三)巷道围岩稳定性分类及支护选择1.巷道围岩稳定性分类根据根据锚喷支护设计和施工需要,按照煤矿岩层特点制定围岩分级,可分为非常稳定岩层、稳定岩层、中等稳定岩层、不稳定岩层、极不稳定岩层。2.选择巷道支护形式依据预测的巷道围岩稳定性类别,推荐的煤层巷道锚杆基本支护形式与主要参数见表注1.巷帮锚杆基本支护形式与主要参数视地应力、巷帮煤(岩)强度、节理状况、护巷煤柱尺寸、巷道断面等因素,参照顶板锚杆确定;2.对于复合顶板、破碎围岩、易风化、潮解、遇水膨胀围岩,可考虑在基本支护形式基础上增加锚索加固或注浆加固、封闭围岩等措施;3.顶板较完整”指节理、层理分级的I、I、III,“顶板较破碎”指IV、V级。第二节冲击地压灾害防治煤矿开采过程中,在高应力状态下积聚有大量弹性能的煤或岩体,在一定的条件下突然发生破坏、冒落或抛出,使能量突然释放,呈现声响、震动以及气浪等明显的动力效应。这些现象统称为煤矿动压现象。它具有突然爆发的特点,其效果有的如同大量炸药爆破,有的能形成强烈暴风,危害程度比一般矿山压力显现程度更为严重,在地下开采中易造成严重的自然灾害。但是,这种动压现象并不是每个矿井都会发生,它也是可以防治的。煤矿动压现象的成因和机理各地不完全相同,它的显现形式也有差异。因此,正确地区分各种动压现象的实质,对深人矸究和制定相应的防治对策,都有重大的实际意义。目前,根据动压现象的一般成因和机理,可把它归纳为三种形式,即冲击矿压、顶板大面积来压和煤及瓦斯突出。前两者完全属于矿山压力的矸究范畴,而后者除矿山压力的作用外,还有承压瓦斯的动力作用。一、冲击地压及机理、预报、防治1.冲击矿压现象随着我国煤矿开采深度的增加,以及开采条件越来越复杂,我国的冲击矿压现象越来越多,危害也越来越大。冲击矿压是聚积在矿井巷道和采场周围煤岩体中的能量突然释放,在井巷发生爆炸性事故,产生的动力将煤岩抛向巷道,同时发出强烈声响,造成煤岩体振动和煤岩体破坏,支架与设备损坏,人员伤亡,部分巷道垮落破坏等。冲击矿压还会引发或可能引发其他矿井灾害,尤其是瓦斯、煤尘爆炸、火灾以及水灾,干扰通风系统,严重时造成地面震动和建筑物破坏等。因此,冲击矿压是煤矿重大灾害之一。对于冲击矿压现象,世界各国,以及不同的行业,其称谓是不一样的,常见的有“岩爆”、“煤爆”、“冲击矿压”、“矿山冲击”、“冲击地压”等。本书采用“冲击矿压”这个术语。2.、冲击矿压的特点通常情况下,冲击矿压会直接将煤岩抛向巷道,引起岩体的强烈震动,产生强烈声响,造成岩体的破断和裂缝扩展。因此,冲击矿压具有如下明显的显现特征:(1)突发性。冲击矿压一般没有明显的宏观前兆而突然发生,冲击过程短暂,持续时间几秒到几十秒,难以事先准确确定发生的时间、地点和强度。(2)瞬时震动性。冲击矿压发生过程急剧而短暂,像爆炸一样伴有巨大的声响和强烈的震动,电机车等重型设备被移动,人员被弹起摔倒,震动波及范围可达几千米甚至几十千米,地面有地震感觉,但一般震动持续时间不超过几十秒。(3)巨大破坏性。冲击矿压发生时,顶板可能有瞬间明显下沉,但一般并不冒落;有时底板突然开裂鼓起甚至接顶;常常有大量煤块甚至上百立方米的煤体突然破碎并从煤壁抛出,堵塞巷道,破坏支架;从后果来看冲击矿压常常造成惨重的人员伤亡和巨大的生产损失。(4)复杂性。在自然地质条件上,除褐煤以外的各种煤种都记录到冲击现象,采深从200m~1000m,地质构造从简单到复杂,煤层从薄层到特厚层,倾角从水平到急斜,顶板包括砂岩、灰岩、油母页岩等都发生过冲击地压。在生产技术条件上,不论水平、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过冲击地压。3.冲击矿压分类冲击矿压按其显现强度、释放的能量等进行分类。根据冲击的显现强度,可分为四类:(1)弹射。一些单个碎块从处于高压应力状态下的煤或岩体上射落,并伴有强烈声响,属于微冲击现象。(2)矿震。它是煤、岩内部的冲击矿压,即深部的煤或岩体发生破坏。煤、岩并不向已采空间抛出,只有片帮或塌落现象,但煤或岩体产生明显震动,伴有巨大声响,有时产生煤尘。较弱的矿震称为微震,也称为“煤炮”。3)弱冲击。煤或岩石向已采空间抛出,但破坏性不很大,对支架、机器和设备基本无损坏,围岩产生震动,一般震级在2.2级以下,伴有很大声响,产生煤尘,在瓦斯煤层中可能有大量瓦斯涌出。(4)强冲击。部分煤或岩石急剧破碎,大量向已采空间抛出,出现支架折损、设备移动和围岩震动,震级在2.3级以上,伴有巨大声响,产生大量煤尘和冲击波。根据震级强度和考虑抛出的煤量,可将冲击矿压分为三级:①轻微冲击(I级)。抛出煤量在10t以下,震级在l级以下的冲击矿压。②中等冲击(II级)。抛出煤量在10~50t,震级在1~2级的冲击矿压。③强烈冲击(III级)。抛出煤量在50t以上,震级在2级以上的冲击矿压。一般面波震级MS=1时,矿区附近居民可能有震感;MS=2时,对井上下有不同程度的破坏;MS=2.5时,地面建筑物将出现破坏现象。根据国内外的分类方法,冲击矿压可分为由采矿活动引起的采矿型冲击矿压和由构造活动引起的构造型冲击矿压。而采矿型冲击矿压可分为压力型、冲击型和冲击压力型。压力型冲击矿压是由于巷道周围煤体中的压力由亚稳态增加至极限值,其聚集的能量突然释放。冲击型冲击矿压是由于煤层顶底板厚岩层突然破断或位移引发的,它与震动脉冲地点有关。在某种程度上,构造型冲击矿压也可看做冲击型。冲击压力型冲击矿压则介于上述两者之间.当煤层受较大压力时,来自围岩内不大的冲击脉冲作用下发生的冲击矿压。4、冲击矿压和矿山震动对环境的影响在采矿巷道工作面中发生震动和冲击矿压,将会对井下巷道、井下工作人员和地面建筑物造成影响。①对井下巷道的影响冲击矿压对井下巷道的影响主要是动力将煤岩抛向巷道,破坏巷道周围煤岩的结构及支护系统,使其失去功能。而一些小的冲击矿压或者说岩体卸压,则对巷道的破坏不大。巷道壁局部破坏、剥落或巷道支架部分损坏。应当确定,当矿山震动较小,或震中距巷道较远时,将不会对巷道产生任何损坏。②对矿工的影响在发生冲击矿压区域如有工人工作,则可能对其产生伤害,甚至造成死亡事故。③对地表建筑物的影响矿山震动和冲击矿压不仅对井下巷道造成破坏,伤害工作人员.且对地表及地表建筑物造成损坏,甚至造成地震那样的灾难性后果。5.冲击矿压影响因素冲击矿压发生的原因是多方面的,但从总的来说可以分为三类,即自然地质因素、开采技术条件和组织管理措施。6.冲击矿压发生的机理冲击矿压发生的物理过程,主要是说明煤、岩介质变形破坏的力学过程,称为冲击矿压的机理。目前对冲击矿压机理的认识可主要概括为:强度理论、能量理论和冲击倾向理论。7.冲击矿压防范措施(1)合理的开拓布置和开采方式实践表明,合理的开拓布置和开采方式对于避免应力集中和叠加,防止冲击矿压关系极大。大量实例证明,多数冲击地压是由于开采技术不合理而造成的。不正确的开拓开采方式一经形成就难以改变,临到煤层开采时,只能采取局部措施,而且耗费很大,效果有限。故合理的开拓布置和开采方式是防治冲击矿压的根本性措施。主要原则是:①开采煤层群时,开拓布置应有利于解放层开采。②划分采区时,应保证合理的开采顺序,最大限度地避免形成煤柱等应力集中区。③采区或盘区的采面应朝一个方向推进,避免相向开采,以免应力叠加。④在地质构造等特殊部位,应采取能避免或减缓应力集中和叠加的开采程序。在向斜和背斜构造区,应从轴部开始回采,在构造盆地应从盆底开始回采;在有断层和采空区的条件下应从采用断层或采空区开始回采的开采程序。⑤有冲击危险的煤层的开拓或准备巷道、永久硐室、主要上(下)山、主要溜煤巷和回风巷应布置在底板岩层或无冲击危险煤层中,以利于维护和减小冲击危险。回采巷道应尽可能避开支承压力峰值范围,采用宽巷掘进,少用或不用双巷或多巷同时平行掘进。⑥开采有冲击危险的煤层,应采用不留煤柱垮落法管理顶板的长壁开采法。回采线尽量是直线且有规律地推进。不同的采煤方法,矿山压力的大小及分布也不同。房柱式等柱式采煤法由于掘进的巷道多和在采空区遗留的煤柱多、顶板不能及时充分的垮落,造成支承压力较高在工作面前方掘进巷道势必受到叠加压力的影响,增加了危险性。水力采煤法虽然系统简单、高效,但遗留的煤垛在采空区形成支撑,顶板不能及时、规则地垮落,又要经常在支承压力带开掘水道和枪眼,加之推进速度高,开采强度大,易造成大面积悬顶的危害,导致发生冲击矿压。采用长壁式开采方法,则有利于减缓冲击矿压的危害。⑦顶板管理采用全部垮落法,工作面支架采用具有整体性和防护能力的可缩性支架。统计表明,采用非正规采煤法的采区冲击矿压次数多、强度大,水力充填次之,全部垮落法次数少且强度弱。我国发生冲击矿压的煤层其顶板大多又厚又硬,不易垮落。采用注水爆破等方法,使顶板弱化或垮落,能减缓冲击矿压。(2)开采解放层开采解放层是防治冲击矿压的有效和带有根本性的区域性防范措施。一个煤层(或分层)先采,能使临近煤层得到一定时间的卸载这种卸载开采称之为开采解放层。先采的解放层必须根据煤层赋存条件选择无冲击倾向或弱冲击倾向的煤层。实施时必须保证开采的时间和空间有效性。不得在采空区内留煤柱,以使每一个先采煤层的卸载作用能依次地使后采煤层得到最大限度的“解放”。①振动卸压爆破原理振动爆破是一种特殊的爆破,它与爆破落煤不同。振动炮的主要任务是爆破炸药,形成强烈的冲击波,使得岩体振动。振动炮要使振动范围最大,甚至是整个工作面长;在装药量一定的情况下,振动效果最好振动爆破有振动卸压爆破,振动落煤爆破,振动卸压落煤爆破,顶板爆破。②钻孔注水煤层注水的实用方法有三种布置方式,即与采面煤壁垂直的短钻孔注水法,与采面煤壁平行的长钻孔注水法和联合注水法。③钻孔却压:采用煤体钻孔可以释放煤体中聚集的弹性能,消除应力升高区。④定向爆破裂缝法:定向爆破裂缝法的原理与上法相同,不同处只是将高压水换成了炸药。其预裂缝也有周向和轴向之分。定向爆破裂缝法的钻孔长度、布置方式、制造预裂缝的数量、形式等均取决于井巷支护形式,要破坏岩体的力学性质以及破裂的目的,这需要根据具体的生产实际,进行具体的设计和实施。第三节顶板大面积来压一、顶板大面积来压现象及特征顶板大面积来压主要是由于坚硬顶板被采空的面积超过一定的极限值,引起大面积冒落而造成的剧烈动压现象。顶板大面积来压时,一次冒落的面积少则几千平方米,多则可达几万甚至十几万平方米。这样大面积的顶板在极短时间内冒落下来,不仅由于重量的作用会产生严重的冲击破坏力,而且更加严重的是把已采空间的空气瞬时排出,形成巨大的暴风,破坏力极强。二、顶板大面积来压的成因和机理顶板大面积来压是由坚硬岩层大面积冒落而形成的。如砂岩和砾岩层等,其单向抗压强度可达8~16.0kPa,甚至达20.0kPa。这些岩层一般为厚层整体结构,岩体中的层理、节理和裂隙都不发育。这些坚硬岩层有的直接覆于煤层上面,有的在煤层之间有一薄层强度较小的岩层。由于直接覆于煤层之上的顶板岩层坚硬,在采面初采时,顶板初次垮落步距可达50~70m,甚至达100m以上。当煤柱支撑面积与采空面积之比低于30%时,这种现象尤为严重,易于形成大面积来压现象。三、顶板大面积来压的防治措施1.顶板大面积来压的预兆及测定(1)预兆大面积来压的预兆主要表现为,顶板断裂声响的频率和音响增大;煤帮有明显受压和片帮现象;底板出现底鼓或沿煤柱附近的底板发生裂缝;巷道超前压力较明显;工作面中支柱载荷和顶板下沉速度明显增大;有时采空区顶板发生裂缝或淋水加大,向顶板中打的钻孔原先流清水,后变为流白糊状的液体,这是断裂块岩互相间摩擦形成的岩粉与水的混合物。(2)测定与预报大面积来压的测定原理与冲击矿压相同,可用微震仪、地音仪和超声波地层应力仪等进行量测岩层断裂时的脉冲信号。根据上述顶板大面积来压的机理,厚坚硬岩层的破坏过程,长的在来压前数十天即出现声响和其他异常现象,短的在来压前几天,甚至几个小时也出现预兆。因此,根据仪器量测的结果和结合历次来压预兆的特征,可对大面积来压进行较准确的预报,避免造成灾害。2.顶板大面积来压的防治措施顶板大面积来压主要的危险是由顶板冒落而形成的冲击荷载和暴风。防止和减弱其危害的基本原理是,改变岩体的物理力学性能,以减小顶板悬露和冒落面积,以及减小顶板下落高度,来降低空气排放速度。具体的办法可有以下几种。(1)顶板高压注水顶板注水可以起软化顶板,增加和扩展裂隙,以及润滑弱面等作用。其主要机理是,注水后能溶解顶板岩石中的胶结物和部分矿物;减小层间粘结力;高压水可以形成水楔,扩大和增加岩石中的裂隙弱面。(2)强制放顶用爆破的方法人为地将顶板切断,并使顶板冒落形成矸石垫层。切断顶板可以控制冒落面积,减弱顶板压力和冒落时产生的冲击载荷;形成垫层可以缓和冒落时产生的暴风。(3)预防暴风措施在有大面积来压危险的矿井或区域,可采取预防措施,以免对生产和安全造成危害。进行预防,一般是采用堵和泄的办法。堵,即用留置隔离煤柱和设置防暴风密闭,把已采区与生产区隔离起来。泄,即通过专门泄风道,使被隔离区域与地面相通,以便将形成的暴风引出地表。这两种措施必须同时采用。隔离区域应根据顶板冒落性能划分,一般采空范围可控制在5万~10万m2。隔离煤柱的宽度为15一20m,煤柱中间尽量不掘联络通道,如有通道,必须做好防暴风密闭。同时在被隔离的区域设有泄风道,才能有效地起到隔离作用第四节煤与瓦斯突出在煤矿井下采掘过程中,在极短的时间内(几秒或几分钟)突然从煤(岩)体内喷出大量的煤(岩)与瓦斯的现象称为煤与瓦斯突出,简称突出。煤与瓦斯突出包括突出、压出和倾出三种类型。煤与瓦斯突出的危害:煤与瓦斯突出是煤和瓦斯突然运动的一种极其复杂的动力现象。它右短时间内向采掘工作空间喷出的人、全煤(岩)和瓦斯,能摧毁巷道设施,破坏通风系统,甚至充填巷道.造成瓦斯窒息、燃烧和爆炸及煤流埋人等事故。1.煤与瓦斯突出的预兆:(1)有声预兆。地压活动剧烈,顶板来压,不断发生掉碴和支架断裂声;煤层中产生震动,手扶煤壁感到震动和冲击;听到煤炮声或闷雷声,一般先远后近,先小后大,先单响后连响,突出时伴随巨雷响声。(2)无声预兆。工作面遇到地质变化,煤层厚度不一,尤其是煤层中的软分层变化;瓦斯涌出量增大或忽大忽小;工作面温度变冷;煤层层理紊乱;硬度降低,光泽变淡,煤体干燥,煤尘飞扬,有时煤体碎片从煤壁上弹出,打钻时严重顶钻、夹钻、喷孔等。2.“四位一体”防突措施:(1)煤与瓦斯突出危险性预测。即预测掘进工作面附近煤体的突出危险性,一般在掘进土作面推进过程中进行预测的方法有3种:钻孔瓦斯涌出初速度法;R值指标法;掘进钻屑指标法。煤巷掘进工作面预测钻孔打完后,瓦斯从钻孔中单位时间内涌出的最大流量(L/min)叫做钻孔瓦斯涌出初速度,一般用q来表示。其临界值《防治煤与瓦斯突出细则》中规定为4.5L/min,但与煤的挥发分有关。掘进钻屑指标法是指每打lm钻孔的钻屑量(kg/m)一般用人来表示,其临界值定为6kg/m。在预测的过程中,若任一指标大于或等于临界值,该工作面应确定为突出危险工作面。(2)煤与瓦斯突出防治措施。在突出危险煤层中掘进时,应采用大直径钻孔、超前钻孔、松动爆破、边掘边抽、前探支架、水力冲孔或其他经试验证实有效的防治突出措施。根据各矿的实际经验。(3)防治煤与瓦斯突出措施的效果检验。即掘进工作面执行防突措施(超前钻孔,边掘边抽,浅孔注水)后,必须进行效果检验,只有当效果检验的参数不超过或等于q和s的临界值时,说明采用措施有效,否则无效,应再采取其他有效措施。(4)防治煤与瓦斯突出的安全防护措施。为防止突出预测失误或措施失效而发生突出,在掘进作业中,必须采取安全防护措施。安全防护措施包括石门揭穿煤层时的震动爆破,采掘工作面的远距离爆破,避难所、急救袋和自救器。3.突出危险性预测预报的方法及操作要求:(1)钻孔瓦斯涌出初速度法(q值法)①按图所示布置预测钻孔,钻孔布置在软分层中,垂直于煤壁,孔径42mm,孔深3.5m;②当预测孔打至3.5m深时,拔出钻杆,插人测试工具,封孔,封孔压力为0.2MPa,封孔后测量室长度为0.5m;③封孔完毕后,启动秒表,计1min瓦斯涌出量。④钻孔瓦斯涌出初速度的测定必须在打完孔后2min内完成。(2)钻屑指标(s值法)①钻孔布置与钻孔瓦斯涌出初速度法钻孔布置相同。当钻孔打至2.5m时,接下2.5~3.5m间的钻屑,用弹簧秤称其质量。(3)判断方法①当两个预测孔若测出四个预测指标均不超标时,可允许进尺,否则只要有任何一个指标超标,立即采取防突措施。②依据《防突细则》规定,在突出煤层中有下列情况之一者,应视为突出危险的作面,立即采取防突技术措施和针对性措施。图:预测钻孔布置图a.在突出煤层构造破坏带,包括断层、褶曲、火成岩浸人等;b.煤层赋存条件急剧变化的区域;c.采掘应力叠加的区域;d.在上作面预测过程中出现喷孔、顶钻等动力现象;工作面出现明显突出预兆。4.突出煤层的掘进工作面应根据煤层实际情况选用防治突出措施,并遵守下列规定:①掘进上山时不应采取松动爆破、水力冲孔、水力疏松等措施。②在急倾斜煤层中掘进上山时,应采用双上山,伪倾斜上山或直径在300mm以上的钻孔等掘进方式,并加强支护。③在煤巷掘进工作面第一次执行局部防治突出措施或无措施超前距时,必须采取小直径浅孔排放等防治突出措施,只有工作面前方形成5m的安全屏障后,方可进人正常防突措施循环。在掘进工作面执行上述措施时,钻孔终孔位置应控制到巷道轮廓线外2m以上。④在急倾斜突出煤层中采用双上山掘进时,2个上山之间应开联络巷,联络巷间距不得大于10m,上山与联络巷只准1个工作面作业。急倾斜突出煤层上山掘进工作面,应采用阻燃抗静电的硬质风筒通风。突出煤层上山掘进工作面采用爆破作业时,应采用深度不大于1.0m的炮眼远距离全断面一次爆破。⑤在突出煤层的煤巷中,更换维修或回收支架时,必须采取预防煤体冒落引起突出的措施。5.打超前排放钻孔时,应注意事项:(1)排放钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5.0m;(2)打钻顺序为,由中间向两边或从一边到另一边,严禁从两边向中间打,以防应力集中诱导突出;(3)煤层赋存条件发生变化时,排放钻孔数及布孔方式也应随之增减,但必须经过总工程师批准;(4)为保护排放钻孔质量,必须严格按规定的数据打钻;(5)打钻时,距工作面15m范围内,不得进行其他作业,便于有突出危险时人员及时撤离;(6)打钻时如发生喷孔、夹钻、顶钻等动力现象,不能硬打;(7)当发生明显突出征兆时.要立即停电撤人,向矿调度室及有关领导汇报;(8)打钻过程中,巷道内的水幕应同时打开.且要采用湿式钻子。(9)专职瓦检员、防突监钻员应在迎头时刻观察煤与瓦斯突出征兆,发现异常应及时指挥撤人;(10)施工单位负责打钻,防突队负责监督,打完孔后,监钻人员要在防突牌板上填写措施孔的有关参数及允许进尺数,并填写终孔报告单,经施工单位跟班领导、瓦斯检查员签字后,将原始记录交给防突调度,并经科(队)领导、矿总工程师签字后送交有关单位;(11)工作面的支护必须完好,在顶板完好且预测不超标时.空顶距不超过《作业规程》规定值(一般不超过1.5m),否则其空顶距不超过0.8m。架棚支护工作面5m以内棚子必须连锁;(12)打钻时,打钻人员须衣扣整齐,灯带系于上衣之外,并与旋转的钻杆保持一定距离,避免人员被绞伤;(l3)打钻时,人员要立于钻机的下后方,防止钻机退出或滑动碰伤人员;(14)打钻时,送电人员必须精力集中,未听到送电命令不程擅自送电,避免误伤人员;(15)打钻时,必须设专人观察棚子的支护情况,发现问题及时处理;(16)当预测指标不超标且未遇到《防突细则》规定的有关情况时,可按《作业规程》规定的最大空顶距进尺,否则必须按要求打排放钻孔;(17)每执行一次防治突出措施作业循环后,应再进行工作刚预测,如预测为无突出危险,仍必须再采取防治突出措施,只有连续两次预测为无突出危险,该工作面方可视为无突出危险工作面;(18)防突监钻员每孔必须量其深度、倾角等,不合格的必须重打。6.对防突措施的效果检验:(l)掘进工作面执行防突措施后,必须进行效果检验,只有当效果检验的参数不超标时,工作面方可恢复生产。(2)效果检验的方法及其临界值与预测的方法和临界值相同。(3)效果检验孔一般布置在超前排放钻孔的中间,孔径42mm,孔深3.5m,终孔位置应位于措施控制范围内,不得与措施孔交叉、打透,严禁在预测老孔或其他原有孔中进行效果检验。(4)当效果检验的指标均在该煤层突出临界值以下时,则认为防突措施有效,否则,视为措施无效。(5)当措施无效时,必须再执行防突措施,或延长钻孔的排放时间,或再采取其他有效措施,直到指标不超为止。(6)效果检验措施有效后,一次只准按防突措施规定进尺,严禁超过措施控制范围进尺。7.为防止突出预测失误或措施失效而发生突出,在施工过程中必须采取安全防护措施:(1)通风及安全监控①工作面实行双风机、双电源,严格执行“三专两闭锁”,保证工作面供风充足。②在工作面附近及回风流中按规定安装甲烷传感器(内甲烷传感器距工作面不得大于5m,外甲烷传感器距巷道口10~15m)并保证准确、灵敏、可靠,当工作面瓦斯浓度或回风流瓦斯浓度达到1%时,能够保证切断该巷道中除监测电源以外的所有电源。③风筒末端与工作面距离控制在5m以内。④距巷道开口进风侧10m处应设置两道反向风门,风门必须牢固,能正常关闭。风门墙垛可用砖或混凝土砌筑,门框一般不得小于100mm,风门厚度不小于50mm,两道风门之间的距离不得小于4m。(2)使用远距离爆破①爆破必须使用安全等级不低于三级的煤矿用含水炸药,爆破母线使用小电缆,其接头必须使用接线盒或冷补胶,严禁使用明接头延长爆破母线,并保证吊挂整齐。②在巷道长度小于300m时,爆破躲炮地点在反向风门之外新鲜风流中,当巷道长度大于300m时,爆破躲炮点在避难所内距工作面的距离大于200m。③爆破时,施工单位跟班干部必须把反向风门关闭,并严格执行“一炮三检”和“三人连锁”换牌制度。班组长亲自布置专人在警戒线和可能进人爆破地点的所有通道上担任警戒工作,警戒人员必须在有掩护的安全地点进行警戒,并设置警戒标志,爆破30min后,方可进人工作面检查。(3)避难所及压风自救①当工作面宽超过300m时,作一避难所。避难所必须设向外开启的严密的隔离门,所内净高不得小于2m,净宽不小于15m,面积保证每人不得小于0.5m,所内支护必须良好,与巷道和邻一侧必须用料石或砖砌实封严,并设有与矿调度室直通电话。内设不少于20组压风自救袋,以保证每人供风量不小于0.3m3/min,避难硐室距离工作面不得小于200m。②靠工作面最近一组压风自救的数量不少于15组,随着工作面推进不断前移,与掘进仰头的距离控制在25~40m。③掘进巷道长度大于100m时,自巷道外口向内,每隔50m设置一组压风自救,每组不少于5个。④压风自救要安装在地点宽敞、支护良好且没有杂物堆积加人行道侧,压缩空气供给量每人不得少于0.lm3/min。⑤自救器袋装置的高度要适当,开关位置便于操作,其高度距巷道底板1.2一1.3m高,便于人员自救时使用。⑥在巷道的外口,压风自救管路上需安装气、水分离器,每次安装压风自救袋之前先要放气,将管路中杂物及锈蚀粉吹出,避免造成压风自救阀门及减压阀堵塞。⑦压风自救系统由使用单位安排人经常进行检查、维修,每班跟班干部必须在施工前检查压风自救完好情况,并做好记录、建立台账,若无风或压风自救设施损坏不得施工。(4)机电防爆①煤与瓦斯突出工作面必须安排专职防爆电工,按规定每天各班对该工作面的电器设备进行全面检查,杜绝失爆。②工作面停送电必须指派专职配电工负责,停送电必须办理手续,严防出现停送电事故。(5)安全避灾①凡进人煤与瓦斯突出掘进工作面的人员,必须佩戴隔离式自救器,工长、爆破工、班组长必须佩戴便携式甲烷传感器。②各有关单位必须组织学习煤与瓦斯突出的基本知识,了解煤与瓦斯突出的有声和无声预兆、安全避灾路线,发现异常时,立即停电撤人,来不及撤人时,可就近到压风自救处避难。复习思考题第五章爆破安全第一节爆破基础知识炸药的爆炸及爆炸作用(一)炸药的化学反应形式(1)热分解。热分解是炸药缓慢进行的化学变化过程。炸药在常温下也可进行分解,但反应过程中不产生火、光和声响,因此不易被觉察,对外界也没有破坏作用。这种分解是在整个炸药内全面发生的,炸药内各点同时参与反应,分解的速度主要取决于周围环境温度,温度越高分解就越快。在炸药运输以及贮存时,如果不注意控制炸药周围的温度,就会使炸药分解释放出的热量积聚,温度升高。当温度达到一定值时,热分解就会转化,致使炸药燃烧和爆炸。因此,要特别注意控制炸药贮存、运输时的温度,防止发生自燃、自爆等事故,以确保安全。(2)燃烧。燃烧是炸药在热源或火焰作用下引起的化学反应过程。燃烧不是在所有炸药内同时展开,而只在局部区域内进行。炸药的燃烧主要靠热传导来传递能量,燃烧的速度受外界条件的影响,特别是受压力的影响较大。因此,贮存炸药时要特别考虑到热分解,注意改善通风条件,防止炸药在密闭条件下燃烧。一旦炸药着火,切不可用砂土掩盖。因为炸药本身含有氧化剂,不需要空气中的氧就能燃烧。并且含有可燃物,密闭反而导致压力升高,促使燃烧加快,甚至会引起爆炸。(3)爆炸。炸药的爆炸与然烧过程类似,只在局部区域进行,但爆炸是靠冲击波的作用来传递能量和激起化学反应,基本上不受环境影响;爆炸反应也比燃烧反应更为激烈,放出热量大,形成温度也高。冲击波在炸药内以稳定的速度传播的爆炸形式称为爆轰。爆轰是炸药爆炸的良好状态和形式。在井下爆破作业过程中,能够形成爆轰,则炸药的利用率就高,这是取得良好爆破效果的前提条件之一。炸药的以上几种反应形式之间有着密切的关系,在一定条件下可以相互转化。热分解产生热量的积聚会引起燃烧;燃烧着的炸药在密闭状态下可以转化为爆炸;炸药变质受潮又可能由爆炸转变为燃烧。而爆破作业过程中发生的爆燃,不仅可以放出更多的有毒有害气体,而且对于含有瓦斯、煤尘的矿井更易引发事故。因此,我们必须创造良好的条件,使炸药爆炸反应处于稳定爆轰状态,以取得良好的爆破效果,达到安全的目的。(二)炸药的传爆及影响传爆稳定性的因素1)炸药的传爆。炸药由起爆到爆炸结束的过程中爆炸反应在炸药中自行传播的过程叫做传爆。炸药被引爆后,首先在局部发生化学反应,产生大量高温、高压和高速的物体气流,形成冲击波。冲击波以高温、高压、高速、高密度等状态传播能量,强烈的冲击波压缩邻近炸药薄层,使其密度、温度和压力突然升高,使炸药分子活化而产生迅速的化学反应,生成大量爆炸气体产物和热量。化学反应释放的一部分能量用来补充冲击波传播时的能量消耗,使冲击波能维持以一定速度和波阵面压力向前传播,这种伴随发生化学反应,在炸药中传播的特殊形式的冲击波即爆轰波。在炸药的实际爆轰过程中,由于不同因索的影响,常使炸药爆轰不能理想进行,甚至可能会使爆速降低直至爆炸中止,从而达不到预期的爆破效果,降低了爆破效率。2)影响传爆稳定性的因素。(1)起爆能的大小。炸药起爆后,并不是一开始就达到了稳定传爆状态,通常都要有一段加速过程。起爆能越小,炸药的敏感性就越低,这段过程就越长。如果再有其他不利因素影响,就可能不起爆或中途停止爆轰。(2)装药密度。单质炸药密度增加,则爆轰压力也增高。因此,加大密度能使爆轰更加稳定。混合炸药则常有一个最佳密度,超过之后爆速则要降低。这是因为混合炸药中多含有大量比较钝感的成分,密度加大后需要的起爆能也急剧增大,原用的起爆器材的能量就可能不足,因而产生不爆或熄爆。《煤矿安全规程》规定,在装药时不得冲撞或捣实炸药,就是为了避免因改变药卷密度而导致爆破事故的发生。(3)药卷直径。在一定范围内,炸药的爆速和传爆稳定性是随装药直径增加而增加的。炸药能够稳定爆轰时的直径叫临界直径,炸药的爆速达到极大值时的最小直径叫极限直径,临界直径到极限直径之间都能稳定传爆。当药卷直径小于临界直径时,传爆性极差,爆速显著下降,甚至自行熄爆;直径增加至极限直径时,爆速将不再增加。(4)其他因素。在炸药的传爆过程中,炸药是否变质,药卷外壳的强度,药卷之间彼此的密接程度及间隙效应等均对炸药的稳定传爆有一定影响。不稳定的传爆产生热量少,生成有毒气体多,爆速不断下降,爆炸冲击波明显减弱,情况严重时,出现爆燃或中途拒爆。在井下掘进爆破中,有时炮烟格外呛人,就是炸药传爆不稳定的典型特征,对安全极为不利。因此确保传爆的稳定性非常重要。(三)炸药的感度炸药在外界起爆能作用下发生爆炸反应与否以及发生爆炸反应的难易程度叫做炸药的感度或敏感度。炸药感度的高低以激起炸药反应所需起爆能的多少来衡量。感度与所需起爆能成反比。炸药对某些形式起爆能的感度过高,就会在炸药生产、运输、储存、用过程中造成危险而使用炸药时,感度过低,就会给使用炸药造成困难。炸药对不同形式的起爆能具有不同的感度。炸药的感度有:热感度,机械感度,冲击感度,起爆冲能感度和静电火花感度等。(1)热感度。热感度是炸药在热能作用下发生爆炸、燃烧或解的难易程度,它包括加热感度和火焰感度。加热感度用来表示炸药在均匀加热条件下发生爆炸的难易程度。火焰感度指炸药在明火(火焰、火星)作用下发生爆炸的难易程度。(2)机械感度。机械感度是炸药对冲击、摩擦、挤压、针刺等机械作用的敏感程度。其中,主要指冲击感度和摩擦感度。(3)起爆冲能感度。起爆冲能感度又称为爆轰感度或起爆感度,是指炸药对别的炸药爆炸时所产生的爆轰冲击的敏感程度。单质炸药通常用起爆它所需的最小炸药量来表示;硝铵类炸药则多用殉爆距离表示其起爆冲能感度。殉爆是指在装有雷管的主炸药包爆炸时,能使相隔一定距离的另一药包也爆炸的现象。在炸药生产、储存和运输过程中,必须防止炸药发生殉爆,以确保安全。但在工程爆破中,则必须保证炮眼内相邻药卷完全殉爆,防止产生半爆,降低爆破效率殉爆距离是指主炸药包能诱导被动药包爆炸的最大距离。由于炸药的感度有一定的范围,因此,在使用炸药过程中,应尽量避免受热和冲击、摩擦、挤压及静电等的影响。同时,在工作面附近存放炸药和雷管也应有足够的安全距离。(四)炸药的爆炸作用炸药爆炸时对周围介质(例如岩石)的各种机械作用统称为爆炸作用。炸药的爆炸作用可分为两部分。利用炸药爆炸产生的冲击波形成的破坏作用称为动作用,以炸药的猛度来表示,其大小取决于炸药的爆速;利用炸药爆炸气体产物的静压或膨胀做功形成的破坏作用称为静作用,以炸药的爆力来表示,其大小主要取决于炸药的爆热。一般认为,炸药爆炸破坏岩石是冲击和膨胀共同作用的结果。在脆性硬岩中冲击作用对岩石的破坏起主导作用;在韧性软岩中膨胀作用对岩石的破坏起主导作用。因为在脆性硬岩中爆生的冲击波和爆轰波传播速度快,形成的冲击破坏作用大;而在韧性软岩中爆生冲击波和爆轰波传播速度慢,形成的冲击破坏作用小。这就是常说的“脆性硬岩不吃药.韧性软岩吃药多”和“炸药吃硬不吃软”的道理。二、爆破器材(一).煤矿许用炸药煤矿许用炸药又称煤矿安全炸药,是指允许在有瓦斯或煤尘爆炸危险的煤矿井下工作面或工作地点使用的炸药。为适应不同瓦斯等级和不同工作面的需要,我国煤矿许用炸药分为五级,其中一、二级适用于低瓦斯矿井,三级适用于高瓦斯矿井,四级适用于煤和瓦斯突出矿井,五级适用于溜煤眼爆破和过石门揭开突出煤层。煤矿许用炸药可以分为煤矿铵锑炸药、煤矿水胶炸药、煤矿乳化炸药和离子交换型安全煤矿炸药等。(1)铵锑炸药。铵锑炸药是目前应用最广泛的工业炸药,主要成分为硝酸铵,含量约在60%以上,TNT含量一般不到20%。加入TNT的作用是提高炸药的敏感度,改善传爆性能,增加威力。TNT作为敏化剂,含量越高,炸药的爆炸性能就越好。此外该混合炸药中一个不可缺少的成分是木粉,它在炸药中起疏松作用,使炸药不易结成硬块,并平衡硝酸铰中多余的氧。另外,抗水型炸药还加入少量的防水剂,如石蜡、沥青等。食盐作为消焰剂,主要用来吸收热量,降低爆温,防止瓦斯爆炸。煤矿钱锑炸药中,以不同配比添加食盐,就成为不同安全等级的煤矿铁锑炸药。但食盐易受潮,有惰性,影响炸药的爆轰感度和爆轰稳定性,用量不宜过多。铵锑炸药的使用保证期为4~6个月,失效的炸药禁止使用。(2)水胶炸药。水胶炸药是由氧化剂(硝酸按为主)的水溶液、敏化剂(硝酸甲胺、铝粉等)和胶凝剂等基本成分组成的含水炸药。由于采用了化学交联技术,故呈凝胶状态。它具有威力高、安全性好、抗水性强、价格低廉等优点,可用于井下小直径炮眼的爆破,尤其适用于井下有水而且坚硬岩石的爆破。煤矿水胶炸药中加入食盐、大理石粉、氟化钙、氯化钾等消焰剂,可用于有瓦斯煤尘爆炸危险的工作面。水胶炸药的使用保证期为1年。(3)乳化炸药。乳化炸药也称乳胶炸药,是在水胶炸药的基础上发展起来的一种新型抗水炸药。它由氧化剂水溶液、嫉料油、乳化剂、稳定剂、敏化发泡剂、高热剂等成分组成,使用保证期为4个月。乳化炸药具有起爆敏感度高、爆速高、猛度高、抗水性强等优点。乳化炸药的缺点是威力较低。根据瓦斯的安全性,煤矿乳化炸药分为五级,目前生产的主要有二、三、四级3种。(4)离子交换型炸药。离子交换型煤矿炸药的安全度是现有煤矿许用炸药中最高的品种,它具有较好的贮存安定性,间隙效应小。低温-20℃时不会冻结,可用于煤和瓦斯突出的矿井。根据使用的气温条件,应在不低于一20(二).煤矿许用电雷管1)电雷管的结构。电雷管主要由管壳、加强帽、电雷管装药、引火装置和延期装置组成。(1)管壳。管壳的作用是使雷管装药免受外界的能量作用和温度影响,使炸药爆轰成长迅速,提高爆速。常用的管壳有铜壳、纸壳,过去多为铜壳,因铜材来源少,后多改为纸壳,但纸壳耐压强不够,易吸潮,受潮后容易拒爆,现又改为覆铜管。管壳要求有足够的强度,国家标准规定,铜铁管管壳壁厚不应小于0.2mm,纸管壳壁厚不应小于0.9mm。(2)加强帽。加强帽是紧扣在起爆药上的金属或其他材料的小管。管底中心有一传火孔。加强帽可以增加电雷管的强度,抗外界冲击、防止漏药并阻止起爆药点火时气体漏掉以加快起爆药的爆轰传播速度,使起爆药迅速由燃烧转为爆轰。(3)电雷管装药。电雷管装药是决定电雷管性能的基本部件。电雷管装入正、副两种起爆药,正起爆药有一定感度,先起爆可以保证雷管起爆的准确性,又能使副起爆药安全地起爆,从而使雷管有足够的起爆能力。副起爆药多采猛炸药黑索金,装入电雷管底部;上部装入正起爆药,多采用敏感的二硝基重氮酚(DDNP)。(4)引火装置。引火装置是接收外界能量并传递给雷管装药的点火元件。电雷管的引火装置是利用电流通过电桥丝或药剂,将电能转变为热能作用于引火药剂,使引火药发火燃烧,将热能再传递给起爆药或延期药,引燃雷管爆炸。引火装置要求作用准确,感度适宜,点火能力强,火焰温度达到起爆药和延期药的爆发点。电引火装置有直插式和药头式两种。(5)延期装置。爆破作业中,多要求药包按一定顺序经一定时间间隔进行爆炸。为此,将延期装置(一些氧化剂与可燃剂的混合物)置于火装和起爆药之间,在规定的延期时间燃烧完后,才使电雷管爆炸。2)煤矿许用电雷管的种类。煤矿许用电雷管有煤矿许用瞬发电雷管和煤矿许用毫秒延期电雷管。(1)瞬发电雷管。通入足够的电流,能在瞬间立即起爆的电雷管为瞬发电雷管。瞬发电雷管为直插式引火装置,引发过程是由电流通过桥丝产生电阻热,瞬间点燃并起爆正起爆药,继而引爆副起爆药。当正起爆药一经点燃后,即使电流中断也能爆炸。瞬发电雷管可分为普通型和煤矿许用型两种。普通型瞬发电雷管可用于无瓦斯工作面,煤矿许用型瞬发电雷管可用于高瓦斯矿井或有瓦斯煤尘爆炸危险的采掘工作面以及煤与瓦斯突出的采掘工作面。煤矿许用型瞬发电雷管与普通瞬发电雷管结构基本相同。它之所以具有瓦斯安全性,主要是在副起爆药(猛炸药)中加入一定量的消焰剂。消焰剂通常采用氯化钾,可以起到降低爆温、消焰和隔离瓦斯与爆炸火焰接触的作用,从而有效的预防瓦斯爆炸。(2)毫秒延期电雷管。通入足够电流,以若干毫秒间隔时间延期爆炸的电雷管为毫秒延期电雷管,简称毫秒电雷管。毫秒延期电雷管分为普通型和煤矿许用型两种。表3-1国产毫秒延期电雷管延期时间与标志普通型毫秒电雷管由于金属管壳、加强帽、聚乙烯绝缘脚线包皮等在雷管爆炸时产生灼热碎片和残渣;延期药燃烧时喷出高温颗粒残渣;副起爆药爆炸时产生高温火焰等原因,仍有爆炸的可能性。煤矿许用型毫秒电雷管经过改进,除在猛炸药中加入消焰剂外,还将延期药装入铅延期体的五个细管中,并加厚管壁,使上述不安全因素得到有效的解决。普通型毫秒电雷管可使用于无瓦斯的工作面。煤矿许用型毫秒电雷管可使用于有瓦斯或煤尘爆炸危险的采掘工作面、高瓦斯矿井或煤与瓦斯突出矿井。使用煤矿许用毫秒电雷管时,最后一段的延期时间不得超过130ms(即1-5段)。由于毫秒电雷管适用条件广,爆破安全,工序少,时间短,适用于掘进巷道全断面一次起爆和炮采工作面一次爆破,在煤矿井下已得到广泛应用。(三).炮泥炮泥是用来封堵炮眼的。炮泥质量的好坏和封泥长度,直接影响爆破效果和安全。煤矿井下常用的炮泥有两种,一种是水炮泥,一种是粘土炮泥。粘土炮泥能够阻止爆生气体自炮眼逸出,使其在炮眼内积聚压缩能,增加炸药的爆破作用;同时也有利于炸药在爆炸反应中充分氧化,使之放出更多的热量,减少有害气体的生成量,改善炸药的爆破效果;再者,由于炮泥能够阻止爆炸火焰和灼热固体颗粒从炮眼内喷出,故不易引起瓦斯和煤尘爆炸,有利于爆破安全。水炮泥不但具有固体炮泥的作用,而且破裂后在灼热爆炸产物的作用下形成一层水幕,并进行蒸发而吸收大量的热,这样,爆炸产物在即将进入矿井大气时受到冷却,使爆炸火焰迅速熄灭,从而减少了引爆瓦斯、煤尘的可能性,有利于安全。此外,水炮泥所形成的水幕还具有降尘和吸收炮烟中有毒有害气体的作用,有利于改善劳动条件。《煤矿安全规程》规定:炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分,应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。对炮眼深度和炮眼的封泥长度,《煤矿安全规程》有以下规定:(1)炮眼深度小于0.6m时,不得装药、爆破;在特殊条件下,如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,必须制定安全措施,炮眼深度可以小于0.6m,但必须封满炮泥。(2)炮眼深度为0.6-1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/20。(3)炮眼深度超过lm时,封泥长度不得小于0.5m。(4)炮眼深度超过2.5m时,封泥长度不得小于lm,属网、水或大地等当作回路。(5)光面爆破时,周边光爆炮眼应用炮泥封实,且封泥长度不得小于0.3m.(6)工作面有2个或者2个以上自由面时,在煤层中最小抵抗线不得小于0..5m,在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m,浅眼装药爆破大岩块时,最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m,(四)爆破工具1、起爆电源1)、《煤矿安全规程》对起爆电源的规定(1)井下爆破都必须使用发爆器,开凿或延深通达地面的井筒时,无瓦斯的井底工作面中可使用其他电源爆破,但电压不得超过380V,并必须有电力爆破接线盒。(2)发爆器的把手、钥匙或电力爆破接线盒的钥匙,必须由爆破工随身携带,不得转交别人。不到爆破通电时,不得将把手或钥匙插入发爆器或电力爆破接线盒内。爆破后必须立即将把手或钥匙拔出,摘掉母线并扭结短路。(3)有瓦斯或煤尘爆炸危险的采煤工作面,严禁在一个工作面使用2台发爆器同时进行爆破。2)、发爆器的特点。目前井下使用的发爆器主要是晶体管电容式发爆器。该发爆器的型号很多,但工作原理相同。井下常使用的MFB-100型和MFB-200型的毫秒开关只有两个档位,放电后不可把开关再转到充电位置。电容式发爆器有防爆型和非防爆型两种。煤矿井下只准使用防爆型发爆器。它具有体积小、重量轻、携带和操作方便、外壳防爆,供电时间能自动控制在6ms以内。6ms后,即使网路炸断,裸露线路相碰,因已断电,也不会产生火花,故安全性好,可用于有瓦斯或煤尘爆炸危险的工作面。3)发爆器的检查、使用和保管电容式发爆器部件小,结构严密,但由于井下条件和环境所限,往往因使用、检查、保管和维护不当而造成部件损坏,改变或失去起爆和防爆能力,影响安全使用。所以爆破工在使用发爆器时,必须做到经常检查,合理使用和妥善维护。检查下井前领取发爆器时,应对发爆器作全面检查,首先,应检查发爆器的外壳是否有裂缝,固定螺丝是否上紧,接线柱、防尘小罩等部件是否完整,毫秒开关是否灵活,发现发爆器防爆性能失效时,应立即更换。其次,若使用时间过长,应检查它能否在3-6ms内输出足够的电能和自动切断电源,停止供电。再次,电容式发爆器应定期检查,检查时用新电池作电源,测量输出电流和主电容器充电电压以及充电时间。若测量的数据低于额定值时,为不合格,应进行大修。使用使用发爆器爆破时,必须按下列程序和要求操作:A、用前检查。爆破母线与发爆器连接前,应先检查氖气灯泡在规定时间内是否发亮,证明发爆能力正常。如氖气灯不亮不能敲打或撞击。B、接线要求。爆破工作接到班组长发出爆破命令,瓦斯经检查后不超限,确认人员已全部撤离,达到爆破要求,并发出规定的爆破信号后,方可解开母线接头接到发爆器的接线柱上,以免因主电容残余电荷全部泄放,发生早爆伤人。C、起爆操作。将开关钥匙插入毫秒开关内,按逆时针方向转至充电位置,氖气灯亮后,立即按顺时针方向转至“放电”位置。如不立即转至“放电”位置,不但浪费电能,而且由于主电容端电压继续上升,可能引发发爆器内部元件损坏。起爆后,开关要停在“放电”位置上,拔出钥匙,由爆破工自己保管,并把母线从发爆器上取下,扭成短路挂好。每次爆破后,应及时将防尘小盖盖好,防止煤尘或潮气侵入。(3)保管A、发爆器必须由爆破工妥善保管,上下井随身携带,班班升井检查。在井下要挂在支架上或放在木箱里,不要放在潮湿或淋水地点,以免受潮。在有淋水的地点使用时,必须用胶布或雨衣盖好。B、发爆器钥匙由爆破工保管,不得转交他人或随意乱放。C、发爆器发生故障,应及时送到井上由专人修理,不得在井下拆开修理,更不得撞击、敲打,以防发爆器失爆。若氖气灯泡超过规定时间才发亮或发爆器充电时间过长,必须及时在地面更换电池。长期不用的发爆器,必须取出电池。D、严禁将两个接线柱联线短路打火花检查有无残余电荷和用发爆器检查母线是否导通,因为这样不仅容易击穿电容及其他元件损坏发爆器,更危险的是产生电火花,容易引起瓦斯和煤尘爆炸。2、爆破母线和连接线。爆破母线和连接线应符合下列要求:(1)煤矿井下爆破母线必须符合标准。(2)爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂,不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。(3)巷道掘进时,爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线,特殊情况下,在采取安全措施后,可不受此限。(4)爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧,爆破母线必须挂在电缆的下方,并应保持0.3m以上的距离。(5)只准采用绝缘母线单回路爆破,严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。(6)爆破前,爆破母线必须扭结成短路。(7)爆破母线要有足够的长度,且接头不宜过多,以免增加电阻、断线、漏电或短路等故障。(8)不得用两根性质、规格不同的导线作母线。4、掏勺和炮棍。掏勺是用来掏出炮眼里的煤粉或岩粉的工具,是一根直径为8-l0mm的圆铁棍,它上边焊有弯曲的勺耳,使用时勺耳朝里,往复拉动,向外排除粉屑。可用于各种机械钻凿的炮眼。在使用风动凿岩机的工作面,也可采用弯成90度的细钢管,作为吹眼器。使用时将弯管插入炮眼,通入压风将眼内煤粉或岩粉及积水吹出孔外,操作人员手握弯管的一端,站在炮眼口的侧面。其他人员也必须避开沿炮眼吹出的风流方向,以免打伤人员。5、导通表。导通表是专门用来测量电雷管、爆破母线或电爆网路是否导通的仪表。光电导通表内部电源为硒光电池或硅光电池,在矿灯或其他光线照射下,最高可产生0.5V电压,无光线照射时,不产生电压。使用时,先用矿灯照射电池,同时使被测物件的两端分别与导通表的两个金属片相碰,回路接通,检流表指针转动,表明被测物件导通,无断路;若指针不动表明被测物件不导通,有断路。光电导通表结构简单,体积小,操作方便,导通电流只有几十微安,可确保电雷管导通测量的绝对安全,但使用后必须避光保存,以免浪费电池。第二节爆破作业安全操作技术(一)爆破材料的领退、运送及存放领退、运送及存放爆破材料时应遵守以下规定和要求:(1)电雷管必须由爆破工亲自运送,炸药由爆破工或在爆破工监护下由熟悉《煤矿安全规程》有关规定的人员运送。(2)领取的爆破材料必须装在具有耐压和抗冲撞、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内,严禁将爆破材料装在衣袋内。领到爆破材料后,应直接送到工作地点,严禁中途逗留,行走时要注意避开电缆和金属导电体。(3)运送爆破材料应避开交接班和人员上、下井的时间。(4)严禁用刮板输送机、带式输送机运送爆破材料。5)爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆破材料箱内,并加锁。严禁乱扔、乱放。(6)爆破材料箱必须放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备的地点。每次爆破前,都必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。(二)装配起爆药卷装配起爆药卷是把龟雷管装入药卷顶部,制成起爆药卷的作业过程。装配引药必须按下列程序要求进行。1.装配地点的选择装配起爆药卷必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆破材料箱上装配起爆药卷。在有杂散电流的地点装配起爆药卷时,必须坐在绝缘胶垫上,并将扭结短路的雷管脚线用绝缘胶布包好。2.起爆药卷数目的确定装配起爆药卷数量,以当时当地需要的数量为限。3.电雷管的抽取从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。抽取电雷管时,如果把电雷管脚线搭在风、水管路上是非常危险的,这样容易造成早爆事故。4.装配起爆药卷的方法装配起爆药卷时,必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线或损坏脚线绝缘层。装入的方法有两种:(1)扎孔装配法。用一根直径略大于电雷管直径的尖端木棍或竹棍,在药卷顶部的封口扎一圆孔,将电雷管全部装入药卷中,然后用电雷管脚线将药卷缠住,以便把电雷管固定在药卷内,还必须扭结电雷管脚线末端。(2)启口装配法。先打开药卷顶部封口,用木、竹棍在药卷中央扎孔,再将电雷管全部装入药卷,用脚线把封口扎住,再短路扭结电雷管脚线末端。《煤矿安全规程》规定,电雷管只许由药卷的顶部装入,不得用电雷管代替竹、木棍扎眼;电雷管必须全部插入药卷内;严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。5.起爆药卷的保存起爆药卷装配好后,应清点数目,入箱锁好,不得乱放,以防散失。(三)装药1.装药前的准备工作在装药前,应该对爆破地点的通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护等全面检查,对所查出的问题应及时处理。有下列情况之一时严禁装药:(1)采掘工作面的控顶距离不符合作业规程的规定,或者支架有损坏,或者伞槽超过规定。(2)装药地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%及以上。(3)在装药地点20m以内,矿车、未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。(4)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。(5)采掘工作面风量不足。在有煤尘爆炸危险的煤层中,掘进工作面爆破前,附近20m的巷道内,必须洒水降尘。2.装药工作经检查确认可以装药时,方可按下列程序装药。(1)验孔。在装药前,用炮棍插入炮眼里,检验炮眼的角度、深度和方向及炮眼内的情况。(2)清孔。待装药的炮眼,必须用掏勺或压缩空气吹眼器清除炮眼内的煤、岩粉,以防止煤岩粉堵塞,使药卷不能密接或装不到眼底。使用吹眼器时,附近人员必须避开压风吹出气流方向,以免炮眼内飞出的粉块杂物伤人。(3)装药。采掘工作面炮眼使用炸药和电雷管的种类、装药量、电雷管的段数必须符合爆破作业说明书的规定,并按照爆破说明书规定的装药结构进行装药。装药结构通常可分为正向装药和反向装药。正向装药是指起爆药卷放在距眼口最近的第一个位置上,雷管与所有药卷的聚能穴均朝向眼底的装药结构;反向装药是指起爆药卷放在眼底,雷管与所有药卷的聚能穴一致朝向眼口的装药结构。装药时要用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。(4)封孔。装炮泥时,最初的两段应慢用力,轻捣动,以后各段炮泥须依次用力一一捣实。装水炮泥时,水炮泥外边剩余部分,应用粘土炮泥封实。炮泥的长度,必须符合《煤矿安全规程》规定。(5)电雷管脚线末端扭结。装药后,必须把电雷管脚线末端悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线同运输设备及采掘机械等导电体相接触。3.装药注意事项(1)硬化的硝酸按类炸药在装药前必须用手揉松,使其不成块状,但不得将药包纸损坏,严禁使用硬化到不能用手揉松的硝酸按类炸药,也不能使用破乳或不能用手揉松的乳化炸药。(2)不得使用水分含量超过。.5%的钱梯炸药。(3)潮湿或有水的炮眼应用抗水型炸药。(4)不得装“盖药”或“垫药”。(5)不得装错电雷管的段数。(6)毫秒电雷管不得跳段使用。(7)一个炮眼内不得装两个药卷。除以上注意事项外,要特别注意不得在钻眼的同时装药,以免发生危险。如某矿施工一水平总石门,由104,101两个掘进队联合施工。四班出勤25人,任务是正常掘进。接班后,前边钻眼,后边装岩出货。有两人从井下调车场找到上班留下的14包炸药,运到炸药箱后,开始装配引药。这时班长派人从工作面出来,叫他们赶快去工作面装药。于是,2人停止装配引药,拿起6包炸药和炮泥一起来到工作面。工作面左侧还在打掏槽眼,这2名爆破工放下炸药在右侧装药。不一会儿,发生炸药爆炸事故,造成2人死亡,1人受重伤的事故。(四)联线1.联线方法和要求联线工作应按照爆破说明书规定的联线方式,将电雷管脚线与脚线、脚线连接线、连接线与爆破母线连好接通。联线的方法和要求是:(1)脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线,检查线路的通电工作,只准爆破工1人操作。与联线无关的人员都要撤离到安全地点。(2)联线前必须认真检查瓦斯浓度、顶板、两帮、工作面煤壁及支架情况,确认安全方可进行联线。(3)联线时,联线人员应把手洗净擦干,以免增加接头电阻和影响接头导通,然后把电雷管脚线解开,刮净接头,进行脚线间的扭结连接。脚线连接应按规定的顺序从一端向另一端进行。如脚线长度不够,可用规格相同的脚线作连接线,联线接头要用对头连接,不要用顺向连接,不要留有须头。当炮眼内的脚线长度不够需接长脚线时,两根脚线接头位置必须错开,并用胶布包好,防止脚线短路和漏电。联线接头必须扭紧牢固,并要悬空,不得与任何物体相接触,如图3-17所示。(4)电雷管脚线间的联接工作完成以后,再与联接线连接。2.联线方式常用联线方式有串联、并联和混联等。(1)串联。串联就是依次将相邻的两个电雷管的脚线各一根互相连接起来,最后将两端剩余的两根脚线接到爆破母线上,再将爆破母线接入电源。这种联线方式操作简便,不易漏接或误接,速度快,便于检查,通过网路的电流较小,适用于发爆器作电源,使用安全,因此在煤矿井下使用最为普遍。缺点是在串联网路中有一个电雷管不导通或在一处开路,全部电雷管将拒爆。在起爆能不足的情况下,由于每个电雷管的感度有所差异,往往导致感度高的电雷管先爆,电路被切断,使感度低的电雷管不爆。(2)并联。将所有电雷管的两根脚线分别接到网路的两根母线上,通过母线与电源联接。在并联网路中,某个电雷管不导通,其余的电雷管也可以起爆,能够避免电雷管感度差异造成的丢炮。这种网路虽然总电阻小,要求起爆电源的电压小,但所需的网路总电流较大。(3)混联。混联可以分为串并联和并串联两种。当一次起爆炮眼数目较多时,则需采用串并联或并串联。串并联是将电雷管分组,每组串联接线,然后各组剩余的两根脚线分别接到爆破母线上。并串联是将各组电雷管并联,然后将各组串联起来。在井下掘进工作中一般很少采用并联和混联。当出现全网路不爆时,可采用中间并联法排除故障。(五)爆破爆破前,班组长必须亲自布置专人,在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。(2)爆破前,班组长必须清点人数,确认无误后,方准下达起爆命令。(3)当班的炮眼必须当班爆破完毕。在特殊情况下,如果当班留下尚未爆破的装药炮眼,当班爆破工必须向下一班爆破工在现场交接清情况。(4)爆破作业时应严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。“一炮三检制”就是在采掘工作面装药前、爆破前和爆破后必须检查爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度,若瓦斯浓度达到1%及以上时,严禁装药爆破。执行“一炮三检制”的目的是为了加强瓦斯检查工作,防止漏检,避免在瓦斯超限的情况下爆破。“三人连锁放炮制”就是爆破前,爆破工在检查联线工作无误后,将警戒牌交给班组长,由班组长亲自派专人警戒,并检查顶板、支架与工具设备等情况,经清点人数,确认无误后,将爆破命令牌交给瓦斯检查员,由瓦斯检查员检查瓦斯、煤尘浓度合格后,将自己携带的爆破牌交给爆破工,爆破工吹哨后爆破,爆破后三牌各归原主。“三人连锁放炮制”实质上是一种责任制,其目的是督促爆破工、瓦斯检查员和班组长各尽其责,确保爆破工作的安全。如不能有效执行“三人连锁放炮制”,则可能出现不必要的灾害和损失。如某矿开拓三队早班进行爆破作业,恰逢维修队人员给该队工作面延接风水管路,因班长未能清点工作面所有人员,把急于接好管路的维修队人员王某当场炸死。(六)爆破后必须进行的工作1、巡视爆破地点。爆破后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。检查工作应由外向里进行,如有危险情况,必须立即处理。在开凿或延深立井井筒爆破后,先通风,并仔细检查井筒,清除崩落在井圈上、吊盘上或其他设备上的矸石,然后按规定的时间方可乘吊桶检查井底工作面。乘吊桶时,吊桶不得蹾撞工作面,防止散落在煤、岩中的起爆药卷、残药,在吊桶的冲击和重压下,发生爆炸,造成人员伤亡。2、撤除警戒。爆破结束后,爆破工要报告班组长,有布置警戒的班组长亲自撤回警戒人员。3、发布作业命令。只有在工作面的炮烟吹散,警戒人员按规定撤回,检查瓦斯后不超限,影响作业安全的被崩倒、崩坏的支架已经修复的情况下,班组长才能发布人员可进入工作面正式作业的命令。4、洒水降尘。爆破后,爆破地点附近20m的巷道内,都必须洒水降尘。5、处理拒爆。发现并处理拒爆时,必须在班组长直接指导下进行处理,并应在当班处理完毕,如果当班未能处理完毕,爆破工必须同下一班爆破工在现场交接清楚。6、验炮后,爆破工作面无爆破故障或爆破故障已处理完毕,爆破工作已经完成,爆破工应将爆破母线、发爆器、瓦斯检定器等工具收拾整理好。并经班组长同意,方可离开工作面。第三节特殊情况下的爆破1.巷道贯通爆破巷道贯通必须有准确的测量图,每班在图上填明进度。当贯通的两个工作面相距20m(冲击地压煤层掘进工作面相距30m)时,地测部门必须事先下达通知书,并且只准从一个工作面向前接通。停掘的工作面必须保持正常通风,经常检查风筒是否脱节,还必须正常检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度,瓦斯浓度超限时,必须立即处理。掘进的工作面每次装药爆破前,班组长必须派专人和瓦斯员共同对停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度。瓦斯浓度超限时,先停止掘进工作面的工作,然后处理瓦斯。只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在100以下时,掘进的工作面方可装药爆破。每次爆破前,在两个工作面必须设置栅栏和有专人警戒。间距小于20m的平行巷道,其中一个巷道爆破时,两个工作面的人员都必须撤至安全地点。除以上规定外,还应达到下述要求:(1)测量人员在巷道贯通前,必须勤给中、腰线,钻眼工和爆破工要严格按中、腰线调整方向和坡度,布置炮眼。(2)贯通爆破前,要加固贯通地点支架,背好帮顶,防止崩倒支架或冒顶埋人。(3)距贯通地点5m内,要在工作面中心位置打探眼,探眼深度为进度的2倍,眼内不准装药,在有瓦斯工作面,爆破前将探眼用炮泥封死。(4)与停掘已久的巷道贯通时,还应在贯通前严格检查停掘巷道的瓦斯、煤尘、支架和顶板,发现间题立即处理,否则不准贯通。(5)由班组长指派警戒人员,并亲自接送。在班组长或班组长指定的专人来接以前,警戒人员不得擅离岗位。(6)按预测位置应贯通而未贯通时,应立即停止掘进,查明原因,重新采取贯通措施。2.遇老空区爆破老空区往往积存有大量的水、瓦斯和其他有毒有害气体,如果不慎爆破掘通老空区,就可能发生突然涌水、人员中毒和瓦斯爆炸等恶性事故。因此,在接近老空区时,必须采取相应的安全措施:(1)爆破地点距老空区15m前,必须通过钻探眼等有效措施,探明老空区的准确位置和范围、瓦斯、积水及发火等情况,针对查明的情况,修正或调整安全措施,否则不准装药或爆破。(2)穿透老空区爆破时,必须撤离人员,并在无危险地点爆破。爆破后,必须在查明老空区情况,确认无危险时才允许恢复工作。(3)钻眼时,发现煤(岩)变松软、炮眼内出水异常、工作面温度骤高骤低、瓦斯量增大等异常情况,说明工作面已临近老空区,必须查明原因,采取措施。爆破条件具备时才可以装药爆破。(4)必须坚持“有疑必探,先探后掘”的原则,发现异常情况,必须查明原因,采取措施,否则不准装药爆破,以免误通老空区,发生透水、透火、大量涌出瓦斯以及瓦斯爆炸等事故。3.接近积水区的爆破透水是煤矿五大自然灾害事故之一。由于积水区资料不全或测量不准,往往容易发生

温馨提示

  • 1. 本站所有资源如无特殊说明,都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
  • 2. 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等,如果需要附件,请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
  • 3. 本站RAR压缩包中若带图纸,网页内容里面会有图纸预览,若没有图纸预览就没有图纸。
  • 4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
  • 5. 人人文库网仅提供信息存储空间,仅对用户上传内容的表现方式做保护处理,对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑,并不能对任何下载内容负责。
  • 6. 下载文件中如有侵权或不适当内容,请与我们联系,我们立即纠正。
  • 7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。

评论

0/150

提交评论