煤礦瓦斯檢查工安全基本知識
第一節煤礦地質基本知識
一、煤層埋藏特征
煤層是指頂、底板岩石之間所夾的一層煤及其矸石層。煤層是煤係的主要組成部分，煤層數、厚度及其變化是評價煤田經濟價植的主要因素。因此，了解煤層的成因、賦存狀態、厚度及其變化對煤礦生產是極為重要的。
(一)煤層的形成
煤層是地殼運動的產物。它是在地殼緩慢下降過程,由泥炭層經煤化作用轉變而成的。
1.當沼澤中植物遺體堆積的泥炭形成速度和地殼沉降速度大體致時，泥炭層會不斷加厚(即二者保持均衡狀態)，長期持續的均衡狀態，就會形成厚煤層或巨厚煤層，如圖2-la所示。
2.當地殼沉降速度大於植物遺體堆積速度時，植物來小及供應，泥炭堆積也就停止 ，在原有泥炭層之上沉積了泥砂質的碎屑沉積物，成為煤層頂板或為煤層中的夾矸，如圖2-1b、c所示。
3.當地殼沉降速度小於植物遺體堆積速度時，沼澤供水條件逐漸困難，植物遺體堆積停止，並可使原已堆積的泥炭層也遭受風化剝蝕，從而形成薄煤層，如圖2-d所示。
在地殼沉降過程中，會有多次小型振蕩運動因此可出現多煤層沉積。總之，地殼運動的性質對煤層的形成，煤層層數和厚度等都有直接的關係。
(二)煤層的項、底板
位於煤層的上覆、下伏岩層稱為煤層的頂、底板。煤層頂、底板岩石的性質、強度及含水性對采煤工作有直接影響。它是確定巷道支護方式，選擇采空區處理方法的重要依據。
1.頂板：位於.煤層的上
覆岩層，稱為煤層的頂板。
根據岩性、厚度及采煤過程
中垮落的難易程度，頂板分
為三種類刑.如圖2一2所
示。
(1)偽頂：它直接位於煤層之上，多為幾厘米至十幾厘米厚的炭質泥岩或泥岩，富含植物化石在采煤過程中，常常隨采隨落，不易維護。
(2)直接頂：覆蓋在偽頂之上的岩層，常為數米厚的粉砂岩、頁岩、泥岩等。它比偽穩定，在采煤過程中，經常在采過一段時間後自行垮落，少數砂岩層需要進行人工放頂。
(3)老頂(又稱基本頂)：位於直接頂之上的岩層，稱為老頂。一般為厚層的粗砂岩、礫岩或石灰岩。采空後，較長時間內不易垮落，僅發生緩慢變形。
2.底板：位於煤層之下的岩層，稱為煤層的底板。它分為直接底和老底兩種類型。
(4)直接底：直接位於煤層之下的岩層，稱直接底板。厚數十厘米，多為富含植物根化石的泥岩和泥質頁岩。由於這種岩石遇水後膨脹，容易引起底鼓現象，可造成運輸線路或巷道支架的破壞。
(5)老底：它位於直接底之下，常為厚層狀砂礫岩或石灰岩。
煤層頂、底板的發育程度受當時沉積作用和後期構造運動的影響，因此不同地區的煤層頂底板性質及發育程度不同。有的煤層頂底板發育完好，幾種類型的頂底板都有;有的煤層缺少某種類型的頂板或底板。
(三)煤層的產狀要素
岩層在地殼中的空間位置和產出狀態，稱為岩層的產狀.岩層的產狀是以岩層層麵在空間的方位及其與水平麵間的關係來確定的，通常是用岩層的走向、傾向及傾角等產狀三要素來表示。
I.走向
傾斜岩層的層麵與水平麵的交線，稱為走向線。走向線上各點的高程都相等。走向線兩端的延伸方向，稱為岩層的走向。走向是表示傾斜岩層在水平麵上的延伸方向，如圖z-7所示。
當岩層是個平麵時其走向線為一條直線，各點走向不變;當岩層麵為曲麵時，其走向線為一條曲線，各點走向發生變化。
2.傾向
岩層層麵上垂直於走向線，並沿層麵傾斜向下引出的直線AD,叫真傾斜線。真傾斜線在水平麵上的投影線OD所指岩層向下傾斜的方向，就是岩層的傾向，又叫真傾向。在層麵上，斜交岩層走向所引的任一條直線AB或AC,稱為視傾斜線，如圖2-8所示。
3.傾角
真傾斜麵線AD與其在水平麵上的投影線的夾角α，稱為岩層的傾角，又叫真傾角。即傾斜岩層麵與水平麵所夾的最大銳角α。視傾斜線與其在水平麵上的投影線的夾角，稱為視傾角，又稱偽傾角，如β角。視傾角永遠小於真傾角
4.岩層產狀要素在煤礦生產中的意義
根據岩層產狀要素的概念，能夠很快掌握巷道係統。因為井下巷道雖多，但基本上是根據岩層產狀布置的。其中，沿走向方向布置的巷道有：集中運輸大巷、水平巷、工作麵順槽、回風巷等;沿傾向方向布置的巷道有石門、上山、下山、開切眼等。煤層傾角的大小，對采煤方法的選擇有較大影響。如傾斜、緩傾斜煤層，一般采用走向長壁采煤法;近水平煤層一般用傾斜長壁采煤法;急傾斜煤層可用倒台階采煤法等。另外，井下許多巷道的布置，坡度一般要根據需要和煤層傾角關係來確定。
二、煤礦地質構造及其對瓦斯湧出的影響
沉積岩層和煤層在其形成時，一般都是水平或近水平的，且在一定範圍內是連續完整的。由於受到地殼運動的影響，使岩層的形態發生了變化，甚至產生裂縫和錯動，使岩層失去完整性，這些由地殼運動造成的岩層的空間形態稱為地質構造。
地質構造的形態多種多樣，概括起來可分為單斜構造、褶皺構造和斷裂構造。
1.單斜構造
由於地殼運動的影響，地殼表層中的岩層絕大部分是傾斜的，極少數是水平或接近水平的。在一定範圍內，煤層或岩層大致向一個方向傾斜，這樣的構造形態稱為單斜構造。單斜構造往往是其他構造形態的一部分，或是褶曲的一翼，或是斷層的一盤。
2.褶皺構造
岩層受地殼運動水平力的作用發生變形，呈現波狀彎曲，但仍保持了岩層的連續性和完整性的構造形態叫褶皺。如圖3-2所示。褶皺構造中的每一個彎曲叫褶曲，褶曲是組成褶皺的基本單位。摺曲有兩種基本形態：背斜和向斜。
(1)背斜：在形態上一般是一個中間向上凸起的彎曲岩層，自中間向兩側傾斜。
(2)向斜：在形態上一般是一個中間向下凹陷的彎曲岩層，自兩側向中間傾斜。
背斜或向斜凸凹部分的頂部稱為褶曲的軸部，兩側稱為褶曲的翼部。背斜和向斜在位置上往往是彼此相連的。
3.斷裂構造
岩層受力後遭到破壞，形成斷裂，失去了連續性和完整性的構造形態叫斷裂構造。
根據岩層斷裂後兩側岩塊有無顯著位移，可把斷裂構造分為裂隙和斷層兩大類。
1)裂隙及其分類
(1)裂隙。斷裂麵兩側岩層沒有發生明顯位移的斷裂構造。
若幹有規格組合的裂隙將岩石割成一定幾何形狀的岩塊，這種裂隙的總體稱為節理。
(2)裂隙的分類。根據裂隙形成的原因，裂隙可分為3類：原生裂隙。在沉積岩成岩作用階段，主要由於沉積物脫水和壓縮而形成，一般肉眼不易發現，煤層中都有原生裂隙;構造裂隙。受構造變動作用力所形成，也叫外裂隙。在煤層和圍岩中常見，且與原生裂隙斜交。在褶皺的煤層中可見到多組構造裂隙，且常為兩組彼此相互垂直，但其中一組往往發育不好。在斷層附近常有與斷層麵平行或斜交的裂隙發育。壓力裂隙。在巷道和采煤工作麵附近，原有應力平衡狀態發生破壞，由礦山壓力作用而產生，又叫做地壓裂隙。壓力裂隙平行於工作麵而略向采空區傾斜，與其他裂隙相交。壓力裂隙與埋藏深度關係密切，深度越大，裂隙分布越廣泛。
2)斷層及其要素
(1)斷層。斷層是指斷裂麵兩側岩層產生明顯位移的構造變動。斷層部位岩層的完整性和連續性遭到破壞，是一種常見的主要地質構造現象。斷層在地殼中分布廣，形態和類型多，規模與分布因地而異。因此，在煤田地質勘探與煤礦生產中，查明斷層的特征和分布規律，對於尋找斷失的煤層，合理安排巷道布置，預防災害發生都具有重要意義。
(2)斷層要素。如圖3-3所示。斷層各組成部分叫斷層要素。主要有：斷層麵，即岩層發生斷裂位移時，相對滑動的斷裂麵。斷層麵少數是比較規則的平麵，多數是波形起伏的曲麵。斷層麵的空間位置，也可用產狀要素——走向、傾向和傾角來描述;斷層線，即斷層麵與地麵的交線，是斷層麵在地麵的出露線，它反映了斷層的延伸方向。斷層線隨斷層麵的產狀及地形起伏的情況不同，有時是直線，有時是曲線。斷層麵與水平麵的交線亦稱為斷層線，在水平切麵圖上它表示斷層的真正走向;斷盤，是指被斷層層麵分開的兩側岩體。若斷層麵是傾斜的，按相對位置關係，通常把位於斷層麵之上的斷盤稱為上盤，之下的斷盤稱為下盤;根據斷盤與斷層麵的相對運動，沿斷層麵相對上升的斷盤稱為上升盤，相對下降的斷盤稱為下降盤，上盤可以是上升盤也可以是下降盤，下盤同樣如此。如果斷層麵是直立的，就無所謂上、下盤之分，這時可采用方位命名，如東盤、西盤、北東盤、南西盤等;方向線，即斷層麵與煤層的交線，又叫斷層交線、文跡線;落差與平錯，橫切或斜切斷層的剖麵內，上下盤同一岩層層麵與斷層線各有一個交點，兩個交點的高差叫落差，兩個交點的水平距離叫平錯。落差僅表示上下盤同一岩層層麵的高程差，並不考慮兩個麵的相對錯移方向。同一個斷層在不同地段剖麵上的落差是不相等的。
3)斷層分類
(1)根據斷層兩盤相對位移方向的不同，斷層可分為3種基本類型，如圖3-4所示。
正斷層：上盤相對下降，下盤相對上升，兩盤在垂直及水平麵上的投影呈分開狀態的斷層，斷層傾角一般大於45°;逆斷層：上盤相對上升，下盤相對下降，兩盤在垂直及水平麵上的投影呈重疊狀態的斷層;平移斷層：斷層兩盤沿著斷層麵走向方向相對移動，以及兩盤升降位移量相對於水平位移量小很多的斷層，它的斷層傾角一般較大，甚至直立，斷層線也常呈直線，它是在擠壓應力作用下沿直立的剪裂麵產生的。
正、逆斷層在煤礦生產中最為常見。在地質構造複雜的地帶，斷層常以組合形式出現，成為階梯狀斷層、地壘或地塹，如圖3-5所示。
(2)根據斷層走向與岩層走向的相對關係分為：走向斷層，斷
層走向與岩層走向完全一致或近於一致，可使同一岩層重複出現
或映失。傾向斷麵，斷層走向與岩層傾向一致或近於一致，使斷
層兩側岩層露頭中斷而出現交錯的不連續狀態;斜交斷麵，斷層
走向與岩層走向斜交。
上述各種斷層分類，在實際應用中常常結合起來命名，如走
向正斷層、傾向逆斷層、傾向平移斷層等，這樣既可反映斷層幾
何形態，又可表明其力學背景。
4.地質構造對煤層瓦斯含量和湧出的影響
地質構造是影響煤層瓦斯含量和湧出的最主要因素之一，封
閉型地質構造有利於瓦斯的儲存，而開放型地質構造有利於瓦斯
排放。
開放型的斷層兩盤是分離運動，斷層為煤層瓦斯排放提供r
通道，在這類斷層附近，煤層的瓦斯含量減少，其湧出量也相對
減少。封閉型斷層，由於兩盤相互擠壓，其本身的透氣性差，割
斷了煤層同地表的聯係，從而使煤層瓦斯含量較高，瓦斯壓力增
加，其瓦斯湧出量也相應增大。
背斜構造的軸部通常比相同深度的兩翼瓦斯含量高，特別是
當背斜七部的岩層透氣性差或含水充分時，往往積聚高壓的瓦斯，
形成“氣頂’，當背斜軸部的上覆岩層因張力而形成連通地麵的裂
隙時，瓦斯會大量散失·其軸部的瓦斯含量反而較小。向斜構造
由於軸部岩層受到擠壓，因此瓦斯含量一般比兩翼高。但是在開
采透氣性較好的煤層時，向斜軸部瓦斯湧出量反而較低，這是因
為當開采麵接近向斜軸部時，瓦斯的補給區域越來越窄小，補給
的瓦斯量減少所造成的。
第二節礦井開拓方式
一、礦井開拓方式
礦井開拓巷道在井田內的布置形式稱為礦井開拓方式，包括：
井簡形式、數目和位置的確定，開采水平的確定;劃分采區;布
置井底車場和大巷;確定開采程序和礦井延深等問題.
通常以井筒的形式表示礦井的開拓方式，因此，礦井開拓方
式有：斜井開拓、立井開拓、平響開拓和綜合開拓4種類型.
(一)抖井開拓
斜井開拓是利用傾斜巷道由地麵進人，並通過一係列巷道到達
煤層的一種開拓方式，主要有兩種形式：片盤斜井和分區式斜井。
1·片盤斜井
片盤斜井是斜井開拓中最簡單的一種形式，多用在煤田的淺
部地區。
片盤斜井的基本特點是，井田沿走向不劃分采區，沿傾斜方
向按一定標高劃分為若千段(稱之為片盤)，片盤兩側各布置一個
工作麵，由井田邊界後退式連續開采.
圖3-7所示為一片盤斜井開拓。井田沿傾斜方向劃分為4個
片盤，片盤斜長近似等於工作麵長度。
片盤斜井的開掘程序是，在井田走向中部沿煤層開掘主、副
井，兩斜井平行相距30-40m，掘至第一片盤下部邊界時，掘片
盤甩車場，再向兩翼掘片盤運輸巷及輔巷，在片盤上部邊界掘片
盤回風巷，一直掘至井田邊界，沿煤層傾斜方向開掘開切眼貫通
運輸巷和回風巷。回采工作麵從開切眼開始，向井筒方向連續推
進，到達井筒附近30-40m時停止回采，留作井筒保護煤柱。
在第一片盤采完之前，為保證回采工作正常接續，應提前延
深井筒，布置出第二片盤工作麵，上一片盤運輸巷可作為下一片
盤的回風巷。
第四章 礦井通風技術
礦井通風是煤礦的一項重要工作，其基本任務是：①向井下各工作場所連續不斷地供給適宜的新鮮空氣，供人員呼吸。②把有毒有害氣體和礦塵稀釋到安全濃度以下，並排出礦井之外。③提供適宜的氣候條件，創造良好的生產環境，以保障職工的身體健康和生命安全及機械設備正常運轉，進而提高勞動生產率。④增強礦井的防災、抗災能力，實現礦並的安全生產。
第一節 礦內空氣
一、井下氣體成分
礦內空氣是指礦井井巷內氣體的總稱。它包括地麵進入井下的新鮮空氣和井下產生的有毒有害氣體、浮塵。礦內空氣的主要來源是地麵空氣，但地麵空氣進入井下以後，要發生一係列的物理變化和化學變化，因而礦內空氣與地麵空氣的性質和成分均有較大差別。
(一)地麵空氣的組成
地麵空氣主要由氧氣(占20. 96 %) ,氮氣〔占79.0%)、二氧化碳(占0.04%)組成。此外.地麵空氣中還有數量不定的水蒸氣、微生物和塵埃等。
地麵空氣進入井下後，其成分和性質會發生一係列變化。如氧含量降低，有害氣體混人，固體微粒(岩塵、煤塵等)混人，氣休膨脹與壓縮。盡管礦內空氣與地麵空氣相比，在性質上有許多差異，但在新鮮空氣中其主要成分仍然是氧、氮和二氧化碳。
1.氧氣(O2)。氧氣是無色、無味、無嗅的氣體，對空氣的相對密度為l 105，是人呼吸的氣體中不可缺少的，人體在靜止狀態下耗氧量約為0.25L/min，在工作時耗氧量為l～3L/min。當濃度小於17%時，呼吸困難，心跳加快;當濃度小於15%時，無力進行勞動;當濃度小於12%時，會有生命危險;當濃度小於3%時，立即死亡。氧能夠助燃，易使多種元素氧化。《01manbetx 》規定采掘工作麵進風流中氧氣濃度不得低於20%。
2.二氧化碳(C02)。二氧化碳微毒、略帶酸味、不助燃，也不能供人呼吸，與空氣的相對密度為1.52，在風速較小的巷道中，底板附近的濃度較大;在風速較大的巷道中，一般能與空氣均勻地混合。
在新鮮空氣中含有微量的二氧化碳對人體是無害的。二氧化碳對人體的呼吸中樞神經有刺激作用，如果空氣中完全不含有二氧化碳，則人體的正常呼吸功能就不能維持，所以在搶救遇難者進行人工輸氧時，往往要在氧氣中加入5%的二氧化碳，以刺激遇難者的呼吸功能。但二氧化碳過高時，也會使空氣中的氧濃度相對降低，使人的呼吸量增加，嚴重時可能造成人員的酸中毒或窒息。《01manbetx 》規定：采掘工作麵進風流中，二氧化碳濃度不得超過0.5%。
礦井中二氧化碳的主要來源是：煤層中湧出，煤和有機物的氧化，人員的呼吸、爆破、煤炭自燃及瓦斯煤塵爆炸等。個別岩層中能連續釋放二氧化碳，甚至發生岩石與二氧化碳的突出02manbetx.com 。例如吉林省營城煤礦，曾在1975年6月13日發生過一起二氧化碳與岩石突出的02manbetx.com ，突出岩石1005t、二氧化碳14000m³，死亡14人;10年後，1985年11月29日發生第二次突出02manbetx.com ，突出岩石800t、二氧化碳40000m³，死亡14人。
3.氮氣(NO2)氮氣是一種惰性氣體，它本身無毒、不助燃、也不能供人呼吸，在空氣中的氮氣含量過高時，會造成“高氮窒息”02manbetx.com 。例如河南省平煤集團一礦
(二)井下各種有害氣體的來源及其性質
在煤礦生產過程中產生或煤層中湧出的有害氣體主要有：甲烷、一氧化碳、二氧化硫、硫化氫和氨氣等。
1.甲烷(CH4 )(詳見本書第六章)。
2.一氧化碳(CO)。一氧化碳CO是一種無色、無味、無臭的氣體，相對密度為0. 97，微溶於水，濃度為13%～75%時遇火能引起爆炸。一氧化碳CO具有強烈的毒性，對人體有較大的危害，其主要原因是人體內的血紅素與一氧化碳的親和力比氧氣大250一300倍，造成人體血液中毒。一氧化碳中毒者嘴唇呈排紅色，兩頰有斑點。人體的一氧化碳中毒程度取決於一氧化碳濃度和接觸一氧化碳的時間、呼吸頻率和呼吸深度，詳見表4—1。空氣中的一氧化碳的主要來源有：井下爆破、礦井火災、煤炭自燃和瓦斯煤塵爆炸等。
3.硫化氫(H2S)。硫化氫有劇毒，且無色、有臭雞蛋味的氣體，相對密度為1.10,易溶於水，對眼睛及呼吸係統有強烈的刺激作用。煤礦井下的硫化氫主要來源是：有機物的腐爛、含硫礦物的水解、老空水中揮發和煤層中湧出。 需要注意的是：接近采空區作業，有水湧出，且伴隨有硫化氫的臭味，往往是老空水發生透水事故的預兆。
4.二氧化氮(NO2)。二氧化氮為紅褐色，相對密度為1.57,易溶於水。二氧化氮對人體的眼睛、呼吸道及肺部組織有強烈腐蝕作用。二氧化氮遇水形成硝酸HNO3，能破壞肺及全部呼吸係統組織，使血液中毒，經過6～24h後，肺腫發展，呈現嚴重咳嗽，並吐黃色的痰，還會出現劇烈的頭痛、嘔吐，人會很快死亡。二氧化氮的濃度達0.004%時，即會出現喉嚨受刺激、咳嗽、胸部發疼現象;達到0.01%時，短時間內會出現嚴重咳嗽、聲帶痙攣、惡心、嘔吐、腹疼、瀉肚等症狀;當達到0.025%時，短時間內人即會很快死亡。煤礦井下二氧化氮的來源主要是井下爆破工作。
5.二氧化硫(SO2)。二氧化硫是無色、有強烈硫磺味及酸味的氣體，相對密度為2.22,易溶於水。當二氧化硫與呼吸道的潮濕表皮接觸時能產生硫酸，硫酸能刺激並麻痹上部呼吸道的細胞組織，使肺及支氣管發炎。當空氣中二氧化硫濃度為0.0002%時，能引起眼睛紅腫、流淚、咳嗽、頭痛;達到0.05%時，能引起急性支氣管炎，肺水腫，在短時間內有致命危險。煤礦井下二氧化硫的主要來源有：含硫礦物緩慢氧化或自燃生成、從煤岩中放出、在含硫礦物中爆破生成。
6.氨氣(NH3)。氨氣是無色氣體、相對密度為0.69，有似氨水的劇臭味，易溶於水在IL水中，可溶解700L的氨氣。氨氣有很強的毒性，能刺激皮膚和上部呼吸道，能嚴重損傷眼睛。煤礦井下氨氣的主要來源有：硝銨炸藥的分解、有機物的氧化腐爛。
(三)防治井下有害氣體的措施
1.加強通風，排除或衝淡井下各種有害氣體或粉塵，使其濃度在《01manbetx 》規定的濃度以下。詳見表4-2。
2.加強檢查，掌握礦井各種有害氣體湧出情況、防止發生事故。當進入某些老巷及通風不良的巷道時，應首先檢查瓦斯、二氧化碳及其他有害氣體的濃度，隻有確認對人無害時，才能進入。
3.采取抽放措施。對於高瓦斯礦井，抽放瓦斯是治本之策。
4.不用的巷道或棄巷要及時封閉，設警標、揭示牌。
5.加強個體防護，如攜帶自救器等。
三、礦內氣候條件
礦內氣候條件是指礦內空氣的溫度、濕度和風速的綜合效應。
(一)礦內空氣的溫度
空氣的溫度是影響礦內氣候條件的主要因素，氣溫過高，影響人體散熱，破壞身體熱平衡，使人感到不適;氣溫過低，人體散熱過多，容易引起感冒，嚴重時引起井筒結冰，造成事故。例如1995年2月5日，內蒙古某礦主副立井開拓，主井提煤少量進風，無采暖設施，副井進風有暖風，溫度符合要求。春節放假後進行檢修，主井無提升任務，副井檢修，在沒有安全措施的情況下，從主井提升人員，12人進入箕鬥，當箕鬥提升到50m高度時，井筒上方的大冰塊紛紛塌落，其中3人被冰塊擊中死亡。
1.生產礦井采掘工作麵的空氣溫度不得超過26℃;機電酮室的空氣溫度不得超過30℃。當空氣溫度超過時，必須縮短超溫地點工作人員的工作時間，並給予高溫保健待遇。采掘工作麵的空氣溫度超過30℃;機電設備嗣室的空氣溫度超過34℃，必須停止作業。當井下的氣溫過高時，要采取降溫措施;當氣溫過低時、要采取空氣預熱措施。
2.冬季，進風井井口以下的空氣溫度不得低於2℃。
(二)井巷中的風速
在礦井井巷中，風流在單位時間內所流經的距離，稱之為井巷中的風速，簡稱風速。井巷中的風速大小直接影響人體的散熱效果，同時也影響著礦井安全生產。井巷中的風速應符合《煤礦安全規程》的規定。詳見表4一3,
氣候條件是空氣溫度、濕度和風速三者的綜合結果，因此，氣候條件的優劣，不能從單獨測定某個因素的值來評定，而必須測定其綜合結果。目前，一般采用卡他計來測定礦井氣候條件
第二節 礦井通風係統
礦一井通風係統是指礦井通風方式、通風方法、通風網絡和通風設施的總稱。它包括從進風到回風的全部路線。安全可靠的通風係統是礦井的安全保證。
《規程》對礦井通風係統的基本要求是：
1.進風井口必須布置在不受粉塵、灰土、有害和高溫氣體侵擾的地方，並能防洪、防凍。礦井排風和主通風機噪音不得造成公害。
2.箕鬥提升井或裝有帶式輸送機的井筒兼作進風井時，必須符合《規程》對風速、防塵和消防的要求。箕鬥提升井兼作回風井時，必須有完善的防塵和封閉設施。且漏風率不得超過15%,裝有帶式輸送機的井筒兼作回風井，井簡中的風速不得超過6m/s,且必須裝有甲烷斷電儀。
3.礦井必須采用機械通風。主要通風機或分區的主通風機必須安裝在地麵，主要通風機要設防爆門(蓋)、反風設施和專用供電線路。
4.禁止把兩個獨立通風的礦井合並為一個通風係統。若礦井有幾個出風並，則各通風子係統需保持獨立。各水平、各采區風流保持獨立，進、回風流嚴格分開。
5.多台通風機聯合運轉應穩定可靠，總進風和總回風巷斷麵積不宜過小，盡量減少公共風路的風阻，防止多台風機相互影響。
6.盡可能采用並聯通風係統，並使各條風路的阻力接近相等。避免在通風係統中設置過多的風橋、風門、調節風窗等通風構築物。
一、礦井通風的方法
根據風流獲得動力的來源不同，礦井通風的方法可分為自然通風和機械通風。根據礦井通風壓力狀態分為正壓通風和負壓通風
(一)自然通風。利用自然因素產生的通風動力，致使空氣在井下巷道流動的通風方法稱為自然通風。自然風壓的大小和風流方向，主要受地麵空氣溫度變化、高差、井口的風速等影響。其實質上是進回風進口並的空氣密度差引起。礦井的自然風壓HN的計算公式：
HN=Hg (ρ1-ρ2 ) (4一33)
式中H——進回風井之間的高差，m;
ρ1、ρ2一一分別是進風井、回風井的空氣密度，kg/m3。
例：某礦井下大氣壓為p= 700mmHg，進風井溫度是t1=8℃，回風井的溫度是t2=18℃，井口高差H=100m，求該礦井的自然風壓HN。
解：根據空氣密度計算公式：ρ=0.465p / (273十t)
進風井的空氣密度：ρ1 =1.163kg/m3， ρ2二1.119kg/m3
礦並的自然風壓HN=Hg (ρ1-ρ2)=35.2Pa
采用機械通風的礦井，自然風壓也是始終存在的，並在各個時期內影響著礦井通風工作。對於自然風壓較大的深井，自然風壓對礦井通風起著重要作用，而且它在夏季內可能會出現風流的反向，這在通風管理工作中，應予以充分重視，特別是高瓦斯礦井尤應注意。
(二)機械通風。利用通風機運轉產生的通風動力，致使空氣在井下巷道中流動的通風方法稱之為機械通風。根據通風機的工作方式不同，可分為抽出式通風(負壓通風)和壓入式通風(正壓通風)兩種
壓入式通風多用於淺地表、自然發火嚴重、塌陷區廣的煤層的開采。
二、礦並通風方式
(一)中央式通風係統
按井筒在井田走向方向位置的不同又分為兩種：
1.中央並列式：進風井與出風井均井列布置於井田的走向中央。
2.中央邊界式：進風井大致位於井田走向中央，出風井大致位於井田淺部邊界沿走向的中部。
(二)對角式通風係統
進風井大致位於井田中央，出風井位於井田淺部走向上方的通風係統。按出風井在走向位置不同又可分為：
1.兩翼對角式：進風井大致位於井田走向中央，出風井位於井田淺部走向的兩冀附近。
3.分區對角式：進風井大致位於井田走向中央，每個采區各有一個出風井。
(三)混合式通風係統
進風井與出風井由3個以上井簡，由中央式與對角式混合組成。
選擇礦井通風方式的基本原則是：根據煤層賦存條件、煤層埋藏深度、井田麵積、走向長度、地形條件及礦井瓦斯等級與煤層的自燃性等因素，在保證安全上可靠、經濟上合理和技術上可行的基礎上，經過比較而定。
三、礦井通風網絡
礦井通風係統的井巷聯接關係一般比較複雜，為了便於03manbetx 通風係統中各井巷間的聯接關係及特點，把礦井或采區中風流分岔、彙合線路的結構形式和控製風流的通風構築物
通常用不按比例不反映空間關係的單線條示意圖來表示通風係統的示意圖叫通風網絡圖。通風網絡的連接形式有串聯網絡、並聯網絡和角聯網絡3種。
(一)串聯網絡。若前一井巷的出風端和下一井巷的進風端相接，這樣的通風網絡稱為串聯網絡。串聯網絡的特點：所串聯的井巷越多，通風阻力越大;若進風側發生災害時將影響到回風側，各段巷道中的風量等於串聯風路風量，總風量不能隨意變更。
(二)並聯網絡。若兩條或兩條以上的通風井巷的進風端是在同一點分開，它們的出風端又是在同一點彙合，這樣的通風網絡稱為並聯網絡。其特點為：並聯的通風井巷越多，各井巷分得的風量也越少，通風阻力也越小;並聯網絡的總風量等於各條風路分量之和，各井巷互不幹擾，安全性好。
(三)角聯網絡。兩條分路組成的並聯係統中，若有1條或1條
以上的井巷橫跨於兩個並聯巷道上構成的係統稱為角聯係統，其網絡圖稱為角聯網絡。橫跨於並聯分路上的井巷稱為對角巷或對角風路若僅有一條對角風路的角聯網絡，稱為簡單角聯網絡;若有2條或2條以上的對角風路的角聯網絡，稱為複雜角聯網絡。角聯網絡的特點：角聯網絡中的邊緣風路的風流方向是穩定的，而在對角風路中的風流方向不穩定，它在邊緣風路的阻力影響下可能正向、可能反向，也可能無風。由於這個特點，在有瓦斯湧出的地點將會給通風管理工作帶來不少困難和麻煩.在礦井設計中，應盡量避免出現角聯網絡。
四、采區通風係統
采區通風係統是指礦井風流經主要進風巷進入采區，流經采區進風巷道，清洗采掘工作麵、硐室和其他用風巷道後，沿采區回風巷排至礦井主要回風巷的整個網絡。
采區通風係統主要取決於采區巷道布置和采煤方法，同時要滿足采區通風的特殊要求。在確定采區通風係統時，必須遵守安全、經濟、技術合理等原則
(一)對采區通風係統的基本要求
1.采區必須有獨立的風道，實行分區通風。采區進、回風巷必須貫穿整個采區的長度或高度。嚴禁將一條上山、下山或盤區的風巷分為兩段，其中一段為進風巷，另一段為回風巷。
2.采掘工作麵、硐室都應采用獨立通風。采用串聯通風時，必須遵守《規程》的有關規定。
3.按瓦斯、二氧化碳、氣候條件和工業衛生的要求，合理配風。要盡量減少采區漏風，並避免新風到達工作麵之前被汙染和加熱。要保證通風阻力小，通風能力大，風流暢通。
4.通風網絡要簡單，以便在發生事故時易於控製和撤離人員，為此應盡量減少通風築物的數量，要盡量避免采用對角風路，無法避免時，要有保證風流穩定性的措施。
5.要有較強的抗災和防災能力，為此要設置防塵線路、避災線路、避難碉室和災變時的風流控製設施，必要時還要建立抽放瓦斯、防塵和降溫設施。
6.采掘工作麵的進風和回風不得經過采空區或冒頂區。
7.采區內布置的機電碉室、絞車房要配足風量。如果它們的通風采用回風時，在排放瓦斯過程中，必須切斷這些地點的電源，防止高濃度的瓦斯流經這些地點時引起瓦斯爆炸。如1987年12月9日淮南某礦就是因排放的瓦斯經過絞車房時，產生火花，引起瓦斯爆炸，造成45人死亡。
(二)壁式回采工作麵的通風係統的類型
回采區段的通風係統是由工工作麵的進風巷、回風巷和上作麵組成。當礦井采用走向長壁後退式采煤法時，回采區段的通風係統有U形、Z形、H形、Y形、W形和雙Z形等形式，如圖4 -8所示。
采區內各采掘工作麵均應采用獨立通風。若工作麵之間不能形成獨立通風，經報批後，可以采用串聯通風，但必須符合《規程》的有關規定。采掘工作麵串聯通風的有關規定：
《規程》規定：采煤工作麵和掘進工作麵都應采用獨立通風。同一采區內，同一煤層上下相連的2個同一風路中的采煤工作麵、采煤工作麵與其相連接的掘進工作麵、相鄰的2個掘進工作麵，布置獨立通風有困難時，在製定措施後，可采用串聯通風，但串聯通風的次數不得超過1次。
《規程》規定的串聯通風，進入串聯工作麵的風流中，必須裝有瓦斯自動檢測報警斷電裝置，在此種風流中，瓦斯和二氧化碳濃度都不得超過0.5%,其他有害氣體濃度都應符合《規程》的有關規定。
開采有瓦斯噴出或煤與瓦斯突出的煤層.嚴禁任何兩個工作之麵之間串聯通風。
(三)上行通風與下行通風
1.上行通風。當采煤工作麵的進風巷水平低於回風巷水平時，采煤工作麵的風流沿工作麵的傾斜方向由下向上流動，這樣的通風方式稱為上行通風。
2.下行通風。當采煤工作麵的進風巷水平高於回風巷水平時，采煤工作麵的風流沿工作麵的傾斜方向由上向下流動，這樣的通風方式稱為下行通風。
上行風與下行風各有優缺點，但普遍仍認為上行風稍優於下行風。因而(規程)對下行通風有如下規定：有煤(岩)與瓦斯〔二氧化碳〕突出危險的采煤工作麵不得采用下行通風。
(四)擴散通風與循環風
1.擴散通風。利用空氣中分子的自然擴散運動，對局部地點進行通風的方式。由於擴散通風沒有動力裝置，而空氣分子的擴散運動範圍是相當有限的。在正常情況下很難達到規程的要求，所以對擴散通風隻允許有選擇使用。
《規程》規定：如果碉室深度不超過6m，入口寬度不少於1. 5m，而無瓦斯湧出，可采用擴散通風。
2.循環風。某一用風地點部分或全部回風再進入同一地點的進風流中的現象稱為循環風。循環風一般發生在局部通風過程中，由於局部地點的風流反複返回同一局部地點，有毒有害氣體和粉塵濃度越來越大，不僅使作業環境越來越惡化，同時也會由於風流中瓦斯濃度不斷增加，引起瓦斯事故.
為了防止出現循環風，《規程》規定：壓入式局部通風機和啟動裝置，必須安裝在進風巷道中，距掘進巷道回風口不得小於l0m;全風壓供給該處的風量必須大於局部通風機的吸入風量，局部通風機安裝地點到回風口之間的巷道中的最低風速必須符合規程的有關規定。
(五)巷道貫通時的通風係統調整
掘進巷道貫通時，存在的事故隱患多，引起的事故多，因此，必須遵守《規程》的規定。
1.貫通前。當兩個掘進工作麵相距一定距離(綜掘50m，一般巷道20m)時，必須停止一個工作麵的掘進工作。此時，地質部門應做好地質測量工作，掌握好貫通巷道附近的地質構造、頂底板岩性和水文地質等情況;通風部門做好正常的通風工作，並做好貫通後的通風係統調整的準備工作，預計貫通後的風流方向、風量和瓦斯量的變化情況，明確調整風流設施的布置和要求。
2.貫通時。必須由專人在現場統一指揮，隻準一個工作麵掘進，另一個工作麵要停止工作並撤出該工作麵的人員，巷道口設置柵欄及警標。並保持正常通風，風筒完好，瓦斯不超限。向前掘進的工作麵每次爆破前，必須設專人和瓦檢員共同到停掘的工作麵檢查工作麵及其回風流的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，必須先停止在掘工作麵的工作、然後處理瓦斯，隻有在2個工作麵及其回風流中的瓦斯濃度都在1. 0%以下時，在掘工作麵方可爆破每次爆破前，2個工作麵入口必須有專人警戒。
3.貫通後。必須停止采區內的一切工作，立即調整通風係統風流穩定後，方可恢複工作。
許多煤礦在貫通時，由於爆破打通對方的巷道，雙方沒有及時調整好通風係統，也沒有很好地檢查瓦斯，引起瓦斯爆炸事故。例如1987年貴州水城的木衝溝煤礦東部采區1111工作麵，在運愉巷與工作麵開切眼貫通時，由於切眼停止工作，風筒維護不好，切眼迎頭處
於無風狀態，瓦斯積聚;在運輸巷向前貫通時，炮眼和裝藥量均不符合作業規程的規定，最小抵抗線不足，造成爆破時打通炮，爆破火焰引爆了切眼內積聚的瓦斯，引起瓦斯爆炸，同時，由於采區周圍盲巷較多、煤塵大，引發了3次瓦斯煤塵連續爆炸，波及損壞巷道達2250m,死亡84人，給國家造成了巨大的損失。
五、通風設施
(一)礦井主要通風設施
在礦井正常生產中，為保證風流按設計的路線流動，在災變時期仍能維持正常通風或便於風流調度，要在通風係統中設置一係列的構築物，這些構築物稱通風設施。通風設施按其作用可分為4類：隔斷風流的設施;引導風流的設施;調節控製風量的設施。煤礦井下常見的通風設施有風門、風橋、密閉、鳳窗等。
1.風門。可以使人員和車輛通過又能阻斷風流的通風設施。在建有風門的巷道中，至少要有兩道風門，間距要大於運輸設備的長度，以便一道風門開啟時，另一道風門是關閉的。風門分為普通風門和自動風門兩類。普通風門是利用人力開啟，利用自重和風壓差來實現自行關閉。自動風門是利用機械轉動、電動、氣動和水動的原理來開啟和關閉風門的。
2.檔風牆(密閉)。設置在需要隔斷風流，同時又不需要通車行人的巷道中的構築物，叫擋風牆或叫密閉。用它來封閉采空區、火區和廢棄的舊巷區。密閉的構造按服務年限可分為臨時密閉和永久密閉兩類;按密閉的用途可劃分為：通風密閉、防火密閉、防水密閉、防爆閉。
3.風橋。在進風與回風平麵相遇地點，必須設置風橋，構成立體交叉風路，使進風與回風開，互不相混，如圖4-9所示。按其服務年限和巷道中通過風量大小的不同，風橋可分為繞道風橋、混凝土或料石風橋和鐵筒式風橋。
4.調節風窗。在井聯風路中，若一個風路中風量需要增加，而另一風路的風量有餘.則可在後一風路中安設調節風窗，使並風路中的風量按需供應，達到風量調節的目的。調節風窗就是在風門或風牆上方，開一個麵積可調的窗口，利用小窗口的麵積調動來調節風量.
(二)通風設施對安全生產的影響
煤礦井下通風設施是否合乎要求，是影響礦井漏風量大小和有效風量高低的重要因素。質量不符合規定的通風設施對煤礦安全生產有很大影響。因為對通風設施進行破壞或不按規定使用而造成的事故時有發生，如2000年，某礦井掘進工作麵采用全風壓通風，由於掘進工作麵風量大，溫度低，作業人員違章擅自把縱向風牆的風門打開，造成風流短路、掘進工作麵瓦斯積聚，瓦斯檢查員漏檢，放炮員違章爆破引起瓦斯爆炸，造成7人死亡。
六、礦井反風
礦井反風是當礦井發生災變時所采取的一項重要的控製風流的救災措施。當井下發生火災時，利用預設的反風設施，改變火災所產生的高溫、有害氣體的流動方向、限製火災影響區域，安全撤出受災害威脅人員的安全技術措施。生產礦井的反風有全礦性反風和局部反風兩種形式。
全礦性反風
全礦性反風就是使全礦井總進風、回風巷道及采區主要進風、回風巷道的風流全麵反向的反風方式。當礦井進風井口附近，井筒，並底車場(包括井底車場主要硐室)及和井底車場直接相通的大巷(如中央石門、運輸大巷)發生火災時，應采用全礦性反風，全礦性反風主要通過如下3種方法實現：
1.反風道反風。利用主要通風機設置的專用反風道和控製風門，使通風機的排風口與反風道相聯，風流由風硐壓入回風道，使風流方向反向，這種方法叫反風道反風。無論軸流式和離心式主要通風機都可以用這種方法。圖4-12所示為離心式通風機反風道反風方法示意圖。該反風方法要求礦井建設時期就建立相應的反風裝置。施工工程量較大，礦井正常生產時有一定漏風，基建投資大，反風時使用設備多，實施反風工作比較複雜。
2.反轉反風。利用主要通風機反轉，使風流反向的方法，稱為反轉反風。隻有采用軸流式主要通風機，方可采用這種反風方法。此種反風方式其建設費用小，反風方便，但反風風量較小。
3.無反風道反風。利用備用的主要通風機機體作為反風道，實現反風的方法，稱為無反風道反風。如圖4一13。此種反風方式對裝有備用通風機的可以采用。此種方法基建附加投資小，但反風時阻力大，反風不方便，同時采用此種反風必須保證反風後，備用通風機能迅速恢複正常狀態。
當礦井進行反風時，要注意井下采空區、密閉區多種有害氣體的湧出情況及瓦斯湧出情況。由於在反風作業時井下空氣壓力發生重大變化，多種有害氣體湧出也發生變化;抽出式通風在反風作業時改為壓入式，使井下壓力大幅增加，使瓦斯及有害氣體湧出量小於正常通風時的湧出量;壓入式通風在反風作業時，改為抽出式通風，;井下空氣壓力大幅降低，使瓦斯及有害氣體湧出量大幅增加，對反風時的安全有較大影響。
為確保每個生產礦井具備全礦性反風能力，《規程》規定：生產礦井主要通風機必須有反風設施，並能在10min內改變巷道中的風流方向。當風流方向改變後，主要通風機供給風量不小於正常風量的40%。每季度至少檢查一次反風設施;每年應進行一次反風演習;當礦井通風係統有較大變化時，也應進行一次反風演習;北方地區礦井應在冬季結冰期進行反風演習。反風演習持續時間不應小於礦井最遠地點撤人到地麵所需的時間，且不得少於
2h。
局部反風
在井下采區內發生火災時，主要通風機保持正常運轉，通過調整采區內預設風門的開關狀態，實現采區內部部分巷道風流反向，把火災煙流直接引向回風巷道。防止火災煙流
侵入回采工作麵，威脅人員健康，影響正常生產。在進行采區的設計時，應考慮布置局部反風係統，包括局部反風聯絡巷道和反風風門等設施，這些反風設施均應采用不燃性材料製作。每組風門均安設兩道。采區局部反風係統的巷道布置和反風風門如圖4一14所示。
這些反風設施應在采區布置中提前設置.而且無人在附近工作時，應有遠程控製裝置，以免發生火災時，不能及時反風，或因火勢大，溫度高，救護人員無法接近風門。
七、井巷風速的測定及井巷通過風量的計算
空氣流動的速度稱為風流速度，簡稱風速，以單位時間內流經的距離表示，常用單位為m/s。井巷中實際通過的風量是指單位時間內通過井巷斷麵的空氣體積，常用單位為m3/min或m3/S。井巷中的風流速度和通過的風量是礦井通風的主要參數之一。
(一)測算風速和風量的目的
測算井巷中的風速和通過的風量的主要目的在於：
1.檢查各用風地點實際得到的風量是否滿足設計要求。
2.檢查各井巷中的實際風速是否符合《規程》之規定。
3.檢查漏風情況。測量風速、計算風量是礦井通風工作的基本操作技能之一，也是檢查、03manbetx 、改善礦井通風工作的重要手段。
《規程》規定：礦井必須建立測風製度，每10天進行1次全麵測風。對采掘工作麵和其他用風地點，應根據實際需要隨時測風，每次測風結果應記錄並寫在測風地點的記錄牌上。應根據測風結果采取措施，進行風量調節。
(二)井巷斷麵上的風速分布
空氣在井巷中流動時，由於空氣的粘性和井巷壁麵摩擦的影響，風速在井巷斷麵上的分布是不均勻的。一般來說，在巷道的軸心部分風速最大，而靠近巷道周壁風速最小，如圖9一1所示。通常所說的井巷中的風速都是指某斷麵的平均風速。
(三)測風儀器
1.測風儀器的種類
礦井使用的風表有機械式風表、電子式風速儀、風速傳感器、壓差計和皮托管，所有的測風儀器都必須經過計量檢定部門的計量檢定，取得合格證後方可在煤礦中使用。
機械式風速表分為葉式風速表和杯式風速表，但煤礦普遍使用的是葉式風速表。風速表按測量範圍分為：高速風表，測定大於10m/s以上的風速;中速風表，測定0.5-10m/s的風速;低速風表，測定0.5-5m/s的風速。測定時可根據井巷風速的情況選擇合適的風速表。
2.風表校正曲線
不論使用什麼方法測風速，所得的數值均不是實際風速。因機械式風表有摩擦力的影響，所以所測的指針數和實際風速不相符。為此，任何一塊風速表都有需要用實驗方法繪出測定風速與實際風速對照曲線表，該表稱為風表的校正曲線，如圖4-6所示。根據風表的校正曲線可求出風表校正方程(也可以直接從表中讀出井巷實際風速數)，即按公式((4-6)求出巷道的實際風速：
函數式 v真= av表+b (9一23)
式中VA—實際真正的風速，簡稱真風速，
時 S;
a—校正常數，決定於風表的構造尺
寸;
b—表明風表啟動初速度的常數，決定
於風表的慣性及摩擦力;
v表—風表指針指示的風速，簡稱表速，
m/s.
8｝___________________、
7卜/;
_6卜/，
二5卜/
任一I/
雲4卜/{
3卜/;
20)4'/123341516,781-
V* /(m . S-1)
圖9-5風速計校準曲線
(四)測風方法
前麵講述過，空氣在井巷中流動時，風速在井巷斷麵上的分布是不均勻的(圖9一1)。為了準確地測定井巷的平均風速，通常采用的方法是：
1.線路法和分格定點法
按風表在井巷中移動的方式劃分，測風方法可分為線路法和分格定點法。
(1)線路法。風表沿預定路線均勻移動，lmin內走完全部路程。風表移動“線路”有多種形式，圖9一6所示為其中的1種。
(2)分格定點法。將整個井巷斷麵劃分為若幹大致相等的方格，使風表在每格內停留
相等的時間，lmin內測完全部方格。圖9一7所示為9點法;另外，還有3點法等。
2.側身法和迎麵法
按測風員的工作姿勢，即測風員和井巷及風流的相對位置關係劃分，測風方法可分為
側身法和迎麵法。
(1)側身法。測風員背向巷道壁站立，手持風表，將手臂向風流垂直方向伸直進行測風的方法，稱為側身法。
采用側身法測風時，測風員和風表在同一斷麵內，減小了通風斷麵，增大了風速(風
表顯示的風速比實際的大)，所以需要對測量結果進行校正。其校正係數K為：
K=
式中S——測風站(井巷)的斷麵積，m2;
0.4——測風員阻擋風流的麵積，m2。
(2)迎麵法。測風員麵向風流方向，手持風表，將手臂向正前方伸直進行測風的方
法，稱之為迎麵法。
采用迎麵法測風時，測風員立於巷道中間，阻擋了風流，降低了風表處的風速。為了
消除測風時人體對風速的影響，需將測算得的風速乘以校正係數(1.14)，才能得到實際
風速。
3.用機械式風表測風操作方法
測風時先將風表指針回零，使風表迎向風流，並與風流方向垂直，不得歪斜;待葉輪
轉動正常後，同時打開計數器開關和秒表，在lmin時間內走完全部預定線路或測完全部
方格;然後同時關閉風表和秒表，讀指針讀數。為了保證測量的準確，一般在同一地點測
風次數不應少於3次;3次測量結果相互間的誤差不超過5%時，取其平均值作為測量結
果，並按下式計算表速：
v表一於(9-25)
式中v表—風表測得的表速，時s;
n—風表刻度盤的讀數(取3次有效測量的平均值)，m;
t—測風時間，一般為60s.
五、計算平均風速和通過井巷的風量
1.求表速
根據公式v表=n八求表速。
2.確定真風速
(1)根據v表的大小，從風表校正曲線圖上求v真。
(2)根據風表校正曲線方程計算v真，即：
v真=av表+b
3.計算井巷中的平均風速
v均=Kv真(9一26)
式中v均—井巷中的平均風速，時s;
K一校正係數，采用側身法時K夕共0.4，采用迎麵法時K二1.140
卜一“、分，‘’一產’刁仍J～‘“一“‘S’‘’一，’J一～’一介“
求平均風速的過程可歸納為：
消除風表本身結構以及消除測風員對
峰風表維修質量的影響’”真風速的影響1v均
4.計算通過井巷的風量
Q=Sv均(9一27)
式中S—測風站斷麵積(或井巷的淨斷麵積)，MZ;
Q—通過井巷的風量，襯/so
[例9一3]使用具有回零裝置的機械一葉片式風表測量某巷道中的風速，用迎麵法測
得的3次讀數分別為210, 214, 206 (m)，每次測風時間均為I min。若巷道的淨斷麵積
為5.8時，風表的校正曲線方程為v真=0.8v表+1.2，試求巷道中的平均風速和通過該巷
道的風量。
解(1)檢驗3次測量結果的最大誤差。
最大誤差=(最大讀數一最小讀數)/最小讀數X 100%
=(214一206) /206 X 100 %=3 .9%
3次測量結果的最大誤差小於5%，測量精度符合要求，測量數據有效。
(2)求表速。
_二_絲10+214+206工/3一‘一”‘一‘-
v=絲=一時s=3 .5時s
一衣t 60“、--一川-
(3)由校正曲線方程求真風速。
v真=0 .8v表+1 .2=(0 .8X3 .5+1 .2) m/s=4m/s
(4)求巷道中的平均風速。
v均=Kv真=1 .14X4m/s=4.56m/s
(5)求通過巷道的風量。
Q=Sv均=5 .8X4 .56m3/s= 26 .5m3/s
六、測風注意事項
(1)風表不能距人體太近，以免引起較大誤差。
(2)風表按預定路線移動時，速度要均勻。
(3)葉輪端麵一定要與風流方向垂直，尤其在傾斜巷道測風時，更應注意這一點。
(4)在同一斷麵測風次數不應少於3次，每次測量結果的誤差不應超過5%;否則必
須重測。
(5)所使用的風表應與測定的風速相適應;否則，將損壞風表或測量不準確，甚至吹
不動葉輪。
(6)為了方便計算與減少誤差，一般要在l min(或loos)內剛好從移動路線的起點
均勻移動到終點(或測完全部方格)。
(7)在有人或車輛通過時不要進行測風。
(8)為了測量的精確，風門啟開或關閉時刻都不能測風。
(9)在大斷麵巷道測風時，為了精確測出通過巷道的平均風速，應使用測風杆。
七、測風站及其要求
測風站就是定點測風的地點。為了準確地測定風速，測算井巷中通過的風量，除了必
須注重測量操作方法、技巧外，還必須有比較規整、準確的巷道斷麵積(S)。為此，在
牛下主要測風地點都要建立測風站。測風站的設置地點，應滿足測定礦井總進風量、總回
風量，以及各翼、各水平、各采區和采掘工作麵進風量、回風量的需要。
測風站必須符合下列要求：
(1)測風站應設在支架齊全、沒有漏風、斷麵變化不大的直線巷道中，測風站前後
lom內不能有拐彎和障礙物。
(2)測風站本身長度不能小於4mo
(3)測風站應掛有記錄牌板，上麵注明地點、編號、斷麵積、測風日期、平均風速、
風量、溫度、瓦斯濃度、二氧化碳濃度、測定人等內容。
測風站最好設在混凝土砌暄的巷道中，在水泥或木支架的巷道中可設置木板測風站。
木板測風站的兩幫和頂板應塞嚴填實，與巷道壁接觸嚴密，使巷道內的全部風流都能從測
風站內通過。如果需要在沒有測風站的地點測風時，可以選擇一段規整、斷麵變化不大的
直線巷道作為簡易臨時測風站。
八、風量的分配與調節
守安全、經濟、合理的原則，礦井總風量是井下各個工作地點的有效風量和多條風路上的漏風量的總和。其計算方法主要是按照井下同時工作的最多人數計算，確保井下每人每分鍾供給不少於4m3的新鮮風量;和按采煤、掘進、硐室及其他地點實際需要風量的總和計算，其中最大值作為礦井總風量。礦井所需要的風量是由礦井地質條件、瓦斯湧出量、采掘技術等因素確定的，而這些影響因素是在不斷變化。加上礦井瓦斯湧出不均衡、礦井內部漏風、獨立回風的掘進用風、獨立回風的硐室用風、工作麵氣溫高低等因素對風量的影響，要求礦井總風量有一定的備用量，一般可取計算風量的20%——25%。
(二)礦井風量分配的原則
為了向各用風地點供給足夠的風量，在礦井總進風量確定後須進行風量分配。風量分配的原則如下：
1.各采煤工作麵的風量按照風量與產量成正比例的原則，按比例分配風量，備用工作麵的風量按計劃所需要的風量的一半分配風量。
在正常生產條件下，由於礦井正常通風區域內，工作人員數量、有害氣體湧出量等影響到配風的因素變化不大，所以按照產量的比例配風是可行的。如果井下局部區域有特殊情況，需要風量較大時.可采用專門的方法，對其用風量進行配風，以保證生產、安全的需要。備用工作麵尚未進行回采作業，人員少，有害氣體湧出量較小，按計劃風量的一半配風，即可滿足要求。
2.獨立通風的掘進工作麵和碉室的風量，按照計算結果或采用經驗數據配風。
有許多礦井獨立通風的掘進工作麵和酮室配風時，均用經驗數據，這些數據多來自本礦或鄰近礦井的工作經驗。所以選擇使用時，應進行全麵考慮，並遵守《規程》的相關規定。
(三)礦井風量的調節
礦井通風是由礦井主要通風機及自然風壓的聯合作用來提供動力的。它將保證以一定風量供給礦井通風網絡。在礦井生產過程中，由於生產的發展和變化，井下各地點影響風量確定的因素，如產量、瓦斯湧出量、溫度、風速、采掘方法等也是不斷變化的。從而使一些用風地點的不同生產時期對風量的要求也不同。為了滿足不同地點、不同時期的所需風量，對網絡加以人為控製，即為風量調節。另外，由於采掘工作麵、采區或生產水平的不斷轉移，礦山壓力等因素的不斷變化，也往往使網絡的風阻或某些風路的風阻發生改變，從而導致風量變化，為滿足所需風量，也必須實行人工調節。礦井風量調節是礦井通風管理工作的一項重要的、經常性的工作，它直接關係到礦井生產安全和經濟效益。
風量調節按照調節影響的範圍不同，可分為局部風量調節和礦井風量調節兩類。
1.局部風量調節法。局部風量調節法，是指采區內部各工作麵之間、采區之間或生產水平之間，采用並聯網絡的風量調節。局部風量調節的方法有：增阻調節法、降阻調節法和增壓調節法3種。
(1)增阻調節法：即在風阻不同的並聯網絡中，增加風阻小
的風路的阻力，使兩並聯風路阻力相等，從而達到增加原風阻大
的風路風量，減少原風阻小的風路風量的目的。
增阻調節時，是在風阻小的風路內設調節風窗，利窗的麵積來控製增阻的大小。通常調節}G宵應布置在回風巷中，以
免妨礙運輸。用調節風
增阻調節法具有簡單易行，建造費用低，風窗麵積易調節，調風快，對生產影響小的特點，故此種方法最常用。但這種方法使網絡總鳳阻，礦井總風量降低。
(2)降低阻力調節法：即設法降低需要增加風量的巷道的風阻，其主要方法是：擴大巷道的斷麵;改變巷道壁麵的平滑程度或支架型式以減少摩擦阻力係數;也可采用增加並聯輔助巷道的方法。
采用減阻方法調節風量的優點是：降低並聯網絡的總風阻，使總風量增加;使降阻分路中增加的風量大於其相並聯的分路中所減少的風量。其缺點是：工程量較增阻調節法大.奏效慢，成本高。
(3)用輔助通風機調節法(增壓調節法)：即在風阻大、風量不足的風路上安設輔助通風機，克服該巷道的部分阻力，以提高風量的方法。增壓調節與降阻調節效果基本相似，風量增加量大於其並聯風路的風量減少量。這兩種調節方法都使總風量有所增加。
增壓調節法比降阻調節法施工快，工期短，但管理工作較複雜，對行人運輸都有較大影響，安全性能差，當服務期限較長時，增壓調節法的電力消耗大，經濟性不好。生產礦井中，一般不應在井下安裝輔助通風機;但在礦井開采末期，確實由於某一分支風路過長，主要通風機不能供給足夠風量，並在時間上無法實現改建通風工程時，可采用增壓調節法，但必須供給輔助通風機房新鮮風流;在輔助通風機停止運轉期間，必須打開繞道風門，煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出礦井嚴禁安設輔助通風機。
2.礦井總風量調節。礦井總風量調節就是調節主要通風機的工況點，使礦井或礦井一翼的總風量發生改變。通常采用兩種方法：一是改變主要通風機的特性;二是改變主要通風機的工作風阻(即改變礦井網絡總風阻值)。
(1)改變主要通風機特性的調節法：它有2種辦法，即改變主要通風機葉片安裝角或改變主要通風機的轉速。
(2)改變主要通風機的工作風阻調節法：降低風機的工作風阻，可增加礦井總風量;反之增加風阻，可降低總風量。
第三節 掘進通風
一、掘進通風方法及其方式
在礦井生產過程中，為了準備新水平、新采區和回采工作麵，都必須掘進大量的井巷。在掘進巷道時，為了供給人員呼吸新鮮空氣，稀釋掘進工作麵的瓦斯和礦塵，並創造良好的氣候條件，必須對掘進工作麵進行通風.這種通風稱為局部通風或掘進通風局部通風區域是煤礦的事故多發地點，據統計，礦井瓦斯爆炸中80%的事故與局部通風有關。局部通風的方法主要有3種：利用礦井總風壓的通風，水力或壓氣引射器通風和局部通風機 通風。
(一)總風壓通風
礦井總風壓通風是利用礦井主要通風機及自然風壓借導風設備對掘進工作麵通風的一種方法，它有3種布置方式，即：①利用縱向風障導風;②利用風筒通風;③利用平行巷道通風。如圖所示。
(二)引射器通風
引射器通風的原理是利用噴嘴噴出的高壓流體(高壓水或壓氣)在噴嘴射流的周圍造成負壓而吸入空氣，並在混合管口內混合，將能量傳遞給被吸入的空氣，使之具有通風壓力，達到通風的目的。引射器通風一般都采用壓入式，采用引射器通風的主要優點是：無電氣設備，無噪聲，比較安全。若采用水力引射器通風，還能起到降溫、降塵的作用。其缺點是：供風量小，需要水源或壓氣。故引射器通風適用於需要風量不大的短距離掘進通風，一般用於有煤與瓦斯突出的煤巷掘進中。
(三)局部通風機通風
局部通風機通風的布置方式可分為壓入式、抽出式和混合式3種。
1.壓入式通風。壓入式通風的局部通風機和啟動裝置必須安裝在距掘進巷道回風口10m以外的進鳳巷道中，局部通風機將新鮮空氣經風筒壓送掘進工作麵，而汙風則由巷道排出，其布置如圖4-21a所示。
壓入式通風的風流從風筒末端以自由射流狀態射向工作麵，其風流的有效射程一般可達7-8m。易於排出工作麵的汙風和礦塵，通風效果好;局部通風機安裝在新鮮風流中，汙風不經過它，安全性較好;可使用柔性風筒，使用方便;風筒內空氣壓力高於風筒外巷道中空氣壓力，漏出的新風對排除汙風有一定作用。其缺點：汙風沿巷道排出，勞動環境的衛生條件差。
2.抽出式通風。抽出式通風的局部通風機安裝在距掘進巷道口10m以外的回風流中，新鮮空氣由巷道進入工作麵、汙風經風筒由局部通風機抽出，其布置如圖4一216所示
由於抽出式通風汙風經風筒排出，保持了巷道中為新鮮空氣，故勞動衛生條件較好;但風流的有效吸程較短，一般為3-4m。如風筒末端距工作麵較長，有效吸程以外的風流，將形成渦流停滯區，通風效果不良;汙風通過風機，安全性較差;不能使用柔性風筒。
3.混合式通風。混合式通風就是把上述兩種通風方法同時
使用。新風是利用壓入式局部通風機和風筒壓入工作麵，而汙風則由抽出式局部通風機和風筒排出。其布置如圖4-21。所示。
混合式通風兼有壓入式通風和抽出式通風的優點，但其缺點也很多，如設備多、能耗大、管理複雜，有引起瓦斯、煤塵爆炸的危險。壓入式通風是我國煤礦應用最廣泛的一種局部通風機通風方式。
《規程》規定：掘進巷道必須采用礦井全風壓通風或局部通風機通風。
煤巷、半煤岩巷和有瓦斯湧出的岩巷的掘進通風方式應采用壓入式，不得采用抽出式(壓氣、水力引射器不受此限製);如果采用混合式，必須製訂安全措施。
瓦斯噴出區域或煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出煤層的掘進通風方式必須采用壓入式。
二、掘進通風設備及要求
局部通風設備是由局部通風動力設備、風筒及其附屬裝置
組成。
1.風筒
1)風筒種類.煤礦使用的風簡主要是膠布風簡，它是一種柔
性風筒，其最大優點是輕便、可伸縮、拆裝搬運方便。此外還有
鐵風筒、玻璃鋼筒，它的質量大，搬運困難，煤礦使用較少。隨
著大斷麵巷道機械化掘進的增多，混合式通風技術得到了廣泛應
用，為了滿足其中抽出式通風的要求，采用金屬整體螺旋彈簧鋼
圈為骨架的可伸縮風簡。
2)風筒的接頭。柔性風筒的接頭方式有插接、單反邊接頭、
雙反邊接頭、活三環多反邊接頭、螺圈接頭等多種形式.擂接方
式最簡單，但誦風大;反邊接頭腸風小，不易脹開，但局部風阻
較大;後兩種接頭風阻小、漏風小、但拆裝比較麻煩。、
3)風筒的風阻.風簡的風阻是由摩擦風阻、局部風阻組成的，
其大小取決於風筒的直徑、接頭方式、長度、風壓、風筒的布設
等問題，具體計算參照本章第二節。一般用百米風阻值RI.衡盆.
當缺少實測資料時，膠布風筒的摩攘阻力係數a與百米風阻R,.可
參用表4-6所列的數據。
4)風筒的漏風。漏風使局部通風機風量Q.與風筒出口風量
Q卜不等，因此，應用末端風址的幾何平均值作為風筒的風量Q，即
Q.與Q、的差就是風筒的漏風量，它與風筒的種類，接頭的數
目、方法和質量以及風筒直徑、風壓等有關，但更主要是與風筒
的維護和管理密切相關。需要注意的是掘進工作麵的通風效果與
風筒出口風雖Q、的大小有關。
5)風筒的布置要求。風簡出風口到工作麵的距離要符合作業
規程的有關規定。一般在壓人式通風的工作麵，其作業規程中
規定為5m。風筒要求吊掛平直，貼壁貼幫，逢環必掛，環環吃
力。
2.局部通風機
井下局部地點通風所用的通風機稱為局部通風機。掘進工作
麵要求局部通風機體積小，風壓高、效率高、噪聲小，性能可靠，
堅固防爆。目前，一部分煤礦還使用20世紀60年代研製的JBT係
列軸流式通風機，全壓效率隻有60寫^-7000，風量、風壓偏低，尤
其噪聲高達103-118dB (A)，已屬於淘汰產品。國內開發和研製
了一些新產品，滿足安全、經濟、技術合理的要求。如BKJ66-11
係列局部通風機，該係列風機由沈陽鼓風機廠研製，主要型號有
No3. 6, NoC 0, N04-5, No5. 0, No5. 6, No6. 3等6種規格。其
性能曲線如圖4-22.
此外，煤炭科學院重慶分院研製T FDC一1型對旋局部通風
機、DSF--5型低噪聲對旋軸流式局部通風機、HF-5型混流抽出
式通風機唐山煤科分院研製了SBF661型水力局部通風機
二、掘進通風安全管理
(一)《煤礦安全規程》對掘進通風的有關規定
第一百二+八條安裝和使用局部通風機
和風筒應遵守卞列規定：
(一)局部通風機必須由指定人員負、責管
理，保證正常運轉。
(二)壓人式局部通風機和啟動裝置·，必須
安裝在進風巷道中，距掘進巷道回風口不得小
於lom;全風壓供給該處的風量必須大於局部
通風機的吸人風量，局部通風機安裝地點到回
風口間的巷道中的最低風速必須符合本規程第
一百零一條的有關規定。
(三)必須采用抗靜電、阻燃風筒。風筒口
到掘進工作麵的距離以及混合式通風的局部通
風機和風筒的安設，應在作業規程中明確規定。
(四)低瓦斯礦井掘進工作麵的局部通風
機，可采用裝有選擇性漏電保護裂置的供電線
煤礦井下發生躋供電，或與采煤工作麵分開供電。
合(五)沉斯噴出區域、高瓦斯礦井、煤
(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出礦井中，掘進工
作麵的局部通風機應采用三專(專用變壓器、專
用開關、專用線路)供電;也可采用裝有選擇
性漏電保護裝置的供電線路供電，但每天應有
專人檢查1次，保證局部通風機可靠運轉。
，;‘(六)嚴禁使用3台以上(含3台)的局部
通風機同時向1個掘進工作麵供風。不得使用
ill,台局部通風機同時向2個作業的掘進工作麵
供風。、，
使用局部通風機供風的地點必須實行風電
閉鎖，保證停風後切斷停風區內全部非本質安
全型電氣設備的電源。使用2台局部通風機供
風的，2台局部通風機都必須同時實現風電閉
鎖。
I'll第一百二士九條使用局部通風機通風的
掘進工作麵，不得停風;因檢修、停電等原因
停風時，必須撤出人員，切斷電源。
一恢複通風前、·必須檢查瓦斯。隻有在局部
通風機及其開關附近lom以內風流中的瓦斯
濃度都不超過0.5腸時，方可人工開啟局部通
風機。：
第一百三十條井下爆炸材料庫必須有獨
立的通風係統，回風風流必須直接引人礦井的
總回風巷或主要回風巷中。新建礦井采用對角
式通風係統時，投產初期可利用采區岩石上山
或用不燃性材料支護和不燃性背板背嚴的煤層
上山作爆炸材料庫的回風巷。必須保證爆炸材
料庫每小時能有其總容積4倍的風量。
第一百三十一條井下充電室必須有獨立
的通風係統，回風風流應引人回風巷。
井下充電室，在同一時間內，5t及其以下
的電機車充電電池的數量不超過3組、5t以上
的電機車充電電池的數量不超過1組時，可不
采用獨立的風流通風，但必須在新鮮風流中。
井下充電室風流中以及局部積聚處的氫氣
濃度，不得超過0.5寫。的瓦斯爆炸其中的80%與掘進工作麵有關，預防瓦斯爆炸的重點應是掘進工作麵。因此，《煤礦01manbetx 》規定：
1.保證掘進工作麵通風設備連續穩定的運轉，不得任意停、任意開，應有計劃的停電停風。任意停風機會造成工作麵無風，導致瓦斯積聚;任意開風機會將已積聚的瓦斯吹出獨頭巷，井下高濃度的瓦斯流動，會給礦井帶來危險.
2)局部通風機因故停止運轉時，必須撤出工作麵的人員至新
鮮風流中，並切斷工作麵的電源，做到停風必停電，送電先送風.
為達到這一要求，《規程》規定：高瓦斯礦井必須安裝“三專兩閉
鎖”，即專用電源、專用開關、專用變壓器和風電閉鎖與瓦斯電閉
鎖。例如三交河煤礦是低瓦斯礦井，井下由於超負荷用電，造成
井下掘進工作麵的風機跳閘停電。礦井未采用風電閉鎖，上班的
放炮員到工作麵試煤電鑽有無電時，煤電鑽失爆，產生火花，引
起瓦斯煤塵爆炸，造成並下147人死亡.
3)恢複通風時，必須首先檢查瓦斯，當風機附近10m範圍
內、瓦斯濃度不超過0.5%、停風區域內的瓦斯不超過1%時，方
可送電，否則，必須排放。
4)減少導風設施的漏風。壓人式通風中，適量的漏風有利於
稀釋炮煙及其他有害氣體，但必須保證工作麵要有足夠的風量，因
此對風筒的吊掛、維修和使用要注意，防止礦車刮壞風筒。
5)風筒出風口到工作麵的距離要符合作業規程的規定。
(二)、長距離掘進通風技術
隨著煤礦生產技術的發展，工作麵的長度增加，單巷長距離通風間題越來越多，各礦井在此方麵積累了一定經驗，可歸納如下：
1.適當增加風筒的節長，減少風筒的接頭數目，降低風筒的局部風阻和漏風。當接頭數較多時，不可能實現長距離通風。目前，國內有使用200m/節的風筒，效果明顯。
2.改進接頭方式，淮北沈莊煤礦用鐵圈壓板接頭代替插接方式，送風距離達3033m，工作麵的風量為63. 2m3/min。
3.采用柔性風簡時，吊掛平直，防止掛破，要用粘補或灌膠卦堵所有的針眼，減少漏風。
4.采用局部通風機串聯的方法。1989年11月廣旺礦務局旺
蒼礦在1182大巷采用壓入式、風機分散串聯、單列膠質風簡，通
風長度3300m，其中大巷3000m，采用的風筒為Ø600mm;上山
300m，采用的風筒為0400mm。使用的局部通風機為JBT62型
28kW 1台，JBT52型11kW1台，11kW局部通風機串聯在 1920m
處。28kW風機的靜壓：h,=2735Pa; Q,二199m'/min; ilkW風
機的睜壓：h2=2564Pa,Q,= 132m'/min;工作麵風筒的出口風量：
Qa二82m'/min.
5.直接采用大功率風機和大直徑風筒。目前我國已生產有多種類型的大功率局部通風機。如煤科總院重慶分院的60kW對旋風機和撫順分院的55kW子午加速型風機，其額定風量均達500m3/min,額定風壓均達4500～5000Pa;並生產與大功率局部通風機相配套的直徑為800～1000mm的高強度膠質風筒，都能滿足高瓦斯長距離掘進工作麵的要求。
平頂山煤業集團有限公司6礦的丁6-22200綜采工作麵走向長度2350m，運輸、回風兩巷斷麵13. lm2,瓦斯湧出量較大，工作麵需風量250m3/min，局部通風機的吸風量420m3/min,風壓p=2759Pa。根據上述要求，礦井選用DJF2 ×30k W高效對旋局部通風機，該風機參數是：風量440～600m3/min;工作風壓5700～2100Pa;全壓效率80%,額定轉速2950r/min;采用的風筒直徑l000mm，工作麵的瓦斯控製在0.46%，工作麵溫度在28℃以下。
由於保證了通風，提高了掘進速度，此項技術共創造經濟效益122.2萬元。
礦井瓦斯防治
礦井瓦斯是煤礦生產中必然遇到的有害氣體。在煤礦生產過程中，伴隨著生產的進行，瓦斯湧出到生產空間，對井下生產構成威脅。瓦斯不論其湧出量多少，一直都是礦井生產最主要的一個危險源，瓦斯災害、粉塵災害、火災、水災和頂板災害構成了煤礦的5大自然災
害。瓦斯災害的治理是礦井最根本的、最重要的任務。
第一節 礦井瓦斯基礎知識
一、概述
(一)礦井瓦斯的概念
礦井瓦斯是礦井中主要由煤層氣構成的以甲烷為主的有害氣體。有時單獨指甲烷。由此可見瓦斯指的是一種混合氣體。在組成瓦斯的各種氣體中，甲烷往往占總量的90%以上，因此瓦斯的概念通常單獨指甲烷。
礦井瓦斯來自煤層和煤係地層，它的形成經曆了兩個不同的造氣時期，從植物遺體到形成泥炭，屬於生物化學造氣時期;從褐煤、煙煤到無煙煤，屬於變質作用造氣時期。由於在生化作用造氣時期泥炭的埋藏較淺，覆蓋層的膠結固化也不好，因此生成的氣體通過滲透和擴散很容易排放到大氣中，留存在現今煤層中的瓦斯，隻是其中很少的部分。
(二)瓦斯的性質
瓦斯通常指甲烷，分子式為CH4,它是一種無色、無味、無嗅的氣體。在標準狀態下(氣溫為0℃，大氣壓為1.01×105Pa)，1m3甲烷的質量為0.7618kg，而1m3空氣的質量為1.293kg，因此，瓦斯比空氣輕，其相對密度為0.554。因此，巷道頂板、冒落區頂部往往容易積聚瓦斯。瓦斯有很強的滲透性和擴散性，擴散速度是空氣的1.34倍。
瓦斯具有燃燒和爆炸性。
(三)礦井瓦斯的危害
1.瓦斯窒息。甲烷本身雖然無毒，但空氣中甲烷濃度較高時，就會相對降低空氣中氧氣濃度，在壓力不變的情況下，當甲烷濃度達到43%時，氧氣濃度就會被衝淡到12%，人就會感到呼吸困難;當甲烷濃度達到57%時，氧氣濃度就會降到9%，這時人若誤入其中，短時間內就會因缺氧窒息而死亡。因此《煤礦01manbetx 》規定：凡井下盲巷或通風不良的地區，都必須及時封閉或設置柵欄，並懸掛“禁止入內”的警標，嚴禁人員入內。
[案例]某礦-330m52采區3斜上掘進工作麵臨時停工，因水力引射器發生循環風造成巷道內瓦斯積聚，通風人員即釘上柵欄並懸掛“嚴禁入內”的警標。11月22日11時，采區3名技術員為準備複工，闖進柵欄，檢查情況，當走進44m(盲巷全長69m)處時，全部窒息死亡，直到第二天才被發現。現場取樣03manbetx 表明：瓦斯43.9%，二氧化碳4.3%，氧氣0.9%，氮氣50.9%。
2.瓦斯的燃燒和爆炸。當瓦斯與空氣混合達到一定濃度時，遇到高溫火源就能燃燒或發生爆炸，一旦發生爆炸事故，會造成大量井下作業人員的傷亡，會給國家財產造成巨大損失。瓦斯爆炸事故是礦井五大自然災害之首。
(四)瓦斯的賦存
1.瓦斯在煤層中的垂直分帶。在漫長地質年代中，變質作用過程中生成的瓦斯在其壓力差與濃度差的驅動下不斷向古大氣中運移，而地表空氣通過滲透和擴散也不斷向煤層深部運移，這就導致沿煤層垂深出現了特征明顯的4個分帶，即CO2—N2帶、N2帶、N2-CH4和CH4帶，如圖5—1所示。各帶的氣體成分組成與含量見表5—1，按照各帶的成因和組分變化規律，第Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ帶又統稱為瓦斯風化帶，第Ⅳ帶稱為瓦斯帶。
確定瓦斯風化帶和瓦斯帶的深度是很重要的，因為在瓦斯帶內，煤層中瓦斯含量、瓦斯壓力以及在開采條件變化不大的前提下的瓦斯湧出量都隨著深度的增加而有規律的增大。研究這些規律及影響因素，是防治礦井瓦斯災害的基本工作之一。
2.瓦斯的賦存。瓦斯在煤層及圍岩中的賦存狀態有兩種，一種是遊離狀態，另一種是吸附狀態，如圖5-2所示。
(1)遊離狀態。這種狀態的瓦斯以自由氣體狀態存在於煤層或圍岩的孔洞中，其分子可自由運動，處於承壓狀態。
(2)吸附狀態。吸附狀態的瓦斯按照結合形式的不同，又分為吸著狀態和吸收狀態。吸著狀態是指瓦斯被吸著在煤體或岩體麵，在表麵形成瓦斯薄膜;吸收狀態是指瓦斯被溶解於煤體中，與煤的分子相結合，即瓦斯分子進入煤體膠粒結構，類似於氣體溶解於液體的現象。
煤體中瓦斯存在的狀態不是固定不變的，而是處於不斷交換的動平衡狀態，當條件發生變化時，這一平衡就會被打破。由於壓力降低或溫度升高使一部分吸附瓦斯轉化為遊離瓦斯的現象，叫做瓦斯解吸。由於壓力增高或溫度降低使一部分遊離瓦斯轉化為吸附瓦斯的現象叫做瓦斯吸附。
二、煤層瓦斯含量
(一)煤層瓦斯含量的概念
煤層瓦斯含量指煤層在自然條件下單位重量或單位體積所含有的瓦斯量，一般用m3/t或m3/m3表示。煤層瓦斯含量包括遊離瓦斯和吸附瓦斯兩部分，其中遊離瓦斯約占10%～20%，吸附瓦斯約占80%～90%。
(二)煤層瓦斯含量的主要影響因素
煤層瓦斯含量的大小決定於兩個方麵的因素，一是在成煤過程中伴生的氣體量和煤的含瓦斯能力，二是煤係地層保存瓦斯的條件。
1.煤的變質程度
煤的變質程度決定了成煤過程中伴生的氣體量和煤的含瓦斯能力。煤的變質程度越高，生成的氣體量就越大，煤的微孔隙就越多，總的表麵積就越大(1kg煤的孔隙表麵積可達200m2)，吸附瓦斯的量就越大，含瓦斯能力就越強。因此，在其他條件相同的情況下，變質程度高的煤層，瓦斯含量就大。煤的變質程度增高的順序是：褐煤、煙煤、無煙煤。根據實驗室測定：煤層含有瓦斯的最大能力，一般不超過60m3/t。
此外，煤層中的灰分和雜質會降低煤層吸附瓦斯的能力。煤中的水分，不僅占據了孔隙空間，也占據了煤的孔隙表麵，降低了煤的含瓦斯能力。
2.煤係地層保存瓦斯的條件
當前煤層瓦斯含量的大小，主要取決於煤係地層保存瓦斯的條件。
(1)煤層有無露頭。煤層有無露頭對煤層瓦斯含量有很大影響。有露頭時一般存在著瓦斯風化帶，在該帶內瓦斯沿煤層向大氣中運移阻力較小，煤層的瓦斯很容易放散到大氣中去。所以，地表有煤層露頭時，該煤層的瓦斯含量會很低。
(2)煤層埋藏深度。煤層埋藏深度增加，保存瓦斯的條件就變好，煤層吸附瓦斯的能力就加大，瓦斯放散就越困難，在瓦斯帶內，煤層的瓦斯含量和瓦斯壓力隨埋藏深度的增加而增加。瓦斯壓力梯度是指煤層埋藏深度每增加lm，煤層內瓦斯壓力的增加值。
(3)圍岩的透氣性。煤層上覆和下伏岩層的透氣性，對煤層瓦斯含量影響很大。煤層被透氣性很低的岩層包圍，煤層的瓦斯放散不出去，瓦斯含量就高;反之，瓦斯含量就低。
(4)煤層的地質史。成煤有機物沉積後，直到現今的變質作用階段，經曆了漫長的地質年代。其間，地層多次下降或上升，覆蓋層加厚或遭受剝蝕，海相與陸相交替變化並伴有地質構造運動等。這些地質過程的形式和持續的時間對煤層瓦斯含量影響很大。一般來說，以下降、覆蓋層加厚和海相沉積為主要變化的地質活動過程，會導致煤層瓦斯含量增高;反之，煤層瓦斯含量則降低。
(5)地質構造及其條件。閉合的和傾伏的背斜或穹窿，通常是儲瓦斯構造，在其軸部區域形成瓦斯包，即所謂“氣頂”。構造形成的煤層局部變厚的大型煤包，往往也是瓦斯包。斷層對煤層瓦斯含量的影響與其性質有關，開放性斷層(一般是指張性、張扭性或導水的壓性斷層等)會導致煤層瓦斯含量降低;封閉性斷層(壓性、壓扭性或不導水斷層)會導致煤層瓦斯含量增高。
煤層傾角小，瓦斯沿層運移的路徑長，阻力大，煤層瓦斯不易流失，導致煤層瓦斯含量大;反之，則煤層瓦斯含量小。
地下水活躍的礦區，通常煤層的瓦斯含量小。地下水對煤層瓦斯含量的降低作用表現在3個方麵：一是長期的地下水活動，帶走了部分溶解的瓦斯;二是地下水滲透的通道，同樣可以成為瓦斯滲透的通道;三是地下水帶走了溶解的礦物，使圍岩及煤層卸壓，透氣性增大，造成了瓦斯的流失。
三、礦井瓦斯湧出
(一)礦井瓦斯湧出的形式
當煤層被開采時，煤體受到破壞，貯存在煤體內的部分瓦斯就會離開煤體而湧入采掘空間，這種現象叫做瓦斯湧出。
1.普通湧出。瓦斯從采落的煤炭及煤層、岩層的暴露麵上，通過細小的孔隙緩慢而長時間的湧出。首先是遊離瓦斯，而後是部分解吸的吸附瓦斯。普通湧出是礦井瓦斯湧出的主要形式，不僅範圍廣，而且數量大。
2.特殊湧出，如果煤層或岩層中含有大量瓦斯，采掘時，這些瓦斯有時會在極短的時間內，突然的、大量的湧出，可能還伴有煤粉、煤塊或岩塊，瓦斯的這種湧出形式稱為特殊湧出。瓦斯特殊湧出是一種動力現象，分為瓦斯噴出和煤與瓦斯突出。瓦斯特殊湧出的範圍是局部的、短暫的、突發性的，但其危害極大。
(二)礦井瓦斯湧出來源
掌握礦井瓦斯湧出的來源，是實行瓦斯分源治理的前提條件。按照瓦斯湧出地點和分布狀況，瓦斯湧出來源可分為：
1.煤岩壁瓦斯湧出。即從采掘工作麵及巷道周圍的煤壁中湧出的瓦斯。
2.采落煤炭瓦斯湧出。即采掘工作麵進行采煤和掘進時從落煤中湧出的瓦斯。
3.采空區的瓦斯湧出。即從采空區的頂底板和浮煤中湧出的瓦斯。
4.鄰近煤層瓦斯湧出，即從鄰近煤層中的煤岩壁、巷壁和落煤中湧出的瓦斯。
上述瓦斯構成了礦井瓦斯湧出總量，它們各自在總量中所占比例大小隨著生產條件的改變而改變，其測定方法是：在全礦同時測定各區域的絕對瓦斯湧出量，然後分別計算出各自所占的百分比。
通過對瓦斯湧出來源及構成比例關係的03manbetx ，可以找出主要瓦斯湧出源，並采取相應措施進行重點控製與管理，盡量減少其湧出量。
(三)礦井瓦斯湧出量
1.礦井瓦斯湧出量的概念與計算
礦井瓦斯湧出量是指在開采過程中，單位時間內或單位重量煤中湧出的瓦斯量，僅指普通湧出。表示礦井瓦斯湧出量的方法有兩種。
(1)絕對瓦斯湧出量。絕對瓦斯湧出量是指單位時間內湧入采掘空間的瓦斯數量，用m3/min或m3/d表示，可用下式進行計算：04
QCH4=QC (5-1)
或 Q'CH4=1440QC (5-2)
式中 QCH4——礦井(或采區)絕對瓦斯湧出量，m3/min;
Q'CH4——礦井(或采區)絕對瓦斯湧出量，m3/d;
Q——礦井(或采區)總回風量，m3/min;
C——礦井(或采區)總回風流中的瓦斯濃度，%;
1440——1晝夜的分鍾數。
(2)相對瓦斯湧出量。相對瓦斯湧出量是指在礦井正常生產條件下，月平均日產1t煤所湧出的瓦斯數量，用m3/t表示。可用下式進行計算：
qCH4=1440QCH4n/T (5-3)
式中 qCH4——礦井(或采區)相對瓦斯湧出量，m3/t;
QCH4——礦井(或采區)絕對瓦斯湧出量，m3/min;
T——礦井瓦斯鑒定月礦井(或采區)的月產煤量，t;
N——礦井瓦斯鑒定月礦井(或采區)的月工作天數。
必須指出，對於抽放瓦斯的礦井，在計算礦井瓦斯湧出量時，應包括抽放的瓦斯量。
2.影響瓦斯湧出量的因素
礦井瓦斯湧出量並不是固定不變的，它隨自然條件和開采技術條件的變化而變化。
(1)煤層瓦斯含量。它是影響礦井瓦斯湧出量的決定因素。被開采煤層的原始瓦斯含量越高，其湧出量就越大。如果開采煤層附近有瓦斯含量大的圍岩或煤層(通常稱為鄰近層)，由於采動影響，鄰近層中的瓦斯就會沿采動裂隙湧入開采空間，有可能導致實際瓦斯湧出量大於開采煤層的瓦斯含量。
(2)地麵大氣壓力的變化。正常情況時，采空區及裂隙中的瓦斯壓力與巷道內空氣的壓力處於相對平衡的狀態。當大氣壓力突然降低時，就會破壞原來的平衡狀態，瓦斯湧出的數量就會增大;反之，瓦斯湧出量變小。因此，當地麵大氣壓突然下降時，必須百倍警惕，加強對采空區和密閉區等附近的瓦斯檢查;否則，可能造成重大事故。
(3)開采規模。開采規模是指礦井的開采深度、開拓開采的範圍以及礦井產量。開采深度越大，煤層瓦斯含量越高，瓦斯湧出量就越大;開拓與開采範圍越大，瓦斯湧出的暴露麵積越大，其湧出量就越大;在其他條件相同時，產量高的礦井其瓦斯湧出量一般較大。
(4)開采程序。厚煤層分層開采時，第一分層(上分層)的瓦斯湧出量大，這是由於采動影響，其他分層中的瓦斯也會沿裂隙滲出的緣故。顯然，對頂底部鄰近層都已采過的煤層，其開采過程中的瓦斯湧出量會顯著地減少。 .
(5)采煤方法與頂板管理。機械化采煤時，煤的破碎較嚴重，瓦斯湧出量高;水力采煤時，水包圍著采落的煤體，對其中的瓦斯的排出起阻礙作用，導致濕煤中殘餘的瓦斯含量增大，其瓦斯湧出量較小。采用全部陷落法管理頂板時，由於能夠造成頂底板更大範圍的鬆動，以及采空區存留大量散煤等原因，其瓦斯湧出量比采用充填法管理頂板時要高。另外，回采率低的采煤方法，瓦斯湧出量相對就高。
(6)生產工序。同一采麵，爆破或割煤時的瓦斯湧出量最高，較該麵平均湧出量可高出一倍或幾倍。
(7)通風壓力。采用負壓通風(抽出式)的礦井，風壓越高瓦斯湧出量越大，而采用正壓通風(壓入式)的礦井，風壓越高瓦斯湧出量越小。這主要是風壓與瓦斯湧出壓力相互作用的結果。
(8)采空區管理。一般來說，多數采空區都積存有大量瓦斯，其管理方法及好壞程度對瓦斯湧出量影響很大。例如，該封閉而未封閉或密閉質量很差，就會造成采空區瓦斯向外湧出。對采空區進行合理抽放就會降低礦井的實際瓦斯湧出量。
總之，礦井瓦斯湧出量的影響因素很多，但有主有次，應根據不同礦井的具體條件，找出其主要因素及影響規律，以製定和采取針對性的防治措施。
四、礦井瓦斯等級的劃分
(一)礦井瓦斯等級劃分的目的
礦井瓦斯等級是礦井瓦斯湧出量大小和安全程度的基本標誌。由於不同煤田瓦斯生成與賦存的條件不同，開采時不同礦井的瓦斯湧出量就有很大差異。為保障安全生產，並做到經濟合理，所選用的通風設備、通風要求及有關管理製度都應有所不同。因此，根據瓦斯湧出量和湧出形式將礦井瓦斯劃分為不同等級，對礦井瓦斯實行分級管理，是十分必要的。
(二)礦井瓦斯等級劃分的依據
《煤礦01manbetx 》規定：一個礦井中隻要有一個煤(岩)層發現瓦斯，該礦井即為瓦斯礦井。瓦斯礦井必須依照礦井瓦斯等級進行管理。 .
礦井瓦斯等級，根據礦井相對瓦斯湧出量、礦井絕對瓦斯湧出量和瓦斯湧出形式劃分為：
(1)低瓦斯礦井：礦井相對瓦斯湧出量小於或等於10m3/t且礦井絕對瓦斯湧出量小於或等於40m3/min。
(2)高瓦斯礦井：礦井相對瓦斯湧量大於10m3/t或礦井絕對瓦斯湧出量大於40m3/rain。
(3)煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出礦井。
(三)礦井瓦斯等級的鑒定
《規程》規定：每年必須對礦井進行瓦斯等級和二氧化碳湧出量的鑒定工作，報省(自治區、直轄市)煤炭管理部門審批，並報省(自治區、直轄市)煤礦安全監察機構備案。
礦井瓦斯等級鑒定工作一般可按以下順序和步驟進行。
1.準備工作
成立由礦總工程師任組長，礦井通風、安全等部門參加的礦井瓦斯等級鑒定小組;由通風部門編製實施方案，報礦總工程師審批;鑒定小組各齊所用儀器和測算記錄等用品;校正鑒定所用的儀器;礦總工程師組織參加鑒定人員學習，貫徹落實實施方案和措施，確保鑒定工作安全、順利進行。
2.井下測定
(1)選定測點。一般選在礦井總回風道、各獨立通風區域的回風道和各翼、各水平、各煤層、各采區(工作麵)的進回風道內的合適地點，可用原有測風站;如無測風站，可選在斷麵規整、無雜物、距岔風口15～30m以外的一段(10m)平直巷道內。
(2)測定內容。風量(巷道斷麵和平均風速)、風流瓦斯濃度、風流二氧化碳濃度、氣象條件(地麵和井下測點氣溫、氣壓、濕度等，用作參考)。
(3)測定時間與方法。根據當地氣候條件，選擇湧出量最大的一個月(一般為7月或8月)為鑒定月;在鑒定月的月初、月中和月末各選一天(間隔10天)為鑒定日(如5日、15日、25日)。鑒定日的產量、通風管理必須正常;在鑒定日內，分早、中、晚三班(或四班)進行測定;在每一班的時間內，分班初、班中和班末各測一次，並取其平均值;在每一次測定時，對風流的瓦斯濃度、二氧化碳濃度和溫度等，要在同一斷麵的上、中、下分別測定，並取其平均值。風量測定按測風要求進行，並將測定數據及時記入記錄表中。
3.資料整理
按照表5—2的內容和格式進行數據整理和計算。
每個工作班的瓦斯(或二氧化碳)湧出量按下式計算：
湧出量=風量×濃度m3/ min
按表5—2中所設欄目計算，第一班、第二班、第三班湧出量分別為：
(3)=(1)×(2)，m3/min
(6)=(4)×(5)，m3/min
(9)=(7)×(8)，m3/min
三班平均湧出量為：
(10)=[(3)+(6)+(9)]/3，m3/min (5-4)
4.確定礦井瓦斯等級
在鑒定月的上、中、下三旬進行測定的三天中，選出最大一天的湧出量作為該礦井的絕對瓦斯湧出量，並計算平均產煤1t的湧出量(相對湧出量)，依此便可確定礦井瓦斯等級。
礦井瓦斯等級鑒定和二氧化碳測定結果報告可按表5—3填寫和計算，
按欄目計算，相對瓦斯湧出量和相對二氧化碳湧出量分別為：
相對瓦斯湧出：
(7)=1440×(3)/(6)，m3/t (5-5)
相對二氧化碳湧出量：
(7)=1440×(?)/(6)，m3/t (5—6)
5.上級審批
各礦務局(公司)根據鑒定結果，並結合產量水平、采掘比重和地質構造因素，提出確定礦井瓦斯等級的意見，連同有關資料報省(自治區、直轄市)煤炭管理部門審批，並報省(自治區、直轄市)煤礦安全監察機構備案。
第二節 瓦斯爆炸及其預防
瓦斯爆炸是煤礦生產中最嚴重的災害之一，每年都會因此造成大量的人員傷亡和財產損失。2005年2月14日，遼寧阜新孫家灣煤礦發生的瓦斯爆炸事故，傷亡214人，成為世界煤礦開采曆史上罕見的重大傷亡事故。因此，掌握瓦斯爆炸的條件、原因、規律和防治措施，極為重要。
一、瓦斯爆炸
(一)瓦斯爆炸的概念
瓦斯是一種能夠燃燒和爆炸的氣體，瓦斯爆炸就是空氣中的氧氣(O2)與瓦斯(CH4)進行劇烈氧化反應的結果。其化學反應式為：
CH4+2O2≌CO2+2H2O+882.6kJ/mol (5—7)
從上式中看出：瓦斯在高溫火源作用下，與氧氣發生化學反應，生成二氧化碳和水蒸氣，並放出大量的熱，這些熱量能夠使反應過程中生成的二氧化碳和水蒸氣迅速膨脹，形成高溫、高壓並以極高的速度向外衝出而產生動力現象，這就是瓦斯爆炸。
(二)瓦斯爆炸的條件
瓦斯爆炸必須具備下麵3個基本條件。
1.一定的瓦斯濃度
(1)瓦斯爆炸界限。瓦斯爆炸具有一定的濃度範圍，隻有在這個濃度範圍內，瓦斯才能夠爆炸，這個範圍稱為瓦斯爆炸的界限。最低爆炸濃度叫爆炸下限;最高爆炸濃度叫爆炸上限，在新鮮空氣中，瓦斯爆炸的界限一般認為是5%～16%。
(2)瓦斯在不同濃度時的燃爆特性。當瓦斯濃度低於5%時，由於參加化學反應的瓦斯較少，不能形成熱量積聚，因此，不能爆炸，隻能燃燒。燃燒時，在火焰周圍形成比較穩定的、呈現藍色或淡青色的燃燒層。
當瓦斯濃度達到5%(下限)，瓦斯就能爆炸;濃度在5%～9.5%時，爆炸威力逐漸增強;在濃度為9.5%時，因為空氣中的全部瓦斯和氧氣都能參加反應，所以，這時的爆炸威力最強(這是地麵條件下的理論計算。在煤礦井下，通過實驗和現場測定，爆炸威力最強烈的實際瓦斯濃度為8.5%左右。這是因為井下空氣氧濃度減少，濕度較大，含有較多的水蒸氣，氧化反應不可能進行得十分充分的緣故);瓦斯濃度在9.5%～16%(上限)時，爆炸威力呈逐漸減弱的趨勢;當濃度高於16%時，由於空氣中的氧氣不足，滿足不了氧化反應的全部需要，隻能有部分瓦斯與氧氣發生反應，所生成的熱量被多餘的瓦斯和周圍介質吸收而降溫，所以也就不能發生爆炸。
2.一定的引火溫度
瓦斯爆炸的第二個基本條件是高溫火源的存在。點燃瓦斯所需的最低溫度，稱為引火溫度。瓦斯的引火溫度一般認為是650～750℃。明火、煤炭自燃、電氣火花、赤熱的金屬表麵、吸煙、放炮、安全燈網罩、架線火花、甚至撞擊和摩擦產生的火花等都足以引燃瓦
斯。因此，消滅井下一切火源是防止瓦斯爆炸的重要措施之一。
3.充足的氧氣含量
實驗表明，瓦斯爆炸界限隨著混合氣體中氧氣濃度的降低而縮小，氧氣濃度降低時，瓦斯爆炸下限緩緩地提高，而瓦斯爆炸的上限則迅速下降，當氧氣濃度降到12%時，混合氣體中的瓦斯就失去了爆炸性，遇火也不會爆炸。
由於氧氣含量低於12%時，短時間內就能導致人窒息死亡，因此《規程》規定，井下工作地點的氧氣含量不得低於20%，而且在正常生產的礦井中，采用降低空氣中的氧氣含量來防止瓦斯爆炸是沒有實際意義的。但是，對於已封閉的火區，采取降低氧氣含量的措施，卻有著十分重要的意義，因為火區內往往積存有大量瓦斯，且有火源存在，如果不按規定封閉火區或火區封閉不嚴造成大量漏風，一旦氧氣濃度達到12%以上時，就有發生爆炸的可能。
(三)瓦斯爆炸產生的危害
瓦斯爆炸的危害主要表現在以下3個方麵。
1.爆炸溫度
試驗研究表明，當瓦斯濃度為9.5%時，爆炸時產生的瞬時溫度，在自由空間可達1850℃，在封閉的空間內高達2650℃。由於井下巷道是半封閉空間，其內的瓦斯爆炸溫度在1850℃與2650℃之間，而這樣高的溫度，不僅會燒傷人員、燒壞設備，還可能引起井下火災擴大災情。
2.爆炸壓力
瓦斯爆炸產生的高溫，會使氣體突然膨脹引起氣體壓力的驟然增大，再加上爆炸波的疊加作用或瓦斯連續爆炸，爆炸產生的衝擊壓力會越高。據測定，瓦斯爆炸後的壓力約為爆炸前的10倍。在高溫高壓的作用下，爆源處的氣體以每秒幾百米的速度向前衝擊。瓦斯爆炸時，常常伴生兩種衝擊。
(1)正向衝擊。在爆炸產生的高溫、高壓作用下，爆源附近的氣體以極大的速度向四周擴散，在所經過的路程上形成威力巨大的衝擊波的現象。稱為正向衝擊。
發生正向衝擊時，由於衝擊氣流具有高溫、高壓，因此能夠造成人員傷亡，巷道和器材設施的破壞，能揚起大量煤塵使之參與爆炸，產生更大的破壞力，還可能點燃坑木或其他可燃物而引起火災。
(2)反向衝擊。爆炸發生後由於爆炸氣體從爆源處高速向外衝擊，加上爆炸後生成的一部分水蒸氣又很快冷卻和凝聚，因而，在爆源附近就形成了氣體稀薄的低壓區。這樣，在壓差的作用下爆炸氣體就會連同爆源外圍的氣體又以極高的速度反向衝回爆炸地點，這一過程稱為反向衝擊。
雖然反向衝擊的力量較正向衝擊的力量小，但由於它是沿著已經遭受破壞的區域內的反衝，所以其破壞性更大。尤其應當指出的是，如果反向衝擊的空氣中含有足夠的瓦斯和氧氣，而爆源附近的火源尚未熄滅，或有因爆炸而產生的新火源存在時，就可能造成二次爆炸。
3.有毒有害氣體
瓦斯爆炸後，將產生大量有害氣體，據分析，瓦斯爆炸後的空氣成分為：氧氣6%～10%、氮氣82%～88%、二氧化碳4%～8%、一氧化碳2%～4%。爆炸後生成的如此大量的一氧化碳是造成人員大量傷亡的主要原因。如果有煤塵參與爆炸，一氧化碳的生成量就會更大，危害就更為嚴重。統計資料表明，在發生的瓦斯、煤塵爆炸事故中，死於一氧化碳中毒的人數占總死亡人數的70%以上。因此《規程》規定，入井人員必須佩戴自救器。
(四)影響瓦斯爆炸的主要因素
瓦斯爆炸的基本條件受很多因素影響，以下就爆炸界限和引火溫度兩個方麵進行介紹。
1.影響爆炸界限的因素
影響瓦斯爆炸界限的主要因素有可燃性氣體、煤塵、惰性氣體及混合氣體的初始溫度等。
(1)可燃性氣體的混入。在瓦斯和空氣的混合氣體中，如果有一些可燃性氣體(如硫化氫、乙烷等)混入，則由於這些氣體本身具有爆炸性，不僅增加了爆炸氣體的總濃度，而且會使瓦斯爆炸下限降低，從而擴大了瓦斯爆炸的界限。
表5—4為常見的幾種可燃性氣體的爆炸界限。經計算表明，這些可燃性氣體的混入都能使瓦斯爆炸界限擴大。因此，當井下發生火災或可能產生其他可燃性氣體時，即使平時瓦斯湧出量不大的礦井、采區或工作麵，也可能發生瓦斯爆炸，對此應引起特別注意。
(2)爆炸性煤塵的混入。多數礦井的煤塵具有爆炸性。當瓦斯和空氣的混合氣體中混入有爆炸性危險的煤塵時，由於煤塵本身遇到火源會放出可燃性氣體，因而會使瓦斯爆炸下限降低。根據實驗，空氣中煤塵含量為5g/m3時，瓦斯的爆炸下限降低到3%;煤塵含量為8g/m3時，瓦斯爆炸下限降低到2.5%。顯然，正常情況下，空氣中的煤塵含量達到這樣高是不可能的，但當沉積煤塵被爆風吹起時，達到這樣高的煤塵含量卻十分容易。因此，對於有煤塵爆炸危險的礦井，做好防塵工作，從防止瓦斯爆炸的角度來講也是十分重要的。
(3)惰性氣體的混入。惰性氣體是指不太容易與其他分子結合、化學性質不太活潑的氣體，如氮氣、二氧化碳等。瓦斯和空氣的混合氣體中，混入惰性氣體將使氧氣的含量降低，可以縮小瓦斯的爆炸界限，降低瓦斯爆炸的危險性。
2.影響引火溫度的因素
影響瓦斯爆炸引火溫度的主要原因有瓦斯濃度、混合氣體壓力及火源性質等。
(1)瓦斯濃度。不同的瓦斯濃度，所需要的引火溫度也不同。一般來說，瓦斯濃度在7%～8%時，其引火溫度最低。高於這個濃度，所需引火溫度就增高，這是因為瓦斯的熱容量較大、吸收的熱量較多的緣故;當瓦斯濃度過低時，也不易引燃，所需引火溫度也比較高。
(2)混合氣體壓力。混合氣體的壓力越大，引火溫度就越低。例如，當瓦斯與空氣混合氣體的壓力為9.8kPa時，引火溫度為700℃;壓力為274.2kPa時，引火溫度為460℃。當混合氣體瞬間被壓縮到原來體積的1/20時，混合氣體由於被壓縮自身產生的熱量，就能使其自行爆炸。
引火溫度隨著混合氣體壓力的增加而降低，這對加強爆破管理很有指導意義。因為爆破時能造成很大的氣體壓力，大大降低了引火溫度，因而就比較容易引起瓦斯爆炸事故。
(3)火源性質。火源有多種，不同的火源有不同的性質，它們的溫度、存在時間及表麵積等也都不同，而這些都能對瓦斯爆炸的引火溫度產生很大的影響。
瓦斯爆炸的感應期。在一定溫度條件下，火源的表麵積越大，火源存在時間越長，就越容易引爆瓦斯;反之，即使火源的溫度很高，若存在時間短，也不能使瓦斯引爆，這是因為瓦斯的熱容量比較大，即使達到爆炸濃度的瓦斯遇到高溫火源，也並不能立即發生爆炸，而需要延遲一個很短的時間，瓦斯的這種延遲一個很短時間才爆炸的現象，稱為引火延遲現象。引火延遲的時間稱為瓦斯爆炸的感應期。感應期的長短與瓦斯濃度、引火溫度有密切關係，瓦斯濃度越高，感應期越長;引火溫度越高，感應期越短。
感應期的作用。瓦斯爆炸的感應期雖然非常短暫，但對指導煤礦安全生產卻有著十分重要的意義。
首先，利用這一特性，通過縮短高溫火源的存在時間，使其不超過瓦斯爆炸的感應期，可以減少或消除瓦斯爆炸的可能性：現在煤礦使用的毫秒雷管和安全炸藥，在一定程度上就是根據瓦斯爆炸感應期這一特性研製生產的。雖然在爆破時炸藥的爆炸溫度能達2000℃左右，但是這一高溫存在的時間極短(通常僅為千分之幾秒)，小於瓦斯爆炸的感應期，不會引起瓦斯爆炸;當然，如果炸藥質量不合格或炮泥裝填不合乎要求。爆炸後高溫氣體存在的時間就能延長，當超過感應期時即會造成瓦斯爆炸事故。礦用安全電氣設備在發生故障時能迅速斷電，由於其斷電的時間小於感應期，因而不會導致瓦斯爆炸。
其次，根據瓦斯爆炸感應期這一特性，對一些存在或停留時間較長(超過感應期)的高溫火源，如明火、電火、灼熱金屬板(網)、摩擦火花等，在瓦斯礦井中都要嚴加禁止。
應當指出，瓦斯爆炸的感應期也並不是固定不變的。混合氣體的壓力增高時，感應期就會縮短或消失。例如，井下爆破時，由於爆破衝擊壓縮作用而使混合氣體壓力增大，瓦斯爆炸的感應期將會縮短。因此，加強井下爆破管理是十分必要的。
綜上所述，由於瓦斯爆炸的3個基本條件中的一些數值受很多因素影響，會在較大範圍內發生變化，加上礦井通風和瓦斯湧出量的不穩定性，所以《規程》對井下各地點的瓦斯濃度及可能產生的火源都作了嚴格的限製和規定，這是十分必要的，必須認真執行。
(五)瓦斯爆炸的原因分析
瓦斯爆炸由3個方麵的因素促成的，即瓦斯積聚，引爆火源
和管理因素。
1.瓦斯積聚及其原因
(1)瓦斯積聚的概念。瓦斯積聚是指采掘工作麵及其他地點，
體積大於0.5m。的空間內積聚，瓦斯濃度達到或超過2 9/5的現象。
瓦斯積聚是造成瓦斯爆炸的根源，對井下瓦斯狀況不了解、礦井
通風係統的不合理布置、通風設施的損壞等，都容易造成瓦斯積
聚。
(2)引起瓦斯積聚的主要原因。引起瓦斯積聚而導致瓦斯爆
炸的原因很多，很複雜，主要有： ，
局部通風機停止運轉。這種現象導致瓦斯積聚而引起爆炸的
比例最大。有的是設備檢修，無計劃停電、停風;有的是機電故
障，掘進工作麵停工而停風;還有的是局部通風機管理混亂，任
意開停等。
[案例1]雞西某礦(低瓦斯煤礦)，某掘進工作麵的工人運送
電機時嫌風筒礙事，曾3次任意關停局部通風機，累計停風
lh40min，造成掘進工作麵瓦斯積聚。瓦斯檢查員雖然在場，但也
未製止，更沒有檢查瓦斯就脫崗離去，後終因小絞車拖拉電機撞
擊軌道產生火花，造成45人死亡的爆炸事故。
風筒斷開或嚴重漏風。主要是施工人員不愛護通風設施，將
風筒掐斷、壓扁、刮壞等，而通風人員又不能及時發現和進行維
護、修補，造成掘進工作麵風量不足而導致瓦斯積聚。
r案例z-I山西西山某礦，在已停掘的煤巷內拆運耙鬥時撞倒
棚子，將風筒刮斷，致使500m巷道37.5h內無風而引起瓦斯積
聚，又由於瓦斯檢查工漏檢且弄虛作假，終因電工帶電修理開關，
產生電火花而引爆瓦斯，造成48人死亡。
采掘工作麵風量不足。造成采掘工作麵風量不足的原因多種
多樣，如不按需要風量配風，通風巷道冒頂堵塞、單台局部通風
機供多個工作麵，風筒出口距掘進工作麵太遠等，都可能造成采
掘工作麵風量小、風速低而導致瓦斯積聚。
r案例3-1河南平頂山市某礦是低瓦斯礦井，一台局部通風機
(5.5kW)供兩個工作麵，風量不足，風筒拐彎8處，嚴重漏風，
且長期不檢查瓦斯，1998年6月11日，因礦燈短路產生火花，引
爆了積聚的瓦斯，井下12人全部遇難。
局部通風機出現循環風。由於局部通風機安裝的位置不符合
規定或全風壓供給風量小於該處局部通風機的吸入風量等原因，
都可能使局部通風機出現循環風，致使掘進工作麵湧出的瓦斯反
複回到掘進工作麵，越積越多達到爆炸濃度。
E-~'I 4]河北省曲陽縣某礦一平巷半煤岩掘進工作麵的局部
通風機，由於吸入風量大於全風壓供給該處的風量，產生循環風，
致使該掘進工作麵內瓦斯形成惡性循環積聚。’在瓦斯濃度達到
3 9，6～4%時仍未停止作業進行處理，而瓦斯檢查工又不負責任地
提前升井脫崗，終因爆破工在瓦斯濃度超限情況下，違章爆破引
起了瓦斯爆炸，死亡12人。
風流短路。如打開風門而不關閉，巷道貫通後不及時調整通
風係統等，都可能造成通風係統的風流短路而引起瓦斯積聚。
[案例5]雞西某礦前進井，1988年2月8日，因嫌采煤工作
麵溫度低而將進、回風巷之間惟一的一道風門敞開，造成風流短
路，采煤工作麵風量大大減少，出現瓦斯積聚，由於瓦斯檢查工
漏檢，後因電鑽接線短路引起瓦斯爆炸，井下28名正在交接班的
工人全部遇難。
通風係統不合理，不完善。自然通風，不符合規定的串聯通
風，擴散通風和無回風道獨眼井及通風設施不齊全等，都是不合
理通風，都可能引起瓦斯積聚而導致爆炸事故。
[案例6]1980年6月21日，阜新某礦由於75×735.5W絞車
房無獨立回風道，且風量不足，不能及時排除湧出的瓦斯而造成
瓦斯積聚，因絞車主鈴控製器產生電火花引爆瓦斯，造成34人死
亡。
采空區或盲巷。采空區和盲巷沒有風流通過，往往積存有大
量高濃度瓦斯，在氣壓變化或冒頂等使其湧出或突然壓出時都可
能導致瓦斯爆炸。
[案例7]南票某礦，1989年2月11日由於采空區內大麵積
冒頂，采空區內高濃度的瓦斯被擠出來，且瞬間達到爆炸濃度，而
此時瓦斯檢查工脫崗，爆破工也沒有檢查瓦斯，結果由於爆破器
與母線接觸不良產生火花引爆了瓦斯，造成13人死亡。
瓦斯湧出異常。斷層、褶曲或地質破碎地帶是瓦斯的富集區
域，在接近或通過這些地帶時，瓦斯湧出可能會突然增大，或忽
大忽小變化無常，而且容易冒頂造成瓦斯積聚。
[案例8]內蒙古某礦一采煤工作麵，1984年7月5日中部遇
到地質破碎帶，6日發生局部冒頂，瓦斯湧出量突然增大(由
1.15%突然上升到2.8%)，但未引起注意。9日該采煤工作麵分
兩組用兩台爆破器同時爆破，由於第二組在破碎帶附近爆破時，泄
出了大量瓦斯，且隨風流排到了第一組爆破打筒火源處，結果發
生了爆炸，死亡25人。
巷道支架背後空間及高頂區瓦斯積聚。掘進巷道支架背後空
間及高頂區，由於其特殊位置而不能形成良好的通風條件，當巷
道風量較小、風速較低時，經常會出現瓦斯積聚。
局部地點瓦斯積聚。在正常通風係統中存在的局部地點的瓦
斯積聚，往往具有更大的危險性。如采煤工作麵的上隅角，采煤
機切割機構附近，采掘工作麵的機組附近，刮板輸送機底槽和未
充填的各種鑽孔，常常積聚著高濃度的瓦斯。
2.引爆火源 .
引爆瓦斯的主要火源有以下幾種：
(1)電火花。由於對井下照明和機械設備的電源及電器裝備
的管理不善或操作不當，如礦燈失爆，電鑽失爆，帶電作業，電
纜漏電或短路，電纜明接頭或抽線，’電器開關失爆，電機車架線
出火及雜散電流等產生的電火花，是引起瓦斯爆炸的主要火源。其
中礦燈失爆、電纜明接頭及帶電作業所占比例較大，由於雜散電
流引爆瓦斯事故也時有發生，電火花引起瓦斯爆炸事故的比重約
為40 9/6。
[案例1]1978年9月13日，鶴壁某礦因一電工帶電接線頭
作業，接線過程中線路短路產生電火花引爆瓦斯，造成20人死亡;
1990年4月15日，七台河礦務局某礦由於兩條入井高壓電纜相
繼短路、停電，使七采區72號右一片停風積聚瓦斯，在架線電機
車啟動時雜散電流產生火花而引爆瓦斯，死亡33人。
(2)爆破火花。爆破產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裝填不滿、最小抵抗線不夠、放明炮、糊炮、
接線不良及炸藥不合乎要求等引起的，爆破火花引起瓦斯爆炸事
故的比重約為40 9/5。
r案例2]吉林輝南縣某礦，由於爆破器接線不牢，產生火花
引起瓦斯爆炸事故死亡13人;1981年3月19日，河北某礦由於
抵抗線過小，封泥不足，爆破出火，引爆瓦斯爆炸，死亡46人。
(3)撞擊摩擦火花。井下因撞擊和摩擦產生的火花的情形多
種多樣，機械設備之間的摩擦，截齒與堅硬岩石之間的摩擦，堅
硬頂板冒落時的撞擊，金屬表麵之間的摩擦等等，都可能產生火
花而引爆瓦斯。隨著機械化程度的不斷提高，因機電設備撞擊出
現摩擦火花而引起的爆炸事故也在逐漸增多，僅次於電火花和爆
破火花的引爆次數。
[案例3]1987年12月9日，淮南某礦由於沒有按規定排放
瓦斯，致使排出的高濃度瓦斯與回風流中違章開動的齒輪小絞車
產生的機械摩擦火花相遇而發生爆炸，死亡45人。
(4)明火。井下嚴禁明火，但是由於種種因素的影響井下明
火並未能杜絕，而由此引爆的瓦斯事故也時有發生。井下明火的
來源主要有煤炭自然發火形成的火區，井下電焊、吸煙等。
[案例4]新疆建設兵團某礦，在因冒頂將火區密閉衝開後處
理火災時，由於錯誤的隻在回風巷設密閉，引起了瓦斯爆炸，死
亡12人;1986年4月9日，內蒙古巴蒙某礦，1985年元月16日
湖北巴東縣某煤礦，都曾因工人在井下吸煙引起瓦斯爆炸事故，分
別死亡81人和16人。
3.管理因素
瓦斯爆炸事故的發生，主要是由於管理上存在缺陷造成某些
作業人員的違章失職所造成的。例如，根本沒有和不執行瓦斯檢
查製度;瓦斯檢查員失職和技術業務素質不高，空崗、漏檢、假
檢和脫崗;不在現場交接班及不帶甲烷檢測儀等。大量事實表明，
多數瓦斯爆炸事故是因某些人，尤其是負有特殊工作的人員(如
瓦斯檢查員、放炮員、井下電鉗工及班組長等)不能盡職盡責，思
想上麻痹大意，抱有僥幸心理甚至違章違紀所造成的。為了更好
地防止瓦斯爆炸事故的發生，首先，瓦斯檢查員應遵章守紀，具
有高度的責任心和職業道德感，在工作中應盡職盡責，及時發現
並妥善處理瓦斯隱患，嚴禁空班、漏檢，假檢，必須在井下指定
地點交接班，按分工區域和檢查次數規定的時間、路線、地點認
真進行巡回檢查工作，做到瓦斯檢查“三對口”;其次，瓦斯檢查
員必須對分工區域內的通風、瓦斯、防塵、防火、監測等情況進
行全麵認真地檢查，發現瓦斯超限，積聚或其他異常情況，要立
即停止危險地點的作業，撤出人員，及時向調度室及有關部門領
導彙報，並采取措施處理;再者瓦斯檢查員應具有較高的技術業
務素質，對任何地點的瓦斯隱患都能夠及時采取有針對性的、可
靠的有效措施，妥善處理。瓦斯檢查員還應做到堅持原則，不徇
私情，對任何違章指揮、違章作業的現象應予以堅決抵製和製止。
二、瓦斯爆炸事故的防治
瓦斯爆炸事故是可以預防的，預防瓦斯爆炸就是指消除瓦斯
爆炸的條件並限製爆炸火焰向其他地區傳播，歸納起來主要有以
下3個方麵：防止瓦斯積聚，防止引爆瓦斯和防止瓦斯爆炸事故
的擴大。
(一)防止瓦斯積聚的技術措施
1.茄強通風管理
通風是防止瓦斯積聚的主要措施，建立一個完善合理的礦井
通風係統，加強通風管理，做到有效、穩定、可靠、連續不斷地
向井下所有用風地點輸送足夠數量的新鮮空氣，以保證及時排除
和衝淡礦井瓦斯和粉塵，使井下各處的瓦斯濃度符合《規程》的
要求，是防止礦井發生瓦斯爆炸事故的可靠保證。為此，要求礦
井通風係統要具有較強的抗災能力，通風係統要力求簡單，實行
分區通風，各水平、各采區要有單獨的回風道，不得串聯通風。礦
井通風設施要保證規格質量，經常檢查維修，保證完好。
(1)加強掘進工作麵的通風管理。據統計資料表明，有60 9/5
以上的瓦斯爆炸事故發生在掘進工作麵。因此，掘進工作麵通風
是煤礦井下最容易出現安全問題的地點，特別是在更換、維修局
部通風機或局部通風機停止運轉時，必須加強管理。協調通風管
理部門和機電部門的工作，以保證工作的順利進行和恢複通風時
的安全。對高瓦斯礦井中，為防止局部通風機停風造成的危險，必
須使用“三專，，(專用變壓器、專用供電線路和專用開關)“兩閉
鎖，，(風電閉鎖和瓦斯電閉鎖)，局部通風機要掛牌指定專人管理，
嚴格禁止非專門人員操作局部通風機和隨意開停風機，即使是短
暫的停風，也應該在檢查瓦斯後開啟風機;在停風前，必須先撤
出工作麵的人員並切斷工作麵的供電電源。在進行工作麵機電設
備的維修或局部通風機維修時，應特別注意安全，嚴禁帶電維修。
局部通風風筒的出風口距掘進工作麵的距離在作業規程中應有明
確規定，風速不得小於《規程》規定的最低風速，以防止出現通
風死角和循環通風，供風的風筒要保持平直，在拐彎處要緩慢拐
彎，不能堵塞風筒，風筒接頭應嚴密、不漏風;禁止中途割開風
筒供風。局部通風和啟動裝置必須安放在新鮮風流中，距回風口
的距離不小於10m。安放局部通風機的進風巷道所通過的風量要
大於局部通風機吸風量，以保證局部通風機不會吸入循環風。
(2)加強采煤工作麵的通風管理。對於采煤工作麵應特別注
意回風隅角的瓦斯超限，采煤工作麵采用的是全負壓通風，合理
的通風係統是保證工作麵風量充足的基礎，為了避免采煤工作麵
風量不足，首先應該采掘接替平衡，不要將整個礦井的生產和掘
進都安排在一個采區或集中到礦井的一翼，認真做到以風定產;其
次，各采區在開拓工作麵時，應該首先開掘中部車場，避免造成
掘進和采煤的串聯通風及掘麵之間的串聯通風。礦井漏風也是風
量不足的主要原因，堵漏對提高礦井風量和礦井安全都十分重要。
2.加強瓦斯檢查與監測
井下瓦斯狀況的檢查和監測是我們發現事故隱患的眼睛，也
是判斷和預測井下瓦斯狀況、采取防範措施和處理措施的依據。隨
時檢查和監測煤礦井下通風、瓦斯狀況是礦井安全管理的主要內
容。它可以及時發現瓦斯超限和積聚，從而采取處理措施，使事
故消滅在萌芽狀態。每個礦井都必須建立井下瓦斯檢查製度，設
立相應的瓦斯檢查和通風管理機構。配備相應的瓦斯檢查儀器、儀
表，以監測、監控井下瓦斯，瓦斯檢查人員發現瓦斯超限，有權
立即停止工作，撤出人員，並向有關部門報告。瓦斯檢查員應由
責任心強，經過專業培訓並考試合格的人員擔任，持證上崗。嚴
禁瓦斯檢查空班、漏檢、假檢等，一經發現嚴肅處理。
通風安全管理部門的值班人員，必須審閱瓦斯檢查報表，掌
握瓦斯變化情況，發現問題及時處理，並向礦調度室彙報。對重
大的通風瓦斯問題，通風部門應製定措施，報礦總工程師批準，進
行處理。每日通風、瓦斯情況必須送礦總工程師審閱，一礦多井
的礦必須同時送井長、井技術負責人審閱，對重大通風、瓦斯問
題應製定措施，進行處理。
3.及時處理局部積聚的瓦斯
礦井瓦斯積聚是發生瓦斯事故的物質基礎，《規程》規定：采
掘工作麵內，體積大於0.5m。的空間內積聚的瓦斯濃度達到2 9/6
時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。
1.采煤工作麵上隅角處瓦斯積聚的處理方法
(1)引導風流法。引導風流法的實質是將新鮮風流引入瓦斯
積聚的地點，把局部積聚的瓦斯衝淡、帶走。
風障引導風流法。圖5—3所示的風障引導風流法是應用較普
遍的方法，它適應於上隅角瓦斯湧出量不超過2m。/min、工作麵風
量大於200m3/min、風障最大長度不超過20m的條件。
風障引導風流法的優點是安設簡單，不需要任何動力設備。安
全、經濟;其不足是引入風量有限、波動性大，增加了通風阻力，
加劇了采空區漏風，減少了作業空間，降低了作業環境的安全程
度。
(2)風筒導排風流法。風筒導排法，按其動力源的不同分為
水力引射器‘、電動通風機和壓氣引射器3種不同導排方式。其處
理積聚瓦斯的原理和布置方式都是相同的，如圖5—4所示，風筒
進風口設在上隅角瓦斯積聚地點後，工作麵中一部分風流流經上
隅角進入風筒口時，即把積聚的瓦斯衝淡、帶走。
這種方法的優點是處理能力大，適應範圍廣。其缺點是需要
安設設備，並占據了一定采掘空間，影響作業環境和條件。尤其
是電動通風機，雖然有很好的防爆性能，但由於采煤工作麵作業
條件較差，難免產生衝擊、摩擦火花等，管理和維護比較困難;同
時，需要一定的動力為條件，不經濟。
(3)巷尾排放法。如圖5—5所示。尾巷排放法是目前廣泛采
用的一種方法。此種方法利用尾巷與工作麵采空區的壓力差，使
工作麵一部分風流流經上隅角、采空區、通風眼(聯絡眼)到尾
巷，達到衝淡、排除上隅角瓦斯的目的。如果尾巷排放瓦斯效果
不顯著，可在工作麵的回風道設調節風門，以增大采空區與尾巷
之間的壓差，提高排放效果。
此方法的優點是利用已有的巷道，不需要增加設備，易於實
施，較經濟。其不足是進入尾巷的瓦斯量難以控製，瓦斯濃度忽
高忽低。
(4)沿空留巷排除法。在工作麵回風巷沿空留巷，使部分風
流通過上隅角，以衝淡和帶走上隅角局部積聚的瓦斯，如圖5—6
所示。
(5)瓦斯抽放法。瓦斯抽放法即進行采空區的瓦斯抽放。開
灤礦務局采用可移動瓦斯泵抽放上隅角瓦斯，收到很好的效果。如
圖5—7所示。
(6)充填置換法。如圖5—8所示，這種方法是對采空區上隅
角的空隙進行充填，將積聚瓦斯的空間用不燃性固體物質充填嚴
密，使瓦斯沒有積聚的空間。這種方法效果明顯，還可達到預防
自然發火的目的，是一舉多得的好措施，但這種方法除受條件限
製外，工藝過程較複雜，對生產有一定幹擾。因此，除特殊要求
的少數礦井外，大部分礦井還沒有應用。
(7)風壓調節法。風壓調節法也稱均壓通風法。如圖5—9所
示，在工作麵進風巷安設兩台局部通風機(通風能力大小，根據
工作麵需要風量大小而定)和接設15~20m導風筒，向工作麵送
風，並在導風筒的出風口與局部通風機之間設兩道風門，在工作
麵回風巷設兩道調節風門S。、S。，以調節風壓;同時，在回風巷
設一趟硬質導風筒。一端伸入上隅角采空區5"-'8m，另一端穿過
兩道調節風門，以排放采空區上部的瓦斯。風量的控製應以上隅
角瓦斯不超限為準.
風壓調節法的實質是利用局部通風機和設在回風巷的調節風
門Ss、St。提高工作麵的空氣壓力，平衡工作麵與采空區的壓差，
或使工作麵氣壓略高於采空區，抑製采空區瓦斯向工作麵湧出。從
而達到解決工作麵風流瓦斯超限和上隅角積聚瓦斯問題的目的。
采用此方法時，要管理好風門。當局部通風機停風時，要立
即將兩組風門打開，以免造成事故。
。 (8)調整通風方法。根據煤層賦存條件的不同和瓦斯湧出量
大小，湧出來源及湧出形式，可調整或選擇較適宜的通風方式，孳
到預防、排除上隅角積聚瓦斯的目的，如圖5--10所示。從圖?
所示的4種通風方式可以清楚地看出，由於回風方向同進風方向
是同一方向，采空區湧出的瓦斯受礦井通風壓力的作用隻會e哩
風方向流動，而不會朝著相反的方向流入工作麵。因而，工作麵
上隅角就不會積聚瓦斯。這幾種通風方式同u型通風方式相比：
都容易引起向采空區漏風，因此，有自然發火危險的煤層不宜采
用。
2.巷道冒落空洞內瓦斯積聚的處理方法
(1)導風板引風法。在高頂空間下的支架頂梁上釘擋板，把
一部分風流引到高冒處，吹散積聚瓦斯，如圖5—11所示。
(2)充填置換法。在棚梁上鋪設一定厚度的木板或荊笆，再
在上麵填滿黃土或砂子，從而將積聚的瓦斯置換排除，如圖5—12
所示。
(3)風筒分支排放法。巷道內若有風筒，可在冒頂處附近的
風筒上加。·三通’’或安設一段小直徑的分支風筒，向冒頂空洞內
送風，以排除積聚的瓦斯，如圖5—13所示。
(4)壓風排除法。在有壓風管通過的巷道，可在管路上接出
分支，並在支管上設若幹個噴嘴，利用壓風將積聚的瓦斯排除，如
圖5—14所示。
3.巷道頂部層狀賦存瓦斯的處理方法
(1)加大巷道內的風流速度。使風速大於0.5～1.Om/s，讓瓦
斯與風流充分混合而排出。
(2)加大頂板附近的風流速度。如在頂梁下設置導風板，將
風流引向頂板附近等，如圖5—15所示。也可沿頂板鋪設鐵風筒，
每隔一定距離接出一短管;或沿頂板鋪設鑽有小孔的壓風管等，這
樣都可將積聚的層狀瓦斯吹散。
(3)隔絕瓦斯來源。如果頂板裂隙發現有大量瓦斯湧出，可
用木板和粘土將其背嚴、填實。
(4)鑽孔抽放瓦斯。如果頂板有集中的瓦斯來源，可向頂板
打鑽接管抽放瓦斯，如圖5～16所示。
4.采煤機附近瓦斯積聚的處理方法
根據瓦斯積聚形成的不同原因，應采取相應的處理方法：
(1)加大風量。在采取煤層注水濕潤煤體和采煤機噴霧降塵措
施後，經礦總工程師批準，可適當加大風速，但不得超過5m/。。
(2)降低瓦斯湧出量和減少瓦斯湧出量的不均衡性。可延長
采煤機在生產班中的工作時間或每晝夜增加一個生產班次，使采
煤機以較小的速度和截深采煤。
(3)當采煤機附近(或工作麵中其他部位)出現局部瓦斯積
聚時，可安裝小型局部通風機或水力引射器，吹散排出積聚的瓦
斯。
(4)抽放瓦斯。即采取煤層開采前預抽或開采過程中邊采邊
抽的方法降低瓦斯湧出量。
(二)防止引爆瓦斯的措施
1.防止明火
禁止在井口房、通風機房周圍20m以內使用明火、吸煙
或用火爐取暖。
(2)嚴禁攜帶煙草、點火物品和穿化纖衣服入井;嚴禁攜帶
易燃品入井，必須帶入井下的易燃品要經礦總工程師批準。
(3)井下禁止使用電爐或燈泡取暖。
(4)不得在井下和井口房內從事施焊作業。如必須在井下主
要硐室、主要進風道和井口房內從事電焊、氣焊和使用噴燈焊接
時，每次都必須製定安全措施，報礦長批準，並遵守《規程》有
關規定。回風巷不準進行施焊作業。
(5)嚴禁在井下存放汽油、煤油、變壓器油等。井下使用的
棉紗、布頭、潤滑油等，必須放在有蓋的鐵桶內，嚴禁亂扔亂放
和拋灑在巷道、硐室或采空區內。
(6)防止煤炭氧化自燃，加強火區檢查與管理，定期采樣分
析，防止複燃。
2.防止出現爆破火焰
(1)嚴格炸藥、爆破管理，井下嚴禁使用產生火焰的爆破器
材和爆破工藝。
(2)井下爆破作業，必須使用煤礦許用炸藥和煤礦許用電雷
管，煤礦許用炸藥的選用，應按《規程》的規定執行，不合格或
變質的炸藥不準使用。
(3)炮眼深度和裝藥量要符合“作業規程”規定;炮眼黃泥
裝填要滿、要實，防止爆破打筒，堅持使用水泡泥。
(4)禁止使用明接頭或裸露的爆破母線;爆破母線與發爆器
的聯結要牢固，防止產生電火花;爆破員盡量在進風流中啟動發
爆器。
(5)禁止放明炮、糊炮。
(6)嚴格執行“一炮三檢”製度。
3.防止出現電火花
(1)井下電氣設備選用時應符合《規程》的要求，對電氣設
備的防爆性能定期、經常檢查，不符合要求的要及時更換和修理;
否則，不準使用。
(2)井口和井卞電氣設備必須有防雷和防短路保護裝置;采
取有效措施防治井下雜散電流。
(3)所有電纜接頭不準有“雞爪子”、“羊尾巴”和明接頭。
(4)嚴禁帶電作業。
(5)局部通風機開關要設風電閉鎖、瓦斯電閉鎖裝置、檢漏
裝置等。
(6)發放的礦燈要符合要求;嚴禁在井下拆開、敲打和撞擊
燈頭和燈盒。
4.其他弓I火源的治理
(1)礦井中使用的如塑料、橡膠、樹脂等高分子材料製品，其
表麵電阻應低於規定值。其中，灑水、排水用塑料管壁表麵電阻
應小於10。Q，壓風用管壁表麵電阻應小於10。Q，噴漿用管壁表麵
電阻應小於108~2，抽放瓦斯用管壁表麵電阻應小於10。Q。
(2)在摩擦發熱的部件上安設過熱保護裝置;在摩擦部件金
屬表麵溶敷活性低的金屬;使用難引燃性能的合金工具。綜合機
械化機組作業的采掘工作麵遇到堅硬岩石時，應采用爆破處理，機
組截齒處應采取噴水降溫措施。
(三)防止瓦斯爆炸災害擴大的措施 ‘
除建立完善合理、抗災能力強的礦井通風係統外，為防止瓦
斯爆炸災害擴大，還應采取下列措施。
1.編製災害預防與處理計劃
礦井每年初都要編製有針對性的、切合實際的“礦井災害預
防與處理計劃”，每季度根據礦井變化的情況進行修訂和補充，並
且組織所有入井職工認真學習、貫徹，使每個入井人員都能了解
和熟悉一旦發生瓦斯爆炸時的撤出和躲避的路線與地點。每年由
礦長組織一次實戰演習。
2.安設安全裝置
(1)安設防爆門。安裝主要通風機的出風井口處，必須裝設
防爆門或防爆井蓋，以便在井下發生瓦斯爆炸時，衝擊波將防爆
門(或井蓋)衝開，釋放能量，防止通風機受到破壞。
(2)安設反風裝置。主要通風機必須有反風設備，並做到每
季度至少檢查一次，一年至少進行一次反風演習，操作時間和反
風風量達到《規程》規定要求，保證在處理事故需要緊急反風時
能靈活使用。
(3)安設隔爆設施。隔爆設施是根據瓦斯或煤塵爆炸時所產
生的衝擊波與火焰的速度差的原理設計的。爆炸時產生的衝擊波
在前，可使隔爆設施動作，將隨後而來的火焰撲滅、隔住，從而
使爆炸災害範圍不再擴大。
(4)佩戴自救器。每個入井人員不僅要隨身佩戴自救器，還
要懂原理、會使用，在發生瓦斯爆炸或其他災害時，能安全逃生。
第三節 煤與瓦斯突出及防治
一、煤與瓦斯突出的概述
(一)煤與瓦斯突出的概念及其危害
1.煤與瓦斯突出的概念
在煤礦井下由於地應力和瓦斯壓力(二氧化碳)的共同作用，
在極短的時間內，破碎的煤和瓦斯由煤體或岩體內突然向采掘空
間拋出的異常的動力現象，稱為煤與瓦斯突出。
2.煤與瓦斯突出的危害
當發生煤與瓦斯突出時，采掘工作麵的煤壁將遭到破壞，大
量的煤與瓦斯將從煤層內部，以極快的速度向巷道或采掘空間噴
出，充塞巷道，煤層中會形成孔洞，同時由於伴隨有強大的衝擊
力，巷道設施會被摧毀，通風係統會被破壞，甚至發生風流逆轉，
還可能造成人員窒息和發生瓦斯爆炸、燃燒及煤流埋人事故。
[案例]某煤礦二水平東翼三采區+20m標高四區石門，在揭
4號煤層的施工中，當用風鑽打震動炮炮眼時，發生了特大煤岩與
瓦斯突出事故，突出煤量達8765t，岩石61.4ms，瓦斯201萬ms，
煤粉堵塞巷道1388m，瓦斯逆流1846m，波及井田兩翼的3個采
煤工作麵，5個掘進工作麵。有135名職工受到瓦斯威脅，其中有
120名經及時有效地搶救或自救而脫離危險，有14名被煤粉埋住
而死亡，1名因瓦斯中毒窒息而亡，另外還有輕傷28人。
(二)煤與瓦斯突出的分類
1.按動力現象分類
按動力現象的力學特征，可分為突出、壓出和傾出。
1)煤與瓦斯突出(簡稱突出)。實現突出的基本能源是煤內
積蓄的高壓瓦斯能，突出的基本特征是：
(1)突出的煤向外拋出距離較遠，具有分選現象。
(2)拋出的煤堆積角小於煤的自然安息角。
(3)拋出的煤破碎程度較高，含有大量的煤塊和手撚無粒感
的煤粉。
(4)有明顯的動力效應，破壞支架、推倒礦車、破壞和拋出
安裝在巷道內的設施。
(5)。有大量的瓦斯(--氧化碳)湧出，瓦斯(--氧化碳)湧
出量遠遠超過突出煤層的瓦斯(--氧化碳)含量，有時會使風流
逆轉。
(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)煤突然被壓出並湧出大量瓦斯(簡稱壓出)。壓出的基本
能源是煤層所積蓄的彈性能。壓出的基本特征是：
(1)壓出有兩種形式，即煤的整體位移和煤有一定距離的拋
出，但位移和拋出的距離都較小。
(2)壓出後，在煤層與頂板之間的裂隙中常留有細煤粉，整
體位移的煤體上有大量的裂隙。
(3)壓出的煤是塊狀，無分選現象。
(4)巷道瓦斯(二氧化碳)湧出量增大。
(5)壓出可能無孔洞或呈口大腔小的楔形孔洞。
3)煤突然傾出並湧出大量瓦斯(簡稱傾出)。傾出的基本能
源是：煤的重力位能，實現傾出的力是失去平衡的煤體自身的重
