| 矿井通风与安全
主讲：霍传录
第一章 矿井空气
第一节 矿井空气的主要成分
第二节 矿井空气中的主要有害气体
第三节 矿井气候条件
第二章 矿井通风
第一节 矿井通风系统
第二节 采区通风
第三节 掘进通风
第四节 矿井风量的测算
第三章 矿井瓦斯
第一节 煤层瓦斯含量
第二节 瓦斯涌出
第三节 瓦斯爆炸及其预防
第四节 瓦斯喷出和煤与瓦斯突出及其预防
第五节 瓦斯抽放
第四章 矿 尘
第一节 矿尘的产生及其危害
第二节 煤尘爆炸及其预防
第三节 煤矿尘肺病及其防治
第四节 矿山综合防尘
第五章 矿井防灭火
第一节 矿井火灾的发生
第二节 矿井防火
第三节 矿井灭火
第六章 矿井防治水
第一节 地面防治水
第二节 井下防治水
第三节 矿井透水事故的处理
第七章 矿井救护
第一节 矿山救护队
第二节 矿工自救
第三节 现场急救
第一章 矿井空气
利用机械或自然通风动力，使地面空气进入井下，并在井巷中作定向和定量地流动，最后排出矿井的全过程称为矿井通风。
目的、主要任务—保证矿井空气的质量符合要求。
第一 节 矿井空气成份
定义：地面空气进入矿井以后即称为矿井空气。
一、地面空气的组成
地面空气是由干空气和水蒸汽组成的混合气体，亦称为湿空气。
干空气是指完全不含有水蒸汽的空气，由氧、氮、二氧化碳、氩、氖和其他一些微量气体所组成的混合气体。干空气的组成成分比较稳定，其主要成分如下。
湿空气中含有水蒸气，但其含量的变化会引起湿空气的物理性质和状态变化。
气体成分 按体积计／％ 按质量计／％ 备 注
氧气（O2） 20.96 23.32 惰性稀有气体氦、
氮气（N2） 79.0 76.71 氖、氩、氪、
二氧化碳（CO2） 0.04 0.06 氙等计在氮气中
二、矿井空气的主要成分及基本性质
新鲜空气：井巷中用风地点以前、受污染程度较轻的进风巷道内的空气，
污浊空气：通过用风地点以后、受污染程度较重的回风巷道内的空气，
1．氧气(O2)
氧气是维持人体正常生理机能所需要的气体,人体维持正常生命过程所需的氧气量，取决于人的体质、精神状态和劳动强度等。
人体输氧量与劳动强度的关系
劳动强度 呼吸空气量（L/min） 氧气消耗量（L/min）
休 息 6-15 0.2－0.4
轻 劳 动 20-25 0.6-1.0
中度劳动 30-40 1.2-2.6
重 劳 动 40-60 1.8-2.4
极重劳动 40-80 2.5-3.1
当空气中的氧浓度降低时，人体就可能产生不良的生理反应，出现种种不舒适的症状，严重时可能导致缺氧死亡。
矿井空气中氧浓度降低的主要原因有：人员呼吸；煤岩和其他有机物的缓慢氧化；煤炭自燃；瓦斯、煤尘爆炸；此外，煤岩和生产过程中产生的各种有害气体，也使空气中的氧浓度相对降低。
2．二氧化碳(CO2)
二氧化碳不助燃，也不能供人呼吸，略带酸臭味。二氧化碳比空气重（其比重为1.52），在风速较小的巷道中底板附近浓度较大；在风速较大的巷道中，一般能与空气均匀地混合。
矿井空气中二氧化碳的主要来源是：煤和有机物的氧化；人员呼吸；碳酸性岩石分解；炸药爆破；煤炭自燃；瓦斯、煤尘爆炸等。
3．氮气(N2)
氮气是一种惰性气体，是新鲜空气中的主要成分，它本身无毒、不助燃，也不供呼吸。但空气中含氮量升高，则势必造成氧含量相对降低，从而也可能造成人员的窒息性伤害。正因为氮气具有的惰性，因此可将其用于井下防灭火和防止瓦斯爆炸。
矿井空气中氮气主要来源是：井下爆破和生物的腐烂，有些煤岩层中也有氮气涌出,灭火人为注氮。
三、矿井空气主要成分的质量（浓度）标准
采掘工作面进风流中的氧气浓度不得低于20％；二氧化碳浓度不得超过0.5％；总回风流中不得超过0.75％；当采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5％或采区、采掘工作面回风道风流中二氧化碳浓度超过1.5％时，必须停工处理。
第二节 矿井空气中的有害气体
空气中常见有害气体：CO、NO2、SO2 、NH3 、H2 。
一、基本性性质
１、一氧化碳（CO）
一氧化碳是一种无色、无味、无臭的气体。相对密度为0.97，微溶于水，能与空气均匀地混合。一氧化碳能燃烧，当空气中一氧化碳浓度在13～75％范围内时有爆炸的危险。
主要危害：血红素是人体血液中携带氧气和排出二氧化碳的细胞。一氧化碳与人体血液中血红素的亲合力比氧大250～300倍。一旦一氧化碳进入人体后，首先就与血液中的血红素相结合，因而减少了血红素与氧结合的机会，使血红素失去输氧的功能，从而造成人体血液“窒息”。0 .08%，40分钟引起头痛眩晕和恶心，0.32%，5~10分钟引起头痛、眩晕，30分钟引起昏迷，死亡。
主要来源：爆破；矿井火灾；煤炭自燃以及煤尘瓦斯爆炸事故等。
２、硫化氢（H2S）硫化氢无色、微甜、有浓烈的臭鸡蛋味，当空气中浓度达到0.0001％即可嗅到，但当浓度较高时，因嗅觉神经中毒麻痹，反而嗅不到。硫化氢相对密度为1.19，易溶于水，在常温、常压下一个体积的水可溶解2.5个体积的硫化氢，所以它可能积存于旧巷的积水中。硫化氢能燃烧，空气中硫化氢浓度为4.3～45.5％时有爆炸危险。
主要危害：硫化氢剧毒，有强烈的刺激作用；能阻碍生物氧化过程，使人体缺氧。当空气中硫化氢浓度较低时主要以腐蚀刺激作用为主，浓度较高时能引起人体迅速昏迷或死亡。0.005~0.01%，1~2小时后出现眼及呼吸道刺激，0.015~0.02%
主要来源：有机物腐烂；含硫矿物的水解；矿物氧化和燃烧；从老空区和旧巷积水中放出。
３、二氧化氮（NO2）二氧化氮是一种褐红色的气体，有强烈的刺激气味，相对密度为1.59，易溶于水。
主要危害：二氧化氮溶于水后生成腐蚀性很强的硝酸，对眼睛、呼吸道粘膜和肺部有强烈的刺激及腐蚀作用，二氧化氮中毒有潜伏期，中毒者指头出现黄色斑点。0.01%出现严重中毒。主要来源：井下爆破工作。
4.二氧化硫(SO2)
二氧化硫无色、有强烈的硫磺气味及酸味，空气中浓度达到0.0005％即可嗅到。其相对密度为2.22，易溶于水。
主要危害：遇水后生成硫酸，对眼睛及呼吸系统粘膜有强烈的刺激作用，可引起喉炎和肺水肿。当浓度达到 0.002％时，眼及呼吸器官即感到有强烈的刺激；浓度达0.05％时，短时间内即有致命危险。
主要来源：含硫矿物的氧化与自燃；在含硫矿物中爆破；以及从含硫矿层中涌出。
5.氨气(NH3)
无色、有浓烈臭味的气体，相对密度为0.596，易溶于水，。空气浓度中达30％时有爆炸危险。
主要危害：氨气对皮肤和呼吸道粘膜有刺激作用，可引起喉头水肿。
主要来源：爆破工作，注凝胶、水灭火等；部分岩层中也有氨气涌出。
6.氢气(H2)
无色、无味、无毒，相对密度为0.07。氢气能自燃，其点燃温度比沼气低100～200℃，
主要危害：当空气中氢气浓度为4～74％时有爆炸危险。
主要来源：井下蓄电池充电时可放出氢气；有些中等变质的煤层中也有氢气涌出、或煤氧化。
二、矿井空气中有害气体的安全浓度标准
矿井空气中有害气体对井下作业人员的生命安全危害极大，因此，《规程》对常见有害气体的安全标准做了明确的规定，
矿井空气中有害气体的最高容许浓度
有害气体名称 符号 最高容许浓度/%
一氧化碳 CO 0.0024
氧化氮（折算成二氧化氮） NO2 0.00025
二氧化硫 SO2 0.0005
硫化氢 H2S 0.00066
氨 NH3 0.004
矿井气候条件的三要素是影响人体热平衡的主要因素。
空气温度：对人体对流散热起着主要作用。
相对湿度：影响人体蒸发散热的效果。
风速：影响人体的对流散热和蒸发散热的效果。对流换热强度随风速而增大。同时湿交换效果也随风速增大而加强。如有风的天气，凉衣服干得快。
二、衡量矿井气候条件的指标
1.干球温度
干球温度是我国现行的评价矿井气候条件的指标之一。
特点：在一定程度上直接反映出矿井气候条件的好坏。指标比较简单，使用方便。但这个指标只反映了气温对矿井气候条件的影响，而没有反映出气候条件对人体热平衡的综合作用。
2.湿球温度
湿球温度是可以反映空气温度和相对湿度对人体热平衡的影响，比干球温度要合理些。但这个指标仍没有反映风速对人体热平衡的影响。
3.等效温度
等效温度定义为湿空气的焓与比热的比值。它是一个以能量为基础来评价矿井气候条件的指标。
4 .同感温度
同感温度（也称有效温度）是1923年由美国采暖工程师协会提出的。这个指标是通过实验，凭受试者对环境的感觉而得出的同感温度计算图。
5.卡他度
卡他度是1916年由英国L.希尔等人提出的。卡他度用卡他计测定。
卡他度分为：干卡他度、湿卡他度
干卡他度：反映了气温和风速对气候条件的影响，但没有反映空气湿度的影响。为了测出温度、湿度和风速三者的综合作用效果，
K d=41.868F/t W/m2
湿卡他度（Kw）：是在卡他计贮液球上包裹上一层湿纱布时测得的卡他度，其实测和计算方法完全与干卡他度相同。
三、矿井气候条件的安全标准
我国现行评价矿井气候条件的指标是干球温度。1982年国务院颁布的《矿山安全条例》第53条规定，矿井空气最高容许干球温度为28℃。
第二章 矿井通风
第一节 矿井通风系统
矿井通风系统是指向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的通风网路、通风动力和通风控制设施的总称。
一、矿井通风系统的类型及其适用条件
按进、回井在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。
1、中央式
进、回风井均位于井田走向中央。根据进、回风井的相对位置，又分为中央并列式和中央边界式（中央分列式）。
2、对角式
1）两翼对角式
进风井大致位于井田走向的中央，两个回风井位于井田边界的两翼（沿倾斜方向的浅部），称为两翼对角式，如果只有一个回风井，且进、回风分别位于井田的两翼称为单翼对角式。
2）分区对角式
进风井位于井田走向的中央，在各采区开掘一个不深的小回风井，无总回风巷。
3、区域式
在井田的每一个生产区域开凿进、回风井，分别构成独立的通风系统。如图。
4、混合式
由上述诸种方式混合组成。例如，中央分列与两翼对角混合式，中央并列与两翼对角混合式等等。
二、主要通风机的工作方式与安装地点
主要通风机的工作方式有三种：抽出式、压入式、压抽混合式。
1、 抽出式
主要通风机安装在回风井口，在抽出式主要通风机的作用下，整个矿井通风系统处在低于当地大气压力的负压状态。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力提高，比较安全。
2、压入式
主要通风机安设在入风井口，在压入式主要通风机作用下，整个矿井通风系统处在高于当地大气压的正压状态。在冒落裂隙通达地面时，压入式通风矿井采区的有害气体通过塌陷区向外漏出。当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低。
3、压抽混合式
在入风井口设一风机作压入式工作，回风井口设一风机作抽出式工作。通风系统的进风部分处于正压，回风部分处于负压，工作面大致处于中间，其正压或负压均不大，采空区通连地表的漏风因而较小。其缺点是使用的通风机设备多，管理复杂。
三、矿井通风系统的选择
根据矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、矿井瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性等条件，在确保矿井安全、兼顾中、后期生产需要的前提下，通过对多种个可行的矿井通风系统方案进行技术经济比较后确定。
中央式通风系统具有井巷工程量少、初期投资省的优点。因此，矿井初期宜优先采用。
有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区对角式通风；
当井田面积较大时，初期可采用中央通风，逐步过渡为对角式或分区对角式。
矿井通风方法一般采用抽出式。当地形复杂、露头发育老窑多、采用多风井通风有利时，可采用压入式通风。
第三节 采区通风系统
采区通风系统是矿井通风系统的主要组成单元, 包括：采区进风、回风和工作面进、回风巷道组成的风路连接形式及采区内的风流控制设施。
一、采区通风系统的基本要求
1、每一个采区， 都必须布置回风道，实行分区通风。
2、采煤和掘进工作面应独立通风系统。有特殊困难必须串联通风时应符合有关规定。
3、煤层倾角大于12°的采煤工作面采用下行通风时，报矿总工程师批准，
4、采煤和掘进工作面的进风和回风，都不得经过采空区或冒落区。
二、采区进风上山与回风上山的选择
上（下）山至少要有两条；对生产能力大的采区可有3条或4条上山。
1、轨道上山进风，运输机上山回风
2、运输机上山进风、轨道上山回风
比较：轨道上山进风，新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响，输送机上山进风，运输过程中所释放的瓦斯，可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大，影响工作面的安全卫生条件。
三、采煤工作面上行风与下行风
上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风，否则是下行通风。
优缺点：
１、下行风的方向与瓦斯自然流向相反，二者易于混合且不易出现瓦斯分层流动和局部积存的现象。
２、上行风比下行风工作面的气温要高。
３、下行风比上行风所需要的机械风压要大；
４、下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风要大。
四、工作面通风系统
1、U型与Z型通风系统
2、Y型、W型及双Z型通风系统
3、H型通风系统
第四节 掘进通风
一、局部通风机通风
利用局部通风机作动力，通过风筒导风的通风方法称局部通风机通风，它是目前局部通风最主要的方法。
常用通风方式：压入、抽出和混合式。
1.压入式
布置方式：
Le －－气流贴着巷壁射出风筒后,由于卷吸作用,射流断面逐渐扩张，直至射流的断面达到最大值，此段称为扩张段；
La－－射流断面逐渐减少，直到为零，此段称收缩段。
Ls－－从风筒出口至射流反向的最远距离（即扩张段和收缩段总长）称射流有效射程。
在巷道条件下，一般有：
式中 S——巷道断面,m2。
特点：（１）局扇及电器设备布置在新鲜风流中；
（２）有效射程远，工作面风速大，排烟效果好；
（３）可使用柔性风筒，使用方便；
（４）由于Ｐ内＞Ｐ外，风筒漏风对巷道排污有一定作用。
要求：（１）Ｑ局＜Ｑ巷，避免产生循环风；
（２）局扇入口与掘进巷道距离大于10m；
（３）风筒出口至工作面距离小于Ls。
2.抽出式
布置方式：
有效吸程Le:风筒吸口吸入空气的作用范围。
在巷道边界条件下，其一般计算式为：
式中 S——巷道断面，m2。
特点：（１）新鲜风流沿巷道进入工作面，劳动条件好；
（２）污风通过风机；
（３）有效吸程小，延长通风时间，排烟效果不好；
（４）不通使用柔性风筒。
3. 压入式和抽出式通风的比较：
1) 压入式通风时，局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，若局部通风机不具备防爆性能，则是非常危险的。
2)压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大，可防止瓦斯层状积聚，且因风速较大而提高散热效果。然而，抽出式通风有效吸程小，掘进施工中难以保证风筒吸入口到工作面的距离在有效吸程之内。与压入式通风相比，抽出式风量小,工作面排污风所需时间长、速度慢。
3)压入式通风时,掘进巷道涌出的瓦斯向远离工作面方向排走,而用抽出式通风时,巷道壁面涌出的瓦斯随风流向工作面，安全性较差。
4) 抽出式通风时,新鲜风流沿巷道进向工作面，整个井巷空气清新，劳动环境好；而压入式通风时，污风沿巷道缓慢排出，当掘进巷道越长，排污风速度越慢，受污染时间越久。
5)压入式通风可用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输，而抽出式通风的风筒承受负压作用，必须使用刚性或带刚性骨架的可伸缩风筒，成本高，重量大，运输不便。
4. 混合式通风
混合式通风是压入式和抽出式两种通风方式的联合运用,按局部通风机和风筒的布设位置，分为:长压短抽、长抽短压和长抽长压。
1) 长抽短压（前压后抽）
工作面的污风由压入式风筒压入的新风予以冲淡和稀释，由抽出式主风筒排出。
其中抽出式风筒须用刚性风筒或带刚性骨架的可伸缩风筒，若采用柔性风筒，则可将抽出式局部通风机移至风筒入风口，改为压出式，由里向外排出污风(如图b）。
2) 长压短抽(前抽后压)
工作方式：新鲜风流经压入式长风筒送入工作面, 工作面污风经抽出式通风除尘系统净化,被净化后的风流沿巷道排出。
混合式通风的主要特点：
a、通风是大断面长距离岩巷掘进通风的较好方式；
b、主要缺点是降低了压入式与抽出式两列风筒重叠段巷道内的风量，当掘进巷道断面大时,风速就更小,则此段巷道顶板附近易形成瓦斯层状积聚。
5.可控循环通风
当局部通风机的吸入风量大于全风压供给设置通风机巷道的风量时，则部分由局部用风地点排出的污浊风流，会再次经局部通风机送往用风地点，故称其为循环风。
循环通风方式：循环通风分为掺有适量外界新风的循环通风和不掺有外界新风的循环通风。前者即为可控制循环通风，也称为开路循环通风；后者称为闭路循环通风。
在煤矿掘进通风中当使用闭路循环系统时，因既无任何出口，也无法除去这些气体，在封闭的循环区域中的污染物浓度必然会越来越大。因此，《规程》严禁采用循环通风。
如果循环通风是在一个敞开的区域内，且连续不断地有适量的新鲜风流掺入到循环风流中,经理论与实践证明，这部分有控制的循环风流中的污染物浓度仅仅取决于该地区内污染物的产生率及流过该地区的新鲜风量的大小，故循环区域中任何地点的污染物浓度，都不会无限制地增大，而是趋于某一限值。
可控循环局部通风优点: (1) 采用混合式可控循环通风时,掘进巷道风流循环区内侧的风速较高，避免了瓦斯层状积聚,同时也降低了等效温度，改善了掘进巷道中的气候条件。
(2) 当在局部通风机前配置除尘器时，可降低矿尘浓度。
(3) 在供给掘进工作面相同风量条件下，可降低通风能耗。
缺点：(1) 由于流经局部通风机的风流中含有一定浓度的瓦斯与粉尘，因此，必须研制新型防爆除尘风机。
(２)循环风流通过运转风机的加热,再返回掘进工作面，使风温上升。
(3) 当工作面附近发生火灾时，烟流会返回掘进工作面，故安全性差，抗灾能力弱，灾变时有循环风流通过的风机应立即进行控制,停止循环通风,恢复常规通风。
二、矿井全风压通风
全风压通风是利用矿井主要通风机的风压，借助导风设施把主导风流的新鲜空气引入掘进工作面。其通风量取决于可利用的风压和风路风阻。
按其导风设施不同可分为：
1.风筒导风 在巷道内设置挡风墙截断主导风流，用风筒把新鲜空气引入掘进工作面，污浊空气从独头掘进巷道中排出。。
特点：此种方法辅助工程量小，风筒安装、拆卸比较方便，通常用于需风量不大的短巷掘进通风中。
２.平行巷道导风 在掘进主巷的同时，在附近与其平行掘一条配风巷，每隔一定距离在主、配巷间开掘联络巷，形成贯穿风流，当新的联络巷沟通后，旧联络巷即封闭。两条平行巷道的独头部分可用风幛或风筒导风，巷道的其余部分用主巷进风，配巷回风。
特点：此方法常用于煤巷掘进，尤其是厚煤层的采区巷道掘进中，当运输、通风等需要开掘双巷时。此法也常用于解决长巷掘进独头通风的困难。
3.钻孔导风 离地表或邻近水平较近处掘进长巷反眼或上山时，可用钻孔提前沟通掘进巷道，以便形成贯穿风流。
这种通风方法曾被应用于煤层上山的掘进通风，取得了良好排瓦斯效果。
4.风幛导风 在巷道内设置纵向风幛，把风幛上游一侧的新风引入掘进工作面，清洗后的污风从风幛下游一侧排出。这种导风方法，构筑和拆除风幛的工程量大。适用于短距离或无其它好方法可用时采用。
三、引射器通风
利用引射器产生的通风负压,通过风筒导风的通风方法称引射器通风。引射器通风一般都采用压入式。
优点：无电气设备，无噪音;还具有降温、降尘作用;在煤与瓦斯突出严重的煤层掘进时，用它代替局部通风机通风，设备简单，安全性较高。
缺点：风压低、风量小、效率低，并存在巷道积水问题。
第五节 矿井风量的测算
一、矿井风量计算原则
矿井需风量，按下列要求分别计算，并必须采取其中最大值。
（１）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3；
（２）按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。
二、矿井需风量的计算
1、采煤工作面需风量的计算
采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。
(1)按瓦斯涌出量计算：
式中：Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m3/min
Qgwi——第 i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min
kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取kgwi=1.2~1.6 炮采工作面取kgwi=1.4~2.0,水采工作面取kgwi=2.0~3.0
（2）按工作面进风流温度计算：
采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表中的要求：
采煤工作面的需要风量按下式计算：
式中 vwi—第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表中取；m/s,
Swi—第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2 ；
kwi——第i 个工作面的长度系数。
3）按使用炸药量计算：
式中 25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min；
——第i个采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。
4） 按工作人员数量计算：
式中 4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min
nwi——第i 个采煤工作面同时工作的最多人数,个。
5)按风速进行验算
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
２、掘进工作面需风量的计算：
煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。
（１）按瓦斯涌出量计算：
式中 Qhi——第i个掘进工作面的需风量，m3/min
Qghi——第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量；m3/min
kghi——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数。一般可取1.8~2.0。
（2）按炸药量计算
式中 25——使用1kg炸药的供风量，m3/min;
Ahi——第i个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg
（3）按局部通风机吸风量计算
式中 ——第i个掘进工件面同时运转的局部通风机额定风量的和。
khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2~1.3；进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3
（４）按工作人员数量计算
式中 nhi——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。
（５）按风速进行验算
按最小风速验算，岩巷掘进面最小风量：
各个煤巷或半煤岩巷掘进面的最小风量；
按最高风速验算，掘进面的最大风量：
式中 shi——第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2
３、硐室需风量计算
独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算：
（１）机电硐室
发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量进行计算：
式中 Qri——第个机电硐室的需风量，m3/min
——机电硐室中运转的电动机（变压器）总功率，KW
θ——机电硐室的发热系数，
ρ——空气密度，一般取1.25kg/m3
cp——空气的定压比热，一般可取1KJ/kgk
Δt——机电硐室进、回风流的温度差，℃
采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量
m3/min
（2）爆破材料库
式中 v——库房空积，m3
（3）充电硐室
按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算
式中 qrhi——第个充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min
5、矿井总风量计算
矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和:
式中∑Qwl——采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min；
∑Qhl——掘进工作面所需风量之和，m3/min；
∑Qrl——硐室所需风量之和，m3/min；
km——矿井通风系统（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）备用系数，宜取1.15~1.25。
第三章 矿井瓦斯
第一节 煤层瓦斯含量
一、瓦斯的成因与赋存
（一）矿井瓦斯的生成
煤层瓦斯是腐植型有机物（植物）在成煤过程中生成的。
成气过程两个阶段一是生物化学成气时期；二是煤化变质作用时期。
（二）瓦斯在煤体内存在的状态
煤体是一种复杂的多孔性固体，包括原生孔隙和运动形成的大量孔隙和裂隙，形成了很大的自由空间和孔隙表面。
煤层中 瓦斯赋存两种状态：
1、游离状态
2、吸附状态
二、煤层中瓦斯垂直分带
形成原因：当煤层直达地表或直接为透气性较好的第四系冲积层覆盖时，由于煤层中瓦斯向上运移和地面空气向煤层中渗透，使煤层内的瓦斯呈现出垂直分带特征。
四带： CO2- N2带、N2带、N2—CH4带、CH4带。
瓦斯风化带下界深度确定依据：可以根据下列指标中的任何一项确定。
（1）煤层的相对瓦斯涌出量等于2～3m3/t处；
（2）煤层内的瓦斯组分中甲烷及重烃浓度总和达到80%（体积比）；
（3）煤层内的瓦斯压力为0.1～0.15MPa；
（4）煤的瓦斯含量达到下列数值处：长焰煤1.0～1.5 m3/t（C.M.），气煤1.5～2.0m3/t（C.M.），肥煤与焦煤2.0～2.5m3/t(C.M)，瘦煤2.5～3.0m3/t(C.M.)，贫煤3.0～4.0m3/t(C.M.)，无烟煤5.0～7.0m3/t(C.M.)（此处的C.M.是指煤中可燃质既固定碳和挥发分）
三 影响煤层瓦斯含量的因素
煤的瓦斯含量是指单位体积或重量的煤在自然状态下所含有的瓦斯量（标准状态下的瓦斯体积），单位为 m3/m3(cm3/cm3)或 m3/t(cm3/g)。
煤的瓦斯含量包括游离瓦斯和吸附瓦斯含量之和。
主要影响因素：
1、煤的吸附特性 煤的吸附性能决定于煤化程度， 一般情况下煤的煤化程度越高，存储瓦斯的能力越强。
2、.煤层露头
3、煤层的埋藏深度 ---深，瓦斯大
4、围岩透气性、泥岩、完整石灰岩低透气性
5、煤层倾角----大，瓦斯小，小，瓦斯大
6、地质构造----封闭地质，瓦斯大，开放的，瓦斯小
7、水文地质条件----水流，带走瓦斯
四、煤层内的瓦斯压力
瓦斯流动动力高低以及瓦斯动力现象的基本参数。
瓦斯压力测定：打钻、封孔、测压
瓦斯带内瓦斯压力变化规律：
末受采动影响的煤层内的瓦斯压力，随深度的增加而有规律地增加，可以大于、等于或小于静水压。
瓦斯压力梯度：
或
式中 P—预测的甲烷带内深H(m)处的瓦斯压力，MPa
gp—瓦斯压力梯度，MPa/m
P1，P2—甲烷带内深度为H1、H2(m)处的瓦斯压力，MPa。
P0--甲烷带上部边界处瓦斯压力，取0.2MPa 。
H0---甲烷带上部边界深度，m。
第二节 瓦斯涌出
一、瓦斯涌出量
1、含义：矿井建设或生产过程中从煤岩内涌出的瓦斯量
2、瓦斯涌出量表示方法
绝对瓦斯涌出量-- 单位时间涌出的瓦斯体积，单位为m3/d或m3/min：
相对瓦斯涌出量--平均日产一吨煤同期所涌出的瓦斯量，单位是 m3/t 。
二、影响瓦斯涌出的因素
决定于自然因素和开采技术因素的综合影响。
(一) 自然因素
1、煤层和围岩的瓦斯含量，
2、地面大气压变化。
（二）开采技术因素
1、开采规模—产量与瓦斯涌出量的关系复杂
2、开采顺序与回采方法 ---先开采，大；回采率低，大；顶板管理
3、生产工艺-初期大，呈指数下降
4、风量变化---单一煤层，随风量减而增，煤层群
5、采区通风系统
6、采空区的密闭质量
三、矿井瓦斯涌出来源的分析与分源治理
按划分目的的不同，对矿井瓦斯来源有三种划分方式：
.按水平、翼、采区来进行划分，作为风量分配的依据之一；
.按掘进区、回采区和已采区来划分，它是日常治理瓦斯工作的基础；
.按开采区、临近区划分，它是采煤工作面治理瓦斯工作的基础
四、瓦斯涌出不均系数
正常生产过程中，矿井绝对瓦斯涌出量受各种因素的影响其数值是经常变化的，但在一段时间内只在一个平均值上下波动，峰值与平均值的比值称为瓦斯涌出不均系数。
矿井瓦斯涌出不均系数表示为：
kg=Qmax/Qa
式中：kg－给定时间内瓦斯涌出不均系数；
Qmax－该时间内的最大瓦斯涌出量，m3/min；
Qa－该时间内的平均瓦斯涌出量，m3/min；
方法：确定区域，进回风量、瓦斯浓度
五、矿井瓦斯等级
1.矿井瓦斯等级划分
依据：按照平均日产一吨煤涌出瓦斯量（相对瓦斯涌出量）和瓦斯涌出形式，划分为：
低瓦斯矿井：10m3及其以下；高瓦斯矿井：10m3以上；
煤与瓦斯突出矿井。
2、矿井瓦斯等级鉴定
（1）鉴定时间和基本条件 矿井瓦斯等级的鉴定工作应在正常生产的条件下进行。
（2）测点选择和测定内容及要求。
（3）矿井瓦斯等级的确定。
六、矿井瓦斯涌出量预测
瓦斯涌出量的预测：指根据某些已知相关数据，按照一定的方法和规律，预先估算出矿井或局部区域瓦斯涌出量的工作。
瓦斯涌出量的预测的方法：
（1）统计法
A、 瓦斯涌出量梯度：深度与相对涌出量的比值
B、 物理含义
C、计算
（2）计算法: 以煤层瓦斯含量为基础进行计算。
第三节 瓦斯爆炸及其预防
一、瓦斯爆炸过程及其危害
１.瓦斯爆炸的化学反应过程
瓦斯爆炸
最终的化学反应式为：CH4+2O2=CO2+2H2O
如果O2不足，反应的最终式为：CH4+O2=CO+H2+H2O
矿井瓦斯爆炸是一种热－链反应过程(也称连锁反应)。
２.瓦斯爆炸的产生与传播过程
爆炸性的混合气体与高温火源同时存在，
初燃(初爆) 焰面 冲击波 新的爆炸混合物
３、瓦斯爆炸的危害
高温---2150~2650；高压---几~20at，有害气体CO，冲击波
二 瓦斯爆炸的主要参数
1 瓦斯的爆炸浓度
在正常的大气环境中，瓦斯只在一定的浓度范围内爆炸，这个浓度范围称瓦斯的爆炸界限，其最低浓度界限叫爆炸下限，其最高浓度界限叫爆炸上限，瓦斯在空气中的爆炸下限为5～6％，上限为14～16％。
瓦斯爆炸界限不是
固定不变的，它受到
许多因素的影响，
其中重要的有：
（1） 氧的浓度
（2）其它可燃气体
混合气体中有两种以上可燃气体同时存在时，其爆炸界限决定于各可燃气体的爆炸界限和它们的浓度。可由公式求出：
N——多种可燃气体同时存在时的混合气体爆炸上限或下限， ％；
C1、C2、C3...Cn——分别为各可燃气体占可燃气体总的体积百分比，％；
C1+ C2+ C3+...Cn =100％
N1、N2、N3...Nn——分别为各可燃气体的爆炸上限或下限， ％；
（3）煤尘 ----本身具有爆炸，300~400 ℃挥发 气体
（4）空气压力 ----压力大，分子接近，碰撞几率增加范围扩大
（5）惰性气体 可以降低瓦斯爆炸的危险性。
2 瓦斯的最低点燃温度和最小点燃能量
瓦斯的最低点燃温度和最小点燃能量决定于空气中的瓦斯浓度，瓦斯-空气混合气体的最低点燃温度，绝热压缩时565℃，其它情况时650℃。
最低点燃能量为0.28mJ。
3 瓦斯的引火延迟性
引火延迟性：
安全意义。
三 煤矿井下瓦斯爆炸事故原因分析
1、火源
井下的一切高温热源——电气、放炮、摩擦、静电
2、发生地点
掘进工作面占80%~90%，采煤工作面占10%~20%
采煤工作面发生地点上隅角，采煤机药割附近
掘进面发生的原因：
四、预防瓦斯爆炸的措施
(一)防止瓦斯积聚
所谓瓦斯积聚是指瓦斯浓度超过2％，其体积超过0.5m3的现象。
1、搞好通风。
2、及时处理局部积存的瓦斯。
1）、采面上隅角瓦斯积聚处理；
2）、综采面处理
3）、顶板附近层状积聚处理；
4）、顶板冒落孔洞内积聚处理；
5）、恢复有大量瓦斯积存盲巷或打开封闭
.抽放瓦斯
4 .经常检查瓦斯浓度和通风状况
（二）、防止瓦斯引燃
防止瓦斯引燃的原则，是对一切非生产必需的热源，要坚决禁绝。生产中可能发生的热源，必须严加管理和控制，防止它的发生或限定其引燃瓦斯的能力。
(三)、防止瓦斯爆炸灾害事故扩大的措施
万一发生爆炸，应使灾害波及范围局限在尽可能小的区域内，以减少损失。
第四节 瓦斯喷出煤与瓦斯突出及其预防
瓦斯喷出：大量承压状态的瓦斯从煤、岩裂缝中快速喷出的现象。
一、瓦斯喷出的分类
根据喷瓦斯裂缝呈现原因的不同，可把瓦斯喷出分成：
地质来源形成的和采掘卸压形成的两大类。
二、瓦斯喷出的预防
预防瓦斯喷出，首先要加强地质工作，查清楚施工地区的地质构造、断层、溶洞的位置、裂隙的位置和走向、以及瓦斯储量和压力等情况，采取相应的预防或处理措施。分为：
1、当瓦斯喷出量和压力不大时，黄泥或水泥沙浆等充填材料堵塞喷出口；
2、当瓦斯喷出量和压力较大时，可能的喷出地点附近打前探钻孔，探测、排放。
前探钻孔的要求：
(1)10 m外，打钻75mm，3个
(2)边掘边打超前钻，超前5 m，不少3个孔；
(3)裂隙、溶洞、破坏带打超前钻,75mm,2个，超5m
三、煤与瓦斯突出及其预防
（一）、概述
含义：在极短时间内，从煤岩内以极快速度向采掘空间涌出煤岩和瓦斯。
危害：
（二）、突出的机理
突出的机理是关于解释突出的原因和过程的理论。突出是十分复杂的自然现象，它的机理还没有统一的见解，假说很多。多数人认为，突出是地压、瓦斯、煤的力学性质和重力综合作用的结果。
（三）、突出的一般规律
1、突出多发生在一定的采深以后；
2、突出多发生在地质构造带、应力集中区；
3、突出的强度和次数，与煤层厚度、倾角、硬度、透气性等有关；
4、突出与瓦斯关系，瓦斯压力小含量低，可能发生突出。
4、突出大多发生在落煤、放炮工序
5、突出前有预兆
（四）、预防煤与瓦斯突出的主要技术措施
防突措施分类：
区域性防突措施：实施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的措施，称为区域性防突措施；
局部防突措施：实施以后可使局部区域(如掘进工作面)消除突出危险性的措施称为局部防突措施。
一)、区域性防突措施
区域性防突措施主要有开采保护层和预抽煤层瓦斯两种。
1、开采保护层
保护层：在突出矿井中，预先开采的、并能使其它相邻的有突出危险的煤层受到采动影响而减少或丧失突出危险的煤层称为保护层。
被保护层：后开采的煤层称为被保护层。保护层位于被保护层上方的叫上保护层，位于下方的叫下保护层。
1)、开采保护层的作用(1)地压减少，弹性潜能缓慢释放；
(2)煤层膨胀变形，形成裂隙与孔道，透气性增加；
(3)煤层瓦斯涌出后，煤的强度增加
2).保护范围
保护范围：指保护层开采后，在空间和时间上使危险层丧失突出危险的有效范围。
（1）垂直保护距离
保护层与被保护层间的有效垂距:上：急<60m,缓：<50m
下：急<80m，缓：<100m
沿倾斜的保护范围
确定沿倾向的保护范围就是沿倾向划定被保护层的上、下边界(以冒落角)。
沿走向的保护范围。
超前距一般不得小于两个
煤层之间垂直距离的两倍，
至少不小于30m。
(4) 煤柱的影响
二) 局部防突措施
1、松动爆破
作用机理：
2、钻孔排放瓦斯—3.5~4.5孔/m2
作用机理：
3、水力冲孔---在煤岩柱保护下，高压水
作用机理：
4、超前钻孔
作用机理：
5、金属骨架
作用机理：
6、超前支架
作用机理：
7、卸压槽
8、震动放炮
1）、岩柱厚度>1.5m
2）、炮眼数和炮眼布置，单列三组楔形掏槽
3）、装药量：f=3~4,4~5kg/m3, f=6~8,5~7kg/m3
4）、注意事项
(1)撤人；(2)断电，(3)30min检查；(4)防止扩大(矸石堆和反向风门)
（五）、突出的预测
突出危险性预测是防治煤与瓦斯突出综合措施的第一步。突出危险性预测包括区域性预测和工作面预测。
一)、预测指标
1、煤的瓦斯放散指数ΔP：
一般情况下，ΔP＞15～25时有突出危险。
2、煤的坚固系数f ：
当f0.6～0.8时有突出危险；f＞1.2时，无突出危险。
3、软煤比 软煤分层厚度与煤层总厚度之比称软煤比，亦称揉皱系数。该值越高，煤层越不稳定，突出可能性越大。
4、钻孔瓦斯涌出量和钻渣量 这是一种可以在掘进工作面即时预测有无突出危险的方法，它综合反映了工作面前方煤体渗透性、破坏程度、瓦斯涌出速度和岩层应力状态。
二）、突出预兆
1、煤层结构和构造
2、地压增大
3、瓦斯及其它
第五节 瓦斯抽放
一、概述
规定：
当回采工作面瓦斯涌出量>5m3/min；
掘进工作面瓦斯涌出量>3m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应该抽放瓦斯。
抽放瓦斯的方法：
按瓦斯的来源分三类；开采煤层、邻近层、采空区抽放
按抽放的机理分为两类；未卸压和卸压抽放
按汇集瓦斯的方法分为三类。钻孔、巷道抽放、钻孔与巷道综合抽放
贯彻“先抽后采，监测监控，以风定产”十二字方针
二、开采煤层的瓦斯抽放
开采煤层的瓦斯抽放，是在煤层开采之前或采掘的同时，用钻孔或巷道进行该煤层的抽放工作。
1、未卸压的钻孔抽放
本法适用于透气数较大的开采煤层预抽的瓦斯。
按钻孔与煤层的关系分为穿层钻孔和沿层钻孔；按钻孔角度分为上向孔、下向孔和水平孔。我国多采用穿层上向钻孔。
钻孔参数：
钻孔方向 我国多为上向孔；
孔间距 30—50m
抽放负压 孔口负压不超过14kPa
钻孔直径 70—100mm
2、卸压的钻孔抽放
2、卸压的钻孔抽放
1）、随掘随抽
2）、随采随抽
顶板走向钻孔，
顶板巷道
3、人工增加煤层透气系数的措施
1）、水力压裂；
2）、水力割缝；
3）、深孔爆破
4）、酸性处理；
5）、交叉钻孔。
三、邻近层的瓦斯抽放
邻近层含义
为什么邻近层抽放总能抽出瓦斯呢？
煤层开采后，在其顶板形成三个受采动影响的地带：冒落带、裂隙带和变形带，在其底板则形成卸压带。λ增大。注意问题
参数：钻场位置；钻场或钻孔的间距；钻孔角度；钻孔进入的层位；孔径和抽放负压
四、采空区抽放
采空区瓦斯抽放可分为全封闭式抽放和半封闭式抽放两类。全封闭式抽放又可分为密闭式抽放、钻孔式抽放和钻孔与密闭相结合的综合抽放等方式。半封闭式抽放是在采空区上部开掘一条专用瓦斯抽放巷道(如鸡西矿务局城子河煤矿)，在该巷道中布置钻场向下部采空区打钻，同时封闭采空区入口，以抽放下部各区段采空区中从邻近层涌入的瓦斯。抽放的采空区可以是一个采煤工作面(如松藻矿务局打通二矿)，或一两个采区的局部范围(如天府矿务局磨心坡煤矿)，也可以是一个水平结束后的大范围抽放(如中梁山矿务局)。
五、围岩瓦斯抽放
煤层围岩裂隙和溶洞中存在的高压瓦斯会对岩巷掘进构成瓦斯喷出或突出危险。为了施工安全，可超前向岩巷两侧或掘进工作面前方的溶洞裂隙带打钻，进行瓦斯抽放(如广旺矿务局唐家河煤矿)。
六 、瓦斯抽放设备
抽放瓦斯的设备主要有钻机、封孔装置、管道、瓦斯泵、安全装置和检测仪表。
钻机：根据钻孔深度选择，可用专用于打抽放钻孔的钻机（装有排放瓦斯装置），也可以用一般钻机。钻孔打好后，将孔口段直径扩大到100～120mm，插入直径70～80mm的钢管。
封孔：用水泥砂浆封孔，也可以用胶圈封孔器或聚胺脂封孔。封口深度视孔口附近围岩性质而定，围岩坚固时2～3m，围岩松软时6～7m，甚至10m左右。
其它：封孔后，必须在抽放前用弯管、自动放水器、流量计、铠装软管(或抗静电塑料软管)、闸门等将钻孔与抽放管路连接起来。
1、抽放瓦斯的管道
一般用钢管或铸铁管。管道直径是决定抽放投资和抽放效果的重要因素之一。管道直径D（m）应根据预计的抽出量，用下式计算：
D =[(4Qc)/(60πv)]1/2 (9-7-1)
式中; Qc --- 管内气体流量，m3/min; v ---- 管内气体流速，m/s;
管内瓦斯流速 V:5m/s<V<20m/s，一般取V=10～15m/s。这样才能使选择的管径有足够的通过能力和较低的阻力。
大多数矿井抽放瓦斯的管道内径为：
采区的100mm～150mm，
大巷的150mm～300mm，
井筒和地面的200mm～400mm。
管道阻力计算：管道铺设路线选定后，进行管道总阻力的计算，用来选择瓦斯泵。管道阻力计算方法和通风设计时计算矿井总阻力一样，即选择阻力最大的一路管道，分别计算各段的摩擦阻力和局部阻力，累加起来即为整个系统的总阻力。
摩擦阻力hf (Pa)可用下式计算:
hf=(1-0.00446C)LQc2/kD5
式中 L---管道的长度， m; D---管径 cm; k---系数 见表(9-7-3)
Qc--管内混合气体的流量), m3/h；C---混合气体中的瓦斯浓度。
表 9-7-3
管径cm 3.2 4.0 5.0 7.0 8.0 10.0 12.5 15.0 ＞15.0
k 0.05 0.051 0.053 0.056 0.058 0.063 0.068 0.071 0.072
局部阻力一般不进行个别计算，而是以管道总摩擦阻力的10％～20％作为局部阻力。
管道的总阻力hR-为:
2、瓦斯泵
常用的瓦斯泵有，水环式真空泵、离心式鼓风机和回转式鼓风机。
水环式真空泵的特点是真空度高、负压大、流量小、安全性好(工作室内充满介质，不会发生瓦斯爆炸)。适用于抽出量不大，要求抽放负压高矿井。
离心式鼓风机适用于瓦斯抽出量大（20～1200m3/min），管道阻力不高（4～5kPa）的抽放情况下。
回转式鼓风机的特点是，管道阻力变化时，风机的流量几乎不变，所以供气均匀，效率高。缺点是噪音大，检修复杂。
3、流量计
为了全面掌握与管理井下瓦斯抽放情况，需要在总管、支管和各个钻场内安设测定瓦斯流量的流量计。目前井下一般采用孔板流量计，如图(9-7-11)所示。孔板两端静压差h(可用水柱计测出)与流过孔板的气体流量有如下关系式:
Q=9.7×10-4×K{h×P/[0.716×C +1.293(1-C)]}1/2 &nbs |
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