煤矿瓦斯检查工安全基本知识
第一节 煤矿地质基本知识
一、煤层埋藏特征
煤层是指顶、底板岩石之间所夹的一层煤及其矸石层。煤层是煤系的主要组成部分，煤层数、厚度及其变化是评价煤田经济价植的主要因素。因此，了解煤层的成因、赋存状态、厚度及其变化对煤矿生产是极为重要的。
(一)煤层的形成
煤层是地壳运动的产物。它是在地壳缓慢下降过程,由泥炭层经煤化作用转变而成的。
1.当沼泽中植物遗体堆积的泥炭形成速度和地壳沉降速度大体致时，泥炭层会不断加厚(即二者保持均衡状态)，长期持续的均衡状态，就会形成厚煤层或巨厚煤层，如图2-la所示。
2.当地壳沉降速度大于植物遗体堆积速度时，植物来小及供应，泥炭堆积也就停止 ，在原有泥炭层之上沉积了泥砂质的碎屑沉积物，成为煤层顶板或为煤层中的夹矸，如图2-1b、c所示。
3.当地壳沉降速度小于植物遗体堆积速度时，沼泽供水条件逐渐困难，植物遗体堆积停止，并可使原已堆积的泥炭层也遭受风化剥蚀，从而形成薄煤层，如图2-d所示。
在地壳沉降过程中，会有多次小型振荡运动因此可出现多煤层沉积。总之，地壳运动的性质对煤层的形成，煤层层数和厚度等都有直接的关系。
(二)煤层的项、底板
位于煤层的上覆、下伏岩层称为煤层的顶、底板。煤层顶、底板岩石的性质、强度及含水性对采煤工作有直接影响。它是确定巷道支护方式，选择采空区处理方法的重要依据。
1.顶板：位于.煤层的上
覆岩层，称为煤层的顶板。
根据岩性、厚度及采煤过程
中垮落的难易程度，顶板分
为三种类刑.如图2一2所
示。
(1)伪顶：它直接位于煤层之上，多为几厘米至十几厘米厚的炭质泥岩或泥岩，富含植物化石在采煤过程中，常常随采随落，不易维护。
(2)直接顶：覆盖在伪顶之上的岩层，常为数米厚的粉砂岩、页岩、泥岩等。它比伪稳定，在采煤过程中，经常在采过一段时间后自行垮落，少数砂岩层需要进行人工放顶。
(3)老顶(又称基本顶)：位于直接顶之上的岩层，称为老顶。一般为厚层的粗砂岩、砾岩或石灰岩。采空后，较长时间内不易垮落，仅发生缓慢变形。
2.底板：位于煤层之下的岩层，称为煤层的底板。它分为直接底和老底两种类型。
(4)直接底：直接位于煤层之下的岩层，称直接底板。厚数十厘米，多为富含植物根化石的泥岩和泥质页岩。由于这种岩石遇水后膨胀，容易引起底鼓现象，可造成运输线路或巷道支架的破坏。
(5)老底：它位于直接底之下，常为厚层状砂砾岩或石灰岩。
煤层顶、底板的发育程度受当时沉积作用和后期构造运动的影响，因此不同地区的煤层顶底板性质及发育程度不同。有的煤层顶底板发育完好，几种类型的顶底板都有;有的煤层缺少某种类型的顶板或底板。
(三)煤层的产状要素
岩层在地壳中的空间位置和产出状态，称为岩层的产状.岩层的产状是以岩层层面在空间的方位及其与水平面间的关系来确定的，通常是用岩层的走向、倾向及倾角等产状三要素来表示。
I.走向
倾斜岩层的层面与水平面的交线，称为走向线。走向线上各点的高程都相等。走向线两端的延伸方向，称为岩层的走向。走向是表示倾斜岩层在水平面上的延伸方向，如图z-7所示。
当岩层是个平面时其走向线为一条直线，各点走向不变;当岩层面为曲面时，其走向线为一条曲线，各点走向发生变化。
2.倾向
岩层层面上垂直于走向线，并沿层面倾斜向下引出的直线AD,叫真倾斜线。真倾斜线在水平面上的投影线OD所指岩层向下倾斜的方向，就是岩层的倾向，又叫真倾向。在层面上，斜交岩层走向所引的任一条直线AB或AC,称为视倾斜线，如图2-8所示。
3.倾角
真倾斜面线AD与其在水平面上的投影线的夹角α，称为岩层的倾角，又叫真倾角。即倾斜岩层面与水平面所夹的最大锐角α。视倾斜线与其在水平面上的投影线的夹角，称为视倾角，又称伪倾角，如β角。视倾角永远小于真倾角
4.岩层产状要素在煤矿生产中的意义
根据岩层产状要素的概念，能够很快掌握巷道系统。因为井下巷道虽多，但基本上是根据岩层产状布置的。其中，沿走向方向布置的巷道有：集中运输大巷、水平巷、工作面顺槽、回风巷等;沿倾向方向布置的巷道有石门、上山、下山、开切眼等。煤层倾角的大小，对采煤方法的选择有较大影响。如倾斜、缓倾斜煤层，一般采用走向长壁采煤法;近水平煤层一般用倾斜长壁采煤法;急倾斜煤层可用倒台阶采煤法等。另外，井下许多巷道的布置，坡度一般要根据需要和煤层倾角关系来确定。
二、煤矿地质构造及其对瓦斯涌出的影响
沉积岩层和煤层在其形成时，一般都是水平或近水平的，且在一定范围内是连续完整的。由于受到地壳运动的影响，使岩层的形态发生了变化，甚至产生裂缝和错动，使岩层失去完整性，这些由地壳运动造成的岩层的空间形态称为地质构造。
地质构造的形态多种多样，概括起来可分为单斜构造、褶皱构造和断裂构造。
1.单斜构造
由于地壳运动的影响，地壳表层中的岩层绝大部分是倾斜的，极少数是水平或接近水平的。在一定范围内，煤层或岩层大致向一个方向倾斜，这样的构造形态称为单斜构造。单斜构造往往是其他构造形态的一部分，或是褶曲的一翼，或是断层的一盘。
2.褶皱构造
岩层受地壳运动水平力的作用发生变形，呈现波状弯曲，但仍保持了岩层的连续性和完整性的构造形态叫褶皱。如图3-2所示。褶皱构造中的每一个弯曲叫褶曲，褶曲是组成褶皱的基本单位。摺曲有两种基本形态：背斜和向斜。
(1)背斜：在形态上一般是一个中间向上凸起的弯曲岩层，自中间向两侧倾斜。
(2)向斜：在形态上一般是一个中间向下凹陷的弯曲岩层，自两侧向中间倾斜。
背斜或向斜凸凹部分的顶部称为褶曲的轴部，两侧称为褶曲的翼部。背斜和向斜在位置上往往是彼此相连的。
3.断裂构造
岩层受力后遭到破坏，形成断裂，失去了连续性和完整性的构造形态叫断裂构造。
根据岩层断裂后两侧岩块有无显著位移，可把断裂构造分为裂隙和断层两大类。
1)裂隙及其分类
(1)裂隙。断裂面两侧岩层没有发生明显位移的断裂构造。
若干有规格组合的裂隙将岩石割成一定几何形状的岩块，这种裂隙的总体称为节理。
(2)裂隙的分类。根据裂隙形成的原因，裂隙可分为3类：原生裂隙。在沉积岩成岩作用阶段，主要由于沉积物脱水和压缩而形成，一般肉眼不易发现，煤层中都有原生裂隙;构造裂隙。受构造变动作用力所形成，也叫外裂隙。在煤层和围岩中常见，且与原生裂隙斜交。在褶皱的煤层中可见到多组构造裂隙，且常为两组彼此相互垂直，但其中一组往往发育不好。在断层附近常有与断层面平行或斜交的裂隙发育。压力裂隙。在巷道和采煤工作面附近，原有应力平衡状态发生破坏，由矿山压力作用而产生，又叫做地压裂隙。压力裂隙平行于工作面而略向采空区倾斜，与其他裂隙相交。压力裂隙与埋藏深度关系密切，深度越大，裂隙分布越广泛。
2)断层及其要素
(1)断层。断层是指断裂面两侧岩层产生明显位移的构造变动。断层部位岩层的完整性和连续性遭到破坏，是一种常见的主要地质构造现象。断层在地壳中分布广，形态和类型多，规模与分布因地而异。因此，在煤田地质勘探与煤矿生产中，查明断层的特征和分布规律，对于寻找断失的煤层，合理安排巷道布置，预防灾害发生都具有重要意义。
(2)断层要素。如图3-3所示。断层各组成部分叫断层要素。主要有：断层面，即岩层发生断裂位移时，相对滑动的断裂面。断层面少数是比较规则的平面，多数是波形起伏的曲面。断层面的空间位置，也可用产状要素——走向、倾向和倾角来描述;断层线，即断层面与地面的交线，是断层面在地面的出露线，它反映了断层的延伸方向。断层线随断层面的产状及地形起伏的情况不同，有时是直线，有时是曲线。断层面与水平面的交线亦称为断层线，在水平切面图上它表示断层的真正走向;断盘，是指被断层层面分开的两侧岩体。若断层面是倾斜的，按相对位置关系，通常把位于断层面之上的断盘称为上盘，之下的断盘称为下盘;根据断盘与断层面的相对运动，沿断层面相对上升的断盘称为上升盘，相对下降的断盘称为下降盘，上盘可以是上升盘也可以是下降盘，下盘同样如此。如果断层面是直立的，就无所谓上、下盘之分，这时可采用方位命名，如东盘、西盘、北东盘、南西盘等;方向线，即断层面与煤层的交线，又叫断层交线、文迹线;落差与平错，横切或斜切断层的剖面内，上下盘同一岩层层面与断层线各有一个交点，两个交点的高差叫落差，两个交点的水平距离叫平错。落差仅表示上下盘同一岩层层面的高程差，并不考虑两个面的相对错移方向。同一个断层在不同地段剖面上的落差是不相等的。
3)断层分类
(1)根据断层两盘相对位移方向的不同，断层可分为3种基本类型，如图3-4所示。
正断层：上盘相对下降，下盘相对上升，两盘在垂直及水平面上的投影呈分开状态的断层，断层倾角一般大于45°;逆断层：上盘相对上升，下盘相对下降，两盘在垂直及水平面上的投影呈重叠状态的断层;平移断层：断层两盘沿着断层面走向方向相对移动，以及两盘升降位移量相对于水平位移量小很多的断层，它的断层倾角一般较大，甚至直立，断层线也常呈直线，它是在挤压应力作用下沿直立的剪裂面产生的。
正、逆断层在煤矿生产中最为常见。在地质构造复杂的地带，断层常以组合形式出现，成为阶梯状断层、地垒或地堑，如图3-5所示。
(2)根据断层走向与岩层走向的相对关系分为：走向断层，断
层走向与岩层走向完全一致或近于一致，可使同一岩层重复出现
或映失。倾向断面，断层走向与岩层倾向一致或近于一致，使断
层两侧岩层露头中断而出现交错的不连续状态;斜交断面，断层
走向与岩层走向斜交。
上述各种断层分类，在实际应用中常常结合起来命名，如走
向正断层、倾向逆断层、倾向平移断层等，这样既可反映断层几
何形态，又可表明其力学背景。
4.地质构造对煤层瓦斯含量和涌出的影响
地质构造是影响煤层瓦斯含量和涌出的最主要因素之一，封
闭型地质构造有利于瓦斯的储存，而开放型地质构造有利于瓦斯
排放。
开放型的断层两盘是分离运动，断层为煤层瓦斯排放提供r
通道，在这类断层附近，煤层的瓦斯含量减少，其涌出量也相对
减少。封闭型断层，由于两盘相互挤压，其本身的透气性差，割
断了煤层同地表的联系，从而使煤层瓦斯含量较高，瓦斯压力增
加，其瓦斯涌出量也相应增大。
背斜构造的轴部通常比相同深度的两翼瓦斯含量高，特别是
当背斜七部的岩层透气性差或含水充分时，往往积聚高压的瓦斯，
形成“气顶’，当背斜轴部的上覆岩层因张力而形成连通地面的裂
隙时，瓦斯会大量散失·其轴部的瓦斯含量反而较小。向斜构造
由于轴部岩层受到挤压，因此瓦斯含量一般比两翼高。但是在开
采透气性较好的煤层时，向斜轴部瓦斯涌出量反而较低，这是因
为当开采面接近向斜轴部时，瓦斯的补给区域越来越窄小，补给
的瓦斯量减少所造成的。
第二节矿井开拓方式
一、矿井开拓方式
矿井开拓巷道在井田内的布置形式称为矿井开拓方式，包括：
井简形式、数目和位置的确定，开采水平的确定;划分采区;布
置井底车场和大巷;确定开采程序和矿井延深等问题.
通常以井筒的形式表示矿井的开拓方式，因此，矿井开拓方
式有：斜井开拓、立井开拓、平响开拓和综合开拓4种类型.
(一)抖井开拓
斜井开拓是利用倾斜巷道由地面进人，并通过一系列巷道到达
煤层的一种开拓方式，主要有两种形式：片盘斜井和分区式斜井。
1·片盘斜井
片盘斜井是斜井开拓中最简单的一种形式，多用在煤田的浅
部地区。
片盘斜井的基本特点是，井田沿走向不划分采区，沿倾斜方
向按一定标高划分为若千段(称之为片盘)，片盘两侧各布置一个
工作面，由井田边界后退式连续开采.
图3-7所示为一片盘斜井开拓。井田沿倾斜方向划分为4个
片盘，片盘斜长近似等于工作面长度。
片盘斜井的开掘程序是，在井田走向中部沿煤层开掘主、副
井，两斜井平行相距30-40m，掘至第一片盘下部边界时，掘片
盘甩车场，再向两翼掘片盘运输巷及辅巷，在片盘上部边界掘片
盘回风巷，一直掘至井田边界，沿煤层倾斜方向开掘开切眼贯通
运输巷和回风巷。回采工作面从开切眼开始，向井筒方向连续推
进，到达井筒附近30-40m时停止回采，留作井筒保护煤柱。
在第一片盘采完之前，为保证回采工作正常接续，应提前延
深井筒，布置出第二片盘工作面，上一片盘运输巷可作为下一片
盘的回风巷。
第四章 矿井通风技术
矿井通风是煤矿的一项重要工作，其基本任务是：①向井下各工作场所连续不断地供给适宜的新鲜空气，供人员呼吸。②把有毒有害气体和矿尘稀释到安全浓度以下，并排出矿井之外。③提供适宜的气候条件，创造良好的生产环境，以保障职工的身体健康和生命安全及机械设备正常运转，进而提高劳动生产率。④增强矿井的防灾、抗灾能力，实现矿并的安全生产。
第一节 矿内空气
一、井下气体成分
矿内空气是指矿井井巷内气体的总称。它包括地面进入井下的新鲜空气和井下产生的有毒有害气体、浮尘。矿内空气的主要来源是地面空气，但地面空气进入井下以后，要发生一系列的物理变化和化学变化，因而矿内空气与地面空气的性质和成分均有较大差别。
(一)地面空气的组成
地面空气主要由氧气(占20. 96 %) ,氮气〔占79.0%)、二氧化碳(占0.04%)组成。此外.地面空气中还有数量不定的水蒸气、微生物和尘埃等。
地面空气进入井下后，其成分和性质会发生一系列变化。如氧含量降低，有害气体混人，固体微粒(岩尘、煤尘等)混人，气休膨胀与压缩。尽管矿内空气与地面空气相比，在性质上有许多差异，但在新鲜空气中其主要成分仍然是氧、氮和二氧化碳。
1.氧气(O2)。氧气是无色、无味、无嗅的气体，对空气的相对密度为l 105，是人呼吸的气体中不可缺少的，人体在静止状态下耗氧量约为0.25L/min，在工作时耗氧量为l～3L/min。当浓度小于17%时，呼吸困难，心跳加快;当浓度小于15%时，无力进行劳动;当浓度小于12%时，会有生命危险;当浓度小于3%时，立即死亡。氧能够助燃，易使多种元素氧化。《规程》规定采掘工作面进风流中氧气浓度不得低于20%。
2.二氧化碳(C02)。二氧化碳微毒、略带酸味、不助燃，也不能供人呼吸，与空气的相对密度为1.52，在风速较小的巷道中，底板附近的浓度较大;在风速较大的巷道中，一般能与空气均匀地混合。
在新鲜空气中含有微量的二氧化碳对人体是无害的。二氧化碳对人体的呼吸中枢神经有刺激作用，如果空气中完全不含有二氧化碳，则人体的正常呼吸功能就不能维持，所以在抢救遇难者进行人工输氧时，往往要在氧气中加入5%的二氧化碳，以刺激遇难者的呼吸功能。但二氧化碳过高时，也会使空气中的氧浓度相对降低，使人的呼吸量增加，严重时可能造成人员的酸中毒或窒息。《规程》规定：采掘工作面进风流中，二氧化碳浓度不得超过0.5%。
矿井中二氧化碳的主要来源是：煤层中涌出，煤和有机物的氧化，人员的呼吸、爆破、煤炭自燃及瓦斯煤尘爆炸等。个别岩层中能连续释放二氧化碳，甚至发生岩石与二氧化碳的突出事故。例如吉林省营城煤矿，曾在1975年6月13日发生过一起二氧化碳与岩石突出的事故，突出岩石1005t、二氧化碳14000m³，死亡14人;10年后，1985年11月29日发生第二次突出事故，突出岩石800t、二氧化碳40000m³，死亡14人。
3.氮气(NO2)氮气是一种惰性气体，它本身无毒、不助燃、也不能供人呼吸，在空气中的氮气含量过高时，会造成“高氮窒息”事故。例如河南省平煤集团一矿
(二)井下各种有害气体的来源及其性质
在煤矿生产过程中产生或煤层中涌出的有害气体主要有：甲烷、一氧化碳、二氧化硫、硫化氢和氨气等。
1.甲烷(CH4 )(详见本书第六章)。
2.一氧化碳(CO)。一氧化碳CO是一种无色、无味、无臭的气体，相对密度为0. 97，微溶于水，浓度为13%～75%时遇火能引起爆炸。一氧化碳CO具有强烈的毒性，对人体有较大的危害，其主要原因是人体内的血红素与一氧化碳的亲和力比氧气大250一300倍，造成人体血液中毒。一氧化碳中毒者嘴唇呈排红色，两颊有斑点。人体的一氧化碳中毒程度取决于一氧化碳浓度和接触一氧化碳的时间、呼吸频率和呼吸深度，详见表4—1。空气中的一氧化碳的主要来源有：井下爆破、矿井火灾、煤炭自燃和瓦斯煤尘爆炸等。
3.硫化氢(H2S)。硫化氢有剧毒，且无色、有臭鸡蛋味的气体，相对密度为1.10,易溶于水，对眼睛及呼吸系统有强烈的刺激作用。煤矿井下的硫化氢主要来源是：有机物的腐烂、含硫矿物的水解、老空水中挥发和煤层中涌出。 需要注意的是：接近采空区作业，有水涌出，且伴随有硫化氢的臭味，往往是老空水发生透水事故的预兆。
4.二氧化氮(NO2)。二氧化氮为红褐色，相对密度为1.57,易溶于水。二氧化氮对人体的眼睛、呼吸道及肺部组织有强烈腐蚀作用。二氧化氮遇水形成硝酸HNO3，能破坏肺及全部呼吸系统组织，使血液中毒，经过6～24h后，肺肿发展，呈现严重咳嗽，并吐黄色的痰，还会出现剧烈的头痛、呕吐，人会很快死亡。二氧化氮的浓度达0.004%时，即会出现喉咙受刺激、咳嗽、胸部发疼现象;达到0.01%时，短时间内会出现严重咳嗽、声带痉挛、恶心、呕吐、腹疼、泻肚等症状;当达到0.025%时，短时间内人即会很快死亡。煤矿井下二氧化氮的来源主要是井下爆破工作。
5.二氧化硫(SO2)。二氧化硫是无色、有强烈硫磺味及酸味的气体，相对密度为2.22,易溶于水。当二氧化硫与呼吸道的潮湿表皮接触时能产生硫酸，硫酸能刺激并麻痹上部呼吸道的细胞组织，使肺及支气管发炎。当空气中二氧化硫浓度为0.0002%时，能引起眼睛红肿、流泪、咳嗽、头痛;达到0.05%时，能引起急性支气管炎，肺水肿，在短时间内有致命危险。煤矿井下二氧化硫的主要来源有：含硫矿物缓慢氧化或自燃生成、从煤岩中放出、在含硫矿物中爆破生成。
6.氨气(NH3)。氨气是无色气体、相对密度为0.69，有似氨水的剧臭味，易溶于水在IL水中，可溶解700L的氨气。氨气有很强的毒性，能刺激皮肤和上部呼吸道，能严重损伤眼睛。煤矿井下氨气的主要来源有：硝铵炸药的分解、有机物的氧化腐烂。
(三)防治井下有害气体的措施
1.加强通风，排除或冲淡井下各种有害气体或粉尘，使其浓度在《规程》规定的浓度以下。详见表4-2。
2.加强检查，掌握矿井各种有害气体涌出情况、防止发生事故。当进入某些老巷及通风不良的巷道时，应首先检查瓦斯、二氧化碳及其他有害气体的浓度，只有确认对人无害时，才能进入。
3.采取抽放措施。对于高瓦斯矿井，抽放瓦斯是治本之策。
4.不用的巷道或弃巷要及时封闭，设警标、揭示牌。
5.加强个体防护，如携带自救器等。
三、矿内气候条件
矿内气候条件是指矿内空气的温度、湿度和风速的综合效应。
(一)矿内空气的温度
空气的温度是影响矿内气候条件的主要因素，气温过高，影响人体散热，破坏身体热平衡，使人感到不适;气温过低，人体散热过多，容易引起感冒，严重时引起井筒结冰，造成事故。例如1995年2月5日，内蒙古某矿主副立井开拓，主井提煤少量进风，无采暖设施，副井进风有暖风，温度符合要求。春节放假后进行检修，主井无提升任务，副井检修，在没有安全措施的情况下，从主井提升人员，12人进入箕斗，当箕斗提升到50m高度时，井筒上方的大冰块纷纷塌落，其中3人被冰块击中死亡。
1.生产矿井采掘工作面的空气温度不得超过26℃;机电酮室的空气温度不得超过30℃。当空气温度超过时，必须缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇。采掘工作面的空气温度超过30℃;机电设备嗣室的空气温度超过34℃，必须停止作业。当井下的气温过高时，要采取降温措施;当气温过低时、要采取空气预热措施。
2.冬季，进风井井口以下的空气温度不得低于2℃。
(二)井巷中的风速
在矿井井巷中，风流在单位时间内所流经的距离，称之为井巷中的风速，简称风速。井巷中的风速大小直接影响人体的散热效果，同时也影响着矿井安全生产。井巷中的风速应符合《煤矿安全规程》的规定。详见表4一3,
气候条件是空气温度、湿度和风速三者的综合结果，因此，气候条件的优劣，不能从单独测定某个因素的值来评定，而必须测定其综合结果。目前，一般采用卡他计来测定矿井气候条件
第二节 矿井通风系统
矿一井通风系统是指矿井通风方式、通风方法、通风网络和通风设施的总称。它包括从进风到回风的全部路线。安全可靠的通风系统是矿井的安全保证。
《规程》对矿井通风系统的基本要求是：
1.进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵扰的地方，并能防洪、防冻。矿井排风和主通风机噪音不得造成公害。
2.箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作进风井时，必须符合《规程》对风速、防尘和消防的要求。箕斗提升井兼作回风井时，必须有完善的防尘和封闭设施。且漏风率不得超过15%,装有带式输送机的井筒兼作回风井，井简中的风速不得超过6m/s,且必须装有甲烷断电仪。
3.矿井必须采用机械通风。主要通风机或分区的主通风机必须安装在地面，主要通风机要设防爆门(盖)、反风设施和专用供电线路。
4.禁止把两个独立通风的矿井合并为一个通风系统。若矿井有几个出风并，则各通风子系统需保持独立。各水平、各采区风流保持独立，进、回风流严格分开。
5.多台通风机联合运转应稳定可靠，总进风和总回风巷断面积不宜过小，尽量减少公共风路的风阻，防止多台风机相互影响。
6.尽可能采用并联通风系统，并使各条风路的阻力接近相等。避免在通风系统中设置过多的风桥、风门、调节风窗等通风构筑物。
一、矿井通风的方法
根据风流获得动力的来源不同，矿井通风的方法可分为自然通风和机械通风。根据矿井通风压力状态分为正压通风和负压通风
(一)自然通风。利用自然因素产生的通风动力，致使空气在井下巷道流动的通风方法称为自然通风。自然风压的大小和风流方向，主要受地面空气温度变化、高差、井口的风速等影响。其实质上是进回风进口并的空气密度差引起。矿井的自然风压HN的计算公式：
HN=Hg (ρ1-ρ2 ) (4一33)
式中H——进回风井之间的高差，m;
ρ1、ρ2一一分别是进风井、回风井的空气密度，kg/m3。
例：某矿井下大气压为p= 700mmHg，进风井温度是t1=8℃，回风井的温度是t2=18℃，井口高差H=100m，求该矿井的自然风压HN。
解：根据空气密度计算公式：ρ=0.465p / (273十t)
进风井的空气密度：ρ1 =1.163kg/m3， ρ2二1.119kg/m3
矿并的自然风压HN=Hg (ρ1-ρ2)=35.2Pa
采用机械通风的矿井，自然风压也是始终存在的，并在各个时期内影响着矿井通风工作。对于自然风压较大的深井，自然风压对矿井通风起着重要作用，而且它在夏季内可能会出现风流的反向，这在通风管理工作中，应予以充分重视，特别是高瓦斯矿井尤应注意。
(二)机械通风。利用通风机运转产生的通风动力，致使空气在井下巷道中流动的通风方法称之为机械通风。根据通风机的工作方式不同，可分为抽出式通风(负压通风)和压入式通风(正压通风)两种
压入式通风多用于浅地表、自然发火严重、塌陷区广的煤层的开采。
二、矿并通风方式
(一)中央式通风系统
按井筒在井田走向方向位置的不同又分为两种：
1.中央并列式：进风井与出风井均井列布置于井田的走向中央。
2.中央边界式：进风井大致位于井田走向中央，出风井大致位于井田浅部边界沿走向的中部。
(二)对角式通风系统
进风井大致位于井田中央，出风井位于井田浅部走向上方的通风系统。按出风井在走向位置不同又可分为：
1.两翼对角式：进风井大致位于井田走向中央，出风井位于井田浅部走向的两冀附近。
3.分区对角式：进风井大致位于井田走向中央，每个采区各有一个出风井。
(三)混合式通风系统
进风井与出风井由3个以上井简，由中央式与对角式混合组成。
选择矿井通风方式的基本原则是：根据煤层赋存条件、煤层埋藏深度、井田面积、走向长度、地形条件及矿井瓦斯等级与煤层的自燃性等因素，在保证安全上可靠、经济上合理和技术上可行的基础上，经过比较而定。
三、矿井通风网络
矿井通风系统的井巷联接关系一般比较复杂，为了便于分析通风系统中各井巷间的联接关系及特点，把矿井或采区中风流分岔、汇合线路的结构形式和控制风流的通风构筑物
通常用不按比例不反映空间关系的单线条示意图来表示通风系统的示意图叫通风网络图。通风网络的连接形式有串联网络、并联网络和角联网络3种。
(一)串联网络。若前一井巷的出风端和下一井巷的进风端相接，这样的通风网络称为串联网络。串联网络的特点：所串联的井巷越多，通风阻力越大;若进风侧发生灾害时将影响到回风侧，各段巷道中的风量等于串联风路风量，总风量不能随意变更。
(二)并联网络。若两条或两条以上的通风井巷的进风端是在同一点分开，它们的出风端又是在同一点汇合，这样的通风网络称为并联网络。其特点为：并联的通风井巷越多，各井巷分得的风量也越少，通风阻力也越小;并联网络的总风量等于各条风路分量之和，各井巷互不干扰，安全性好。
(三)角联网络。两条分路组成的并联系统中，若有1条或1条
以上的井巷横跨于两个并联巷道上构成的系统称为角联系统，其网络图称为角联网络。横跨于并联分路上的井巷称为对角巷或对角风路若仅有一条对角风路的角联网络，称为简单角联网络;若有2条或2条以上的对角风路的角联网络，称为复杂角联网络。角联网络的特点：角联网络中的边缘风路的风流方向是稳定的，而在对角风路中的风流方向不稳定，它在边缘风路的阻力影响下可能正向、可能反向，也可能无风。由于这个特点，在有瓦斯涌出的地点将会给通风管理工作带来不少困难和麻烦.在矿井设计中，应尽量避免出现角联网络。
四、采区通风系统
采区通风系统是指矿井风流经主要进风巷进入采区，流经采区进风巷道，清洗采掘工作面、硐室和其他用风巷道后，沿采区回风巷排至矿井主要回风巷的整个网络。
采区通风系统主要取决于采区巷道布置和采煤方法，同时要满足采区通风的特殊要求。在确定采区通风系统时，必须遵守安全、经济、技术合理等原则
(一)对采区通风系统的基本要求
1.采区必须有独立的风道，实行分区通风。采区进、回风巷必须贯穿整个采区的长度或高度。严禁将一条上山、下山或盘区的风巷分为两段，其中一段为进风巷，另一段为回风巷。
2.采掘工作面、硐室都应采用独立通风。采用串联通风时，必须遵守《规程》的有关规定。
3.按瓦斯、二氧化碳、气候条件和工业卫生的要求，合理配风。要尽量减少采区漏风，并避免新风到达工作面之前被污染和加热。要保证通风阻力小，通风能力大，风流畅通。
4.通风网络要简单，以便在发生事故时易于控制和撤离人员，为此应尽量减少通风筑物的数量，要尽量避免采用对角风路，无法避免时，要有保证风流稳定性的措施。
5.要有较强的抗灾和防灾能力，为此要设置防尘线路、避灾线路、避难碉室和灾变时的风流控制设施，必要时还要建立抽放瓦斯、防尘和降温设施。
6.采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。
7.采区内布置的机电碉室、绞车房要配足风量。如果它们的通风采用回风时，在排放瓦斯过程中，必须切断这些地点的电源，防止高浓度的瓦斯流经这些地点时引起瓦斯爆炸。如1987年12月9日淮南某矿就是因排放的瓦斯经过绞车房时，产生火花，引起瓦斯爆炸，造成45人死亡。
(二)壁式回采工作面的通风系统的类型
回采区段的通风系统是由工工作面的进风巷、回风巷和上作面组成。当矿井采用走向长壁后退式采煤法时，回采区段的通风系统有U形、Z形、H形、Y形、W形和双Z形等形式，如图4 -8所示。
采区内各采掘工作面均应采用独立通风。若工作面之间不能形成独立通风，经报批后，可以采用串联通风，但必须符合《规程》的有关规定。采掘工作面串联通风的有关规定：
《规程》规定：采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。同一采区内，同一煤层上下相连的2个同一风路中的采煤工作面、采煤工作面与其相连接的掘进工作面、相邻的2个掘进工作面，布置独立通风有困难时，在制定措施后，可采用串联通风，但串联通风的次数不得超过1次。
《规程》规定的串联通风，进入串联工作面的风流中，必须装有瓦斯自动检测报警断电装置，在此种风流中，瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%,其他有害气体浓度都应符合《规程》的有关规定。
开采有瓦斯喷出或煤与瓦斯突出的煤层.严禁任何两个工作之面之间串联通风。
(三)上行通风与下行通风
1.上行通风。当采煤工作面的进风巷水平低于回风巷水平时，采煤工作面的风流沿工作面的倾斜方向由下向上流动，这样的通风方式称为上行通风。
2.下行通风。当采煤工作面的进风巷水平高于回风巷水平时，采煤工作面的风流沿工作面的倾斜方向由上向下流动，这样的通风方式称为下行通风。
上行风与下行风各有优缺点，但普遍仍认为上行风稍优于下行风。因而(规程)对下行通风有如下规定：有煤(岩)与瓦斯〔二氧化碳〕突出危险的采煤工作面不得采用下行通风。
(四)扩散通风与循环风
1.扩散通风。利用空气中分子的自然扩散运动，对局部地点进行通风的方式。由于扩散通风没有动力装置，而空气分子的扩散运动范围是相当有限的。在正常情况下很难达到规程的要求，所以对扩散通风只允许有选择使用。
《规程》规定：如果碉室深度不超过6m，入口宽度不少于1. 5m，而无瓦斯涌出，可采用扩散通风。
2.循环风。某一用风地点部分或全部回风再进入同一地点的进风流中的现象称为循环风。循环风一般发生在局部通风过程中，由于局部地点的风流反复返回同一局部地点，有毒有害气体和粉尘浓度越来越大，不仅使作业环境越来越恶化，同时也会由于风流中瓦斯浓度不断增加，引起瓦斯事故.
为了防止出现循环风，《规程》规定：压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于l0m;全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口之间的巷道中的最低风速必须符合规程的有关规定。
(五)巷道贯通时的通风系统调整
掘进巷道贯通时，存在的事故隐患多，引起的事故多，因此，必须遵守《规程》的规定。
1.贯通前。当两个掘进工作面相距一定距离(综掘50m，一般巷道20m)时，必须停止一个工作面的掘进工作。此时，地质部门应做好地质测量工作，掌握好贯通巷道附近的地质构造、顶底板岩性和水文地质等情况;通风部门做好正常的通风工作，并做好贯通后的通风系统调整的准备工作，预计贯通后的风流方向、风量和瓦斯量的变化情况，明确调整风流设施的布置和要求。
2.贯通时。必须由专人在现场统一指挥，只准一个工作面掘进，另一个工作面要停止工作并撤出该工作面的人员，巷道口设置栅栏及警标。并保持正常通风，风筒完好，瓦斯不超限。向前掘进的工作面每次爆破前，必须设专人和瓦检员共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作、然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1. 0%以下时，在掘工作面方可爆破每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。
3.贯通后。必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统风流稳定后，方可恢复工作。
许多煤矿在贯通时，由于爆破打通对方的巷道，双方没有及时调整好通风系统，也没有很好地检查瓦斯，引起瓦斯爆炸事故。例如1987年贵州水城的木冲沟煤矿东部采区1111工作面，在运愉巷与工作面开切眼贯通时，由于切眼停止工作，风筒维护不好，切眼迎头处
于无风状态，瓦斯积聚;在运输巷向前贯通时，炮眼和装药量均不符合作业规程的规定，最小抵抗线不足，造成爆破时打通炮，爆破火焰引爆了切眼内积聚的瓦斯，引起瓦斯爆炸，同时，由于采区周围盲巷较多、煤尘大，引发了3次瓦斯煤尘连续爆炸，波及损坏巷道达2250m,死亡84人，给国家造成了巨大的损失。
五、通风设施
(一)矿井主要通风设施
在矿井正常生产中，为保证风流按设计的路线流动，在灾变时期仍能维持正常通风或便于风流调度，要在通风系统中设置一系列的构筑物，这些构筑物称通风设施。通风设施按其作用可分为4类：隔断风流的设施;引导风流的设施;调节控制风量的设施。煤矿井下常见的通风设施有风门、风桥、密闭、凤窗等。
1.风门。可以使人员和车辆通过又能阻断风流的通风设施。在建有风门的巷道中，至少要有两道风门，间距要大于运输设备的长度，以便一道风门开启时，另一道风门是关闭的。风门分为普通风门和自动风门两类。普通风门是利用人力开启，利用自重和风压差来实现自行关闭。自动风门是利用机械转动、电动、气动和水动的原理来开启和关闭风门的。
2.档风墙(密闭)。设置在需要隔断风流，同时又不需要通车行人的巷道中的构筑物，叫挡风墙或叫密闭。用它来封闭采空区、火区和废弃的旧巷区。密闭的构造按服务年限可分为临时密闭和永久密闭两类;按密闭的用途可划分为：通风密闭、防火密闭、防水密闭、防爆闭。
3.风桥。在进风与回风平面相遇地点，必须设置风桥，构成立体交叉风路，使进风与回风开，互不相混，如图4-9所示。按其服务年限和巷道中通过风量大小的不同，风桥可分为绕道风桥、混凝土或料石风桥和铁筒式风桥。
4.调节风窗。在井联风路中，若一个风路中风量需要增加，而另一风路的风量有余.则可在后一风路中安设调节风窗，使并风路中的风量按需供应，达到风量调节的目的。调节风窗就是在风门或风墙上方，开一个面积可调的窗口，利用小窗口的面积调动来调节风量.
(二)通风设施对安全生产的影响
煤矿井下通风设施是否合乎要求，是影响矿井漏风量大小和有效风量高低的重要因素。质量不符合规定的通风设施对煤矿安全生产有很大影响。因为对通风设施进行破坏或不按规定使用而造成的事故时有发生，如2000年，某矿井掘进工作面采用全风压通风，由于掘进工作面风量大，温度低，作业人员违章擅自把纵向风墙的风门打开，造成风流短路、掘进工作面瓦斯积聚，瓦斯检查员漏检，放炮员违章爆破引起瓦斯爆炸，造成7人死亡。
六、矿井反风
矿井反风是当矿井发生灾变时所采取的一项重要的控制风流的救灾措施。当井下发生火灾时，利用预设的反风设施，改变火灾所产生的高温、有害气体的流动方向、限制火灾影响区域，安全撤出受灾害威胁人员的安全技术措施。生产矿井的反风有全矿性反风和局部反风两种形式。
全矿性反风
全矿性反风就是使全矿井总进风、回风巷道及采区主要进风、回风巷道的风流全面反向的反风方式。当矿井进风井口附近，井筒，并底车场(包括井底车场主要硐室)及和井底车场直接相通的大巷(如中央石门、运输大巷)发生火灾时，应采用全矿性反风，全矿性反风主要通过如下3种方法实现：
1.反风道反风。利用主要通风机设置的专用反风道和控制风门，使通风机的排风口与反风道相联，风流由风硐压入回风道，使风流方向反向，这种方法叫反风道反风。无论轴流式和离心式主要通风机都可以用这种方法。图4-12所示为离心式通风机反风道反风方法示意图。该反风方法要求矿井建设时期就建立相应的反风装置。施工工程量较大，矿井正常生产时有一定漏风，基建投资大，反风时使用设备多，实施反风工作比较复杂。
2.反转反风。利用主要通风机反转，使风流反向的方法，称为反转反风。只有采用轴流式主要通风机，方可采用这种反风方法。此种反风方式其建设费用小，反风方便，但反风风量较小。
3.无反风道反风。利用备用的主要通风机机体作为反风道，实现反风的方法，称为无反风道反风。如图4一13。此种反风方式对装有备用通风机的可以采用。此种方法基建附加投资小，但反风时阻力大，反风不方便，同时采用此种反风必须保证反风后，备用通风机能迅速恢复正常状态。
当矿井进行反风时，要注意井下采空区、密闭区多种有害气体的涌出情况及瓦斯涌出情况。由于在反风作业时井下空气压力发生重大变化，多种有害气体涌出也发生变化;抽出式通风在反风作业时改为压入式，使井下压力大幅增加，使瓦斯及有害气体涌出量小于正常通风时的涌出量;压入式通风在反风作业时，改为抽出式通风，;井下空气压力大幅降低，使瓦斯及有害气体涌出量大幅增加，对反风时的安全有较大影响。
为确保每个生产矿井具备全矿性反风能力，《规程》规定：生产矿井主要通风机必须有反风设施，并能在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机供给风量不小于正常风量的40%。每季度至少检查一次反风设施;每年应进行一次反风演习;当矿井通风系统有较大变化时，也应进行一次反风演习;北方地区矿井应在冬季结冰期进行反风演习。反风演习持续时间不应小于矿井最远地点撤人到地面所需的时间，且不得少于
2h。
局部反风
在井下采区内发生火灾时，主要通风机保持正常运转，通过调整采区内预设风门的开关状态，实现采区内部部分巷道风流反向，把火灾烟流直接引向回风巷道。防止火灾烟流
侵入回采工作面，威胁人员健康，影响正常生产。在进行采区的设计时，应考虑布置局部反风系统，包括局部反风联络巷道和反风风门等设施，这些反风设施均应采用不燃性材料制作。每组风门均安设两道。采区局部反风系统的巷道布置和反风风门如图4一14所示。
这些反风设施应在采区布置中提前设置.而且无人在附近工作时，应有远程控制装置，以免发生火灾时，不能及时反风，或因火势大，温度高，救护人员无法接近风门。
七、井巷风速的测定及井巷通过风量的计算
空气流动的速度称为风流速度，简称风速，以单位时间内流经的距离表示，常用单位为m/s。井巷中实际通过的风量是指单位时间内通过井巷断面的空气体积，常用单位为m3/min或m3/S。井巷中的风流速度和通过的风量是矿井通风的主要参数之一。
(一)测算风速和风量的目的
测算井巷中的风速和通过的风量的主要目的在于：
1.检查各用风地点实际得到的风量是否满足设计要求。
2.检查各井巷中的实际风速是否符合《规程》之规定。
3.检查漏风情况。测量风速、计算风量是矿井通风工作的基本操作技能之一，也是检查、分析、改善矿井通风工作的重要手段。
《规程》规定：矿井必须建立测风制度，每10天进行1次全面测风。对采掘工作面和其他用风地点，应根据实际需要随时测风，每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上。应根据测风结果采取措施，进行风量调节。
(二)井巷断面上的风速分布
空气在井巷中流动时，由于空气的粘性和井巷壁面摩擦的影响，风速在井巷断面上的分布是不均匀的。一般来说，在巷道的轴心部分风速最大，而靠近巷道周壁风速最小，如图9一1所示。通常所说的井巷中的风速都是指某断面的平均风速。
(三)测风仪器
1.测风仪器的种类
矿井使用的风表有机械式风表、电子式风速仪、风速传感器、压差计和皮托管，所有的测风仪器都必须经过计量检定部门的计量检定，取得合格证后方可在煤矿中使用。
机械式风速表分为叶式风速表和杯式风速表，但煤矿普遍使用的是叶式风速表。风速表按测量范围分为：高速风表，测定大于10m/s以上的风速;中速风表，测定0.5-10m/s的风速;低速风表，测定0.5-5m/s的风速。测定时可根据井巷风速的情况选择合适的风速表。
2.风表校正曲线
不论使用什么方法测风速，所得的数值均不是实际风速。因机械式风表有摩擦力的影响，所以所测的指针数和实际风速不相符。为此，任何一块风速表都有需要用实验方法绘出测定风速与实际风速对照曲线表，该表称为风表的校正曲线，如图4-6所示。根据风表的校正曲线可求出风表校正方程(也可以直接从表中读出井巷实际风速数)，即按公式((4-6)求出巷道的实际风速：
函数式 v真= av表+b (9一23)
式中VA—实际真正的风速，简称真风速，
时 S;
a—校正常数，决定于风表的构造尺
寸;
b—表明风表启动初速度的常数，决定
于风表的惯性及摩擦力;
v表—风表指针指示的风速，简称表速，
m/s.
8｝___________________、
7卜/;
_6卜/，
二5卜/
任一I/
云4卜/{
3卜/;
20)4'/123341516,781-
V* /(m . S-1)
图9-5风速计校准曲线
(四)测风方法
前面讲述过，空气在井巷中流动时，风速在井巷断面上的分布是不均匀的(图9一1)。为了准确地测定井巷的平均风速，通常采用的方法是：
1.线路法和分格定点法
按风表在井巷中移动的方式划分，测风方法可分为线路法和分格定点法。
(1)线路法。风表沿预定路线均匀移动，lmin内走完全部路程。风表移动“线路”有多种形式，图9一6所示为其中的1种。
(2)分格定点法。将整个井巷断面划分为若干大致相等的方格，使风表在每格内停留
相等的时间，lmin内测完全部方格。图9一7所示为9点法;另外，还有3点法等。
2.侧身法和迎面法
按测风员的工作姿势，即测风员和井巷及风流的相对位置关系划分，测风方法可分为
侧身法和迎面法。
(1)侧身法。测风员背向巷道壁站立，手持风表，将手臂向风流垂直方向伸直进行测风的方法，称为侧身法。
采用侧身法测风时，测风员和风表在同一断面内，减小了通风断面，增大了风速(风
表显示的风速比实际的大)，所以需要对测量结果进行校正。其校正系数K为：
K=
式中S——测风站(井巷)的断面积，m2;
0.4——测风员阻挡风流的面积，m2。
(2)迎面法。测风员面向风流方向，手持风表，将手臂向正前方伸直进行测风的方
法，称之为迎面法。
采用迎面法测风时，测风员立于巷道中间，阻挡了风流，降低了风表处的风速。为了
消除测风时人体对风速的影响，需将测算得的风速乘以校正系数(1.14)，才能得到实际
风速。
3.用机械式风表测风操作方法
测风时先将风表指针回零，使风表迎向风流，并与风流方向垂直，不得歪斜;待叶轮
转动正常后，同时打开计数器开关和秒表，在lmin时间内走完全部预定线路或测完全部
方格;然后同时关闭风表和秒表，读指针读数。为了保证测量的准确，一般在同一地点测
风次数不应少于3次;3次测量结果相互间的误差不超过5%时，取其平均值作为测量结
果，并按下式计算表速：
v表一于(9-25)
式中v表—风表测得的表速，时s;
n—风表刻度盘的读数(取3次有效测量的平均值)，m;
t—测风时间，一般为60s.
五、计算平均风速和通过井巷的风量
1.求表速
根据公式v表=n八求表速。
2.确定真风速
(1)根据v表的大小，从风表校正曲线图上求v真。
(2)根据风表校正曲线方程计算v真，即：
v真=av表+b
3.计算井巷中的平均风速
v均=Kv真(9一26)
式中v均—井巷中的平均风速，时s;
K一校正系数，采用侧身法时K夕共0.4，采用迎面法时K二1.140
卜一“、分，‘’一产’刁仍J～‘“一“‘S’‘’一，’J一～’一介“
求平均风速的过程可归纳为：
消除风表本身结构以及消除测风员对
峰风表维修质量的影响’”真风速的影响1v均
4.计算通过井巷的风量
Q=Sv均(9一27)
式中S—测风站断面积(或井巷的净断面积)，MZ;
Q—通过井巷的风量，衬/so
[例9一3]使用具有回零装置的机械一叶片式风表测量某巷道中的风速，用迎面法测
得的3次读数分别为210, 214, 206 (m)，每次测风时间均为I min。若巷道的净断面积
为5.8时，风表的校正曲线方程为v真=0.8v表+1.2，试求巷道中的平均风速和通过该巷
道的风量。
解(1)检验3次测量结果的最大误差。
最大误差=(最大读数一最小读数)/最小读数X 100%
=(214一206) /206 X 100 %=3 .9%
3次测量结果的最大误差小于5%，测量精度符合要求，测量数据有效。
(2)求表速。
_二_丝10+214+206工/3一‘一”‘一‘-
v=丝=一时s=3 .5时s
一衣t 60“、--一川-
(3)由校正曲线方程求真风速。
v真=0 .8v表+1 .2=(0 .8X3 .5+1 .2) m/s=4m/s
(4)求巷道中的平均风速。
v均=Kv真=1 .14X4m/s=4.56m/s
(5)求通过巷道的风量。
Q=Sv均=5 .8X4 .56m3/s= 26 .5m3/s
六、测风注意事项
(1)风表不能距人体太近，以免引起较大误差。
(2)风表按预定路线移动时，速度要均匀。
(3)叶轮端面一定要与风流方向垂直，尤其在倾斜巷道测风时，更应注意这一点。
(4)在同一断面测风次数不应少于3次，每次测量结果的误差不应超过5%;否则必
须重测。
(5)所使用的风表应与测定的风速相适应;否则，将损坏风表或测量不准确，甚至吹
不动叶轮。
(6)为了方便计算与减少误差，一般要在l min(或loos)内刚好从移动路线的起点
均匀移动到终点(或测完全部方格)。
(7)在有人或车辆通过时不要进行测风。
(8)为了测量的精确，风门启开或关闭时刻都不能测风。
(9)在大断面巷道测风时，为了精确测出通过巷道的平均风速，应使用测风杆。
七、测风站及其要求
测风站就是定点测风的地点。为了准确地测定风速，测算井巷中通过的风量，除了必
须注重测量操作方法、技巧外，还必须有比较规整、准确的巷道断面积(S)。为此，在
牛下主要测风地点都要建立测风站。测风站的设置地点，应满足测定矿井总进风量、总回
风量，以及各翼、各水平、各采区和采掘工作面进风量、回风量的需要。
测风站必须符合下列要求：
(1)测风站应设在支架齐全、没有漏风、断面变化不大的直线巷道中，测风站前后
lom内不能有拐弯和障碍物。
(2)测风站本身长度不能小于4mo
(3)测风站应挂有记录牌板，上面注明地点、编号、断面积、测风日期、平均风速、
风量、温度、瓦斯浓度、二氧化碳浓度、测定人等内容。
测风站最好设在混凝土砌暄的巷道中，在水泥或木支架的巷道中可设置木板测风站。
木板测风站的两帮和顶板应塞严填实，与巷道壁接触严密，使巷道内的全部风流都能从测
风站内通过。如果需要在没有测风站的地点测风时，可以选择一段规整、断面变化不大的
直线巷道作为简易临时测风站。
八、风量的分配与调节
守安全、经济、合理的原则，矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和多条风路上的漏风量的总和。其计算方法主要是按照井下同时工作的最多人数计算，确保井下每人每分钟供给不少于4m3的新鲜风量;和按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算，其中最大值作为矿井总风量。矿井所需要的风量是由矿井地质条件、瓦斯涌出量、采掘技术等因素确定的，而这些影响因素是在不断变化。加上矿井瓦斯涌出不均衡、矿井内部漏风、独立回风的掘进用风、独立回风的硐室用风、工作面气温高低等因素对风量的影响，要求矿井总风量有一定的备用量，一般可取计算风量的20%——25%。
(二)矿井风量分配的原则
为了向各用风地点供给足够的风量，在矿井总进风量确定后须进行风量分配。风量分配的原则如下：
1.各采煤工作面的风量按照风量与产量成正比例的原则，按比例分配风量，备用工作面的风量按计划所需要的风量的一半分配风量。
在正常生产条件下，由于矿井正常通风区域内，工作人员数量、有害气体涌出量等影响到配风的因素变化不大，所以按照产量的比例配风是可行的。如果井下局部区域有特殊情况，需要风量较大时.可采用专门的方法，对其用风量进行配风，以保证生产、安全的需要。备用工作面尚未进行回采作业，人员少，有害气体涌出量较小，按计划风量的一半配风，即可满足要求。
2.独立通风的掘进工作面和碉室的风量，按照计算结果或采用经验数据配风。
有许多矿井独立通风的掘进工作面和酮室配风时，均用经验数据，这些数据多来自本矿或邻近矿井的工作经验。所以选择使用时，应进行全面考虑，并遵守《规程》的相关规定。
(三)矿井风量的调节
矿井通风是由矿井主要通风机及自然风压的联合作用来提供动力的。它将保证以一定风量供给矿井通风网络。在矿井生产过程中，由于生产的发展和变化，井下各地点影响风量确定的因素，如产量、瓦斯涌出量、温度、风速、采掘方法等也是不断变化的。从而使一些用风地点的不同生产时期对风量的要求也不同。为了满足不同地点、不同时期的所需风量，对网络加以人为控制，即为风量调节。另外，由于采掘工作面、采区或生产水平的不断转移，矿山压力等因素的不断变化，也往往使网络的风阻或某些风路的风阻发生改变，从而导致风量变化，为满足所需风量，也必须实行人工调节。矿井风量调节是矿井通风管理工作的一项重要的、经常性的工作，它直接关系到矿井生产安全和经济效益。
风量调节按照调节影响的范围不同，可分为局部风量调节和矿井风量调节两类。
1.局部风量调节法。局部风量调节法，是指采区内部各工作面之间、采区之间或生产水平之间，采用并联网络的风量调节。局部风量调节的方法有：增阻调节法、降阻调节法和增压调节法3种。
(1)增阻调节法：即在风阻不同的并联网络中，增加风阻小
的风路的阻力，使两并联风路阻力相等，从而达到增加原风阻大
的风路风量，减少原风阻小的风路风量的目的。
增阻调节时，是在风阻小的风路内设调节风窗，利窗的面积来控制增阻的大小。通常调节}G宵应布置在回风巷中，以
免妨碍运输。用调节风
增阻调节法具有简单易行，建造费用低，风窗面积易调节，调风快，对生产影响小的特点，故此种方法最常用。但这种方法使网络总凤阻，矿井总风量降低。
(2)降低阻力调节法：即设法降低需要增加风量的巷道的风阻，其主要方法是：扩大巷道的断面;改变巷道壁面的平滑程度或支架型式以减少摩擦阻力系数;也可采用增加并联辅助巷道的方法。
采用减阻方法调节风量的优点是：降低并联网络的总风阻，使总风量增加;使降阻分路中增加的风量大于其相并联的分路中所减少的风量。其缺点是：工程量较增阻调节法大.奏效慢，成本高。
(3)用辅助通风机调节法(增压调节法)：即在风阻大、风量不足的风路上安设辅助通风机，克服该巷道的部分阻力，以提高风量的方法。增压调节与降阻调节效果基本相似，风量增加量大于其并联风路的风量减少量。这两种调节方法都使总风量有所增加。
增压调节法比降阻调节法施工快，工期短，但管理工作较复杂，对行人运输都有较大影响，安全性能差，当服务期限较长时，增压调节法的电力消耗大，经济性不好。生产矿井中，一般不应在井下安装辅助通风机;但在矿井开采末期，确实由于某一分支风路过长，主要通风机不能供给足够风量，并在时间上无法实现改建通风工程时，可采用增压调节法，但必须供给辅助通风机房新鲜风流;在辅助通风机停止运转期间，必须打开绕道风门，煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井严禁安设辅助通风机。
2.矿井总风量调节。矿井总风量调节就是调节主要通风机的工况点，使矿井或矿井一翼的总风量发生改变。通常采用两种方法：一是改变主要通风机的特性;二是改变主要通风机的工作风阻(即改变矿井网络总风阻值)。
(1)改变主要通风机特性的调节法：它有2种办法，即改变主要通风机叶片安装角或改变主要通风机的转速。
(2)改变主要通风机的工作风阻调节法：降低风机的工作风阻，可增加矿井总风量;反之增加风阻，可降低总风量。
第三节 掘进通风
一、掘进通风方法及其方式
在矿井生产过程中，为了准备新水平、新采区和回采工作面，都必须掘进大量的井巷。在掘进巷道时，为了供给人员呼吸新鲜空气，稀释掘进工作面的瓦斯和矿尘，并创造良好的气候条件，必须对掘进工作面进行通风.这种通风称为局部通风或掘进通风局部通风区域是煤矿的事故多发地点，据统计，矿井瓦斯爆炸中80%的事故与局部通风有关。局部通风的方法主要有3种：利用矿井总风压的通风，水力或压气引射器通风和局部通风机 通风。
(一)总风压通风
矿井总风压通风是利用矿井主要通风机及自然风压借导风设备对掘进工作面通风的一种方法，它有3种布置方式，即：①利用纵向风障导风;②利用风筒通风;③利用平行巷道通风。如图所示。
(二)引射器通风
引射器通风的原理是利用喷嘴喷出的高压流体(高压水或压气)在喷嘴射流的周围造成负压而吸入空气，并在混合管口内混合，将能量传递给被吸入的空气，使之具有通风压力，达到通风的目的。引射器通风一般都采用压入式，采用引射器通风的主要优点是：无电气设备，无噪声，比较安全。若采用水力引射器通风，还能起到降温、降尘的作用。其缺点是：供风量小，需要水源或压气。故引射器通风适用于需要风量不大的短距离掘进通风，一般用于有煤与瓦斯突出的煤巷掘进中。
(三)局部通风机通风
局部通风机通风的布置方式可分为压入式、抽出式和混合式3种。
1.压入式通风。压入式通风的局部通风机和启动装置必须安装在距掘进巷道回风口10m以外的进凤巷道中，局部通风机将新鲜空气经风筒压送掘进工作面，而污风则由巷道排出，其布置如图4-21a所示。
压入式通风的风流从风筒末端以自由射流状态射向工作面，其风流的有效射程一般可达7-8m。易于排出工作面的污风和矿尘，通风效果好;局部通风机安装在新鲜风流中，污风不经过它，安全性较好;可使用柔性风筒，使用方便;风筒内空气压力高于风筒外巷道中空气压力，漏出的新风对排除污风有一定作用。其缺点：污风沿巷道排出，劳动环境的卫生条件差。
2.抽出式通风。抽出式通风的局部通风机安装在距掘进巷道口10m以外的回风流中，新鲜空气由巷道进入工作面、污风经风筒由局部通风机抽出，其布置如图4一216所示
由于抽出式通风污风经风筒排出，保持了巷道中为新鲜空气，故劳动卫生条件较好;但风流的有效吸程较短，一般为3-4m。如风筒末端距工作面较长，有效吸程以外的风流，将形成涡流停滞区，通风效果不良;污风通过风机，安全性较差;不能使用柔性风筒。
3.混合式通风。混合式通风就是把上述两种通风方法同时
使用。新风是利用压入式局部通风机和风筒压入工作面，而污风则由抽出式局部通风机和风筒排出。其布置如图4-21。所示。
混合式通风兼有压入式通风和抽出式通风的优点，但其缺点也很多，如设备多、能耗大、管理复杂，有引起瓦斯、煤尘爆炸的危险。压入式通风是我国煤矿应用最广泛的一种局部通风机通风方式。
《规程》规定：掘进巷道必须采用矿井全风压通风或局部通风机通风。
煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式(压气、水力引射器不受此限制);如果采用混合式，必须制订安全措施。
瓦斯喷出区域或煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出煤层的掘进通风方式必须采用压入式。
二、掘进通风设备及要求
局部通风设备是由局部通风动力设备、风筒及其附属装置
组成。
1.风筒
1)风筒种类.煤矿使用的风简主要是胶布风简，它是一种柔
性风筒，其最大优点是轻便、可伸缩、拆装搬运方便。此外还有
铁风筒、玻璃钢筒，它的质量大，搬运困难，煤矿使用较少。随
着大断面巷道机械化掘进的增多，混合式通风技术得到了广泛应
用，为了满足其中抽出式通风的要求，采用金属整体螺旋弹簧钢
圈为骨架的可伸缩风简。
2)风筒的接头。柔性风筒的接头方式有插接、单反边接头、
双反边接头、活三环多反边接头、螺圈接头等多种形式.擂接方
式最简单，但诵风大;反边接头肠风小，不易胀开，但局部风阻
较大;后两种接头风阻小、漏风小、但拆装比较麻烦。、
3)风筒的风阻.风简的风阻是由摩擦风阻、局部风阻组成的，
其大小取决于风筒的直径、接头方式、长度、风压、风筒的布设
等问题，具体计算参照本章第二节。一般用百米风阻值RI.衡盆.
当缺少实测资料时，胶布风筒的摩攘阻力系数a与百米风阻R,.可
参用表4-6所列的数据。
4)风筒的漏风。漏风使局部通风机风量Q.与风筒出口风量
Q卜不等，因此，应用末端风址的几何平均值作为风筒的风量Q，即
Q.与Q、的差就是风筒的漏风量，它与风筒的种类，接头的数
目、方法和质量以及风筒直径、风压等有关，但更主要是与风筒
的维护和管理密切相关。需要注意的是掘进工作面的通风效果与
风筒出口风虽Q、的大小有关。
5)风筒的布置要求。风简出风口到工作面的距离要符合作业
规程的有关规定。一般在压人式通风的工作面，其作业规程中
规定为5m。风筒要求吊挂平直，贴壁贴帮，逢环必挂，环环吃
力。
2.局部通风机
井下局部地点通风所用的通风机称为局部通风机。掘进工作
面要求局部通风机体积小，风压高、效率高、噪声小，性能可靠，
坚固防爆。目前，一部分煤矿还使用20世纪60年代研制的JBT系
列轴流式通风机，全压效率只有60写^-7000，风量、风压偏低，尤
其噪声高达103-118dB (A)，已属于淘汰产品。国内开发和研制
了一些新产品，满足安全、经济、技术合理的要求。如BKJ66-11
系列局部通风机，该系列风机由沈阳鼓风机厂研制，主要型号有
No3. 6, NoC 0, N04-5, No5. 0, No5. 6, No6. 3等6种规格。其
性能曲线如图4-22.
此外，煤炭科学院重庆分院研制T FDC一1型对旋局部通风
机、DSF--5型低噪声对旋轴流式局部通风机、HF-5型混流抽出
式通风机唐山煤科分院研制了SBF661型水力局部通风机
二、掘进通风安全管理
(一)《煤矿安全规程》对掘进通风的有关规定
第一百二+八条安装和使用局部通风机
和风筒应遵守卞列规定：
(一)局部通风机必须由指定人员负、责管
理，保证正常运转。
(二)压人式局部通风机和启动装置·，必须
安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小
于lom;全风压供给该处的风量必须大于局部
通风机的吸人风量，局部通风机安装地点到回
风口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第
一百零一条的有关规定。
(三)必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口
到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通
风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。
(四)低瓦斯矿井掘进工作面的局部通风
机，可采用装有选择性漏电保护裂置的供电线
煤矿井下发生跻供电，或与采煤工作面分开供电。
合(五)沉斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤
(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井中，掘进工
作面的局部通风机应采用三专(专用变压器、专
用开关、专用线路)供电;也可采用装有选择
性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有
专人检查1次，保证局部通风机可靠运转。
，;‘(六)严禁使用3台以上(含3台)的局部
通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用
ill,台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面
供风。、，
使用局部通风机供风的地点必须实行风电
闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安
全型电气设备的电源。使用2台局部通风机供
风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭
锁。
I'll第一百二士九条使用局部通风机通风的
掘进工作面，不得停风;因检修、停电等原因
停风时，必须撤出人员，切断电源。
一恢复通风前、·必须检查瓦斯。只有在局部
通风机及其开关附近lom以内风流中的瓦斯
浓度都不超过0.5肠时，方可人工开启局部通
风机。：
第一百三十条井下爆炸材料库必须有独
立的通风系统，回风风流必须直接引人矿井的
总回风巷或主要回风巷中。新建矿井采用对角
式通风系统时，投产初期可利用采区岩石上山
或用不燃性材料支护和不燃性背板背严的煤层
上山作爆炸材料库的回风巷。必须保证爆炸材
料库每小时能有其总容积4倍的风量。
第一百三十一条井下充电室必须有独立
的通风系统，回风风流应引人回风巷。
井下充电室，在同一时间内，5t及其以下
的电机车充电电池的数量不超过3组、5t以上
的电机车充电电池的数量不超过1组时，可不
采用独立的风流通风，但必须在新鲜风流中。
井下充电室风流中以及局部积聚处的氢气
浓度，不得超过0.5写。的瓦斯爆炸其中的80%与掘进工作面有关，预防瓦斯爆炸的重点应是掘进工作面。因此，《煤矿安全规程》规定：
1.保证掘进工作面通风设备连续稳定的运转，不得任意停、任意开，应有计划的停电停风。任意停风机会造成工作面无风，导致瓦斯积聚;任意开风机会将已积聚的瓦斯吹出独头巷，井下高浓度的瓦斯流动，会给矿井带来危险.
2)局部通风机因故停止运转时，必须撤出工作面的人员至新
鲜风流中，并切断工作面的电源，做到停风必停电，送电先送风.
为达到这一要求，《规程》规定：高瓦斯矿井必须安装“三专两闭
锁”，即专用电源、专用开关、专用变压器和风电闭锁与瓦斯电闭
锁。例如三交河煤矿是低瓦斯矿井，井下由于超负荷用电，造成
井下掘进工作面的风机跳闸停电。矿井未采用风电闭锁，上班的
放炮员到工作面试煤电钻有无电时，煤电钻失爆，产生火花，引
起瓦斯煤尘爆炸，造成并下147人死亡.
3)恢复通风时，必须首先检查瓦斯，当风机附近10m范围
内、瓦斯浓度不超过0.5%、停风区域内的瓦斯不超过1%时，方
可送电，否则，必须排放。
4)减少导风设施的漏风。压人式通风中，适量的漏风有利于
稀释炮烟及其他有害气体，但必须保证工作面要有足够的风量，因
此对风筒的吊挂、维修和使用要注意，防止矿车刮坏风筒。
5)风筒出风口到工作面的距离要符合作业规程的规定。
(二)、长距离掘进通风技术
随着煤矿生产技术的发展，工作面的长度增加，单巷长距离通风间题越来越多，各矿井在此方面积累了一定经验，可归纳如下：
1.适当增加风筒的节长，减少风筒的接头数目，降低风筒的局部风阻和漏风。当接头数较多时，不可能实现长距离通风。目前，国内有使用200m/节的风筒，效果明显。
2.改进接头方式，淮北沈庄煤矿用铁圈压板接头代替插接方式，送风距离达3033m，工作面的风量为63. 2m3/min。
3.采用柔性风简时，吊挂平直，防止挂破，要用粘补或灌胶卦堵所有的针眼，减少漏风。
4.采用局部通风机串联的方法。1989年11月广旺矿务局旺
苍矿在1182大巷采用压入式、风机分散串联、单列胶质风简，通
风长度3300m，其中大巷3000m，采用的风筒为Ø600mm;上山
300m，采用的风筒为0400mm。使用的局部通风机为JBT62型
28kW 1台，JBT52型11kW1台，11kW局部通风机串联在 1920m
处。28kW风机的静压：h,=2735Pa; Q,二199m'/min; ilkW风
机的睁压：h2=2564Pa,Q,= 132m'/min;工作面风筒的出口风量：
Qa二82m'/min.
5.直接采用大功率风机和大直径风筒。目前我国已生产有多种类型的大功率局部通风机。如煤科总院重庆分院的60kW对旋风机和抚顺分院的55kW子午加速型风机，其额定风量均达500m3/min,额定风压均达4500～5000Pa;并生产与大功率局部通风机相配套的直径为800～1000mm的高强度胶质风筒，都能满足高瓦斯长距离掘进工作面的要求。
平顶山煤业集团有限公司6矿的丁6-22200综采工作面走向长度2350m，运输、回风两巷断面13. lm2,瓦斯涌出量较大，工作面需风量250m3/min，局部通风机的吸风量420m3/min,风压p=2759Pa。根据上述要求，矿井选用DJF2 ×30k W高效对旋局部通风机，该风机参数是：风量440～600m3/min;工作风压5700～2100Pa;全压效率80%,额定转速2950r/min;采用的风筒直径l000mm，工作面的瓦斯控制在0.46%，工作面温度在28℃以下。
由于保证了通风，提高了掘进速度，此项技术共创造经济效益122.2万元。
矿井瓦斯防治
矿井瓦斯是煤矿生产中必然遇到的有害气体。在煤矿生产过程中，伴随着生产的进行，瓦斯涌出到生产空间，对井下生产构成威胁。瓦斯不论其涌出量多少，一直都是矿井生产最主要的一个危险源，瓦斯灾害、粉尘灾害、火灾、水灾和顶板灾害构成了煤矿的5大自然灾
害。瓦斯灾害的治理是矿井最根本的、最重要的任务。
第一节 矿井瓦斯基础知识
一、概述
(一)矿井瓦斯的概念
矿井瓦斯是矿井中主要由煤层气构成的以甲烷为主的有害气体。有时单独指甲烷。由此可见瓦斯指的是一种混合气体。在组成瓦斯的各种气体中，甲烷往往占总量的90%以上，因此瓦斯的概念通常单独指甲烷。
矿井瓦斯来自煤层和煤系地层，它的形成经历了两个不同的造气时期，从植物遗体到形成泥炭，属于生物化学造气时期;从褐煤、烟煤到无烟煤，属于变质作用造气时期。由于在生化作用造气时期泥炭的埋藏较浅，覆盖层的胶结固化也不好，因此生成的气体通过渗透和扩散很容易排放到大气中，留存在现今煤层中的瓦斯，只是其中很少的部分。
(二)瓦斯的性质
瓦斯通常指甲烷，分子式为CH4,它是一种无色、无味、无嗅的气体。在标准状态下(气温为0℃，大气压为1.01×105Pa)，1m3甲烷的质量为0.7618kg，而1m3空气的质量为1.293kg，因此，瓦斯比空气轻，其相对密度为0.554。因此，巷道顶板、冒落区顶部往往容易积聚瓦斯。瓦斯有很强的渗透性和扩散性，扩散速度是空气的1.34倍。
瓦斯具有燃烧和爆炸性。
(三)矿井瓦斯的危害
1.瓦斯窒息。甲烷本身虽然无毒，但空气中甲烷浓度较高时，就会相对降低空气中氧气浓度，在压力不变的情况下，当甲烷浓度达到43%时，氧气浓度就会被冲淡到12%，人就会感到呼吸困难;当甲烷浓度达到57%时，氧气浓度就会降到9%，这时人若误入其中，短时间内就会因缺氧窒息而死亡。因此《煤矿安全规程》规定：凡井下盲巷或通风不良的地区，都必须及时封闭或设置栅栏，并悬挂“禁止入内”的警标，严禁人员入内。
[案例]某矿-330m52采区3斜上掘进工作面临时停工，因水力引射器发生循环风造成巷道内瓦斯积聚，通风人员即钉上栅栏并悬挂“严禁入内”的警标。11月22日11时，采区3名技术员为准备复工，闯进栅栏，检查情况，当走进44m(盲巷全长69m)处时，全部窒息死亡，直到第二天才被发现。现场取样分析表明：瓦斯43.9%，二氧化碳4.3%，氧气0.9%，氮气50.9%。
2.瓦斯的燃烧和爆炸。当瓦斯与空气混合达到一定浓度时，遇到高温火源就能燃烧或发生爆炸，一旦发生爆炸事故，会造成大量井下作业人员的伤亡，会给国家财产造成巨大损失。瓦斯爆炸事故是矿井五大自然灾害之首。
(四)瓦斯的赋存
1.瓦斯在煤层中的垂直分带。在漫长地质年代中，变质作用过程中生成的瓦斯在其压力差与浓度差的驱动下不断向古大气中运移，而地表空气通过渗透和扩散也不断向煤层深部运移，这就导致沿煤层垂深出现了特征明显的4个分带，即CO2—N2带、N2带、N2-CH4和CH4带，如图5—1所示。各带的气体成分组成与含量见表5—1，按照各带的成因和组分变化规律，第Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ带又统称为瓦斯风化带，第Ⅳ带称为瓦斯带。
确定瓦斯风化带和瓦斯带的深度是很重要的，因为在瓦斯带内，煤层中瓦斯含量、瓦斯压力以及在开采条件变化不大的前提下的瓦斯涌出量都随着深度的增加而有规律的增大。研究这些规律及影响因素，是防治矿井瓦斯灾害的基本工作之一。
2.瓦斯的赋存。瓦斯在煤层及围岩中的赋存状态有两种，一种是游离状态，另一种是吸附状态，如图5-2所示。
(1)游离状态。这种状态的瓦斯以自由气体状态存在于煤层或围岩的孔洞中，其分子可自由运动，处于承压状态。
(2)吸附状态。吸附状态的瓦斯按照结合形式的不同，又分为吸着状态和吸收状态。吸着状态是指瓦斯被吸着在煤体或岩体面，在表面形成瓦斯薄膜;吸收状态是指瓦斯被溶解于煤体中，与煤的分子相结合，即瓦斯分子进入煤体胶粒结构，类似于气体溶解于液体的现象。
煤体中瓦斯存在的状态不是固定不变的，而是处于不断交换的动平衡状态，当条件发生变化时，这一平衡就会被打破。由于压力降低或温度升高使一部分吸附瓦斯转化为游离瓦斯的现象，叫做瓦斯解吸。由于压力增高或温度降低使一部分游离瓦斯转化为吸附瓦斯的现象叫做瓦斯吸附。
二、煤层瓦斯含量
(一)煤层瓦斯含量的概念
煤层瓦斯含量指煤层在自然条件下单位重量或单位体积所含有的瓦斯量，一般用m3/t或m3/m3表示。煤层瓦斯含量包括游离瓦斯和吸附瓦斯两部分，其中游离瓦斯约占10%～20%，吸附瓦斯约占80%～90%。
(二)煤层瓦斯含量的主要影响因素
煤层瓦斯含量的大小决定于两个方面的因素，一是在成煤过程中伴生的气体量和煤的含瓦斯能力，二是煤系地层保存瓦斯的条件。
1.煤的变质程度
煤的变质程度决定了成煤过程中伴生的气体量和煤的含瓦斯能力。煤的变质程度越高，生成的气体量就越大，煤的微孔隙就越多，总的表面积就越大(1kg煤的孔隙表面积可达200m2)，吸附瓦斯的量就越大，含瓦斯能力就越强。因此，在其他条件相同的情况下，变质程度高的煤层，瓦斯含量就大。煤的变质程度增高的顺序是：褐煤、烟煤、无烟煤。根据实验室测定：煤层含有瓦斯的最大能力，一般不超过60m3/t。
此外，煤层中的灰分和杂质会降低煤层吸附瓦斯的能力。煤中的水分，不仅占据了孔隙空间，也占据了煤的孔隙表面，降低了煤的含瓦斯能力。
2.煤系地层保存瓦斯的条件
当前煤层瓦斯含量的大小，主要取决于煤系地层保存瓦斯的条件。
(1)煤层有无露头。煤层有无露头对煤层瓦斯含量有很大影响。有露头时一般存在着瓦斯风化带，在该带内瓦斯沿煤层向大气中运移阻力较小，煤层的瓦斯很容易放散到大气中去。所以，地表有煤层露头时，该煤层的瓦斯含量会很低。
(2)煤层埋藏深度。煤层埋藏深度增加，保存瓦斯的条件就变好，煤层吸附瓦斯的能力就加大，瓦斯放散就越困难，在瓦斯带内，煤层的瓦斯含量和瓦斯压力随埋藏深度的增加而增加。瓦斯压力梯度是指煤层埋藏深度每增加lm，煤层内瓦斯压力的增加值。
(3)围岩的透气性。煤层上覆和下伏岩层的透气性，对煤层瓦斯含量影响很大。煤层被透气性很低的岩层包围，煤层的瓦斯放散不出去，瓦斯含量就高;反之，瓦斯含量就低。
(4)煤层的地质史。成煤有机物沉积后，直到现今的变质作用阶段，经历了漫长的地质年代。其间，地层多次下降或上升，覆盖层加厚或遭受剥蚀，海相与陆相交替变化并伴有地质构造运动等。这些地质过程的形式和持续的时间对煤层瓦斯含量影响很大。一般来说，以下降、覆盖层加厚和海相沉积为主要变化的地质活动过程，会导致煤层瓦斯含量增高;反之，煤层瓦斯含量则降低。
(5)地质构造及其条件。闭合的和倾伏的背斜或穹窿，通常是储瓦斯构造，在其轴部区域形成瓦斯包，即所谓“气顶”。构造形成的煤层局部变厚的大型煤包，往往也是瓦斯包。断层对煤层瓦斯含量的影响与其性质有关，开放性断层(一般是指张性、张扭性或导水的压性断层等)会导致煤层瓦斯含量降低;封闭性断层(压性、压扭性或不导水断层)会导致煤层瓦斯含量增高。
煤层倾角小，瓦斯沿层运移的路径长，阻力大，煤层瓦斯不易流失，导致煤层瓦斯含量大;反之，则煤层瓦斯含量小。
地下水活跃的矿区，通常煤层的瓦斯含量小。地下水对煤层瓦斯含量的降低作用表现在3个方面：一是长期的地下水活动，带走了部分溶解的瓦斯;二是地下水渗透的通道，同样可以成为瓦斯渗透的通道;三是地下水带走了溶解的矿物，使围岩及煤层卸压，透气性增大，造成了瓦斯的流失。
三、矿井瓦斯涌出
(一)矿井瓦斯涌出的形式
当煤层被开采时，煤体受到破坏，贮存在煤体内的部分瓦斯就会离开煤体而涌入采掘空间，这种现象叫做瓦斯涌出。
1.普通涌出。瓦斯从采落的煤炭及煤层、岩层的暴露面上，通过细小的孔隙缓慢而长时间的涌出。首先是游离瓦斯，而后是部分解吸的吸附瓦斯。普通涌出是矿井瓦斯涌出的主要形式，不仅范围广，而且数量大。
2.特殊涌出，如果煤层或岩层中含有大量瓦斯，采掘时，这些瓦斯有时会在极短的时间内，突然的、大量的涌出，可能还伴有煤粉、煤块或岩块，瓦斯的这种涌出形式称为特殊涌出。瓦斯特殊涌出是一种动力现象，分为瓦斯喷出和煤与瓦斯突出。瓦斯特殊涌出的范围是局部的、短暂的、突发性的，但其危害极大。
(二)矿井瓦斯涌出来源
掌握矿井瓦斯涌出的来源，是实行瓦斯分源治理的前提条件。按照瓦斯涌出地点和分布状况，瓦斯涌出来源可分为：
1.煤岩壁瓦斯涌出。即从采掘工作面及巷道周围的煤壁中涌出的瓦斯。
2.采落煤炭瓦斯涌出。即采掘工作面进行采煤和掘进时从落煤中涌出的瓦斯。
3.采空区的瓦斯涌出。即从采空区的顶底板和浮煤中涌出的瓦斯。
4.邻近煤层瓦斯涌出，即从邻近煤层中的煤岩壁、巷壁和落煤中涌出的瓦斯。
上述瓦斯构成了矿井瓦斯涌出总量，它们各自在总量中所占比例大小随着生产条件的改变而改变，其测定方法是：在全矿同时测定各区域的绝对瓦斯涌出量，然后分别计算出各自所占的百分比。
通过对瓦斯涌出来源及构成比例关系的分析，可以找出主要瓦斯涌出源，并采取相应措施进行重点控制与管理，尽量减少其涌出量。
(三)矿井瓦斯涌出量
1.矿井瓦斯涌出量的概念与计算
矿井瓦斯涌出量是指在开采过程中，单位时间内或单位重量煤中涌出的瓦斯量，仅指普通涌出。表示矿井瓦斯涌出量的方法有两种。
(1)绝对瓦斯涌出量。绝对瓦斯涌出量是指单位时间内涌入采掘空间的瓦斯数量，用m3/min或m3/d表示，可用下式进行计算：04
QCH4=QC (5-1)
或 Q'CH4=1440QC (5-2)
式中 QCH4——矿井(或采区)绝对瓦斯涌出量，m3/min;
Q'CH4——矿井(或采区)绝对瓦斯涌出量，m3/d;
Q——矿井(或采区)总回风量，m3/min;
C——矿井(或采区)总回风流中的瓦斯浓度，%;
1440——1昼夜的分钟数。
(2)相对瓦斯涌出量。相对瓦斯涌出量是指在矿井正常生产条件下，月平均日产1t煤所涌出的瓦斯数量，用m3/t表示。可用下式进行计算：
qCH4=1440QCH4n/T (5-3)
式中 qCH4——矿井(或采区)相对瓦斯涌出量，m3/t;
QCH4——矿井(或采区)绝对瓦斯涌出量，m3/min;
T——矿井瓦斯鉴定月矿井(或采区)的月产煤量，t;
N——矿井瓦斯鉴定月矿井(或采区)的月工作天数。
必须指出，对于抽放瓦斯的矿井，在计算矿井瓦斯涌出量时，应包括抽放的瓦斯量。
2.影响瓦斯涌出量的因素
矿井瓦斯涌出量并不是固定不变的，它随自然条件和开采技术条件的变化而变化。
(1)煤层瓦斯含量。它是影响矿井瓦斯涌出量的决定因素。被开采煤层的原始瓦斯含量越高，其涌出量就越大。如果开采煤层附近有瓦斯含量大的围岩或煤层(通常称为邻近层)，由于采动影响，邻近层中的瓦斯就会沿采动裂隙涌入开采空间，有可能导致实际瓦斯涌出量大于开采煤层的瓦斯含量。
(2)地面大气压力的变化。正常情况时，采空区及裂隙中的瓦斯压力与巷道内空气的压力处于相对平衡的状态。当大气压力突然降低时，就会破坏原来的平衡状态，瓦斯涌出的数量就会增大;反之，瓦斯涌出量变小。因此，当地面大气压突然下降时，必须百倍警惕，加强对采空区和密闭区等附近的瓦斯检查;否则，可能造成重大事故。
(3)开采规模。开采规模是指矿井的开采深度、开拓开采的范围以及矿井产量。开采深度越大，煤层瓦斯含量越高，瓦斯涌出量就越大;开拓与开采范围越大，瓦斯涌出的暴露面积越大，其涌出量就越大;在其他条件相同时，产量高的矿井其瓦斯涌出量一般较大。
(4)开采程序。厚煤层分层开采时，第一分层(上分层)的瓦斯涌出量大，这是由于采动影响，其他分层中的瓦斯也会沿裂隙渗出的缘故。显然，对顶底部邻近层都已采过的煤层，其开采过程中的瓦斯涌出量会显著地减少。 .
(5)采煤方法与顶板管理。机械化采煤时，煤的破碎较严重，瓦斯涌出量高;水力采煤时，水包围着采落的煤体，对其中的瓦斯的排出起阻碍作用，导致湿煤中残余的瓦斯含量增大，其瓦斯涌出量较小。采用全部陷落法管理顶板时，由于能够造成顶底板更大范围的松动，以及采空区存留大量散煤等原因，其瓦斯涌出量比采用充填法管理顶板时要高。另外，回采率低的采煤方法，瓦斯涌出量相对就高。
(6)生产工序。同一采面，爆破或割煤时的瓦斯涌出量最高，较该面平均涌出量可高出一倍或几倍。
(7)通风压力。采用负压通风(抽出式)的矿井，风压越高瓦斯涌出量越大，而采用正压通风(压入式)的矿井，风压越高瓦斯涌出量越小。这主要是风压与瓦斯涌出压力相互作用的结果。
(8)采空区管理。一般来说，多数采空区都积存有大量瓦斯，其管理方法及好坏程度对瓦斯涌出量影响很大。例如，该封闭而未封闭或密闭质量很差，就会造成采空区瓦斯向外涌出。对采空区进行合理抽放就会降低矿井的实际瓦斯涌出量。
总之，矿井瓦斯涌出量的影响因素很多，但有主有次，应根据不同矿井的具体条件，找出其主要因素及影响规律，以制定和采取针对性的防治措施。
四、矿井瓦斯等级的划分
(一)矿井瓦斯等级划分的目的
矿井瓦斯等级是矿井瓦斯涌出量大小和安全程度的基本标志。由于不同煤田瓦斯生成与赋存的条件不同，开采时不同矿井的瓦斯涌出量就有很大差异。为保障安全生产，并做到经济合理，所选用的通风设备、通风要求及有关管理制度都应有所不同。因此，根据瓦斯涌出量和涌出形式将矿井瓦斯划分为不同等级，对矿井瓦斯实行分级管理，是十分必要的。
(二)矿井瓦斯等级划分的依据
《煤矿安全规程》规定：一个矿井中只要有一个煤(岩)层发现瓦斯，该矿井即为瓦斯矿井。瓦斯矿井必须依照矿井瓦斯等级进行管理。 .
矿井瓦斯等级，根据矿井相对瓦斯涌出量、矿井绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出形式划分为：
(1)低瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40m3/min。
(2)高瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌量大于10m3/t或矿井绝对瓦斯涌出量大于40m3/rain。
(3)煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井。
(三)矿井瓦斯等级的鉴定
《规程》规定：每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，报省(自治区、直辖市)煤炭管理部门审批，并报省(自治区、直辖市)煤矿安全监察机构备案。
矿井瓦斯等级鉴定工作一般可按以下顺序和步骤进行。
1.准备工作
成立由矿总工程师任组长，矿井通风、安全等部门参加的矿井瓦斯等级鉴定小组;由通风部门编制实施方案，报矿总工程师审批;鉴定小组各齐所用仪器和测算记录等用品;校正鉴定所用的仪器;矿总工程师组织参加鉴定人员学习，贯彻落实实施方案和措施，确保鉴定工作安全、顺利进行。
2.井下测定
(1)选定测点。一般选在矿井总回风道、各独立通风区域的回风道和各翼、各水平、各煤层、各采区(工作面)的进回风道内的合适地点，可用原有测风站;如无测风站，可选在断面规整、无杂物、距岔风口15～30m以外的一段(10m)平直巷道内。
(2)测定内容。风量(巷道断面和平均风速)、风流瓦斯浓度、风流二氧化碳浓度、气象条件(地面和井下测点气温、气压、湿度等，用作参考)。
(3)测定时间与方法。根据当地气候条件，选择涌出量最大的一个月(一般为7月或8月)为鉴定月;在鉴定月的月初、月中和月末各选一天(间隔10天)为鉴定日(如5日、15日、25日)。鉴定日的产量、通风管理必须正常;在鉴定日内，分早、中、晚三班(或四班)进行测定;在每一班的时间内，分班初、班中和班末各测一次，并取其平均值;在每一次测定时，对风流的瓦斯浓度、二氧化碳浓度和温度等，要在同一断面的上、中、下分别测定，并取其平均值。风量测定按测风要求进行，并将测定数据及时记入记录表中。
3.资料整理
按照表5—2的内容和格式进行数据整理和计算。
每个工作班的瓦斯(或二氧化碳)涌出量按下式计算：
涌出量=风量×浓度m3/ min
按表5—2中所设栏目计算，第一班、第二班、第三班涌出量分别为：
(3)=(1)×(2)，m3/min
(6)=(4)×(5)，m3/min
(9)=(7)×(8)，m3/min
三班平均涌出量为：
(10)=[(3)+(6)+(9)]/3，m3/min (5-4)
4.确定矿井瓦斯等级
在鉴定月的上、中、下三旬进行测定的三天中，选出最大一天的涌出量作为该矿井的绝对瓦斯涌出量，并计算平均产煤1t的涌出量(相对涌出量)，依此便可确定矿井瓦斯等级。
矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定结果报告可按表5—3填写和计算，
按栏目计算，相对瓦斯涌出量和相对二氧化碳涌出量分别为：
相对瓦斯涌出：
(7)=1440×(3)/(6)，m3/t (5-5)
相对二氧化碳涌出量：
(7)=1440×(?)/(6)，m3/t (5—6)
5.上级审批
各矿务局(公司)根据鉴定结果，并结合产量水平、采掘比重和地质构造因素，提出确定矿井瓦斯等级的意见，连同有关资料报省(自治区、直辖市)煤炭管理部门审批，并报省(自治区、直辖市)煤矿安全监察机构备案。
第二节 瓦斯爆炸及其预防
瓦斯爆炸是煤矿生产中最严重的灾害之一，每年都会因此造成大量的人员伤亡和财产损失。2005年2月14日，辽宁阜新孙家湾煤矿发生的瓦斯爆炸事故，伤亡214人，成为世界煤矿开采历史上罕见的重大伤亡事故。因此，掌握瓦斯爆炸的条件、原因、规律和防治措施，极为重要。
一、瓦斯爆炸
(一)瓦斯爆炸的概念
瓦斯是一种能够燃烧和爆炸的气体，瓦斯爆炸就是空气中的氧气(O2)与瓦斯(CH4)进行剧烈氧化反应的结果。其化学反应式为：
CH4+2O2≌CO2+2H2O+882.6kJ/mol (5—7)
从上式中看出：瓦斯在高温火源作用下，与氧气发生化学反应，生成二氧化碳和水蒸气，并放出大量的热，这些热量能够使反应过程中生成的二氧化碳和水蒸气迅速膨胀，形成高温、高压并以极高的速度向外冲出而产生动力现象，这就是瓦斯爆炸。
(二)瓦斯爆炸的条件
瓦斯爆炸必须具备下面3个基本条件。
1.一定的瓦斯浓度
(1)瓦斯爆炸界限。瓦斯爆炸具有一定的浓度范围，只有在这个浓度范围内，瓦斯才能够爆炸，这个范围称为瓦斯爆炸的界限。最低爆炸浓度叫爆炸下限;最高爆炸浓度叫爆炸上限，在新鲜空气中，瓦斯爆炸的界限一般认为是5%～16%。
(2)瓦斯在不同浓度时的燃爆特性。当瓦斯浓度低于5%时，由于参加化学反应的瓦斯较少，不能形成热量积聚，因此，不能爆炸，只能燃烧。燃烧时，在火焰周围形成比较稳定的、呈现蓝色或淡青色的燃烧层。
当瓦斯浓度达到5%(下限)，瓦斯就能爆炸;浓度在5%～9.5%时，爆炸威力逐渐增强;在浓度为9.5%时，因为空气中的全部瓦斯和氧气都能参加反应，所以，这时的爆炸威力最强(这是地面条件下的理论计算。在煤矿井下，通过实验和现场测定，爆炸威力最强烈的实际瓦斯浓度为8.5%左右。这是因为井下空气氧浓度减少，湿度较大，含有较多的水蒸气，氧化反应不可能进行得十分充分的缘故);瓦斯浓度在9.5%～16%(上限)时，爆炸威力呈逐渐减弱的趋势;当浓度高于16%时，由于空气中的氧气不足，满足不了氧化反应的全部需要，只能有部分瓦斯与氧气发生反应，所生成的热量被多余的瓦斯和周围介质吸收而降温，所以也就不能发生爆炸。
2.一定的引火温度
瓦斯爆炸的第二个基本条件是高温火源的存在。点燃瓦斯所需的最低温度，称为引火温度。瓦斯的引火温度一般认为是650～750℃。明火、煤炭自燃、电气火花、赤热的金属表面、吸烟、放炮、安全灯网罩、架线火花、甚至撞击和摩擦产生的火花等都足以引燃瓦
斯。因此，消灭井下一切火源是防止瓦斯爆炸的重要措施之一。
3.充足的氧气含量
实验表明，瓦斯爆炸界限随着混合气体中氧气浓度的降低而缩小，氧气浓度降低时，瓦斯爆炸下限缓缓地提高，而瓦斯爆炸的上限则迅速下降，当氧气浓度降到12%时，混合气体中的瓦斯就失去了爆炸性，遇火也不会爆炸。
由于氧气含量低于12%时，短时间内就能导致人窒息死亡，因此《规程》规定，井下工作地点的氧气含量不得低于20%，而且在正常生产的矿井中，采用降低空气中的氧气含量来防止瓦斯爆炸是没有实际意义的。但是，对于已封闭的火区，采取降低氧气含量的措施，却有着十分重要的意义，因为火区内往往积存有大量瓦斯，且有火源存在，如果不按规定封闭火区或火区封闭不严造成大量漏风，一旦氧气浓度达到12%以上时，就有发生爆炸的可能。
(三)瓦斯爆炸产生的危害
瓦斯爆炸的危害主要表现在以下3个方面。
1.爆炸温度
试验研究表明，当瓦斯浓度为9.5%时，爆炸时产生的瞬时温度，在自由空间可达1850℃，在封闭的空间内高达2650℃。由于井下巷道是半封闭空间，其内的瓦斯爆炸温度在1850℃与2650℃之间，而这样高的温度，不仅会烧伤人员、烧坏设备，还可能引起井下火灾扩大灾情。
2.爆炸压力
瓦斯爆炸产生的高温，会使气体突然膨胀引起气体压力的骤然增大，再加上爆炸波的叠加作用或瓦斯连续爆炸，爆炸产生的冲击压力会越高。据测定，瓦斯爆炸后的压力约为爆炸前的10倍。在高温高压的作用下，爆源处的气体以每秒几百米的速度向前冲击。瓦斯爆炸时，常常伴生两种冲击。
(1)正向冲击。在爆炸产生的高温、高压作用下，爆源附近的气体以极大的速度向四周扩散，在所经过的路程上形成威力巨大的冲击波的现象。称为正向冲击。
发生正向冲击时，由于冲击气流具有高温、高压，因此能够造成人员伤亡，巷道和器材设施的破坏，能扬起大量煤尘使之参与爆炸，产生更大的破坏力，还可能点燃坑木或其他可燃物而引起火灾。
(2)反向冲击。爆炸发生后由于爆炸气体从爆源处高速向外冲击，加上爆炸后生成的一部分水蒸气又很快冷却和凝聚，因而，在爆源附近就形成了气体稀薄的低压区。这样，在压差的作用下爆炸气体就会连同爆源外围的气体又以极高的速度反向冲回爆炸地点，这一过程称为反向冲击。
虽然反向冲击的力量较正向冲击的力量小，但由于它是沿着已经遭受破坏的区域内的反冲，所以其破坏性更大。尤其应当指出的是，如果反向冲击的空气中含有足够的瓦斯和氧气，而爆源附近的火源尚未熄灭，或有因爆炸而产生的新火源存在时，就可能造成二次爆炸。
3.有毒有害气体
瓦斯爆炸后，将产生大量有害气体，据分析，瓦斯爆炸后的空气成分为：氧气6%～10%、氮气82%～88%、二氧化碳4%～8%、一氧化碳2%～4%。爆炸后生成的如此大量的一氧化碳是造成人员大量伤亡的主要原因。如果有煤尘参与爆炸，一氧化碳的生成量就会更大，危害就更为严重。统计资料表明，在发生的瓦斯、煤尘爆炸事故中，死于一氧化碳中毒的人数占总死亡人数的70%以上。因此《规程》规定，入井人员必须佩戴自救器。
(四)影响瓦斯爆炸的主要因素
瓦斯爆炸的基本条件受很多因素影响，以下就爆炸界限和引火温度两个方面进行介绍。
1.影响爆炸界限的因素
影响瓦斯爆炸界限的主要因素有可燃性气体、煤尘、惰性气体及混合气体的初始温度等。
(1)可燃性气体的混入。在瓦斯和空气的混合气体中，如果有一些可燃性气体(如硫化氢、乙烷等)混入，则由于这些气体本身具有爆炸性，不仅增加了爆炸气体的总浓度，而且会使瓦斯爆炸下限降低，从而扩大了瓦斯爆炸的界限。
表5—4为常见的几种可燃性气体的爆炸界限。经计算表明，这些可燃性气体的混入都能使瓦斯爆炸界限扩大。因此，当井下发生火灾或可能产生其他可燃性气体时，即使平时瓦斯涌出量不大的矿井、采区或工作面，也可能发生瓦斯爆炸，对此应引起特别注意。
(2)爆炸性煤尘的混入。多数矿井的煤尘具有爆炸性。当瓦斯和空气的混合气体中混入有爆炸性危险的煤尘时，由于煤尘本身遇到火源会放出可燃性气体，因而会使瓦斯爆炸下限降低。根据实验，空气中煤尘含量为5g/m3时，瓦斯的爆炸下限降低到3%;煤尘含量为8g/m3时，瓦斯爆炸下限降低到2.5%。显然，正常情况下，空气中的煤尘含量达到这样高是不可能的，但当沉积煤尘被爆风吹起时，达到这样高的煤尘含量却十分容易。因此，对于有煤尘爆炸危险的矿井，做好防尘工作，从防止瓦斯爆炸的角度来讲也是十分重要的。
(3)惰性气体的混入。惰性气体是指不太容易与其他分子结合、化学性质不太活泼的气体，如氮气、二氧化碳等。瓦斯和空气的混合气体中，混入惰性气体将使氧气的含量降低，可以缩小瓦斯的爆炸界限，降低瓦斯爆炸的危险性。
2.影响引火温度的因素
影响瓦斯爆炸引火温度的主要原因有瓦斯浓度、混合气体压力及火源性质等。
(1)瓦斯浓度。不同的瓦斯浓度，所需要的引火温度也不同。一般来说，瓦斯浓度在7%～8%时，其引火温度最低。高于这个浓度，所需引火温度就增高，这是因为瓦斯的热容量较大、吸收的热量较多的缘故;当瓦斯浓度过低时，也不易引燃，所需引火温度也比较高。
(2)混合气体压力。混合气体的压力越大，引火温度就越低。例如，当瓦斯与空气混合气体的压力为9.8kPa时，引火温度为700℃;压力为274.2kPa时，引火温度为460℃。当混合气体瞬间被压缩到原来体积的1/20时，混合气体由于被压缩自身产生的热量，就能使其自行爆炸。
引火温度随着混合气体压力的增加而降低，这对加强爆破管理很有指导意义。因为爆破时能造成很大的气体压力，大大降低了引火温度，因而就比较容易引起瓦斯爆炸事故。
(3)火源性质。火源有多种，不同的火源有不同的性质，它们的温度、存在时间及表面积等也都不同，而这些都能对瓦斯爆炸的引火温度产生很大的影响。
瓦斯爆炸的感应期。在一定温度条件下，火源的表面积越大，火源存在时间越长，就越容易引爆瓦斯;反之，即使火源的温度很高，若存在时间短，也不能使瓦斯引爆，这是因为瓦斯的热容量比较大，即使达到爆炸浓度的瓦斯遇到高温火源，也并不能立即发生爆炸，而需要延迟一个很短的时间，瓦斯的这种延迟一个很短时间才爆炸的现象，称为引火延迟现象。引火延迟的时间称为瓦斯爆炸的感应期。感应期的长短与瓦斯浓度、引火温度有密切关系，瓦斯浓度越高，感应期越长;引火温度越高，感应期越短。
感应期的作用。瓦斯爆炸的感应期虽然非常短暂，但对指导煤矿安全生产却有着十分重要的意义。
首先，利用这一特性，通过缩短高温火源的存在时间，使其不超过瓦斯爆炸的感应期，可以减少或消除瓦斯爆炸的可能性：现在煤矿使用的毫秒雷管和安全炸药，在一定程度上就是根据瓦斯爆炸感应期这一特性研制生产的。虽然在爆破时炸药的爆炸温度能达2000℃左右，但是这一高温存在的时间极短(通常仅为千分之几秒)，小于瓦斯爆炸的感应期，不会引起瓦斯爆炸;当然，如果炸药质量不合格或炮泥装填不合乎要求。爆炸后高温气体存在的时间就能延长，当超过感应期时即会造成瓦斯爆炸事故。矿用安全电气设备在发生故障时能迅速断电，由于其断电的时间小于感应期，因而不会导致瓦斯爆炸。
其次，根据瓦斯爆炸感应期这一特性，对一些存在或停留时间较长(超过感应期)的高温火源，如明火、电火、灼热金属板(网)、摩擦火花等，在瓦斯矿井中都要严加禁止。
应当指出，瓦斯爆炸的感应期也并不是固定不变的。混合气体的压力增高时，感应期就会缩短或消失。例如，井下爆破时，由于爆破冲击压缩作用而使混合气体压力增大，瓦斯爆炸的感应期将会缩短。因此，加强井下爆破管理是十分必要的。
综上所述，由于瓦斯爆炸的3个基本条件中的一些数值受很多因素影响，会在较大范围内发生变化，加上矿井通风和瓦斯涌出量的不稳定性，所以《规程》对井下各地点的瓦斯浓度及可能产生的火源都作了严格的限制和规定，这是十分必要的，必须认真执行。
(五)瓦斯爆炸的原因分析
瓦斯爆炸由3个方面的因素促成的，即瓦斯积聚，引爆火源
和管理因素。
1.瓦斯积聚及其原因
(1)瓦斯积聚的概念。瓦斯积聚是指采掘工作面及其他地点，
体积大于0.5m。的空间内积聚，瓦斯浓度达到或超过2 9/5的现象。
瓦斯积聚是造成瓦斯爆炸的根源，对井下瓦斯状况不了解、矿井
通风系统的不合理布置、通风设施的损坏等，都容易造成瓦斯积
聚。
(2)引起瓦斯积聚的主要原因。引起瓦斯积聚而导致瓦斯爆
炸的原因很多，很复杂，主要有： ，
局部通风机停止运转。这种现象导致瓦斯积聚而引起爆炸的
比例最大。有的是设备检修，无计划停电、停风;有的是机电故
障，掘进工作面停工而停风;还有的是局部通风机管理混乱，任
意开停等。
[案例1]鸡西某矿(低瓦斯煤矿)，某掘进工作面的工人运送
电机时嫌风筒碍事，曾3次任意关停局部通风机，累计停风
lh40min，造成掘进工作面瓦斯积聚。瓦斯检查员虽然在场，但也
未制止，更没有检查瓦斯就脱岗离去，后终因小绞车拖拉电机撞
击轨道产生火花，造成45人死亡的爆炸事故。
风筒断开或严重漏风。主要是施工人员不爱护通风设施，将
风筒掐断、压扁、刮坏等，而通风人员又不能及时发现和进行维
护、修补，造成掘进工作面风量不足而导致瓦斯积聚。
r案例z-I山西西山某矿，在已停掘的煤巷内拆运耙斗时撞倒
棚子，将风筒刮断，致使500m巷道37.5h内无风而引起瓦斯积
聚，又由于瓦斯检查工漏检且弄虚作假，终因电工带电修理开关，
产生电火花而引爆瓦斯，造成48人死亡。
采掘工作面风量不足。造成采掘工作面风量不足的原因多种
多样，如不按需要风量配风，通风巷道冒顶堵塞、单台局部通风
机供多个工作面，风筒出口距掘进工作面太远等，都可能造成采
掘工作面风量小、风速低而导致瓦斯积聚。
r案例3-1河南平顶山市某矿是低瓦斯矿井，一台局部通风机
(5.5kW)供两个工作面，风量不足，风筒拐弯8处，严重漏风，
且长期不检查瓦斯，1998年6月11日，因矿灯短路产生火花，引
爆了积聚的瓦斯，井下12人全部遇难。
局部通风机出现循环风。由于局部通风机安装的位置不符合
规定或全风压供给风量小于该处局部通风机的吸入风量等原因，
都可能使局部通风机出现循环风，致使掘进工作面涌出的瓦斯反
复回到掘进工作面，越积越多达到爆炸浓度。
E-~'I 4]河北省曲阳县某矿一平巷半煤岩掘进工作面的局部
通风机，由于吸入风量大于全风压供给该处的风量，产生循环风，
致使该掘进工作面内瓦斯形成恶性循环积聚。’在瓦斯浓度达到
3 9，6～4%时仍未停止作业进行处理，而瓦斯检查工又不负责任地
提前升井脱岗，终因爆破工在瓦斯浓度超限情况下，违章爆破引
起了瓦斯爆炸，死亡12人。
风流短路。如打开风门而不关闭，巷道贯通后不及时调整通
风系统等，都可能造成通风系统的风流短路而引起瓦斯积聚。
[案例5]鸡西某矿前进井，1988年2月8日，因嫌采煤工作
面温度低而将进、回风巷之间惟一的一道风门敞开，造成风流短
路，采煤工作面风量大大减少，出现瓦斯积聚，由于瓦斯检查工
漏检，后因电钻接线短路引起瓦斯爆炸，井下28名正在交接班的
工人全部遇难。
通风系统不合理，不完善。自然通风，不符合规定的串联通
风，扩散通风和无回风道独眼井及通风设施不齐全等，都是不合
理通风，都可能引起瓦斯积聚而导致爆炸事故。
[案例6]1980年6月21日，阜新某矿由于75×735.5W绞车
房无独立回风道，且风量不足，不能及时排除涌出的瓦斯而造成
瓦斯积聚，因绞车主铃控制器产生电火花引爆瓦斯，造成34人死
亡。
采空区或盲巷。采空区和盲巷没有风流通过，往往积存有大
量高浓度瓦斯，在气压变化或冒顶等使其涌出或突然压出时都可
能导致瓦斯爆炸。
[案例7]南票某矿，1989年2月11日由于采空区内大面积
冒顶，采空区内高浓度的瓦斯被挤出来，且瞬间达到爆炸浓度，而
此时瓦斯检查工脱岗，爆破工也没有检查瓦斯，结果由于爆破器
与母线接触不良产生火花引爆了瓦斯，造成13人死亡。
瓦斯涌出异常。断层、褶曲或地质破碎地带是瓦斯的富集区
域，在接近或通过这些地带时，瓦斯涌出可能会突然增大，或忽
大忽小变化无常，而且容易冒顶造成瓦斯积聚。
[案例8]内蒙古某矿一采煤工作面，1984年7月5日中部遇
到地质破碎带，6日发生局部冒顶，瓦斯涌出量突然增大(由
1.15%突然上升到2.8%)，但未引起注意。9日该采煤工作面分
两组用两台爆破器同时爆破，由于第二组在破碎带附近爆破时，泄
出了大量瓦斯，且随风流排到了第一组爆破打筒火源处，结果发
生了爆炸，死亡25人。
巷道支架背后空间及高顶区瓦斯积聚。掘进巷道支架背后空
间及高顶区，由于其特殊位置而不能形成良好的通风条件，当巷
道风量较小、风速较低时，经常会出现瓦斯积聚。
局部地点瓦斯积聚。在正常通风系统中存在的局部地点的瓦
斯积聚，往往具有更大的危险性。如采煤工作面的上隅角，采煤
机切割机构附近，采掘工作面的机组附近，刮板输送机底槽和未
充填的各种钻孔，常常积聚着高浓度的瓦斯。
2.引爆火源 .
引爆瓦斯的主要火源有以下几种：
(1)电火花。由于对井下照明和机械设备的电源及电器装备
的管理不善或操作不当，如矿灯失爆，电钻失爆，带电作业，电
缆漏电或短路，电缆明接头或抽线，’电器开关失爆，电机车架线
出火及杂散电流等产生的电火花，是引起瓦斯爆炸的主要火源。其
中矿灯失爆、电缆明接头及带电作业所占比例较大，由于杂散电
流引爆瓦斯事故也时有发生，电火花引起瓦斯爆炸事故的比重约
为40 9/6。
[案例1]1978年9月13日，鹤壁某矿因一电工带电接线头
作业，接线过程中线路短路产生电火花引爆瓦斯，造成20人死亡;
1990年4月15日，七台河矿务局某矿由于两条入井高压电缆相
继短路、停电，使七采区72号右一片停风积聚瓦斯，在架线电机
车启动时杂散电流产生火花而引爆瓦斯，死亡33人。
(2)爆破火花。爆破产生火花是引爆瓦斯的另一主要火源。爆
破火花主要是因炮泥装填不满、最小抵抗线不够、放明炮、糊炮、
接线不良及炸药不合乎要求等引起的，爆破火花引起瓦斯爆炸事
故的比重约为40 9/5。
r案例2]吉林辉南县某矿，由于爆破器接线不牢，产生火花
引起瓦斯爆炸事故死亡13人;1981年3月19日，河北某矿由于
抵抗线过小，封泥不足，爆破出火，引爆瓦斯爆炸，死亡46人。
(3)撞击摩擦火花。井下因撞击和摩擦产生的火花的情形多
种多样，机械设备之间的摩擦，截齿与坚硬岩石之间的摩擦，坚
硬顶板冒落时的撞击，金属表面之间的摩擦等等，都可能产生火
花而引爆瓦斯。随着机械化程度的不断提高，因机电设备撞击出
现摩擦火花而引起的爆炸事故也在逐渐增多，仅次于电火花和爆
破火花的引爆次数。
[案例3]1987年12月9日，淮南某矿由于没有按规定排放
瓦斯，致使排出的高浓度瓦斯与回风流中违章开动的齿轮小绞车
产生的机械摩擦火花相遇而发生爆炸，死亡45人。
(4)明火。井下严禁明火，但是由于种种因素的影响井下明
火并未能杜绝，而由此引爆的瓦斯事故也时有发生。井下明火的
来源主要有煤炭自然发火形成的火区，井下电焊、吸烟等。
[案例4]新疆建设兵团某矿，在因冒顶将火区密闭冲开后处
理火灾时，由于错误的只在回风巷设密闭，引起了瓦斯爆炸，死
亡12人;1986年4月9日，内蒙古巴蒙某矿，1985年元月16日
湖北巴东县某煤矿，都曾因工人在井下吸烟引起瓦斯爆炸事故，分
别死亡81人和16人。
3.管理因素
瓦斯爆炸事故的发生，主要是由于管理上存在缺陷造成某些
作业人员的违章失职所造成的。例如，根本没有和不执行瓦斯检
查制度;瓦斯检查员失职和技术业务素质不高，空岗、漏检、假
检和脱岗;不在现场交接班及不带甲烷检测仪等。大量事实表明，
多数瓦斯爆炸事故是因某些人，尤其是负有特殊工作的人员(如
瓦斯检查员、放炮员、井下电钳工及班组长等)不能尽职尽责，思
想上麻痹大意，抱有侥幸心理甚至违章违纪所造成的。为了更好
地防止瓦斯爆炸事故的发生，首先，瓦斯检查员应遵章守纪，具
有高度的责任心和职业道德感，在工作中应尽职尽责，及时发现
并妥善处理瓦斯隐患，严禁空班、漏检，假检，必须在井下指定
地点交接班，按分工区域和检查次数规定的时间、路线、地点认
真进行巡回检查工作，做到瓦斯检查“三对口”;其次，瓦斯检查
员必须对分工区域内的通风、瓦斯、防尘、防火、监测等情况进
行全面认真地检查，发现瓦斯超限，积聚或其他异常情况，要立
即停止危险地点的作业，撤出人员，及时向调度室及有关部门领
导汇报，并采取措施处理;再者瓦斯检查员应具有较高的技术业
务素质，对任何地点的瓦斯隐患都能够及时采取有针对性的、可
靠的有效措施，妥善处理。瓦斯检查员还应做到坚持原则，不徇
私情，对任何违章指挥、违章作业的现象应予以坚决抵制和制止。
二、瓦斯爆炸事故的防治
瓦斯爆炸事故是可以预防的，预防瓦斯爆炸就是指消除瓦斯
爆炸的条件并限制爆炸火焰向其他地区传播，归纳起来主要有以
下3个方面：防止瓦斯积聚，防止引爆瓦斯和防止瓦斯爆炸事故
的扩大。
(一)防止瓦斯积聚的技术措施
1.茄强通风管理
通风是防止瓦斯积聚的主要措施，建立一个完善合理的矿井
通风系统，加强通风管理，做到有效、稳定、可靠、连续不断地
向井下所有用风地点输送足够数量的新鲜空气，以保证及时排除
和冲淡矿井瓦斯和粉尘，使井下各处的瓦斯浓度符合《规程》的
要求，是防止矿井发生瓦斯爆炸事故的可靠保证。为此，要求矿
井通风系统要具有较强的抗灾能力，通风系统要力求简单，实行
分区通风，各水平、各采区要有单独的回风道，不得串联通风。矿
井通风设施要保证规格质量，经常检查维修，保证完好。
(1)加强掘进工作面的通风管理。据统计资料表明，有60 9/5
以上的瓦斯爆炸事故发生在掘进工作面。因此，掘进工作面通风
是煤矿井下最容易出现安全问题的地点，特别是在更换、维修局
部通风机或局部通风机停止运转时，必须加强管理。协调通风管
理部门和机电部门的工作，以保证工作的顺利进行和恢复通风时
的安全。对高瓦斯矿井中，为防止局部通风机停风造成的危险，必
须使用“三专，，(专用变压器、专用供电线路和专用开关)“两闭
锁，，(风电闭锁和瓦斯电闭锁)，局部通风机要挂牌指定专人管理，
严格禁止非专门人员操作局部通风机和随意开停风机，即使是短
暂的停风，也应该在检查瓦斯后开启风机;在停风前，必须先撤
出工作面的人员并切断工作面的供电电源。在进行工作面机电设
备的维修或局部通风机维修时，应特别注意安全，严禁带电维修。
局部通风风筒的出风口距掘进工作面的距离在作业规程中应有明
确规定，风速不得小于《规程》规定的最低风速，以防止出现通
风死角和循环通风，供风的风筒要保持平直，在拐弯处要缓慢拐
弯，不能堵塞风筒，风筒接头应严密、不漏风;禁止中途割开风
筒供风。局部通风和启动装置必须安放在新鲜风流中，距回风口
的距离不小于10m。安放局部通风机的进风巷道所通过的风量要
大于局部通风机吸风量，以保证局部通风机不会吸入循环风。
(2)加强采煤工作面的通风管理。对于采煤工作面应特别注
意回风隅角的瓦斯超限，采煤工作面采用的是全负压通风，合理
的通风系统是保证工作面风量充足的基础，为了避免采煤工作面
风量不足，首先应该采掘接替平衡，不要将整个矿井的生产和掘
进都安排在一个采区或集中到矿井的一翼，认真做到以风定产;其
次，各采区在开拓工作面时，应该首先开掘中部车场，避免造成
掘进和采煤的串联通风及掘面之间的串联通风。矿井漏风也是风
量不足的主要原因，堵漏对提高矿井风量和矿井安全都十分重要。
2.加强瓦斯检查与监测
井下瓦斯状况的检查和监测是我们发现事故隐患的眼睛，也
是判断和预测井下瓦斯状况、采取防范措施和处理措施的依据。随
时检查和监测煤矿井下通风、瓦斯状况是矿井安全管理的主要内
容。它可以及时发现瓦斯超限和积聚，从而采取处理措施，使事
故消灭在萌芽状态。每个矿井都必须建立井下瓦斯检查制度，设
立相应的瓦斯检查和通风管理机构。配备相应的瓦斯检查仪器、仪
表，以监测、监控井下瓦斯，瓦斯检查人员发现瓦斯超限，有权
立即停止工作，撤出人员，并向有关部门报告。瓦斯检查员应由
责任心强，经过专业培训并考试合格的人员担任，持证上岗。严
禁瓦斯检查空班、漏检、假检等，一经发现严肃处理。
通风安全管理部门的值班人员，必须审阅瓦斯检查报表，掌
握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度室汇报。对重
大的通风瓦斯问题，通风部门应制定措施，报矿总工程师批准，进
行处理。每日通风、瓦斯情况必须送矿总工程师审阅，一矿多井
的矿必须同时送井长、井技术负责人审阅，对重大通风、瓦斯问
题应制定措施，进行处理。
3.及时处理局部积聚的瓦斯
矿井瓦斯积聚是发生瓦斯事故的物质基础，《规程》规定：采
掘工作面内，体积大于0.5m。的空间内积聚的瓦斯浓度达到2 9/6
时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
1.采煤工作面上隅角处瓦斯积聚的处理方法
(1)引导风流法。引导风流法的实质是将新鲜风流引入瓦斯
积聚的地点，把局部积聚的瓦斯冲淡、带走。
风障引导风流法。图5—3所示的风障引导风流法是应用较普
遍的方法，它适应于上隅角瓦斯涌出量不超过2m。/min、工作面风
量大于200m3/min、风障最大长度不超过20m的条件。
风障引导风流法的优点是安设简单，不需要任何动力设备。安
全、经济;其不足是引入风量有限、波动性大，增加了通风阻力，
加剧了采空区漏风，减少了作业空间，降低了作业环境的安全程
度。
(2)风筒导排风流法。风筒导排法，按其动力源的不同分为
水力引射器‘、电动通风机和压气引射器3种不同导排方式。其处
理积聚瓦斯的原理和布置方式都是相同的，如图5—4所示，风筒
进风口设在上隅角瓦斯积聚地点后，工作面中一部分风流流经上
隅角进入风筒口时，即把积聚的瓦斯冲淡、带走。
这种方法的优点是处理能力大，适应范围广。其缺点是需要
安设设备，并占据了一定采掘空间，影响作业环境和条件。尤其
是电动通风机，虽然有很好的防爆性能，但由于采煤工作面作业
条件较差，难免产生冲击、摩擦火花等，管理和维护比较困难;同
时，需要一定的动力为条件，不经济。
(3)巷尾排放法。如图5—5所示。尾巷排放法是目前广泛采
用的一种方法。此种方法利用尾巷与工作面采空区的压力差，使
工作面一部分风流流经上隅角、采空区、通风眼(联络眼)到尾
巷，达到冲淡、排除上隅角瓦斯的目的。如果尾巷排放瓦斯效果
不显著，可在工作面的回风道设调节风门，以增大采空区与尾巷
之间的压差，提高排放效果。
此方法的优点是利用已有的巷道，不需要增加设备，易于实
施，较经济。其不足是进入尾巷的瓦斯量难以控制，瓦斯浓度忽
高忽低。
(4)沿空留巷排除法。在工作面回风巷沿空留巷，使部分风
流通过上隅角，以冲淡和带走上隅角局部积聚的瓦斯，如图5—6
所示。
(5)瓦斯抽放法。瓦斯抽放法即进行采空区的瓦斯抽放。开
滦矿务局采用可移动瓦斯泵抽放上隅角瓦斯，收到很好的效果。如
图5—7所示。
(6)充填置换法。如图5—8所示，这种方法是对采空区上隅
角的空隙进行充填，将积聚瓦斯的空间用不燃性固体物质充填严
密，使瓦斯没有积聚的空间。这种方法效果明显，还可达到预防
自然发火的目的，是一举多得的好措施，但这种方法除受条件限
制外，工艺过程较复杂，对生产有一定干扰。因此，除特殊要求
的少数矿井外，大部分矿井还没有应用。
(7)风压调节法。风压调节法也称均压通风法。如图5—9所
示，在工作面进风巷安设两台局部通风机(通风能力大小，根据
工作面需要风量大小而定)和接设15~20m导风筒，向工作面送
风，并在导风筒的出风口与局部通风机之间设两道风门，在工作
面回风巷设两道调节风门S。、S。，以调节风压;同时，在回风巷
设一趟硬质导风筒。一端伸入上隅角采空区5"-'8m，另一端穿过
两道调节风门，以排放采空区上部的瓦斯。风量的控制应以上隅
角瓦斯不超限为准.
风压调节法的实质是利用局部通风机和设在回风巷的调节风
门Ss、St。提高工作面的空气压力，平衡工作面与采空区的压差，
或使工作面气压略高于采空区，抑制采空区瓦斯向工作面涌出。从
而达到解决工作面风流瓦斯超限和上隅角积聚瓦斯问题的目的。
采用此方法时，要管理好风门。当局部通风机停风时，要立
即将两组风门打开，以免造成事故。
。 (8)调整通风方法。根据煤层赋存条件的不同和瓦斯涌出量
大小，涌出来源及涌出形式，可调整或选择较适宜的通风方式，孳
到预防、排除上隅角积聚瓦斯的目的，如图5--10所示。从图?
所示的4种通风方式可以清楚地看出，由于回风方向同进风方向
是同一方向，采空区涌出的瓦斯受矿井通风压力的作用只会e哩
风方向流动，而不会朝着相反的方向流入工作面。因而，工作面
上隅角就不会积聚瓦斯。这几种通风方式同u型通风方式相比：
都容易引起向采空区漏风，因此，有自然发火危险的煤层不宜采
用。
2.巷道冒落空洞内瓦斯积聚的处理方法
(1)导风板引风法。在高顶空间下的支架顶梁上钉挡板，把
一部分风流引到高冒处，吹散积聚瓦斯，如图5—11所示。
(2)充填置换法。在棚梁上铺设一定厚度的木板或荆笆，再
在上面填满黄土或砂子，从而将积聚的瓦斯置换排除，如图5—12
所示。
(3)风筒分支排放法。巷道内若有风筒，可在冒顶处附近的
风筒上加。·三通’’或安设一段小直径的分支风筒，向冒顶空洞内
送风，以排除积聚的瓦斯，如图5—13所示。
(4)压风排除法。在有压风管通过的巷道，可在管路上接出
分支，并在支管上设若干个喷嘴，利用压风将积聚的瓦斯排除，如
图5—14所示。
3.巷道顶部层状赋存瓦斯的处理方法
(1)加大巷道内的风流速度。使风速大于0.5～1.Om/s，让瓦
斯与风流充分混合而排出。
(2)加大顶板附近的风流速度。如在顶梁下设置导风板，将
风流引向顶板附近等，如图5—15所示。也可沿顶板铺设铁风筒，
每隔一定距离接出一短管;或沿顶板铺设钻有小孔的压风管等，这
样都可将积聚的层状瓦斯吹散。
(3)隔绝瓦斯来源。如果顶板裂隙发现有大量瓦斯涌出，可
用木板和粘土将其背严、填实。
(4)钻孔抽放瓦斯。如果顶板有集中的瓦斯来源，可向顶板
打钻接管抽放瓦斯，如图5～16所示。
4.采煤机附近瓦斯积聚的处理方法
根据瓦斯积聚形成的不同原因，应采取相应的处理方法：
(1)加大风量。在采取煤层注水湿润煤体和采煤机喷雾降尘措
施后，经矿总工程师批准，可适当加大风速，但不得超过5m/。。
(2)降低瓦斯涌出量和减少瓦斯涌出量的不均衡性。可延长
采煤机在生产班中的工作时间或每昼夜增加一个生产班次，使采
煤机以较小的速度和截深采煤。
(3)当采煤机附近(或工作面中其他部位)出现局部瓦斯积
聚时，可安装小型局部通风机或水力引射器，吹散排出积聚的瓦
斯。
(4)抽放瓦斯。即采取煤层开采前预抽或开采过程中边采边
抽的方法降低瓦斯涌出量。
(二)防止引爆瓦斯的措施
1.防止明火
禁止在井口房、通风机房周围20m以内使用明火、吸烟
或用火炉取暖。
(2)严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井;严禁携带
易燃品入井，必须带入井下的易燃品要经矿总工程师批准。
(3)井下禁止使用电炉或灯泡取暖。
(4)不得在井下和井口房内从事施焊作业。如必须在井下主
要硐室、主要进风道和井口房内从事电焊、气焊和使用喷灯焊接
时，每次都必须制定安全措施，报矿长批准，并遵守《规程》有
关规定。回风巷不准进行施焊作业。
(5)严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。井下使用的
棉纱、布头、润滑油等，必须放在有盖的铁桶内，严禁乱扔乱放
和抛洒在巷道、硐室或采空区内。
(6)防止煤炭氧化自燃，加强火区检查与管理，定期采样分
析，防止复燃。
2.防止出现爆破火焰
(1)严格炸药、爆破管理，井下严禁使用产生火焰的爆破器
材和爆破工艺。
(2)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，应按《规程》的规定执行，不合格或
变质的炸药不准使用。
(3)炮眼深度和装药量要符合“作业规程”规定;炮眼黄泥
装填要满、要实，防止爆破打筒，坚持使用水泡泥。
(4)禁止使用明接头或裸露的爆破母线;爆破母线与发爆器
的联结要牢固，防止产生电火花;爆破员尽量在进风流中启动发
爆器。
(5)禁止放明炮、糊炮。
(6)严格执行“一炮三检”制度。
3.防止出现电火花
(1)井下电气设备选用时应符合《规程》的要求，对电气设
备的防爆性能定期、经常检查，不符合要求的要及时更换和修理;
否则，不准使用。
(2)井口和井卞电气设备必须有防雷和防短路保护装置;采
取有效措施防治井下杂散电流。
(3)所有电缆接头不准有“鸡爪子”、“羊尾巴”和明接头。
(4)严禁带电作业。
(5)局部通风机开关要设风电闭锁、瓦斯电闭锁装置、检漏
装置等。
(6)发放的矿灯要符合要求;严禁在井下拆开、敲打和撞击
灯头和灯盒。
4.其他弓I火源的治理
(1)矿井中使用的如塑料、橡胶、树脂等高分子材料制品，其
表面电阻应低于规定值。其中，洒水、排水用塑料管壁表面电阻
应小于10。Q，压风用管壁表面电阻应小于10。Q，喷浆用管壁表面
电阻应小于108~2，抽放瓦斯用管壁表面电阻应小于10。Q。
(2)在摩擦发热的部件上安设过热保护装置;在摩擦部件金
属表面溶敷活性低的金属;使用难引燃性能的合金工具。综合机
械化机组作业的采掘工作面遇到坚硬岩石时，应采用爆破处理，机
组截齿处应采取喷水降温措施。
(三)防止瓦斯爆炸灾害扩大的措施 ‘
除建立完善合理、抗灾能力强的矿井通风系统外，为防止瓦
斯爆炸灾害扩大，还应采取下列措施。
1.编制灾害预防与处理计划
矿井每年初都要编制有针对性的、切合实际的“矿井灾害预
防与处理计划”，每季度根据矿井变化的情况进行修订和补充，并
且组织所有入井职工认真学习、贯彻，使每个入井人员都能了解
和熟悉一旦发生瓦斯爆炸时的撤出和躲避的路线与地点。每年由
矿长组织一次实战演习。
2.安设安全装置
(1)安设防爆门。安装主要通风机的出风井口处，必须装设
防爆门或防爆井盖，以便在井下发生瓦斯爆炸时，冲击波将防爆
门(或井盖)冲开，释放能量，防止通风机受到破坏。
(2)安设反风装置。主要通风机必须有反风设备，并做到每
季度至少检查一次，一年至少进行一次反风演习，操作时间和反
风风量达到《规程》规定要求，保证在处理事故需要紧急反风时
能灵活使用。
(3)安设隔爆设施。隔爆设施是根据瓦斯或煤尘爆炸时所产
生的冲击波与火焰的速度差的原理设计的。爆炸时产生的冲击波
在前，可使隔爆设施动作，将随后而来的火焰扑灭、隔住，从而
使爆炸灾害范围不再扩大。
(4)佩戴自救器。每个入井人员不仅要随身佩戴自救器，还
要懂原理、会使用，在发生瓦斯爆炸或其他灾害时，能安全逃生。
第三节 煤与瓦斯突出及防治
一、煤与瓦斯突出的概述
(一)煤与瓦斯突出的概念及其危害
1.煤与瓦斯突出的概念
在煤矿井下由于地应力和瓦斯压力(二氧化碳)的共同作用，
在极短的时间内，破碎的煤和瓦斯由煤体或岩体内突然向采掘空
间抛出的异常的动力现象，称为煤与瓦斯突出。
2.煤与瓦斯突出的危害
当发生煤与瓦斯突出时，采掘工作面的煤壁将遭到破坏，大
量的煤与瓦斯将从煤层内部，以极快的速度向巷道或采掘空间喷
出，充塞巷道，煤层中会形成孔洞，同时由于伴随有强大的冲击
力，巷道设施会被摧毁，通风系统会被破坏，甚至发生风流逆转，
还可能造成人员窒息和发生瓦斯爆炸、燃烧及煤流埋人事故。
[案例]某煤矿二水平东翼三采区+20m标高四区石门，在揭
4号煤层的施工中，当用风钻打震动炮炮眼时，发生了特大煤岩与
瓦斯突出事故，突出煤量达8765t，岩石61.4ms，瓦斯201万ms，
煤粉堵塞巷道1388m，瓦斯逆流1846m，波及井田两翼的3个采
煤工作面，5个掘进工作面。有135名职工受到瓦斯威胁，其中有
120名经及时有效地抢救或自救而脱离危险，有14名被煤粉埋住
而死亡，1名因瓦斯中毒窒息而亡，另外还有轻伤28人。
(二)煤与瓦斯突出的分类
1.按动力现象分类
按动力现象的力学特征，可分为突出、压出和倾出。
1)煤与瓦斯突出(简称突出)。实现突出的基本能源是煤内
积蓄的高压瓦斯能，突出的基本特征是：
(1)突出的煤向外抛出距离较远，具有分选现象。
(2)抛出的煤堆积角小于煤的自然安息角。
(3)抛出的煤破碎程度较高，含有大量的煤块和手捻无粒感
的煤粉。
(4)有明显的动力效应，破坏支架、推倒矿车、破坏和抛出
安装在巷道内的设施。
(5)。有大量的瓦斯(--氧化碳)涌出，瓦斯(--氧化碳)涌
出量远远超过突出煤层的瓦斯(--氧化碳)含量，有时会使风流
逆转。
(6)突出孔洞呈口小腔大的梨形、舌形、倒瓶形以及其他岔
形等。
2)煤突然被压出并涌出大量瓦斯(简称压出)。压出的基本
能源是煤层所积蓄的弹性能。压出的基本特征是：
(1)压出有两种形式，即煤的整体位移和煤有一定距离的抛
出，但位移和抛出的距离都较小。
(2)压出后，在煤层与顶板之间的裂隙中常留有细煤粉，整
体位移的煤体上有大量的裂隙。
(3)压出的煤是块状，无分选现象。
(4)巷道瓦斯(二氧化碳)涌出量增大。
(5)压出可能无孔洞或呈口大腔小的楔形孔洞。
3)煤突然倾出并涌出大量瓦斯(简称倾出)。倾出的基本能
源是：煤的重力位能，实现倾出的力是失去平衡的煤体自身的重
