煤矿爆破安全

一、安全生产方针：安全第一，预防为主

二、法律法规：安全生产法、矿山安全法、煤炭法、煤矿安全监察条例、煤矿安全规程、安全生产法发行为行政处罚办法。

三、爆破工的安全职责：

（1）严格执行《煤矿安全规程》、《操作规程》、《作业规程》的有关规定，严格执行一炮三检制度。

（2）严格遵守爆炸材料领退制度，保证爆炸材料不丢失。 （3）严格遵守爆炸材料运送制、保证沿途安全。

（4）严格遵守爆破各项操作规定，保证爆破过程安全。 （5）严格遵守处理故障（残爆、拒爆）及特殊爆破情况下爆破的规定和要求。 （6）经常检查工作地点及所使用设备、仪器的安全状态，爱护安全设施、设备，确保爆破安全

（7）严格遵守劳动纪律、管理制度和安全生产操作规程，坚决制止任何人违章作业，拒绝接受任何人违章指挥。

第二章 爆破基本理论及安全爆破技术

第一节 爆破的基本理论

一、炸药爆炸的基本知识

(一)炸药的化学变化形式 (1)热分解。 (2)燃烧。 （3）爆炸。

炸药的几种化学反应形式在一定条件下可以相互转化，如热分解、燃烧可以转化为爆炸，而爆炸也可以转化为燃烧。 （二）炸药爆炸的稳定性传播及其影响因素 1.传爆

传爆是指炸药药包由起爆到爆炸结束的过程中，爆炸反应在药包中行传递的过程。

2、冲击波和爆轰波

炸药起爆后，产生大量的热能和气体，形成了高温、高压、瞬间膨胀并高速行进的气浪，这种气浪具有极大的冲击作用，即冲冲击波。爆炸产生的能量高速地在炸药中传递，并形成具有能量补充的特殊形式压缩冲击波，称为爆轰波。炸药的传爆实质是爆轰波传递能量的过程。 3、爆速

爆速是指炸药被起爆后，爆轰波在炸药中传播的速度。即传爆速度，单位为m／s。爆速是衡量炸药爆炸强度的重要标准。常用炸药的爆速在2500～7000m／s之间。炸药爆炸反应形式取决于传爆的稳定性，若反应速度高，且保持恒定，则传爆稳定，反形式为爆轰；若反应速度低，且易衰减，甚至熄爆，则炸药不能全部反应，传爆不稳定，反应形式为不稳定传爆。不稳定传爆的爆生热量少，

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爆生有毒气体多，爆速不断下降，爆炸冲明显削弱，情况严重时，出现爆燃或中途拒爆。在井下爆破中，有时炮烟呛人，炮孔喷火，是炸药不稳定爆炸的典型特征，对安全极为不利，因此，确保传爆的稳定性是非常重要的。 4．影响传爆稳定性的主要因素

(1)炸药性能与质量。若炸药性能好，质量好，则其爆速高，传爆稳定性好。否则，炸药结块、变质，会影响爆速，造成传爆不稳定，甚至拒爆。

(2)炸药密度。矿用炸药是由几种物质混合而成的，他们一般通过合理的颗粒级配来确定一个最佳密度范围，在此范围内，可以提高爆速，保证炸药传爆的稳定。炸药密度过大或过小，都会使爆速下降，传爆不稳定，最终导致拒爆。 (3)炸药的粒度。混合炸药爆轰时的化学反应首先是从炸药组分表面开始的，组分粒度越细，接触表面越大，越有利于爆轰反应的进行。另外，混合炸药的组分粒度越细，均匀程度越高，越有利于提高爆速，从而增加传爆的稳定性。

(4)药柱直径。在一定范围内，炸药的爆速和传爆稳定性是随着药柱直径增加而增加的。能够使爆轰稳定的最小药柱直径叫临界直径，使装药的爆速达到最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。当直径小于临界直径时，传爆性能极差，爆速下降很快，甚至出现熄爆；直径增加至极限直径时，爆速将不再增加。

(5)药柱外壳。药柱外壳能影响药柱的临界直径，阻止药柱颗粒的抛散，增大爆轰波的强度。因此，增加外壳的坚固程度可以提高爆速和传爆稳定性。 (6)炸药传爆的间隙效应。在炮眼内，如果药柱与炮眼孔壁之间存在间隙，常常会造成传爆稳定性下降，继而发生爆轰中断或爆轰转变为燃烧的现象。这种现象称为间隙效应(又称管道效应或沟槽效应)。这种现象往往降低爆破效果，造成炸药发生爆燃，可能引发瓦斯、煤尘爆炸事故。 井下爆破时，应尽可能减少间隙效应对爆破效率和爆破安全 的影响。

(7)起爆能。足够的起爆能是保证传爆稳定性的重要条件。它可以使爆速很快达到最大值传爆处于稳定状态。起爆能达到一定值后，爆速就不再提高。而起爆能力不足，则爆轰波强度起点低，并难以提高，加速过程长，甚至熄爆，难以达到良好的爆破效果，并给安全造成很大的威胁。 (三)炸药爆炸的热力学参数 1．爆 热

炸药爆炸反应时释放出的热量称为爆热，单位是kJ／kg。爆热是炸药做功的能源，是药做功大小的重要参数之一，爆热值越高，爆炸时生成的热量越多，爆炸威力越大。要提高炸药爆炸的威力，就必须提高爆热。工业炸药的爆热一般在3300—5900kJ／kg之间。

爆热不仅决定于炸药的组成和配方，而且受到装药条件的影响，因此，即使是同一种炸药，装药条件不同，产生的爆热也不相同。 2．爆 温

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炸药爆炸时放出的热量将爆炸产物加热到最高的温度称为爆温。单位用温度(C)表示。常用工业火药、炸药的爆温在2300～4300C之间。

爆温取决于爆热，并与爆速、包装和堵塞的质量有关，爆热越大，爆速越高，药包包装和炮眼堵塞越紧密，爆温就越高，炸药做功能力就越大。但在有瓦斯的煤矿中使用的煤矿许用炸药，则要求炸药的爆温不能太高，要有一定的限制，因为爆温太高，极易引起瓦斯、煤尘燃烧或爆炸。降低爆温的途径是降低炸药的爆热，即降低炸药的爆炸能，常用的方法是在炸药中加入适量的食盐，食盐是——种惰性物质，它能收敛爆热，降低爆温，抑制爆炸 火焰和瓦斯、煤尘的爆炸反应。 3．爆 压

炸药在爆炸过程中，产物内的压力分布是不均匀的，并随时间变化而变化。当爆轰结束时，爆炸产物在炸药初始体积内达到热平衡后的流体静压值称为爆压。一般工业炸药的爆压在(0．22—2．33)X10MPa之间。 4．爆 容

单位质量的炸药爆炸后生成的气体产物在标准状态—I：的体积称为爆容，单位是L／kg。

(四)炸药的做功能力与猛度 1．做功能力

炸药的做功能力又称爆力，是指炸药爆炸后气体产物膨胀对周围介质作功的能力，它衡量炸药爆炸特性的重要指标。炸药作功能力大小取决于爆炸反应时爆热的大小、爆温的高低及爆生气体的多少，爆热越大，爆温越高，爆生气体体积越大，则炸药的爆力越大。即爆炸威力越大。 2．猛 度

猛度是指炸药爆轰时对接触介质冲击粉碎的能力。用它表示炸药作功功率和爆炸产生冲击波及应力波的强度，它是衡量炸药爆炸特性及爆炸作用的重要指标。

在实际工作中，使用猛度过大的炸药，会导致煤粉碎严重，使煤的质量降低。因此，选用炸药时应合理选择炸药的猛度。 (五)炸药的感度 1．炸药感度的概念

炸药感度是指炸药在外界能量的作用下，发生爆炸的难易程度。不同能量形式下，起爆需要的外界能量差别很大。炸药感度的高低用激起炸药爆炸反应所需的最小起爆能的多少来衡量。所需的最小起爆能越小，表示炸药的感度越高，反之表示炸药的感度越低。 2．炸药感度的种类

炸药的感度根据起爆能形式，轰感度、静电感度和殉爆感度等。可分为机械感度、热感度、爆轰感度、静电感度和殉爆感度等。

(1)机械感度。炸药在机械能作用下发生爆炸的难易程度，又称冲击感度。如硝化甘油类炸药对机械冲击感度比硝酸铵类炸药敏感得多，故安全性差。

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(2)热感度。炸药在热能作用下发生分解、燃烧、爆炸或爆轰的难易程度。 每一种炸药都有一个能使它引起爆轰的最低温度，这个温度值为炸药的爆发点。爆发点越低，表明炸药对热的敏感度越高。如2号煤矿铵梯炸药的爆发点为180一188C，2号岩石铵梯炸药的爆发点为180～230C。

(3)爆轰感度。是指外界爆炸能引发炸药爆炸的难易程度，又称起爆感度。它是炸药对爆轰波的敏感程度，常用殉爆距离来表示。在爆破工程中为了引爆炸药并保证爆轰，所选择的起爆能激发冲击波速度必须大于炸药药卷的临界速度和药卷稳定爆速。如果起爆能激发冲击波的速度低于药卷的临界速度，药卷就不可能爆炸；如果大于药卷临界爆速，但达不到药卷稳定爆速，可能发生不稳定爆炸，甚至产生半爆、爆燃或拒爆。因此，起爆能必须根据炸药的爆轰感度进行选择，保证有足够的起爆能。

对于工业炸药，一般都要求具有良好的爆轰感度，以便可靠地进行起爆，避免不稳定爆炸。另一方面又要求炸药具有较低的机械感度和热感度，以保证生产、运输、储存和使用时时的安全。

（4）静电感度。炸药的静电感度包括两方面：一是炸药摩擦时产生产生静电的难易程度，二是在静电火花作用下发生爆炸的难易程度。常用的炸药都是静电绝缘体，当炸药的颗粒间或炸药与其他物体发生摩擦时，很容易摩擦起电，并积聚电荷达到高电压（可达数万伏），当所带的静电量足够大时，在适当情况下，就会发生静电放电火花而引起炸药的燃烧或爆炸事故。如果产生静电火花地点含有瓦斯或煤尘，静电火花就可能引起瓦斯、煤尘爆炸事故。

（5）殉爆感度。炸药发生殉爆的难易程度。装药时，如果接触不紧密或药卷之间有煤、岩粉等物质阻隔，或者炸药殉爆感度低，就容易发生药卷不完全爆炸或燃烧现象，这样不仅降低了爆破效率，而且易引发瓦斯、煤尘爆炸事故。 炸药对不同形式的起爆能具有不同的感度。如梯恩梯炸药，对机械作用的感度较低，但对电火花的感度则较高。炸药的感度一方面对爆破工程有利，另一方面对炸药的生产、储存、运输和使用带来不安全因素。因此，必须根据炸药的用途设法改变炸药的某些不利于安全的感度。

(六)炸药的殉爆 1.殉爆的概念

主爆药包(卷)爆炸后，引起与它不相接触的邻近受爆药包(卷)爆炸的现象。殉爆在一定程度上反映了炸药对冲击波的敏感度。

2.殉爆距离

主爆药包(卷)与受爆药包(卷)之间发殉爆的概率为100％的最大距离称为殉爆距离。对于一定量的炸药来说，殉爆距离越大，表明爆轰感度越高。产生殉爆现象的原因主要是由于受爆药卷接受了主爆药卷的爆炸流和以冲击波形式传来的足够的激发能量。

同一品种、同一规格的药卷，其殉爆距离为一定值。殉爆距离常用来确定光爆周边眼装药间隔、处理炮眼中拒爆炮眼参数，确定储存或堆放炸药的安全距离。

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3.影响殉爆距离的主要因素

(1)炸药的品种和规格。不同的炸药其殉爆距离不同，如1号、2号和3号岩石铵梯炸药殉爆距离分别6cm、5cm和4cm。

(2)主爆药卷的密度。若主爆药卷的密度增高，则殉爆距离增大。 （3）药量和药径。药量和药径加大，则殉爆距离增大。

(4)主、受爆药卷间的介质情况。若介质不是空气，而是水、金属、沙土、煤、矸石等，则殉爆距离明显下降，甚至出现传爆中断或产生爆燃、拒爆等现象。

(5)主、受爆药卷间的相对位置。主、受爆药卷轴线对正时，殉爆效果最好，如轴线垂直，则殉爆效果最差。 ，

(6)对于粉状炸药，若受爆药卷水分过多，殉爆距离会减少。 二、自由面和最小抵抗线 1．自由面的概念

自由面是指某种介质与空气接触的界面。爆破时，位于药包附近被爆破的岩(煤)体与空气接触的界面叫爆破自由面。 2．最小抵抗线的概念

从装药重心到自由面的最短距离称为最小抵抗线。如在一个自由面的情况下，用单个炮眼爆破时，只产生一个爆破漏斗

具有自由面，是进行爆破工作的必要条件。一般自由面越多，爆破效果越好，炸药爆炸能量的利用率越高，炸药的消耗量越少。有资料认为，两个自由面的炸药消耗量是一个自由面的60％，3个自由面可以降低到40％。因此，为了有效地进行爆破，总是设法创造自由面，合理布置炮眼和选择合理爆破方式，如掘进工作面的掏槽、回采工作面的开口、选用秒延期和毫秒延期电雷管爆破，都是为了增加自由面。 4．《煤矿安全规程》对最小抵抗线的规定

《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。

随着自由面个数的增加，最小抵抗线个数也相应增加。炸药爆炸时，爆炸能朝最弱自由面集中，其冲击波首先冲破抵抗线最小的自由面。如果违反《煤矿安全规程》的规定，使最小抵抗线小于规定值，爆炸生成高温、高压的气流和冲击波，容易引燃或引爆瓦斯和煤尘；同时，由于抵抗线太小，或炸药达不到完全爆炸，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，违反《煤矿安全规程》关于最小抵抗线的规定是极其危险的。 三、爆破的内部作用和外部作用

(一)爆破的内部作用和外部作用表现形式

装药爆破时，其爆破作用的表现形式与埋置药量和深度有关。对于一定装药量来说，若其在岩石内的装药埋置深度为(用W来表示)W1>W2>W3>W4。当W超过某一数值WL(临界抵抗)时，炸药爆炸后，在自由面上看不到爆破作用的迹象，

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爆破作用只发生在岩体内部，这种爆破作用称为爆破的内部作用， (二)爆破内部作用的形成

当药包在岩体中爆炸产生内部作用时，由于爆生气体和在岩石中形成的应力波共同作用，以药包为中心，岩石由里向外遭受到不同程度的破坏。除在装药处形成扩大的空腔外，还形成压缩区、裂隙区和震动区.

(1)压缩区。在此区内岩石受到高压作用，结构完全被破坏且被强烈粉碎，并产生较大的塑性变形。

(2)裂隙区。由于压力下降，岩石不再被压碎，本身结构没有发生变化，由于拉伸应力的作用，形成辐射状的径向裂缝和环形裂缝交错的区域。

(3)震动区。岩石没有受到任何破坏，只发生震动，其强度随距爆炸中心的距离增大而逐渐减弱，以致完全消失。 (三)爆破漏斗的要素及形式 1．爆破漏斗的要素

当装药的最小抵抗小于其临界抵抗时，在岩石中爆破产生外部作用。除在装药周围处形成压缩区、裂隙区和震动区外，还将破碎岩石向自由面方向抛出形成一个漏斗形的爆破坑，这个爆破坑称之为爆破漏斗。 2．爆破漏斗的形式

爆破漏斗是工程爆破的最基本的形式。由于炮眼的装药量不同，爆破后产生的爆破漏斗半径和爆破作用指数也不同。根据爆破作用指数（n）的大小，爆破漏斗可分为以下几种形式：

(1)松动爆破。当爆破后不形成显著漏斗，漏斗内破碎的岩石只发生隆起，没有大量岩石抛掷现象，这种爆破称为松动爆破，

(2)抛掷爆破。爆破后，炮眼附近破碎的岩石被抛出，其形成的漏斗称为抛掷漏斗。抛掷漏斗主要有下列几种： 加强抛掷漏斗，其漏斗底角大于900 标准抛掷漏斗，其漏斗底角为900

减弱爆破漏斗，漏斗底角为锐角，即小于900，而大于730.

松动漏斗，爆破后自由面岩石有松动和隆起，破碎的岩石仍堆积在原地. 抛掷作用半径主要与炸药性质、岩石性质、装药量和最小抵抗有关。因此，使用什么样的爆破漏斗必须与这些因素一同考虑。

第二节 安全爆破技术

一、井巷掘进爆破技术

井巷掘进施工目前主要有两种方法，一是综合机械化施工法，二是钻眼爆破法。尽管综合机械化施工法作业连续，机械化程度高，安全高效，但目前还没有解决刀具磨损快、寿命短的问题，故其使用范围受到一定的限制。因此，钻眼爆破法仍是目前井巷掘进施工最主要的方法。

(一)掘进爆破炮眼的种类和作用

掘进爆破炮眼的种类按其用途和位置不同，可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼3种

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(1)掏槽眼。一般布置在掘进工作面的中下部、最先起爆。它的作用主要是给辅助眼增加自由面，为辅助眼的爆破创造有利条件。

(2)辅助眼。位于掏槽眼与周边眼之间。在掏槽眼之后起爆，它的作用是使自由面扩大，保证周边眼的爆破效果。

(3)周边眼。位于巷道的四周。包括顶眼、帮眼和底眼，最后起爆。它的作用是爆破后形成巷道轮廊，保证巷道断面形状、尺寸、方向和坡度等符合设计要求。

(二)井巷工作面炮眼布置 1.巷道工作面炮眼布置 1)对炮眼布置的要求

确定合理的钻眼爆破参数后，为了保证安全，提高钻眼爆破效率和质量，还需正确布置工作面上的炮眼。合理的炮眼布置应能满足下列要求： (1)有较高的炮眼利用率。

(2)炮眼的布置必须有利于爆堆集中，飞石距离小，不损坏支架和其他设备。 (3)掏槽眼应比其他炮眼加深200mm，保证掏槽的效果。 (4)炮眼布置应能保证爆破后断面和轮廊尺寸符合设计要 求，不发生超挖或欠挖；巷帮平整，尽量减少其他工作量。

(5)先爆炸的炮眼不会影响后爆炸炮眼的起爆，不会发生后起爆的炸药被钝化的情况。

(6)爆破块度均匀，大小符合装岩要求，大块率少。

(7)便于打眼工打眼操作，在保证爆破安全与效果的前提下减少布眼数量。 2)炮眼布置原则

掏槽眼应根据工作面岩石条件和巷道断面大小进行布置，选择适当的掏槽方法和掏槽位置。通常将掏槽眼布置在巷道的中下部，并尽量选择有弱面的地点。

辅助眼是破碎岩石的主要炮眼，应尽量利用掏槽腔来进行布置，以减少岩石压制程度：若巷道断面较大，还应增加辅助眼的圈数。周边眼尽可能布置在设计轮廓线上，但为了打眼时易于操作，可向外或向上偏斜一定角度。偏斜角度的大小应根据炮眼深度来确定（一般为30－50）。眼底落在轮廓线外部100mm处，最小最小抵抗线应从眼底算起。

２.立井工作面炮眼布置

立井工作面炮眼布置的原则和要求基本与巷道炮眼相同。但需考虑立井的井形和钻眼方向，一般井筒为圆形，其掏槽眼的布置形式为圆锥掏槽和筒形直眼掏槽。在岩层角度较大时，可采用楔形掏槽。

目前，应用最广泛的掏槽形式是筒形掏槽。

为减少爆破对井筒周壁及冻结管的破坏作用，在坚硬岩石中时，周边眼距井壁距离不应小于300mm，在中等坚固或坚固性差的岩石中，不应小于400mm，周边留下的岩石用风镐开挖。 (三)井巷掘进的掏槽方式

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常用的掏槽方式，根据掏槽眼的方向，可分为斜眼掏槽，直眼掏槽和混合掏槽式3种。 1.斜眼掏槽

斜眼掏槽是目前井巷掘进中常见的掏槽方法，它适用于各种岩石条件中。斜眼掏槽的各掏拽眼不与巷道中线平行，而与工作面在水平方向成一角度。它的优点是：掏槽体积较大，能将掏槽眼内的岩石全部抛出，形成有效的自由面，掏槽效果容易保证，掏槽眼位容易掌握。其缺点是：斜眼掏槽深度受到巷道宽度的限制，不适于深孔爆破，多台钻机作业时，互相干扰；若角度和装药量掌握不好，往往影响爆破效果，容易崩倒支架和崩坏设备，抛掷距离较大，岩堆分散，不利于装载和清道等。常用的斜眼掏槽方式有单斜掏槽、扇形掏槽、锥形掏槽和楔形掏槽。其中楔形掏槽使用范围比较广泛，适用于各类岩石和中等以上断面。

(1)单斜掏槽

适用于中硬及较软的岩层中掏槽。当岩层中有松软的夹层和层理、节理与裂隙结构时，各掏槽眼应尽量垂直地穿过层理、节理和裂隙，并处于巷道中心线上，避免夹钎或崩倒支架，掏槽眼数一般为1～3个，眼距为0.3～0.6m，与上作面的平面夹角为50０～75０，眼深为０.8～１.５m，装药满度系数为(装药长度与炮眼长度比值)０.５左右。

（２）扇形掏槽。适用软岩层中有弱面可利用的巷道。把炮眼布置在较软的煤岩层中并成一排，炮眼向同一方向倾斜，与工作面的平面夹角一个比一个大（在45-90之间）形成扇形。掏槽眼的方向可随软层的位置选定，一般３－５个，眼间距为０.３～０.６ｍ，眼深１.３～２.０ｍ，装药满度系数０.５左右，各利用多段延期雷管依次爆破。

(3)锥形掏槽。在只有一个自由面的坚硬岩石或均质岩石中爆破时，采用锥形掏槽。锥形掏槽就是将几个掏槽炮眼的眼底，集中在一点附近，实行集中装药，一齐起爆方法。

(4)楔形掏槽。楔形掏槽和锥形掏槽一样，都是尽量在炮眼底集中装药，使炸药爆炸时形成更大的威力把岩石爆破成抛掷漏斗，集中装药在眼底呈一条直线。槽眼为对称布置，分水平楔形掏槽和垂直楔形掏槽两种，均为同时起爆。水平楔形掏槽只在水平层理发育的岩层中使用，而多数情况都使用垂直楔形掏槽。

垂直楔形掏槽两对水平方向槽眼眼口间距为1.0～1.4m，眼底间距为0.2～0.3m，但对非常难爆的岩石，应使眼底的距离不超过0.2m。装药满度系数一般为0. 7。槽眼排距(每对槽眼垂直距离)、眼数及槽眼角度根据岩石软硬决定，排距一般为0.3～0.5m，眼数一般为4～6个，槽眼角度一般为600一700。垂直楔形掏槽因受巷道宽度限制，炮眼深度较浅。

楔形掏槽由于钻眼技术比锥形掏槽简单，易于掌握，故适用于任何岩石，因此，在井巷掘进中使用广泛。 图5-12 楔形掏槽炮眼布置

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a—垂直楔形掏槽，b—水平楔形掏槽 1、2、·„、6—掏槽眼序号 2．直眼掏槽

直眼掏槽是指所有掏槽眼都垂直于巷道工作面，各槽眼之间保持平行，且槽眼距离较小，留有不装药的空眼。直眼掏槽的优点是：槽眼垂直于工作面，布置方式简单，槽眼的深度不受巷道断面限制，便于进行深眼爆破，由于槽眼间相互平行，易于实现多台凿岩机平行作业和采用凿岩台车钻眼；岩石块度均匀，抛掷距离较近，爆破集中，便于清道装岩，且不容易崩坏支架和设备。其缺点是：对槽眼的间距，钻眼质量和装药等要求严格，所需槽眼数目和炸药消耗量偏多，掏槽体积小，掏槽效果不如斜眼掏槽。

直眼掏槽适用于坚硬或中等坚硬的岩石、断面较小的巷道中掏槽，特别是在立井井筒。有空眼的直眼掏槽不能在有瓦斯或煤尘爆炸危险的地点使用。 目前广泛使用的直眼掏槽方式有直线掏槽、菱形掏槽、角柱掏槽、五星掏槽和螺旋掏槽等方法。

3．混合式掏槽

在断面较大、岩石较硬的掘进巷道中，为了弥补直眼掏槽的不足，采用直眼与斜眼混合掏槽，斜眼作垂直楔状布置，其槽眼与工作面夹角以750～850为宜。斜眼眼底与直跟眼底相距约0.2m，斜眼装药满度系数为0.4～0.5。直眼装药满度系数为0.7左右。

(四)井巷掘进的主要爆破参数

井巷掘进中，除正确选择掏槽方式和合理布置炮眼外，还应合理确定炸药消耗量、炮眼直径、药包直径、炮眼深度、炮眼数目、眼距等爆破参数。由于影响爆破效果的因素很多，应根据实际试验或相似条件类比来确定具体的爆破参数。

(1)单位炸药消耗量。爆破1m3原岩所需的炸药量为单位炸药消耗量，单位为kg／m3。单位炸药消耗量受炸药的种类、品种、岩石的性质及爆破参数等因素的影响。实际爆破工作中，单位炸药消耗量偏小时，会造成欠挖，爆破后无法达到设计要求；单位炸药消耗量过大时，不仅浪费炸药，而且破坏围岩的稳定、容易崩倒支架、损坏支护和设备，产生大量的有毒有害气体，更为严重的是造成瓦斯、煤尘爆炸。

一般情况下，掘进工作面以掏槽眼装药量最大，辅助眼次之，周边眼的装药量最少。

(2)炮眼直径。炮眼直径对凿岩速度、眼数、单位炸药消耗量和巷道成形等都有影响。炮眼直径一般比照标准药包直径(32mm或35mm)大5～7mm来确定，一般为37～42mm。

(3)炮眼深度。确定炮眼深度，要结合钻眼效率、循环工作量和循环时间，劳动力组织，经济成本、顶板情况等因素来考虑。如果条件允许，为了提高工效，应力求增加眼深和循环次数。在目前施工技术和设备等条件下，炮眼深度一般不超过4m，以0.8～2.0m居多。为了提高炮眼利用率，掏槽眼必须比其他

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炮眼深200mm。

(4)炮眼数目。根据岩石性质。断面尺寸、使用爆炸材料等，按炮眼的不同作用进行合理布置，排列出炮眼数，经实践验证后再作适当调整。炮眼数目过少，易出大块矸石，不利于装岩，同时巷道阁边轮廓成型较差；炮眼数目过多，导致工时和成本的增加。调币后的炮眼数目应满足有较高的爆破效率，且爆破后的巷道轮廓应符合施工和设计的要求。 (五)对掘进工作面爆破工作的要求

掘进工作面爆破工作要做到“七不、二少、一高”。 七不：

(1)不发生爆破伤亡事故，不发生引燃、引爆瓦斯或煤尘事故。

(2)巷道轮廓符合设计要求，工作面平、直、齐，中、腰线符合规定，不超挖、欠挖。

(3)不崩倒支架，防止发生冒顶事故。

(4)不崩破顶板，便于支护，不留伞檐，防止落石事故。 (5)不留底根，便于装车、铺轨和支架。 (6)不崩坏管线、设备。

(7j不抛掷太远，块度均匀，不出大块，岩堆集中，有利于打眼与装岩平行作业和单行作业。 二少：

(1)缩短爆破时间，做到全断面一次起爆。

(2)材料消耗少，合理布置炮眼，装药量适当，降低炸药、雷管消耗，减少震动。

一高：炮眼利用率高。 二、炮采工作面爆破技术

L炮采工作面炮眼的种类和作用

炮采工作面的炮眼，按位置可分为顶眼、腰眼和底眼，如图 5一19所示。

图5--19 炮采工作面炮眼布置示意图 1—底眼，2—腰眼：3—顶眼

(1)底眼。位于工作面的底部，它的作用是先将煤层下部的煤崩出，起到掏槽作用，为腰眼和顶眼创造自由面，不留底煤，不破底板，为装煤、移溜和支柱创造良好条件。

(2)腰眼。腰眼位于煤层顶板与底板之间的腰部，它的作用是进一步扩大底眼掏槽，为顶眼增加自由面，为落煤创造条件。

(3)顶眼。位于腰眼与顶板之间，它的作用是在不留顶煤并保持顶板稳定或减少顶板被震动的情况下落煤。 2．炮采工作面炮眼的排列形式

炮采工作面炮眼排列应根据工作面的采高、煤的硬度、顶底板岩性和煤层节理、层理等条件来决定。炮眼的排列形式有以下几种：

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(1) 单排眼。一般用于lm以下的薄煤层或煤质松软、节理发育的中厚煤层。一般沿工作面打一排稍带俯角并斜向一侧的炮眼如图5—20

(2)双排眼。当煤层厚度为1.0～1.5m，煤层中硬时，沿工作面打两排上、下成对的炮眼，叫双排眼或对眼，如图5—2l所示。

(3)三花眼。煤层厚度1．o～1．5m，煤质松软时，打两排上、下错开的炮眼叫三花眼，如图5—22所示。

(4)五花眼。适用于煤层厚度大于1.5m，煤质坚硬或采高较大的中厚煤层，沿工作面打三排炮眼，一般上、中、下三排炮眼互相错开的布置叫五花眼，如图5--23所示。

图5-23 五花眼布置 3．采煤工作面爆破参数

(1)炮眼角度。为便于打眼操作和不崩倒支架，炮眼与煤壁水平夹角一般为650～750，煤软时角度大一些，煤硬时角度小一些。角度过大，会降低炮眼的利用率；角度过小，虽对爆破有利，但影响进度，不便于打眼操作，容易崩倒工作面支柱，且爆破时将大量煤炭崩入采空区，增加清扫浮煤的工作量，同时又损失煤炭资源，易酿成自然发火。但囤掏槽眼只有一个自由面，炮眼角度一般为45０～55０。

炮眼在垂直面上，顶眼一般有仰角，底眼一般有俯角。顶眼要求不破坏顶板，减少对顶板的震动和不留顶煤为原则。当顶板稳定时，顶眼仰角为50～100，眼底距顶板0.1～0.3m；顶板松散或破碎以及分层开采底层时，顶眼与顶板平行，眼底距顶板一般为0.3～0.5m。底眼俯角为100～150，眼底距底板约0.1～0.2m，以不破底板和不留底煤，使底板保持平行为原则。

(2)炮眼间距。相邻炮眼的间距，可根据炮眼的深度、煤质软硬，夹石情况和粒度要求而定。在正常情况下，炮眼的间距与深度之比，保持在3：5左右，一般为1.0～1.2m。

(3)炮眼深度。它主要取决于顶板的情况、一次推进的进度，支护方式、装运能力和炮眼的角度等。一般都采用小进度，一次推进的长度1.0～1.2m，炮眼深度大于循环进度0.2m左右。小进度的炮采炮眼装药量少，顶板受震动小，悬顶面积小，有利于顶板管理和安全，且可实行一次爆破较多的炮眼，对推行爆破装煤，提高自装率有利。但小进度的缺点是辅助工序占用时间多。若每次加大循环进度，一次推进进度为1.6～2.0m时，可减少爆破、准备、移输送机、回柱、放顶等辅助作业时间，但这种方法只有在顶板条件好的工作面进行。

(4)炮眼的装药量。每个炮采工作面作业规程里的爆破说明书中都规定了顶眼、腰眼、底眼的炸药消耗量。一般底眼装药量最多，当爆破进度为1m左右时，在硬、中硬煤和软煤中分别为250～350g，200～300g、150～250g。腰眼药量适当减少，顶眼药量最少。双排眼时，底眼和顶眼的装药量一般按1：(0.5～0.7)的比例分配。三排眼时，底、腰、顶眼的装药量按1：0.75：0.5的比例分配。

在采煤工作面爆破时，应按爆破说明书的装药量要求进行装药，避免出现装药量过大的现象。

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(5)起爆方式。可采用煤矿许用瞬发雷管或煤矿许用毫秒延期雷管起爆，但使用毫秒延期雷管的爆破效果和安全效果要比瞬发雷管好。一般使用毫秒延期雷管爆破装煤效率可提高31％～50％。只要顶板条件、运输能力、通风满足要求，瓦斯不超限，可适当加长一次爆破长度。 4．对炮采工作面爆破工作的要求

炮采工作面爆破工作面要做到“七不、二少，三高”。 七不：

(1)不发生爆破伤亡事故，不发生引燃、引爆瓦斯或煤尘事故。 (2)不崩倒支柱，防止发生冒顶事故。 (3)不崩破顶板，便于支护，降低含矸率。 (4)不留底煤和伞檐，便于摧煤和支柱。 (5)使工作面平、直、齐，保证循环进度。 (6)不崩翻刮板输送机、不崩坏油管和电缆等。

(7)块度均匀，不出大块煤，减少人工二次破碎工作量。 二少：

(1)减少爆破次数，增加一次爆破的炮眼个数，缩短爆破时 间。

(2)材料消耗少，合理布置炮眼，装约量适中，降低炸药、雷管消耗。 三高：块煤率高、回采率高．自装率高。 三、毫秒爆破

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，使成群的约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。毫秒爆破的延期间隔时间是几毫秒到几百 毫秒。由于前后相邻段药包爆炸时间间隔极短，致使各药包爆炸产生的能量场相互产生影响，从而产生一系列良好的效果。

1.毫秒爆破的安全性

《煤矿安全规程》规定，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1％，严禁装药爆破。经测定，在高瓦斯矿井中，爆破后160ms，瓦斯浓度为0．3％～0．5％，260ms时为0．3％～0．98％《，360ms时为0．35％～1.60％，最高达1.6％，但在360ms以内一般不超过1％。

在有瓦斯和煤尘爆炸危险的采掘工作面进行爆破，采用秒延期雷管时，因其延期时间较长，在爆破过程中从岩体内排泄出的瓦斯有可能达到爆炸界限，从而造成瓦斯爆炸事故。因此，《煤矿安全规程》规定，煤矿井下不得使用秒延期雷管。

对于瞬发雷管，由于没有延期性，在有瓦斯和煤尘爆炸危险的采掘工作面进行爆破时，如果只进行一次爆破，其安全性也符合要求，但井下在使用瞬发雷管时，仅一次爆破很难达到生产的需要，往往要多次爆破才能实现。大量的试验结果表明：瞬发雷管分次爆破，尽管采取了强制通风等措施，使风流中瓦斯浓度迅速下降，但在槽腔、炮窝内以及通风不良的地点，瓦斯浓度往往 达到l％～10％，所以在多次连续爆破时，特别是在高瓦斯矿井中是相当危险的。

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而采用毫秒爆破，相邻段之间的间隔只有25ms，只要煤矿许用毫秒电雷管最后一段延期时间在130ms以内，并且能够遵守其他相关的安全规定，爆破安全是能够保证的。因为在360ms内，瓦斯浓度一般也不超过1％，而且130ms仅为360ms的l／3多一点，这样在工作面的瓦斯涌出量没有达到爆炸浓度前，爆破已经完毕。另外，尽管炮后槽腔、炮窝内的瓦斯可能较大，但由于不再进行爆破，没有火源，就不会发生因爆破引发的瓦斯爆炸事故，从而达到安全的目的。

2．毫秒爆破的参数

采用毫秒爆破时，其爆破效果除与装药起爆方式和起爆顺序有关外，还决定于所采用的爆破参数。毫秒爆破参数确定方法与一般爆破相同。但在相同爆破参数条件下，毫秒爆破能减少岩石破碎块度。

毫秒爆破的另一个重要参数是延期间隔时间。确定合理的毫秒间隔时间和准确地控制它，是关系到毫秒爆破应用成功与否的关键。在实际爆破工作中，合理的毫秒间隔时间应能得到良好的爆破破碎效果和最大限度地降震。 3．毫秒爆破的优点

毫秒爆破与秒延期、瞬发爆破相比有如下优点：

(1)一次爆破可以增加起爆雷管个数，缩短爆破时间和炮后检查时间，提高效率。

(2)提高爆破作业的安全性。与瞬发电雷管相比，较好地解决二次爆破引爆瓦斯、煤尘的隐患，有效保证“一炮三检”，一次装药一次起爆和严禁2台发爆器同时在一个工作面爆破等制度的实施。

(3)具有补充破碎作用，在采用毫秒爆破时，由于各组药包起爆间隔时间很短，前、后组药包先后爆破的岩石相互碰撞，进行补充破碎，提高岩石的破碎程度。

(4)降低单位炸药消耗量。药包爆破时，对周围岩体的残余应力需要经过一定的时间才会消失，因此，当前、后药包以毫秒间隔先后爆破时，就会出现应力叠加，扩大炸药的破岩范围。实验资料证实，采用毫秒爆破，如果每个炮眼的装药量不变，则炮眼间距和最小抵抗可以相应增加10％～20％。

(5)降低爆破时产生的地震作用。减轻和防止采掘工作面顶板围岩的破坏，有利于顶板管理。据实际观测，毫秒爆破的地震作用比一般爆破大约降低1／3～2／3。

(6)有利于安全生产和工人的身体健康，并大大减轻爆破工的体力劳动。瞬发爆破时，工人必须连续多次进入帮顶容易冒落的爆破工作面进行连线作业，使发生冒顶伤人事故的可能性增加，同时，工人多次吃炮烟，不利于身体健康；采用毫秒爆破时，因可实现全断面一次起爆，故就没有上述这些弊端。 4．采掘工作面实行毫秒爆破应采取的安全措施

在有瓦斯的采掘上作面采用毫秒爆破，为了确保安全生产，必须制定切实可行的安全措施。

(1)加强采掘工作面的瓦斯检查，严格执行“一炮三检”制度，瓦斯浓度达

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到1％时不准装药、爆破。

(2)煤矿许用毫秒延期电雷管总延期时间必须控制在130ms以内。

(3)毫秒爆破，无论是正向起爆还是反向起爆都应装填水炮泥，封泥质量和长度必须符合规程的要求，严防“打筒子”、炮眼喷火。

(4)电雷管使用前必须导通测试全电阻值并要分组；爆破工要熟记电雷管的段别标志，防止装错。

(5)采用毫秒爆破时，掘进工作面应全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须采取安全措施；在采煤工作面，可分组装药，但一组装药必须一次起爆。

(6)相邻两炮眼的距离不得小于0．4m；一次爆破的雷管数应根据通风、顶板、运输能力等情况确定。炮采工作面采用一次打眼，间隔分组一次装药，分组起爆时，未装药的炮眼必须用炮棍堵好。 四，光面爆破

爆破后巷道成型规整，符合设计断面轮廓要求，保持围岩稳定，不产生或很少产生炮震裂缝的控制爆破称为光面爆破(简称光爆)。 1．光面爆破的种类

光面爆破根据施工方法不同可分为3类。 (1)轮廓线光爆法。此法周边眼是沿巷道轮廓线打一排密集而不装药的炮眼，经相邻一排炮眼爆破后与巷道围岩切开。

(2)预裂爆破法。预裂爆破法是沿巷道轮廓线布置一圈密集的周边眼，采取低密度均匀分布的弱威力炸药，首先引爆周边眼，使各炮眼间形成相互连通的破裂面，使主爆体与周围岩石分割开后，再爆破主爆体。此法能在保护围岩不受周边破坏的情况下，得到完整的巷道设计轮廓线。但对周边眼装药的间距、密度等要求严格，炮眼数目较多，目前在煤矿使用较少。

(3)普通光爆法。又称修边爆破。他与预裂爆破相反，周边眼是在其他炮眼爆破后，最后起爆，是目前矿井井巷施工中广泛应用的方法。根据断面不同，施工方法上又分为预留光面层光爆法和全断面一次爆破光爆法两种。前者多用于断面12m2以上的巷道或侗室，后者多用产断面12m2以下的巷道。所谓光面层，就是指周边眼与周边眼内第一圈辅助眼之间的岩石。顶留光面层光爆法，就是先用小断面超前掘进，而将顶部或顶、帮的光面层留下进行二次起爆，如图5—24所示

2．光面爆破的参数

(1)周边眼的眼距和最小抵抗线。周边眼的眼距和最小抵抗线的变化直接影响光面爆破的效果，常以下式计算：

M=E/W

式中M—炮眼临近系数； E—周边眼眼距，m；

W—周边眼最小抵抗线即光面层厚度。 图5-24 光面爆破周边眼布置图

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1一周边眼：2一周过眼内第一圈辅助眼

在爆破能量一定的条件下，如果周边眼间距E过大时，会造成欠挖。实践证明，一般情况下，M值在0.8～1.0范围内效果最佳。

周边眼的眼距、单孔装药量和最小抵抗线参数见表5一l。 表5-1 光面爆破参数 岩 性 整体性很好的整体性较差的裂缝发育中硬中硬以上岩石中硬以下岩石以下的岩石f=8～10 f=6～8 f=4～6 每米炮孔的装200～300 100～200 10～100 药量/g 周边眼间距600～700 400～600 300～400 E/mm 周边眼抵抗线500～800 400～800 400～800 W/mm 周边眼密集系0.85～1.20 0.70～1.00 0.50～0.80 数m=E/W 辅助眼间距/mm 600～1100 800～1300 1000～1500 辅助眼抵抗线400～800 700～1000 900～1200 /mm 注：1. 适用于2号岩石铵梯炸药 2．用预裂光爆时，周边眼间距应减小15％～30％，而每米装药量则应增大15％～30％。

3.用预留光爆时，周边眼抵抗线可增大15％～30％。

4.用延期雷管起爆时，周边眼间距要适当减小．每米装药量要适当增大。 (2)装药量。光爆周边眼应采用爆速较低、密度较小、感度高和爆轰稳定的低威力炸药。由于装药量对光爆效果影响很大，故不同岩石应采用不同的装药量，参考装药量见表5一l。

(3)装药结构。合理选择周边眼参数的装药结构是实现光面爆破的关键。目前由于光面爆破专用炸药的品种还不多，光面爆破的周边眼多选用小直径药卷，以保证装药后炮眼内药卷与眼壁间有合理的空隙，消除围岩的炮震裂缝，有效地保护围岩的稳定，达到光爆效果。选用炸药时，可用不耦合装药系数(K)表示。一般选用K＝1.5—2.5；而当K=2～5时，光爆效果最好。若没有小直径药卷，当炮眼深度在2m左右时，也可用普通直径药卷。但应注意选用合适的装药结构。 光面爆破周边眼一般采用如图5—25所示的几种装药结构。 图5-25 光面爆破周边眼装药结构

a一小直径药卷连续反向装药，b一单段空气柱武装窍， c一单段空气柱式裴药

1一炮泥；2一脚线；3一药卷；4一雷管

图5—25a所示为小直径药卷连续反向装药结构，其特点是在普通直径炮眼

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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。他适用于炮眼深度在1.8m以下的光面爆破。

图5—25b、c所示均为单段空气柱反向连续装药结构，其特点是眼口炮泥至药卷间留有空气柱；图5—25c不同处是在药卷外端填有一小段炮泥，可有效地防止爆破时出现较多残眼的现象；两种装药结构均适用深度为1.7～2.0m的光爆。

(4)周边眼起爆。周边眼可用瞬发电雷管或同一段毫秒电雷管起爆，用同段秒延期电雷管起爆虽效果差些，但也可使用。实践证明，只要周边眼起爆时差不大于100ms，其爆破效果就比较好。 3．注意事项

(1)当工作面有软岩(煤)层或易冒落破碎的岩石时，可根据实际情况在周边加打空眼，或适当将周边眼加密。

(2)光面爆破的眼位、眼深及其方向，应力求准确。在硬岩中，周边眼口应在轮廓线上，眼底不宜超过轮廓线100mm；在软岩中，眼口应在轮廓线内100mm处，眼底应正好落在轮廓线上，当工作面处在易冒落破碎的软岩夹层(无瓦斯)时，可在软岩夹层上加打空眼，起导向作用。

(3)光爆应采用反向装药，若在高瓦斯矿井，必须制定安全技术措施，经矿总工程师批准后实施。 4．光爆效果要求

(1)眼痕率，硬岩不应小于80％，中硬岩不应小于60％。 (2)软岩中的巷道，周边成型应符合设计轮廓。

(3)两炮的衔接台阶尺寸，眼深小于3m时，不得大于 150mm~眼深为5m时，不得大于250mm。 (4)岩面不应有爆震裂缝。

(5)巷道周边不应欠挖，平均线性超挖值应小于200mm。 五、定向断裂爆破 1.定向断裂爆破的原理

所谓定向断裂爆破是指在岩巷周边眼爆破时，利用切缝管对炮眼内的爆炸能量释放方向进行定向控制，使切缝方向集中释放能量来形成最大应力，作用于岩面并产生裂缝，裂缝在应力波和爆生气体的共同作用下定向扩展，形成控制精确的断裂面的控制爆破，如图5—26所示。 图5--26 定向断裂爆破原理与裂缝扩展过程图

周边相邻的两个炮眼A、B；A孔首先起爆后，产生强大的应力波，随着应力波PA向片?L扩展，应力波在切缝方向形成微小裂缝，而在其他方向由于切缝管壁的阻碍，应力波对岩石的破坏作用很小，不致产生径向裂缝：当PA作用后，B孔也开始起爆，并沿连线面开始形成径向裂缝，B孔起爆后，PB向A孔作用，随后，两炮眼内高压爆生气体进一步扩展连线面的裂缝；最后形成光滑的壁面。

2．定向断裂爆破的优点

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(1)改善了光面爆破时周边眼内能量分散的情况，使巷道轮廓线上的爆炸能量得到集中，应力波更为强大，切缝方向的能量一般是其他方向的4～5倍，可以产生更长的裂缝，增加了周边眼的眼距，一般比光爆可增加200mm左右。 (2)可以减少周边轮廊线的超挖、欠挖现象。

(3)切缝管有效地减弱了爆破应力波对围岩的破坏程度，增强围岩自身稳定性，便于采用锚杆支护方式，提高效率，降低支护成本。

(4)由于不采用留空气柱或小直径装药方式，与光面爆破相比，爆破效率得到较大的提高：眼痕率也较高，在中硬岩爆破中，可达到95％。

(5)定向断裂爆破适用于各种岩石中爆破，且效果较好。

第三章 爆破器材

第一节 矿用炸药 一、常用矿用炸药 (一)矿用炸药的分类 1.矿用炸药的概念

矿用炸药是指适用于矿井采掘工程的炸药。 2．矿用炸药的分类

我国的矿用炸药种类很多，一般根据主要组成成分、应用范围及炸药化学成分构成进行分类。

(1)按主要组成成分分类。

硝酸铵类炸药是以硝酸铵为主体成分并加入其他成分的混合炸药。

含水炸药是由硝酸铵、硝酸钠为氧化剂的水溶液等几种成分组成的混合炸药。

硝化甘油类炸药是以硝化甘油为主要成分的非安全性抗水混合炸药。 (2)按应用范围和使用条件分类。

矿用炸药按其是否允许在井下有瓦斯或煤尘爆炸危险的采掘工作面使用情况，可分为煤矿许用炸药和非煤矿许用炸药(炸药和露天炸药)两类。 煤矿许用炸药又称煤矿安全炸药(简称煤矿炸药)。用于煤矿许用炸药的常用种类有：

煤矿铵梯炸药(包括抗水煤矿铵梯炸药)、煤矿水胶炸药，煤矿乳化炸药和离子交换型高安全炸药等。

属于非煤矿许用炸药的有岩石铵梯炸药(包括抗水岩石铵梯炸药)、粉状高威力炸药、硝化甘油类炸药、岩石水胶炸药、岩石乳化炸药等。 (3)按化学成分构成分类。

矿用炸药按成分构成可分为单体炸约(又名单质炸药)和混合炸药。我国目前使用的矿用炸药都属于混合炸药。单体炸约只用于起爆药和混合炸药中的组成部分。

上述炸药中，煤矿常用的炸药有：岩石铵梯炸药(包括抗水岩石铵梯炸药)，煤矿许用铵梯炸药(包括抗水煤矿许用铵梯炸药)、含水炸药中的岩石水胶炸药和

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煤矿许用水胶炸药、岩石乳化炸药和煤矿许用乳化炸药。此外，还有在高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井使用的被简炸药和离子交换炸药以及适用于坚硬岩石的粉状高威力炸药。在井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药。 (二)矿用炸药及组分特性 1．铵梯炸药

铵梯炸药又名硝铵炸药，它是以硝酸铵作为氧化剂、以梯恩梯作为敏化剂，两者作为主要成分，加入可燃成分木粉，按一定配比组成的粉状混合炸药。 1)铵梯炸药组成成分及其作用

(1)硝酸铵。它是铵梯炸药的主要成分，含量一般在65％一85％之间，它是一种敏感度很弱的炸约。它的爆轰感度很低，常用的雷管和导爆索很难将它起爆。硝酸铵化学稳定性好，材料来源丰富，成本低廉，爆炸后无固体残留物，能生成最大容积的气体，且为含氧较多的正氧平衡炸药，尽管它不宜单独作矿用炸约，但却是混合炸药中较理想的氧化剂。

硝酸铵的主要缺点是它的吸湿性和结块性，在水中、空气中均吸收水分，受潮后硬化成块，导致感度降低，甚至雷管不能插入其中，在使用时很不方便。严重结块时，不能被8号雷管起爆，爆轰也不稳定地传播。铵梯炸药的性能主要受硝酸铵的影响。

(2)梯恩梯。它的学名为三硝基甲苯，在铵梯炸药中含量一般不超过20％，梯恩梯的化学稳定性好，吸湿性弱，不易变质；机械感度和热感度较低，但爆轰感度高，用工业标准雷管可以起爆。它不溶于水，在水中也能爆炸，爆炸威力较大，是一种负氧平衡的猛炸药。梯恩梯是铵梯炸药中的敏化剂，可以提高铵梯炸药的威力，改善传爆性能，与氧化剂硝酸铵相辅相成，弥补硝酸铵的不足。

(3)木粉。它用于铵梯炸药中作为可燃剂，可以平衡硝酸铵中多余的氧；作为疏松剂，可以起到阻止硝酸铵结块作用。另外，木粉还能提高炸药的敏感性，显著降低硝酸铵的热稳定性，使炸药容易引爆。

(4)石蜡和沥青。它们都是防潮剂。在铵梯炸药中按不同配比加入石蜡和沥青，即为不同品种的抗水型铵梯炸药。因为石蜡和沥青都能形成油包水薄膜均匀地包覆在硝酸铵颗粒表面上，可以降低硝酸铵的吸湿度，提高炸药的抗水性能。石蜡和沥青还是炸药中的疏松剂和可燃剂。

(5)食盐。它是铵梯炸药中的消焰剂和阻化剂。食盐是一种惰性物质，不参与爆炸反应。当炸药爆炸时，添加在炸药中的食盐被熔化，能吸收爆热，降低爆温，起到抑制爆炸的消焰剂作用。煤矿许用炸药中，以不同配比添加食盐，就成为不同品种的煤矿许用炸药。但食盐易受潮湿，有惰性，影响炸药的爆轰感度和爆轰稳定性，用量不宜过多。

上述成分中，硝酸铵、梯恩梯和木粉是铵梯炸药的必要成分，其他成分则根据需要而定，如抗水炸药需要另加石蜡和沥青，煤矿许用炸药需另加食盐。 2)铵梯炸药的种类

铵梯炸药主要呈粉状，根据适用范围可分为岩石铵梯炸药和煤矿许用铵梯

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炸药。

(1)岩石铵梯炸药。岩石铵梯炸药的品种主要有：非抗水型l号、2号。3号岩石铵梯炸药；抗水型3号、4号岩石铵悌炸药。非抗水型用于无水炮眼，抗水型用于有水炮眼。其爆炸威力按4号、1号、2号、3号顺序递减。

岩石铵梯炸药威力中等，感度适中，适用于中硬以下岩石爆破，但不能用于煤矿井下爆破作业。

岩石铵梯炸药具有很强的吸湿性和结块性，当炸药暴露于空气中时，很快使炸药内的水分增加，吸潮后，炸药成分被分解，爆力、猛度都大为降低，而且产生剧毒气体一氧化碳。因此，硬化了的铵梯炸药不能使用。

国产岩石铵梯炸药的品种、组成，性能和爆破参数计算值见表6一l。 (2)煤矿许用铵梯炸药。煤矿许用铵梯炸药是铵梯炸药中的一种，其主要成分与岩石铵梯炸药基本相同，只是在炸药中加入了一定量的消焰剂。主要品种有：非抗水型2号和3号煤矿铵梯炸药，抗水型2号和3号煤矿铵梯炸药以及被筒炸药等5个品种。

非抗水型用于无水炮眼，抗水型用于有水炮眼。其爆炸威力按2号，3号、被筒炸药顺序递减。对瓦斯的安全性则按此顺序递增。2号和2号抗水型煤矿铵梯炸药属厂Ⅰ级安全炸药，3号和3号抗水型煤矿铵梯炸药属于Ⅱ级安全炸药。 煤矿许用铵梯炸药可用于煤矿井下爆破作业。2号和2号抗水煤矿铵梯炸药适用于低瓦斯矿井的岩石掘进工作面；3号和3号抗水煤矿铵梯炸药可用于低瓦斯矿井的煤层采掘工作面；被简炸约适用于煤与瓦斯突出矿井和处理被煤(矸)堵塞的溜煤眼。

国产煤矿许用铵梯粉状炸药的品种。组成、性能和爆炸参数见表6—2。 岩石和煤矿许用铵悌炸药约卷直径主要有32mm和35mm两种，每卷重量150g或200g，长度170mm或190mm，外涂石蜡防水，药卷一端为平顶，另一端为向内凹的窝心，称为聚能穴，爆炸能量在聚能穴所指方向上比较集中。铵梯炸药有效期为6个月。 2．水胶炸药

水胶炸药是一种含水炸药，在炸药中加入—定量的水。其常态呈凝胶状，它是由硝酸铵为主的水溶液作为氧化剂和以硝酸甲铵外加胶凝剂、密度调节剂和交联剂等制成的含水炸药。由于它具有很多粉状工业炸药无法比拟的优点，因此发展特别迅速。

水胶炸药分为岩石水胶炸约和煤矿许用水胶炸荮。 1）岩石水胶炸药

岩石水胶炸药具有爆炸威力大，抗水性能好，运输保管和使用安全，对机械作用、火花均不敏感，有毒气体少，生产工艺简单，价格低廉等优点，使用保证期为1年。

岩石水胶炸药为高威力炸药，适用于地面爆破，尤其适用于有水、岩石坚硬的深孔爆破。

岩石水胶炸药的组成和性能见表6—3。

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2)煤矿许用水胶炸药

煤矿许用水胶炸药与岩石水胶炸药的组成成分、特点、加工过程基本相同，只是在组分中加入一定量的食盐、氯化铵等消焰剂，制成对瓦斯安全性不一样的煤矿许用水胶炸药，共分五级，常用的有一、三级煤矿许用水胶炸药。 煤矿许用水胶炸药的组成、性能与爆轰参数计算值见表6—4。 3．乳化炸药

乳化炸药又称乳胶炸药，呈乳脂状，它是在水胶炸药的基础上发展起来的一种新型含水炸药。乳化炸药是通过乳化剂的乳化作用，使原来互不相容的油水两类物质，在大量无机盐存在下形成一种油包水型乳胶。这种油包水型结构使乳化炸药具有良好的抗水性能和爆炸性能。它主要由氧化剂、敏化剂、可燃剂，油包水性乳化剂和其他添加剂组成。

乳化炸药爆炸性能好，爆轰感度高，可以用一只8号雷管起爆；抗水性强，爆炸后生成有害气体少，制造、储存、运输，使用安全；密度可在较宽范围内(1.05～1.30g／cm3)调节而不影响爆炸威力，适合于爆破现场直接混制，有利于提高爆破效果；原料来源丰富。但乳化炸药的稳定性，抗冻性、储存期需进一步改进，延长保质期，降低成本。

为了克服乳化炸药的缺点，近年出现了诸如粉状乳化炸药和乳化炸药与铵油炸药按一定比例混合制成复合型炸药。大大改善乳化炸药的性能，形成了适应性更广、威力高、成本低的混合炸药。乳化炸药可分为岩石乳化炸药和煤矿许用乳化炸药。 1)岩石乳化炸药

岩石乳化炸药适用于无瓦斯的岩石工作面和深孔爆破、光面 爆破以及有水的工作面，但不能用于煤矿井下爆破。 2)煤矿许用乳化炸药

煤矿许用乳化炸药与岩石乳化炸药的组成成分，加工过程基本相同，只是在组成成分中加入一定量的食盐，大理石粉、氟化钙、氯化钾等消焰剂。煤矿许用乳化炸药分为五级，目前生产的主要有二、三、四级3种。

岩石乳化炸药和煤矿许用乳化炸药使用保证期均为4个月。煤矿许用乳化炸药的组成、性能与爆轰参数计算值见表6—4。 (三)煤矿许用炸药的基本要求

(1)在保证做功能力条件下，煤矿许用炸药的爆炸能应受到一定的限制，使炸药爆炸后的爆热、爆温及爆压符合安全等级要求。通常爆炸能越低，它的爆轰波的能量、爆炸产物的温度也愈低，从而使瓦斯、煤尘的发火率降低。

(2)煤矿许用炸药反应必须完全。爆炸产物中的固体颗粒和爆生有毒气体的量符合国家标准，保证炸药的安全性。

(3)煤矿许用炸药的氧平衡必须接近于零。正氧平衡的炸药爆炸时，能生成氧化氮和初生态的氧，容易引燃瓦斯、煤尘。而负氧平衡炸药，爆炸反应不完全，会使未完全反应的固体颗粒增多，也容易生成一氧化碳，引起二次火焰。无论是正氧平衡或负氧平衡炸药，在爆炸反应时都会使炸药的安全性降低。

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(4)煤矿许用炸药中要加入消焰剂。加入消焰剂可以起到阻化作用，从根本上抑制爆炸产物引燃瓦斯。

(5)煤矿许用炸药不能含有易于在空气中燃烧的物质和外来杂物。如易燃的金属粉(如铝、镁粉等)，也不允许使用铝壳雷管。

(6)有较好的爆轰感度和传爆能力，保证爆轰稳定。 二、对炸药安全等级及使用范围的规定

《煤矿安全规程》规定，井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。煤矿许用炸药的选用应遵守下列规定：

(1)低瓦斯矿井的岩石掘进工作面必须使用安全等级不低于一级的煤矿许用炸药。

(2)低瓦斯矿井的煤层采掘工作面、半煤岩掘进工作面必须使用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药。

(3)高瓦斯矿井，低瓦斯矿井的高瓦斯区域，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。有煤(岩)与瓦斯突出危险的工作面，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用不同品种的炸药。

煤矿炸药的安全等级及其使用范围，是经过长期的生产实践和严格的检验后确定的。使用未经安全鉴定的炸药或不按指定范围使用，都会引起瓦斯、煤尘爆炸。但是也不应当认为，使用经过安全鉴定的煤矿许用炸药并按指定范围使用就万无一失。在通风不良、不填或少填封泥、使用药量过多、炸药变质等情况下，也会引发瓦斯、煤尘爆炸。

根据上述规定，煤矿许用炸药的安全性等级及适用范围见表

6—6。 炸药名称 安全等级 适用范围 2号煤矿铵梯炸药 一级 低瓦斯矿井岩石掘进2号抗水煤矿铵梯炸一级 工作面 药 一级 低瓦斯矿井岩石掘进一级煤矿许用水胶炸二级 工作面 药 二级 低瓦斯矿井岩石掘进3号煤矿铵梯炸药 二级 工作面 3号抗水煤矿铵梯炸三级 低瓦斯矿井 药 三级 低瓦斯矿井 二级煤矿许用乳化炸四级 低瓦斯矿井 药 五级 煤与瓦斯突出矿井 三级煤矿许用水胶炸五级 煤与瓦斯突出矿井 药 煤与瓦斯突出矿井 三级煤矿许用乳化炸煤与瓦斯突出矿井 药 溜煤眼或煤与瓦斯突四级煤矿许用乳化炸出矿井 21 药 离子交换炸药 五级煤矿许用食盐被筒炸药 三、矿用炸药常见异常及对安全爆破的影响 (1)铵梯炸药受潮或超过保质期发生硬化。鉴别硬化的方法有：一种是从药卷的外观上看药卷是否受潮、渗水、滴水或出现浆状物，用手轻轻揉搓有无硬块；另一种是取样化验，看水分是否超过0.59％。

硬化了的炸药不准在井下使用，因为炸药硬化后爆力降低，感度差，传爆不好，容易产生残爆、爆燃，以至拒爆，引起瓦斯煤尘爆炸，同时，生成的有害气体增多，威胁人体健康和安全。

(2)炸药性能不稳定。雷管起爆后，药卷不爆或爆炸不完全而剩部分药卷，造成爆轰不稳定，易形成爆燃或残爆。增加了爆破后引燃瓦斯、煤尘的危险性。 (3)外皮破损，出现漏药、破乳。这种情况使炸药难以发生爆炸，即使发生爆炸，也容易造成爆燃或残爆，使爆破故障增多，同时也达不到爆破工作的要求。

(4)当气温较低、特别在00C以下时，水胶炸药的爆炸性能随温度降低而下降，有可能出现残爆或拒爆。因此，水胶炸药应在00C以上使用为好，药温不宜过低。

第二节 矿用雷管

一、井下电雷管的种类

电雷管是一种用电流起爆的雷管。电雷管的品种较多，性能也较复杂。 (1)井下电雷管的种类按作用时间可分为：

瞬发电雷管、秒延期电雷管、毫秒延期电雷管。 (2)电雷管按使用条件可分为：

普通电雷管。包括普通瞬发电雷管、秒延期电雷管和毫秒延期电雷管、煤矿许用电雷管。包括煤矿许用瞬发电雷管和煤矿许用毫秒延期电雷管。 二、电雷管的结构与性能 (一)电雷管的结构

电雷管的主要结构有：管壳，加强帽、电雷管装药，电引火装置和延期装置。

1.管壳

常用的管壳有铜壳、纸壳、覆铜管壳和发兰铁壳。过去多为铜壳，因成本较高，后多改为纸壳，但纸壳耐压强度不够，易吸潮，受潮后容易拒爆，又改为覆铜管。目前使用广泛的是发兰管壳。管壳的作用是保护雷管装药免受外界的能量作用和温度影响，保证有足够的爆速，并使炸药爆轰成长迅速。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

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加强帽是置于管壳与起爆药之间的金属或其他材料的小管。管底中心有一传火孔。它可以防止漏药、增加电雷管的强度，抗外界冲击、并阻止起爆药点火时气体漏掉，使起爆药的爆轰成长 迅速，并由燃烧转为爆轰。 3．电雷管装药

电雷管装药是决定电雷管性能的基本元件。电雷管分正、副两种起爆药。副起爆药多采用猛炸药黑索金，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)。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(钝感猛炸药)安全地起爆，从而使雷管有足够的起爆能力。现在，也有些电雷管用高氯酸二碳酰肼合镉(GTG)或新型球形糊精叠氮化铅替代二硝基重氮酚，以提高雷管的爆炸能和安全性。

4．电引火装置

电引火装置是接收外界能量并传递给雷管装药的点火元件。当电流通过桥丝或药剂，将电能转为热能作用于发火药剂时，使发火药点燃，再将热能传递给起爆药或延期药，引燃电雷管爆炸。电引火装置有直插式(如图6—2a)和药头式(如图6—2b、c)两种。 电引火装置的组成元件有： 图6-2 电引火装置

a一直插式：b、c一药头式

1一脚线，2一塑料塞：3一圆纸片，4一桥丝，5一发火药头 (1)脚线。为聚氯乙烯绝缘的铜线或镀锌铁线，长度一般为 2m，直径0.45～0.6mm，电阻为3.2Ω左右。

(2)桥丝。焊接在两根脚线的末端，主要有康铜丝(铜镍合金)或镍铬丝(镍铬铁合金)，长度为3～3.5mm，直径为0.04～0.05mm，电阻为：康铜桥丝0.80土0.13Ω；镍铬桥丝0.00土0.40Ω。

(3)发火药头。它是涂在桥丝上的滴状引火药，起爆时因桥丝发生高热点燃引火药头，再引爆管体内的起爆药。

直插式引火装置无发火药头，桥丝直接插在散状正起爆药中，正起爆药兼有引火药的作用。

(4)塑料塞。起固定桥丝的作用。 5．延期装置

在普通型延期电雷管中，常采用燃烧时产生微量气体的延期药来达到延期的目的，通过改变延期药的成分、配比、药量和压

药密度来控制延期时间。煤矿许用延期电雷管则是在煤矿许用瞬发电雷管基础上增加一个控制延期时间的延期元件。此延期元件为5芯铅管体，置于引火装置和起爆药之间，在规定的延期时间燃烧完后，才使电雷管爆炸。 (二)电雷管的性能 1.动作时间

电雷管从通电开始到爆炸的时间为动作时间。

电雷管在通入特定电流(康铜丝为2A恒定直流电，镍铬丝为1.2A恒定直流

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电)时，测得的动作时间称为电雷管的秒量，以s或ms(1ms＝1／1000s)来表示。国产秒延期电雷管和毫秒延期电雷管用1.5A恒定直流电测定的动作时间即秒量。

2．电雷管全电阻

桥丝电阻和脚线电阻之和为电雷管全电阻，简称电雷管电阻。电雷管全电阻对安全爆破影响很大，在电雷管发放前必须逐个测定，排除断路、短路、电阻特大或特小的电雷管，使同一网路的电雷管电阻差不应超过相关规定，康铜桥丝不得超过0.25～0.3Ω；镍铬桥丝不应超过0.8Ω。不同厂家或同一厂家一定不同批生产的电雷管，即使其电阻相同或相近，电引火特性也不一定相同，因而不能混用，以防止电阻差太大或引火特性不同而发生拒爆和丢炮。 3．电雷管最大安全电流 在一定时间内(5min)，给电雷管通以恒定直流电而不发火的最大电流称为电雷管最大安全电流。国家标准规定：电雷管的安全电流为50mA。考虑到足够的安全系数，一般国产电雷管最大安全电流，康铜桥丝(铜镍合金)为0.3～0.55A，镍铬桥丝(镍铬铁合金)为0.125～0.175A。目前检查、测量电雷管导通性和电阻值的仪表，其工作电流不得超过50mA。作为最大安全电流的实际意义在于：选用仪表检测电雷管时，只要仪表的工作电流小于此值，就不会引爆电雷管，确认爆破地点杂散电流小于此值时，也不会发生意外爆炸。 4．最小发火电流

通过恒定直流电流，在lmin内一定引燃发火药头的最小电流为最小发火电流。测定时，单发测试，从小到大改变电流，直到全部25发电雷管全部爆炸时的电流值，作为单个电雷管的最小发火电流。如果缩短通电时间，又要求电雷管准爆，则必须增大电流。国家标准规定，任何厂家生产的电雷管，其最小发火电流均不得超过0.7A。一般国产电雷管的最小发火电流，康铜桥丝雷管为0.4～0.7A，镍络桥丝雷管为0.2～0.25A。

实际工作中，通过单个电雷管的电流应大于最小发火电流。采用直流电起爆时，准爆电流取2.5A，采用交流电起爆时，准爆电流取4A，以保证电雷管可靠起爆。

5．串联准爆电流

将电雷管分成若干组预先串联起来，每组20发，然后以恒定直流电由小到大一次通入各串联组，连续3次使组内雷管全部爆炸的最小电流为串联准爆电流。

技术标准规定：20发雷管串联时，康铜桥丝雷管通以1.6～2A恒定直流电，镍铬桥丝电雷管通以1.0A恒定直流电，应全部爆炸。

由于电雷管的电学性质和引火药剂的不均匀性，在多发串联雷管组中，即使通过雷管的电流相同，在该电流作用下，每个雷管的点燃时间、传导时间和作用时间都不相同。当需点燃冲能小的雷管首先爆炸，就会把雷管桥丝熔断，或把爆破网路炸断，这对于需要点燃冲能较大(钝感)的雷管来说，意味着在桥丝还未发火的情况下爆破网路被提前切断起爆电流，无法供给电流，钝感的雷管

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将要拒爆。串联准爆电流意义在于克服这种现象，使爆破网路同时能满足每一发雷管的发火条件，避免上述情况发生。 6．4ms发火电流

指通电4ms后即能使电雷管发火，连续测试20发都能引爆的直流电流值，称为4ms发火电流，此数值对实际安全工作具有重要意义。由于在4ms内，网路上所有的电雷管已经得到足够的起爆电流，即使最先爆炸的炸药，其爆轰波和被爆破的岩块破坏了电爆网络，但都发生在4ms之后，断电后并不影响雷管继续引火和传爆，故能满足网路中所有电雷管的供电要求。如果4ms后电爆网路被破坏，发生网路导线线头相碰时，也不会产生火花、电弧或引起瓦斯和煤尘爆炸。

7．起爆能力

即电雷管起爆时所具有的能量。电雷管中的起爆药量越多，起爆能力就越强。工业雷管按起爆能力划分为10个号别，号数越大，起爆能力也越强。我国通常只生产6号和8号电雷管，井下用的电雷管大都是8号电雷管。 三、瞬发电雷管

通电流后瞬时爆炸的电雷管为瞬发电雷管。其构造如图6—3所示。

瞬发电雷管为直插式引火装置，无加强帽，构造比较简单，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。瞬发电雷管由通电到爆炸时间小于13ms，无延期过程。

瞬发电雷管可分为普通型和煤矿许用型两种。前者可用于露天爆破，后者可用于高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井。

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)中加入适量的消焰剂。消焰剂通常采用氯化钾，具有降低爆温、消焰和隔离瓦斯与爆炸火焰接触的作用，从而有效预防引爆瓦斯。

瞬发电雷管在巷道掘进中只能用于全断面分次爆破。其保证期一般为2年。 四、秒延期电雷管

通入足够的电流后，各雷管间隔数秒才爆炸的雷管，称秒延期电雷管。秒延期电雷管共分为7段，用1．5A恒定直流电测定，各段从通电到电雷管起爆的延期时间及脚线颜色标志见表6—8。

表6-8 国产秒延期电雷管的延期时间及标志 1 2 3 4 5 6 7 规格 延期时间s 0.1 脚线颜色 1.0+0.5 2.0+0.6 3.1+0.7 4.3+0.8 5.6+0.9 7.0+1.0 灰红 灰绿 灰黄 黑蓝 黑白 灰蓝 灰白 秒延期电雷管的构造与瞬发电雷管基本相同，如图6—4所 示。主要区别是：

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(1)电引火装置不是直插式，而是药头式。

(2)电引火装置与正起爆药间增加了一段延期药或缓燃剂作为延期引爆元件，改变导火索的长短或燃烧速度就可以得到各个段的不同延期时间。 (3)设有出气孔，为排出导火索燃烧时的气体而不影响导火索的燃速。 (4)第一段没有延期引爆元件，相当于瞬发雷管，但电引火装置为药头式，并有加强帽，起爆力较大，电阻值也有所差别，故不能与瞬发电雷管相互替用，否则因桥丝电引火特性或电阻差值过大而造成拒爆。秒延期电雷管为普通型电雷管，由于它在延期时间内能喷出火焰，所以不能用厂煤矿井下爆破作业。 五、毫秒延期电雷管

通电后以若下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。毫秒延期电雷管的构造与秒延期电雷管基本相同，只是延期约不同。毫秒电雷管分为普通型和煤矿许用型两种。普通型毫秒电雷管由厂金属管壳、加强帽、聚乙烯绝缘脚线包皮等在雷管爆炸时易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，仍有引爆瓦斯的可能性。为了避免出现这些情况，煤矿许用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，并加厚管壁等措施，有效地解决了上述不安全因素。所以，煤矿许用毫秒电雷管用于煤矿井下所有爆破作业时能确保爆破安全。

毫秒延期电雷管应用广泛，它是实施毫秒爆破的主要器材。普通型毫秒电雷管可广泛用于各类爆破工程中，但不能用于煤矿井下爆破作业。煤矿许用毫秒电雷管可适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。毫秒延期电雷管的保证期一般为1年半。 六、《煤矿安全规程》对雷管使用范围的要求

(1)《煤矿安全规程》规定，井下爆破作业必须使用煤矿许用电雷管；在采掘工作面，必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。

(2)不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。不同厂家生产的或同一厂家不同品种的电雷管，其电雷管引火装置结构不同，如瞬发电雷管引火装置为插入式，没有加强帽，而一段毫秒电雷管和一段秒延期电雷管的引火装置均为药头式，且均有加强帽，起爆力较大，电阻值、电引火特性也不相同。此外，电雷管生产是手工操作，桥丝和脚线的直径往往不一致，桥丝长度也不一致等原因，电雷管的电阻值和电引火特性往往差异很大，即使其电阻值相同，而电引火特性也不完全相同，故不能掺混使用。

(3)不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。 七、矿用电雷管常见异常及对安全爆破的影响

(1)电雷管脚线裸露处表面氧化，导致电阻增大，有时单个雷管的电阻可达lOOΩ以上，从而使整个爆破网路电阻超过发爆器的能力，造成丢炮、拒爆。 (2)雷管桥丝接触不良、松动、折断或电阻不稳定。这种情况往往使雷管电阻明显增大，造成雷管不响或整个网路拒爆。

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(3)雷管外壳有裂缝、严重砂眼，无法引爆炸药或使炸药发生爆燃。 (4)雷管进水，起爆药受潮，易发生雷管拒爆或“胆响药不响”的现象。 (5)不同厂家，不同批的雷管同时串联使用，电打火特性差异过大，造成串联丢炮(即用单发发火电流单独通电仍能起爆，但串联通电时却未被点燃)，使部分雷管拒爆。

第三节 起爆电源

起爆电雷管的电源有发爆器、照明或动力用的交流电。 一、《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。电力爆破接线盒所有的电源、线路连接的方法、开关的构造、装设的地点等都应编制设计，报矿总工程师批准。发爆器或电力爆破接线盒都必须采用矿用防爆型(矿用增安型除外)。 (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，摘掉母线并扭结成短路。

(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。

二、发爆器及工作原理

(一)发爆器的工作原理及特点

发爆器是用于供给电爆网路起爆电能的工具。目前煤矿井下普遍使用的是晶体管电容式发爆器。该发爆器的型号很多，但工作原理基本相同。现以MFB—25型为例加以说明，其电路原理如图6—6所示。 图 6-6 MFB—25型发爆器电路原理图 当毫秒开关处于1—4(充电)位置时，电源送电，电源E与三极管BG的发射极和基极接逋，产生间歇振荡作用，振荡电流经变压器T升压及硅二极管D1、D2整流后的高压直流电，向主电解电容C1充电。主电解电容达到额定电压(约450V)后，氖气灯L发亮，便可将毫秒开关K转至3—6(放电)位置，当毫秒开关K 经过2—5(爆破)位置瞬间(3—6ms)，主电解电容C1向爆破网路输入电能引爆电雷管。当毫秒开关最后停到3—6(放电)位置时，主电解电容C1向泄放电阻R4泄放残余电荷，以保证安全。若需要继续爆破，可仍将毫秒开关K再转至1—4(充电)位置，即可重复工作。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。但由于国产发爆器电流较小，

多用于串联网路。国产电容式发爆器技术特征见表6一10。

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(二)发爆器的检查、使用和保管

电容式发爆器部件小，结构严密，由于井下使用条件和环境所限，往往因检查、使用、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。

1．检 查

下井前领取发爆器时，应对发爆器作全面检查，主要检查以下方面： (1)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，防尘小盖等部件是否完整，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。另外，还要对发爆器的工作性能作检查，应检查发爆器的输出电能，并要对氖气灯泡作一次试验检查，如氖气灯泡在少于发爆器规定的充电时间内(一般在12s以内)闪亮，表明发爆器正常；如输出电能不足或充电时间过长，应更换发爆器或电池。若发现氖气灯不亮应及时更换。

(2)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。

(3)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。

2．使 用

使用发爆器爆破时，必须按下列程序和要求操作：

(1)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，若在规定时间内发亮，证明发爆能力正常。如氖气灯不亮不能敲打或撞击。

(2)接线要求。爆破工在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。

(3)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，可能引起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

(1)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，防止受潮。在有淋水的地点使用时，必须用胶布或雨衣盖好。

(2)发爆器钥匙由爆破工保管，不得转交他人或随意乱放。

(3)发爆器发生故障，应及时送到地面由专人修理，不得在井下拆开修理，

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更不得敲打，撞击，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。

(4)严禁用两个接线柱联线短路打火的方法来检查输出电量的大小、有无残余电荷和用发爆器检查母线导通，因为它很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，容易引爆瓦斯和煤尘。

目前，井下普遍使用的MFB系列电容式发爆器在安全上还存在一些问题，主要有以下几个方面： (1)发爆器是防爆结构，但接线柱是裸露的，使用日久，接线柱磨损与爆破母线连接不牢，易产生火花；或爆破上利用接线柱试验母线导通而产生火花，这些现象都容易造成瓦斯爆炸事故。

(2)爆破网路连接不良时，容易产生爆前火花，或丢炮、拒爆等，影响爆破安全。

(3)不能随起爆电雷管的数量增减而改变输出电流、电压。当起爆的雷管数量较少时，使用功率大的发爆器就形成“大马拉小车”的现象，向爆破网路输送高压大电流，容易产生爆前火花。

(4)以前生产的发爆器，例如MFB型发爆器，是按6ms电流供电设计的，国家标准新规定的4ms电流比6ms电流更为安全可靠。最近生产的FBB型发爆器已经按国家标准GB7958—87的规定进行了改正。 (三)MFBB型发爆器

MFBB型发爆器是在保留了MFB系列发爆器的一切功能，并改进FBB型的基础上研制而成的。它由MFB—100型隔爆网路安全闭锁式发爆器、本质安全型爆破测试器、本质安全型爆破用别示器、爆破母线及母线缠绕绞车、包箱、本质安全型发爆测量仪组成。其最大的特征是采用了“控制模块”技术。 1.MFBB型发爆器的特点

(1)具有控制模块无极自动换挡功能和恒输出引燃冲量特性。随着负载发数的增减，储能电容器的充电电压也与发数成比例地增减，发数每增减一个数值，都有它所对应的稳定电压值。因此，向网路输送的电能与负载相适应，从而避免了“大马拉小车”引起的高温火花和丢炮等不安全因素，也可避免FBB型发爆器用人力换挡的麻烦。

(2)具有控制模块网路闭锁功能。当母线产生虚接、短路和断路等接触故障时，控制模块就切断储能电容器的充电回路，不能充电，发爆器不能工作，从而避免发生爆前火花、丢炮和由于电源、联线等原因产生的拒爆。

(3)采用快速接线端子及弹簧压紧结构。由于采用这种接线方式，接线简单可靠；端子保持清洁，减少了接触电阻；特别是由于该发爆器的闭锁功能，不能用接线端子短路作母线打火或导通试验，从而有效地防止发爆器火花引起的瓦斯燃烧和爆炸事故。

(4)供电时间为4ms，达到了国家标准的规定，比MFB系列发爆器的6ms，更能可靠的防止爆后火花。

2．MFBB型发爆器的使用条件和技术特征

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MFBB型发爆器适用于有瓦斯或煤尘爆炸危险的采掘工作面，供引爆串联电雷管用，该发爆器的技术特征见表6一11。 3．MFBB型发爆器的使用方法

(1)入井前在井上把电池装入发爆器内，并拧紧固定螺丝使其密封防爆。 (2)取下防尘帽，用专用钥匙插入开关内，将开关转到充电位置。

(3)如果绿灯亮，则是网路连接不好或短路，此时发爆器不能进行充电：如果红灯亮，表明网路电阻在规定的负载电阻范围内，发爆器开始充电；充电到红、绿灯交替闪光时，表明充电完毕，可迅速将开关扭到“放电”位置引爆电雷管。

(4)在地面检查发爆器时，将接线端子两端连接在发爆器参数仪的输入端子上，在额定负荷电阻范围内，发爆器应正常充电，红灯亮。充电到红、绿灯交替闪光时，将开关转到爆破位置，这时，参数仪显示的引燃冲量，应不低于8．7A2·ms，供电时间不大小4ms。如果将发爆器端子短路、断路或使负载电阻值大于额定负荷电阻(620Ω)，则发爆器应当闭锁，不能工作。 4．注意事项

(1)爆破前要检查爆破母线，若有中间接头一定要接好，并用胶布包扎牢固，用万用表测母线电阻不得大于15Ω，要防止因接头锈蚀增大母线电阻，使网路电阻超限而闭锁。

(2)发爆器发生故障时，不论其程度如何，严禁在煤矿井下检修，应交专门维修部门由专业人员检修。

(3)红、绿灯不交替闪烁时，不准爆破。 三、发爆器常见异常及对安全爆破的影响

(1)发爆器有裂缝或螺丝未固紧。由于碰摔发爆器使其出现裂缝，或防爆壳的螺丝没有固紧，就会使发爆器失爆，当发爆器通电时，就有可能产生电火花并从裂缝中喷出，使壳外的瓦斯发生燃烧或爆炸。

(2)发爆器输出电能过小或充电时间过长。这时很容易使网路上的雷管通过电量不足，造成网路部分或全部拒爆。

(3)发爆器接线柱锈蚀、滑丝。出现这种情况时，爆破母线与发爆器往往接触不良，导致网路电阻过大，产生拒爆：或发生打火现象，引爆瓦斯。

(4)发爆器开关失灵。开关失灵时，发爆器开关处于“放电”位置而其内部却进行充电；容易损坏发爆器，而当处于充电状态，却使网路通过电流，导致早爆，发生崩人事故。

(5)发爆器内部由于受潮或其他原因，造成窜电、漏电。特别是有导通器的发爆器，往往在导通时就发生爆炸，容易引起早爆或电伤爆破工。

(6)氖气灯不亮。使爆破工无法确定发爆器充电是否正常．能否达到起爆要求。

(7)主电解电容被击穿，无法使电压、电流升到正常值，导致输出电能不足，造成网路内的雷管部分或全部拒爆。 第四节 爆破网路检测仪器

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一、《煤矿安全规程》对爆破网路检测的要求

(1)《煤矿安全规程》规定，每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。

(2)《煤矿安全规程》规定，爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。通过对电爆网路作全电阻检查，可以及时发现网路中的错联、漏联、短路、接地等现象，确定起爆网路所需要的电流、电压，从而可以判断网路雷管能否全部起爆，避免爆破时产生丢炮、拒爆。也可以防止用发爆器打火通电后，可能产生因电爆网路炸开瞬间产生火花，或因网路连接线与爆破母线接头短路或接触不牢，通电瞬间产生的电火花引发瓦斯、煤尘爆炸。 二、导通表

1.导通表的作用

导通表又名测炮器，它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。量程为10mA，由1．5V电池和一个150Ω的电阻串联组成。可代替爆破电桥和欧姆表作导通检测。现场常用的光电导通表为59—4型，其原理与导通表相同。

2，导通表的用法

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，则不产生电压。使用时，先用矿灯照射光电池，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。光电导通表结构简单，体小轻巧，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。但使用后必须避光存放，以免浪费电池。

目前，MFB—200型电容式发爆器配有导通器。作电爆网路导通检查时，把爆破母线的两根导线分别搭在导通器的两个触点上，灯亮，则表示爆破网路通，灯不亮，则表示网路断路。需要指出的是，发爆器配有的导通器，在正常情况下尽管电流、电压很小，但不能用来直接测定电雷管，以防发爆器的电流窜入导通器内，造成雷管爆炸。

三、线路电桥

爆破线路电桥是用来检查和测量电雷管及电爆网路的通断和电阻的仪表。这种电桥测量电阻的范围是0.2—50Ω，重量为1.5kg，工作电流远小于电雷管的安全电流，故是安全的。目前使用的多是205—1型，它为防爆专用仪表，可在煤矿井下使用，其外形如图6—8所示。检测时先把电雷管脚线或电爆网路的母线接在电桥的两个接线柱上，使转换开关指向“雷管”或“网路”，再用手指压下按钮，同时旋转分划盘，若检流表的指针不动，则说明电雷管或网路不通；若检流表的指针摆动，则说明电雷管或网路导通；当检流表指针居中时，即可松开按钮，此时指针所指分划盘上的读数，即为被测的电雷管或电爆网路的电阻值。

第四章 爆破作业

保证爆破作业过程的安全是爆破工的基本职责，因此，爆破工在接触爆炸

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材料时都必须穿棉布或抗静电衣服，下井前必须认真做好准备，仔细检查爆破作业的安全用具，做到齐全、完好、正常使用，以保证爆破作业安全、顺利进行。爆破作业的工序主要有：准备(领取工具和爆炸材料—运送爆炸材料—装配起爆药卷和存放—检查处理—爆破操作(装药、封孔—设警戒—连线起爆—炮后检验—撤警戒)—收尾工作。

第一节 爆破说明书

一、爆破说明书的作用

爆破说明书是采掘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，是爆破工进行爆破作业的依据，《煤矿安全规程》规定，煤矿爆破作业必须编制爆破作业说明书，爆破工必须依照爆破说明书进行爆破作业。爆破作业前，爆破工应认真阅读爆破说明书，熟悉说明书内要求的爆破参数、爆破条件以及爆破后要达到的要求．

二、爆破说明书的内容

根据《煤矿安全规程》规定，爆破况明书必须符合下列内容和要求： (1)炮眼布置图必须标明采煤工作面的高度和打眼范围或掘进工作面的巷道的断面尺寸、炮眼的位置、个数，深度、角度及炮眼编号，并用正面图、平面图和剖面图表示。

(2)炮眼说明表必须说明炮眼的名称、深度、角度，使用炸药、雷管的品种，装药量、封泥长度、连线方法和起爆顺序。

(3)爆破说明书必须编入采掘作业规程，并根据不同的地质条件和技术条件及时补充修改。

除《煤矿安全规程》规定的内容和要求外，爆破说明书还应包括预期爆破效果表，对炮眼利用率、每个循环进度和炮眼总长度、炸药和雷管总消耗及单位消耗量等进行规定。

在实际爆破作业中，由于工作面条件复杂多变，当爆破条件发生变化时，应及时修改爆破说明书的内容，使爆破说明书的内容尽量与实际情况相适应。

第二节 爆炸材料的领退与运送

领退、运送爆炸材料是爆破工作的一个重要环节，《煤矿安全规程》规定，煤矿企业必须建立爆炸材料领退制度、电雷管编号制度和爆炸材料丢失处理办法。电雷管(包括清退入库的电雷管)在发给爆破工前，必须用电雷管检测仪逐个做全电阻检查，并将脚线扭结成短路。严禁发放电阻不合格的电雷管。煤矿企业必须按《民用爆炸物品管理条例》的规定，建立爆炸材料销毁制度。与此同时，还对井下爆破材料的运送作了明确的规定。因此，爆破工必须遵守《煤矿安全规程》和《爆破作业规程》有关的要求和规定。保证领退、运送爆炸材料过程安全。

一、领退爆炸材料时的规定 1．爆炸材料的领取

爆破工在领取爆炸材料时，必须遵守下列规定和要求：

(1)不论在井上还是在井下，爆破工接触爆炸材料时，必须穿棉布或抗静电

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衣服。

(2)领取的爆炸材料必须符合国家规定质量标准和使用条件；井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。不得领用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。

(3)根据生产计划、爆破工作量和消耗定额，确定当班领用爆炸材料的品种、规格和数量计划，填写爆破工作指示单，经班组长审批后签章。

(4)爆破工携带“爆破资格证”和班组长签章的爆破工作指示单到爆炸材料库领取爆炸材料。

(5)领取爆炸材料时，必须当面检查品种、规格和数量，并从外观上检查其质量。发现雷管不导通、电阻过大、桥丝松动、管壳有裂缝或炸药变质等问题，及时调换。电雷管必须实行专人专号，不得借用、遗失或挪作它用，

(6)爆破工必须在爆炸材料库的发放硐室领取爆炸材料，不得携带矿灯进入库内，以防止矿灯引爆爆炸材料。

2．爆炸材料的清退 (1)每次爆破作业完成后，爆破工应将爆破的炮眼数，使用爆炸材料的品种、数量、爆破情况、爆破事故及处理情况等，认真填写在爆破作业纪录中。

(2)爆破工在爆破工作结束后，必须把剩余的及不能使用的爆炸材料(包括收集拒爆，残爆后及其他爆破故障散落的爆炸材料)捡起，对一块炸药、一发雷管的来龙去脉清楚，保证“实领、实用、缴回”三个环节中爆炸材料的品种、规格和数量相一致。清点无误后，将本班爆破的炮眼数、爆炸材料使用数量及缴回数量等填写在爆破工作指示单上，经班组长签章，当班缴回爆炸材料库，并由发放人签章。爆破工作指示单由爆破工、班组长及发放人各保存一份备查。 (3)爆破工所领取的爆炸材料，不得遗失，不得转交他人，更不得私自销毁，扔弃和挪作它用，发现遗失应及时报告班组长，严禁私藏爆破器材。

二、井筒内运送爆炸材料必须遵守的规定

《煤矿安全规程》规定：井筒内运送爆炸材料．必须遵守下列规定：

(1)电雷管和炸药必须分开运送；但在开凿或延深井筒时的装配起爆约卷工作，可在地面专用的房间内进行。专用房间距井筒、厂房、建筑物和主要通路的安全距离必须符合国家有关规定，且距离井筒不得小于50m。严禁将起爆药卷与炸药装在同一爆炸材料容器内运往井底工作面。

(2)必须事先通知绞车司机和井上、下把钩工。

(3)运送硝化甘油类炸药或电雷管时，罐笼内只准放一层爆炸材料箱，不得滑动。运送其他类炸药时，爆炸材料箱堆放的高度不得超过罐笼高度的2／3。如果将装有炸药或电雷管的车辆直接推入罐笼内运送时，车辆必须符合《煤矿安全规程》的下述规定，即：硝化甘油类炸药和电雷管必须装在专用的，带盖的木质隔板的车厢内，车厢内部应铺有胶皮或麻袋等软质垫层，并只准放一层爆炸材料箱。其他类炸药箱可以装在矿车内，但堆放高度不得超过矿车上缘。 (4)在装有爆炸材料的罐笼或吊桶内，除爆破工或护送入员外，不得有其他人员。

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(5)罐笼升降速度，运送硝化甘油类炸药或电雷管时，不得超过2m／s；运送其他类爆炸材料时，不得超过4m／s。吊桶升降速度，不论运送何种爆炸材料，都不得超过1m／s，司机在启动和停止绞车时，应保证罐笼或吊桶不震动。

(6)交接班、人员上下井的时间内，严禁运送爆炸材料。 (7)禁止将爆炸材料存放在井口房、井底车场或其他巷道内。

除遵守上述规定外，同罐运送爆炸材料，还应遵守国家《爆破安全规程》有关下列规定：

(1)电雷管、导爆索、导爆管和硝化甘油类炸药任何两种都不准同罐运送。 (2)乳化炸药同硝铵类炸药、硝化甘油类炸药、水胶炸药、雷管、导爆索等任何一种都不准同罐运送。

(3)雷管和导爆索可以同罐运送。

(4)导火索、导爆索和硝铵类炸药可以同罐运送。 四、井下用机车运送爆炸材料时的规定

《煤矿安全规程》规定，井下用机车运送爆炸材料时，应遵守下列规定： (1)炸药和电雷管不得在同一列车内运输。如用同一列车运输，装有炸药与装有电雷管的车辆之间，以及装有炸药或电雷管的车辆与机车之间，必须用空车分别隔开，隔开长度不得小于3m。

(2)硝化甘油类炸药和电雷管必须装在专用的、带盖的有木质隔板的车厢内，车厢内部应铺有胶皮或麻袋等软质垫层，并只准放一层爆炸材料箱。其他类炸药箱可以装在矿车内，但堆放高度不得超过矿车上缘。

(3)爆炸材料必须由井下爆炸材料库负责人或经过专门训练的专人护送。跟车人员、护送人员和装卸人员应坐在尾车内，严禁其他人员乘车。

(4)列车的行驶速度不得超过2m／s。

(5)装有爆炸材料的列车不得同时运送其他物品或工具。用电机车运送爆炸材料时，除遵守上述规定外，对照国家《爆破安全规程》有关“用电机车运送爆炸材料”的规定，还应遵守下列规定：

(1)电机车、列车前后均应设“危险”标志。

(2)用架线电机车运输，在装卸爆炸材料时，机车必须停电。

(3)将运送爆炸材料的专用车厢或矿车甩入库房通道(回风侧出口)时，不得使用机车顶车，通道内的轨道应设绝缘段，防止杂散电流导入库内。

五、用钢丝绳牵引的车辆运送爆炸材料时的规定

《煤矿安全规程》规定，水平巷道和倾斜巷道内有可靠的信号装置时，可用钢丝绳牵引的车辆运送爆炸材料，但炸药和电雷管必须分开运输，运输速度不得超过1m／s。运输电雷管的车辆必须加盖、加垫，车厢内以软质垫物塞紧，防止震动和撞击。严禁用刮板输送机、带式输送机等运输爆炸材料。

六、人力运送爆炸材料时的规定

由爆炸材料库或爆炸材料发放硐室(站)直接向工作地点用人力运送爆炸材料，是井下最常用的运送方法。《煤矿安全规程》规定，由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时，应须遵守下列规定：

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(1)电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。

(2)爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一个容器内。严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。

(3)携带爆炸材料上、下井时，在每层罐笼内搭乘的携带爆炸材料的人员不得超过4人，其他人员不得同罐上下。

(4)在交接班、人员上下井的时间内，严禁携带爆炸材料人员沿井筒上下。用人力运送爆炸材料时，除必须遵守上述规定外，还必须遵守国家《爆破安全规程》下列有关规定：

(1)不得提前班次领取爆炸材料，不得携带爆炸材料在人群聚集的地方停留。

(2)一人一次运送的爆炸材料量不得超过：

同时搬运炸药和起爆材料10kg；拆箱(袋)运搬炸药20kg，背运原包装炸药一箱(24kg)；挑运原包装炸药二箱(48kg)。

(3)运送人员在井下应随身携带完好的带绝缘套的矿灯。

第三节 起爆药卷装配

一、 起爆药卷的装配

装配起爆药卷（引药）就是把电雷管装进药卷，形成引爆药卷。

（1）《煤矿安全规程》规定，装配起爆药卷必须在顶板完好、支架完整、避开电器设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。

（2）只准爆破工装配起爆药卷，不得由其他人代替。

（3）装配起爆药卷时，必须防止电雷管受震动、冲击、折断角线或损坏角线绝缘层。

（4）一个起爆药卷内只准插入一个电雷管。 二、起爆药卷装配的安全操作 1.了解炮眼布置情况

装配起爆药卷前，爆破工应了解炮眼布置情况，清点爆破工具，然后开

始装配起爆药卷。

2.从成束雷管中抽出单个雷管

不得手拉管体硬拽角线，也不得手拉角线硬拽管体。正确方法是：应先将成束的电雷管角线理顺，然后用一只手捏住电雷管脚线尾端，另一只手将电雷管管体放在手心，大拇指和食指捏住管口一端脚线，均匀的用力拉住前端角线把电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其末端扭结。

3.装配起爆药卷的操作方法

只许将电雷管由药卷顶部（非聚能穴端）装入，方法有两种：

（1）药卷扎眼装配。先将药卷顶部揉软，再用一根略大于电雷管直径的尖头木棍或竹棍，在药卷顶端中心垂直扎一孔眼，将电雷管全部插入孔眼中，

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用电雷管脚线在药卷上套一扣，剩余脚线全部缠绕药卷，以便把电雷管固定在药卷内，并把电雷管脚线末端扭结。

（2）启开药卷封口装配。先用手将药卷揉搓松软，再打开药卷顶部封口，用木竹棍在药卷顶部中心扎略大于电雷管直径的孔眼，将电雷管全部装入药卷，用脚线把封口扎牢，同时把脚线末端扭结。

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；严禁将电雷管从侧面斜插入药卷或捆在药卷上。

4.起爆药卷数目的确定

以爆破工作面的需要量为限，用多少装配多少。 5.起爆药卷的保存

爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用爆炸材料箱内。装配好的起爆药卷也要整齐摆放在容器内，点清数目，并加锁；严禁乱扔乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械、电器设备的地点。爆破时，必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

三、装配起爆药卷常见安全事故及预防 1.装配起药卷常见事故

（1）地点选择在支架不全、不牢、或顶空的地方，由于顶板矸（煤）石掉下，砸到电雷管，导致雷管爆炸。

（2）从成束雷管中抽出单个雷管时，没有理顺好脚线、用力过大，致使封口塞松动，两个脚线错动，造成雷管拒爆，或造成雷管桥丝与管体内发生摩擦，使雷管发生燃烧或爆炸。

（3）电雷管脚线没扭结成短路，脚线搭到巷壁、轨道、管路、电缆等导电体、有静电的塑料制品上，导致发火电流通过电雷管引起雷管爆炸。

（4）用电雷管直接插入炸药内，用力过大，引起雷管爆炸，或把药卷挤压过分密实引起拒爆。

（5）坐在炸药箱上装配起爆药卷。

（6）发爆器与电雷管、起爆药卷混放一起，发爆器漏电引起雷管、炸药爆炸。

（7）电雷管插入药卷深度不够，电雷管的起爆能没能完全传给药卷，产生拒爆或残暴。

2.事故的预防

（1）装配起爆药卷必须在顶板完好、支架完整的工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。

（2）抽出单个雷管时，应按正确方法将电雷管抽出并立即将脚线扭结短路。 （3）装配起爆药卷时，严禁穿化纤衣服，避开电器设备和导电体，并把脚线扭结短路。

（4）装配好的起爆药卷应妥善保存，严禁乱扔乱放，禁止与发爆器混放一起。

（5）在药卷上扎眼时，应用略大于电雷管直径的尖头木竹棍，并把电雷管

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全部插入药卷。

（6）加强对爆破工的安全教育，规范操作。

第四节 装 药

一、 安全装药的要求

爆破工在装药前，必须与班组长、瓦斯员对装药工作面附近及炮眼等进行全面检查，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，或支架有损坏、伞檐超过规定；采煤工作面炮道宽度不符合作业规程规定；采掘工作面上下出口支护状态不好。 （2）装药前未检查瓦斯，或装药地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1％。 （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、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、温度骤高骤低、透老空等情况。

（5）采掘工作面风量不足，风向不稳，或风筒末端距掘进工作面的距离超过作业规程规定，循环风未处理。

（6）炮眼内煤、岩粉没有清除干净。

（7）炮眼深度与最小抵抗线小于《煤矿安全规程》规定。 （8）发现炮眼缩小、坍塌或有裂缝。

（9）装药安全警戒范围内正在打眼、装岩。

（10）没有合乎质量和数量要求的粘土炮泥和水炮泥。

（11）有冒顶、透水、瓦斯突出预兆，以及过断层、冒顶区无安全措施、发现拒爆未处理时。

二、装药结构

煤矿爆破常用的装药结构有正向装药和反向装药两种形式， 根据药包本身的结构又可分为连续装药和空气间隔装药。

1．正向装药和反向装药 1)正向装药

正向装药是指起爆药包(引药)位于柱状装药的外端，靠近 炮眼口，雷管底部朝向眼底的装药方法，如图7—4a所示。 2)反向装药

反向装药是指起爆药包位于柱状装药的里端，靠近或在炮眼底，雷管底部朝向眼口的装药方法，如图7—4b所示。

装药结构对爆破效果和爆破安全影响很大，从对瓦斯、煤尘

的安全性来看，一般认为正向装药(正向爆破)比反向装药(反向爆破)安全，因而认为在有瓦斯煤尘爆炸危险的工作面，不能采用反向爆破。

试验表明，在无炮泥封孔情况下，当炮眼内的炸药发生爆炸后，反向装药的炮眼飞散出的灼热固体颗粒距离远、冲击力大，更容易引爆巷道中的瓦斯、煤尘；但在同样的试验条件下，只要充填50g，长度10cm的封泥，反向爆破的

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安全性则会有较大的提高。

从发挥炸药的能量及爆破效果上看，反向装药比较合理，爆破能量的利用率较高。因为岩石的抵抗和夹制从炮眼口到眼底是逐渐增大的，炮眼越深，眼底岩石的抵抗与夹制作用就越大，而炸药爆炸产生的能量和威力在爆轰过程中则沿着爆轰的传播方向逐渐衰减。因此，炸药能量和威力是随岩石的抵抗减小而减弱，使炸药的能量得到合理利用，岩石破碎也较好，提高了爆破效果，降低炸药的消耗。这种现象，在使用爆速低的硝铵炸药，并且炮眼和药卷之间有一定空隙时，尤为明显。而正向装药正好相反，炸药的爆炸威力最大处遇到的岩石抵抗和夹制作用最小，爆炸威力最小处却遇到岩石抵抗和夹制作用最大，这种情况不能充分发挥炸药爆炸的最大威力，也难以达到较好的爆破效果。 从操作上看，反向装药与正向装药各有特点。反向装药时，一旦炮眼发生堵塞使炸药装不到眼底，可以利用雷管脚线把装在炮眼里的药卷全部退出来，待清理疏通炮眼后，再重新装药。但采用重新打眼方法处理拒爆时难度相对较大，且需要的脚线也较长。而正向装药正好相反。

在炮眼中装填起爆药卷时，必须注意起爆药卷的位置和方向。防止出现不合理的装药结构。

对于在无瓦斯或煤尘爆炸危险的煤、岩中爆破，如果安全条件允许反向装药，应优先采用反向装药，但不得随意采用反向起爆。

《煤矿安全规程》规定，在高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域的采掘工作面采用毫秒爆破时，若采用反向起爆，必须制定安全技术措施。

2.连续装药和间隔装药 1)连续装药

连续装药是指炮眼内的药卷相互间彼此密接的装药。是煤矿井下最常用的装药结构，主要有不耦合连续装药、留空气柱和不留空气柱连续装药3种，如图5—25a、b、c所示。 2)间隔装药

间隔装药是指炮眼内的药包之间留有空气柱，使药包之间不直接接触的装药。

三、装药操作时的方法和步骤

当爆破工确认符合装药条件后，可进行装药。安全装药程序如下：

(1)清孔。装药前，首先将等待装药的炮眼用掏勺或压缩空气吹眼器清除净炮眼内的煤、岩粉和积水，以防煤、岩粉堵塞，使药卷无法密接或装不到底。使用吹眼器时，应避免炮眼内飞出的岩粉、块等杂物伤入。

(2)验孔。炮眼清理后，再用炮棍检查炮眼的深度、角度、方向和炮眼内部情况。发现炮眼不符合装药要求的，及时处理。

(3)装药方法。验孔以后，爆破工必须按作业规程、爆破说明书规定的各号炮眼的装药量、起爆方式进行装药。各个炮眼的电雷管段号要与爆破说明书规定的起爆顺序相符合。

装药时要一手抓住电雷管的脚线，另一手用木质或竹质炮棍将放在眼口处

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的药卷轻轻地推入炮眼底，使炮眼内的各药卷间彼此密接，推入时用力要均匀，不能用炮棍冲撞或捣实。以防捣破药卷外皮使炸药受潮、或捣响雷管。对—㈠中角较大的炮眼，可在药卷后边顶上一段炮泥，一起送入眼底，用炮泥卡住药卷。

正向装药的起爆药卷最后装入，起爆药卷和所有的药卷的聚能穴朝向眼底；反向装药是先装起爆药卷，起爆药卷和所有的药卷的聚能穴朝向眼外。

装药后，必须把电雷管脚线末端扭结成短路并悬空，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。

(4)封孔。装填炮泥时，要一手拉住雷管脚线，使脚线紧贴炮眼侧壁，但不要拉得过紧，防止拉坏脚线或管口；另一手装填炮泥，最初填塞的炮泥应慢慢用力，轻捣压实；以后各段炮泥须依次用力一—捣实。装填水炮泥时，紧靠药卷处应先装填０.０３～０.０４m的粘土炮泥，然后再装水炮泥，水炮泥外边剩余部分，应用粘土炮泥封实。要防止捣破水炮泥。同时注意雷管脚线应紧靠炮眼内壁，避免脚线被炮棍捣破。炮眼封泥的长度，必须符合《煤矿安全规程》规定。

四、装药时的安全注意事项

(1)装药前必须用手将硬化的硝酸铵类炸药揉松，使其不成块状，但不能将药包纸或防潮剂损坏，禁止使用水分含量超过０.5％的铵梯炸药和硬化到不能用手揉松的硝酸铵类炸药，也不能使用破乳和不能揉松的乳化炸药。

不能用手揉松的硬化硝酸铵类炸药，其爆轰及传爆性能显著降低，容易产生残爆、爆燃或拒爆。乳化炸药破乳时，感度降低，尤其夏季生产的乳化炸药，有时可能产生硬化现象。不能揉松的硬化乳化炸药，感度降低。无论哪一种现象都可能产生残爆、爆燃或拒爆，使爆生气体中增加了剧毒一氧化碳的生成量，容易引燃、引爆瓦斯和煤尘，影响爆破安全和效果，因此，严禁使用该类炸药。 (2)潮湿或有水的炮眼应使用抗水型炸药。

这种情况对铵梯炸药尤其重要，因为铵梯炸药吸水受潮后，极易产生拒爆、残爆或爆燃。虽然非抗水炸药常套上防水套，或是将一定数量药卷穿在防水油纸筒里，但装药时，易将防水套划坏，或装药与爆破间隔时间过长，水进防水套内，使防水套失去作用。同时，防水套在炮眼内参加爆炸反应，改变了炸药的氧平衡，增加爆生气体中有毒气体一氧化碳的含量。因此，《煤矿安全规程》规定，潮湿或有水的炮眼应使用抗水型炸药。

(3)装药时，必须注意起爆药卷的方向，不得装“盖药”、“垫药”或采用其他不台理的装药结构；不得使起爆药卷爆炸后产生的爆轰波方向与药卷排列方向相反。

在现场把正向起爆药卷以外的药卷称为盖药：把反向起爆药卷以里的药卷称为垫药，如图7—6所示。

根据试验结果，垫药和盖药在大部分情况下不传爆。这是由于爆轰的传播是有方向性的。他总是以电雷管为起点，顺着电雷管起爆的方向，沿着药柱向前传播。在一般情况下，相反的方向，得不到足以激发炸药的能量，导致盖药、

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垫药的拒爆。即使个别传爆，也达不到炸药的正常爆速。

装盖药、垫药不仅浪费炸药，影响爆破效果，更为严重的是容易产生残爆和爆燃，一旦瓦斯、煤尘达到爆炸浓度，就有可能发生爆炸，对井下安全造成很大的威胁。至于装药时既不考虑爆轰方向，也不考虑药卷聚能穴的装药方法，也都是不合理的装药，在实际操作中应杜绝此类情况的发生。 (4)不得装错电雷管的段数。

对于这样的要求，一是从安全角度来考虑；二是从爆破效果来考虑。 掘进工作面一般只有一个自由面，自由面越少，周围岩石的夹制作用就越大，自由面越多，周围岩石的夹制作用就越小，炸药的爆炸能量发挥得就越充分，爆破效果就越好，炸药的消耗姑。就越少。所以，为了有效地进行爆破，总是人为地创造并利用自由面，掘进工作面的掏槽眼和辅助眼都是为了增加和扩大自由面创造条件的，掘进工作面全断面一次爆破采用毫秒延期雷管进行微差爆破也都是为了增加并利用自由面。

如果装错雷管延期段数，应先爆的未爆，应后爆的却先爆了。原定后爆的炮眼，是按2～3个自由面装的药量，由于提前起爆，结果只有一个自由面，抵抗线太大，必然造成放空炮(打洞)，无法使工作面形成有效的爆陂效果。一方面影响作业进度和工程质量．另一方面容易引爆瓦斯和煤尘。

因此，爆破工必须按爆破说明书规定的雷管段数进行装药，防止装错。 (5)一个炮眼内不得装两个起爆药卷。

严格说来，雷管起爆的时间是很难达到一致的，一般都有一定的时间差。不同段的雷管在设计上就有时间差，即使是同一厂家同一批产品，其同一段的雷管也有一定的误差值。例如3段毫秒延期雷管的秒量为50±lOms，即秒址在60～40ms之间都属于同一段雷管，如果把秒量差别较大的雷管装在同一个炮眼里，眼底的雷管秒量小先爆，中间的电雷管因秒量大而后起爆，先爆的炸药冲击波将外部的起爆药卷抛在自由面外边爆炸，就有可能引爆瓦斯、煤尘，同时，后爆的炸药也无法起到作用而影响爆破效果。因此，井下爆破装药时，一个炮眼内不得装两个起爆药卷。

有的爆破工为了克服间隙效应或在装约量较多的情况下，在一个炮眼内装入两个同段电雷管的起爆约卷，这种做法，对安全极为不利。

间隙效应是指正炮眼内，如果药柱与炮眼孔壁之间存在间隙，常常会发生爆轰中断或爆轰转变为燃烧的现象。也称管道效应或沟槽效应。

要想克服间隙效应，应采取如下的方法：

① 装药前，炮眼内的煤、岩粉应认真清扫，保证药卷之间密接。

②采用耦合散装炸药的方法来消除径向间隙。在连续药柱上，隔一定距离套上硬纸板或其他材料做成的隔环，其外径稍小于炮眼直径，将间隙隔断，以阻止间隙内空气冲击波的传播或削弱其强度。

③采用临界直径小，爆轰性能好，对间隙效应抵抗力大的炸药。 ④加大药包直径或缩小炮眼直径。

(6)坍塌、变形、有裂缝或用过的炮眼不准装药。

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坍塌、变形，有裂缝或用过的炮眼都不完整，装药时容易将药卷卡住，不是装不到底，就是互不衔接，而且还容易把起爆药卷的电雷管拽出，或将药卷包皮刮破。由于眼壁不规整，炮泥充填不易达到要求。炮眼的裂缝泄漏爆生气体，容易引燃瓦斯和煤尘。这不仅收不到预期的爆破效果，而且不利安全。 (7)装药时要清除炮眼内的煤、岩粉，并使药卷彼此密接。炮眼内存有煤、岩粉，容易发生瓦斯爆炸，事故或爆破事故。因为：

①炮眼内的煤、岩粉使装入炮眼的药卷不能装到眼底，或者药卷之间不能密接，影响爆炸能量的传播，以致造成残爆、拒爆和爆燃，并留下残眼。 ②煤粉是可燃物质，极易被爆炸火焰燃烧，喷出孔外，有点燃瓦斯、煤尘的危险。

③若煤粉参与炸药爆炸的反应过程，就会改变了原有爆炸的氧平衡，成为负氧平衡，爆生气体的一氧化碳增高，影响人身健康。

(8)装药时要用炮棍将药卷轻轻推入，并保证聚能穴端部都朝着传爆的方向。

煤矿井下目前普遍使用的是铵梯炸药、水胶炸药，这两种炸药有最佳密度范围。若用炮棍把炸药捣实，使炸药密度大于最佳密度，就会降低炸药的敏感度，造成炸药反应不完全，有时还会出现爆轰中断而产生拒爆。另外，防止把铵梯炸药的外皮捣破，使炸药受潮。对于水胶炸药，则可避免浆液外流，保证炸药的爆破性能。并且可以避免捣破雷管脚线，或捣响雷管。

五、装药时常见安全事故及其预防 1．装药时常见安全事故

(1)装药量过大。装药量过大，一是会使爆炸瞬间在炮眼内产生高温高压的大虽气态产物，这往往是引燃瓦斯或煤尘的根源。二是爆破后炮烟和有毒有害气体相应增加，不但延长排烟时间，而且还影响矿工身体健康，容易造成熏人事故。三是破坏围岩的稳定，容易崩倒支架，造成工作面冒顶。落石和片帮。因装药量过大而发生冒顶、落石和片帮伤亡事故的在全部冒顶落石事故中占有相当比例。四是容易崩坏电气设备，造成电缆短路发火和工作面停电、停产。五是使煤、岩过于粉碎，抛掷距离远，崩入采空区，增加装煤(岩)的困难，影响回采率，增加吨煤成本。六是炮眼封泥长度无法得到保证，易造成放空炮，引爆瓦斯煤尘事故。

(2)装药结构不合理。没有按爆破说明书的要求进行装药，而是装盖药或垫药，或聚能穴方向不与爆轰波传播方向相一致。

(3)炮眼内装错电雷管的段数，打乱正常起爆顺序，无法保证爆破效果和安全。

(4)炮眼内的煤、岩粉末清理干净，造成药卷间没有密接。

(5)一个炮眼内装多个雷管，容易使后爆的雷管在巷道中爆炸，引起明火。 (6)潮湿或有水的炮眼未使用抗水炸药，导致炸药和雷管受潮，无法起爆或起爆能量不足。

(7)使用毫秒延期电雷管时随意跳段。

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(８)装药时操作方法不当，炸药被捣破，或被捣过紧，使炸荮敏感度降低。 2．预防措施

(1)爆破工应按照爆破说明书规定的装药量、装药结构和起爆顺序进行装药。

(2)不装盖药和垫药，避免出现残爆或爆燃。

(3)装药前，应清除干净炮眼内的煤、岩粉和积水。装药时，药卷间密接。 (4)一个炮眼内只装一个雷管。

(5)有水的炮眼应使用抗水型炸药，并避免雷管处有积水。 第五节 炮泥和封泥

矿井下常用炮泥有两种，一种是在塑料圆筒袋中充满水的水炮泥，简称水炮泥，另一种是粘土炮泥。 一、炮泥的优点和作用

炮泥是用来堵塞炮眼的。炮泥的质量好坏、封泥长度、封孔质量直接影响到爆破效果和安全。

l，粘土炮泥的优点和作用

(1)能提高炸药的爆破效果，当炸药爆炸时，炮泥能增加眼口的抵抗力，使炮眼内聚积压缩能，提高冲击波的冲击力，阻止高压的爆生气体从炮眼喷泄出来，同时还能使炸药在爆炸反应中充分氧化，放出更多的能量，使热量充分转化为机械能，从而达到理想的爆破效果。 (2)保证爆破安全。炮泥的阻塞，使炸药在爆炸中充分氧化，达到零氧平衡，可以减少有毒气体的生成，降低了爆生气体逸出工作面时的温度和压力；同时还由于炮泥能阻止火焰和灼热固体颗粒从炮眼内喷出，减少了引燃瓦斯、煤尘的可能性。

2．水炮泥的优点和作闸

(1)消焰、降温。当炮眼内的炸药爆炸时，水炮泥内的水由于爆炸气体的冲击作用便形成雾状分布在空气中，吸收大过的热量，起到降低爆温、缩短爆炸火焰延续时间的作用，从而减少了引爆瓦斯或煤尘的可能性，有利于煤矿生产安全。

(2)灭尘和减少有毒气体。水炮泥形成的水幕，能灭尘、降低和吸收有毒有害气体，有利于井下作业环境的改善。

经实际测定，使用水炮泥，煤尘浓度可降低近50％，二氧化碳含量可减少35％，二氧化氮含量可以减少45％。因此，水炮泥是一种安全、可靠的炮眼充填材料。

《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。 二、炮眼封泥长度的规定

《煤矿安全规程》规定，炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求： (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

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须封满炮泥。

(2)炮眼深度为０.6～lm时，封泥长度不得小于炮眼深度的1／2。 (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1m。

(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。

如果炮眼无封泥，封泥不足或不实，当炸药爆炸时，就不能阻止爆生气体从炮眼逸出，炮眼内形成不了足以破碎、抛掷岩石的有效功；同时，炸药在爆炸时氧化不充分，一方面无法放出更多热量，从而影响了爆破的效果，另一方面，增大一氧化碳的生成量。此外，高温、高压的爆生气体和炽热的固体颗粒自炮眼内喷出，直接与巷道中的瓦斯、煤尘接触，能引起瓦斯和煤尘的燃烧和爆炸。在反向爆破时，有可能使一些尚未爆炸反应完全的炸药喷出眼口。

因此，《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。 据统计，我国因爆破引起的瓦斯煤尘爆炸事故中，不少是由于炮眼不封泥、或封泥不足、质量不合格造成的。因此，把住封孔质量这一关，可以大大减少爆破引起的瓦斯煤尘爆炸，保证矿井安全。 三、对炮眼封泥质量要求

为厂保证封孔的质量，封孔时必须使用质量合格的炮泥。 (1)粘土炮泥是用具有不燃性和可塑性的松散材料制成的。它是由比例为l：3的粘土和砂子，加上含有2％～3％食盐的水拌和搓制而成。炮泥应干湿适度，过干或过软都无法使炮泥有足够的可塑性和强度。

(2)水炮泥是将水注入筒状聚乙烯塑料袋并封住口而制成的充填材料。其长度一般在250～300mm之间，直径略小于炮眼直

径。作炮眼封泥用时，塑料袋内应有足够的水量，对漏水的水炮泥不得使用。 (3)严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料做炮眼封泥这是因为：

①这些材料不是可塑性的，不能起到堵塞炮眼的作用，无法 使炮眼堵塞严密，阻止不了爆生气体的外逸，容易造成“放空炮”现象；

②这些材料具有可燃性，当这些材料参与炸药爆炸反应时，改变了炸药本身的氧平衡关系而变成负氧平衡，从而产生更多的有害气体并生成二次火焰，引燃、引爆瓦斯或煤尘；

⑧炸药爆炸时，将使燃烧的煤炭颗粒等可燃材料抛出，易引燃瓦斯煤尘。 第六节 联 线 一、对爆破母线和连接线的要求

《煤矿安全规程》规定，爆破母线和连接线必须符合下列要求： (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互相扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导

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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，井应保持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，必须大于规定距离。

(8)爆破母线接头不应过多，以免增加网路电阻、断线、漏电或断路故障。每个接头要刮净锈垢后接牢，并用绝缘胶布包好。

(9)发现母线外皮破损，必须及时包扎，避免网路与外界相连，发生漏电、短路或雷管提前爆炸等意外事故。

(10)严禁用多芯或多根导线做爆破母线。不得用两根材质、规格不同的导线做爆破母线。

(11)在井下，爆破母线要放在干燥安全的地点，使用后要升井干燥、检查，并定期作电阻测定和绝缘性能测定。 二、联线的要求和方法 联线工作，应严格按照爆破说明书规定的联线方式，将电雷管脚线与脚线、脚线与连接线、脚线(连接线)与爆破母线连好接通。以保证爆破质量，节约爆破作业时间，消除事故隐患。联线的要求和方法如下；

(1)连线前，必须认真检查爆破工作面的瓦斯浓度、顶板、两帮、工作面煤壁及支架情况，确认安全后方可进行联线。

(2)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，检查线路和通电工作，只准爆破工一入操作。与联线无关的人员都要撤离到安全地点。

(3)连线时，其他与连线无关的人员应撤离爆破地点；连线人员应先把手洗净擦干，避免手上泥灰沾在接头上，增加接头电阻或影响接头导通；然后把电雷管脚线解开，用砂布等将接头裸露处的氧化层和污垢除净，按一定顺序从一端开始向另一端进行脚线间的扭结连接。如果脚线长度不够，可用规格相同的脚线作连接线，连线接头要用对头连接，如图7—7a所示，不要用顺向连接，如图7—7b所示。

脚线之间、脚线与连接线之间的接头必须扭紧牢固，不得虚接，并要悬空；不得与任何物体相接触。接头处用绝缘胶布包好，不得留有须头。

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，井用绝缘胶布包好，防止脚线短路和漏电。

(4)电雷管脚线之间的联线工作完成后，应认真检查有无错联、漏联，各个接头是否独立悬空，确认连线正确，再与联接线连结。

(5)待爆破工作面人员全部撤离，并验明母线无电流后，再与母线或连接线

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连结。

(6)连接线与爆破母线的正确及错误连接方法如图7—8所示。

(7)在煤矿井下严禁用发爆器检查母线是否导通，这样易产生火花而引爆瓦斯或煤尘。

三、联线方式

煤矿井下爆破的联线方式必须按爆破说明书的要求进行。不得随意选用其他方式。

(一)掘进工作面的联线方式 1.串 联

它是依次将相邻两个电雷管的脚线各一根互相连接(手拉手)起来，然后将两端剩余两根脚线与爆破母线连接，再用母线接到电源上的联接方式，这种方式节省导线，操作简便，不易漏接或接错，接线速度快，便于检查，网路计算简单，网路所需总电流较小，适用于发爆器作电源，使用安全，是煤矿井下最普遍使用的连线方式。这种方式的缺点是：若在串联网路中有一个电雷管不导通或在一处接触不好，会导致全部电雷管拒爆。在起爆电能不足的情况下，由于每个电雷管对电的敏感程度总有差异，往往是较敏感的电雷管先爆，电路被切断，容易造成不敏感的电雷管拒爆。因此，连线后，必须逐个检查联线接点，并用爆破网路检测器检查整个网路是否导通，电阻是否超限。 2．并 联

它是将所有的电雷管的两根脚线分别接到爆破网路的两根母线上，通过母线与电源连接的联接方式。并联可分为分段并联和并簇联两种。

这种连线方式的特点是当并联网路上某个电雷管不导通时，并不影响其余电雷管的起爆。网路的总电阻小，要求起爆电源的电压也较小，伹所需的网路总电流较大，用发爆器不易办到。用这种连线方式，对爆破母线的电阻及连线接头质量要求比较严格，故应特别注意接好每个接头，并需断面较大的母线，否则在接头处容易产生火花而引爆瓦斯或煤尘。 3．混 联

它是串联和并联的结合，可分为串并联和并串联两种。当一次起爆炮眼数目较多时，可采用串并联或并串联。串并联是先将电雷管分组，每组串联接线，然后各组剩余的两根脚线都分别接到爆破母线上，如图7—9d所示。并串联是先将各组电雷管并联接线，然后将各组串联起来，如图7—9e所示。并串联在现场中很少采用。

混联接法既有串联法和并联法的优点，也有它们的缺点。这种方法网路的连接和计算都比较复杂，容易错接或漏接，并且每个并联分路的电阻要大致相等，分组均匀，否则，电阻小的分路会因分路电流大而先爆炸，而电阻大的分路，由于分流电流小，电雷管未得到足够的起爆电能，但网路已被炸断造成雷管拒爆。

在实际工作中，应根据爆破地点的安全条件，具体爆破条件、规模和起爆电源，而决定采用何种方法。

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一般井下掘进工作中，一次爆破的炮眼数目较少，且多用发爆器起爆，发出的电压较高，而电流较小，电量有限，故多采用串联。在有瓦斯煤尘爆炸危险的矿井，只准采用串联。若用并联或混联，由于分路电阻安排不当，有的分路先爆炸，当炸断仍在通电的其他分路或母线时，容易造成丢炮、拒爆和产生电火花而

引起瓦斯或煤尘爆炸。并联和混联一次起爆的电雷管数量较多，因发爆器容量小，无法满足起爆要求，只能使用动力电源。而《煤矿安全规程》规定，除开凿或延深通达地面的井筒时，无瓦斯的井底工作面可以使用动力电源外，井下其他爆破地点不能用动力电源，只能使用发爆器。因此，井下一般不使用并联和混联的联线方法。

(二)炮采工作面的联线方法

在煤矿井下，炮采工作面的联线方法为大串联法，其联线方式主要有： (1)单排眼串联法 (2)双排眼串联法 (3)三排眼串联法 第七节 爆 破 一、安全爆破条件要求

爆破工在爆破前，发现有下列情况之一时，必须报告班、队长，及时处理。在做出妥善处理前，爆破工有权拒绝爆破：

(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，或者伞檐超过规定。

(2)爆破前末检查瓦斯，或爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到l％。 (3)在爆破地点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、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、温度骤高骤低、透老空等情况。

(5)采掘工作面风量不足，风向不稳．或风筒末端距掘进工作面的距离超过规定，循环风未处理好以前。

(6)工具未收拾好，机器、液压支架和电缆等未加以可靠地保护或未移出工作面时。

(7)在有煤尘爆炸危险的煤层中，在掘进工作面爆破前，爆破地点附近20m的巷道内，未洒水降尘。

(8)爆破前，靠近掘进工作面10m长度内的支架未加固时；掘进工作面到永久支护之间，未使用临时支架或前探支架，造成空顶作业时；或者采煤工作面爆破与放顶工作执行平行作业不符合作业规程规定的距离。 (9)爆破母线的长度，质量和敷设质量不符合规定。

(10)工作面人员未撤离到警戒线外，或各路警戒岗哨未设置好，或人数未点清。

二、“一炮三检”制度

《煤矿安全规程》规定，瓦斯矿井中爆破作业，爆破工、班组长、瓦斯检查员都必须在现场执行“一炮三检”制度。

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“一炮三检”制度就是指在采掘工作面装药前、爆破前和爆破后爆破工、班组长和瓦斯检查员都必须在现场，由瓦斯检查员检查瓦斯，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1％时，不准装药、爆破；爆破后瓦斯浓度达到1％时，必须立即处理，并不准用电钻打眼。

执行“一炮三检”制度，是为了加强爆破前瓦斯检查，防止漏检，避免在瓦斯超限情况下爆破。 三、安全起爆程序

(1)爆破前，爆破工必须把爆炸材料箱放到警戒线以外，做好爆破准备。 (2)爆破工在检查联线工作无误后，通知班组长布置警戒。

(3)在有煤尘爆炸危险的煤层中，在掘进工作面爆破前，爆破地点附近20m的巷道内，都必须洒水降尘。 (4)爆破前，必须加强对机器、液压支架和电缆等的保护或将其移出工作面。 (5)班组长在认真检查顶板、支架、上下出口、风量、阻塞物、工具设备、洒水等爆破准备工作无误，达到爆破要求条件时，负责布置警戒，组织人员撤离到规定的安全地点待避。开凿或延深立井井筒在井筒内装药时，除负责装药爆破的人员、信号工、看盘工和水泵司机外，其他人员必须撤到地面或上水平巷道中。

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。必须指定责任心强的人当警戒员，一个警戒员不准同时警戒两个通路。

警戒的距离一般应对爆破场所、使用的炸药性质、起爆药量、巷道有无拐弯、拐弯数量或角度等进行综合考虑，并应在安全措施中明确。

(6)班组长必须清点人数，确认无误后，瓦斯检查员对爆破地点附近20m内风流中瓦斯进行检查，瓦斯浓度在1％以下、煤尘符合规定后，方准下达起爆命令。

(7)爆破工接到爆破命令后，才允许将爆破母线与联接线（或脚线)进行连接。母线与电雷管脚线连接后，爆破工即吹口哨并大声叫喊“要放炮啦”；待其他人员离开后，爆破工才最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。爆破工、警戒人员和爆破时待避人员都必须躲在有支架、物体等掩护体和支护、通风良好的安全地点。 (8)检查线路和爆破通电工作只能由爆破工一人操作。爆破前，爆破工应先用导通表或爆破电桥以及欧姆表检查爆破网路是否导通、电阻是否过大，若网路不通或电阻过大，必须查清原因。

(9)若网路正常，爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，高喊数声“放炮”或鸣笛数声，至少再等5s，方可起爆。

(10)爆破时，先将爆破母线扭结解开，牢固地接在发爆器的接线柱上。使用电容式发爆器时，先将钥匙插入发爆器内，将毫秒开关转至“充电”位置，待氖灯泡闪亮稳定(MFB型发爆器)或红绿灯交替闪烁(MFBB型发爆器)时，再迅

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速将开关转至“放电”位置。当经过“放电”位置瞬间，发爆器电能输入爆破网路，从而引爆炮眼的电雷管和炸药。

(11)爆破后，爆破工必须立即取下发爆器把手或钥匙，并把爆破母线从发爆器电源上摘下，扭结成短路。

(12)装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

爆破工、班组长和瓦斯检查员按规定应完成各自担负的任务，明确爆破作业的程序、各自的任务和责任，可以有效地防比爆破作业的混乱、爆破时警戒不严或警戒不落实、不清点人数造成的爆破崩人事故；爆破前认真检查顶板和支护加固情况，可以避免因爆破引起的冒顶事故和崩坏设备事故；爆破前认真检查连线，可以避免漏联，误联而引起的爆破故障和事故；爆破前认真检查瓦斯、煤尘，可以防止因漏检和违章爆破而引起的瓦斯、煤尘爆炸事故的发生。 四、采掘工作面的起爆要求

对煤矿井下采掘工作面而言，选择什么样的起爆方式必须根据爆破工作面的安全条件、技术要求、顶板条件和发爆器能力来进行。既要考虑爆破作业的高效，又要注意爆破作业安全。 1．采煤工作面的起爆要求

(1)在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的采煤工作面，应采用毫秒爆破。

(2)采煤工作面采用分次装药时，必须符合一组装药一次起爆的要求。一组装药一次起爆既符合煤矿安全要求，又能保证爆破效果。

受爆破后瓦斯涌出量、顶板管理和出煤设备能力的制约，有些采煤工作面实行一组装药一次起爆有困难，可采用一次打眼，间隔分组一次装药，分组起爆的方式，如图７—１１所示。分组装药的间隔距离不得小于２m。为防止间隔区间的未装药炮眼在爆破时受挤压变形，可以在炮眼中插上炮棍，最后视分组情况，再把间隔区间内的炮眼装上药卷进行爆破。

采煤工作面采用一组装药分次起爆对矿井安全危害很大。首先，由于在一个工作面内短时间连续多次爆破，工作面内的瓦斯、煤尘还来不及吹散，又开始下一次的爆破，爆破产生的空气冲击波、炽热的固体颗粒．高温爆生气体及二次火焰极易引爆积聚的瓦斯或飞扬的煤尘，对采煤工作面的安全威胁极大。其次，容易把相邻段炮眼的炸药挤压钝化或把电雷管脚线崩断，或电雷管、炸药随爆破一起被带出，或将电雷管桥丝震断，造成拒爆。再次，崩倒的支架不能及时扶起，空顶面积大、时间长，进入工作面连线，攉煤时，容易发生顶板落石、片帮伤人或冒顶伤人事故。此外，一组装药分次起爆方式不能根据实际情况，有效控制或调整炮眼装药量；炸药在炮眼内时间长，在有水或潮湿的炮眼内容易受潮；炮震裂缝多，容易漏气或喷出火焰，影响爆破安全和爆破效果；爆破工连线、爆破的次数多，时间长，劳动强度大，影响作业时间等。

（3)每次爆破前都必须对爆破地点附近20m内风流中瓦斯进行检查，瓦斯浓度在１％以下，煤尘符合规定后，方可爆破，

(4)严禁在一个采煤工作面使用2台发爆器同时进行爆破。据调查，在一个

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采煤工作面使用2台发爆器同时进行分段爆破，曾经发生过一些爆破事故。一个工作面分段同时爆破，造成工作面风流中产生大量悬浮煤尘及瓦斯超限。在紧接第二次爆破时，爆破产生的空气冲击波和炽热的固体颗粒极易引发瓦斯或煤尘爆炸，同时，工作面上部人员始终处在炮烟包围之中，很容易发生炮烟熏人事故，此外，一个采煤工作面采用2台发爆器多段同时起爆，也造成爆破工作混乱而易引发爆破事故。 2．掘进工作面的起爆要求

(1)《煤矿安全规程》规定，在高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域的采掘工作面采用毫秒爆破时，若采用反向起爆，必须制定安全技术措施。

(2)在掘进工作面应全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须采取安全措施。

《煤矿安全规程》强调全断面一次起爆，主要是有如下优点：

①在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，可以避免分次爆破时容易引起瓦斯或煤尘爆炸的危险。

②可以避免分次爆破时容易使相邻炮眼内的炸药被挤压钝化、崩断、震断电雷管脚线，炸药雷管被带出，造成拒爆、丢炮等爆破故障。

③避免底部炮眼连线、查找的困难和危险，减少爆破工在有炮烟的环境下作业的时间，减轻劳动强度。

④减少联炮、爆破次数，缩短爆破作业时间和吹散炮眼时间，提高工作效率。

（3)实行全断面一次爆破时，要注意合理布置炮眼，起爆顺序必须按爆破说明书要求进行，不得随意变更。在有瓦斯或煤尘爆炸危险的掘进工作面，只准使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，并且煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段延期时间不得超过130ms。 3．井筒工作面起爆要求

除按照掘进工作面起爆要求外，根据井筒爆破的特殊性，还应遵守下列要求，

(1)在开凿或延深立井井筒时，必须在地面或在生产水平巷道内进行爆破。 对于井简爆破，即使吊盘提升到安全高度，爆破时对人的安全仍有很大威胁。井底爆破所产生的空气冲击波和爆破产生的飞石，都可能对爆破工造成很大伤害，同时，爆破后所产生的高浓度炮烟中，一氧化碳、氮的氧化物会使人中毒。所以，开凿或延深立井井筒时，必须在地面或在生产水平巷道内进行爆破。

(2)在爆破母线与电力起爆接线盒引线接通之前，井筒内所有电气设备必须断电。

(3)只有在爆破人员完成装药和连线工作，将所有井盖门打开，井筒、井口房内的人员全部撤出，设备、工具提升到安全高度以后，方可爆破。 4．通电以后拒爆时的要求

《煤矿安全规程》规定，通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，

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并将爆破母线从电源上摘下，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l５min)，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。

五、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，由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。 六、裸露爆破

１.裸露爆破的概念

裸露爆破是指在岩体表面上直接贴敷炸药或再盖上泥土进行爆破的方法。又称放糊炮。

2．裸露爆破的危害

(1)由于裸露爆破是在煤、岩表面爆炸，爆炸火焰直接暴露在井下空气中，所以最容易引起瓦斯、煤尘爆炸。

(2)这种爆破空气震动大，容易将落尘扬起，增加矿井空气中煤尘含量，既不利于工人健康，也易引起煤尘爆炸。

(3)由于裸露爆破的爆破方向和爆炸能量不易控制，所以难以防止崩倒和崩坏支架，容易造成冒顶事故，也难以防止崩坏附近的电气、机械设备。在顶板较破碎的情况下容易把顶帮的浮石崩松或崩落，使离层面和围岩裂隙面扩大。 (4)爆破效果差。因为这种爆破方法，只能使炸药的局部破碎功发生作用，炸药的膨胀功没有得到利用，炸药消耗比用炮眼爆破多几十倍，造成炸药的很大浪费。

《煤矿安全规程》规定，在井下严禁裸露爆破。

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第八节 特殊情况下爆破 一、巷道贯通爆破

两条巷道掘进贯通时，涉及到互不通视的两个工作面，极易发生事故，为了确保安全，巷道贯通爆破必须符合下列规定和要求：

(１)用爆破方法贯通井巷时，必须有准确的测量图，每班在图上填明进度。测量人员必须勤给中、腰线，打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)当贯通的两个工作面相距20m(在有冲击地压煤层中，两个掘进工作面相距30m)前，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。掘进工作面每次装药爆破前，班组长必须派专人和瓦斯检查员共同到停掘工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯超限时，先停止掘进工作面的工作，然后处理瓦斯。只有当两个工作面及其回风巷风流中的瓦斯浓度都在l％以下时，掘进工作面方可装药爆破。每次爆破前，在两个工作面内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离至安全地点。

(3)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。

(4)距贯通地点5m内，要在工作面中心位置打超前探眼，探眼深度要大于炮眼深度l倍以上，眼内不准装药，在有瓦斯工作面，爆破前用炮泥将探眼填满。

(5)与停掘已久的巷道贯通时，应按上述规定认真执行，并在贯通前，严格检查停掘巷道的瓦斯、煤尘、积水、支架和顶板，发现问题，立即处理，否则不准贯通。

(6)由班组长指派警戒人，并亲自接送。在班组长或班组长指定的专人来接以前，警戒人不得擅离岗位。

(7)两巷较近时，可采取少装药、放小炮的办法进行爆破，防止崩垮巷道。 (8)到预测贯通位置而未贯通时，应立即停止掘进，查明原因，重新采取贯通措施。

二、遇老空区爆破

老空区也称老塘，是井下采空区和报废巷道的总称。由于老空区里面没有排水和通风设施，往往积存着大量的水、瓦斯和其他有害气体，爆破时如误穿老空区，往往易发生突然涌水、人员中毒和瓦斯爆炸等恶性事故。所以，在接近老空区时，必须制定安全措施，并注意以下事项：

(1)爆破地点距老空15m前，必须通过打探眼、探钻等有效措施，探明老空区的准确位置和范围、水、火、瓦斯等情况，必须根据探明的情况采取措施，进行处理。否则不准装药或爆破。

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(2)打眼时，如发现炮眼内出水异常，煤、岩松散，工作面温度骤高骤低，瓦斯大量涌出等异常情况，说明工作面已临近老空区，必须查明原因，采取有效的放水、瓦斯排放等措施，爆破条件具备时才可以装药爆破。

(3)揭露老空爆破时，必须将人员撤至安全地点，并在无危险地点起爆。只有经过检查，证明无危险后，方可恢复工作。

(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，以免误穿老空区，发生透水、火灾、大量涌出瓦斯以及瓦斯爆炸等事故。 三、接近积水区的爆破

由于水具有较强的流动性和渗透性，当地质、水文地质情况和采空区位置不明，或测量不准确，以及过去小煤窑的存在，往往在爆破时误穿积水区导致大量积水涌出，造成冲毁设备，伤亡人员，甚至淹没矿井等严重事故。透水是煤矿五大灾害之一，因此，在接近积水区爆破时，必须加强管理，并采取如下安全措施：

(1)在接近溶洞、含水丰富的地层(流沙层、冲积层、风化带等)、导水断层、积水的井巷和老空，打开隔水煤(岩，柱放水等有透水危险的地点爆破时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。

(2)接近积水区时，要根据已查明的情况进行切实可行的排放水设计，制定安全措施，否则严禁爆破。

(3)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、顶板淋水加大、底板鼓起或产生裂隙出现涌水、水色发浑有臭味、煤岩变松软等其他异状)时，必须停止作业，爆破工停止装药、爆破，及时汇报，采取措施，查明原因。若情况危急，必须发出警报，立即撤出所有受水害威胁地点的人员。

(4)打眼时，如发现炮眼涌水，要立即停止钻眼，不要拔出钻杆，并马上向班组长或调度室汇报。

(5)合理选择掘进爆破方法，在探水眼严密掩护下，可采取多打眼、少装药、放小炮的方法，以利保持煤体的稳定性。

由于积水区资料不全，位置范围不清或测量不准，往往容易发生突发性爆破透水事故，造成重大伤亡。

四、用爆破方法处理溜煤(矸)眼堵塞的规定

溜煤(矸)眼堵塞是矿井经常遇到的问题，用爆破方法崩落卡在溜煤(矸)眼中的煤、矸，也属于裸露爆破。由于溜煤（矸)眼被堵塞后，往往通风不好，容易积聚瓦斯，而且煤尘也多，极易引起瓦斯、煤尘爆炸。《煤矿安全规程》规定，如果确无爆破以外的方法，可爆破处理，但必须遵守下列规定：

(1)必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的用于溜煤(矸)眼的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于该安全等级的煤矿许用炸药。

(2)每次爆破只准使用1个煤矿许用电雷管，最大装药量不得超过450g。 (3)爆破前必须检查溜煤(矸)眼内堵塞部位的上部和下部空间的瓦斯，瓦斯

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浓度达到1％时严禁爆破。

(4)每次爆破前，必须洒水降尘。

(5)在安全受到威胁的地点必须撤人、停电。 五、挖底、刷帮、挑顶浅眼爆破时的要求

《煤矿安全规程》规定，炮眼深度小于０.６m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。

制定的安全措施必须符合下列要求： (1)每孔装药量不得超过150g。 (2)炮眼必须封满炮泥。

(3)爆破前必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯浓度，瓦斯浓度达到１％时，不准爆破。

(4)检查并加固爆破地点附近支架。

(5)采取有效措施，保护好风、水管路、电气设备及其他设施，以防崩坏。 (6)爆破时，必须布置好警戒并有值班长在现场指挥。 六、井下采用反井掘凿井爆破时的规定

反井施工有垛盘反井法和吊罐反井法，两种方法都是从下向上施工。 垛盘反井施工法将反井断面分成溜矸间、人行间和运料间3个间隔，用密集木框或间隔木框支护。吊罐反井施工法是利用断面中心的钻孔作提升孔，从提升孔中穿过提升钢丝绳悬挂吊罐，施工人员在吊罐上向上打眼装药。 采用反井掘凿井爆破时，必须遵守下列规定：

(1)运送爆炸材料时，垛盘反井法必须利用人力背送；吊罐反井法利用吊罐运送，运送炸药时，必须事先与绞车司机联系；提升时必须慢速运行；并应防止摔倒或绞车过卷事故的发生。

(2)由于吊罐反井法的特殊作业条件，应特别注意防止杂散电流。爆破前，切断反井井口周围的一切可能出现杂散电流的通路，如架线、铁道等，切断50m内的各种电源，机械设备都予以绝缘。如果杂散电流远小于电雷管的安全电流，则可使用普通电雷管起爆，如果杂散电流超过０.3A时，则要使用特制的高压抗杂散电流雷管。此外，连线时，雷管脚线接头必须悬空，避免与岩石接触。 (3)采用反井掘进以木垛盘支护时，必须及时支护。爆破前最末一道木垛盘与工作面的距离不得超过１.６m。木垛盘的基墩必须牢固可靠。行人、运料眼与溜煤眼之间，必须用木板隔开。在行人眼内必须有木梯和护头板，护头板的间距最大不得超过3m，护头板上的矸石必须及时清理。爆破前，必须将人行眼和运料眼盖严。爆破后，首先通风，吹散炮烟之后方可进入检查，检查人员不得少于2人。经过检查，确认通风、信号正常，人行间、隔板、护头板、顶板、井帮等无危险情况后，方可进行作业。

(4)采用吊罐法施工时，绳孔偏斜率不得超过０.5％，绞车房与出矸水平之间，必须装设2套信号装置，其中1套必须设在吊罐内。爆破前必须摘下吊罐，放置在巷道内安全地点，将提升钢丝绳提到安全位置，爆破后必须指定专人检

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查提升钢丝绳和吊具，如有损坏，必须先修复，修复后方可使用。吊罐内有人作业时，严禁在吊罐下方进行工作或通行。

(5)采用反井钻机施工时，在扩孔期间，严禁人员在孔的下方停留、通行或观察。扩孔完毕，必须在孔的外围设置栅栏，防止人员进入。

(6)扩井时，必须有防止人员坠落的安全措施。爆破前必须拆除爆破孔底以下０.3m范围内的木垛盘。

(7)溜矸眼内的矸石必须经常放出，防止卡眼，但不得放空。严禁站在溜矸眼的矸石上作业。

七、用爆破方法处理机采工作面坚硬夹矸的要求

一般情况下机采工作面(尤其是综采、综放工作面)是不允许进行爆破的，以免崩坏机电设备和炮烟腐蚀液压支架立柱的镀层。但机采工作面遇有坚硬的夹层时，《煤矿安全规程》规定：工作面遇有坚硬夹矸或黄铁矿结核时，应采取松动爆破措施处理，严禁用采煤机强行截割。工作面爆破时，必须有保护液压支架和其他设备的安全措施。因此，采用爆破方法处理机采工作面坚硬的夹矸或黄铁矿结核时，只能采取松动爆破措施处理，采取松动爆破时的具体要求如下：

(1)首先工程技术人员根据夹石的厚度、硬度、性质等情况，制定松动爆破的炮眼参数(包括深度、眼距、角度，及装药量、封泥长度和对设备保护等安全措施，报矿总工程师批准后执行。 (2)爆破前，必须加强对机器、液压支架和电缆等的保护或将其移出工作面，爆破区内的液压支架、电缆等用挡帘挡牢(或给液压支架立柱穿上裤套)，把采煤机开出爆破地点30m以外，否则不准爆破。

(3)按措施中规定的装药量装药，并填满炮泥，以达到将夹矸或黄铁矿结核震裂、破碎的要求，所规定的炮眼眼距应能使炮眼之间的夹矸发生贯穿裂缝，眼深一般是机采进度的两倍。起爆应采用瞬发电雷管一次起爆或毫秒电雷管起爆。

(4)爆破时，严格执行“一炮三检制”。瓦斯超限时，严禁装药，爆破。 八．机采工作面打切口时的注意事项

在使用单滚筒的机呆工作面，必须采用爆破的方法打出切口(即机窝)。 由于切口位厂采煤工作面的上、下两小口处，顶板暴露较大，上、下两巷受回采面超前压和周期压等影响，往往顶板大量下沉，破碎或离层严重，再加上机头、机尾和其他设备体积大，在移动这些设备时，又必须反复支撤支柱，结果使顶板更加破碎。因此，工作面与上下两巷衔接处维护比较困难，如操作不当，容易发生冒顶事故。故爆破工在打切口爆破时，除严格执行正常的爆破制度与规定外，还必须注意以下事项：

(1)采煤工作面与上、下两巷衔接处的20m范围内，必须加强维护，支架和顶帮刹杆必须齐全，断梁折腿的支架必须及时更换，爆破前必须加固，

(2)工作面上、下切口爆破区及其相邻的5m范围内的支柱和特殊支架必须齐全牢固，并有防倒措施。对于顶梁、摩擦式金属支柱或单体液压支柱缺件和

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失效者必须立即更换，爆破前必须加固。

(3)爆破前，必须加强对机器、刮板输送机的机头、机尾等设备，支柱和电缆等的保护。

(4)爆破时，严格执行“一炮三检制”，防止瓦斯超限。 (5)装药量要适当，炮眼封泥要符合作业规程的规定。 九、石门揭穿(开，突出煤层采用震动爆破时的注意事项

石门揭穿突出煤层时，必须编制设计，采取综合防治突出措施，按管理权限报县级以上煤炭管理部门审批。

石门揭穿(开)突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经检验措施有效后，可用远距离爆破或震动爆破揭穿(开)煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施直至有效。当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施，直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿(开)煤层。厚度小于０.3m的突出煤层，可直接采用震动爆破或远距离爆破揭穿。

防治石门突出措施可选用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、水力冲刷或金属骨架等措施。

震动爆破，实质上就是掘进工作面全断面一次爆破揭开煤层，在采取了安全措施后，人为地利用爆破所产生的强烈震动诱导煤和瓦斯突出，以保证作业安全。

石门揭穿突出煤层采用震动爆破时，必须遵守下列规定：

(1)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、撤入和臀戒范围等，必须在设计中明确规定。 (2)震动爆破工作面，必须具有独立、可靠，畅通的回风系统，爆破时回风系统内必须切断电源，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，与回风系统相联的风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可带，防止突出后的瓦斯涌入其他区域。

(3)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。应根据检验结果，确定采取恢复送电、通风、排除瓦斯等具体措施。 (4)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。电雷管的联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。

(5)应采用挡栏设施降低震动爆破诱发突出的强度。

(6)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(顶)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范围内掘进煤巷时，必须加强支护。

爆破工除遵守以上的规定外，还应注意以下事项：

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(1)参与震动爆破的爆破工都必须学习和掌握施工技术安全措施，掌握突出预兆和避灾路线，一切行动听指挥。进入揭穿突出煤层工作面时必须佩戴隔离式自救器。

(2)严格按施工技术措施规定的炮眼布置、眼深、角度、装药结构、装药方法、连线方式，起爆方式等进行。

(3)严格“一炮三检”制度，瓦斯达到1％时不准装药、爆破。

(4)装药前将工作面所有废炮眼、钻探孔、排瓦斯孔等用黄泥堵塞，从炮眼口算起的填塞长度要超过lm以上。 (5)在迎头作业时，注意观察突出预兆，发现有突出预兆后，不得装药爆破，并立即撤出迎头到安全地点，及时向上级汇报。

(6)风筒末端距工作面不得超过5m，要有足够的风量；爆破前开启风水喷雾器，爆破后进行洒水降尘。

(7)震动爆破只准一次装药、全断面一次爆破，不准分次爆破。只有得到矿技术负责人的命令后，爆破工方可起爆。

(8)发现拒爆，必须按《煤矿安全规程》的规定进行处理，无论是重新连线，还是距拒爆炮眼０.3m外重新打平行眼装药、爆破，都必须按震动爆破的安全要求进行爆破作业。新炮眼爆炸后，爆破工要仔细检查和收集残余的爆炸材料。 十、突出煤层采用松动爆破时的注意事项

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、消除煤质软硬不均现象并形成瓦斯排放的渠道，在工作面前方造成较长的低压带，使工作面前方应力集中带和瓦斯高压带移向煤体的更深部位，起到卸压和排放瓦斯的作用，故可预防瓦斯突出的发生。 1．掘进工作面松动爆破

(1)《煤矿安全规程》规定：突出煤层中平巷掘进，应采用超前钻孔、松动爆破、水力冲孔、前探支架或其他经试验证实有效的防止突出措施；采煤工作面可采用松动爆破、注水湿润煤体、超前钻孔、预抽瓦斯等预防突出措施，并应尽量采用刨煤机或浅截深滚筒式采煤机采煤。

(2)在有突出危险的煤层中掘进巷道，一般在工作面布置3～5钻孔(不得少于2个)，孔径42mm左右，孔深8～10m(不得少于８ｍ)；钻孔底超前工作面不得少于5m。

(3)装药前，要把钻孔内的煤岩粉扫净。装药时，每孔装药量为3～6kg，采用串装方式，即把药卷都绑在竹片上一次装进，既 快又顺利，能掌握好装药的位置，炮泥长度不得小于2m。

(4)爆破后在钻孔周围形成破碎圈和松动圈，圈内的煤分别为碎屑状和破碎状，有助于消除煤的软硬不均而引起的应力集中，并形成瓦斯排放通道，降低瓦斯压力和应力，这对于防突也是有利的。为了防止延期突出，爆破后至少等待20min，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，根据突出危险程度确定，但不得少于200m，并处于新鲜风流中。

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(5)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。深孔松动爆破适用于煤层赋存稳定、无地质构造变化、煤质较硬、顶底板较好、突出强度较小的突出煤层。 · 2．采煤工作面松动爆破

(1)在有突出危险煤层中的回采工作面采用松动爆破时，其炮眼可布置在煤质松软、有突出征兆的地点和分层内，炮眼与工作面垂直；沿采煤工作面每隔2～3m打一个孔深小于2m的炮眼。 (2)装药前，炮眼内的煤粉清理千净，每孔装药450g。封泥长度必须符合《煤矿安全规程》的规定，最小超前距离不得小于lm。

(3)松动爆破时，必须做好停电、撤人，警戒等工作。

(4)松动爆破时，工作面停止作业，起爆距离不小于200m，爆破20min后方可恢复工作。

第一节 杂散电流的危害及预防

一、 任何不按指定通路而流动的电流叫杂散电流。直流电流的漏电、大地自然电流、雷电感应和磁辐射感应电流。以风、水管路和轨道的杂散电流为最大。

二、 预防方法 （1） 降低电机车牵引网路产生的杂散电流。

（2） 确保爆破网路的质量。不与各种线路接触；破母线不应与管路或电线同侧铺设，同侧铺设时，要保持至少0.3m的悬挂距离。其接头应用绝缘胶布包好，发现有破损处，及时包扎。

(3)加强井下机电设备和电缆、电线的检查与维修，使之不损坏和漏电。 (4)电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头，都必须悬空，不得同任何导电体或潮湿的煤、岩壁相接触。

(5)在爆破区采取局部或全部停电的办法来降低杂散电流强度。

第二节 早爆的原因及预防

一、早爆的原因

在正式通电起爆前，雷管、炸药突然爆炸，最容易造成伤亡事故。煤矿爆破作业中，造成炸药、雷管早爆的原因主要有： 1．电流方面

(1)杂散电流。如电机车牵引网路的漏电电流，当机车启动时其杂散电流可高达数十安培，运行时达十几至数十安培，当其通过管路、潮湿的煤、岩壁导入爆破网路或雷管脚线时，就有可能发生早爆事故。此外，动力或照明交流电路漏电都可以产生杂散电流。

(2)雷管脚线或爆破母线与动力或照明交流电源一相接地，又相互与另一接地电源相接触时，使爆破网路与外部电流相通，当其电能超过电雷管的引火冲量时，电雷管就可能发生爆炸。

(3)雷管脚线或爆破母线与漏电电缆相接触。有时爆破工在敷设爆破母线时，不按照规程规定的距离悬挂，或接头、破损处未包扎好，都有可能出现这方面

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的现象。

(4)静电。接触爆炸材料的人员穿化纤衣服；爆破母线、雷管脚线碰到具有较高静电电位的塑料制品 。

(5)雷电。在露天、平硐爆破作业中，有可能受到雷电的影响，由于雷击能产生约20000A的电流，如果直接击中爆区，则网路全部或部分被起爆，即使雷电较远，也有可能引爆雷管。

2．受到机械撞击、挤压和摩擦

(1)顶板落下的矸石砸到电雷管，或用矸石、硬质器械猛砸炸药、起爆药卷，而引起炸药、雷管爆炸；或装药时炮棍捣动用力过大，把雷管捣响。

(2)各种起爆材料和炸药都具有一定的爆轰敏感度。当一个地点进行爆破作业时，可能会引起附近另一处炮眼内的雷管爆炸。

(3)硬拽雷管脚线，使桥丝与管体发生摩擦继而产生爆炸。 3．爆破器具保管不当 (1)爆破器具没有按规定进行保管。发爆器及其把手‘钥匙 乱扔乱放，或他人用发爆器通电起爆。

(2)发爆器受淋、受潮，致使内部线路发生混乱，开关失灵。 二、早爆的预防措施

(1)降低电机车牵引网路产生的杂散电流。采用电雷管起爆时，杂散电流不得超过30mA。大于30mA时，必须采取必要的安全措施。

(2)电雷管脚线、爆破母线在联线以前扭结成短路，连线后电雷管脚线和联接线、脚线与脚线之间的接头，都必须悬辛，并用绝缘胶布包好，不得同任何导电体或潮湿的煤、岩壁相接触。

(3)加强井下设备和电缆的检查和维修，发现问题，及时处理。 (4)存放炸药、电雷管和装配起爆药卷的地点安全可靠，严防煤、岩块或硬质器件撞击电雷管和炸药。

(5)发爆器及其把手、钥匙应妥善保管，严禁交给他人。 (6)对杂散电流较大的地点也可使用电磁雷管。

(7)在爆破区出现雷电时，受雷电影响的地方应停止爆破作业。 第三节 拒爆和丢炮的原因、预防和处理

一、拒爆、丢炮产生的原因

拒爆、丢炮是爆破作业中最经常发生的爆破故障，且极易造成人身伤亡事故，因此，分析其产生原因，可以找到正确的预防和相处理方法，减少和杜绝拒爆、丢炮的发生。 1．炸药方面

使用的炸药硬化变质、超过保质期，雷管无法引爆。有水的炮眼未使用抗水炸药，或使用非抗水型炸药而未套防水套，使炸药受潮，另外，雷管在水量较多的药卷内起爆，也降低雷管的爆炸威力而造成拒爆。 2．雷管方面

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(1)电雷管制造质量差，桥丝折断，管体有砂眼、裂缝等。

(2)混用不同规格、不同场家、不同材质的电雷管，或雷管在使刷前未经导通、电阻测试，电阻值之差大于0．3Ώ，或脚线生锈。使爆破网路巾雷管的电阻或电引火性能相差较大，出现串联拒爆觋象。

(3)雷管内炸药受潮或起爆药卷中的雷管位置不当，因而造成炸药拒爆。 3．装药、装填炮泥方面

(1)未按规定进行操作，将雷管脚线捣断或绝缘皮破损，造成网路不通、短路或漏电。

(2)装约时把炸药捣实，使炸药密度过火，敏感度降低，出现钝化现象。 (3)药卷与炮眼之间存在管道效应，或药卷间有煤、岩粉阻隔。 4．炮眼间距不合适 特别是不同段雷管的炮眼间距在o．45m左右，更容易使邻近眼内的炸药受应力波的影响而出现拒爆。 5．爆破网路连接方面

(1)连接电雷管脚线时有错联或漏联，或爆破网路裸露处相互接触，造成短路。

(2)爆破网路的接头接触不良，或网路有漏电现象，使爆破网路电阻过大。

(3)质量、规格不同的母线或脚线混用。

(4)联好的爆破网路被煤岩砸断或被拉断，使网路断开。 6．起爆电源方面

(1)爆破网路联接的雷管数量超过发爆器的起爆能力，使单个雷管过电量太少，造成起爆能力相对不足。

(2)发爆器发生故障，输出的电址过小、充电时间过短或输出冲量不足。 从以上拒爆的种种原因可以看出，大部分都是由于联线不良，电雷管变质、制造质最差，或足因装约时操作不当，将雷管脚线折断及发爆器发生故障等原因，造成电雷筲不能全部起爆而产生拒爆、残爆。因此，为避免出现拒爆、残爆，爆破工在实际工作中应注意把好领取雷管、连线及装药关。

二、拒爆、丢炮的预防

(1)不领取变质炸药和不合格的电雷管。不使用硬化到不能用手揉松的硝酸铵类炸药，也不使用破乳和不能揉松的乳化炸药，同—爆破网路中，不使用不同厂家生产的、或一厂家生产的但不同批的电雷管；不领取、不使用未经导通、全电阻测试或管口松动的电雷管。同—爆破网路内电雷管的电阻和电引火特性 应尽量相近。另外，也可以选用半导体桥式雷管作为起爆元件。

(2)向孔内装药和封泥时，要小心谨慎，脚线要紧贴孔壁。按操作规程进行装药，防止把药卷压实或把雷管脚线折断、绝缘皮破损而造成网路不通、短路或漏电的现象。装药前应认真把炮眼内的煤、岩粉清干净。

(3)网路联接时，连线接头必须扭紧牢固，尤其雷管脚线裸露处的锈在连线时应进行处理；连线后认真检查，防止出现接触不良、错联、漏联、不小心被人拉断或煤岩砸断网路等情况；联线方式合理，严格按爆破说明书要求的方式进

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行联接。起爆前，用专用爆破电桥测饭爆破网路的电阻，实测的总电阻值与汁》)：值之差应小于10％。必须使用规格相同的母线或连接线。

(4)正确设汁和调糙爆破网路，爆破网路联接的电雷管数址不得超过发爆器的起爆能力。领取发爆器时，认真检查发爆器的防爆性能和工作性能。发爆器的防爆性能和输出冲量正常，方可领到井下使用。

(5)炮眼布霞合理，间距不能过小；孔径与药径之间比例适当，尽量减少间隙效应。

(6)不准装盖药、垫药，不准采用不合理的装药方式。 (7)有水和潮湿的炮眼应使用抗水炸药。 三、拒爆、丢炮的处理

通电后如果出现全网路不爆时，爆破工应立即进行下列工作： 1.用欧姆表检查网路

(1)若表针读数小寸：零，说明网路有短路处，这时应依次检杏网路，杏出短路处并处理后，重新通电起爆。

(2)若表针走动小，读数大，说明有连接不良的接头，电阻大，此时应依次检查联线接头，查出后，将其扭结牢固，重新起爆。

(3)若表针不走动，说明网路导线或电雷管桥坨有折断，此时

需要改变联线方法，按图8——1所示采用中间并联法，依次逐段重新 爆破，或—眼—放，杏出拒爆肟，按处理拒爆的规定进行处理。 2．用导通表检测网路

爆破工也可用导通表检测网路，若网路导通，则可重新爆破；若网路不导通，说明有断路，需逐段检查，杏出问题重新加以处理，然后重新爆破。

3．处理方法 (1)发现拒爆、丢炮后，应先检查工作面顶板、支架和瓦斯状况，无安全隐患后，再进行处理。 (2)爆破后，若出现有隔三跳五的炮眼不响时，必须对每个雷管用测炮器重新检在，如灯都亮，重新联线爆破，如果灯不亮即按拒爆处理 (3)具体处理方法有： ①若检查为连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。 ②若因其他原因造成的拒爆，只能采取在距拒爆炮眼至少o．3m外打一平行的炮眼，重新装药爆破。重新打眼时，应先弄清拒爆炮眼的角度、深度，然后按要求布置新炮眼。 四、处理拒爆、残爆时必须遵守的规定 《煤矿安全规程》规定：处理拒爆、残爆BL必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下班爆破工交接清楚。处理拒爆时，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)在距拒爆炮眼o．3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

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(3)严禁用镐刨或从炮眼中取出原放K的起爆药卷或从起爆约卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。

(4)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。

(5)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。

第四节 残爆、爆燃和缓爆的原因及预防

一、残爆、爆燃和缓爆的原因

残爆是指炮眼里的炸药引爆后，发生爆轰中断而残留—部分不爆约卷的现象。爆燃是指炮眼里的药卷未能正常起爆，没有形成爆炸而发生了快速燃烧，或形成爆轰后又衰减为快速燃烧的现象。缓爆是指在通电后，炸药延迟—段8引司才爆炸的现象。缓爆g引可可长达几分钟至十几分钟，爆破人员以为是拒爆而进入-[作面检查，最容易发生伤亡事故。

1．残爆、爆燃的原因

(1)炸药质量不好，发生硬化和变质；或炸药在炮眼内受潮，引起炸药爆炸不完全。

(2)电雷管受潮；串联使用不同厂家、不同批、不同材质的电雷管；雷管起爆能力不足，起爆后炸药达不到稳定爆轰，致使爆轰传递中断，产生残爆或爆燃。

(3)装药时，未清除净炮眼内的煤、岩粉和积水，装药时炮眼坍塌，或因操作失误，造成炮眼内药卷受到阻隔或分离，炸药爆炸无法延续；装药结构不合理，装了盖药和垫药，影响爆轰波在药卷之间传爆，使盖药和垫药不能起爆，有时即使起爆，盖药常常被抛到煤、岩堆里；垫药则被留在眼底。

(4)装药时药卷被捣实，增加丁炸药的密度，降低炸药的爆轰稳定性。 (5)炮眼距离过近，使雷管或炸药被爆轰波压死而产生钝化现象。 (6)在深孔小自径装药爆破中，筲道效应造成药卷敏感度降低，约卷发生爆轰的直径小1：爆轰临界亢径。并将爆轰方向末端的约卷压死造成残爆。在这些原闪中，炸药被冲击波压缩是造成在炮眼中发生爆燃

的主要原因。 2．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。造成缓爆常见的原因有：

(1)使用变质、质量差的炸药；爆轰不稳定，传爆能力不足，威力小。 (2)电雷管起爆能力不足。

(3)炸药的密度过大或过小，降低炸药的爆轰稳定性。炸药被激发后，不是立即起爆，而是先以较慢的分解、爆燃方式进行，速度较慢，但在密封的炮眼里，随着分解或燃烧不断进行，热量和压力逐渐积聚、升高，炸药最后才由燃烧转为爆轰。

(4)雷管的引火装置和起爆药质量不合格，也会引起缓爆。 二、残爆、爆燃和缓爆的预防

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(1)通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，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。

(2)禁止使用不合格的炸药、雷管。

(3)装药前，清除净炮眼内的杂物；装药时，使炮眼内的各药卷间彼此密接。 (4)合理布置炮眼、合理装药。不装盖药和垫药。 (5)采取措施，减弱或消除管道效应。如隔一定距离在药卷上套硬质隔环，·也可使用对抵抗管道效应能力大的水胶炸药或乳化炸药。

(6)煤矿井下爆破尽可能使用煤矿许用8号电雷管。起爆约卷内的雷管聚能穴和装配位丹应符合要求，并且雷管应全部插入药卷内。

(7)处理残爆的方法与处理拒爆时相同。 (8)装药时应把药卷轻轻送入，避免把炸药捣实。

第五节 放空炮的原因及预防

一、放空炮的主要原因

(1)充填炮眼的炮泥质量不好。如以煤块、煤岩粉和药卷纸等作充填材料或充填的长度不符合规定，致使封泥最小抵抗线的阻力无法克服炸药爆破后的爆破力，由阻力最小处(即炮眼口)冲出，导致空炮。

(2)炮眼间距过大，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。

二、预防方法

(1)充填炮眼的炮泥质量要符合噬煤矿安全规程》的规定，水炮泥水量充足，粘上炮泥软硬适度。

(2)保证炮泥的充填长度和炮眼封填质量符合《煤矿安全规程》的规定。 (3)要根据煤、岩层的硬度、构造发育情况和施工要求进行布置炮眼，炮眼的间距、角度和深度要合理，装药量要适当。

第六节 爆破伤人事故的原因及预防

一、爆破伤人及炮烟熏人的原因 1．爆破伤人的原因

(1)爆破母线短，躲避处选择不当，造成飞煤、飞石伤人。

(2)爆破时，未执行谓煤矿安全规程》中有关爆破臀戒的规定，有漏警戒的通道，或警戒人员责任心不强，人员误入爆破作业的地点。爆破未完成，擅自进入工作面检查、作业。

(3)处理拒爆，残爆未按《煤矿安全规程》规定的程序和方法操作，随意使用《煤矿安全规程》严禁使用的处理方法，致使拒爆炮眼突然爆炸崩人。

(4)通电以后出现拒爆时，等候进入工作面的时间过短，或误认为是电网路故障而提前进入，造成崩人。

(5)联线前，电雷管脚线没有扭结成短路，导致杂散电流等通过爆破网路或雷管，造成雷管突然爆炸而崩人。

(6)爆破作业制度不严，发爆器及其把尹、钥匙乱扔乱放；任意使用固定爆破

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母线，造成爆破工作混乱，当I作面有人工作时，另有他人用发爆器通电起爆，造成崩人。

(7)—个采煤工作面使用两个发爆器同时进行爆破。 2．炮烟熏人的原因

(1)掘进工作面停风、或风量不足，风筒有破损漏风处，或局部通风机的风筒口距离迎头太远，无法把炮烟吹散排出。

(2)掘进工作面爆破后，炮烟尚未排除就急于进入爆破地点。

(3)炸药变质引起炸药爆燃，使一氧化碳、氮的氧化物大址量增加，导致作业人员中毒的可能性增大。

(4)采煤工作面爆破时，爆破工在回风流中起爆，或爆破距离过近，炮烟浓度大，而又不能及时躲避。

(5)长距离单孔掘进工作面爆破后，炮烟长时间飘游在巷道中，使人慢性中毒。 (6)工作面杂物堆积影响通风或使用串联通风。

(7)未按规定使用水炮泥；封泥长度和质量达不到要求。 二、预防爆破伤人及炮烟熏人的措施 1．预防爆破崩人的措施

(1)爆破母线要有足够的长度，躲避处要选择能避开飞石、飞煤袭击的安全地点；掩护物要有足够的强度。

(2)爆破时，安全警戒必须执行《煤矿安全规程》的规定，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臀戒工作。爆破未结束，任何入都不能进入爆破地点；警戒人员必须在安全地点警戒；必须指定责任心强的人当警戒员，一个警戒员不准同时警戒两个通路；警戒位置不能距离爆破地点过近；爆破后，只有在班组长通知解除警戒，方可到爆破地点检查爆破结果及其他情况。

(3)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，方可沿线路检杏，找出炮不响的原因，不能提前进入工作面，以免炮响崩入。

(4)爆破工应最后—个离开爆破地点，并按规定发出数次爆破警号，爆破前心清点人数。

(5)采取已经讲述过的措施，避免因杂散电流造成突然爆炸崩人。 (6)爆破工爆破后要认真、细心地检杏工作面爆破情况，防止遗留拒爆、残爆炮眼。处理拒爆、残爆时必须按《煤矿安全规程》规定的程序和方法操作。

(7)爆破工应妥善保管好炸药、雷管、发爆器及其把手、钥匙，仔细检查散落在煤、岩中的爆炸材料散落在煤、岩中，以免造成意外伤人。

2．预防炮烟熏人的措施

(1)掘进工作面停风、或风量不足，或局部通风机的风简口距离迎头太远时，禁止爆破。对于爆破后出现上述情况时，应采取有效措施，增加迎头风量，如把风简漏风处堵上等，使炮烟吹散排出。

(2)掘进工作面爆破后，待炮烟吹散吹净，作业人员方可进入爆破地点作业。

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(3)不使用硬化、含水量超标、过期变质的炸药。

(4)控制一次爆破量，避免产生的炮烟址超过通风能力。

(5)采掘工作面避免串联通风，回风巷应保证有足够的通风断面，不应在巷道内长朗堆积坑木、煤、矸等障碍物。

(6)装药时，要清理干净炮眼内的煤、岩粉和水，保证炸药爆炸时的零氧于衡。 (7)爆破时，除臀成人员以外，其他人员都要在进风巷道内躲避等候；中孔掘进巷道内所有人员要远离爆破地点，同时风量要充足。

(8)作业人员通过较高浓度的炮烟区时，要用潮湿的毛巾捂住口鼻，并迅速通过。

(9)爆破前后，爆破地点附近应充分洒水，以利吸收部分有害气体和煤岩粉。如果条件允许，也可洒一定浓度的碱性溶液，如石灰水等，可以更好地减少炮烟。

(10)炮眼封孔使用水炮泥，并且封泥的质量和长度符合作业规程的规定以抑制有害气体的生成。

第七节 爆破崩倒支架及造成冒顶事故的预防

一、爆破崩倒支架及造成冒顶的原因 1．爆破崩倒支架的原因

(1)支架(柱)架设质量不好。如采煤工作面支架(柱)的迎山不够，楔子打得不紧，或棚顶有空，没有接到实茬，只打在浮煤、矸上。掘进工作面支架帮顶背得不实，柱脚浅，没上拉条、木楔，爆破时支架被崩倒。

(2)炮眼排列方式与煤层硬度、采高不适应，有大块煤崩出造成支柱被崩倒。 (3)爆破参数、炮眼角度不合理，炮眼浅、装药量过多，封泥质量差、封孔长度不够，爆破时冲击力过大而崩倒支架(柱)。

2．爆破造成冒顶的原因

(1)工作面顶眼距顶板距离太小或打入厂顶板内，爆破时造成冒顶。

(2)采掘工作面遇到地质构造，顶板破碎、松软、裂隙发育时，未采取少装药放小炮的方法，而仍按正常的装药量、炮眼数量、深度等爆破参数进行爆破。

(3)一次爆破的炸药饮或顶眼装药量过大，对顶板、支架冲击强烈。

(4)工作面空顶面积大，支护不全、不牢，崩倒的支架(柱)未及时扶起；空顶时照样装约爆破。

(5)全部陷落法采煤工作面老顶未冒，煤帮顶板出现大的裂缝，商接顶爆破时，撤打放顶支柱时间、顺序和距离不合理，也能引发冒顶。

二、事故的预防

1．爆破崩例支架的预防

(1)爆破前，必须检查支架并对爆破地点附近10m内的支护进行加固。掘进工作面的顶帮要插严背实，并打上拉条，撑木，实行必要的加固；采煤工作面支架除加强刹顶外，要用紧楔和打撑木的办法进行必要的加固。

(2)掘进工作面要选择合理的掏槽方式、炮眼布代、角度、个数等参数。打眼应靠近支架开眼，使眼底正处厂两支架的中间。

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(3)采煤工作面要留有足够宽的炮道，掘进工作面要有足够的掏槽深度。 (4)严格按作业规程规定的装药量进行装药，避免出现装药量过大现象。 2．爆破造成冒顶事故的预防 (1)采掘工作面遇到地质构造，顶板破碎、松软、裂隙发育时，应采用少装药放小炮，或直接挖过去的办法，减少对顶板的震动或破坏。

(2)顶眼眼底要与顶板离开0．2～0.3m的距离；顶眼装药量要按爆破说明书的要求装填。防止爆破时对顶板冲击强烈而造成冒顶。

(3)一次爆破的炮眼数和装约址应控制在作业规程范围以内。炮眼布议的角度、位代合理。

(4)爆破前，应对爆破地点及其附近的支护加固，防上崩倒支架。崩倒的支架应及时扶起。空顶时，严禁装药爆破。

第六章 自救、互救与现场急救

矿井发生事故后，矿山救护队不可能立即到达书故地点。实践证明，矿工如能在事故初期及时采取措施，正确开展自救互救，可以减小事故危害程度，减少人趴伤亡。

所谓“自救”，就是矿井发生意外灾变事故时，在灾区或受灾变影响区域的每个工作人员避灾和保护自己而采取的措施及方法。而“互救”则是在有效地自救前提下为了妥善地救护他人而采取的措施及方法。自救和互救的成效如何，决定于自救和互救方法的正确性。为了确保自救和互救的有效．最大程度地减小损失，每个入井人员都必须熟知以下内容： (1)熟悉所在矿井的灾害预防和处理计划； (2)熟悉矿井的避灾路线和安全出口； （3)掌握避灾方法，会使用自救器；

(4)掌握抢救伤员的基本方法及现场急救的操作技术。 第一节 矿工自救与互救

矿井发生灾害事故时，灾区人员正确开展救灾和避灾，能有效地保证灾区人员的自身安全和控制灾情的扩大。大量事实证明，当矿井发生灾害事故后，矿工在万分危急的情况下，依靠自己的智慧和力量，积极、正确地采取救灾、自救、互救措施，是最大限度地减少事故损失的重要环节。 一、发生事故时现场人员的行动原则 1.及时报告灾情

发生灾变事故后，事故地点附近的人员应尽量了解或判断事故性质、地点和灾害程度，并迅速地利用最近处的电话或其他方式向矿调度室汇报．并迅速向事故可能波及的区域发出警报，使其他工作人员尽快知道灾情。在汇报灾情时，要将看到的异常现象(火烟、飞尘等)、听到的异常声响、感觉到的异常冲击如实汇报，不能凭主观想象判定事故性质，以免给领导造成错觉，影响救灾。 2．积极抢救

灾害啦故发生后，处理灾区内以及受威胁区域的人员，应沉着冷静。根据灾情和现场条件，在保证自身安全的前提下，采取积极有效的方法和措施，及时

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投入现场抢救，将事故消灭在初起阶段或控制在最小范围，最大限度地减少事故造成的损失。在抢救时，必须保持统—的指挥和严密的组织，严禁冒险蛮干和惊慌失措，严禁各行其是和单独行动；要采取防止灾区条件恶化和保障救灾人员安全的措施，特别要提高警惕，避免中毒、窒息、爆炸、触电、二次突出、顶帮二次垮落等再生事故的发生。 3．安全撤离

当受灾现场不具备事故抢救的条件，或可能危及人员的安全时，应由在场负责人或有经验的老工人带领，根据矿井灾害预防和处理计划中规定的撤退路线和当时当地的实际情况，尽量选择安全条件最好、距离最短的路线，迅速撤离危险区域。在撤退时，要服从领导，听从指挥，根据灾情使用防护用品和器具；遇有溜煤眼、积水区、垮落区等危险地段，应探明情况，谨慎通过。 4．妥善避灾

如无法撤退(通路被冒顶阻塞、在自救器有效工作时间内不能到达安全地点等)时，应迅速进入预先筑好的或就近地点快速建筑的临时避难峒室，妥善避灾，等待矿山救护队的援救，切忌盲动。 二、自救器和避难硐室

《煤矿安全规程》规定：入井人员必须随身携带自救器。在突出煤层采掘工作面附近，爆破时撤离人员集中地点必须设有直通矿调度室的电话，并设置有供给压缩空气设施的避难硐室。

(一)自救器

自救器是一种轻便、体积小、便于携带，戴用迅速、作用时间短的个人呼吸保护装备。当井下发生火灾、爆炸、煤和瓦斯突出等事故时，供人员佩戴，可有效防止中毒或窒息。

自救器分为过滤式和隔离式两类，为确保防护性能，必须定期进行性能检验。

1．过滤式自救器

它是利用装有化学氧化剂的滤毒装置将有毒空气氧化成无毒空气供佩戴者呼吸用的呼吸保护器。仅能防护一氧化碳一种气体。适用于灾区内空气中氧浓度不低于18％和一氧化碳浓度不高于1．5％。 2)注意事项：

(1)在井下工作，当发现有火灾或瓦斯爆炸现象时，必须立即佩用自救器，撤离现场。

(2)佩用自救器时，当空气中一氧化碳浓度达到或超过0.5％，吸气时会有些干、热的感觉，这是自救器有效工作的正常现象。必须佩用到安全地带，方能取下自救器，切不可因干、热感觉而取下。 (3)佩用自救器撤离时，要求匀速行走，保持呼吸均匀。禁止狂奔和取下鼻夹、口具或通过口具讲话。

(4)在佩用自救器时，因外壳碰瘪，不能取出过滤罐，则带着外壳也能呼吸。为了减轻牙齿的负荷可以用手托住罐体。

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(5)平时要避免摔落、碰撞自救器，也不许当座垫用，防止漏气失效。 2．化学氧自救器

它是利用化学生氧物质产生氧气，供矿工从灾区撤退脱险用的呼吸保护器。用于灾区环境大气中缺氧或存有有毒气体的条件下。 使用时按以下步骤进行：

(1)佩戴时，将腰带穿入自救器腰带环内，并固定在背部后侧腰间。 (2)使用时，先将自救器沿腰带转到右侧腹前、左手托底，右手下拉护罩胶片，使护罩挂钩脱离壳体丢掉。再用右手掰锁口带扳手至封条断开后，丢开锁口带。 (3)左手抓住下外壳，右手将上外壳用力拔下丢掉。 (4)将挎带套在脖子上。

(5)用力提起口具，立即拔掉口具塞并同时将口具放入口中，口具片置于唇齿之间，牙齿紧紧咬住牙垫，紧闭嘴唇。

(6)两手同时抓住两个舁夹垫的圆柱形把柄，将弹簧拉开，憋住一口气，使鼻夹垫准确地夹住鼻子。

(7)戴好头带。将头带分开，一根戴在头顶，一根戴在后脑勺上。 (8)戴好安全帽，迅速撤离灾区。

(9)撤离灾区时若感到吸气不足时，应放慢脚步，做长呼吸，待气量充足时再快步行走。

3．压缩氧自救器

它是利用压缩氧气供氧的隔离式呼吸保护器，是一种可反复多次使用的自救器，每次使用后只需要更换新吸收二氧化碳的氢氧化钙吸收剂和重新充装氧气即可重复使用。用于有有毒气体或缺氧的环境条件下。 1)使用方法。

(1)携带时挎在肩膀上。

(2)使用时，先打开外壳封口带扳把。

(3)再打开上盖，然后左手抓住氧气瓶，右手用力向上提上盖，此时氧气瓶开关即自动打开，随后将主机从下壳中拖出。 (4)摘下帽子，挎上挎带。

(5)拔开口具塞，将口具放入嘴内，牙齿咬住牙垫。 (6)将鼻夹夹在鼻子上，开始呼吸。

(7)在呼吸的同时，按动补给按钮，大约1—2s，气囊充满后立即停止(使用过程中发现气囊空，供气不足时，按上述方法操作)。 (8)挂上腰钩。 2)注意事项。

1)高压氧气瓶储装有20MPa的氧气，携带过程中要防止撞击磕碰，或当座垫使用。

(2)携带过程中严禁开启扳把。

(3)佩用撤离时，严禁摘掉口具、鼻夹或通过口具讲话。 4．自救器的选用原则

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对于流动性较大，可能会遇到各种灾害威胁的人员(如测风员、瓦斯检查员)应选用隔离式自救器。就地点而言，在煤与瓦斯突出矿井或突出区域的采掘工作面和瓦斯矿井的掘进工作面，应选用隔离式自救器(因这些地点发生啦故后往往是空气中氧气浓度过低或一氧化碳浓度过高)。其他情况下，一般可选用过滤式自救器。

(二)避难硐室

避难硐室是供矿工在遇到事故无法撤退而躲避待救的设施。分永久避难硐室和临时避难硐室2种。永久避难硐室事先设在井底乍场附近或采区工作地点安全出口的路线上。对其要求是：设有与矿调度室直通电话，构筑坚固，净高不低于2m，严密不透气或采用—上压供风，并备有供避难者呼吸的供气设备(充满氧气的氧气瓶或压气管和减压装置)、隔离式自救器、药品和饮水等；设在采区安全出口路线上的避难硐室，距人员集中工作地点应不超过500m，其大小应能容纳采区全体人员。临时避难硐室是利用独头巷道、硐室或两道风门之间的巷道，由避灾人员临时修建的；所以，应在这些地点事先准备好所需的木板、木桩、粘土、砂子或砖等材料，还应装有带阀门的压气管。避灾时，若无构筑材料，避灾人员就用衣服和身边现有的材料临时构筑避难硐室，以减少有害气体的侵入。

在避难硐室内避难时应注意以下事项：

(1)进入避难硐室前，应在硐室外留有衣物、矿灯等明显标志，以便救护队发现。

(2)待救时应保持安静，不急躁，尽量俯卧于巷道底部，以保持精力、减少氧气消耗，并避免吸入更多的有毒气体。

(3)硐室内只留一盏矿灯照明，其余矿灯全部关闭，以备再次撤退时使用。 (4)间断敲打铁器或岩石等发出呼救信号。 (5)全体避灾人员要团结互助、坚定信心。

(6)被水堵在上山时，不要向下跑出探望。水被排走露出棚顶时，也不要急于出来以防二氧化硫、硫化氢等气体中毒。

(7)看到救护人员后，不要过分激动，以防血管破裂。 三、各类灾害事故时避灾自救与互救措施 (一)瓦斯与煤尘爆炸事故时的自救与互救 1．防止瓦斯爆炸时遭受伤害的措施

据亲身经历过瓦斯爆炸的人员回忆，瓦斯爆炸前感觉到附近空气有颤动的现象发生，有时还发出嘶嘶的空气流动声，一般被认为是瓦斯爆炸前的预兆。 井下人员一旦发现这种情况时，要沉着、冷静，采取措施进行自救。具体方法是：背向空气颤动的方向，俯卧倒地，面部贴在地面，以降低身体高度，避开冲击波的强力冲击，并闭住气暂停呼吸，用毛巾捂住口鼻，防止把火焰吸入肺部。最好用衣物盖住身体，尽量减少肉体暴露面积，以减少烧伤。爆炸后，要迅速按规定佩戴好自救器，弄清方向，沿着避灾路线，赶快撤退到新鲜风流中。若巷道破坏严重，不知撤退是否安全时，可以到棚子较完整的地点躲避等

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待救护。

2．掘进工作面瓦斯爆炸后矿工的自救与互救措施

如发生小型爆炸，掘进巷道和支架基本未遭破坏，遇险矿工未受直接伤害或受伤不重时，应立即打开随身携带的自救器，佩戴好后迅速撤出受灾巷道到达新鲜风流中。对于附近的伤员，要协助其佩戴好自救器，帮助撤出危险区；不能行走的伤员，在靠近新鲜风流30—50m范围内，要设法抬运到新风中，如距离远，则只能为其佩戴自救器，不可抬运。撤出灾区后，要立即向矿调度室报告。

如发生大型爆炸，掘进巷道遭到破坏，退路被阻，但遇险矿工受伤不重时，应佩戴好自救器，千方百计疏通巷道，尽快撤到新鲜风流中。如巷道难以疏通，应坐在支护良好的棚子下面，或利用一切可能的条件建立临时避难硐室，相互安慰、稳定情绪，等待救助，并有规律的发出呼救信号。对于受伤严重的矿工要为其佩戴好自救器，使其静卧待救。并且要利用压风管道、风筒等改善避难地点的生存条件。

3．采煤工作面瓦斯爆炸后矿工的自救与互救措施

如果进回风巷道没有垮落堵死，通风系统破坏不大，所产生的有害气体，较易被排除。这种情况下，采煤工作面进风侧的人员一般不会受到严重伤害，应迎风撤出灾区。回风侧的人员要迅速佩戴自救器，经最近的路线进入进风侧。如果爆炸造成严重的塌落冒顶，通风系统被破坏，爆源的进、回风侧都会聚积大量的一氧化碳和其他有害气体，该范围所有人员都有发生一氧化碳中毒的可能。为此，在爆炸后，没有受到严重伤害的人员，要立即打开自救器佩戴好。在进风侧的人员要逆风撤出，在回风侧的人员要设法经最短路线，撤退到新鲜风流中。如果冒顶严重撤不出来，首先要把自救器佩用好，并协助重伤员在较安全地点待救；附近有独头巷道时，也可进入暂避，并尽可能用木料、风筒等设立临时避难场所，并把矿灯、衣物等明显的标识物，挂在避难场所外面明显的地方，然后进入室内静卧待救。 (二)煤与瓦斯突出时的自救与互救

1．发现突出预兆后现场人员的避灾措施 (1)矿工在采煤工作面发现有突出预兆时，要以最快的速度通知人员迅速向进风侧撤离。撤离中快速打开隔离式自救器并佩用好，迎着新鲜风流继续外撤。如果距离新鲜风流太远时，应首先到避难所、或利用压风自救系统进行自救。 (2)掘进工作面发现煤和瓦斯突出的预兆时，必须向外迅速撤至防突反向风门之外，之后把防突风门关好，然后继续外撤。如自救器发生故障或佩用自救器不能安全到达新鲜风流时，应在撤出途中到避难所或利用压风自救系统进行自救，等待救护队援救。

2．发生突出事故后现场人员的避灾措施

在有煤与瓦斯突出危险的矿井，矿工要把自己的隔离式自救器带在身上，一旦发生煤与瓦斯突出啦故，立即打开外壳佩戴好，迅速外撤。

矿工在撤退途中，如果退路被堵，或自救器有效时间不够，可到矿井专门设

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置的井下避难所或压风自救装置处暂避，也可寻找有压缩空气管路的巷道、硐室躲避。这时要把管子的螺丝接头卸开，形成正压通风，延长避难时间，并设法与外界保持联系。

(三)矿井火灾事故时的自救与互救

(1)首先要尽最大的可能迅速了解或判明事故的性质、地点、范围和事故区域的巷道情况、通风系统、风流及火灾烟气蔓延的速度、方向以及与自己所处巷道位置之间的关系，并根据矿井灾害预防和处理计划及现场的实际情况，确定撤退路线和避灾自救的方法。

(2)撤退时，任何人无论在任何情况下都不要惊慌、不能狂奔乱跑。应在现场负责人及有经验的老工人带领下有组织地撤退。

(3)位于火源进风侧的人员，应迎着新鲜风流撤退。

(4)位于火源回风侧的人员或是在撤退途中遇到烟气有中毒危险时，应迅速戴好自救器，尽快通过捷径绕到新鲜风流中去或在烟气没有到达之前，顺着风流尽快从回风出口撤到安全地点；如果距火源较近而且越过火源没有危险时，也可迅速穿过火区撤到火源的进风侧。

(5)如果在自救器有效作用时间内不能安全撤出时，应在设有储存备用自救器的硐室换用自救器后再行撤退，或是寻找有压风管路系统的地点，以压缩空气供呼吸之用。

(6)撤退行动既要迅速果断，又要快而不乱。撤退中应靠巷道有联通出口的一侧行进，避免错过脱离危险区的机会，同时还要随时注意观察巷道和风流的变化情况，谨防火风压可能造成的风流逆转。人与人之间要互相照应，互相帮助，团结友爱。

(7)如果无论是逆风或顺风撤退，都无法躲避着火巷道或火灾烟气可能造成的危害，则应迅速进入避难硐室；没有避难硐室时应在烟气袭来之前，选择合适的地点就地利用现场条件，快速构筑临时避难硐室，进行避灾自救。

(8)逆烟撤退具有很大的危险性，在一般情况下不要这样做，除非是在附近有脱离危险区的通道出口，而且又有脱离危险区的把握时；或是只有逆烟撤退才有争取生存的希望时，才采取这利撤退方法。

(9)撤退途中，如果有平行并列巷道或交叉巷道时，应靠有平行并列巷道和交叉巷口的一侧撤退，并随时注意这些出口的位置，尽快寻找脱险出路。在烟雾大、视线不清的情况下，要摸着巷道壁前进，以免错过联通出口。

(10)当烟雾在巷道里流动时，一般巷道空间的上部烟雾浓度大、温度高、能见度低，对人的危害也严重，而靠近巷道底板情况要好一些，有时巷道底部还有比较新鲜的低温空气流动。为此，在有烟雾的巷道里撤退时，在烟雾不严重的情况下，即使为了加快速度也不应直立奔跑，而应尽量躬身弯腰，低着头快速前进。如烟雾大、视线不清或温度高时，则应尽量贴着巷道底板和巷壁，摸着铁道或管道等爬行撤退。

(11)在高温浓烟的巷道撤退还应注意利用巷道内的水，浸湿毛巾、衣物或向身上淋水等办法进行降温，改善自己的感觉，或是利用随身物件等遮挡头面部，

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以防高温烟气的刺激等。 (12)在撤退过程中，当发现有发生爆炸的前兆时(当爆炸发生时，巷道内的风流会有短暂的停顿或颤动，应当注意的是这与火风压可能引起的风流逆转的前兆有些相似)，有可能的话要立即避开爆炸的正面巷道，进入旁侧巷道，或进入巷道内的躲避硐室；如果情况紧急，应迅速背向爆源，靠巷道的一帮就地顺着巷道爬卧，面部朝下紧贴巷道底板、用双臂护住头面部并尽量减少皮肤的外露部分；如果巷道内有水坑或水沟，则应顺势爬入水中。在爆炸发生的瞬间，要尽力屏住呼吸或是闭气将头面浸入水中，防止吸入爆炸火焰及高温有害气体，同时要以最快的动作戴好自救器。爆炸过后，应稍事观察，待没有异常变化迹象，就要辨明情况和方向，沿着安全避灾路线，尽快离开灾区，转入有新鲜风流的安全地带。

(四)矿井透水事故时的自救与互救 1．透水后现场人员撤退时的注意事项

(1)透水后，应在可能的情况下迅速观察和判断透水的地点、水源、涌水量、发生原因、危害程度等情况，根据灾害预防和处理计划中规定的撤退路线，迅速撤退到透水地点以上的水平，而不能进入透水点附近及下方的独头巷道。 (2)行进中，应靠近巷道一侧，抓牢支架或其他固定物体，尽量避开压力水头和泄水流，并注意防止被水中滚动的矸石和木料撞伤。

(3)如透水破坏了巷道中的照明和路标，迷失行进方向时，遇险人员应朝着有风流通过的上山巷道方向撤退。

(4)在撤退沿途和所经过的巷道交叉口，应留设指示行进方向的明显标志，以提示救护人员的注意。

(5)人员撤退到竖井，需从梯子间上去时，应遵守秩序，禁止慌乱和争抢。行动中手要抓牢，脚要蹬稳，切实注意自己和他人的安全。

(6)如惟一的出口被水封堵无法撤退时，应有组织的在独头工作面躲避，等待救护人员的营救。严禁盲目潜水逃生等冒险行为。 2．透水后被围困时的避灾自救措施 (1)当现场人员被涌水围困无法退出时，应迅速进入预先筑好的避难硐室中避灾，或选择合适地点快速建筑临时避难硐室避灾。迫不得已时，可爬上巷道中高冒空间待救。如系老窑透水，则须在避难硐室处建临时挡墙或吊挂风帘，防止被涌出的有毒有害气体伤害。进入避难硐室前，应在硐室外留设明显标志。 (2)在避灾期间，遇险矿工要有良好的精神心理状态，情绪安定、自信乐观、意志坚强。要作好长时间避灾的准备，除轮流担任岗哨观察水情的人员外，其余人员均应静卧，以减少体力和空气消耗。

(3)避灾时，应用敲击的方法有规律、间断地发出呼救信号，向营救人员指示躲避处的位置。

(4)被困期间断绝食物后，即使在饥饿难忍的情况下，也应努力克制自己，决不嚼食杂物充饥。需要饮用井下水时，应选择适宜的水源，并用纱布或衣服过滤。

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(5)长时间被困在井下，发觉救护人员到来营救时，避灾人员不可过度兴奋和慌乱，以防发生意外。

(五)冒顶事故时的自救与互救

1．采煤工作面冒顶时的避灾自救措施

(1)迅速撤退到安全地点。当发现工作地点有即将发生冒顶 的征兆，而当时又难以采取措施防止采煤工作面顶板冒落时，最好的避灾措施是迅速离开危险区，撤退到安全地点。

(2)遇险时要靠煤帮贴身站立或到木垛处避灾。从采煤工作面发生冒顶的实际情况来看，顶板沿煤壁冒落是很少见的。因此，当发生冒顶来不及撤退到安全地点时，遇险者应靠煤帮贴身站立避灾，但要注意煤壁片帮伤人。另外，冒顶时可能将支柱压断或推倒，但在一般情况下不可能压垮或推倒质量合格的木垛。因此，如遇险者所在位置靠近木垛时，可撤至木垛处避灾。

(3)遇险后立即发出呼救信号。冒顶对人员的伤害主要是砸伤、掩埋或隔堵。冒落基本稳定后，遇险者应立即采用呼叫、敲打(如敲打物料、岩块，可能造成新的冒落时，则不能敲打，只能呼叫)等方法，发出有规律、不间断的呼救信号，以便救护人员和撤出人员了解灾情，组织力量进行抢救。 (4)遇险人员要积极配合外部的营救工作。冒顶后被煤矸、物料等埋压的人员，不要惊慌失措，在条件不允许时切忌采用猛烈挣扎的办法脱险，以免造成事故扩大。被冒顶隔堵的人员，应在遇险地点有组织地维护好自身安全，构筑脱险通道，配合外部的营救工作，为提前脱险创造良好条件。 2．独头巷道迎头冒顶被堵人员避灾自救措施

(1)遇险人员要正视已发生的灾害，切忌惊慌失措，坚信矿领导和同志们一定会积极进行抢救。应迅速组织起来，主动听从灾区中班组长和有经验老工人的指挥。团结协作，尽量减少体力和隔堵区的氧气消耗，有计划地使用饮水、食物和矿灯等。做好较长时间避灾的准备。

(2)如人员被困地点有电话，应立即用电话汇报灾情、遇险人数和计划采取的避灾自救措施；否则，应采用敲击钢轨、管道和岩石等方法，发出有规律的呼救信号，并每隔一定时间敲击一次，不间断地发出信号，以便营救人员了解灾情，组织力量进行抢救。

(3)维护加固冒落地点和人员躲避处的支架，并经常派人检查，以防止冒顶进一步扩大，保障被堵人员避灾时的安全。 (4)如人员被困地点有压风管，应打开压风管给被困人员输送新鲜空气，并稀释被隔堵空间的瓦斯浓度。但要注意保暖。 四、事故现场负责人救灾组织

矿井发生爆炸、火灾、水灾、冒顶、煤与瓦斯突出等重大灾害事故时的初期阶段，波及的范围和危害一般较小，既是扑救和控制事故的有利时期，也是决定矿井和人员安全的关键时刻。多数情况下，事故发生初期，矿山专业救护人员难以及时到达现场抢救，灾区人员如何及时、正确地开展自救、互救，对保护自身安全和控制灾情损失具有重要作用。抢险救灾实践证明，事故现场负责

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人(区队长、班组长、矿山干部，也包括有经验的老工人、瓦斯检查员等)若能发挥高度政治责任心，勇于承担事故现场救灾职责，正确组织遇险人员救灾与避灾，对减少灾害损失，会起到不可估量的作用。

事故现场负责人，为了充分发挥现场组织救灾作用，必须根据本人的工作环境特点，认识和掌握常见事故的规律，了解事故发生前的预兆和书故发生后的征兆，牢记各种事故的避灾要点，熟悉矿井的避灾路线和安全出口，掌握抢救伤员的基本方法和现场刨伤急救操作技术。

事故发生后，现场负责人要充分发挥高度政治责任心，勇敢地担负起现场救灾职责。同时还必须做到以下各点：

(1)认真组织。要求所有人员要统一行动，听从指挥，任何情况下都不得各行其是、盲目蛮干。

(2)沉着冷静。要保持清醒的头脑，临危不乱，鼓动大家树立坚定的信心，并在各环节上做好充分准备，谨慎妥善地行动。

（3)遵循原则。要求遇险人员遵循救灾和避灾基本原则。即：及时报告灾情、积极抢救、安全撤离和妥善避灾。

(4)随机应变。在组织抢救、撤离灾区和避灾待救时，要密切注意灾情变化，当可能出现危及人员安全时，要果断采取应变措施，避免人员伤亡。切忌图省事或存侥幸心理冒险行动。

(5)及时联络。在整个抢险和避灾过程中，要想方设法，及时与矿调度室取得联系，告知灾情、遇险人员位置、人数、遇到的困难情况等，争取早日获救。 (6)团结互助。现场负责人要以身作则，并要求所有遇险人员发扬团结互助的精神和先人后己的风格，要充分做好思想工作，发挥积极力量，互相照顾、同心协力，共度难关。要尽量使遇险人员保持稳定的情绪和良好的心理状态，树立坚定的获救脱险的信念，互相鼓励，以极大的毅力克服一切困苦，直到最后胜利；特别是在遇险待救时间较长时，千万不可悲观失望和过分忧虑，更不得急躁盲动。

第二节 现场急救

一、现场创伤急救技术

现场创伤急救技术包括人工呼吸、心脏复苏、止血、创伤包扎、骨折临时固定和伤员搬运。 (一)人工呼吸

人工呼吸适用于触电休克，溺水，有害气体中毒、窒息或外伤窒息等引起的呼吸停止、假死状态者。如果呼吸停止不久大都能用人工呼吸方法进行抢救。 在施行人工呼吸前，先要将伤员运送到安全、通风良好的地点，将伤员领口解开，放松腰带，注意保持体温。腰背部要垫上软的衣服等。应先清除口中脏物，把舌头拉出或压住，防止堵住喉咙，妨碍呼吸。各种有效的人工呼吸必须在呼吸道畅通的前提下进行。常用的方法有口对口吹气法、仰卧压胸法和俯卧压背法3种。

1.口对口吹气法

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它是效果最好、操作最简单的一种方法。操作前使伤员仰卧，救护者在其头的一侧，一手托起伤员下颌，并尽量使其头部后仰，另一手将其鼻孔捏住，以免吹气时，从鼻孔漏气；自己深吸一口气，紧对伤员的口将气吹入，造成伤员吸气，然后，松开捏鼻的手，并用一手压其胸部以帮助伤员呼气。如此有节律地、均匀地反复进行，每分钟应吹气14～16次。注意吹气时切勿过猛、过短，也不宜过长，以占一次呼吸周期的1／3为宜。 2．仰卧压胸法

让伤员仰卧，救护者跨跪在伤员大腿两侧，两手拇指向内，其余四指向外伸开，干放在其胸部两侧乳头之下，借半身重力压伤员胸部，挤出伤员肺内空气；然后，救护者身体后仰，除去压力，伤员胸部依其弹性自然扩张，使空气吸入肺内。如此有节律地进行，要求每分钟压胸“一20次，如图9—3所示。 此法不适用于胸部外伤或二氧化硫、二氧化氮中毒者，也不能与胸外心脏挤压法同时进行。 3。俯卧压背法

此法与仰卧压胸法操作法大致相同，只是伤员俯卧，救护者跨跪在伤员大腿两侧，如图9—4所示。因为这种方法便于排出肺内水分，因而此法对溺水急救较为适合。 (二)心脏复苏

心脏复苏操作主要有心前区叩击术和胸外心脏按压术两种方法。 1.心前区叩击术

心脏骤停后立即叩击心前区，叩击力中等，一般可连续叩击3～5次，并观察脉搏、听听心音。若恢复则表示复苏成功；反之，应立即放弃，改用胸外心脏按压术。操作时，使伤员头低脚高，施术者以左手掌置其心前区，右手握拳，在左手背上轻叩。 2．胸外心脏按压术

此法适用于各种原因造成的心跳骤停者。在胸外心脏按压前，应先作心前区叩击术，如果叩击无效，应及时正确地进行胸外心脏按压。其操作方法是： 首先将伤员仰卧木板上或地上，解开其上衣和腰带，脱掉其胶鞋。救护者位于伤员左侧，手掌面与前臂垂直，一手掌面压在另一手掌面上，使双手重叠，置于伤员胸骨1／3处(其下方为心脏)，以双肘和臂肩之力有节奏地、冲击式地向脊柱方向用力按压，使胸骨压下3—4cm(有晌骨下陷的感觉就可以了)；按压后，迅速抬手使胸骨复位，以利于心脏的舒张。按压次数，以每分钟60一助次为宜。按压过快，心脏舒张不够充分，心室内血液不能完全充盈；按压过慢，动脉压力低，效果也不好。 使用此法时的注意事项是：

（1）按压的力量应因人而异；对身强力壮的伤员，按压力量可大些；对年老体弱的伤员，力量宜小些。按压的力量要稳健有力，均匀规则，重力应放在手掌根部，着力仅在胸骨处，切勿在心尖部按压，同时注意用力不能过猛，否则可致肋骨骨折，心包积血或引起气胸等。

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(2)胸外心脏按压与口对口吹气应同时施行，一般每按压心脏4次，作口对口吹气1次，如1人同时兼作此两种操作，则每按压心脏10～15次，较快地连续吹气2次，

(3)按压显效时，可摸到颈总动脉、股动脉搏动，散大的瞳孔开始缩小，口唇、皮肤转为红润。 (三)止血法

止血方法很多，常用暂时性的止血方法有以下几种： 1．指压止血法

即在伤口附近靠近心脏一端的动脉处，用拇指压住出血的血管，以阻断血流。此法是用于四肢大出血的暂时性止血措施；在指压止血的同时，应立即寻找材料，准备换用其他止血方法。 2．加垫屈肢止血法

当前臂和小腿动脉出血不能制止时，如果没有骨折和关节脱位，这时可采用加垫屈肢止血法止血。在肘窝处或膝窝处放入叠好的毛巾或布卷，然后屈肘关节或屈膝关节，再用绷带或宽布条等将前臂与上臂或小腿与大腿固定， 3．止血带止血法

当上肢或下肢大出血时，在井下可就地取材，使用胶管或电缆皮等，压迫出血伤口的近心端进行止血。 1)止血带的使用方法：

(1)在伤口近心端上方先加垫；

(2)急救者左手拿止血带，上端留5寸，紧贴加垫处； (3)右手拿止血带长端，拉紧环绕伤肢伤口近心端上方两周，然后将止血带交左手中、食指夹紧；

(4)左手中、食指夹止血带，顺着肢体下拉成环； (5)将上端一头插入环中拉紧固定；

(6)在上肢应扎在上臂的上1／3处，在下肢应扎在大腿的中下1／3处。 2)止血带使用注意事项：

(1)扎止血带前，应先将伤肢抬高，防止肢体远端因瘀血而’增加失血量。 (2)扎止血带时要有衬垫，不能直接扎在皮肤上，以免损伤皮下神经。

(3)前臂和小腿不适于扎止血带，因其均有两根平行的骨干，骨间可通血流，所以止血效果差。但在肢体离断后的残端可使用止血带，要尽量扎在靠近残端处。

(4)禁止扎在上臂的中段，以免压伤桡神经，引起腕下垂。

(5)止血带的压力要适中，即达到阻断血流又不损伤周围组织为度。

(6)止血带止血持续时间一般不超过1h，太长可导致肢体坏死，太短会使出血、休克进一步恶化。因此使用止血带的伤员必 须配有明显标志，并准确记录开始扎止血带的时间，每o．5～1h缓慢放松一次止血带，放松时间为1～3min，此时可抬高伤肢压迫局部止血；再扎止血带时应在稍高的平面上绑扎，不可在同一部位反复绑扎。使用止血带以不超过2h为宜，应尽快将伤员送到医院救治。

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4．加压包扎止血法

主要适用于静脉出血的止血。其方法是：将干净的纱布、毛巾或布料等盖在伤口处，然后用绷带或布条适当加压包扎，即可止血。压力的松紧度以能达到止血而不影响伤肢血循环为宜。 (四)创伤包扎

包扎的目的：保护伤口和创面，减少感染；减轻痛苦；加压包扎有止血作用；用夹板固定骨折的肢体时需要包扎，以减少继发损伤，也便于运送医院。 现场进行创伤包扎可就地取材，用毛巾、手帕、衣服撕成的布条等进行。包扎的方法如下： 1．布条包扎法

(1)环形包扎法。该法适用于头部、颈部、腕部及胸部、腹部等处。将布条作环行重叠缠绕肢体数圈后即成。

(2)螺旋包扎法。该法用于前臂、下肢和手指等部位的包扎。先用环形法固定起始端，把布条渐渐地斜旋上缠或下缠，每圈压前圈的一半或1／3，呈螺旋形，尾部在原位上缠2圈后予以固定。 (3)螺旋反折包扎法。该法多用于粗细不等的四肢包扎。开始先做螺旋形包扎，待到渐粗的地方，以一手拇指按住布条上面，另一手将布条自该点反折向下，并遮盖前圈的一半或1／3。各圈反折须排列整齐，反折头不宜在伤口和骨头突出部分。

(4)“8”字包扎法。该法多用于关节处的包扎。先在关节中部环形包扎两圈，然后以关节为中心，从中心向两边缠，一圈向上，一圈向下，两圈在关节屈侧交叉，并压住前圈的l／2。 2．毛巾包扎法

(1)头顶部包扎法。毛巾横盖于头顶部，’包住前额，两角拉向头后打结，两后角拉向下颌打结，如图9—9所示。或者是毛巾横盖于头顶部，包住前额，两前角拉向头后打结，然后两后角向前折叠，左右交叉绕到前额打结。如毛巾太短可接带子。

(2)面部包扎法。将毛巾横置，盖住面部，向后拉紧毛巾的两端，在耳后将两端的上、下角交叉后分别打结，眼、鼻、嘴处剪洞。

(3)下颌包扎法。将毛巾纵向折叠成四指宽的条状，在一端一小带，毛巾中间部分包住下颌，两端上提，小带经头顶部在另一侧耳前与毛巾交叉，然后小带绕前额及枕部与毛巾另一端打结。

(4)肩部包扎法。单肩包扎时，毛巾斜折放在伤侧肩部，腰边穿带子在上臂固定，叠角向上折，一角盖住肩的前部，从胸前拉向对侧腋下，另一角向上包住肩部，从后背拉向对侧腋下打结。

(5)胸部包扎法。全胸包扎时，毛巾对折，腰边中间穿带子，由胸部围绕到背后打结固定。胸前的两片毛巾折成三角形，分别将角上提至肩部，包住双侧胸，两角各加带过肩到背后与横带相遇打结。 背部包扎与胸部包扎法相同。

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(6)腹部包扎法。将毛巾斜对折?中间穿小舍，小带的两部拉向后方，在腰部打结，使毛巾盖住腹部。将上、下两片毛巾的前角各扎一小带，分别绕过大腿根部与毛巾的后角在大腿外侧打结。 臂部包扎与腹部包扎法相同。 包扎时应注意以下事项：

(1)包扎时，应做到动作迅速敏捷，不可触碰伤口，以免引起出血、疼痛和感染。

(2)不能用井下的污水冲洗伤口。伤口表面的异物(如煤块、矸石等)应去除，但深部异物需运至医院取出，防止重复感染。 (3)包扎动作要轻柔、松紧度要适宜，不可过松或过紧，结头不要打在伤口上，应使伤员体位舒适，绷扎部位应维持在功能位置。

(4)脱出的内脏不可纳回伤口，以免造成体腔内感染。 (5)包扎范围应超出伤口边缘5～10cm。 (五)骨折临时固定

骨折固定可减轻伤员的疼痛，防止因骨折端移位而刺伤邻近组织、血管、神经，也是防止创伤休克的有效急救措施。 1．操作要点

(1)在进行骨折固定时，应使用夹板、绷带、三角巾、棉垫等物品。手边没有时，可就地取材，如树枝、木板、木棍、硬纸板、塑料板、衣物、毛巾等均可代替。必要时也可将受伤肢体固定于伤员健侧肢体上，如下肢骨折可与健侧绑在一起，伤指可与邻指固定在一起。若骨折断端错位，救护时暂不要复位，即使断

端已穿破皮肤露出外面。也不可进行复位，而应按受伤原状包扎回定。 (2)骨折固定应包括上、下两个关节，在肩、肘、腕、股、膝、踝等关节处应垫棉花或衣物，以免压破关节处皮肤，固定应以伤肢不能活动为度，不可过松或过紧。

(3)搬运时要做到轻、快、稳。 2．固定方法

(1)上臂骨折。于患侧腋窝内垫以棉垫或毛巾，在上臂外侧安放垫衬好的夹板或其他代用物，绑扎后，使肘关节屈曲900，将患肢捆于胸前，再用毛巾或布条将其悬吊于胸前。

(2)前臂及手部骨折。用衬好的两块夹板或代用物，分别置放在患侧前臂及手的掌侧及背侧，以布带绑好，再以毛巾或布条将臂吊于胸前。

(3)大腿骨折。用长木板放在患肢及躯干外侧，半髋关节、大腿中段、膝关节、小腿中段、踝关节同时固定。

(4)小腿骨折。用长、宽合适的木夹板2块，自大腿上段至踝关节分别在内外2侧捆绑固定。 (5)骨盆骨折。用衣物将骨盆部包扎住，并将伤员两下肢互相捆绑在一起，膝、踝间加以软垫，曲髋、曲膝。要多人将伤员仰卧平托在木板担架上。有骨盆骨

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折者，应注意检查有无内脏损伤及内出血。

(6)锁骨骨折。以绷带作“∞”形固定，固定时双臂应向后伸。 (六)伤员搬运

井下条件复杂，道路不畅，转运伤员要尽量做到轻、稳、快。没有经过初步固定、止血、包扎和抢救的伤员，一般不应转运。搬运时应做到不增加伤员的痛苦，避免造成新的损伤及合并症。搬运时应注意以下事项： (1)呼吸、心跳骤停及休克昏迷的伤员应先及时复苏后再搬运。若没有懂得复苏技术的人员时，则可为争取抢救的时间而迅速向外搬运，去迎接救护人员进行及时抢救。 ，

(2)对昏迷或有窒息症状的伤员，要把肩部稍垫高，使头部后仰，面部偏向一侧或采用侧卧位和偏卧位，以防胃内呕吐物或舌头后坠堵塞气管而造成窒息，注意随时都要确保呼吸道的通畅。

(3)一般伤员可用担架、木板、风筒、刮板输送机槽、绳网等运送，但脊柱损伤和骨盆骨折的伤员应用硬板担架运送。

(4)对一般伤员均应先行止血、固定、包扎等初步救护后，再进行转运。 (5)一般外伤的伤员，可平卧在担架上，伤肢抬高；胸部外伤的伤员可取半坐位；有开放性气胸者，需封闭包扎后，才可转运。腹腔部内脏损伤的伤员，可平卧，用宽布带将腹腔部捆在担架上，以减轻痛苦及出血。骨盆骨折的伤员可仰卧在硬板担架上，曲髋、曲膝、膝下垫软枕或衣物，用布带将骨盆捆在担架上。

(6)搬运胸、腰椎损伤的伤员时，先把硬板担架放在伤员旁边，由专人照顾患处，另有两三人在保持脊柱伸直位，同时用力轻轻将伤员推滚到担架上，推动时用力大小、快慢要保持一致，要保证伤员脊柱不弯曲。伤员在硬板担架上取仰卧位，受伤部位垫上薄垫或衣物，使脊柱呈过伸位，严禁坐位或肩背式搬运。 (7)对脊柱损伤的伤员，要严禁让其坐起、站立和行走。也不能用一人抬头、一人抱腿或人背的方法搬运，因为当脊柱损伤后，再弯曲活动时，有可能损伤脊髓而造成伤员截瘫甚至突然死亡，所以在搬运时要十分小心。

在搬运颈椎损伤的伤员时，要专有一人抱持伤员的头部，轻轻地向水平方向牵引，并且固定在中立位，不使颈椎弯曲，严禁左右转动。搬运者多人双手分别托住颈肩部、胸腰部、臀部及两下肢，同时用力移上担架，取仰卧位。担架应用硬木板，肩下应垫软枕或衣物，使颈椎呈伸展样(颈下不可垫衣物)，头部两侧用衣物固定，防止颈部扭转，且忌抬头。若伤员的头和颈已处于歪曲位置，则需按其自然固有姿势固定，不可勉强纠正，以避免损伤脊髓而造成高位截瘫，甚至突然死亡。

(8)转运时应让伤员的头部在后面，随行的救护人员要时刻注意伤员的面色、呼吸、脉搏，必要时要及时抢救。随时注意观察伤口是否继续出血、固定是否牢靠，出现问题要及时处理。走上下山时，应尽量保持担架平衡，防止伤员从担架上翻滚下来。

(9)运送到井上，应向接管医生详细介绍受伤情况及检查、抢救经过。

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二、现场急救方法

现场急救的关键在于“及时”。据统计，现场急救搞得好，可减少20％伤员的死亡；人员受伤害后，2min内进行急救的成功率可达70％，4～5min内进行急救的成功率可达43％，15min以后进行急救的成功率则较低。 (一)对中毒或窒息人员的急救

(1)立即将伤员从危险区抢运到新鲜风流中，并安置在顶板良好、无淋水的地点。

(2)立即将伤员口、鼻内的粘液、血块、泥土、碎煤等除去，并解开其上衣和腰带，脱掉其胶鞋。

(3)用衣服覆盖在伤员身上以保暖。

(4)根据心跳、呼吸、瞳孔等特征和伤员的神志情况，初步判断伤情的轻重。正常人每分钟心跳60～80次、呼吸16～18次，两眼瞳孔是等大、等圆的，遇到光线能迅速收缩变小，而且神志清醒。休克伤员的两瞳孔不一样大、对光线反应迟钝或不收缩。对呼吸困难或停止呼吸者，应及时进行人工呼吸。当出现心跳停止的现象(心音、脉搏消失，瞳孔完全散大、固定，意志消失)时，除进行人工呼吸外，还应同时进行胸外心脏按压急救。

(5)对二氧化硫和二氧化氮的中毒者只能进行口对口的人工呼吸，不能进行压胸或压背法的人工呼吸，否则会加重伤情。当伤员出现眼红肿、流泪、畏光、喉痛、咳嗽、胸闷现象时，说明是受二氧化硫中毒所致。当出现眼红肿、流泪、喉痛及手指、头发呈黄褐色现象时，说明伤员是受二氧化氮中毒。

（6)人工呼吸持续的时间以恢复自主性呼吸或到伤员真正死亡时为止。当救护队来到现场后，应转由救护队用苏生器苏生。 (二)对外伤人员的急救 (1)对烧伤人员的急救。

矿工烧伤的急救要点可概括为灭、查、防、包、送五个字。 灭：扑灭伤员身上的火、使伤员尽快脱离热源，缩短烧伤时间。

查：检查伤员呼吸、心跳情况；检查是否有其他外伤或有害气体中毒；对爆炸冲击烧伤伤员，应特别注意有无颅脑或内脏损伤和呼吸道烧伤。

防：要防止休克、窒息、创面污染。伤员因疼痛和恐惧发生休克时或发生急性喉头梗阻而窒息时，可进行人工呼吸等急救。为了减少创面的污染和损伤，在现场检查和搬运伤员时，伤员的衣服可以不脱、不剪开。

包：用较干净的衣服把伤面包裹起来，防止感染。在现场，除化学烧伤可用大量流动的清水持续冲洗外，对创面一般不作处理，尽量不弄破水泡以保持表皮。

送：把严重伤员迅速送往医院。搬运伤员时，动作要轻柔，行进要平稳，并随时观察伤情。

(2)对出血人员的急救。

对这类伤员，首先要争分夺秒，准确有效地止血，然后再进行其他急救处理。止血的方法随出血种类的不同而不同。出血的种类有：①动脉出血，血液

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是鲜红的，而且是从伤口向外喷射。②静脉出血，血液是暗红色，血流缓慢而均匀。⑧毛细血管出血，血液呈红色，像水珠似地从伤口流出。

对毛细血管和静脉出血，一般用干净布条包扎伤口即可，大的静脉出血可用加压包扎法止血，对于动脉出血应采用指压止血法或加压包扎止血法。

对于因内伤而咯血的伤员，首先使其取半躺半坐的姿势，以利于呼吸和预防窒息，然后，劝慰伤员平稳呼吸，不要惊慌，以免血压升高，呼吸加快，使出血量增多。最后等待医生下井急救或护送出井就医。

(3)对骨折人员的急救。对骨折者，首先用毛巾或衣服作衬垫，然后就地取用木棍、木板、竹笆片等材料做成临时夹板，将受伤的肢体固定后，抬送医院。对受挤压的肢体、不得按摩、热敷或绑电缆皮，以免加重伤情。 (三)对溺水者的急救

对溺水人员应迅速采取下列急救措施： (1)转送：把溺水者从水中救出以后，要立即送到比较温暖和空气流通的地方，松开腰带，脱掉湿衣服，盖上干衣服，以保持体温。

(2)检查：以最快的速度检查溺水者的口鼻，如果有泥水和污物堵塞，应迅速清除，擦洗干净，以保持呼吸道通畅。

（3)控水：使溺水者取俯卧位，用木料、衣服等垫在肚子下面；或将左腿跪下，把溺水者的腹部放在救护者的右侧大腿上，使其头朝下，并压其背部，迫使其体内的水由气管、口腔里流出。

(4)人工呼吸：上述方法控水效果不理想时，应立即做俯卧压背式人工呼吸或口对口吹气，或胸外心脏挤压。 (四)对触电者的急救

(1)立即切断电源，或使触电者脱离电源。

(2)迅速观察伤员有无呼吸和心跳。如发现已停止呼吸或心音微弱，应立即进行人工呼吸或胸外心脏挤压。

(3)若呼吸和心跳都已停止时，应同时进行人工呼吸和胸外心脏挤压。

(4)对遭受电击者，如有其他损伤(如跌伤、出血等)，应作相应的急救处理。

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