煤礦爆炸、火災及其防治技術

　　煤礦爆炸、火災及其防治技術

　　煤炭科學研究總院重慶研究院

　　張延鬆(博士，教授，博導,所長)

　　個人簡介

　　張延鬆，煤炭科學研究總院重慶研究院工業防爆研究所所長，重慶科林安全生產谘詢事務所所長，博士，教授，博導，重慶市二屆、三屆人大代表，重慶市科技顧問團成員，煤科總院重慶研究院和山東科技大學碩士、博士生導師，南京理工大學兼職教授、博士生導師、重慶科技學院特聘教授、國家百千萬人才、煤炭行業跨世紀青年科技拔尖人才

　　享受國務院政府津貼

　　國家和重慶市安全生產專家，國務院能源專家組成員

　　國家安全評價協會副主任，安全評價專家委員會主席

　　國家653工程火災、爆炸專業首席專家、國家氣體粉塵爆炸、粉塵防治的學科帶頭人、國家和重慶市安全評價機構年度審核專家

　　國家中長遠科技發展規劃骨幹專家，國務院安全事故調查專家

　　國務院煤礦安全技術會診專家組組長，重慶市就開縣天然氣井噴和泄漏搬遷重慶方專家組組長、國家標準化委員會和國家安全標準化委員會委員

　　國家和重慶市安全評價專家，國家和重慶市安全評價機構資質認證專家、國家安全評價重大項目評審專家、國家期刊評估專家

　　國家科技進步獎評審專家，國家檢測檢驗機構資質認證專家

　　國家安全科技和煤炭行業科技進步獎評審專家

　　國家“863”計劃項目評審專家，國家自然基金項目評審專家

　　國家和重慶市化工、非煤礦山、石油天然氣、煤礦等重大項目安全評審專家

　　擔任6個全國性學會的主任、副主任委員，6個學會的理事委員

　　擔任重慶市6個學會的理事長、副理事長

　　聯係方式

　　Tel：(0)13708386963

　　Fax：023-65239382

　　E-mail：zys6407@163.com

　　目 錄

　　煤礦瓦斯、煤塵爆炸及其防治技術

　　礦井外因火災

　　礦井內因火災

　　前 言

　　煤礦安全形勢

　　國有重點煤礦安全生產狀況總體穩定，並趨於好轉

　　安全生產形勢依然嚴峻

　　百萬噸死亡率仍居高不下，職業危害嚴重

　　煤礦事故造成的經濟損失巨大

　　事故基本情況

　　2003年全國煤礦共發生傷亡事故4143起，死亡6434人，同比下降7.9%和8%。重大事故中，國有重點煤礦占13.9%，國有地方煤礦占13.5%，鄉鎮煤礦占72.6%.特別重大事故中，國有重點煤礦占29.1%，國有地方礦占14.4%，鄉鎮煤礦占56.5%.

　　2004年，全國煤礦各類事故死亡6027人，減少6.8%。全國煤炭百萬噸死亡率2003年為3.71，同比下降26.2%， 2004年，這一數字為3.1，同比下降19.6%。

　　2005年，全國煤礦事故3306起，下降9.2%;死亡5986人，減少0.7%，煤炭生產百萬噸死亡率降至2.836，下降7.9%。但一次遇難10人以上特大事故抬頭，遇難人數同比上升66.6%。

　　2006年全國煤礦共發生事故2945起、死亡4746人，同比分別減少361起、1192人，下降10.9%和20.1%。百萬噸死亡人數2.04人，下降27.4%。

　　2007年，全國煤礦事故死亡3786人，下降20.2%，煤炭百萬噸煤死亡率1.485。其中重特大事故起數和死亡人數，同比分別下降28.2%和23.0%。

　　瓦斯事故仍然嚴重

　　2002年全國煤礦共發生瓦斯事故743起，死亡2407人，分別占事故總數的17.1%和死亡人數的34.4%.其中，瓦斯煤塵爆炸事故28起，死亡304人;煤與瓦斯突出事故16起，死亡130人.

　　2003年，瓦斯事故584起，死亡2061人，同期分別下降8.9%和10.3%.

　　2004年下半年來，發生幾起大的瓦斯事故,如河南鄭煤集團大平煤礦10·20特大瓦斯爆炸事故，造成148人死亡。銅川礦務局陳家山煤礦11·28特大瓦斯爆炸事故,造成166人死亡。遼寧省阜新集團公司孫家灣煤礦海州立井2·14特大瓦斯爆炸事故，造成214人死亡。

　　2006年發生瓦斯事故327起、1319人，分別減少87起、852人，下降21%和39.2%。

　　2007年瓦斯事故起數和死亡人數，同比分別下降16.8%和17.8%，其中重特大瓦斯事故起數和死亡人數，同比分別下降15.4%和6.1%。

　　我國煤礦安全狀況

　　我國煤礦死亡人數多的是瓦斯和頂板事故

　　一次死亡人數多、損失嚴重、對生產和社會影響惡劣的是瓦斯事故

　　我國煤礦發生的特別重大事故主要是瓦斯事故

　　實現控製目標的重點是：瓦斯爆炸、煤塵爆炸事故

　　第一章 煤礦瓦斯、煤塵爆炸及其防治技術

　　第一節 瓦斯爆炸

　　瓦斯爆炸是煤礦生產的主要災害之一。近年來，我國連續發生了幾起特別重大瓦斯爆炸事故，造成大量的人員傷亡和財產損失，帶來嚴重的社會影響。

　　一、 瓦斯爆炸基礎知識

　　1、礦井瓦斯

　　1) 瓦斯的形成

　　古代植物在成煤過程中，經厭氧菌的作用，植物的纖維質分解產生大量瓦斯;此後，在煤的碳化變質過程中，隨著煤的化學成分和結構的變化，繼續有瓦斯不斷生成。在全部成煤過程中，每形成一噸煙煤，大約可以伴生600m3以上的瓦斯。而在由長焰煤變質為無煙煤時，每噸煤又可以產生約240m3的瓦斯。在長期的地質年代裏，由於瓦斯的比重小，擴散能力強，地層又具有一定的透氣性，以及地層的隆起、侵蝕，大部分瓦斯都已逸散到大氣中去，隻有一小部分至今還被保存在煤體和圍岩內。

　　煤體之所以能保存一定數量的瓦斯，與煤的結構狀態密切相關。煤是一種複雜的孔隙介質，有著十分發達的、各種不同直徑的孔隙和裂隙，形成了巨大的自由空間和孔隙表麵。因此,成煤過程中產生的瓦斯就能以遊離狀態和吸附狀態存在於這些孔隙與裂隙內。

　　遊離狀態也叫自由狀態，這種狀態的瓦斯按照自由氣體定律存在於煤體或圍岩的裂縫和孔裂隙內。煤體內遊離狀態瓦斯量的大小，決定於貯存空間的體積和瓦斯的壓力與溫度。

　　煤礦井下的瓦斯來自煤層和煤係地層，它主要是腐植型有機物質在成煤過程中生成的。在遠古時代，由於成煤植物殘骸被泥沙和海水淹沒，與空氣隔絕，在高溫高壓環境中，在微生物的分解發酵作用下，成煤植物的殘骸逐漸轉化成泥炭、褐煤、煙煤、無煙煤。與此同時，生成了大量以甲烷為主的烴類氣體就是瓦斯。另一種吸附在煤的微孔表麵和煤的微粒內部，稱為吸附瓦斯。煤層瓦斯含量是指煤層或圍岩在自然條件下所含有的瓦斯，單位是m3/t。煤層的煤化過程越高，存貯瓦斯能力越強，即高變質煤比低變質煤瓦斯含量大;有煤層露頭時該帶內瓦斯含量低，而無煤層露頭時瓦斯含量大;煤層隨著埋藏深度增大瓦斯含量增大;煤係透氣低的岩層(泥岩、細碎屑岩、裂隙不發育的石灰岩等)越厚，占的比重越大煤層瓦斯含量越高;反之，圍岩由厚中粗砂岩，甚至是礫岩等組成，其瓦斯含量少;煤層地質構造也影響煤層瓦斯含量。

　　2) 礦井瓦斯的湧出

　　礦井瓦斯的湧出方式可分為均衡湧出和瓦斯的噴出與突出，礦井瓦斯湧出為均衡湧出的瓦斯。

　　(1)瓦斯湧出量：絕對瓦斯湧出量為單位時間內湧出的瓦斯量，單位是m3/min，m3/d;相對(噸煤)瓦斯湧出量為每采一噸煤平均湧出的瓦斯量，單位是m3/t。

　　q絕=Q×C×60×24 m3/min

　　q相= q絕/A m3/t

　　式中：q絕—絕對瓦斯湧出量, m3;

　　Q—礦井總回風巷風量, m3;

　　C—礦井總回風巷的平均瓦斯濃度,%;

　　q相—相對瓦斯湧出量，m3;

　　A—礦井平均日產量,噸。

　　(2)礦井瓦斯等級劃分。一個礦井中隻要有一個煤(岩)層發現瓦斯，該礦井即定為瓦斯礦井。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劃分為：

　　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。

　　高瓦斯礦井：礦井相對瓦斯湧出量大於10m3/t或礦井絕對瓦斯湧出量大於40m3/min。

　　煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出礦井。

　　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。

　　新礦井設計文件中，應有各煤層的瓦斯含量資料。

　　2、瓦斯爆炸的反應過程

　　瓦斯爆炸就其本質來說，是一定濃度的甲烷和空氣中的氧氣在一定溫度作用下產生的激烈氧化反應，其化學反應式如下：

　　CH4+2O2 CO2+2H2O+198.4kCal (1)

　　或 CH4+2(O2 +4N2) CO2+2H2O+8N2+198.4kCal (2)

　　瓦斯爆炸是一個複雜的化學反應過程，上式隻是反應的最終結果。

　　近年來的研究確定，礦井瓦斯爆炸是一種熱—鏈式反應(也叫鏈鎖反應)。當爆炸混合物吸收一定能量(通常是引火源給予的能量)後，反應分子的鏈即行斷裂，離解成兩個或兩個以上的遊離基(也叫自由基)。這類遊離基具有很大的化學活性，成為反應連續進行的活化中心。在適合的條件下，每一個遊離基又可以進一步分解，再產生兩個或兩個以上的遊離基。這樣循環不已，遊離基愈來愈多，化學反應速度也愈來愈快，最後就可以發展為燃燒或爆炸式的氧化反應。對於甲烷爆炸的中間反應過程，已經提出了幾種不同的反應方式。其中之一認為，CH4吸收能量後分解成[CH3]和[H]兩個遊離基。[CH3]、[H]又分別與O2反應，各自生成新的遊離基[CH2O]、[OH]和[OH]、[O]：

　　[CH3]+O2 [CH2O]+[OH] (3)

　　[H]+O2 [OH]+[O] (4)

　　這些遊離基又能進一步反應：

　　[OH]+CH4 [CH3]+H2O (5)

　　[O]+CH4 [OH]+[CH3] (6)

　　[CH2O]+O2 CO+[O]+H2O (7)

　　CO+O2 CO2+[O] (8)

　　這樣迅速發展下去，反應就會以極其猛烈的爆炸形式表現出來，它的最終產物則是CO2和H2O(見(1)式)。如果氧氣不足，反應不完全，也能產生CO。采用現代的檢查方法，在甲烷的爆焰內檢查到了[O]、[OH]、[CH3]、[CH2O]等遊離基的大量存在，從而證實了熱—鏈式理論的正確。

　　在下列條件下，鏈反應中斷，就不會發展為瓦斯的燃燒或爆炸;

　　1) 混合物中的氧氣濃度不夠，反應不能按(3)與(4)式進行;

　　2) [OH]遊離基不與CH4起反應(如(5)式)而是與[H]遊離基結合生成H2O([OH]+[H] H2O);

　　3) 活化中心與固體表麵(或粒子)碰撞，失去其活化能;

　　4) 混合物中加入足夠能量的能與活化中心起反應的某些元素(如鹵族元素)，這類元素很容易與活化中心結合生成活性很小的根或分子。

　　由(2)式可知，要使一個體積的甲烷完全反應，必須具有10個體積的(氧濃度為20%)空氣，所以在礦井條件下瓦斯爆炸的最完全反應是在甲烷濃度為9.1%時

　　[1/(1+2×100/20) ]×100=9.1%

　　如果是在新鮮空氣(氧濃度21%)中，則應為9.5%。

　　[1/(1+2×100/21)]×100=9.5%，但是，根據實驗瓦斯最易引火的濃度則為7～8%。

　　爆炸溫度——研究人員在瓦斯濃度為9.5%條件下測定過爆炸時的瞬時溫度，在自由空間內可達1850℃;在封閉空間內最高可達2650℃。井下巷道呈半封閉狀態，其爆溫將在1850℃與2650℃之間。

　　爆炸壓力——由於爆炸時氣體溫度驟然升高，必然引起氣體壓力的突然增大。在容積固定的條件下，爆炸後的氣體壓力可用下式計算：

　　P1=P0(273+t1)/(273+t0)，大氣壓 (9)

　　式中：P0、t0——爆炸前混合氣體的壓力(大氣壓)與溫度(℃);

　　P1、t1——爆炸後混合氣體的壓力(大氣壓)與溫度(℃)。

　　假使爆炸前P0=1大氣壓，t0=15℃，爆炸後的溫度t1封閉=2650℃和t1自由=1850℃。分別代入上式，則可求出爆炸後的氣體壓力分別為10.2和7.4大氣壓，其平均值約為9大氣壓，即在理想的條件下爆炸後的壓力約為爆炸前的9倍。事實上，不可能這樣高。但當發生瓦斯連續爆炸時，其第二次爆炸的初始壓力有時會高出正常大氣壓，這就會越爆越猛，出現很高的衝擊壓力。

　　3、瓦斯爆炸的條件及其影響因素

　　瓦斯爆炸必須具備三個條件：

　　一定濃度的甲烷

　　一定溫度的引火源

　　足夠的氧

　　1) 瓦斯濃度

　　根據上述熱—鏈式反應的理論，一定濃度的瓦斯吸收足夠的熱能後，就將分解出大量的活化中心，完成整個氧化反應過程，並放出一定的熱量(每摩爾甲烷完全氧化時，能放出12.4千卡的熱量)。如果生成的熱量超過周圍介質的吸熱和散熱能力，而混合物又有足夠的CH4和O2存在，那麼在此條件下，就會生成更多的活化中心，使氧化過程迅猛發展成為爆炸;若參與反應的瓦斯濃度不夠，氧化生成的熱量與分解的活化中心都不足，則這一反應不能發展成為爆炸;又若瓦斯的濃度過高，相對來說氧的濃度就不夠，不但不能生成足夠的活化中心，而且因為甲烷的熱容量較大(約為空氣的2.5倍)，氧化生成的熱量為周圍介質所吸收，當然也不會發展成為爆炸。因此，瓦斯爆炸具有一定的濃度範圍，其臨界值即為瓦斯爆炸界限。其最低濃度界限叫爆炸下限，最高濃度界限叫爆炸上限。在新鮮空氣中瓦斯爆炸界限一般為5～16%，5%為下限，16%為上限。

　　由(2)式可知，在新鮮空氣中含有甲烷9.5%時，遇有火源，混合氣體中的全部氧和瓦斯都參與反應，這是形成瓦斯爆炸的最適宜條件。

　　2) 著火源

　　瓦斯爆炸的第二個條件是高溫火源的存在。點燃瓦斯所需的最低溫度叫引火溫度。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、甚至撞擊或摩擦產生的火花等煤礦井下所能遇到的絕大多數火源都足以引燃瓦斯。

　　煤礦井下可能存在的著火源及溫度如下：

　　衝擊波的速度大於1250～1350m/s，其前沿後麵的溫度大於500℃。

　　瓦斯和煤塵爆炸火焰前沿的溫度2000～2500 ℃。

　　炸藥爆炸產物的溫度4500 ℃。

　　電弧、電火花的平均溫度4000℃(放電主通道的溫度10000 ℃ )。

　　火柴的明火溫度1200 ℃。

　　點燃香煙溫度600～800℃。

　　表1-1 瓦斯爆炸的感應期

　　由於瓦斯爆炸熱—鏈式反應時，大量活化中心的產生與形成需要一定的時間過程，達到爆炸濃度的瓦斯遇到高溫火源時並不能立即發生爆炸。這種需要遲延一個很短時間才爆炸的現象稱為引火延遲現象，其引火延遲時間稱為感應期(或誘導期)。感應期的長短與瓦斯濃度和引火溫度與壓力有關。表1-1為實驗室條件下測得的感應期。

　　雖然瓦斯爆炸的感應期很短，但對煤礦安全生產卻有著重要的作用。例如使用安全炸藥進行爆破時，雖然炸藥爆炸的初溫能達2000℃左右，但是在絕大多數情況下，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，所以不會引起瓦斯爆炸事故的發生。但若炸藥質量不合格或炮泥充填不當，則爆炸後的高溫氣體存在時間就能延長，並且可以分解產生NO2等氣體，促進鏈反應的發展，使感應期縮短，造成瓦斯爆炸事故。又如礦用安全電氣設備，在發生故障時能夠迅速斷電，其斷電的時間小於感應期，也不會導致瓦斯爆炸。

　　如果瓦斯—空氣混合氣體的壓力增高或混入某些能促使鏈式反應加速的氣體，感應期就會縮短，甚至消失。例如在瓦斯中加入0.5%的CH2O(甲醛)或0.32%的NO2，感應期就接近於消失。NO2是炸藥爆炸後的產物，再加上爆破衝擊波對氣體的衝擊壓縮作用，井下放炮時，瓦斯的感應期將比表2所列時間為短。因此，遵守《規程》中有關瓦斯礦的爆破規定非常重要。

　　煤礦井下可能存在的著火源的作用時間：

　　衝擊波的作用持續時間最短——10-7～10-3s。

　　炸藥爆炸後產物、電火花作用時間—10-6～10-2s。

　　電弧及瓦斯煤塵爆炸的火焰前沿作用時間—10-4～1s。

　　明火和灼熱體作用時間最長。

　　3) 氧濃度

　　大量實驗表明，瓦斯爆炸界限隨混合氣體中氧濃度的降低而縮小。當氧濃度降低時，瓦斯爆炸下限緩慢地增高，如圖1-1的BE線所示，爆炸上限則迅速下降，如圖1-1的CE線所示。氧濃度降低到12%時，瓦斯混合氣體即失去爆炸性，遇火也不會爆炸。

　　《煤礦安全規程》規定，井下工作地點的氧濃度不得低於20%，上述關係似乎沒有什麼實際意義，但在密封區特別是火區內情況卻不同，其中往往積聚大量瓦斯，且有火源存在，隻有氧濃度很低時，才不會發生爆炸;一旦重開火區或火區封閉不嚴而大量漏風，新鮮空氣不斷流入，氧濃度達到12%以上，就可能發生爆炸。

　　綜上所述，在新鮮空氣中，瓦斯濃度為5～16%，在遇到650～750℃以上的火源才會爆炸。但是這些數值受很多因素的影響，而在較大範圍內變化，加上礦井通風和瓦斯湧出的不穩定性，所以《規程》中對井下各地點的瓦斯濃度與可能產生的火源都作了嚴格限製，以防爆炸事故的發生。這是十分必要的，必須認真執行。

　　從試驗中得到了瓦斯-空氣混合氣體爆炸極限與氧濃度的關係，如圖1-1所示。

　　圖1-1 瓦斯-空氣混合氣體爆炸極限與氧濃度的關係

　　BEC所構成的三角區域就是瓦斯爆炸三角形，當瓦斯濃度和氧濃度處於三角形區域，在點火源作用下，就會發生瓦斯爆炸;同樣，瓦斯濃度和氧濃度不在此三角形區域，就不會發生瓦斯爆炸。這就為防止瓦斯爆炸發生提供了途徑。這是如前所述，采掘工作麵進風流中的氧氣濃度不低於20%。氧氣作為作業人員必備的生存條件，在煤礦井下必須予以保證，也就是說，在煤礦井下工作環境下，氧濃度都必須維持在20%以上，通過控製氧氣濃度來控製瓦斯爆炸事故是不現實的。然而，在密封區特別是火區，其中往往積聚大量瓦斯，且有火源存在，隻有將氧濃度控製在很低時(12%以下)，才能確保不會發生瓦斯爆炸事故;重開火區或火區封閉不嚴而大量漏風，新鮮空氣不斷流入，氧濃度達到12%以上時，同樣可能發生爆炸。這也是在采空區內為防止瓦斯爆炸或燃燒，把氧濃度降低到12%以下，以控製爆炸或熄滅燃燒火焰的原因所在。

　　4) 瓦斯爆炸易發區域和原因

　　從國內外煤礦發生的瓦斯爆炸資料統計,可以得出如下結論:

　　煤礦內的任何地點都有發生瓦斯爆炸的可能性。諸如電氣設備附近，放炮地點，火區周圍，產生摩擦火花以及可能出現明火的地點，甚至進、回風的井口房和選煤廠內也有瓦斯爆炸事故的發生。但大部分發生在瓦斯煤層的采掘工作麵，其中又以掘進工作麵占多數。據統計，瓦斯燃燒或爆炸事故發生在掘進工作麵的約占三分之一左右。

　　掘進工作麵較易發生瓦斯爆炸的原因，一方麵是這些地點采用局扇供風，如果局扇停止運轉，風筒末端距工作麵較遠，風筒漏風太大或局扇供風能力不夠，到達掘進工作麵的有效風量不足，或巷道內風速過低，不能將掘進工作麵附近及巷道內的瓦斯衝淡排出，導致瓦斯積聚而達爆炸濃度;另一方麵是煤巷掘進工作麵多用電鑽打眼，電動局扇通風，經常放炮(煤巷掘進工作麵附近，放炮後短時間內瓦斯濃度可達爆炸濃度)，如果電氣設備防爆性能不良，局扇不按《規程》要求啟閉，或放炮不合規定，就很容易產生引火源——電火花或爆破火焰。

　　回采工作麵容易發生瓦斯爆炸的地點是工作麵的上隅角。因為采空區內常積聚高濃度的瓦斯，瓦斯的密度小(為0.554)，能沿傾斜向上移動，部分瓦斯就從上隅角附近逸散出來;上隅角往往又是采空區漏風的主要出口，漏風將高濃度瓦斯從采空區帶出;工作麵出口風流直角轉彎，上隅角形成渦流區，瓦斯難於被風流帶走排出;上隅角附近往往設置回柱絞車等機電設備;這一帶的采煤工作麵煤體在集中應力作用下變得疏鬆，自由麵較多，放炮時容易發生虛炮，因此產生火源的機會也較多。

　　回采工作麵另一容易發生瓦斯爆炸的地點，是采煤機工作時在切割機構的附近。據英國一個綜合采煤工作麵測定，截槽後的瓦斯濃度有時高達75%。機械化采煤，特別是綜合機械化采煤工作麵產量大，進度快，煤的破碎程度增加，大量瓦斯迅速地從新暴露麵和采落的煤塊內湧出，工作麵的平均絕對瓦斯湧出量可達十幾～幾十米3/分。采煤機械的切割機構附近，更是大量瓦斯湧出的地點，而且這些地點的風流容易形成渦流區，造成瓦斯積聚的條件。采煤機械電氣設備防爆性能不好，截齒與堅硬的夾石(如黃鐵礦)摩擦產生的火花，都是點燃瓦斯的火源。

　　井下瓦斯爆炸的引火原因多種多樣。隨著井下機械化程度的提高，因機電設備不符合要求和摩擦火花引燃的事故逐漸增多。

　　最後，必須著重指出，國內外的統計資料表明，瓦斯湧出量小的礦井，瓦斯燃燒與爆炸事故往往多於瓦斯湧出量大的礦井。其原因主要是由於放鬆管理，失去警覺，違章操作現象等所造成。

　　5) 影響瓦斯爆炸界限的因素

　　瓦斯的爆炸界限並不是固定不變的，它受到許多因素的影響，例如：

　　(1)可燃氣體的混入

　　瓦斯—空氣混合氣體中混入其它可燃氣體時，不僅增加了爆炸性氣體的總濃度，而且會使瓦斯爆炸界限發生變化。幾種可燃性氣體同時存在時，可根據下式求得混合氣體的爆炸上、下限：

　　式中：N、N1、N2、N3……——分別為混合氣體和各個可燃氣體

　　的爆炸上下限，%;

　　C1、C2、C3……——分別為各個可燃性氣體占可燃性氣體總和的百分比(按體積計)%;

　　C1+C2+C3……=100。

　　表1-2為煤礦內常見的幾種可燃性氣體的爆炸界限。由(10)式計算表明，這些可燃性氣體的混入都能使爆炸界限擴大。所以井下發生火災，產生其他可燃性氣體時，即使平時瓦斯湧出量不大的礦井，也有發生爆炸的可能性，同樣應該提高警惕。

　　表1-2 幾種可燃性氣體的爆炸界限

　　(2)煤塵的混入

　　煙煤煤塵具有爆炸性，300～400℃時就能從煤塵內揮發出可燃性氣體，從而使瓦斯的爆炸下限降低，爆炸的危險性增加。

　　(3)惰性氣體

　　惰性氣體的混入，使氧濃度降低，並阻礙活化中心的形成，可以降低瓦斯爆炸的危險性。

　　(4)混合氣體的初溫(爆炸前混合氣體的溫度)

　　根據試驗，初溫越高，爆炸界限就越擴大。當初溫20℃時，爆炸界限為6.0%～13.4%，100℃時為5.45%～13.5%，700℃時為3.25%～18.75%。所以井下發生火災或爆炸時，高溫會使原來未達到爆炸濃度的瓦斯發生爆炸。

　　二、瓦斯爆炸傳播特性及主要危害

　　1、瓦斯爆炸的傳播特性

　　礦井巷道中瓦斯爆炸傳播是以衝擊波方式傳播的，隨著傳播時間和空間的推移，衝擊波結構發生變化。在起始階段，以爆燃波方式傳播，隨著甲烷氣體燃燒完畢，則演變為單純空氣波傳播。 爆燃是一種帶有壓力波的燃燒。當火焰陣麵後邊界有約束或障礙，燃燒產物就可以建立起一定的壓力，波陣麵兩側就建立起一個壓力差，這個壓力波以當地聲速向前傳播，這就是壓力波。由於這個壓力波傳播速度比火焰陣麵要快，行進在燃燒陣麵前，因此也叫前驅衝擊波。

　　瓦斯爆炸發生時，爆源附近氣體高速向外衝擊，加之爆炸後生成的一部分水蒸汽很快凝聚，在爆源附近形成氣體稀薄的低壓區。瓦斯爆炸時產生的高溫高壓，促使爆源附近的氣體以極大的速度(可達每秒幾百米甚至上千米)向外衝擊，於是被爆炸衝出的氣體連同爆源外圍的氣體，又以高速反向衝回爆源地。這種反向衝擊的力量雖較正向衝擊的力量小，但它是沿著已遭破壞的區域反衝，其破壞性往往更大。如果反向衝擊的空氣中含有足夠的瓦斯和氧，而爆源附近的火源尚未消失，或有因爆炸而產生的新火源存在，就可以造成第二次爆炸。

　　此外，在瓦斯湧出量較大的礦井，如果空氣中的瓦斯濃度，在火源熄滅前又達到爆炸濃度，還能引起瓦斯的再次爆炸。瓦斯爆炸往往造成人員傷亡，破壞巷道和器材設施，揚起大量煤塵並使之參與爆炸，產生更大的破壞力，還可能點燃坑木等可燃物而引起火災。圖1-2為煤炭科學研究總院重慶分院在斷麵7.2m2巷道進行100m3瓦斯爆炸實驗的超壓曲線。

　　圖1-2 地下巷道100m3瓦斯爆炸實驗結果

　　爆炸過程中，瓦斯爆炸會形成衝擊波，衝擊波在傳播過程中存在疊加、反射以及衰減等過程。壓力波衰減慢，傳播距離遠。衝擊波是爆炸破壞力的主要來源，而且造成的各種力學破壞也是實際事故調查中最明顯、最易獲得的證據，因此分析具體條件下爆炸衝擊波的傳播軌跡是事故調查的一個重要手段。

　　實驗中發現：瓦斯爆炸過程中的火焰灼燒作用明顯，懸掛的各種可燃物均留下明顯的灼燒痕跡;此外，瓦斯爆炸火焰波及範圍20～120m，因此，可以根據坑道中的過火痕跡判斷爆源區域的位置。

　　火焰溫度高對可燃物灼燒明顯，這是爆源點確認的一個判據;火焰傳播距離隨瓦斯帶長度增加而增加，一般為其長度的5～7倍。

　　2、瓦斯爆炸的主要危害

　　瓦斯爆炸發生時產生的高溫火焰、衝擊波及使礦井空氣成分發生變化是造成災害的途徑。對人的傷害包括：呼吸係統及皮膚高溫燒傷，衝擊波傷害，中毒和窒息。對物的高溫引起火災和衝擊波破壞。

　　1)、火焰

　　火焰是在瓦斯爆炸過程中，瓦斯劇烈氧化的產物。火焰的傳播速度為1～2.5m/s(正常燃燒)至2500m/s(爆轟速度)，一般為500～700m/s。火焰陣麵是燃燒產物與未燃燒產物之間的分界麵。火焰陣麵象“活塞”那樣沿巷道運動，帶進越來越多的空氣和可燃成分，“活塞”長度為0～幾十米。火焰陣麵通過時，人員被燒傷，不但皮膚就連呼吸器官和消化器官的粘膜也會燒傷。電氣設備遭到毀壞，尤其是電纜，這時能形成危險的第二次火源。還會引起火災。

　　2)、衝擊波

　　在瓦斯爆炸過程中，由於能力突然釋放即會產生衝擊波，它是由壓力波發展而成的。正向衝擊波傳播時，其壓力一般為10kPa～2MPa，但其遇疊加或反射時，常常可形成高達10MPa的壓力。衝擊波的傳播速度高於音速(340m/s)。

　　衝擊波通過時會對人體造成危害，多數情況下，這些創傷具有綜合(創傷、燒傷等)多樣的特點。

　　衝擊波前沿剩餘壓力對人的作用特點如下：

　　0.003～0.01MPa: 無創傷

　　0.011～0.02MPa: 頭昏、輕傷

　　0.04MPa: 中度創傷：震傷、失去知覺、骨折

　　0.06MPa: 重傷：內髒受傷，嚴重腦震蕩、骨折

　　0.3 MPa: 有較大死亡可能性(75%)

　　0.4 MPa: 死亡率為100%

　　衝擊波前沿剩餘壓力對物體或巷道的作用特點如下：

　　移動和破壞設備，可能發生二次著火; 破壞支架、頂板冒落、垮塌岩石堆積物導致通風係統破壞，使救災複雜化。

　　0.011～0.02MPa: 支架部分破壞，密閉被破壞(密閉不穩定時).

　　0.021～0.06MPa: 木支架相當程度被破壞，金屬支架移動，混凝土整體支護發生片狀脫落。

　　0.061～0.3MPa: 木支架完全破壞，金屬支架部分破壞，發镟巷道出現裂隙，片況脫落，鐵軌變形，枕木脫開，小於1噸的設備整體破壞、變形、位移，大於1噸設備翻倒、位移、部分變形。

　　0.31～0.65MPa: 金屬支架巷道全長全麵破壞，形成密實堆積物，整體鋼筋混凝土支架部分破壞，混凝土整體遭破壞，設備和設施完全破壞。

　　0.66～1.17MPa: 混凝土支架完全破壞，形成密實堆積物，整體鋼筋混凝土支架相當大破壞，可能形成冒落拱。

　　3) 高溫灼熱

　　在瓦斯濃度為9.5%條件下，爆炸時的瞬時溫度在自由空間內可達1850℃;在封閉空間內最高可達2650℃。井下巷道呈半封閉狀態，其爆溫將在1850℃與2650℃之間。這樣高的火焰溫度，很短時間內足以灼傷人的皮膚和肌肉、損傷人的器官，點爆煤塵，點燃坑木。

　　在煤炭科學研究總院重慶分院爆炸試驗基地進行的瓦斯爆炸損傷試驗研究表明，瓦斯爆炸的高溫灼熱嚴重損傷呼吸係統，可造成10%試驗大白鼠死亡(48小時內)。

　　4) 有毒氣體

　　由瓦斯爆炸反應，我們知道，由於瓦斯濃度和氧氣濃度的不同，使得爆炸產生的有毒氣體CO和CO2的濃度差異很大，特別是由於瓦斯爆炸破壞了通風係統，使爆炸後的有毒氣體CO和CO2不易擴散和稀釋。從以往事故分析看：爆炸後的有毒有害氣體的中毒是造成人死亡的主要原因，占死亡總數的70～80%。

　　瓦斯爆炸最終氣體產物如表1-3所示。

　　表1-3 瓦斯爆炸最終氣體產物

　　表4 各國CO允許濃度值

　　從人身安全考慮，各國對工作場所的CO允許濃度都有明確的規定，表1-4為各國CO允許濃度。

　　CO對人的危害是由於人體內的血紅蛋白(Hb)通過肺與CO結合生成碳氧血紅蛋白( CO— Hb)，妨礙了Hb向體內運送氧的功能，因而使人的體內缺氧。CO與Hb的結合力比O2與Hb的結合力強210～300倍。 CO—Hb的濃度達到50～60%時，人就會產生痙攣、昏睡、假死。

　　人對CO的耐受程度是隨濃度增加和隨時間的延長而減弱，具體如表1-5所示。

　　表1-5 人對CO的耐受程度

　　表1-6 各國CO2允許濃度值

　　同樣，各國對工作場所的CO2允許濃度都有明確的規定，表1-6為各國CO2允許濃度。

　　CO2對人的傷害機理與CO相仿。人對CO2的耐受程度如下：

　　當CO2濃度達2.5%(45mg/L)時，在1h內不呈現任何中毒症狀;

　　達到3%時才加深呼吸;

　　達到4%(72mg/L)時，才略呈局部刺激，有頭痛感、耳鳴、心悸、血壓升高、眩暈等;

　　達到6%時，症狀更加明顯;

　　達到8%時，呼吸變得十分困難;

　　達到8～10%時，立即發生意誌昏沉、痙攣、虛脫，進而停止呼吸，以致死亡;

　　達到20%時，數秒內立即引起中樞神經障礙，生命陷於危險狀態。

　　三、瓦斯爆炸的事故案例分析

　　1、×局×礦特大瓦斯爆炸事故

　　1)、礦井概況

　　×局×礦屬國有企業。2002年產量為66萬t/a。采用膠帶斜井為主提升，中央分列與兩翼對角混合式通風，采煤方法采用走向長壁式，全部冒落法管理頂板，開采單一煤層B4,一次采全高，現開采標高-480m~-530m。

　　×礦是煤與瓦斯突出礦井，根據2003年礦井瓦斯等級鑒定資料，礦井絕對瓦斯湧出量52m3/min,相對瓦斯湧出量38.7 m3/t, CO2絕對湧出量40 m3/min, CO2相對湧出量29.75 m3/t。2003年在1010運輸順槽掘進期間發生兩次突出：2003年6月14日突出煤37t,瓦斯3168m3;2003年7月27日突出煤127t，瓦斯7830 m3。B4煤層煤塵爆炸性試驗火焰長度25~30mm，有爆炸性。煤的自燃傾向性為(Ⅱ)“自燃”級，自然發火期為2~4個月。

　　爆炸事故發生在該礦1010工作麵地區，它位於礦井-600m水平東采區東2總回以東，東為1#軌道下山，西為1010順槽措施下山，南為深部原生煤體，北為已采1008東采空區。工作麵運輸順槽標高-523m～-536m，回風順槽標高-497m～-513m，走向長620m，傾向長144 m。地表標高+25~28m。

　　2) 事故概況

　　2003年11月14日11時44分，1010工作麵運輸順槽發生瓦斯爆炸事故，爆炸由2#突出孔硐向東沿運輸順槽順風傳播——到1010采煤工作麵——1010回風順槽;爆炸向西沿運輸順槽逆風傳播——進風連絡繞道——2#新底板進風上山風門3以外的一段巷道。造成50人死亡， 6人受傷。

　　3) 爆炸直接原因

　　(1)爆源點

　　1010運輸順槽2#突出孔洞(今年7月27日掘進發生突出形成的孔洞)密閉內。

　　(2)瓦斯源

　　2#突出孔硐積存有濃度超過10%瓦斯，經現場勘察測量，密閉內空硐體積約180m3，分析純瓦斯量30餘m3。

　　(3)點火源

　　2#突出孔硐內殘留碎煤自然發火產生的火源。

　　(4)直接原因

　　1010運輸順槽2#突出孔硐密閉內聚集的瓦斯被突出殘煤自燃火引燃發生瓦斯爆炸。

　　4) 經驗教訓

　　(1) 突出孔硐的餘煤未及時清理。爆炸發生前110天，運輸順槽內發生煤與瓦斯突出事故，但礦山未將突出孔硐內的餘煤清理完畢，即對孔硐進行了封閉。由於煤的自然發火期是2～4個月，而且由於餘煤與空氣的接觸麵積加大，因此，突出孔硐內的餘煤自燃為瓦斯爆炸提供了火源。

　　(2) 密閉牆的設計、修建(厚度、結構等)不符合要求。按照設計，密閉牆的厚度應為600mm，但井下施工時，密閉牆的厚度隻有240mm;而且，由於密閉牆的修建質量較差，形成了多處漏風，為孔硐內煤的燃燒提供了氧氣。

　　(3) 密閉內的滅火效果差。瓦檢員檢查到密閉內煤自燃(溫度、CO濃度明顯升高)後，雖然采取了灌黃泥漿等措施，但由於灌漿的數量和質量太差，滅火效果不明顯。

　　(4) 密閉檢查的彙報及處理不及時。瓦檢員檢查到密閉內CO濃度最高已達0.36%(超過國家規定標準0.0024%150倍)，但隻在檢查記錄上進行了標記，並未向上級領導彙報，以致沒有及時采取有效措施對自燃煤層進行處理。

　　(5) 礦井購買的自救器不滿足國家相關標準，造成事故發生後，工人不能進行自救，不能有效的減小傷亡。

　　(6) 建立健全各項製度和措施，強化製度的落實和所執行措施的效果檢驗。礦井有對孔硐自然發火的處理製度和措施，但瓦檢員檢查發現孔硐內出現CO濃度和溫度異常時，沒有及時按製度規定的流程對上級領導進行彙報，而礦上采取的滅火措施執行效果差，且對滅火效果的檢驗十分馬虎，以致雖然采取了防滅火措施，但仍然發生了由餘煤自然發火引起瓦斯爆炸，導致50人死亡，6人受傷的慘劇。

　　(7)從業人員安全意識淡薄，僥幸心理、習慣性違章較嚴重。密閉內的餘煤未清理幹淨，而且工人在修建密閉牆時厚度隻有設計的40%，密閉牆修建質量差多處漏風，給密閉內提供了瓦斯爆炸爆炸和餘煤自燃所必需的氧氣。由此可見，強化職工安全意識，加強安全培訓工作刻不容緩。

　　2、×局×礦“4.6”瓦斯爆炸事故

　　1) 礦井概況

　　(1) 基本概況

　　×局×礦屬國有企業。設計能力：1.50Mt，2004年申報核定生產能力：2.41Mt。

　　(2) 采掘基本情況

　　開拓方式：平硐與斜井開拓

　　開采方法：走向長壁綜合機械化低位放頂煤

　　頂板管理：全部垮落法

　　開采采區：四采區，一礦一麵的集約化開采模式

　　采掘布置：415綜采隊;三個綜掘隊、兩個炮掘隊，采掘機械化程度分別達到100%和75.7%。

　　(3) 通風基本情況

　　全礦通風：8進1回、采區分區抽出式通風方式

　　415工作麵係統：

　　運順進風量：920 m3/min，CH4 0.1%

　　灌漿巷進風量：1400 m3/min

　　1號聯絡巷風量：120 m3/min

　　回順風量：860 m3/min，CH40.68%，排瓦斯量5.85 m3/min;

　　高位巷風量：1350 m3/min，CH4 1.8%，排瓦斯量23.67 m3/min

　　(4) 瓦斯治理基本情況

　　2004年礦井瓦斯申報鑒定結果：屬高瓦斯礦井

　　礦井絕對湧出量：107.61 m3/min

　　礦井相對湧出量：20.44 m3/t.d

　　415工作麵係統

　　風排瓦斯量：29.52 m3/min

　　瓦斯抽放量：20.25 m3/min

　　總 湧 出 量：49.77 m3/min

　　瓦斯抽放率：40.69%

　　瓦斯抽放係統：3套獨立

　　瓦斯抽放方法：走向長鑽孔煤層瓦斯預抽、傾斜順煤層鑽孔預抽、掘進工作麵邊掘邊抽、灌漿巷采空區高冒帶鑽孔卸壓抽放等綜合抽放方法。

　　(5) 礦井防滅火情況

　　煤層自燃狀況：易自燃煤層，發火期3-6個月，最短發火期24天;

　　防滅火措施：灌漿、汽霧阻化、堵漏風、注氮氣、注凝膠等綜合防滅火措施

　　防滅火係統：灌漿、阻化劑、注氮和注凝膠係統。

　　2) 事故概況

　　(1) 事故發生經過

　　2004年11月23日10:20～10:30 ：415上隅角起爆鬆動頂煤，上隅角采空區發生瓦斯爆燃，83#～89#架後溜槽處發現明火，並有大量青煙。

　　2004年11月24日：79#～80#支架間有少量煙;決定隻割煤不放頂煤，加快推進速度 。

　　2004年11月28日07時10分：井下四泵房安檢員韓朝雲彙報聽到爆炸聲、巷道煙霧大，安子溝抽放泵站電話彙報，安子溝風井防爆門被摧毀，有黑煙冒出;事故死亡166人，受傷45人

　　2004年12月2日：3:25、6:15、7:45、10:53相繼發生4次爆炸，沒有造成人員傷亡。

　　(2) 災害波及範圍

　　災害波涉及大巷平台以下的四采區全部區域，包括:415、416工作麵係統，417回順掘進工作麵，四軌下延伸、四皮下延伸、四總回延伸及其相鄰聯絡巷、鑽場和硐室，安子溝風井等;受威脅人員293人，死亡166人，受傷45人。

　　(3) 直接經濟損失

　　直接經濟損失為4165.9萬元 。

　　3) 事故直接原因

　　(1) 爆源點

　　爆源位於415綜放工作麵下隅角。

　　(2) 瓦斯源

　　爆源點瓦斯來源：415工作麵下隅角靠采空區頂部及1#聯絡巷。1#聯絡巷、采空區、高位巷、爆炸破壞的抽放管內瓦斯參與爆炸，加大爆炸強度。

　　(3) 點火源

　　放炮是引爆瓦斯火源。

　　(4) 直接原因

　　工作麵下隅角支架尾梁後側強製放頂放炮引爆瓦斯。

　　4) 教訓及建議

　　(1) 在工作麵上、下隅角爆破落頂極易引燃、引爆采空區瓦斯，建議嚴禁在上、下隅角爆破落頂。

　　(2) 實現一礦一麵集約化生產的礦井，生產、人員非常集中，發生事故造成重大傷亡。建議礦井實行安全合理集中生產。

　　(3) 專用排瓦斯巷是在通風、瓦斯抽放等措施全力實施前提下所采取的避免回風巷瓦斯超限的輔助措施，而易自燃煤層不得采用專用排瓦斯巷。專用排瓦斯巷分段摻入新風，降低瓦斯濃度至2.5%以內，但專用排瓦斯巷與采空區相聯，未摻新風段瓦斯仍可能處於爆炸限內，致使專用排瓦斯巷成為重要危險源，巷道內盡管要求瓦斯濃度控製在2.5%以內，但實際上出現瓦斯濃度超限現象時有發生，控製難度較大，且一旦發生事故，2.5%以內的瓦斯在強點火能量條件下也可能引起爆炸，尤其在有油氣和高濃度煤塵混入的條件下，尤其要注意。

　　(4) 玻璃鋼抽放管抗衝擊能力差，不能抵抗爆炸波的衝擊，致使爆炸時抽放管炸碎，管內大量高濃度瓦斯湧出，加劇了爆炸威力。建議盡可能不采用玻璃鋼抽放管。

　　(5) 采用預裂爆破措施有利於頂煤和頂板及時垮落，但作為煤、氣、油共生的高瓦斯礦井應特別注意防止預裂爆破、特別是采空區附近預裂爆破誘發瓦斯與煤塵爆炸。

　　(6) 采煤工作麵中部布置聯絡巷不利於通風係統穩定和瓦斯管理。

　　第二節 煤塵爆炸

　　一、煤塵的產生及存在狀態

　　煤礦生產的各個環節都能產生大量的懸浮煤塵，這是直接發生爆炸的原因之一。此外，在煤礦井下幾乎到處都存在著大量沉積煤塵，當它受到空氣波的震動或氣流的吹揚時，便能再次形成懸浮狀態，以具備爆炸的起碼條件。所以說沉積煤塵是造成井下嚴重災害(連續大爆炸)的隱患。煤礦生產過程中產生的粉塵總體小於100μm，其中95%小於80μm。綜采工作麵0~0.5mm的煤塵占9.03%(山東某礦)。綜放工作麵0~0.5mm的煤塵占7.23%。

　　二、煤塵爆炸條件

　　煤塵爆炸必須同時具備以下三個條件： 一是煤塵本身具有爆炸性。煤塵本身有無爆炸性，要通過由井下采取煤樣，經煤塵爆炸性鑒定後確定;二是煤塵在空氣中呈懸浮狀態，並達到一定的濃度(在爆炸下限至上限濃度範圍內);三是引爆的高溫熱源，煤塵爆炸的引爆溫度一般為700～800℃，溫度越高越容易引起爆炸。

　　1、煤塵爆炸性的判別

　　煤塵懸浮在空氣中，其與氧接觸的麵積增大，吸附氧分子的數量大大增加，加速了煤塵的氧化過程。同時還因粉塵增大受熱麵積，而加速了熱化過程，加之煤塵受熱後放出揮發性可燃氣體放出的速度也隨之增大。1kg揮發分為20%—26%的焦煤，高溫下可以放出290～350L的氣體。

　　煤塵爆炸是由於煤塵含有並釋放出的可燃性揮發分聚集於塵粒的周圍，在一定溫度下放出大量的可燃性氣體，在點火能的作用下發生爆炸。煤塵的爆炸性由其所含可燃性揮發分的大小而決定，如無煙煤不含可燃性揮發分，其沒有爆炸性，不會發生爆炸。

　　爆炸指數VΓ是指煤塵中可燃性揮發分，是判斷煤塵有無爆炸性和爆炸性強弱的依據之一。

　　VΓ= Vad/(Vad+C)=Vad/(100-Mad-Aad)×100% (11)

　　Vad—空氣幹噪煤樣的揮發分產率，%

　　C—空氣幹噪煤樣的固定碳產率，%

　　Mad—空氣幹噪煤樣的水分產率，%

　　Aad—空氣幹噪煤樣的灰分產率，%

　　揮發分對煤塵爆炸的發生、發展起著關鍵作用。試驗表明，揮發分越高的煤，其煤塵越易爆炸。揮發分含量決定於煤的種類，貧煤、焦煤、肥煤、氣肥煤、長焰煤、褐煤，它們的揮發分是依次增高的，在煤塵爆炸性試驗中證實，它們的爆炸性也是依次增強的。無煙煤在各類煤中的揮發分含量最低，其煤塵基本上無爆炸危險。一般情況下，當揮發分低於10%時，煤塵無爆炸危險。

　　一般般情況下，VΓ>10%，有爆炸性;VΓ=10～15%，弱爆炸性，岩粉用量20～40%;VΓ=15～28%，強爆炸性，火焰短(20～80mm)，岩粉用量50～80% ，焦煤;VΓ>28%，強爆炸性，火焰長(100～400mm)，岩粉用量50～80%，氣煤。

　　我國用大管狀煤塵爆炸性鑒定儀對煤塵有無爆炸性作最終判定。

　　一些產煤國家也把可燃性揮發性作為煤塵有無爆炸性的判斷依據。如表1-7所示。

　　表1-7一些產煤國家煤塵爆炸性判斷依據

　　煤塵揮發分與不爆率關係如圖1-3所示。當煤塵揮發分低於6.21%時，煤塵不具有爆炸性，這個值稱為煤塵不爆臨界值。此後，隨著煤塵揮發分增加，煤塵不爆炸率隨之下降，即煤塵爆炸可靠性增大，當煤塵揮發分大於14%時，煤塵爆炸可能性就達到100%，即煤塵肯定具有爆炸性。

　　圖1-3 煤塵揮發分與不爆炸率的關係曲線

　　2、煤塵爆炸的濃度範圍

　　我們通常從爆炸角度而言的煤塵，是指在熱源作用下能單獨爆炸和傳播的細粒煤粉。關於煤塵定義中所包括的粒度範圍，各個國家都不相同，沒有統一的嚴格規定。例如英國規定為0.59mm以下的煤粒;美國規定為0.64mm以下的煤粒;日本通產省規定，揮發份11%以上者，為20網孔以下的煤粒;蘇聯規定為0.75～1mm以下的煤粒。我國通常把0.75～1mm以下的煤粒。

　　能夠爆炸的懸浮煤塵濃度是有一定的範圍的，就是說，在爆炸的下限濃度至上限濃度這個範圍內才能發生爆炸。所謂爆炸下限濃度，是指單位體積空氣中能夠發生爆炸的最低煤塵含量。許多國家實驗結果表明，煤塵爆炸的最小下限濃度主要與煤塵的成分，特別是可燃揮發分含量﹑粒度﹑引火源種類和實驗規模(實驗室實驗或巷道實驗)等有關。表1-8是一些國家的實驗數據。

　　表1-8 一些產煤國家的煤塵爆炸下限濃度值(實驗數據)

　　表1-9 一些產煤國家的煤塵爆炸上限濃度值(實驗數據)

　　所謂爆炸上限濃度，是指單位體積空氣中能夠發生爆炸的最高煤塵含量，即在此含量以上的濃度不在發生爆炸。許多國家研究認為，爆炸上限跟隨煤質和實驗條件不同而有所變化。表1-9為一些產煤國家的煤塵爆炸上限濃度值。蘇聯的實驗結果是1450～2000 g/m3;波蘭的實驗結果是900～1800 g/m3;美國的試驗結果是2100g/m3;而日本的實驗結果是1800～2750g/ m3.但是，在井下生產過程的實際條件下，懸浮煤塵量要達到上限值是十分困難的，隻有沉積煤塵才能達到，即沉積煤塵在衝擊波等的作用下才能形成如此高的懸浮煤塵濃度。

　　應該指出，在上下限濃度之間這個範圍內，某一區段的濃度爆炸能力最強。國外實驗表明，爆炸力最強的煤塵濃度為300～400g/m3。

　　三、煤塵爆炸機理(特性)及爆炸過程

　　煤塵爆炸也是嚴重威脅礦井生產的重大災害之一。這種事故雖然發生次數較少，但一旦發生則往往造成很大的人員傷亡和經濟損失。

　　煤炭為有機生物岩，當它破碎成細小的顆粒後，表麵積大大增加，係統的表麵能也隨著增加，從而提高了煤塵的表麵化學活性，氧化能力顯著增強。受熱時單位時間內能夠吸收更多的熱量，在較低的溫度(300～400℃)時，就能放出大量的可燃性氣體(揮發份)聚集於塵粒的周圍，形成一定數量的活化中心，如圖1-4所示。這類可燃性氣體一經與空氣混合並在高溫作用下吸收能量發生氧化反應放出熱量，這些熱量如果能夠有效地傳播給附近的煤塵，這些煤塵也就迅速受熱而分解，跟著燃燒起來。這種過程連續不斷地進行，氧化反應越來越快，溫度越來越高，活化中心越來越多，達到一定程度時，便發展為劇烈的爆炸。如果氧化生成的熱量很快被周圍介質所吸收，氧化反應就不能擴大，不會發展為爆炸。

　　圖1-4 煤塵粒子的氣相燃燒模型

　　煤塵爆炸的氧化反應和瓦斯爆炸一樣，主要在氣相條件內進行。煤塵的燃燒速度和爆炸壓力比瓦斯的要小，但燃燒帶的長度較長，產生的能量大，表現出顯著的破壞能力。一般來說，爆炸開始於局部，產生的衝擊波較小，但可擾動周圍沉積的煤塵，並使之飛揚，由於熱的傳遞與輻射，進而發生再次爆炸，這就是所謂的二次爆炸，二次爆炸擴大了最初爆炸的規模，不斷誘發附近煤塵爆炸，直至沉積煤塵全部燃燒完畢。這是煤塵爆炸災害的一大特點，在煤礦井下，這種爆炸有時沿巷道傳播數千米以外。

　　另外，在煤塵爆炸中，爆炸產生的氣體成分與瓦斯爆炸比較，一氧化碳明顯增多。這是因為單位空間的氧與燃料比，與氣體爆炸相比較，燃料顯得充裕，因而發生不完全燃燒。所以煤礦在有限的閉塞區間發生煤塵爆炸 ，受害者大多數是一氧化碳中毒。對爆炸後氣體的分析發現，瓦斯爆炸的C、H比為2.3～2.8，而煤塵爆炸為3～16。煤塵爆炸傳播過程中，由於煤塵粒子的熱變質和幹餾作用，除產生一氧化碳、二氧化碳、甲烷和氫以外，還產生幹餾氣體，並含有氫氰酸(HCN)等劇毒氣體。

　　因此，煤塵爆炸時的氧化反應主要是在氣相內進行的，具有瓦斯爆炸的同樣特點。但在固體塵粒表麵也有氧化作用發生，即碳元素與氧結合生成CO，氧氣充足時生成CO2。與此同時，一部分煤塵被局部焦化，粘接在一起，沉集於支架和巷道壁上，形成煤塵爆炸所特有的產物——“粘焦”，它也是判斷井下發生爆炸事故時是否有煤塵參與爆炸的重要標誌。

　　煤塵爆炸產生的衝擊波可將巷道中的落塵揚起而為爆炸的延續和擴大補充塵源。因此，煤塵爆炸不僅表現出有連續性的特點，而且在連續爆炸的條件下，還可能有離開爆源越遠其破壞力越大的特征。

　　煤塵爆炸時產生的熱量可使爆炸地點空氣溫度達到2000℃以上。根據試驗可測出在距爆源200m的巷道出口壓力可達到50～100kPa。如在通路中遇有障礙物及斷麵突然變化或拐彎處，爆炸壓力還將升高。

　　煤塵的引燃溫度，同樣是隨煤塵的性質和實驗條件的不同而有很大的差異，最低610℃，最高達1000℃。點火能為2.8mJ。煤礦井下的放炮火焰、電氣設備火花、采掘機械的衝擊火花、井下火災及瓦斯爆炸等均可引起煤塵爆炸。

　　四、煤塵爆炸影響因素

　　影響煤塵爆炸性的因素很多，包括煤的性質，化學組成，煤塵粒度，以及外界條件等。

　　1、氧氣濃度

　　氧氣濃度直接影響煤塵爆炸反應的生熱速度，反應能否進行。氧氣濃度增加，煤塵雲容易著火、爆炸，反之變得困難。C、H、(O)為主要構成元素的有機粉塵(包括煤塵)，不發生爆炸的氧氣界限濃度為13%～16%。

　　2、煤塵粒度

　　一般細微的塵粒容易燃燒或爆炸，其原因之一是塵粒具有較大的表麵積，由表1-10可以看出物體的表麵積的增加情況。

　　表1-10 不同粒徑的表麵積

　　表麵積急劇增加的結果，大大增加了塵粒和氧的接觸麵積，促進了氧化，同時也增大了受熱麵積，加速了可燃氣體的釋放，所以，煤塵的粒度對爆炸性的影響極大。總的來說，煤塵粒度越小，爆炸性越強。

　　國內外的實驗結果表明，從極微細的煤塵到直徑為0.75～1mm的煤塵都能參與爆炸。但是煤塵爆炸的主體是0.075mm以下的煤塵粒子。這種粒子的含量越高，煤塵爆炸性越強，但並不是直接關係，而是當0.075mm以下的煤塵粒子含量達70%～80%後，爆炸性就基本上不再增強了。

　　我國的實驗結果表明：小於0.75mm的煤塵，其爆炸性與粒度的關係，總的趨勢是隨著粒度的變細爆炸性逐漸增強，但0.03mm以下的粒子，其爆炸性增強的局勢就比較平緩了。

　　從爆炸性與表麵積的關係也可以得到同樣的結果。煤塵粒子比表麵積從2000cm2/g增加到5000 cm2/g時爆炸性有很大的增強，而粒度再細，如比表麵積從5000 cm2/g增到15000cm2/g時(即相當於0.03mm以下的粒子)，煤塵爆炸性的變化便不顯著了。國外認為粒度小於0.01mm時，爆炸性反而會隨著粒度的變細而降低。其原因是：(1)煤塵太細時，就會分裂成化學成分不同的小分子;(2)很細的煤塵有凝結成屑片的趨勢;(3)煤塵太細時，很快就被氧化，反而減弱了爆炸力。

　　煤塵比表麵積與爆炸濃度之間關係見圖1-5。煤塵粒度對爆炸壓力的影響見圖1-6。

　　圖1-5 煤塵比表麵積與煤塵雲爆炸下限濃度之間關係

　　圖1-6 煤塵粒度對爆炸壓力的影響

　　3、水分的影響

　　煤塵中含有的水有減弱和阻礙爆炸的性質，水被蒸發要吸收大量的熱量，起了附加不燃物質的作用。水分越大，對爆炸的影響越大，水分>5～6%後，煤塵雲著火能量增高，著火困難。

　　水在煤塵中還有阻礙生成煤塵雲的粘結作用。煤塵的水隻是在爆炸前對起爆有抑製作用，能阻礙煤塵的燃燒，但是當爆炸發生後，煤塵本身含有的水所起的作用就微不足道了。美國在巷道中的實驗表明，細微煤塵的水分即使增到25%仍然參與了強烈的爆炸。此時的煤塵濕潤程度已是稠泥狀，用手捏即成煤泥球。由圖1-7可見水分對煤塵著火能量的影響。

　　圖1-7 煤塵水分對著火能量的影響

　　4、灰分的影響

　　煤塵中含有的灰為煤塵中的不燃物質，它能吸收煤塵燃燒時放出的熱量，起到冷卻和阻止熱量擴散的作用。

　　隨著煤塵灰分的增加，煤塵雲著火能量增高，見圖1-8。煤塵隨其灰分的增加，其爆炸性隨之降低。但是實驗表明，20%以下的灰分對煤塵的爆炸性沒有很大的影響，隻有達到30%—40%時爆炸性才急劇下降，灰分含量超過45%後，著火極其困難。此外，灰分大增加了煤塵的比重，這就加快了煤塵的沉降速度，灰分的含量越大，沉降速度就越大。這在降低煤塵爆炸方麵是有一定意義的。目前國外煤礦所采用的煤粉和撒布岩粉措施，就是利用上述原理來削弱和製止煤塵爆炸的。

　　煤塵灰分含量對最小點火能量影響見圖1-8。

　　圖1-8 煤塵灰分對最小點火能量影響

　　5、瓦斯的影響

　　當空氣中含有可燃氣體時，煤塵的爆炸下限濃度將降低。因此煤塵在瓦斯與空氣混合介質中就能在較低的濃度下發生爆炸。蘇聯馬凱耶夫煤礦安全研究所得出了如表1-11所列的關係。我國的研究得出了如表1-12所示的關係。

　　上述的關係還可以用如下的指數方程近似地表達出來：～ g/m3

　　D=D0e(Va-1)G

　　式中 D——含有瓦斯時煤塵的爆炸下限濃度，g/m3;

　　D0——不含有瓦斯時純煤塵的爆炸下限濃度，g/m3;

　　G ——煤塵雲中瓦斯的濃度，體積% ;

　　Va——煤中的揮發分(以小數表示);

　　e——自然對數係數。

　　表11 瓦斯含量對煤塵爆炸下限影響(蘇聯馬凱耶夫煤礦安全研究所)

　　表12瓦斯含量對煤塵爆炸下限影響(中國)

　　瓦斯與煤塵共存時，煤塵爆炸下限濃度下降，爆炸上限濃度提高。爆炸濃度最高達3500g/m3。瓦斯濃度大於6%時，不同煤種的煤塵爆炸上限濃度之差不大.小於6%時，它們之間差別較大。瓦斯與煤塵爆炸下限相互影響曲線如圖1-9所示。瓦斯對煤塵爆炸上限的影響見圖1-10。

　　圖1-9 煤塵和瓦斯共存時其爆炸下限相互影響

　　圖1-10瓦斯存在對煤塵爆炸上限的影響

　　五、煤塵爆炸傳播規律

　　在發生煤塵爆炸的地點，空氣受熱膨脹，密度減小，經過一個極短促的時間後形成負壓區，負壓約為0.05MPa。由於空氣差的作用，空氣向爆炸點逆流，促成空氣的二次衝擊，簡稱“返回風”。若該區內仍存在著可以爆炸之煤塵和熱源，當補給新鮮空氣時，便可以發生第二次爆炸。

　　煤塵的燃燒或爆炸是一種化學與物理作用的過程。按其傳播的性質和速度，可分為兩種根本不同的形式—燃燒和爆炸。這種形式具有重大的本質區別。

　　1) 煤塵燃燒

　　煤塵的燃燒過程進行的比較緩慢，並且不伴有顯著的聲效應。燃燒的火焰速度是變化的，在正常燃燒條件下，一般不超過10～20m/s，且隨著外界壓力的提高而顯著地增加。國外有人在進行混合氣體的爆炸實驗中發現：隻有在裝有混合氣體的管子的開口端點火時，火焰才能作等速傳播;而混合氣體在密封管子中燃燒時，火焰便以不斷增長的速度進行傳播。這是由於燃燒產物的膨脹而形成壓縮波，壓縮波在不斷壓縮的介質中傳播時，後波可以趕上前波，這些單波迭加的結果，就逐漸形成了衝擊波所特有的極大的壓力差，因此在火焰陣麵前麵的混合氣體的壓力便逐漸增大，從而引起了傳播過程的自動加速。這樣，對於混合氣體從燃燒到爆炸的機理可歸納如下：燃燒導致氣體運動並在火焰前麵形成衝擊波。因此傳播是在壓縮的運動氣體中實現的。隨著火焰的加速，衝擊波的強度也隨之增大，這又進一步促使火焰加速，通過每秒數百米的中間速度，在衝擊波強度達到某臨界值的瞬間即轉為爆轟。

　　煤塵懸浮在空氣中雖是一種由固體分散相與氣體分散介質所組成的分散體係，而與混合氣體的狀態有所不同，但可以把煤塵的燃燒到爆炸看做與混合氣體的燃燒到爆炸具有相似的過程。

　　從燃燒轉變為爆炸的必要條件是由化學反應而產生的熱，必須超過熱傳導和熱輻射所造成的損失，否則，燃燒便不能持續和發展，也不能轉變為爆炸。在礦井內無防﹑隔爆措施的條件下所發生的煤塵爆炸事故中，煤塵隻形成燃燒而未轉變為爆炸的情況也是有的。其主要原因是繼續形成的懸浮煤塵的濃度還不夠，因而煤塵在燃燒過程中所發出的熱量與散失的熱量保持相對的均衡，所以隻能維持燃燒的狀態而不足以轉變為爆炸。

　　2) 煤塵爆炸

　　煤塵的燃燒在一定的臨界條件下會跳躍式地轉變為爆炸。廣義地來說，爆炸是一種係統的﹑非常迅速的物理和化學的轉化過程，在這個過程中，係統的勢能轉變為機械功。爆炸的轉化能力主要取決於過程的放熱性和過程的巨大傳播速度。煤塵爆炸時會放出很大的熱量，如果將煤塵看做無定形碳，則燃燒1kg煤塵時所放出的熱量如下：

　　燃燒完全時：C + O2=CO2 + 34.1MJ/kg碳

　　氧氣不足，燃燒不完全時：2C + O2=2CO + 10.2MJ/kg碳

　　CO轉變為CO2時：2CO + O2=2CO2 + 47.4 MJ/kg碳

　　根據國外的測定，在煤塵爆炸後的空氣中存在著2%～3%的一氧化碳。

　　由上麵的反應方程式可以看出，煤塵爆炸時要釋放出大量的熱量，依靠這些反應熱量可使氣體產物加熱到2300～2500℃，這是煤塵爆炸得以自發地進行和自動傳播的條件之一。

　　煤塵爆炸時火焰和衝擊波的傳播速度是非常大的，當煤塵剛剛被引爆時，兩者的速度幾乎是相同的，而隨著時間的延長，衝擊波便衝到火焰的前麵，發展到某一程度後，兩者的間隔增大。一些國家曾利用實驗巷道對煤塵爆炸的火焰速度進行了測定，但由於各自的實驗條件互不相同，致使所得的結果有很大的差異。例如英國為610m/s，法國為990m/s，美國為1200～1500m/s，日本為1800m/s。可想而知，衝擊波的速度一定更大。國外的研究人員用化學計算的方法，求得煤塵雲在一端封閉﹑一端開口的無限長巷道內爆炸時，發生最大火焰的瞬時燃燒速度為1120m/s，而衝擊波速度則為2340m/s。

　　關於煤塵的爆炸壓力，許多國家曾分別在實驗室和實驗巷道中進行過測定，測定的結果表明，煤塵性質和實驗條件不同，測得壓力也不同。日本在4.4L容器中測得的最大壓力為0.455MPa，日本九州支所在191L容器中測得的壓力為0.69MPa ;英國烏依拉博士在實驗巷道中得到了如表1-13所示的結果。美國喬治伊斯在實驗巷道中得到的結果如表1-14所示。

　　表1-13 英國烏依拉博士在實驗巷道煤塵爆炸傳播壓力

　　表1-14美國喬治伊斯在實驗巷道煤塵爆炸傳播壓力

　　美國在更長一些巷道中實驗時，煤塵爆炸的壓力曾到達1.86Mpa。法國在利耶文實驗巷道中得到的結果是：巷道入口處的壓力為0.147 Mpa，到距引火源約200m的出口處便達到0.49～0.98 Mpa，甚至高到將這條抗壓強度為3.92Mpa的鋼板巷道爆壞，其鋼板被拋出150m遠。

　　通過實驗和理論計算使我們