煤矿基础知识
一、&&&&&&&&&
煤层埋藏特征
⒈& 煤层顶、底板
煤层顶板和底板是指煤系中位于煤层上、下一定距离的岩层。
⒈）&&&&&&&&&&&&
煤层的顶板。通常把煤层上部一定范围内的岩层称为顶板。按其与煤层的相对位置不同以及垮落的难易程度不同，煤层顶板可分为伪顶、直接顶和老顶，如图2-1所示。
伪顶。伪顶是紧贴在煤层之上，极易垮落的薄岩层，厚度一般小于0.5m，常由炭质页岩等岩层所组成，采煤时，随着落煤而同时冒落。
直接顶。直接顶一般是位于伪顶或煤层（无伪顶时）之上，由一层或几层泥岩、页岩、粉砂岩等比较容易垮落的岩层所组成，常在回柱或移架后而垮落。
老顶。老顶一般是位于直接之上或直接位于煤层之上（煤层没有直接顶时）的厚而坚硬的难以垮落的岩层，常由砂岩、砂砾岩、石灰岩等组成。老顶不随直接顶垮落，能在采空区维持很大的悬露面积。
煤层的底板。位于煤层下部一定距离的岩层称为底板。底板岩层一般是由砂岩、粉砂岩、泥岩、砂质页岩、粘土岩或石灰岩等组成。由于岩性和厚度等不同，在采煤过程中破裂、鼓起的情况也不一样，为此，把煤层底板岩石分为直接底和老底，如图2—2所示。
直接底。直接底是位于煤层下部与煤层直接接触的强度较低的岩层，通常由泥岩、页岩、粘土岩等岩层所组成，当直接底为松软岩石时，易发生底鼓和支柱陷入底板的情况。在急倾斜煤层中，直接底还可能出现沿倾斜滑动的现象，造成巷道支护困难。
老底。老底位于直接底的下部，一般多为砂岩或粉砂岩，有的煤可能有石灰岩作煤层的老底。
⒉& 煤层形态与结构
煤层的赋存状况由于受成煤时期的条件和地壳运动的影响，在不同地层的形状、结构差别是很大的。
煤层的形态。煤层的形态同其他沉积岩一样，在地下通常是呈层状埋藏的，但也有类似层状和非层状的煤层，如图2—3所示。因此，煤层的形状可分为层状、似层状和非层状3类。
层状煤层其层位有显著的连续性，厚度变化莫测有一定的规律；似层状煤层，形状像藕节、串珠或瓜藤等，层位有一定的连续性，厚度变化较大；非层状煤层，形状像鸡窝或扁豆等，层位连续性不明显，常有大范围尖灭。
煤层的结构。煤层结构是指煤层中所含夹石的情况，有的煤层中只含有少量的夹石，但有的煤层含有夹石层（又称“夹矸”）。煤层中的夹矸以富含炭质的粘土岩或粉砂岩最常见，有的含有植物化石。
煤层中夹石层多，对开采影响很大，直接关系到采煤速度和煤炭质量。在采煤工艺中，要充分考虑到煤层中的夹石层。根据煤层中有无稳定的夹石层，将煤层分为简单结构煤层和复杂结构煤层。
⒊煤层厚度
煤层厚度是指煤层顶底板之间的垂直距离。煤层厚度差异很大，有的煤层只有几厘米，有的煤层厚度可达200多米。在目前经济技术许可的条件下，可以开采的煤层厚度称为可采厚度。国家或地区规定的可采厚度的最低标准称为最低可采厚度。复杂结构煤层的厚度分为总厚度与有益厚度。煤层总厚度是指煤层顶底板之间，各个煤分层及夹石厚度的总和。有益厚度是指在技术、经济上达到最低可采厚度的各分层煤厚度的总和，其中的夹石厚度及低于最低可采厚度的煤分层不计算在内，如图2—4的示，有益厚度=Ⅰ+Ⅱ+Ⅲ。
根据煤层对开采技术的影响到，在地下开采时，将煤层分为3类：
薄煤层&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&
中厚煤层&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&
厚煤层&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&
在生产工作中，习惯上将厚度大于6m的煤层称为特厚煤层。
在我国已探明的煤田储量中，厚煤层和中厚煤层所占的比重较大。
⒋& 煤层产状
煤层产状是指煤层在地壳中空间位置和产出状态，一般用产状要素来表示。煤层产状要素包括走向、倾向和倾角，如图2—5所示。
走向：煤层层面与水平相交的线称为走向线，走向线的方向称为走向。走向表示煤层在水平面上的伸展方向。
倾向：煤层层面上与走向垂直的线叫倾斜线，倾斜线由高向低的水平投影所指的方向称为倾向。
倾角：煤层层面与水平面所夹的最大锐角，也就是倾向线与倾斜线之间的夹角，或称为倾角。倾角的大小反映煤层倾斜的程度。煤层倾角越大，开采难度也就越大。煤层对开采技术和装备选择有较大的影响。煤层按倾角可分为4类：
近水平煤层&&&&&&&&&&&&&&&&&&
缓斜煤层&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&
倾斜煤层&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&
25°～45°
急倾斜煤层&&&&&
&&&&&&&&&&&&&＞45°
二、&&&&&&&&&&&&
煤矿地质构造及对安全生产的影响
㈠地质构造
原始形成的沉积岩层和煤层在其形成时，一般都是水平或近水平的，并在一定范围内是连续完事的。后来受到地壳运动的影响，使岩层的形态发生了变化，出现了倾斜、褶皱、有的还发生了断裂面产生了位移，使岩层失去了完整性。这种由地壳运动造成的岩层的空间形态（如褶曲、断层等）称为地质构造。
地质构造的形态多种多样，大致可分为单斜构造、褶皱（曲）构造和断裂构造。
⒈单斜构造
岩（煤）层受地质作用力的影响，产生向一个方向倾斜的形态，这样的构造形态称为单斜构造。单斜构造往往是其他构造形态的一部分，或是褶曲的一翼，或是断层的一盘。单斜构造同样用其岩层产状的走向、倾向和倾角三要素来描述。
⒉褶皱构造
岩层在地壳活动中受水平方向挤压力作用，呈现波状弯曲，但仍保持了岩层的连续性和完整性，这种构造形态称为褶皱构造。褶皱构造中岩层的任何一个弯曲，称为褶曲，这是褶皱构造的基本单位（图2—6所示）。褶曲的基本形态有背斜和向斜两种，背斜和向斜往往是相互连接。
⑴& 背斜：在形态上是岩层向上弯拱的褶曲，其核心部位是老岩层，两翼是新岩层。
⑵& 向斜：在形态上是岩层向下弯曲，其核心部位是新岩层，两翼是老岩层。
背背斜和向斜凹凸部分的顶部称为褶曲的轴部,两侧称为褶曲的翼部。
⒊断裂构造
岩层受力后遭到破坏，在一定部位和一定方向上形成断裂，失去了连续性和完整性的构造称为断裂构造。
根据岩层断裂后沿断裂面两侧岩块有无显著位移，可将断裂构造分为裂隙、断层两种基本类型。
裂隙是指岩层断裂后，两侧岩块未发生显著位移的构造。
若干有规则组合的裂隙将岩石分割成一定几何开关的岩块，这种裂隙总称为节理。
岩层受地应力的作用而发生变形，当应力超过岩层的强度极限时，发生断裂，使岩层的连续性和完整性遭到破坏，这种地质构造现象称为断层。
断层要素。是指断层的各组成部分，主要包括：断层面，即断开的煤岩体发生相对位移的断裂面；断盘，即断层面两侧的煤岩体。位于断层面上方的煤岩体称为上盘，位于断层面下方的煤岩体称为下盘；断距，即断层两盘沿断层面相对位移的距离，它又分为总断距、水平断距和垂直断距（又称落差）。
⑵& 断层的分类。
根据断层断层两盘相对位移的方向分类（图2—7所示）：
①&&&&&&
正断层——上盘相对下降，下盘相对上升的断层。
②&&&&&&
逆断层——上盘相对上升，下盘相对下降的断层。
③&&&&&&
平移断层——断层两盘岩块沿断层面作水平方向相对移动的断层。
正断层、逆断层在煤矿的地质构造中最为常见，在地质构造较为复杂的地带，断层常以组合形式出现，成为阶梯状断层、地堑或地垒。
根据断层走向与岩层走向关系分类（图2—8）
①&&&&&&
走向断层——断层走向与岩层走向平行或基本平行的断层；
②&&&&&&
倾向断层——断层走向与岩层走向垂直或基本垂直的断层；
③&&&&&&
斜交断层——断层走向与岩层走向斜交的断层。
实际应用上，各种断层常常结合起来命名，如走向正断层、倾向逆断层、倾向平移断层断层等。
（二）&&&&&&
地质构造对煤矿安全生产的影响
⒈& 褶曲的影响
⑴常有大型向斜轴部顶板压力增大的现象，当采煤工作面接近时，必须加强支护，否则容易发生冒顶、切面等事故，给顶板管理带来很大的困难。
⑵有瓦斯突出危险的矿井，向斜轴部是瓦斯突出危险区。应预先采取防突措施。
⒉节理的影响
采煤工作面和巷道应尽可能与主要节理面形成一个锐角，以减少片帮掉矸事故，有利于安全生产；煤层顶板岩石的节理发育时，工作面支架一般不宜用点柱，而应采用棚子。同时，棚子的顶梁布置最好按垂直主要节理面的方向，从而防止顶板沿节理冒落，保证工作面安全生产；节理破碎带是水和瓦斯的良好通道，所以破碎发育地区的涌水量常会增加，而在有瓦斯矿井中，节理破碎带的瓦斯涌出量往往会突然增加。
⒊断层的影响
⑴采煤工作面遇断层时，由于顶板破碎，会给支护工作和工作面顶板管理带来困难，应及时采取加强顶板管理的措施，以防发生顶板事故。
⑵断层既是地下水的贮存场所，又是导通地表水和地下水及其他水源的通道，采煤工作进入断层范围内，一旦揭穿，水能沿着断层带流入工作面，发生透水事故。因此，工作面在接近断层时，应采取预防水害的措施。
⑶因为断层区煤岩破碎，裂隙发育，容易积存承压瓦斯。尤其在瓦斯含量较大的煤层中，常常在断层破碎带积聚很多瓦斯。工作面在接近或通过这些断层时，必须注意防止发生瓦斯事故。
矿 井 开 拓
矿井开拓方式
矿井开拓巷道在井田内的布置形式称为矿井开拓方式。根据进入煤层的井硐形式不同，矿井的开拓方式分为：斜井开拓、立井开拓、平硐开拓和综合开拓。
⒈斜井开拓
斜井开拓是用倾斜巷道由地面进入地下，并通过一系列巷道达到矿体的一种开拓方式。它分为片盘斜井开拓和斜井多水平分区开拓。
⒈）片盘斜井开拓。
片盘斜井是斜井开拓的一种简单形式，多用于煤田的浅部、埋藏比较稳定，构造简单的小煤矿；井田范围较小，一般走向为800～1500米，倾斜长度一段提升时为500～800米，两段提升时为米，一般采用单钩串车一段提升。
井田沿倾斜划分为斜长较小的阶段谓之盘。各片盘自上而下依次采煤，在井田两翼各有一个采煤工作面同时采煤。如图2—9所示，沿煤层倾斜划分为四个片盘,在每个片盘的一翼内布置一个采煤工作面，一般由井田边界后退式连续采煤。
2) 斜井多水平分区开拓(阶段斜井开拓)。
斜井多水平分区开拓方式就是把井田划分为几个水平，在每个水平内划分采区和区段。它一般用于埋藏深度不大、表土不太厚且无流沙层、水文地质简单的缓斜煤层。如图2—10所示，井田内划分三个阶段，每个阶段有若干采区。
⒉立井开拓
立井开拓是指用垂直巷道由地面进入地下，并通过一系列巷道通往矿体的一种开拓方式。一般开采煤层埋藏较深，表土层厚或地质条件比较复杂的煤层时，采用立井开拓。常用的有立井多水平开拓和立井单水平开拓方式。
1）& 立井多水平开拓。
这种开拓方式是用两个以上开采水平开采整个井田。按开采水平服务的阶段布置方式的不同，可分为多水平上山开拓、多水平上、下山开拓和多水平混合式开拓。
立井多水平上山开拓，如图2—11所示。
图2—11中—150m、—300m、—450m分别为第一、二、三水平，开采三个上山阶段，每个阶段开采的煤炭均向下运至相应的水平，由各水平提至地面。这种方式，每个水平只为一个阶段服务，具有上山开拓的优点。这种开拓方式的井巷工程量大，一般用于煤层倾角在15°～20°以上，对急倾斜煤层更为适宜。
立井多水平上、下山开拓，如图2—12所示。每一个水平为上、下山阶段服务，比多水平上山开拓减少了水平数目及井巷工程量，但增加了下山开采。
立井多水平混合式开拓，如图2—13所示。第一水平开采上山阶段，第二水平开采上、下山阶段；或在整个井田中，上面的几个水平只开采上山的阶段，而最下的一个水平，开采上、下的阶段。这种开拓方式，即发挥了上山阶段布置的特点，又适当的的减少了开拓工程量运输工程量，特别是当深部储量不多时，再单独设一个水平，在技术上和经济是不合理的。
2）& 立井单水平开拓。
这种开拓方式是用一个开采水平把井田沿倾斜划分两个阶段，如图2—14所示。在上山阶段采出的煤炭是向下运到开采水平。在下山阶段采出的煤炭是向上运到开采水平，开采水平为—150m,—150m～±0为上山阶段。—150m～—300m为下山阶段。因此，这种开拓方式适用于倾角较小，一般在20°～25°以下，井田倾斜长度不超过m，矿井瓦斯及涌水量较小的煤层。
⒊平硐开拓
平硐开拓是用水平巷道由地面进入地下，并通过一系列巷道达到矿体的开拓方式。它是一种在技术和经济上最合理、最有利的开拓方式，一般用于山岭地带。
根据地形形条件与煤层赋存状态,平硐的方向可以与煤层走向一致,或者与煤层走向垂直或斜交.平硐本身所在水平是一个开采水平,因此,同一井田按平硐在不同标高的数目,可分单平硐(单水平平硐)及阶段平硐(多水平平硐),如图2—15、图2—16所示。
单水平平硐开拓。
平硐一般位于煤层顶板或底板，直穿或斜穿煤层走向，如图2—15所示，有时也可沿煤层开掘。它是以平硐为一个开采水平，水平内的采区布置，生产系统与立井开拓方式相同。
2）&&&&&&&&&&&&&
&阶梯平硐开拓。
如地形切割较深（山谷较深），可布置两个不同标高开采水平的平硐开拓，称为阶梯平硐开拓方式，如图2—16所示。
⒋ 综合开拓
当采用单一开拓方式不能满足生产需要时，可采用两种开拓方式或两种以上的开拓方式并用的综合开拓方式，即平硐—斜井、斜井—立井、立井—平硐、立井—斜井—平硐等。
矿井巷道分类
为了在井田内有计划地进行开采，就要开凿一系列巷道进入矿体，这些巷道总称为矿井巷道。它包括井筒、硐室和井下各类巷道，是矿井建立生产系统进行生产活动的基本条件。
矿井巷道一般有两种分类法，即按矿井巷道所在空间不同分类和按矿井巷道服务范围不同分类。
⒈ 按巷道的所在空间不同的分类。
矿井巷道按其所在空间不同,把矿井巷道可分为垂直(直立)巷道、水平巷道、倾斜巷道，如图2—17所示。
1）&&&&&&&&&&&&&&&&
垂直巷道。垂直巷道的中心线与水平面垂直，它主要包括立井、小风井、暗井及溜井等。
2）&&&&&&&&&&&&&&&&
水平巷道。水平巷道的中心线与水平面近似平行，它主要包括平硐、石门、煤门及平巷等巷道。
3）&&&&&&&&&&&&&&&&
倾斜巷道。倾斜巷道的中心线与水平面既不平行又不垂直，而呈倾斜状态，它主要包括斜井、上（下）山、溜煤眼和开切眼等。
⒉& 按矿井巷道的服务范围不同分类
根据矿井巷道用途和服务范围不同，可分为开拓巷道、准备巷道和采煤巷道。
开拓巷道。为全矿井、一个开采水平或阶段服务的巷道，包括主、副井筒（或风井）、阶段运输大巷、回风大巷和井底车场等。这些巷道服务年限最长。
准备巷道。为整个采区服务的巷道，包括采区石门、采区上（下）山、采区车场和采区煤仓等，这些巷道随着采区采完而废弃。
回采巷道。指为一个采煤工作面服务的巷道，包括工作面运输平巷、工作面回风平巷和开切眼等，这种巷道随着采煤工作面的推进而废弃。
工作面炮眼布置
炮眼布置是指炮眼的排列形式、数目、深度、角度和眼距等。炮眼的布置主要与煤岩性质、顶板好坏、断面形状和大小、选用炸药的种类、装药量及爆破方式等因素有关。在实际工作中应综合考虑上述因素，正确选择炮眼参数，以便取得良好爆破效果。由于巷道断面岩性随掘进过程而变化，在布置炮眼时不能一成不变，而应根据实际情况选用合适的炮眼布置形式。
⒈炮眼布置的要求
合理的炮眼布置应满足下列要求：
⑴有较高的炮眼利用率，炸药和雷管的消耗量要低。
⑵巷道断面尺寸应符合设计要求和《巷道掘进质量标准》的要求，巷道的坡度和方向均应符合设计规定。
⑶对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道的维护。
⑷岩石块度和岩堆高度要适中，以利于提高装岩效率和钻眼与装岩平行作业。
⒉自由面和最小抵抗线
被爆炸的岩体或煤体与空气接触的界面叫自由面。从装药重心到自由面的最短距离称为最小抵抗线。
在井巷掘进中，爆破前只有一个自由面，经掏槽爆破后，创造出第二个自由面。炮眼装药可利用的自由面越多，爆破效果就越好，爆破能量的利用率就越高，炸药的单位消耗量就越少。在进行炮眼布置时，需要考虑最小抵抗线。《煤矿安全规程》规定，工作面有两个或两个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m,在岩层中最小抵抗叶绿素不得小于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。
最小抵抗线小于规定值时，就会威胁安全。炸药爆炸时，其冲击波首先沿最小抵抗线方向发生破坏，如果最小抵抗线小于规定值，就不会达到一个好的爆破效果，同时，炸药爆炸反应不彻底，爆炸生成的灼热固体颗粒也容易引燃或引爆瓦斯和煤尘。因此，在工作面布置炮眼时一定要考虑到最小抵抗线的规定。
⒊掘进工作面炮眼的布置
⒈）&&&&&&&&&
炮眼的种类及布置原则。
掘进工作面的炮眼可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼3类。各类炮眼在工作面上的位置不同，爆破顺序不同，因而在爆破工作中所起的作用不同，布置原则也不同。
⑴掏糟眼。掏槽眼的作用是首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出，在第一个自由面的基础上崩出第二个自由面来，为其炮眼的爆破创造有利条件。掏糟效果的好坏对循环进尺起着决定的作用。因此，掏糟眼的布置最为关键。
掏糟眼一般布置在巷道断面中部或下部，这样便于钻眼时掌握方向，并有利于其他多数炮眼能借助岩石的自重崩落。在掘进断面中如果存在有显著易爆的软弱岩层时，则应将掏糟眼布置在这些软弱岩层中。掏糟眼应比其他炮眼加深150～200㎜，装药量加大15%～20%;如果是相向向偏斜的炮眼,眼底间距应相距100～200㎜。
⑵辅助眼。辅助眼又称崩落眼，是大量崩落岩石和继续扩大掏槽效果的炮眼。辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间，其眼距一般为500～700㎜，炮眼眼方向一般垂直于工作面，装药系数（装药长度与炮眼深度的比值）一般为0.45～0.60。如采用光面爆破，则紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光爆层。
⑶周边眼。周边眼是崩落巷道周边岩石，最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼。周边眼可分为顶眼、帮眼和底眼。顶眼和帮眼应布置在设计轮廓线上，但为了便于钻眼，通常向外偏斜一定的角度，这个角度根据炮眼深度来调整，眼底落在设计轮廓线外不超过100㎜。现场操作时，角度的把握以钎肩和轮廓线作为参照物，控制眼底距轮廓线的距离。
底眼的最小抵抗线和炮眼间距通常与辅助眼相同，为避免爆破后在巷道底板留下根底，并为铺轨创造有利条件，底眼眼底应低于底板250㎜，为利于钻眼和避免炮眼积水，眼口应比巷道底板高150～200㎜。水沟眼可同底眼一同打出。
周边眼布置合理与否，直接影响巷道成型是否规整。
⒉） 掏槽方式。
目前常用的掏槽方式，按照掏槽眼的方向可分为3大类，即斜眼掏槽、直眼掏槽和混合掏槽。
⑴斜眼掏槽。斜眼掏槽是一种常见的掏槽方法，它适用于各种岩石。
斜眼掏槽主要包括楔形掏槽和锥形掏槽，其中以楔形掏槽应用最为广泛。在中硬岩中，一般都采用垂直楔形掏槽，如图3-5所示。掏槽眼数根据断面大小和岩石坚固程度来决定，一般是6～8个，两两对称地布置在巷道断面中央偏下的位置，炮眼与工作面夹角大致在55°～77°之间，槽口宽度一般为1.0～1.4m，掏槽眼的排距为0.4～0.6m。各对掏槽眼应同在一个水平面上，两眼底距离为200㎜左右，眼深要比一般炮眼加深200㎜，这样才能保证较好的爆破效果。
锥形掏槽所掏出的槽子洞是一个锥体，如图3-6所示。由于炸药相对集中程度高，只要严格掌握好钻眼质量，即使在坚硬岩石中也可取得好的爆破效果。掏槽眼数多数采用3个或4个。该方法炮眼角度不易掌握，钻眼工作不便，眼深受限制，现大多用于煤巷的掘进。
斜眼掏槽的特点是：可充分利用自由面，逐步扩大爆破范围；掏槽面积较大，适用于较大断面的巷道。但因炮眼倾斜，掏槽眼深度受到巷道宽度的限制，循环进尺也同样受到限制，且不利于多台凿岩机同时作业。
⑵直眼掏槽。直眼掏槽的特点是：所有掏槽眼都垂直于工作面，各炮眼之间保持平行，且眼距较小，便于采用凿岩台车钻眼；炮眼深度不受断面限制，利于采用中、深孔爆破；爆破后的岩石块度均匀；一般都不得有不装药的空眼，作为爆破时的附加自由面。缺点是：凿岩工作量大，钻眼技术要求高，一般需要雷管的段数也多。
直眼掏槽的形式可分为直线掏槽、角柱式掏槽、螺旋式掏槽和菱形掏槽等。
直线掏槽如图3-7所示，这种掏槽方式的掏槽面积小，适用于中硬岩石的小断面巷道，尤其适用于工作面有较软夹层的情况。眼距E为100～200㎜，眼深以小于2m为宜。
角柱式掏槽的形式很多，如图3-8所示，掏槽眼一般都对称布置，适用于中硬岩石，眼深一般为2.0～2.5，眼距为100～300㎜。
螺旋掏槽如图3-9所示，这种掏槽方式是围绕空眼逐步扩大槽腔，能形成较大的掏槽面积。中心空眼最好采用大直径（75～120㎜）炮孔，掏槽效果更好。一般除空眼外，有4个炮眼即可。采用毫秒雷管起爆顺序按眼号1、2、3、4进行。
菱形掏槽如图3-10所示，中心眼为不装药的空眼，各眼距根据岩石性质而定，一般为α=100～150㎜，b=170～200㎜。若岩石坚硬，可采用间距100㎜的两个中心空眼，起爆用毫秒雷管分为两段，1号眼至2号眼为一段，3号眼至4号眼为二段。每眼的装药量为炮孔长度的70%～80%。
⑶混合掏槽。直眼掏槽时，槽腔的岩碴往往抛不出来，影响其他眼的爆破效果，因此在直眼掏槽的外圈再补加斜眼掏槽，利用斜眼掏槽抛出槽腔内的岩碴，这样就形成了混合掏槽，如图3-11所示。一般斜眼作楔形布置，它与工作面的夹角一般为85°；在有条件的情况下，斜眼尽量朝向空眼，这样有利于抛碴，装药系数以0.4～0.5为宜。
⒊）&&&&&&&&&
爆破说明书。
爆破说明书是作业规程的主要内容之一，是爆破作业贯彻《煤矿安全规程》的具体措施，是爆破作业人员进行爆破作业的依据。
爆破作业必须编制爆破作业说明书，说明书必须符合下列要求：
⑴炮眼布置图必须标明采煤工作面的高度和钻眼范围或掘进工作面的巷道断面尺寸，炮眼的位置、个数、角度、及炮眼编号，并用正面图、平面图和剖面图表示。
⑵炮眼说明表必须炮眼的名称、深度、角度，所用炸药、雷管的品种，装药量，封泥长度，连线方法和起爆顺序。
⑶必须编入采掘作业规程,并及时修改补充。
爆破工必须依照说明书进行爆破作业。
⒋）&&&&&&&&&
炮眼布置方法。
钻眼时如何按照爆破图表的要求，掌握好眼位、眼深及其角度是布置炮眼的关键。在掌握炮眼角度时，可以依据简单几何原理，把模糊的角度变为较清晰的长度，以便于提高钻眼的准确度。
⑴掏槽眼的布置。斜眼掏槽时，角度掌握不好将直接影响爆破效果。以垂直楔形掏槽为例，成对掏槽眼底间距为200㎜，眼口间距离为1～1.4m，通常，眼口间距在钻眼前已经确定，要控制眼底间距为200㎜，则在钻眼前需要通过控制成对掏槽眼钎肩之间的距离来掌握炮眼角度，如图3-12所示。
⑵周边眼的布置。周边眼的角度可以通过钎肩与巷道轮廓线之间的距离来控制。根据三角形对称原理，周边眼底距轮廓线的距离即等于钻眼前钎肩距离轮廓线的距离，如图3-13所示。
⑶底眼的布置。底眼的角度掌握不好，容易给巷道掘进带来不必要的麻烦。角度过小会造成底板高，给铺轨带来难，角度过大，则巷道下部进尺缩小，不利于巷道正常掘进。可以根据底眼布置的原则，利用简单的几何原理找到钻眼前钎肩距巷道底板或腰线的距离，从而控制底眼的角度，如图3-14所示。
钻眼爆破安全
一、&&&&&&&&&
凿岩机操作安全
㈠凿岩机的分类
凿岩机的种类很多,按动力分为风动凿岩机电动凿岩机、液压和内燃凿机。煤矿井下应用最广泛和是风动凿岩机，但近年来液压凿岩机发展很快，以其高效、低耗和噪音低等优点受到大家欢迎。
风动凿岩机又分为手持式、气腿式、伸缩式（向上式）和导轨式4种，按冲击频率可分为低频凿岩机、中频凿岩机和高频凿岩机。国产气腿凿岩机，除YTP26等少数为高频外，均为低、中频凿岩机。
与气腿轴线平行（旁侧气腿）或与气腿整体连接在同一轴线上的向上式凿岩机，专供掘进反井煤仓和打锚杆用。
导轨式凿岩机是大功率岩机，配备有导轨架和自动推进装置。在巷道内钻进时，需将导轨架连同自动推进装置和凿岩机安设在起支撑作用的钻架上，或与凿岩台车、钻装机配合使用。
㈡凿岩机的结构
凿岩机的类型很多，但其主机构造和动作原理大致相同，都具有冲击及配气机构、旋转机构、排粉机构润滑机构、支承及推进机构。YT23（7655）型凿岩机的结构如图所示。
㈢冲击式凿岩工具
冲击式凿岩工具通常称为钎子，钎子有整体和组合两种。组合钎子应用广泛，它由钎头、钎杆、钎尾和钎肩组成，如图所示。
钎杆断面为中空六边形或圆形。圆断面钎杆大多用于重型导轨式凿岩机和深孔接杆钻进。
整体钎子的钎头一般为一字形或十字形，镶硬合金片的钎头大多为一字形，不镶硬合金的淬火钎头大多为十字形。活动钎头应用最广，一般都镶硬合金片，其形式也较多。
㈣风动凿岩机
⒈影响风动凿岩机钻速的因素
影响凿岩机钻速的因素很多，主要有岩石性质、凿岩机的工作条件和炮眼参数等。
⑴岩石性质。各类岩石反映钻具钻进的难易程度（钻眼速度）是非常悬殊的。软的岩石钻进速度快，硬岩中的钻进速度很慢。
⑵凿岩机工作条件。凿岩机的工作条件包括进气压力、轴推力和排粉条件等。
提高进气压力，能增加凿岩机的冲击频率、冲击速度和扭矩。
凿岩机工作时，机体产生振动，会向后反冲导致钻速降低。为减小机体反冲，必须对凿岩机施加一定的轴推力，但轴推力过大，会增加钎子的回转阻力矩，易使钎刃磨钝，转速降低甚至转不动。
及时排除岩粉，才能有效地钻进。国产风动凿岩机都装有轴向供水系统，水压应比压气压力低一个大气压左右，否则水会渗入凿岩机内，洗掉润滑油，易使零件生锈。排水量要适当，过大或过小都不利于有效钻进。
⑶炮眼参数。炮眼直径和炮眼深度影响钻眼速度。炮眼愈深，钎杆惯性愈大，弯曲变形愈大，冲击能量传递效率越低，因而钻速就越低。如果采用一根钎子钻眼，每增加1m炮眼深度，钻速约降低4%～10%。
⒉风动凿岩机操作安全注意事项
⒈）& 钻眼前的准备工作。
⑴检查凿岩机、钻架是否完好，风、水管是否完好畅通，风、水门是否跑风漏水，连接头是否牢固，凿岩机零件是否完好齐全，螺丝是否坚固，并注油试运转。
⑵检查所用钻杆是否弯曲，中孔是否堵堵塞，钎尾是否完好，钎头是否能安上。
⑶准备齐全需用的钻杆、钻头。&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&
⑷检查工作面的安全状况是否良好。处理顶帮浮岩活石，整修加固工作面的临时支护，以保证工作面安全作业。
⒉）& 钻眼安全注意事项。
⑴钻眼必须按中、腰线及作业规程中爆破图表进行，画好轮廓及眼位，并按规定的眼位、方向、角度和深度钻眼。
⑵开钻时，应把凿岩机操作阀开到轻运转位置，待眼位固定，并钻进20～30㎜后，再开到中运转位置钻进，钻进50㎜钻头不至脱离眼口时，再全速钻进。
⑶为避免断钎伤人，钻眼工要精神集中，时刻注意钻进进情况。禁止骑钻作业。多台作业，禁止交叉钻眼，禁止钻前钻杆下有人。
⑷钻眼时，凿岩时，凿岩机、钻杆与钻眼方向要保持一致。推力要均匀适量，不要过大，下扎眼要适当提钻减压，以防夹钻断杆。
⑸凿岩机钻眼过程中，要经常检查风水管接头是否牢固，有无脱扣现象，如连接不好应停钻处理后再作业。
⑹钻杆与钻头连接要牢固，钻眼过程中，发现合金片脱落，必须及时换钻头。
⑺严禁在残眼内继续钻眼。
⑻钻眼过程中，如发现岩层出水、瓦斯涌出异常现象时，要停止钻眼并不得拔出钻杆，迅速汇报矿调度室。
⑼钻完眼后，应将钻眼工具、设备等全部撤到安全地点存放。
凿岩作业常见事故的预防和处理
⒈）卡钎、断钎事故。
⑴操作技术方面。操作人员精力不集中，钻眼时凿岩机、钎杆左右摇摆，钻架忽起忽落，使钎杆在钻孔内弯曲扭别，造成炮眼不直，强行推进造成卡钎或把钎杆弯断。防止方法是提高钻眼技术，保持钻架稳定，使钎子平直地钻进。
⑵岩石性质方面。在坚硬多裂缝的岩石中，如果采用一字形合金钎头钻眼，凿刃容易打到裂缝中去，钎头就被夹住，凿岩机继续冲击就容易发生断钎事故。防止的方法是在坚硬裂缝的岩石中采用十字形合金钎头钻眼，以减少卡钎头、断钎子事故。在软岩石中钻眼时，由于轴推力过大，排粉不畅，也易造成卡钎事故，应适当调整轴推力。
⑶钎杆质量方面。钎杆质量不合格或钎杆使用过久造成疲劳损坏。防止的方法是加强质量验收管理，钻眼时使用旧钎子应警惕，发现钎子中心孔不正，偏离中心轴线，造成危险断面时应立即捡出，不准使用。
断钎子往往能造成人员伤害事故，因此，应加强作业人员的技术
技术培训和安全意识教育，杜绝该类事故的发生。
⒉&&&&
⑴钎头与钎杆连接处加工不符合要求，接触不严。防止的方法是严格检查钎头与钎杆连接尺寸。
⑵钎杆与钎头连接处断裂。防止方法是使用前注意钎杆连接尺寸及外观，安钎头前要把钎头和钎杆的锥形部分擦干净，涂上黄油，然后套上钎头，在枕木上墩紧，不能在铁轨上或石块上墩，以免损坏合金钢片。卸钎头时不能用大锤敲打。
⒊）& 不排粉
钎头出水孔或钎杆中心孔堵塞。防止方法是发现停水时应立即停止钻进，遇有软岩时适当降低推进速度，加大供水量或增加强力吹洗。
一、&&&&&&&&&
爆破基础知识
二、&&&&&&&&
爆破作业安全
㈠ 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：
⑴ 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。
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。
⑶ 运送爆破材料应避开交接班和人员上、下井的时间。
⑷ 严禁用刮板输送机、带式输送机运送爆破材料。
⑸ 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。
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。
㈡ 装配起爆药卷
装配起爆药卷是把电雷管装入药卷顶部，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。
⒈ 装配地点的选择
装配直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。
⒉ 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。
⒊ 电雷管的抽取
从成束的电雷管中抽单个电雷管时，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。
⒋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：
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，然后用电雷管脚线末端。
启口装配法。先打药卷顶部封口，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。
⒌ 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。
㈢ 装药
⒈ 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：
⑴ 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，或者伞檐超过规定。
⑵ 装药地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%及以上。
⑶ 在装药地点20m以风，矿车、未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。
⑷ 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。
⑸ 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。
⒉ 装药工作
经检查确认可以装药时，方可按下列程序装药。
⑴ 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。
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。
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，如图3—16所示。
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。
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。
⑸ 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。
⒊ 装药注意事项
硬化的硝酸铵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少手揉松的硝酸铵类炸药，也不能使用破乳或不能用的揉松的乳化炸药。
⑵ 不得使用水分含量超过0.5%的铵梯炸药。
⑶ 潮湿或有水的炮眼应用抗水型炸药。
⑷ 不得装“盖药”或“垫药”。
⑸ 不得装错电雷管的段数。
⑹ 毫秒电雷管不得跳段使用。
⑺ 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。
㈣ 联线
⒈ 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：
脚线的连接工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。
⑵ 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。
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。
⑷ 电雷管脚线间的联接工作完成以后，再与联接线连接。
⒉ 联线方式
常用联线方式有串联、并联和混联等。
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和，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是雷管先爆，电路被切断，使感度低的电雷管不爆。
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。
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。
㈤ 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。
⑵ 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。
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。
⑷ 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人无误后，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“三人连锁放煤制”，则可能出现不必要的灾害和损失。
如某矿开拓大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。
㈥ 特殊情况下的爆破
⒈ 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1%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，还应过到下述要求：
⑴ 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。
⑵ 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。
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。
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，发现问题立即处理，否则不准贯通，
⑸ 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。
⑹ 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。
⒉ 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：
爆破地点距老空区15m前，必须通过钻眼等有效措施，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。
⑵ 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。
⑶钻眼时，发现煤（岩）变松软、炮眼内出水异常、工人选面温度骤高骤低、瓦斯量增大等异常情况，说明工人选面已临近老空区，必须查明原因，采取措施。爆破条件具备时才可以装药爆破。
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。
⒊ 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，往往容易发生突发性爆破透水事故，造成重大伤亡、淹没设备、冲毁设施等重大事故。在接近积水区爆破时，必须采取以下措施：
⑴ 接近积水区时，要根据已查明的情况，编制切实可行的排放水设计和安全措施，否则禁止爆破。
掘进工作面或其他地点发现有透水预兆（挂红、挂汗空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、底板膨起或产生裂隙出现涌水、水色发挥有臭味等异状）时，必须发出警报，撤出所有受水害威胁地点的人员。
发现煤岩变松软、潮湿以及炮眼渗水等异常情况时，应停止爆破。如正在钻眼时应立即停止钻进，并不许拔出钻杆，立即向调度室汇报。
⒋浅眼爆破
《煤矿安全规程》规定:炮眼深度小于0.6m时不得装药、爆破；在特殊条件下，如卧底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可小于0.6m，但必须封满炮泥。
制定安全技术措施必须符合下列要求：
⑴每孔装药量不得超过150g。
⑵炮孔必须封满炮泥。
⑶爆破前必须在爆破地点洒水降尘并检查瓦斯，瓦斯浓度超过1%时不准爆破。
⑷检查并加固爆破地点附近支架。
⑸爆破前，班组长必须布置好警戒并在现场指挥。
⒌震动爆破
《煤矿安全规程》规定：井巷揭穿瓦斯和煤突出的危险煤层和在突出煤层中进行采掘作业时，都必须采取安全防护措施。安全防护措施有震动爆破、远距离爆破、避难硐室、反向风门、压风自救系统和隔离式自救器等。采用震动爆破措施时，应遵守下列规定：
⑴必须编制专门设计。爆破参数、爆破器材及起爆要求、爆破地点、反向风门位置、避灾路线及停电、撤人和警戒范围等，必须在设计中明确规定。
⑵震动爆破工作面，必须具有独立、可靠、畅通和回风系统，爆破时回风系统必须切断电源，严禁人员作业和通过。在其进风侧的巷道中，必须设置2道坚固的反向风门。与回风系统相连的风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可靠，防止突出后的瓦斯涌入其他区域。
⑶震动爆破必须由矿技术负责人统一指挥，并有矿山救护队在指定地点值班。爆破30min后矿山救护队员方可进入工作面检查。应根据检查结果，确定采取恢复送电、通风、排除瓦斯等具体措施。
⑷震动爆破必须采用铜脚线的毫秒雷管，雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。电雷管的连接必须使通过每一电雷管的电流达到其引爆电流的2倍。爆破母线必须采用专用电缆，并尽可能减少接头，有条件的可采用遥控发爆器。
⑸应采用挡栏设施降低震动爆破诱发突出的强度。
⑹震动爆破应一次全断面揭穿或揭开煤层。如果未能一次揭穿煤层，在掘进剩余部分时，包括掘进煤层和进入底板2m范围内，必须按震动爆破的安全要求进行爆破作业。
采取金属骨架措施揭穿煤层后，严禁拆除或回收骨架。
揭穿或揭开煤层后，在石门附近30m范围内掘进煤层时，必须加强支护。
⒍松动爆破
松动爆破是在工作面前方向煤体深部的高压力带打几个深度较大的炮眼，装药爆破后使煤体破裂松动、消除煤质的软硬不均现象，形成瓦斯排放的渠道，在工作面前方造成较长的低压带，使高压带移向煤体更深的部位，故可防止煤与瓦斯突出的发生。在有突出危险的煤层中掘进巷道，一般在工作面布置3～5个钻孔，孔径40㎜左右，孔深7～10m，钻孔底超前工作面不小于5m，每孔装药量为3～6㎏，封泥长度不得小于2m。爆破后在钻孔周围形成破碎和松动圈。破碎圈内的煤呈碎屑状，已失去承载能力，成为排放排放瓦斯的通道。松动圈内的煤呈破碎状，使煤的软硬更加均匀，并形成瓦斯排放通道。
为了防止延期突出，爆破后至少等20min后，方可进入工作面，一般在松动爆破后，工作面停止作业4～8h。撤人和爆破的安全距离应根据突出危险程度确定，但不得少于200m，并处于新鲜风流中。
松动爆破时，必须有撤人、停电、警戒、远距离爆破、反向风门等措施。
三、&&&&&&&&&
爆破事故的预防处理
（一）&&&&&&&
在运送爆破材料、装配起爆药卷、装药、联线过程中，有时突然爆炸，称为早爆。
⒈发生早爆的原因
⑴杂散电流的影响。杂散电流是指来自电爆网路之外的电流，主要产生于井下架线电机车、动力或照明电漏电以及化学漏电。当杂散电流通过金属管路、潮湿的煤、岩壁导入雷管时，就可能引起早爆。如在装配起爆药卷时，作业人员把成束的雷管脚线搭在风、水管路上抽取电雷管，就可能导致早爆的发生。
⑵静电的影响。接触爆破材料的人员穿化纤衣服、机械的摩擦等都会产生静电。静电电压有时很高，甚至会产生电火花。当静电通过电雷管脚线向大地放电，就可能引起雷管爆炸。
⑶雷管脚线或爆破母线与动力或照明交流电源一相接触，另一相接地。
⑷雷管脚线或爆破母线与漏电电缆相接触。
⑸雷管受到煤、岩或硬质器材的意外撞击、挤压。
⒉早爆预防措施
⑴在杂散电流大的地点作业时，要严防雷管脚线和爆破母线的裸露部分与导轨、管路、潮湿的煤岩壁、机电运输设备等接触；加强爆破母线的检查，发现破损的地方及时修补，脚线的接头应悬空，爆破母线的一端随时短路扭结。
⑵加强杂散电流的检查，当工作面附近杂散电流大于30mA时，作业人员应站在绝缘胶垫上进行装配起爆药卷和联线工作。
⑶加强井下机电设备和电缆的维护和检修。
⑷接触爆破材料的人员严禁穿化纤衣服，必须穿棉布衣服。爆破材料要装在规定的容器内。
⑸存放爆破材料或装配起爆药卷的地点,必须顶板完整、安全可靠。严禁乱扔雷管、炸药。
⑹有条件时应优先采用安全性高的电磁雷管。
㈡ 拒爆
通电后雷管或药卷不发生爆炸的现象，称为拒爆。拒爆分为全网路不爆和部分或单个雷管或炮眼内药卷不爆。
⒈ 产生拒爆的原因
⑴ 电源有问题。发爆器发生故障或发爆器充电不足，发出电流不足，使局部网路中的电流小于雷管的准爆电流。
电爆网路有问题。网路联接不合理，出现错连、漏连；网路中连接的雷管数超过了发爆器可以起爆的数目；网路中的裸露接头或破损处与外界导体、潮湿物体接触，造成漏电；雷管脚线的裸露接头互相接触造成网路中雷管不爆。
爆破材料质量差，使用了不合格的雷管和炸药。如锈蚀的雷管或变质的炸药，以及在同一网路中使用了不同厂家生产的或同一厂家但不是同一批生产的雷管等。
装药操作不当。装药时，用炮棍送药用力过大，炸药被捣实，使其感度降低；因操作不当，雷管脚线被捣断或绝缘包皮被捣坏，造成短路或断路。
⑸ 有水的炮眼未使用抗水型炸药，使炸药受潮变质。
⒉ 预防拒爆的措施
⑴ 经常检查发爆器具，保持其良好性能。发爆器、爆破母线要执行专人使用，专人保管。
⑵ 实行雷管测试和炸药检查验收制度，不合格的不领取，不使用雷管箱内的旧雷管或不同批号的雷管。
⑶ 按装药的正确操作方法进行装药。装药时要用木质或竹质炮棍，不能用金属物品代替。
⑷ 做好爆破前的检查工作，尤其是对连接网路、发爆器和爆破母线作认真检查。
⒊ 拒爆的处理方法
通电以后全网路拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从发炮器上摘下，扭结成短路，再等一定时间（使用瞬发电雷管时，至少等5min；使用延期电雷管时，至少等15min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。
处理拒爆时，必须在班组长的指导下进行，并应在当班处理完毕。因雷管桥丝折断或装有不导通的雷管时，可采用中间并联法进行处理。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
⑶ 处理部分或单个炮眼拒爆时必须遵守下列规定：
①&&&&&&&
由于联线不良造成的拒爆，可重新联线起爆。
②&&&&&&&
在距爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用钻眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
㈢ 残爆和爆燃
残爆和爆燃是炮眼里的药卷未能正常传爆，部分炸药未能爆炸而形成熄爆或快速燃烧的现象。
⒈ 发生残爆和爆燃的原因
在装药时装了盖药和垫药。由于它们是在炮眼传爆方向的背面，所以往往不能起爆，即使起爆，盖药常常被抛到煤、岩堆中，或在燃烧中散落在煤、岩堆上；垫药则被留在眼底。
⑵ 装药时，炮眼内断、岩粉未被清除，或因操作失误，致使炮眼内药卷受到阻隔或分离，影响了药卷间的传爆。
⑶ 装药时，药卷被捣实，增加了药卷的密度，降低了爆轰的稳定性。
⑷ 炸药质量不好或变质，及因炮眼内炸药受潮而失效。
⑸ 雷管起爆能力不足，起爆后炸药达不到稳定爆轰，由于某些不利因素的影响致使爆轰中断，产生残爆或爆燃。
⑹ 在深孔装药爆破中，由于管道效应而将爆轰方向末端药卷压死造成拒爆或成为残爆。
⒉ 预防残爆和爆燃的措施
⑴采取合理的装药。
⑵药装药前必须将炮眼内煤、岩粉清除干净。
⑶加强对炸药的检查的保管，不使用超期或变质的炸药。
⑷装药时不要用炮棍捣实炸药。
（四）缓爆
缓爆是指在通电后，炸药延迟一段时间才爆的现象。缓爆时间可长达几分钟至十几分钟，如爆破作业人员误认为是放不响炮进入工作面检查，很容易造成伤亡事故。
⒈缓爆的原因
在正常情况下，炸药的爆炸反应过程是在瞬间完成的。但由于起爆能量不足、炸药变质、装药密度过大或过小等原因，有的炮眼炸药被激发后，不是立即起爆，而是先以较慢的速度燃烧，在热量和压力逐渐积聚、升高到一定温度后，由燃烧转为爆轰。
⒉缓爆的预防措施
通电以后装药炮眼不响时，必须再等到一定时间，才可沿线路检查原因，进行处理。同时，一定要选择质量合格的炸药；起爆器充电要足；装药时按规定装药即可预防缓爆事故的发生。
（五）放空炮
炮眼内装药后，在爆破时未能对周围介质产生破坏作用，而是沿炮眼口方向崩出的现象称为放空炮。
⒈放空炮的主要原因
⑴充填炮泥的质量不好。如以煤块、煤岩粉和药卷纸等作充填材料或充填的长度不合规定，致使炸药爆破后的爆破力克服不了炮眼最小抵搞线的阻力，而由炮眼口即阻力最小处冲出，造成放空炮。
⑵炮眼的间距过大，炮眼方向与最小抵抗线方向重合，两者都会使爆破力由抵抗最弱点冲出，造成眼壁和炮眼口不同程度的破坏，产生空炮。
⒉预防放空炮的方法
⑴充填炮眼的炮泥质量及充填长度要符合《煤矿安全规程》的规定。
⑵炮眼的间距和孔深要合理，并根据煤、岩层硬度和炮眼的角度选择合适的装药量。
（六）炮烟熏人
炮烟就是爆破后产生的烟尘，它既包含炸药爆炸产生的气体，又包含爆炸产生的煤、岩粉尘。在炮烟浓度较大或长时间在含有炮烟的空气中工作，人体不仅会吸入较多的粉尘，而且还会受到炮烟中一氧化碳、氧化氮、硫化氢、二氧化硫等有毒气体的严重毒害，往往会发生炮烟熏人事故。
⒈炮烟熏人事故的原因
⑴所用炸药质量低劣，变质严重，炮眼封泥不符合要求，炸药爆炸反应不完全，有毒气体生成量大。
⑵使用炸药量过大，超过了通风能力，不能在规定的时间内迅速吹散炮烟。
⑶通风管理差，工作面风量不足，炮烟不能及时排出，作业人员提前进入工作面。
⑷掘进巷道长，炮烟长时间浮游在巷道中，使作业人员慢性中毒。
⑸作业人员在回风巷内，距爆破地点较近，炮烟浓度大，人员未能及时撤离。
⒉预防炮烟熏人的措施
⑴不使用质量不合格或严重变质 的炸药，并保证炮眼封泥的充填质量。
⑵一次爆破的炸药量与通风能力相适应。
⑶掘进工作面加强通风管理，风筒出风口距工作面的距离要适当，确保爆破后能尽快排出炮烟，创造一个良好的工作场所。
⑷爆破后，在爆破地点20m范围内要充分洒水，以便吸收溶解爆破产生的部分有毒有害气体和煤、岩粉尘，掘进工作面要实施综合防尘。
⑸爆破后要留有足够的通风时间，在炮烟被新鲜风流海外侨胞散后方可进入工作面作业。在进入工作面途中，应用湿毛巾捂住口鼻，迅速通过炮烟较浓的区段。
（七）爆破崩人
⒈爆破崩人的原因
⑴爆破母线短，躲避处选择不当，造成飞煤、飞石伤人。
⑵爆破时未执行《煤矿安全规程》中有关爆破警戒的规定，误伤进入爆破区的人员。
⑶处理瞎炮未按《煤矿安全规程》规定程序和方法操作，致使瞎炮突响崩人。
⑷通电以后装药炮眼不响时，等候进入工作面的时间过短，或误认为是网路故障而提前进入，造成崩人。
⑸未能防止杂散电流，造成突然爆炸而伤人。
⑹爆破制度执行不严，工作混乱，往往发生在工作面有人工作时，另有他人用发爆器爆破，造成崩人。
⒉预防爆破崩人的措施
⑴按《煤矿安全规程》和作业规程的规定，爆破母线要有足够的长度，躲避处的选择要能避开飞石、飞煤的袭击；掩护物要有足够的强度。
⑵爆破时安全警戒必须执行《煤矿安全规程》规定。
⑶通电以后装药炮眼不响时，如使用瞬发雷管，至少等5min，如使用延期电雷管至少等15min，方可沿线路检查，找出不响的原因，不能提前进入工作面，以免炮响崩人。
⑷ 采取防止杂散电流的措施，避免因杂散电流造成突然爆炸崩人。
㈧ 崩倒支架
⒈ 爆破崩倒支架的原因
⑴ 支架不符合质量、规格要求，爆破前未经检查或检查后未认真加固。
⑵ 爆破参数选择不当，炮眼布置不合理，爆破后有大块煤、矸抛掷方向偏离巷道中心线。
⒉ 预防崩倒支架的措施
加强支架架设质量的管理，爆破前必须对不合格的支架进行加固，顶梁与柱腿要用背板插严背实，角楔要打紧，相邻支架要用撑木撑紧或用拉条固定。
⑵ 炮眼间距、角度、眼数、装药量要符合爆破图表的要求，不合格的炮眼必须重打，否则不能装药爆破。
㈨爆破引爆（燃）瓦斯和煤尘
⒈爆破引爆（燃）瓦斯和煤尘的原因
瓦斯和煤尘在热能作用下，容易从氧化转化为爆炸。炸药爆炸引爆（燃）瓦斯和煤尘有以下3个方面的原因：
空气冲击波的发火作用。炸药爆炸时产生的空气冲击波，其温度低于瓦斯、煤尘的引火温度，不足以引燃煤尘瓦斯。但当爆炸地点附近有障碍物时，冲击波的强度将会呈若干倍增加，当这种冲击波的作用时间大于该温度时的瓦斯爆炸延迟时间时，就可能引起瓦斯、煤尘的燃烧和爆炸。
炽热或燃烧的固体颗粒的发火作用。炸药不完全爆破时，将会有反应不完全的处于炽热状态的颗粒或燃烧的粒子向四周飞散。这些飞散的颗粒，发生分解反应或被空气氧化而燃烧，当它飞过被爆炸所加热的瓦斯时，很容易引燃瓦斯。特别是铵梯炸药在半爆或爆燃时，不但燃烧着的明火对瓦斯是很危险的，而且由于硝酸铵的分解产生氧化氮促使瓦斯和煤尘的引火温度降低，爆炸延期时间缩短，对引起瓦斯煤尘爆炸起催化作用。因此，对有瓦斯和煤尘爆炸危险的矿井来说，防止不完全爆炸和防止炸药的爆燃是非常重要的。
气态爆炸产物的发火作用。气态爆炸产物在爆炸瞬间可被加热到℃的高温,大大超过了瓦斯和煤尘的引火温度,它是引爆瓦斯、煤尘的主要根源。此外，当炸药为负氧平衡或因炮眼内残留煤粉、蜡纸筒含蜡量过高以及半爆或爆燃时，都会产生大量的可燃气体（H2、CO、CH4、NH3等），这些气体与矿井瓦斯混合后，形成“二次火焰”，容易引燃矿井瓦斯或煤尘。
除此之外，在爆破过程中，由于作业时裸露爆破也是导致瓦斯煤尘爆炸事故的主要原因之一。
裸露爆破就是把炸药放在被爆物体表面上，用黄泥等把炸药盖上进行爆破。由于裸露爆破是在煤岩表面上爆炸，爆炸火焰直接与井下空气相接触，最容易引起瓦斯、煤尘燃烧或爆炸。
《煤矿安全规程》规定：无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破;严禁裸露爆破。
⒉预防爆破引爆（燃）瓦斯和煤尘的措施
⑴在掘进工作面爆破作业中，加强通风管理和瓦斯监测，防止瓦斯积聚。当爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%及以上时，禁止爆破。
⑵要正确选择炮眼深度、炮眼抵抗线及炮泥堵塞长度和质量，并按规定操作，防止爆破火焰引起瓦斯、煤尘爆炸。
⑶有瓦斯或煤尘爆炸危险的煤层中，采掘工作面必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药，并应按危险程度选用相应安全等腰级的煤矿许用炸药。
⑷采取综合防尘措施。
四、&&&&&&&&&
掘进爆破技术
（一）&&&&&&&
毫秒爆破又叫微差爆破，是指利用毫秒雷管或其他毫秒延期装置，使成群的药包以毫秒级的时间间隔，控制炮眼按预定顺序先后分组起爆的方法。
毫秒爆破具有爆破岩块均匀,炮眼利用率高,岩帮震动小,巷道规格好等特点.其对岩体破坏机理有以下3种作用:
⑴应力波作用.由于爆破间隔时间短,后发药包起爆前,前发药包爆炸在岩体中形成的应力波沿未消失,就会产生应力迭加,加强破碎效果,使爆下来的岩块小而均匀。
⑵残余应力作用。先发药包激起的爆炸应力波在炮孔周围产生径向裂缝向外扩展，应力波遇自由面反射回拉伸波，使初始裂缝在张应力作用下继续发展，其后爆生气体渗入裂缝，使岩石处于准应力状态，后发药包若在此刻爆炸，就可利用岩体内已形成的预应力，加强对岩石的破碎。
⑶自由面作用。先发药包爆炸后已形成爆破漏斗，增添了新的自由面。毫秒爆破的雷管段数越多，自由面发挥得愈充分，愈能节约炸药和提高炮眼利用率。
毫秒爆破使相邻装药以毫秒间隔起爆，使爆破地震效应在时间和空间上都错开，等于减弱相邻装药的地震效应可降低30%～70%左右，爆破后围岩稳定，顶板易于管理。
（二）&&&&&
⒈普通光面爆破
光面爆破掘进巷道时有两种施工方案，即全断面一次爆破和预留光爆层分次爆破。
全断面一次爆破时，按起爆顺序分别装入多段毫秒电雷管起爆，起爆顺序为掏槽眼→辅助眼→周边眼，多用于掘进小断面巷道。
在大断面巷道和硐室或围岩稳定性差时，可采用预留光爆层分次爆破，这种方法又称为修边爆破。其优点是：根据最后留下光爆层的具体情况调整爆破参数，这样可以节约爆破材料，提高光爆效果和质量。其缺点是：巷道施工工艺复杂，增加了辅助时间。
⒉预裂光面爆破
沿巷道轮廓线布置一圈密集的周边眼，采用低密度均匀分布的弱威力炸药，首先引爆周边眼，使各眼间形成相互联通的破裂面，使主爆体与围岩分割开后，再爆破主爆体。此方法能在保护围岩不受周边眼破坏的情况下，得到完整的巷道设计轮廓线。但由于对周边眼装药的间距、密度等要求严格，炮眼数目较多，在煤矿已较少使用。
⒊光面爆破的标准
采用普通光面爆破时，爆破后应达到以下标准：
⑴眼痕率。硬岩不应小于80%，中硬岩不应小于60%。
⑵软岩中的巷道，周边成型应符合设计轮廓。
⑶两炮的衔接台阶尺寸。眼深小于3m时，不得大于150㎜；眼深为5m时，不得大于250㎜。
⑷岩面不应有明显的爆震裂隙。
⑸巷道周边不应欠挖，平均线性超挖值应小于200㎜。
其中，眼痕率为可见眼痕的炮眼个数之比，当炮眼眼痕大于孔长的70%时，可算为一个可见眼痕炮眼。
⒋光面爆破的参数
实现光面爆破应选择合理的爆破参数：
⑴炮眼间距。炮眼间距一般为炮眼直径的10～20倍。在节理裂隙比较发育的岩石中应取小值，整体性好节理裂隙较少的岩石中取大值，同时要兼顾岩石的岩性。
⑵最小抵抗线。光爆层厚度或周边眼到到邻近辅助眼的距离是周边眼起爆时的最小抵抗线，一般应大于或等于周边眼的间距。
⑶炮眼密集系数。爆破施工中常常将周边眼间距E与最小抵抗线W的比值称为炮眼密集系数M，即M=E/W，其值常取0.8～1.0。该值过大可能造成欠挖，过小会造成超挖。
⑷装药密度。装药密度是指单位长度煤眼的装药量（g/m）。为了控制裂隙的发育以保持眼壁的完整，在保证周边炮眼之间形成贯穿裂隙的前提下，应尽量少装药。软岩中一般装药密度为70～120g/m，中硬岩中为100～150g/m，硬岩中为150～250g/m。
⑸炮眼质量。为使光爆效果更可靠，钻眼工作极为重要，要严格控制钻眼的质量，周边眼要在一个轮廓线上，眼底也应在一个轮廓线上。
⑹装药结构。光面爆破周边眼一般采用如图3—18所示的小药卷连续反向装药结构，其特点是在普通直径炮眼中连续装入25mm小直径药卷，药卷与炮眼间有较大的空气环形间隔。它适用于炮眼深度在1.8m以下的光面爆破。
单段空气柱式装药结构，其特点是炮眼口炮泥到药卷之间留有空气柱，也可在药卷的外端再装填一段炮泥。均适用于眼深2.0～2.5m的光面爆破。
当眼深接近3m以上时，则应采用空气间隔分段装药结构。
㈢ 定向断裂爆破
定向断裂爆破是指在岩巷周边眼爆破时，利用切缝药包中的切缝管对炮眼内的爆炸能量释放方向进行定向控制，使高压生气体在爆炸瞬间沿切缝方向形成能流集中，作用于炮眼壁，并产生裂缝，裂缝在爆生气体的作用下定向扩展，形成精确控制的断裂面，从而实现了周边眼的精确控制爆破。
定向断裂爆破是在光面爆破技术的基础上发展起来的一种控制爆破技术，它克服了光面爆破自身所无法克服的缺点，即由药卷爆炸周围产生的裂缝，提高了眼痕率，减少周边眼的超、欠挖现象，使巷道周边成形得到了较好地控制。同时，使用该技术可以增大周边眼的间距，减少钻眼工作量；减弱爆破应力波对巷道周边的破坏，最大程度地维护围岩自身的稳定性。但是，定向断裂爆破钻眼精度要求高，周边眼要在同一轮廓内，眼底偏差不能过大，要求作业人员有较高的操作技术；周边眼装药时，切缝方向必须沿巷道轮廓线的切线方向，偏差不能大于15%，这就要求作业人员有较强的责任心。
㈣ 岩巷中深孔断裂爆破
中深孔爆破，是指一次爆破的炮眼深度大于2.5m的爆破。实践证明，加大每循环的爆破深度，可以减少工序的交换和辅助工作时间表，因而能够大大地提高掘进速度。采用所谓的“浅眼多循环”也能提高掘进速度的原因在于：所使用的凿岩机的能力有限，随着钻眼深度的增加，钻眼速度将大大降低，因而采用打2.0m以下浅眼的办法，以提高打眼效率；同时，浅眼的爆破技术简单，容易获得较好的爆破效果。随着凿岩机械的改进及凿岩机械化程度的提高，如钻车的使用，已能顺利地打深眼，加之爆破技术的改进，已能控制深孔的爆破质量，发展中深孔爆破技术已经成为岩巷掘进爆破的必然。
岩巷中深孔断裂控制爆破技术是在光面爆破和断裂控制爆破的基础上发展起来的。其周边眼主要技术参数包括：
炮眼间距。炮眼间距视炸药性能、围岩性质而定。采用定向断裂控制爆破，周边眼由于有定向切缝管的约束作用，炸药能量集中定向传播，在相邻炮眼连心线方向的作用远远大于其他方向的作用，所以，可在光爆周边眼间距的基础上适当增大炮眼间距，提高爆破效率。
装药结构。对于光面爆破，由于炸药是直接置于炮眼当中，空气柱的长度不易控制，如果空气柱过大，失去均衡孔壁压力的作用，甚至在眼口部位出现“挂门帘”等不良效果；空气柱过小，则会造成局部欠挖。
在中深孔定向断裂控制爆破中，根据所需装药量的多少，计算出最佳空气柱长度，加工特种长度的定向切缝管，使空气预留在切缝管中，再在炮眼内用炮泥填塞至切缝管处，易于操作。
装药量。定向断裂控制爆破比光面爆破更有利于保护围岩，但装药量是保证爆破效果的关键参数。在其他条件（如岩石、炸药品种、炮眼尺寸）相同的情况下，定向断裂控制爆破的装药量可大于光面爆破的装药量，同时要注意，药量太大则可能产生较大的超挖。在中深孔断裂控制爆破时，一般装药量取硬岩200～400g，软岩100～250g。
⑷ 装药方式。实践证明，周边眼采用反向装药效果优于正向装药。
⑸ 封泥长度。由于加工切缝管时已考虑了预留空气柱问题，故炮泥要填塞至定向切缝管处。
一、巷道掘进施工概述
㈠ 巷道断面形状及尺寸
⒈巷道断面形状
巷道断面的形状按其构成轮廓线可分为折边形和曲边形两大类。我国煤矿常用的巷道断面开关是梯形和直墙拱形（半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形），其次是矩形。只是在某些特定的岩层或地压情况下，才选用不规则形、封闭拱形、椭圆形和圆形断面，如图4—1所示。
选择巷道断面形状应根据巷道所处的围岩性质、巷道的服务年限和用途，以及支护材料和支护结构而定。
矩形断面利用率高，承载能力低，一般用于顶压、侧压都不大，服务年限短的巷道。如侧压大，两帮支架将发生移动或破坏。
梯形断面利用率较拱形高，但承压性能较拱形差，常用于服务年限不长，断面小或围岩稳定、矿压不大的巷道。
拱形断面常用于服务年限长或围岩不稳定、矿压大的巷道。
在特别松软或膨胀性大的岩层中开掘巷道，当顶压、侧压很大时，可采用曲墙拱形；底膨严重时，可采用带底拱的封闭拱形；国周压力均匀时，可采用圆形。
沿煤层开掘的巷道，为了不破坏顶板，常根据煤层赋存情况，将巷道开掘成各种不规则形断面。
巷道断面开关往往取决于矿区富有的支架材料和习惯采用的支护方式。木支架和钢筋混凝土支架适用于梯形和矩形断面；料石和混凝土砌碹适用于拱形、圆形等曲线形断面；而金属支架、锚杆支架适用于任何形状断面。
⒉ 巷道断面尺寸
巷道断面尺寸主要依据用途来决定的，并用所需风量来校正，以人员通过方便为原则。《煤矿安全规程》规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的需要。
巷道开掘后不加支护的断面称为荒（毛）断面，支护后的断面称为净断面。巷道断面尺寸主要考虑巷道的净高和净宽。
1）&&&&&&&&&&&&&
巷道的净宽度。
矩形巷道（直墙巷道）的净宽度，是指巷道两侧壁或锚杆露出长度终端之间的水平距离。对于梯形巷道，当巷道内通行矿车、电机车时，净宽度指车辆顶面水平的巷道宽度；当巷道内设置运输机械时，净宽度指从巷道底板起1.6m高水平的巷道宽度；当巷道不放置和不通行运输设备时，净宽指净高1/2处的水平距离。
巷道净宽主要取决于运输设备本身的宽度、人行道宽度和相应的安全间隙，无运输设备的巷道净宽可根据通风及行人的要求来选取。
巷道内人行道的宽度和相应的安全间隙在《煤矿安全规程》中有明确的规定：
新建矿井、生产矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道碴面起1.6m的高度内，必须留有0.8m（综合机械化采煤矿井为1m）以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m；巷道另一侧的宽度不得小于0.3m（综合机械化采煤矿井为0.5m）。巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于0.7m。巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于0.3m。
在生产矿井已有巷道中，人行道的宽度不符合上述要求时，必须在巷道的一侧设置躲避硐，2个躲避硐之间的距离不得超过40m。躲避硐宽度不得小于1.2m，深度不得小于0.7m，高度不得小于1.8m，躲避硐内严禁堆积物料。
在人车停车地点的巷道上下人侧，从巷道道碴面起1.6m的高度内，必须留有宽1m以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m。
在巷道的曲线段，车辆四角要外伸或内移，应将安全间隙适当加大，一般外侧加宽200mm，内侧加宽100mm。
2）&&&&&&&&&&&&&
巷道的净高度。
矩形、梯形巷道的净高度是指自道碴面或底板起至顶梁或顶部喷层面、锚杆露出长度终端的高度。
拱形断面的净高是指自道碴面起至拱顶内沿或锚杆露出长度终端的高度，由壁高和拱高组成，半圆拱拱高为巷道净宽的一半，圆弧拱及三心拱的拱的拱高常取巷道净宽的1/3。
《煤矿安全规程》规定：主要运输巷和主要风巷的净高自轨面起不得低于2m。采区（包括盘区）内的上山、下山和平巷的净高不得低于2m，薄煤层内不得低于1.8m。采煤工作面运输巷、回风巷及采区内溜煤眼等的净断面或净高，由煤矿和、企业统一规定。
《煤矿安全规程》对巷道净宽、净高及安全间隙的规定，就是为了保证煤矿生产的顺利进行。巷道宽度小于设计，必然导致安全间隙甚至人行道的宽度不够，会影响管线的吊挂和行人的安全。因此，在巷道掘进施工中，应确保巷道的形状、规格尺寸符合设计要求，严防因巷道规格尺寸不合格而影响正常的运输、通风及行人安全。
㈡ 巷道掘进的定向
为了掌握巷道的方向和坡度，正确地确定出眼位，钻眼前应将巷道的中、腰线引至工作面，根据巷道中、腰线准确地定出周边眼、辅助眼和掏槽眼的位置，以明显的标志标在工作面上，然后进行钻眼。
在巷道掘进工作中，要保证巷道断面的规格、尺寸、巷道的坡度、方向符合设计的要求，必须按巷道的中心线、腰线进行施工。
中心线和腰线是由测量人员用仪器测定的。中心线是巷道掘进方向的基准线。每隔一定距离在巷道顶板或支架上标定一组设有标桩与挂线的中线点。腰线是指示巷道坡度的基准线，腰线点设在距巷道底板或永久轨面以上1m标在侧帮或支架上。
使用激光定向仪时，一般安装在距工作面100m以外、围岩较好、巷道顶板上的中心线位置，然后将定向仪对中调平，光束中心在工作面岩壁上形成一强亮光点，即为中心位置。根据中心线的高度可确定腰线位置。激光定向仪距工作面的最大距离以光斑清晰为准，一般为500m左右。由于爆破震动等原因，指向可能发生偏差，应定时检查、调整。
巷道中、腰线的标定工作应由专职测量人员负责。为了便于施工，搞好工程质量，每个施工人员都必须掌握利用简单的工具、仪器，在短距离范围内使用和延设中心线和腰线。
⒈ 中心线的使用和延设方法
中心线的使用和延设最简单、方便的办法为拉线法，如图4—2所示。在原中线的1点上系线绳，拉到工作面4点上，同时在原中线2、3点上挂垂线，在4点移动线绳，使线绳与2、3点所挂垂线相切，此时，4点即为巷道中心线位置。
使用拉线法延设中、腰线时，每次必须选3个以上原线点，并应校正无误后，方能延线。
⒉ 腰线的使用和延设方法
拉线法。如力4—3所示，在原腰线1点上系线绳，拉到工作面4点上、下移动，使之与原腰线2、3点重合一致时，4点即为工作面的腰线点。
半圆仪延充腰线。如图4—4所示。将线绳一端系在原腰线点1或3上，线绳的另一端拉到工作面2或4点处，将半圆仪挂在线绳的中点处，拉紧线绳。此时，调整2、4点使半圆仪垂球线所指的角度与巷道坡度一致，则2或4点即为工作面的腰线点。
㈢ 巷道施工方法综述
巷道掘进最基本的过程就是把岩石破碎下来，形成设计所要求的空间，并对掘出的空间进行支护。
巷道根据断面煤岩所占比例的不同可分为岩巷、煤巷和半煤岩巷。岩巷指在巷道掘进断面中，岩层占4/5以上（包括4/5在内）的巷道；煤巷是指在巷道断面中，煤层占4/5以上（包括4/5在内）的巷道；半煤岩巷是指在掘进断面中，岩层（包括夹石层）占掘进工作面面积大于1/5，小于4/5的巷道。按巷道坡度的不同又可分为平巷、斜巷和立井三大类。在施工过程中，应根据各类巷道的不同特点进行施工。
在施工过程中，主要包括破岩、装岩、运输、支护等主要工序，同时还有掘进通风、修筑排水沟、敷设管道、铺设轨道等辅助工序。
⒈巷道施工方法
巷道施工方法一般主要有两种方法：一种是分次成巷，另一种是一次成巷。
分次成巷。就是分次将巷道做成。具体做法是：先把整条巷道掘出来，并用临时支架暂时维护，以后再进行永久支护。这种方法只有在掘进对头贯通的巷道时，为了避免发生较大误差，在贯通前60～100m范围内，或亟待贯通的通风、疏水、运料及采煤巷道才允许使用。
一次成巷。就是把巷道施工中的掘进、支护、水沟及铺设永久轨道、安设永久管线等4个分部工程视为一个整体,在一定距离内,前后连贯地最大限度地同时施工,一次做成巷道,不留收尾工程。
⒉ 一次成巷作业方式
按照掘进与支护的相互关系，一次成巷可分为平行作业、单行作业和多巷交替作业3种。
⑴ 平行作业。采用掘支平行作业时，一般均用全断面一次掘进的方式，适用于围岩较稳定，掘进断面大于8㎡的巷道。
采用掘砌平行作业时的平面关系如图4—5所示。掘进工作面可采用金属拱形临时支架维护或锚杆临时支架。
采用掘喷平行作业时，掘进后立即安装部分或全部锚杆，并喷上一薄层砂浆或混凝土，作为临时支护，待掘进工作面推进20m左右，再补打锚杆，一次喷够设计厚度。
单行作业。这种作业方式就是先将巷道掘进一段距离后，停止掘进，然后边拆除临时支架，边将该段巷道改换成永久支护。它常用在断面较小的巷道。当围岩稳定性较差时，可采用短段掘砌（支）的施工方法。
交替作业。当一个综合工作队施工两条以上邻近的巷道时，可在一条巷道内掘进，而在另一条巷道内更换永久支护，轮流交替完成掘进与支护。
二、岩石平巷施工
在巷道掘进中，破碎岩石是一项主要工序。破碎岩石常用的方法有两种，钻眼爆破破岩法和掘进机破岩法。岩巷的掘进，仍以钻爆法破碎岩石为主要手段。
⒈ 钻眼爆破破岩法
钻眼爆破破岩法，简称钻爆法。就是采用钻眼机具在工作面布置一定数目的炮眼，然后在炮眼内装药进行爆破，把岩石破碎下来的方法。钻眼爆破时要产生大量岩尘，严重威胁工人的健康。为防止岩尘对人体产生危害，必须坚持实行湿式钻眼。
在采用钻爆法掘进巷道时，施工工艺参数往往是以钻爆工序为主，配合其他工序而确定的。钻爆参数主要包括炮眼深度、炮眼直径、炮眼数目、装药量、炮眼布置等内容。钻眼爆破技术主要包括岩巷光面爆破技术、毫秒爆破技术、断裂控制爆破技术等。随着高效能装岩机具和装岩台车的推广使用，为加大炮眼深度，提高钻眼速度提供了可靠的保证，深孔光面爆破技术成为目前钻眼爆破技术发展的主要方向。
巷道掘进时，必须按爆破作业图表所标定的眼位、方向、角度和深度进行钻眼，并组织好多台凿岩要的分区同时作业，同时要注意掌握巷道掘进的方向和坡度。
为了安全，钻眼前要检查并处理顶、帮的活石，加固靠近工作在的支架。同时检修好凿岩机、气腿，上足润滑油；备齐钎杆、钎头，并检查钎杆中心孔是否通气；检查风、水管路是否漏损，风、水压是否正常。
为了缩短钻眼时间，加快掘进速度，采用多台凿岩机作业是行之有效的措施。一般每2～3㎡工作面配备一台凿岩机，在坚硬岩石中每台凿岩机所占面积可缩减至1～1.5㎡。
多台凿岩机作业，工作面必然是风、水管多，设备多，人员多。为了避免造成混乱，可从以下两个方面采取措施：
合理布置工作面风、水管路。为了避免风、水管相互纠缠，应采用两路供风、供水的布置方式，如图4—6所示。凿岩机各风水管及接头均应编号，以便及时关、开。凿岩机工作结束后，可将小风、水胶皮管从分风、分水器上卸下，连同凿岩机一起带出工作面，下次钻眼时很快就能接通风、水管路。
建立钻工岗位责任制，合理分区作业。多台凿岩机作业容易产生拥挤和干扰，采用定人、定机、定位、定任务、定时间的钻工岗位责任制是一项行之有效的措施。另外，将工作面以中心为基准，分为左右两部和中心区，然后将每区内的煤眼以由上到下的顺序划分成若干组，并尽量使各组的炮眼数目相等。再将同时工作的凿岩机编号并使其在各自的固定区域里进行钻眼，如图4—7所示。这样做既有利于工人熟悉炮眼的设计位置、深度、角度，又有利于凿岩机的保养。
⒉ 岩巷施工技术
光爆锚喷技术。岩巷光爆锚喷技术是光面爆破与喷射混凝土支护的有效结合。光面爆破能有效地缩小围攻岩松动范围，最大限度地保持围攻岩的完整性。锚喷能紧跟工作面，及时封闭岩表面，充填裂缝，调整应力分布状况，限制围岩变形，尤其在软岩巷道支护中，锚杆和柔性喷层相结合，与围攻岩变形位移相适应，能有效地支护，维持巷道的稳定性。
“三小”光爆锚喷技术。“三小”是指小直径钎头（钻头）、小直径锚杆（含锚固剂）和小直径炸药卷。采用小直径钎头（钻头），打小直径炮眼、锚杆孔，有利于提高打眼速度。采用小直径炸药卷，有助于达到光面爆破，降低单位炮眼长度装药量，减少对围攻岩的破坏作用。采用小直径树脂、水泥锚固剂和缝管锚杆，不仅提高了支护性能，而且降低了材料消耗。
由于小直径药卷在炮眼的轴向上的装药集中度相对降低，同时又要尽可能地使炸药能量合理分布，因而小直径药卷不宜进行中深孔或深孔爆破作业。
⒊岩巷掘进施工安全注意事项
⑴ 根据巷道施工断面大小、支护结构与方法、穿过岩层的地质质情况，以及施工队伍的技术水平和装备等正确地选择作业方式。
严格执行正规循环作业图表和钻眼爆破说明书的规定。在炮眼布置、爆破方法、凿岩操作、装岩运输和架设临时支护及永久支护时，应按各项操作堆积操作，并执行其安全技术
(3)加强顶板管理工作,特别在采用掘进与支护单行作业时,对临时支架要班班进行检查,发现不安全隐患时,要先修复再掘进,防止出现冒顶将人员堵在里面。
⑷平行作业时,掘、支工作面必须统一指挥,砌碹地点扩帮、挑顶时,或巷道复喷时,掘进工作面的人员也必须一同撤到安全地点。掘进工作面放炮时，砌碹处的人员必须一同撤到安全地点。
⑸平行作业时，永久支护处的工作台必须搭设牢固，并且不准影响运输设备的通过。人员和车辆通过工作台时要有专设的联络信号。
二、&&&&&&&&&
岩石斜巷施工
倾斜巷道有斜井、上山、下山、溜煤眼等。斜井、下山一般由上而下施工；上山、溜煤眼多由下向向上施工。由于巷道的倾斜角度和掘进方向不同，与平巷施工相比，在钻眼爆破、装岩运输、通风、排水、支护等方面具有不同的特点。
（一）&&&&&&&
1、&&&&&&&&&&&&&
下山掘进的特点是工作面在下面，根据其特点钻眼时应注意以下4点：
（1）在迎头打眼时，应将底部浮煤浮矸清理到实底，排尽积水，严禁在水中打眼。
（2）在倾角较大的巷道打眼，每打一个眼，钎杆拔出后立即插上木塞，防止浮煤、浮矸将眼封堵。
（3）在迎头打眼作业时，应时时注意防护发生跑车、透水事故，经常检查跑车防护装置的有效性，并注意透水预兆，发现问题及时处理。
（4）打周边眼时，为了便于把握巷道的坡度和方向，可先在工作面打一标准眼，插上木棍，以示钻眼方向。谨防坡度不够，造成巷道“漂底”。
⒉装岩运输
使用耙斗装岩机时要注意：
（1） 耙斗装岩机下放时，绞车回车速度不要过猛，下山坡度较大时，要防止滚碴伤人。
（2） 当箕斗或矿车下放接近装岩面时应减速，避免发生冲撞。
（3） 用耙斗装岩机装岩，最好选择大容量的矿车或箕斗配套使用。
掘进下山时，一般都采用矿车运输。为了避免发生断绳和脱钩事故，可在巷道上部和巷道内设置防止跑车的保险装置，如提升安全绳和挡车器等。同时，在工作面上方还必须设置坚固的遮挡。遮挡距工作面的距离必须在施工组织设计和作业规程中规定。
⒊排水
下山掘进时,上部平巷的渗水,煤层或岩层本身及其顶底板的涌水,都可能流至工作面。为了减少掘进工作面的排水工作量，有利于掘进施工，可以封闭上部平巷靠下山一段水沟。在下山巷道中，每隔一定距离（如10～15m）开掘一条横水沟等措施，拦截上部平巷渗水和煤岩涌水。
下山掘进的排水方式，根据下山倾角和长度大小以及涌水地点的不同，可采不同的方法。掘进时如水量不大，可直接用矿车或箕斗排水，如水量较大，需要用喷射泵和潜水泵排水。当下山倾角不超过25°，长度不超过300㎜时，可采用单段排水，将水泵设置在工作面附近，直接把水排到上部水平，当下山倾角大于25°长度很长，且水沿巷道全长涌出时，可采用接力排水，在巷道中设置中间水仓。随着下山掘进的延伸，中间水仓和水泵也应向下移设。
（二）&&&&&&&
⒈钻眼工作
（1）&&&&&&
打眼过程中要时时注意顶帮的变化，及时敲帮问顶和处理浮石。
（2）&&&&&&
工作面的支架、临时支护等必须打紧，防止手攀脚蹬，支架倾倒伤人。
（3）&&&&&&
打眼时人不要对准眼口，以免钎杆折断滑下伤人。
（4）&&&&&&
在倾角超过25°以上的巷道打眼时，其后方要设挡板，防止人员下滑，发生人身事故。
（5）&&&&&&
要准确掌握周边眼的角度，防止角度不够，造成“顶低”。
（6）&&&&&&
为防止放炮崩倒棚子，多采用底部掏槽，并要掌握好炮眼的深度和角度（上方掏槽眼应沿轴线方向稍向下倾斜）。
⒉装岩运输
在近水平或缓倾斜煤层中，上山掘进一般用矿车或输送机运输。上山掘进使用绞车时，当提升斜长较小时，可将绞车布置在上山一侧的小硐室内；如果斜长过大，一台绞车提升能力不够，应安设多台绞车，实行分段接力提升，并应按规定装设跑车装置。
⒊通风
掘进上山时应特别注意通风工作，由于瓦斯的相对密度小，常常积聚在上山掘进工作面附近，如果不采取措施，有可能发生瓦斯爆炸。因此，在瓦斯矿井上山掘进时，必须加强通风，采取双巷掘进(一个进风,一个回风)；甚至采取自上而下的开掘方式。
三、&&&&&&&&&
煤巷及