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1、 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
2、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
3、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
4、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，
5、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
6、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
7、，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
8、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
9、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
10、，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
11、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
12、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
13、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
14、，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
15、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200m1000m，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
16、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：轻微
17、冲击（I级）。抛出煤量在10t以下，震级在l 级以下的冲击矿压。 中等冲击（II级）。抛出煤量在10 50t ，震级在1 2 级的冲击矿压。 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
18、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。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
19、道产生任何损坏。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。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
20、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：开采煤层群时，开拓布置应有利于解放层开采。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。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。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
21、的条件下应从采用断层或采空区开始回采的开采程序。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。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，
22、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。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
23、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”。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。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
24、注水法和联合注水法。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。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
25、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816.0kPa，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5070m,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
26、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
27、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
28、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
29、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
30、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
31、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6 kg / 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
32、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） 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42 mm ，孔深3.5m ； 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 ； 封孔完毕后，启动秒表，计1min 瓦斯涌出量。 钻孔瓦斯涌出初速度的
33、测定必须在打完孔后2min 内完成。(2）钻屑指标（s值法） 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2.53.5m 间的钻屑，用弹簧秤称其质量。(3）判断方法 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。 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.
34、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： 掘进上山时不应采取松动爆破、水力冲孔、水力疏松等措施。 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300 mm 以上的钻孔等掘进方式，并加强支护。 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。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
35、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。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，
36、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
37、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
38、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
39、，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。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1015m ）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。
40、风筒末端与工作面距离控制在5m 以内。 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100 mm ，风门厚度不小于50 mm ，两道风门之间的距离不得小于4m 。(2）使用远距离爆破 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。 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。 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“
41、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 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1 5m，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。 靠工作面最近一组压风自救的数量不
42、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2540m 。 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。 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 。 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。 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。 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
43、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 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。 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 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。 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
44、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
45、。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。
46、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
47、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
48、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
