礦井通風與安全
主講：霍傳錄
第一章 礦井空氣
第一節 礦井空氣的主要成分
第二節 礦井空氣中的主要有害氣體
第三節 礦井氣候條件
第二章 礦井通風
第一節 礦井通風係統
第二節 采區通風
第三節 掘進通風
第四節 礦井風量的測算
第三章 礦井瓦斯
第一節 煤層瓦斯含量
第二節 瓦斯湧出
第三節 瓦斯爆炸及其預防
第四節 瓦斯噴出和煤與瓦斯突出及其預防
第五節 瓦斯抽放
第四章 礦 塵
第一節 礦塵的產生及其危害
第二節 煤塵爆炸及其預防
第三節 煤礦塵肺病及其防治
第四節 礦山綜合防塵
第五章 礦井防滅火
第一節 礦井火災的發生
第二節 礦井防火
第三節 礦井滅火
第六章 礦井防治水
第一節 地麵防治水
第二節 井下防治水
第三節 礦井透水事故的處理
第七章 礦井救護
第一節 礦山救護隊
第二節 礦工自救
第三節 現場急救
第一章 礦井空氣
利用機械或自然通風動力，使地麵空氣進入井下，並在井巷中作定向和定量地流動，最後排出礦井的全過程稱為礦井通風。
目的、主要任務—保證礦井空氣的質量符合要求。
第一 節 礦井空氣成份
定義：地麵空氣進入礦井以後即稱為礦井空氣。
一、地麵空氣的組成
地麵空氣是由幹空氣和水蒸汽組成的混合氣體，亦稱為濕空氣。
幹空氣是指完全不含有水蒸汽的空氣，由氧、氮、二氧化碳、氬、氖和其他一些微量氣體所組成的混合氣體。幹空氣的組成成分比較穩定，其主要成分如下。
濕空氣中含有水蒸氣，但其含量的變化會引起濕空氣的物理性質和狀態變化。
氣體成分 按體積計／％ 按質量計／％ 備 注
氧氣（O2） 20.96 23.32 惰性稀有氣體氦、
氮氣（N2） 79.0 76.71 氖、氬、氪、
二氧化碳（CO2） 0.04 0.06 氙等計在氮氣中
二、礦井空氣的主要成分及基本性質
新鮮空氣：井巷中用風地點以前、受汙染程度較輕的進風巷道內的空氣，
汙濁空氣：通過用風地點以後、受汙染程度較重的回風巷道內的空氣，
1．氧氣(O2)
氧氣是維持人體正常生理機能所需要的氣體,人體維持正常生命過程所需的氧氣量，取決於人的體質、精神狀態和勞動強度等。
人體輸氧量與勞動強度的關係
勞動強度 呼吸空氣量（L/min） 氧氣消耗量（L/min）
休 息 6-15 0.2－0.4
輕 勞 動 20-25 0.6-1.0
中度勞動 30-40 1.2-2.6
重 勞 動 40-60 1.8-2.4
極重勞動 40-80 2.5-3.1
當空氣中的氧濃度降低時，人體就可能產生不良的生理反應，出現種種不舒適的症狀，嚴重時可能導致缺氧死亡。
礦井空氣中氧濃度降低的主要原因有：人員呼吸；煤岩和其他有機物的緩慢氧化；煤炭自燃；瓦斯、煤塵爆炸；此外，煤岩和生產過程中產生的各種有害氣體，也使空氣中的氧濃度相對降低。
2．二氧化碳(CO2)
二氧化碳不助燃，也不能供人呼吸，略帶酸臭味。二氧化碳比空氣重（其比重為1.52），在風速較小的巷道中底板附近濃度較大；在風速較大的巷道中，一般能與空氣均勻地混合。
礦井空氣中二氧化碳的主要來源是：煤和有機物的氧化；人員呼吸；碳酸性岩石分解；炸藥爆破；煤炭自燃；瓦斯、煤塵爆炸等。
3．氮氣(N2)
氮氣是一種惰性氣體，是新鮮空氣中的主要成分，它本身無毒、不助燃，也不供呼吸。但空氣中含氮量升高，則勢必造成氧含量相對降低，從而也可能造成人員的窒息性傷害。正因為氮氣具有的惰性，因此可將其用於井下防滅火和防止瓦斯爆炸。
礦井空氣中氮氣主要來源是：井下爆破和生物的腐爛，有些煤岩層中也有氮氣湧出,滅火人為注氮。
三、礦井空氣主要成分的質量（濃度）標準
采掘工作麵進風流中的氧氣濃度不得低於20％；二氧化碳濃度不得超過0.5％；總回風流中不得超過0.75％；當采掘工作麵風流中二氧化碳濃度達到1.5％或采區、采掘工作麵回風道風流中二氧化碳濃度超過1.5％時，必須停工處理。
第二節 礦井空氣中的有害氣體
空氣中常見有害氣體：CO、NO2、SO2 、NH3 、H2 。
一、基本性性質
１、一氧化碳（CO）
一氧化碳是一種無色、無味、無臭的氣體。相對密度為0.97，微溶於水，能與空氣均勻地混合。一氧化碳能燃燒，當空氣中一氧化碳濃度在13～75％範圍內時有爆炸的危險。
主要危害：血紅素是人體血液中攜帶氧氣和排出二氧化碳的細胞。一氧化碳與人體血液中血紅素的親合力比氧大250～300倍。一旦一氧化碳進入人體後，首先就與血液中的血紅素相結合，因而減少了血紅素與氧結合的機會，使血紅素失去輸氧的功能，從而造成人體血液“窒息”。0 .08%，40分鍾引起頭痛眩暈和惡心，0.32%，5~10分鍾引起頭痛、眩暈，30分鍾引起昏迷，死亡。
主要來源：爆破；礦井火災；煤炭自燃以及煤塵瓦斯爆炸事故等。
２、硫化氫（H2S）硫化氫無色、微甜、有濃烈的臭雞蛋味，當空氣中濃度達到0.0001％即可嗅到，但當濃度較高時，因嗅覺神經中毒麻痹，反而嗅不到。硫化氫相對密度為1.19，易溶於水，在常溫、常壓下一個體積的水可溶解2.5個體積的硫化氫，所以它可能積存於舊巷的積水中。硫化氫能燃燒，空氣中硫化氫濃度為4.3～45.5％時有爆炸危險。
主要危害：硫化氫劇毒，有強烈的刺激作用；能阻礙生物氧化過程，使人體缺氧。當空氣中硫化氫濃度較低時主要以腐蝕刺激作用為主，濃度較高時能引起人體迅速昏迷或死亡。0.005~0.01%，1~2小時後出現眼及呼吸道刺激，0.015~0.02%
主要來源：有機物腐爛；含硫礦物的水解；礦物氧化和燃燒；從老空區和舊巷積水中放出。
３、二氧化氮（NO2）二氧化氮是一種褐紅色的氣體，有強烈的刺激氣味，相對密度為1.59，易溶於水。
主要危害：二氧化氮溶於水後生成腐蝕性很強的硝酸，對眼睛、呼吸道粘膜和肺部有強烈的刺激及腐蝕作用，二氧化氮中毒有潛伏期，中毒者指頭出現黃色斑點。0.01%出現嚴重中毒。主要來源：井下爆破工作。
4.二氧化硫(SO2)
二氧化硫無色、有強烈的硫磺氣味及酸味，空氣中濃度達到0.0005％即可嗅到。其相對密度為2.22，易溶於水。
主要危害：遇水後生成硫酸，對眼睛及呼吸係統粘膜有強烈的刺激作用，可引起喉炎和肺水腫。當濃度達到 0.002％時，眼及呼吸器官即感到有強烈的刺激；濃度達0.05％時，短時間內即有致命危險。
主要來源：含硫礦物的氧化與自燃；在含硫礦物中爆破；以及從含硫礦層中湧出。
5.氨氣(NH3)
無色、有濃烈臭味的氣體，相對密度為0.596，易溶於水，。空氣濃度中達30％時有爆炸危險。
主要危害：氨氣對皮膚和呼吸道粘膜有刺激作用，可引起喉頭水腫。
主要來源：爆破工作，注凝膠、水滅火等；部分岩層中也有氨氣湧出。
6.氫氣(H2)
無色、無味、無毒，相對密度為0.07。氫氣能自燃，其點燃溫度比沼氣低100～200℃，
主要危害：當空氣中氫氣濃度為4～74％時有爆炸危險。
主要來源：井下蓄電池充電時可放出氫氣；有些中等變質的煤層中也有氫氣湧出、或煤氧化。
二、礦井空氣中有害氣體的安全濃度標準
礦井空氣中有害氣體對井下作業人員的生命安全危害極大，因此，《規程》對常見有害氣體的安全標準做了明確的規定，
礦井空氣中有害氣體的最高容許濃度
有害氣體名稱 符號 最高容許濃度/%
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
硫化氫 H2S 0.00066
氨 NH3 0.004
礦井氣候條件的三要素是影響人體熱平衡的主要因素。
空氣溫度：對人體對流散熱起著主要作用。
相對濕度：影響人體蒸發散熱的效果。
風速：影響人體的對流散熱和蒸發散熱的效果。對流換熱強度隨風速而增大。同時濕交換效果也隨風速增大而加強。如有風的天氣，涼衣服幹得快。
二、衡量礦井氣候條件的指標
1.幹球溫度
幹球溫度是我國現行的評價礦井氣候條件的指標之一。
特點：在一定程度上直接反映出礦井氣候條件的好壞。指標比較簡單，使用方便。但這個指標隻反映了氣溫對礦井氣候條件的影響，而沒有反映出氣候條件對人體熱平衡的綜合作用。
2.濕球溫度
濕球溫度是可以反映空氣溫度和相對濕度對人體熱平衡的影響，比幹球溫度要合理些。但這個指標仍沒有反映風速對人體熱平衡的影響。
3.等效溫度
等效溫度定義為濕空氣的焓與比熱的比值。它是一個以能量為基礎來評價礦井氣候條件的指標。
4 .同感溫度
同感溫度（也稱有效溫度）是1923年由美國采暖工程師協會提出的。這個指標是通過實驗，憑受試者對環境的感覺而得出的同感溫度計算圖。
5.卡他度
卡他度是1916年由英國L.希爾等人提出的。卡他度用卡他計測定。
卡他度分為：幹卡他度、濕卡他度
幹卡他度：反映了氣溫和風速對氣候條件的影響，但沒有反映空氣濕度的影響。為了測出溫度、濕度和風速三者的綜合作用效果，
K d=41.868F/t W/m2
濕卡他度（Kw）：是在卡他計貯液球上包裹上一層濕紗布時測得的卡他度，其實測和計算方法完全與幹卡他度相同。
三、礦井氣候條件的安全標準
我國現行評價礦井氣候條件的指標是幹球溫度。1982年國務院頒布的《礦山安全條例》第53條規定，礦井空氣最高容許幹球溫度為28℃。
第二章 礦井通風
第一節 礦井通風係統
礦井通風係統是指向礦井各作業地點供給新鮮空氣、排出汙濁空氣的通風網路、通風動力和通風控製設施的總稱。
一、礦井通風係統的類型及其適用條件
按進、回井在井田內的位置不同，通風係統可分為中央式、對角式、區域式及混合式。
1、中央式
進、回風井均位於井田走向中央。根據進、回風井的相對位置，又分為中央並列式和中央邊界式（中央分列式）。
2、對角式
1）兩翼對角式
進風井大致位於井田走向的中央，兩個回風井位於井田邊界的兩翼（沿傾斜方向的淺部），稱為兩翼對角式，如果隻有一個回風井，且進、回風分別位於井田的兩翼稱為單翼對角式。
2）分區對角式
進風井位於井田走向的中央，在各采區開掘一個不深的小回風井，無總回風巷。
3、區域式
在井田的每一個生產區域開鑿進、回風井，分別構成獨立的通風係統。如圖。
4、混合式
由上述諸種方式混合組成。例如，中央分列與兩翼對角混合式，中央並列與兩翼對角混合式等等。
二、主要通風機的工作方式與安裝地點
主要通風機的工作方式有三種：抽出式、壓入式、壓抽混合式。
1、 抽出式
主要通風機安裝在回風井口，在抽出式主要通風機的作用下，整個礦井通風係統處在低於當地大氣壓力的負壓狀態。當主要通風機因故停止運轉時，井下風流的壓力提高，比較安全。
2、壓入式
主要通風機安設在入風井口，在壓入式主要通風機作用下，整個礦井通風係統處在高於當地大氣壓的正壓狀態。在冒落裂隙通達地麵時，壓入式通風礦井采區的有害氣體通過塌陷區向外漏出。當主要通風機因故停止運轉時，井下風流的壓力降低。
3、壓抽混合式
在入風井口設一風機作壓入式工作，回風井口設一風機作抽出式工作。通風係統的進風部分處於正壓，回風部分處於負壓，工作麵大致處於中間，其正壓或負壓均不大，采空區通連地表的漏風因而較小。其缺點是使用的通風機設備多，管理複雜。
三、礦井通風係統的選擇
根據礦井設計生產能力、煤層賦存條件、表土層厚度、井田麵積、地溫、礦井瓦斯湧出量、煤層自燃傾向性等條件，在確保礦井安全、兼顧中、後期生產需要的前提下，通過對多種個可行的礦井通風係統方案進行技術經濟比較後確定。
中央式通風係統具有井巷工程量少、初期投資省的優點。因此，礦井初期宜優先采用。
有煤與瓦斯突出危險的礦井、高瓦斯礦井、煤層易自燃的礦井及有熱害的礦井，應采用對角式或分區對角式通風；
當井田麵積較大時，初期可采用中央通風，逐步過渡為對角式或分區對角式。
礦井通風方法一般采用抽出式。當地形複雜、露頭發育老窯多、采用多風井通風有利時，可采用壓入式通風。
第三節 采區通風係統
采區通風係統是礦井通風係統的主要組成單元, 包括：采區進風、回風和工作麵進、回風巷道組成的風路連接形式及采區內的風流控製設施。
一、采區通風係統的基本要求
1、每一個采區， 都必須布置回風道，實行分區通風。
2、采煤和掘進工作麵應獨立通風係統。有特殊困難必須串聯通風時應符合有關規定。
3、煤層傾角大於12°的采煤工作麵采用下行通風時，報礦總工程師批準，
4、采煤和掘進工作麵的進風和回風，都不得經過采空區或冒落區。
二、采區進風上山與回風上山的選擇
上（下）山至少要有兩條；對生產能力大的采區可有3條或4條上山。
1、軌道上山進風，運輸機上山回風
2、運輸機上山進風、軌道上山回風
比較：軌道上山進風，新鮮風流不受煤炭釋放的瓦斯、煤塵汙染及放熱影響，輸送機上山進風，運輸過程中所釋放的瓦斯，可使進風流的瓦斯和煤塵濃度增大，影響工作麵的安全衛生條件。
三、采煤工作麵上行風與下行風
上行風與下行風是指進風流方向與采煤工作麵的關係而言。當采煤工作麵進風巷道水平低於回風巷時，采煤工作麵的風流沿傾斜向上流動，稱上行通風，否則是下行通風。
優缺點：
１、下行風的方向與瓦斯自然流向相反，二者易於混合且不易出現瓦斯分層流動和局部積存的現象。
２、上行風比下行風工作麵的氣溫要高。
３、下行風比上行風所需要的機械風壓要大；
４、下行風在起火地點瓦斯爆炸的可能性比上行風要大。
四、工作麵通風係統
1、U型與Z型通風係統
2、Y型、W型及雙Z型通風係統
3、H型通風係統
第四節 掘進通風
一、局部通風機通風
利用局部通風機作動力，通過風筒導風的通風方法稱局部通風機通風，它是目前局部通風最主要的方法。
常用通風方式：壓入、抽出和混合式。
1.壓入式
布置方式：
Le －－氣流貼著巷壁射出風筒後,由於卷吸作用,射流斷麵逐漸擴張，直至射流的斷麵達到最大值，此段稱為擴張段；
La－－射流斷麵逐漸減少，直到為零，此段稱收縮段。
Ls－－從風筒出口至射流反向的最遠距離（即擴張段和收縮段總長）稱射流有效射程。
在巷道條件下，一般有：
式中 S——巷道斷麵,m2。
特點：（１）局扇及電器設備布置在新鮮風流中；
（２）有效射程遠，工作麵風速大，排煙效果好；
（３）可使用柔性風筒，使用方便；
（４）由於Ｐ內＞Ｐ外，風筒漏風對巷道排汙有一定作用。
要求：（１）Ｑ局＜Ｑ巷，避免產生循環風；
（２）局扇入口與掘進巷道距離大於10m；
（３）風筒出口至工作麵距離小於Ls。
2.抽出式
布置方式：
有效吸程Le:風筒吸口吸入空氣的作用範圍。
在巷道邊界條件下，其一般計算式為：
式中 S——巷道斷麵，m2。
特點：（１）新鮮風流沿巷道進入工作麵，勞動條件好；
（２）汙風通過風機；
（３）有效吸程小，延長通風時間，排煙效果不好；
（４）不通使用柔性風筒。
3. 壓入式和抽出式通風的比較：
1) 壓入式通風時，局部通風機及其附屬電氣設備均布置在新鮮風流中，汙風不通過局部通風機，安全性好；而抽出式通風時，含瓦斯的汙風通過局部通風機，若局部通風機不具備防爆性能，則是非常危險的。
2)壓入式通風風筒出口風速和有效射程均較大，可防止瓦斯層狀積聚，且因風速較大而提高散熱效果。然而，抽出式通風有效吸程小，掘進施工中難以保證風筒吸入口到工作麵的距離在有效吸程之內。與壓入式通風相比，抽出式風量小,工作麵排汙風所需時間長、速度慢。
3)壓入式通風時,掘進巷道湧出的瓦斯向遠離工作麵方向排走,而用抽出式通風時,巷道壁麵湧出的瓦斯隨風流向工作麵，安全性較差。
4) 抽出式通風時,新鮮風流沿巷道進向工作麵，整個井巷空氣清新，勞動環境好；而壓入式通風時，汙風沿巷道緩慢排出，當掘進巷道越長，排汙風速度越慢，受汙染時間越久。
5)壓入式通風可用柔性風筒，其成本低、重量輕，便於運輸，而抽出式通風的風筒承受負壓作用，必須使用剛性或帶剛性骨架的可伸縮風筒，成本高，重量大，運輸不便。
4. 混合式通風
混合式通風是壓入式和抽出式兩種通風方式的聯合運用,按局部通風機和風筒的布設位置，分為:長壓短抽、長抽短壓和長抽長壓。
1) 長抽短壓（前壓後抽）
工作麵的汙風由壓入式風筒壓入的新風予以衝淡和稀釋，由抽出式主風筒排出。
其中抽出式風筒須用剛性風筒或帶剛性骨架的可伸縮風筒，若采用柔性風筒，則可將抽出式局部通風機移至風筒入風口，改為壓出式，由裏向外排出汙風(如圖b）。
2) 長壓短抽(前抽後壓)
工作方式：新鮮風流經壓入式長風筒送入工作麵, 工作麵汙風經抽出式通風除塵係統淨化,被淨化後的風流沿巷道排出。
混合式通風的主要特點：
a、通風是大斷麵長距離岩巷掘進通風的較好方式；
b、主要缺點是降低了壓入式與抽出式兩列風筒重疊段巷道內的風量，當掘進巷道斷麵大時,風速就更小,則此段巷道頂板附近易形成瓦斯層狀積聚。
5.可控循環通風
當局部通風機的吸入風量大於全風壓供給設置通風機巷道的風量時，則部分由局部用風地點排出的汙濁風流，會再次經局部通風機送往用風地點，故稱其為循環風。
循環通風方式：循環通風分為摻有適量外界新風的循環通風和不摻有外界新風的循環通風。前者即為可控製循環通風，也稱為開路循環通風；後者稱為閉路循環通風。
在煤礦掘進通風中當使用閉路循環係統時，因既無任何出口，也無法除去這些氣體，在封閉的循環區域中的汙染物濃度必然會越來越大。因此，《規程》嚴禁采用循環通風。
如果循環通風是在一個敞開的區域內，且連續不斷地有適量的新鮮風流摻入到循環風流中,經理論與實踐證明，這部分有控製的循環風流中的汙染物濃度僅僅取決於該地區內汙染物的產生率及流過該地區的新鮮風量的大小，故循環區域中任何地點的汙染物濃度，都不會無限製地增大，而是趨於某一限值。
可控循環局部通風優點: (1) 采用混合式可控循環通風時,掘進巷道風流循環區內側的風速較高，避免了瓦斯層狀積聚,同時也降低了等效溫度，改善了掘進巷道中的氣候條件。
(2) 當在局部通風機前配置除塵器時，可降低礦塵濃度。
(3) 在供給掘進工作麵相同風量條件下，可降低通風能耗。
缺點：(1) 由於流經局部通風機的風流中含有一定濃度的瓦斯與粉塵，因此，必須研製新型防爆除塵風機。
(２)循環風流通過運轉風機的加熱,再返回掘進工作麵，使風溫上升。
(3) 當工作麵附近發生火災時，煙流會返回掘進工作麵，故安全性差，抗災能力弱，災變時有循環風流通過的風機應立即進行控製,停止循環通風,恢複常規通風。
二、礦井全風壓通風
全風壓通風是利用礦井主要通風機的風壓，借助導風設施把主導風流的新鮮空氣引入掘進工作麵。其通風量取決於可利用的風壓和風路風阻。
按其導風設施不同可分為：
1.風筒導風 在巷道內設置擋風牆截斷主導風流，用風筒把新鮮空氣引入掘進工作麵，汙濁空氣從獨頭掘進巷道中排出。。
特點：此種方法輔助工程量小，風筒安裝、拆卸比較方便，通常用於需風量不大的短巷掘進通風中。
２.平行巷道導風 在掘進主巷的同時，在附近與其平行掘一條配風巷，每隔一定距離在主、配巷間開掘聯絡巷，形成貫穿風流，當新的聯絡巷溝通後，舊聯絡巷即封閉。兩條平行巷道的獨頭部分可用風幛或風筒導風，巷道的其餘部分用主巷進風，配巷回風。
特點：此方法常用於煤巷掘進，尤其是厚煤層的采區巷道掘進中，當運輸、通風等需要開掘雙巷時。此法也常用於解決長巷掘進獨頭通風的困難。
3.鑽孔導風 離地表或鄰近水平較近處掘進長巷反眼或上山時，可用鑽孔提前溝通掘進巷道，以便形成貫穿風流。
這種通風方法曾被應用於煤層上山的掘進通風，取得了良好排瓦斯效果。
4.風幛導風 在巷道內設置縱向風幛，把風幛上遊一側的新風引入掘進工作麵，清洗後的汙風從風幛下遊一側排出。這種導風方法，構築和拆除風幛的工程量大。適用於短距離或無其它好方法可用時采用。
三、引射器通風
利用引射器產生的通風負壓,通過風筒導風的通風方法稱引射器通風。引射器通風一般都采用壓入式。
優點：無電氣設備，無噪音;還具有降溫、降塵作用;在煤與瓦斯突出嚴重的煤層掘進時，用它代替局部通風機通風，設備簡單，安全性較高。
缺點：風壓低、風量小、效率低，並存在巷道積水問題。
第五節 礦井風量的測算
一、礦井風量計算原則
礦井需風量，按下列要求分別計算，並必須采取其中最大值。
（１）按井下同時工作最多人數計算，每人每分鍾供給風量不得少於4m3；
（２）按采煤、掘進、硐室及其他實際需要風量的總和進行計算。
二、礦井需風量的計算
1、采煤工作麵需風量的計算
采煤工作麵的風量應該按下列因素分別計算，取其最大值。
(1)按瓦斯湧出量計算：
式中：Qwi——第i個采煤工作麵需要風量，m3/min
Qgwi——第 i個采煤工作麵瓦斯絕對湧出量，m3/min
kgwi——第i個采煤工作麵因瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，通常機采工作麵取kgwi=1.2~1.6 炮采工作麵取kgwi=1.4~2.0,水采工作麵取kgwi=2.0~3.0
（2）按工作麵進風流溫度計算：
采煤工作麵應有良好的氣候條件。其進風流溫度可根據風流溫度預測方法進行計算。其氣溫與風速應符合表中的要求：
采煤工作麵的需要風量按下式計算：
式中 vwi—第i個采煤工作麵的風速，按其進風流溫度從表中取；m/s,
Swi—第i個采煤工作麵有效通風斷麵，取最大和最小控頂時有效斷麵的平均值，m2 ；
kwi——第i 個工作麵的長度係數。
3）按使用炸藥量計算：
式中 25——每使用1kg炸藥的供風量，m3/min；
——第i個采煤工作麵一次爆破使用的最大炸藥量，kg。
4） 按工作人員數量計算：
式中 4——每人每分鍾應供給的最低風量，m3/min
nwi——第i 個采煤工作麵同時工作的最多人數,個。
5)按風速進行驗算
按最低風速驗算各個采煤工作麵的最小風量：
按最高風速驗算各個采煤工作麵的最大風量：
２、掘進工作麵需風量的計算：
煤巷、半煤岩和岩巷掘進工作麵的風量，應按下列因素分別計算，取其最大值。
（１）按瓦斯湧出量計算：
式中 Qhi——第i個掘進工作麵的需風量，m3/min
Qghi——第i個掘進工作麵的絕對瓦斯湧出量；m3/min
kghi——第i個掘進工作麵的瓦斯湧出不均勻和備用風量係數。一般可取1.8~2.0。
（2）按炸藥量計算
式中 25——使用1kg炸藥的供風量，m3/min;
Ahi——第i個掘進工作麵一次爆破所用的最大炸藥量，kg
（3）按局部通風機吸風量計算
式中 ——第i個掘進工件麵同時運轉的局部通風機額定風量的和。
khfi——為防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，一般取1.2~1.3；進風巷道中無瓦斯湧出時取1.2，有瓦斯湧出時取1.3
（４）按工作人員數量計算
式中 nhi——第i個掘進工作麵同時工作的最多人數，人。
（５）按風速進行驗算
按最小風速驗算，岩巷掘進麵最小風量：
各個煤巷或半煤岩巷掘進麵的最小風量；
按最高風速驗算，掘進麵的最大風量：
式中 shi——第i個掘進工作麵巷道的淨斷麵積，m2
３、硐室需風量計算
獨立通風硐室的供風量，應根據不同類型的硐室分別進行計算：
（１）機電硐室
發熱量大的機電硐室，按硐室中運行的機電設備發熱量進行計算：
式中 Qri——第個機電硐室的需風量，m3/min
——機電硐室中運轉的電動機（變壓器）總功率，KW
θ——機電硐室的發熱係數，
ρ——空氣密度，一般取1.25kg/m3
cp——空氣的定壓比熱，一般可取1KJ/kgk
Δt——機電硐室進、回風流的溫度差，℃
采區變電所及變電硐室，可按經驗值確定需風量
m3/min
（2）爆破材料庫
式中 v——庫房空積，m3
（3）充電硐室
按其回風流中氫氣濃度小於0.5%計算
式中 qrhi——第個充電硐室在充電時產生的氫氣量，m3/min
5、礦井總風量計算
礦井的總進風量，應按采煤、掘進、硐室及其他地點實際需要風量的總和:
式中∑Qwl——采煤工作麵和備用工作麵所需風量之和，m3/min；
∑Qhl——掘進工作麵所需風量之和，m3/min；
∑Qrl——硐室所需風量之和，m3/min；
km——礦井通風係統（包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素）備用係數，宜取1.15~1.25。
第三章 礦井瓦斯
第一節 煤層瓦斯含量
一、瓦斯的成因與賦存
（一）礦井瓦斯的生成
煤層瓦斯是腐植型有機物（植物）在成煤過程中生成的。
成氣過程兩個階段一是生物化學成氣時期；二是煤化變質作用時期。
（二）瓦斯在煤體內存在的狀態
煤體是一種複雜的多孔性固體，包括原生孔隙和運動形成的大量孔隙和裂隙，形成了很大的自由空間和孔隙表麵。
煤層中 瓦斯賦存兩種狀態：
1、遊離狀態
2、吸附狀態
二、煤層中瓦斯垂直分帶
形成原因：當煤層直達地表或直接為透氣性較好的第四係衝積層覆蓋時，由於煤層中瓦斯向上運移和地麵空氣向煤層中滲透，使煤層內的瓦斯呈現出垂直分帶特征。
四帶： CO2- N2帶、N2帶、N2—CH4帶、CH4帶。
瓦斯風化帶下界深度確定依據：可以根據下列指標中的任何一項確定。
（1）煤層的相對瓦斯湧出量等於2～3m3/t處；
（2）煤層內的瓦斯組分中甲烷及重烴濃度總和達到80%（體積比）；
（3）煤層內的瓦斯壓力為0.1～0.15MPa；
（4）煤的瓦斯含量達到下列數值處：長焰煤1.0～1.5 m3/t（C.M.），氣煤1.5～2.0m3/t（C.M.），肥煤與焦煤2.0～2.5m3/t(C.M)，瘦煤2.5～3.0m3/t(C.M.)，貧煤3.0～4.0m3/t(C.M.)，無煙煤5.0～7.0m3/t(C.M.)（此處的C.M.是指煤中可燃質既固定碳和揮發分）
三 影響煤層瓦斯含量的因素
煤的瓦斯含量是指單位體積或重量的煤在自然狀態下所含有的瓦斯量（標準狀態下的瓦斯體積），單位為 m3/m3(cm3/cm3)或 m3/t(cm3/g)。
煤的瓦斯含量包括遊離瓦斯和吸附瓦斯含量之和。
主要影響因素：
1、煤的吸附特性 煤的吸附性能決定於煤化程度， 一般情況下煤的煤化程度越高，存儲瓦斯的能力越強。
2、.煤層露頭
3、煤層的埋藏深度 ---深，瓦斯大
4、圍岩透氣性、泥岩、完整石灰岩低透氣性
5、煤層傾角----大，瓦斯小，小，瓦斯大
6、地質構造----封閉地質，瓦斯大，開放的，瓦斯小
7、水文地質條件----水流，帶走瓦斯
四、煤層內的瓦斯壓力
瓦斯流動動力高低以及瓦斯動力現象的基本參數。
瓦斯壓力測定：打鑽、封孔、測壓
瓦斯帶內瓦斯壓力變化規律：
末受采動影響的煤層內的瓦斯壓力，隨深度的增加而有規律地增加，可以大於、等於或小於靜水壓。
瓦斯壓力梯度：
或
式中 P—預測的甲烷帶內深H(m)處的瓦斯壓力，MPa
gp—瓦斯壓力梯度，MPa/m
P1，P2—甲烷帶內深度為H1、H2(m)處的瓦斯壓力，MPa。
P0--甲烷帶上部邊界處瓦斯壓力，取0.2MPa 。
H0---甲烷帶上部邊界深度，m。
第二節 瓦斯湧出
一、瓦斯湧出量
1、含義：礦井建設或生產過程中從煤岩內湧出的瓦斯量
2、瓦斯湧出量表示方法
絕對瓦斯湧出量-- 單位時間湧出的瓦斯體積，單位為m3/d或m3/min：
相對瓦斯湧出量--平均日產一噸煤同期所湧出的瓦斯量，單位是 m3/t 。
二、影響瓦斯湧出的因素
決定於自然因素和開采技術因素的綜合影響。
(一) 自然因素
1、煤層和圍岩的瓦斯含量，
2、地麵大氣壓變化。
（二）開采技術因素
1、開采規模—產量與瓦斯湧出量的關係複雜
2、開采順序與回采方法 ---先開采，大；回采率低，大；頂板管理
3、生產工藝-初期大，呈指數下降
4、風量變化---單一煤層，隨風量減而增，煤層群
5、采區通風係統
6、采空區的密閉質量
三、礦井瓦斯湧出來源的分析與分源治理
按劃分目的的不同，對礦井瓦斯來源有三種劃分方式：
.按水平、翼、采區來進行劃分，作為風量分配的依據之一；
.按掘進區、回采區和已采區來劃分，它是日常治理瓦斯工作的基礎；
.按開采區、臨近區劃分，它是采煤工作麵治理瓦斯工作的基礎
四、瓦斯湧出不均係數
正常生產過程中，礦井絕對瓦斯湧出量受各種因素的影響其數值是經常變化的，但在一段時間內隻在一個平均值上下波動，峰值與平均值的比值稱為瓦斯湧出不均係數。
礦井瓦斯湧出不均係數表示為：
kg=Qmax/Qa
式中：kg－給定時間內瓦斯湧出不均係數；
Qmax－該時間內的最大瓦斯湧出量，m3/min；
Qa－該時間內的平均瓦斯湧出量，m3/min；
方法：確定區域，進回風量、瓦斯濃度
五、礦井瓦斯等級
1.礦井瓦斯等級劃分
依據：按照平均日產一噸煤湧出瓦斯量（相對瓦斯湧出量）和瓦斯湧出形式，劃分為：
低瓦斯礦井：10m3及其以下；高瓦斯礦井：10m3以上；
煤與瓦斯突出礦井。
2、礦井瓦斯等級鑒定
（1）鑒定時間和基本條件 礦井瓦斯等級的鑒定工作應在正常生產的條件下進行。
（2）測點選擇和測定內容及要求。
（3）礦井瓦斯等級的確定。
六、礦井瓦斯湧出量預測
瓦斯湧出量的預測：指根據某些已知相關數據，按照一定的方法和規律，預先估算出礦井或局部區域瓦斯湧出量的工作。
瓦斯湧出量的預測的方法：
（1）統計法
A、 瓦斯湧出量梯度：深度與相對湧出量的比值
B、 物理含義
C、計算
（2）計算法: 以煤層瓦斯含量為基礎進行計算。
第三節 瓦斯爆炸及其預防
一、瓦斯爆炸過程及其危害
１.瓦斯爆炸的化學反應過程
瓦斯爆炸
最終的化學反應式為：CH4+2O2=CO2+2H2O
如果O2不足，反應的最終式為：CH4+O2=CO+H2+H2O
礦井瓦斯爆炸是一種熱－鏈反應過程(也稱連鎖反應)。
２.瓦斯爆炸的產生與傳播過程
爆炸性的混合氣體與高溫火源同時存在，
初燃(初爆) 焰麵 衝擊波 新的爆炸混合物
３、瓦斯爆炸的危害
高溫---2150~2650；高壓---幾~20at，有害氣體CO，衝擊波
二 瓦斯爆炸的主要參數
1 瓦斯的爆炸濃度
在正常的大氣環境中，瓦斯隻在一定的濃度範圍內爆炸，這個濃度範圍稱瓦斯的爆炸界限，其最低濃度界限叫爆炸下限，其最高濃度界限叫爆炸上限，瓦斯在空氣中的爆炸下限為5～6％，上限為14～16％。
瓦斯爆炸界限不是
固定不變的，它受到
許多因素的影響，
其中重要的有：
（1） 氧的濃度
（2）其它可燃氣體
混合氣體中有兩種以上可燃氣體同時存在時，其爆炸界限決定於各可燃氣體的爆炸界限和它們的濃度。可由公式求出：
N——多種可燃氣體同時存在時的混合氣體爆炸上限或下限， ％；
C1、C2、C3...Cn——分別為各可燃氣體占可燃氣體總的體積百分比，％；
C1+ C2+ C3+...Cn =100％
N1、N2、N3...Nn——分別為各可燃氣體的爆炸上限或下限， ％；
（3）煤塵 ----本身具有爆炸，300~400 ℃揮發 氣體
（4）空氣壓力 ----壓力大，分子接近，碰撞幾率增加範圍擴大
（5）惰性氣體 可以降低瓦斯爆炸的危險性。
2 瓦斯的最低點燃溫度和最小點燃能量
瓦斯的最低點燃溫度和最小點燃能量決定於空氣中的瓦斯濃度，瓦斯-空氣混合氣體的最低點燃溫度，絕熱壓縮時565℃，其它情況時650℃。
最低點燃能量為0.28mJ。
3 瓦斯的引火延遲性
引火延遲性：
安全意義。
三 煤礦井下瓦斯爆炸事故原因分析
1、火源
井下的一切高溫熱源——電氣、放炮、摩擦、靜電
2、發生地點
掘進工作麵占80%~90%，采煤工作麵占10%~20%
采煤工作麵發生地點上隅角，采煤機藥割附近
掘進麵發生的原因：
四、預防瓦斯爆炸的措施
(一)防止瓦斯積聚
所謂瓦斯積聚是指瓦斯濃度超過2％，其體積超過0.5m3的現象。
1、搞好通風。
2、及時處理局部積存的瓦斯。
1）、采麵上隅角瓦斯積聚處理；
2）、綜采麵處理
3）、頂板附近層狀積聚處理；
4）、頂板冒落孔洞內積聚處理；
5）、恢複有大量瓦斯積存盲巷或打開封閉
.抽放瓦斯
4 .經常檢查瓦斯濃度和通風狀況
（二）、防止瓦斯引燃
防止瓦斯引燃的原則，是對一切非生產必需的熱源，要堅決禁絕。生產中可能發生的熱源，必須嚴加管理和控製，防止它的發生或限定其引燃瓦斯的能力。
(三)、防止瓦斯爆炸災害事故擴大的措施
萬一發生爆炸，應使災害波及範圍局限在盡可能小的區域內，以減少損失。
第四節 瓦斯噴出煤與瓦斯突出及其預防
瓦斯噴出：大量承壓狀態的瓦斯從煤、岩裂縫中快速噴出的現象。
一、瓦斯噴出的分類
根據噴瓦斯裂縫呈現原因的不同，可把瓦斯噴出分成：
地質來源形成的和采掘卸壓形成的兩大類。
二、瓦斯噴出的預防
預防瓦斯噴出，首先要加強地質工作，查清楚施工地區的地質構造、斷層、溶洞的位置、裂隙的位置和走向、以及瓦斯儲量和壓力等情況，采取相應的預防或處理措施。分為：
1、當瓦斯噴出量和壓力不大時，黃泥或水泥沙漿等充填材料堵塞噴出口；
2、當瓦斯噴出量和壓力較大時，可能的噴出地點附近打前探鑽孔，探測、排放。
前探鑽孔的要求：
(1)10 m外，打鑽75mm，3個
(2)邊掘邊打超前鑽，超前5 m，不少3個孔；
(3)裂隙、溶洞、破壞帶打超前鑽,75mm,2個，超5m
三、煤與瓦斯突出及其預防
（一）、概述
含義：在極短時間內，從煤岩內以極快速度向采掘空間湧出煤岩和瓦斯。
危害：
（二）、突出的機理
突出的機理是關於解釋突出的原因和過程的理論。突出是十分複雜的自然現象，它的機理還沒有統一的見解，假說很多。多數人認為，突出是地壓、瓦斯、煤的力學性質和重力綜合作用的結果。
（三）、突出的一般規律
1、突出多發生在一定的采深以後；
2、突出多發生在地質構造帶、應力集中區；
3、突出的強度和次數，與煤層厚度、傾角、硬度、透氣性等有關；
4、突出與瓦斯關係，瓦斯壓力小含量低，可能發生突出。
4、突出大多發生在落煤、放炮工序
5、突出前有預兆
（四）、預防煤與瓦斯突出的主要技術措施
防突措施分類：
區域性防突措施：實施以後可使較大範圍煤層消除突出危險性的措施，稱為區域性防突措施；
局部防突措施：實施以後可使局部區域(如掘進工作麵)消除突出危險性的措施稱為局部防突措施。
一)、區域性防突措施
區域性防突措施主要有開采保護層和預抽煤層瓦斯兩種。
1、開采保護層
保護層：在突出礦井中，預先開采的、並能使其它相鄰的有突出危險的煤層受到采動影響而減少或喪失突出危險的煤層稱為保護層。
被保護層：後開采的煤層稱為被保護層。保護層位於被保護層上方的叫上保護層，位於下方的叫下保護層。
1)、開采保護層的作用(1)地壓減少，彈性潛能緩慢釋放；
(2)煤層膨脹變形，形成裂隙與孔道，透氣性增加；
(3)煤層瓦斯湧出後，煤的強度增加
2).保護範圍
保護範圍：指保護層開采後，在空間和時間上使危險層喪失突出危險的有效範圍。
（1）垂直保護距離
保護層與被保護層間的有效垂距:上：急<60m,緩：<50m
下：急<80m，緩：<100m
沿傾斜的保護範圍
確定沿傾向的保護範圍就是沿傾向劃定被保護層的上、下邊界(以冒落角)。
沿走向的保護範圍。
超前距一般不得小於兩個
煤層之間垂直距離的兩倍，
至少不小於30m。
(4) 煤柱的影響
二) 局部防突措施
1、鬆動爆破
作用機理：
2、鑽孔排放瓦斯—3.5~4.5孔/m2
作用機理：
3、水力衝孔---在煤岩柱保護下，高壓水
作用機理：
4、超前鑽孔
作用機理：
5、金屬骨架
作用機理：
6、超前支架
作用機理：
7、卸壓槽
8、震動放炮
1）、岩柱厚度>1.5m
2）、炮眼數和炮眼布置，單列三組楔形掏槽
3）、裝藥量：f=3~4,4~5kg/m3, f=6~8,5~7kg/m3
4）、注意事項
(1)撤人；(2)斷電，(3)30min檢查；(4)防止擴大(矸石堆和反向風門)
（五）、突出的預測
突出危險性預測是防治煤與瓦斯突出綜合措施的第一步。突出危險性預測包括區域性預測和工作麵預測。
一)、預測指標
1、煤的瓦斯放散指數ΔP：
一般情況下，ΔP＞15～25時有突出危險。
2、煤的堅固係數f ：
當f0.6～0.8時有突出危險；f＞1.2時，無突出危險。
3、軟煤比 軟煤分層厚度與煤層總厚度之比稱軟煤比，亦稱揉皺係數。該值越高，煤層越不穩定，突出可能性越大。
4、鑽孔瓦斯湧出量和鑽渣量 這是一種可以在掘進工作麵即時預測有無突出危險的方法，它綜合反映了工作麵前方煤體滲透性、破壞程度、瓦斯湧出速度和岩層應力狀態。
二）、突出預兆
1、煤層結構和構造
2、地壓增大
3、瓦斯及其它
第五節 瓦斯抽放
一、概述
規定：
當回采工作麵瓦斯湧出量>5m3/min；
掘進工作麵瓦斯湧出量>3m3/min，采用通風方法解決瓦斯問題不合理時，應該抽放瓦斯。
抽放瓦斯的方法：
按瓦斯的來源分三類；開采煤層、鄰近層、采空區抽放
按抽放的機理分為兩類；未卸壓和卸壓抽放
按彙集瓦斯的方法分為三類。鑽孔、巷道抽放、鑽孔與巷道綜合抽放
貫徹“先抽後采，監測監控，以風定產”十二字方針
二、開采煤層的瓦斯抽放
開采煤層的瓦斯抽放，是在煤層開采之前或采掘的同時，用鑽孔或巷道進行該煤層的抽放工作。
1、未卸壓的鑽孔抽放
本法適用於透氣數較大的開采煤層預抽的瓦斯。
按鑽孔與煤層的關係分為穿層鑽孔和沿層鑽孔；按鑽孔角度分為上向孔、下向孔和水平孔。我國多采用穿層上向鑽孔。
鑽孔參數：
鑽孔方向 我國多為上向孔；
孔間距 30—50m
抽放負壓 孔口負壓不超過14kPa
鑽孔直徑 70—100mm
2、卸壓的鑽孔抽放
2、卸壓的鑽孔抽放
1）、隨掘隨抽
2）、隨采隨抽
頂板走向鑽孔，
頂板巷道
3、人工增加煤層透氣係數的措施
1）、水力壓裂；
2）、水力割縫；
3）、深孔爆破
4）、酸性處理；
5）、交叉鑽孔。
三、鄰近層的瓦斯抽放
鄰近層含義
為什麼鄰近層抽放總能抽出瓦斯呢？
煤層開采後，在其頂板形成三個受采動影響的地帶：冒落帶、裂隙帶和變形帶，在其底板則形成卸壓帶。λ增大。注意問題
參數：鑽場位置；鑽場或鑽孔的間距；鑽孔角度；鑽孔進入的層位；孔徑和抽放負壓
四、采空區抽放
采空區瓦斯抽放可分為全封閉式抽放和半封閉式抽放兩類。全封閉式抽放又可分為密閉式抽放、鑽孔式抽放和鑽孔與密閉相結合的綜合抽放等方式。半封閉式抽放是在采空區上部開掘一條專用瓦斯抽放巷道(如雞西礦務局城子河煤礦)，在該巷道中布置鑽場向下部采空區打鑽，同時封閉采空區入口，以抽放下部各區段采空區中從鄰近層湧入的瓦斯。抽放的采空區可以是一個采煤工作麵(如鬆藻礦務局打通二礦)，或一兩個采區的局部範圍(如天府礦務局磨心坡煤礦)，也可以是一個水平結束後的大範圍抽放(如中梁山礦務局)。
五、圍岩瓦斯抽放
煤層圍岩裂隙和溶洞中存在的高壓瓦斯會對岩巷掘進構成瓦斯噴出或突出危險。為了施工安全，可超前向岩巷兩側或掘進工作麵前方的溶洞裂隙帶打鑽，進行瓦斯抽放(如廣旺礦務局唐家河煤礦)。
六 、瓦斯抽放設備
抽放瓦斯的設備主要有鑽機、封孔裝置、管道、瓦斯泵、安全裝置和檢測儀表。
鑽機：根據鑽孔深度選擇，可用專用於打抽放鑽孔的鑽機（裝有排放瓦斯裝置），也可以用一般鑽機。鑽孔打好後，將孔口段直徑擴大到100～120mm，插入直徑70～80mm的鋼管。
封孔：用水泥砂漿封孔，也可以用膠圈封孔器或聚胺脂封孔。封口深度視孔口附近圍岩性質而定，圍岩堅固時2～3m，圍岩鬆軟時6～7m，甚至10m左右。
其它：封孔後，必須在抽放前用彎管、自動放水器、流量計、鎧裝軟管(或抗靜電塑料軟管)、閘門等將鑽孔與抽放管路連接起來。
1、抽放瓦斯的管道
一般用鋼管或鑄鐵管。管道直徑是決定抽放投資和抽放效果的重要因素之一。管道直徑D（m）應根據預計的抽出量，用下式計算：
D =[(4Qc)/(60πv)]1/2 (9-7-1)
式中; Qc --- 管內氣體流量，m3/min; v ---- 管內氣體流速，m/s;
管內瓦斯流速 V:5m/s
大多數礦井抽放瓦斯的管道內徑為：
采區的100mm～150mm，
大巷的150mm～300mm，
井筒和地麵的200mm～400mm。
管道阻力計算：管道鋪設路線選定後，進行管道總阻力的計算，用來選擇瓦斯泵。管道阻力計算方法和通風設計時計算礦井總阻力一樣，即選擇阻力最大的一路管道，分別計算各段的摩擦阻力和局部阻力，累加起來即為整個係統的總阻力。
摩擦阻力hf (Pa)可用下式計算:
hf=(1-0.00446C)LQc2/kD5
式中 L---管道的長度， m; D---管徑 cm; k---係數 見表(9-7-3)
Qc--管內混合氣體的流量), m3/h；C---混合氣體中的瓦斯濃度。
表 9-7-3
管徑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
局部阻力一般不進行個別計算，而是以管道總摩擦阻力的10％～20％作為局部阻力。
管道的總阻力hR-為:
2、瓦斯泵
常用的瓦斯泵有，水環式真空泵、離心式鼓風機和回轉式鼓風機。
水環式真空泵的特點是真空度高、負壓大、流量小、安全性好(工作室內充滿介質，不會發生瓦斯爆炸)。適用於抽出量不大，要求抽放負壓高礦井。
離心式鼓風機適用於瓦斯抽出量大（20～1200m3/min），管道阻力不高（4～5kPa）的抽放情況下。
回轉式鼓風機的特點是，管道阻力變化時，風機的流量幾乎不變，所以供氣均勻，效率高。缺點是噪音大，檢修複雜。
3、流量計
為了全麵掌握與管理井下瓦斯抽放情況，需要在總管、支管和各個鑽場內安設測定瓦斯流量的流量計。目前井下一般采用孔板流量計，如圖(9-7-11)所示。孔板兩端靜壓差h(可用水柱計測出)與流過孔板的氣體流量有如下關係式:
Q=9.7×10-4×K{h×P/[0.716×C +1.293(1-C)]}1/2 &nbs |
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