矿井通风与安全

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第一章矿井空气本章重点：1.空气成分；2.矿井有害气体、来源及最高允许浓度；3.矿井气候条件。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、主要任务一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、气、制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。干空气的组成成分表气体成分按体积计/%按质量计/%备注氧气(02)20.9623.32惰性稀有气体氨、氮气(N2)79.076.71覆、氨、氟、二氧化碳(CO2)0.040.06赦等计在氮气中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。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，

1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(02)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。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。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6-150.2-0.4轻劳动20-250.6-1.0中度劳动30-401.2-2.6市:劳动40-601.8-2.4极重劳动40-801.5-3.1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。正因为氨气具有的惰性，因此可将其用于井下防火火和防止瓦斯爆炸。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。

2三、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、NOz、S02NH,Hz。一、基本性性质1、一氧化碳(C0)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(HaS)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L19,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%,广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(Ng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L59,易溶于水。主要危害：二

3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。1.二氧化硫(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。2.氨气(NHs)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，用水灭火等；部分岩层中也有氨气涌出。3.氢气(%)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。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co0.0024氧化氮（折算成二氧化氮）NO20.00025二氧化硫SO20.0005硫化氢H2S0.00066

4氨NH30.004第三节矿井气候矿井气候：矿井空气的温度、湿度和流速三个参数的综合作用。这三个参数也称为矿井气候条件的三要素。一、矿井气候对人体热平衡的影响新陈代谢是人类生命活动的基本过程之一。人体散热主要是通过人体皮肤表面与外界的对流、辐射和汗液蒸发这三种基本形式进行的。对流散热取决于周围空气的温度和流速；辐射散热主要取决于环境温度；蒸发散热取决于周围空气的相对湿度和流速。人体热平衡关系式：qm-q*=qd+q’+qf+qchq.——人体在新陈代谢中产热量，取决于人体活动量；q.——人体用于做功而消耗的热量，qm-qw人体排出的多余热量：q«——人体对流散热量，低于人体表面温度，为负，否则，为正；qz——汗液蒸发或呼出水蒸气所带出的热量；qr——人体与周围物体表面的辐谢散热量，可正，可负；qc——人体由热量转化而没有排出体外的能量；人体热平衡时，4产0;当外界环境影响人体热平衡时，人体温度升高乐〉0,人体温度降低，qch<0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.湿球温度湿球温度这个指标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熔与比热的比值。它是一个以能量为基础来评价矿井气候条件的指标。

51.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。2.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，Kd=41.868F/tW/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28C。第二章矿井空气流动的基本理论本章的重点：1、空气的物理参数--T、P、①、u、P；2、风流的能量与点压力--静压，静压能；动压、动能；位能；全压；抽出式和压入式相对静压、相对全压与动压的关系3、能量方程连续性方程；单位质量能量方程、单位体积能量方程4、能量方程在矿井中的应用--边界条件、压力坡度图本章的难点：点压力之间的关系能量方程及其在矿井中的应用主要研究内容：矿井空气沿井巷流动过程中宏观力学参数的变化规律以及能量的转换关系。介绍空气的主要物理参数、性质，讨论空气在流动过程中所具有的能量（压力）及其能量的变化。根据热力学第一定律和能量守恒及转换定律，结合矿井风流流动的特点，推导了矿井空气流动过程中的能量方程，介绍了能量方程在矿井通风中的应用。第一节空气的主要物理参数一、温度温度是描述物体冷热状态的物理量。矿井表示气候条件的主要参数之一。热力学绝对温标的单位K,摄式温标T=273.15+t二、压力（压强）空气的压力也称为空气的静压，用符号P

6表示。压强在矿井通风中习惯称为压力。它是空气分子热运动对器壁碰撞的宏观表现。P=2/3n（l/2mv2）矿井常用压强单位：PaMpainmHgmmH20mmbarbaratm等。换算关系：1atm=760mmHg=1013.25mmbar=101325Pa（见P396）1mmbar=100Pa=10.2mmH20,1mmHg=13.6mmH20=133.32Pa三、湿度表示空气中所含水蒸汽量的多少或潮湿程度。表示空气湿度的方法：绝对湿度、相对温度和含湿量三种。1、绝对湿度每立方米空气中所含水蒸汽的质量叫空气的绝对温度。其单位与密度单位相同(Kg/m3),其值等于水蒸汽在其分压力与温度下的密度。rv=Mv/V饱和空气：在一定的温度和压力下，单位体积空气所能容纳水蒸汽量是有极限的,超过这一极限值，多余的水蒸汽就会凝结出来。这种含有极限值水蒸汽的湿空气叫饱和空气,这时水蒸气分压力叫饱和水蒸分压力，PS,其所含的水蒸汽量叫饱和湿度rs.2、相对湿度单位体积空气中实际含有的水蒸汽量(rV)与其同温度下的饱和水蒸汽含量(rS)之比称为空气的相对湿度6=rV/rS反映空气中所含水蒸汽量接近饱和的程度。中愈小空气愈干爆，6=0为干空气；6愈大空气愈潮湿，6=1为饱和空气。温度下降，其相对湿度增大，冷却到e=1时的温度称为露点例如：甲地：t=18℃,rV=0.0107Kg/m3,乙地：t=30℃,rV=0.0154Kg/m3解：查附表当t为18°C,rs=0.0154Kg/m3,,

7当t为30℃,rs=0.03037Kg/m3,/.甲地：4>=rV/rS=0,7=70%乙地：巾=rV/rS=0.51=51%乙地的绝对湿度大于甲地，但甲地的相对湿度大于乙地，故乙地的空气吸湿能力强。露点：将不饱和空气冷却时，随着温度逐渐下降，相对湿度逐渐增大，当达到100%时，此时的温度称为露点。上例甲地、乙地的露点分别为多少？3,含湿量含有1kg干空气的湿空气中所含水蒸汽的质量(kg)称为空气的含湿量。d=rV/rd,rV=6Ps/461Trd=(P-6Ps)/287Td=0.622(pPs/(P-ipPs)四、焰燧是一个复合的状态参数，它是内能u和压力功PV之和，焰也称热结。i=id+d・iV=1.0045t+d(2501+1.85t)实际应用烯-湿图(I-d)五、粘性流体抵抗剪切力的性质。当流体层间发生相对运动时，在流体内部两个流体层的接触面上，便产生粘性阻力(内摩擦力)以阻止相对运动，流体具有的这一性质，称作流体的粘性。其大小主要取决于温度。Vy根据牛顿内摩擦定律有：运动粘度为：m2/s式中：u一—

8比例系数，代表空气粘性，称为动力粘性或绝对粘度。其国际单位：帕.秒，写作：Pa.S»温度是影响流体粘性主要因素，气体，随温度升高而增大，液体而降低六、密度单位体积空气所具有的质量称为空气的密度，与p、t、湿度等有关。湿空气密度为干空气密度和水蒸汽密度之和，即：根据气体状态方程，可推出空气密度计算公式：kg/m3式中：P为大气压，Psat为饱和水蒸汽压，单位：Pa；山为相对湿度；T为空气绝对温度，T=t+273,K。kg/m3式中：P为大气压，Psat为饱和水蒸汽压，单位:mmHgo注意：P和Psat单位一致。空气比容：n=V/M=l/r第二节风流的能量与压力能量与压力是通风工程中两个重要的基本概念，压力可以理解为：单位体积空气所具有的能够对外作功的机械能。一、风流的能量与压力1.静压能一静压

9（1）静压能与静压的概念空气的分子无时无刻不在作无秩序的热运动。这种由分子热运动产生的分子动能的一部分转化的能够对外作功的机械能叫静压能，在矿井通风中，压力的概念与物理学中的压强相同，即单位面积上受到的垂直作用力。静压也可称为是静压能。（2）静压特点a.无论静止的空气还是流动的空气都具有静压力；b.风流中任一点的静压各向同值，且垂直于作用面；c.风流静压的大小（可以用仪表测量）反映了单位体积风流所具有的能够对外作功的静压能的多少。如说风流的压力为Pa,则指风流Im?具有101332J的静压能。（3）压力的两种测算基准（表示方法）根据压力的测算基准不同，压力可分为：绝对压力和相对压力。A、绝对压力：以真空为测算零点（比较基准）而测得的压力称之为绝对压力，用P表不。B、相对压力：以当地当时同标高的大气压力为测算基准（零点）测得的压力称之为相对压力，即通常所说的表压力，用h表示。风流的绝对压力（Pi）、相对压力（h）和与其对应的大气压（Po）三者之间的关系如下式所示：hiPiPo

10Pi与hi比较：I、绝对静压总是为正，而相对静压有正负之分；H、同一断面上各点风流的绝对静压随高度的变化而变化，而相对静压与高度无关。HI、R可能大于、等于或小于与该点同标高的大气压(P°J。2、重力位能(1)重力位能的概念物体在地球重力场中因地球引力的作用，由于位置的不同而具有的一种能量叫重力位能，简称位能，用Er表示。如果把质量为M(kg)的物体从某一基准面提高Z(m),就要对物体克服重力作功M.g.Z(J),物体因而获得同样数量(M.g.Z)的重力位能。即:Epo=M.g.Z

11重力位能是一种潜在的能量，它只有通过计算得其大小，而且是一个相对值。实际工作中一般计算位能差。（2）位能计算重力位能的计算应有一个参照基准面。如下图1一2两断面之间的位能差：Epoi2=Jpigdzi（3）位能与静压的关系当空气静止时（v=0）,由空气静力学可知：各断面的机械能相等。设以2-2断面为基准面：1-1断面的总机械能EfEkh+Pi2-2断面的总机械能E2=Epo2+P2由El=E2得：Ep01+P1=Ep02+P2由于电产。（2-2断面为基准面），Epoi=P12.g・Z129所以：P2=EpO1+P1=P12.g.Z12+P1说明：I、位能与静压能之间可以互相转化。II、在矿井通风中把某点的静压和位能之和称之为势能。（4）位能的特点a.位能是相对某一基准面而具有的能量，它随所选基准面的变化而变化。但位能差为定值。b.位能是一种潜在的能量，它在本处对外无力的效应，即不呈现压力,故不能象静压那样用仪表进行直接测量。C.位能和静压可以相互转化，在进行能量转化时遵循能量守恒定律。

123.动能一动压(1)动能与动压的概念当空气流动时，除了位能和静压能外，还有空气定向运动的动能，用E,表示，J/m3；其动能所转化显现的压力叫动压或称速压，用符号鼠表示，单位Pa。(2)动压的计算单位体积空气所具有的动能为：Evi=piXv2X0.5式中：pi一一I点的空气密度，Kg/m3；v一一I点的空气流速，m/s,。对外所呈现的动压h“，其值相同。(3)动压的特点a.只有作定向流动的空气才具有动压，因此动压具有方向性。b.动压总是大于零。垂直流动方向的作用面所承受的动压最大(即流动方向上的动压真值)；当作用面与流动方向有夹角时，其感受到的动压值将小于动压真值。c.在同一流动断面上，由于风速分布的不均匀性，各点的风速不相等，所以其动压值不等。d.某断面动压即为该断面平均风速计算值。（4）全压风道中任一点风流，在其流动方向上同时存在静压和动压，两者之和称之为该点风流的全压,即：全压=静压+动压。由于静压有绝对和相对之分，故全压也有绝对和相对之分。

13A、绝对全压（PQPti=Pi+hviB、相对全压（h«）h“=hi+hvi=Pti—P“说明：'A、相对全压有正负之分；B、无论正压通还是负压通风，Pti>Pihti>hi«二、风流的点压力之间相互关系风流的点压力是指测点的单位体积（1m，）空气所具有的压力。通风管道中流动的风流的点压力可分为：静压、动压和全压。风流中任一点i的动压、绝对静压和绝对全压的关系为：h“=P「Pih“、hi和h“三者之间的关系为：htl=hi+hvio压入式通风（正压通风）：风流中任一点的相对全压恒为正。PtiandPi>Poi...hi>0,hti>0且hti>hi压入式通风的实质是使风机出口风流的能量增加量出口风流的绝对压力大于风机进口的压力。抽出式通风（负压通风）：风流中任一点的相对全压恒为负，对于抽出式通风由于hti和hi为负，实际计算时取其绝对值进行计算。VPtiandPih，但|h“|<|h，|

14实际应用中，因为负通风风流的相对全压和相对静压均为负值，故在计算过程中取其绝对值进行计算。即：Ihtl|=|hi|-h,t1]♦aPol••♦，压入式通风抽出式通风压入式通风抽出式通风抽出式通风的实质是使风机出口风流的能量降低，即出口风流的绝对压力小于风机进口的压力。风流点压力间的关系例题2-2-1如图压入式通风风筒中某点i的hi=1000Pa,hvi=150Pa,风筒外与i点同标高的P0i=101332Pa,求：(1)i点的绝对静压R；(2)i点的相对全压卜；(3)i点的绝对静压解：(1)P1=P01+hi=101332+1000-102332Pa(4)hti=hi+hvi=1000+150=1150Pa

15(3Pti=Poi+hti=Pi+hvi=lO1332.32+1150=Pa例题2-2-2如图抽出式通风风筒中某点i的hFlOOOPa,h“=150Pa,风筒外与i点同标高的Ps=101332Pa,求：(1)i点的绝对静压R；(2)i点的相对全压h“；(3)i点的绝对静压P“。

16解：(1)Pi=Poi+hi=lO1332.5-1000=100332Pa1000-150=850Pa(2)|hti|=|hi|—h,i=hti=-850Pa(3)Ptl=P0i+hti=101332.5-850=100482Pa三、风流点压力的测定1、矿井主要压力测定仪器仪表(1)绝对压力测量：空盒气压计、精密气压计、水银气压计等。(介绍实物)(2)压差及相对压力测量：恒温气压计、“U”水柱计、补偿式微压计、倾斜单管压差计。(3)感压仪器：皮托管，承受和传递压力，+-测压2、压力测定(1)绝对压力一一直接测量读数。(2)相对静压(以如图正压通风为例)(注意连接方法)：推导如图h=hi?以水柱计的等压面0'—0'为基准面，设：i点至基准面的高度为Z,胶皮管内的空气平均密度为P.，胶皮管外的空气平均密度为P；；与i点同标高的大气压风。则水柱计等压面0'—0'两侧的受力分别为:POi水柱计左边等压面上受到的力：

17P左=Po+P水gh=Poi+P.g(z-h)+P水gh水柱计右边等压面上受到的力：P右=Poi+P・gZ由等压面的定义有：P左=P右，即：Poi+Pm,g(z-h)+P水gh=Poi+Pmgz若P・=Pm有：水>>Pxg=(p,-p.,)xg对于负压通风的情况请自行推导(注意连接方法)：说明：(I)水柱计上下移动时，hi保持不变;

18测定连接如图（说明连接方法及水柱高度变化）（以上关系，实验室验证）第三节矿井通风中的能量方程当空气在井巷中流动时，将会受到通风阻力的作用，消耗其能量；为保证空气连续不断地流动，就必需有通风动力对空气作功，使得通风阻力和通风动力相平衡。一、空气流动连续性方程在矿井巷道中流动的风流是连续不断的介质，充满它所流经的空间。在无点源或点汇存在时，根据质量守恒定律：对于稳定流，流入某空间的流体质量必然等于流出其的流体质量。如图井巷中风流从1断面流向2断面，作定常流动时，有：PiV,Si=P2V2S2Mi=const式中PI、P2一—1、2断面上空气的平均密度，kg/m3；vb,V2一一1、2断面上空气的平均流速，m/s；

19Si>S21、2断面面积，m2o两种特例：(I)若Si=Sz,贝P1Vi=p2V?；(n)若Pi=pz,则ViSi=v2s2o对于不可压缩流体，通过任一断面的体积流量相等，即Q=viSi=const二、可压缩流体的能量方程能量方程表达了空气在流动过程中的压能、动能和位能的变化规律，是能量守恒和转换定律在矿井通风中的应用.(一)、单位质量(1kg)流量的能量方程在井巷通风中，风流的能量由机械能(静压能、动压能、位能)和内能组成，常用1kg空气或Im'空气所具有的能量表示。机械能：静压能、动压能和位能之和。内能：风流内部所具有的分子内动能与分子位能之和。空气的内能是空气状态参数的函数，即：u=f(T,P)o能量分析任一断面风流总机械能：压能+动能+位能任一断面风流总能量：压能+动能+位能+内能，所以，对单位质量流体有：I-麻面总藐量殳+-4-g.^+u,A2

202-#面峰量殳+江A2假设；1kg空气由1断面流至2断面的过程中，Lr(J/kg)：克服流动阻力消耗的能量；m(J/kg)：U部分转化的热量(这部分被消耗的能量将转化成热能仍存在于空气中)；q(J/kg)：外界传递给风流的热量(岩石、机电设备等)。根据能量守恒定律：—+-^-4-g.Z|+ul+^+7=—+—^―+4-u,»LjA2A2qR+q=ua-uj+Pdv根据热力学第一定律，传给空气的热量(q*+q),一部分用于增加空气的内能，一部分使空气膨胀对外作功，即：ppJJ彳—2i—=P3v3-PiVj=Jd(Pv)=JPdv+JvdPPiPiiii式中：v为空气的比容，m7kg0又因为：ll1[vdP=JdP

21上述三式整理得:2(22、Lr=-fvdP+?一?+g(Zi-^2)1122)即为：单位质量可压缩空气在无压源的井巷中流动时能量方程的一股形式。式中称为伯努力积分项，它反映了风流从1断面流至2断面的过程中的静压能变化，它与空气流动过程的状态密切相关。对于不同的状态过程,其积分结果是不同的。

22对于多变过程，过程指数为n,对伯努利积分进行积分计算，可得到：单位质量可压缩空气在无压源的井巷中流动时能量方程可写成如下一般形式。其中过程指数n按下式计算:dlnP_AlnPdlnvAlnvInPi-lnP2_InPi-lnP2lnv2-InViInp{-Inp2有压源L在时，单位质量可压缩空气井巷中流动时能量方程可写成如下一般形式。式中pm表示1,2断面间按状态过程考虑的空气平均密度，得p—p.n-1I。1P>)In"/、L?_也.RInP/4"八）P,ip、L佟-外蛇％）+"Pg122）则单位质量流量的能量方程式又可写为

23L*=歹■+停-新£（Z「Z,）+"（二）、单位体积（InO流量的能量方程我国矿井通风中习惯使用单位体积（In?）流体的能量方程。在考虑空气的可压缩性时，那么1淀空气流动过程中的能量损失（hR,J/m3（Pa）,即通风阻力）可由1kg空气流动过程中的能量损失（LJ/Kg）乘以按流动过程状态考虑计算的空气密度6,即：hR4K.p„；则单位体积（In?）流量的能量方程的书写形式为：Pm+g『m(Zl-Z?)几点说明：1、lm3空气在流动过程中的能量损失（通风阻力）等于两断面间的机械能差。2、gpm（Z.-Z2）是1、2断面的位能差。当1、2断面的标高差较大的情况下，该项数值在方程中往往占有很大的比重，必须准确测算。其中，关键是d的计算，及基准面的选取。懒的测算原则：将1一2测段分为若干段，计算各测定断面的空气密度（测定P、t、。），求其几何平均值。基准面选取：取测段之间的最低标高作为基准面。例如：如图所示的通风系统，如要求1、2断面的位能差，

24基准面可选在2的位置。其位能差为：而要求1、3两断面的位能差，其基准面应选在0-0位置。其位能差为:

25田poll==J4g修g信夕新0旅第12-如atEBgZ303、是1、2两断面上的动能差A、在矿井通风中，因其动能差较小，故在实际应用时，式中可分别用各自断面上的密度代替计算其动能差。即上式写成：其中：Pi.Pz分别为1、2断面风流的平均气密度。B、动能系数：是断面实际总动能与用断面平均风速计算出的总动能的比。即:2vSJ,”3ds因为能量方程式中的VI、V2分别为1、2断面上的平均风速。由于井巷断面上风速分布的不均匀性，用断面平均风速计算出来的断面总动能与断面实际总动能不等。需用动能系数K，加以修正。在矿井条件下，K,一般为1.02〜1.05。由于动能差项很小，在应用能量方程时，可取（为1。因此，在进行了上述两项简化处理后，单位体积流体的能量方程可近似的写成：J/m3hR辟（P「Pz）+T■自一Tal+kQalZi-

26J/m3（三）、关于能量方程使用的几点说明1.能量方程的意义是，表示1kg（或1m3）空气由1断面流向2断面的过程中所消耗的能量（通风阻力），等于流经1、2断面间空气总机械能（静压能、动压能和位能）的变化量。2.风流流动必须是稳定流，即断面上的参数不随时间的变化而变化；所研究的始、末断面要选在缓变流场上。3.风流总是从总能量（机械能）大的地方流向总能量小的地方。在判断风流方向时,应用始末两断面上的总能量来进行，而不能只看其中的某一项。如不知风流方向，列能

27量方程时，应先假设风流方向，如果计算出的能量损失(通风阻力)为正，说明风流方向假设正确；如果为负，则风流方与假设相反。1.正确选择求位能时的基准面。2.在始、末断面间有压源时，压源的作用方向与风流的方向一致，压源为正，说明压源对风流做功；如果两者方向相反，压源为负，则压源成为通风阻力。3.应用能量方程时要注意各项单位的一致性。7、对于流动过程中流量发生变化，则按总能量守恒与转换定律列方程+P|a)+玲+“分23«+4+苧“(^201hkU例1、在某一通风井巷中，测得1、2两断面的绝对静压分别为101324.7Pa和101858Pa,若S尸S2,两断面间的高差Z「Zz=100米，巷道中加2=1.2kg/m3,求：1,2两断面间的通风阻力，并判断风流方向。解：假设风流方向172,列能量方程；*ml(R-pJ+伴巧一^■司+Z-。匕口=(101324.7-101858)+0+100X9.81X1.2=643.9J/m3o由于阻力值为正，所以原假设风流方向正确，1—2。

28例2、在进风上山中测得1、2两断面的有关参数，绝对静压巴=106657.6Pa,P2=101324.72Pa；标高差ZHk-400m；气温ti=15'C,t2=20℃；空气的相对湿度的=70%,([>2=80%；断面平均风速vf5.5m/s,vz=5m/s；求通风阻力Lr、hRo解：查饱和蒸汽表得；匕=15c时，Psi=1704Pa；tz=20C时，Ps2=2337Pa；c-106657.6/0.378x0.7x1704^—3A=0003484x——xl————--=1.2842881511066576)c-.101324.720.378x0.8x2337^3Oy=0.003484xkll.l95&br/MJ1293.15I101324.72}taP.-hP,hl06657.6-hl01324.72…3-gbl.284l-b1.1958像浸卜件卦0F)-1-9.81x(-400)。72阿〃6101324.72)(讨力0.72-1*1128411.1958广1-2-)=382.26J/kg

291066576-101324.72=-1066576101124.72f106657-610132472、1据6%6/：2841II28411.1958J101324.72/1.1958=1.23877kg/m3强=Pj+仔_+阻(4-4)=1066576-101324.72+(5H力xl23877+9.81x123877x(-400)=475.19J/m3或hR=LRXp.=382.26X1.23877=473.53J/m30第四节能量方程在矿井通风中的应用一、水平风道的通风能量（压力）坡度线

30（一）、能量（压力）坡度线的作法意义：掌握压力沿程变化情况；有利于通风管理。犷散器流程如图所示的通风机一水平风道系统，绘制能量（压力）坡度线。1、风流的边界条件入口断面处：风流入口断面处的绝对全压等于大气压（可用能量方程加以证明,对入口断面的内外侧列能量方程并忽略极小的入口流动损失），即：Ptin=Po,所以，htm=0,hin=-hvin；出口断面处：风流出口断面处的绝对静压等于大气压（可用能量方程加以证明,对出口断面的内外侧列能量方程并忽略极小的出口流动损失），即：Pex=Po,所以，he.=0,ht„=hvex；2、作图步骤

311）、以纵坐标为压力（相对压力或绝对压力），横坐标为风流流程。2）、根据边界条件确定起始点位置。3）、将各测点的相对静压和相对全压与其流程的关系描绘在坐标图中。4）、最后将图上的同名参数点用直线或曲线连接起来，就得到所要绘制的能量（压力）坡度线。（二）、能量（压力）坡度线的分析1、通风阻力与能量（压力）坡度线的关系Lj=（R-£）+h-⑷—Itj=hi—hj由于风道是水平的，故各断面间无位能差，且大气压相等。由能量方程知，任意两断面间的通风阻力就等于两断面的全压差：（VPoi=Poj）a、抽出段求入口断面至i断面的通风阻力，由上式得：hra~i=hto—hti=—hti（hto=O）即：入口至任意断面i的通风阻力（hRo~i）就等于该断面的相对全压（hti）的绝对值。求负压段任意两断面（i、j）的通风阻力：hr=Ph—Ptjhti=Pti-Poi又•.,Ihtihih,i代入上式得：Pn=Poi-Ihi|—hvi同理：Ptj=Poi-|hj|—hvj

32hSi~j=（Poi-|hi|—hvi）—（Poi-1hj|—hvj）=|hj|—|hi|+hvi-h”=|htJ|—|hti|若h“=h.jhRi~j=|hj|—|hi|b、压入段求任意断面i至出口的通风阻力，由上式得：hsi-w=hu—htio=hti—hvto（hio=0）即：压入段任意断面i至出口的通风阻力（hRi-10）等于该断面的相对全压（ht））减去出口断面的动压（鼠。）O求正压段任意两断面（i、j）的通风阻力：同理可推导两断面之间的通风阻力为：hsi~j—hti—htj2、能量（压力）坡度线直观明了地表达了风流流动过程中的能量变化。绝对全压（相对全压）沿程是逐渐减小的；绝对静压（相对静压）沿程分布是随动压的大小变化而变化。3、扩散器回收动能（相对静压为负值）所谓扩散器回收动能，就是在风流出口加设一段断面逐渐扩大的风道，使得出口风速变小，从而达到减小流入大气的风流动能。扩散器安设的是否合理，可用回收的动能值(Ah)与扩散器自身的通风阻力(hRd)相比较来确定，即：

33Ah,=hv°x—hv「>hRd合理Ahkhvex—hvex'hn9~10»贝U,h9<0(为负值)因此，测定扩散器中的相对静值就可判断扩散器的安装是否合理，相对静压的负值越大，其扩散器回收动能的效果越好。(三)、通风机全压(Ht)1、通风机全压的概念通风机的作用：就是将电能转换为风流的机械能，促使风流流动。通风机的全压乩等于通风机出口全压与入口全压之差：Ht=Pt6—Pts2、通风机全压乩与风道通风阻力、出口动能损失的关系由能量方程和能量（压力）坡度线可以看出：11R6〜10=Pt6—PtlO：・Pt6=11R6〜】o+PtlO，hRO〜5=Pt0—Pt5Pt5=Pt0—llRO〜5,Ht~Pt6—Pt5=hR6〜lo+PtlO—（Pt0—hllO〜5）

34=Hr6-10+Po+hv10-（P0—hRO〜5）二hR6〜io+hvioIhiio〜5Ht=11ro〜io+hvio・・・通风机全压是用以克服风道通风阻力和出口动能损失。通风机用于克服风道阻力的那一部分能量叫通风机的静压HsoHs=Iiro〜io,Ht=Hs+hvio两个特例：a）、无正压通风段（6断面直接通大气）通风机全压仍为：Ht=Pt6—Pt5■:Pt5=Pto—Hr0〜5；Pt6=Po+hv6••Hf—Hr0〜5Ihv6b）、无负压通风段（5断面直接通大气）Pt6=hR6〜lo+PtlO,PtlO=Po+hvU）；Pt5=Po

35Ht=hR6~io4_hvio的全压都是用于克服风道的通风阻无论通风机作何种工作方式,通风机力和出口动能损失；其中通风机静压用于克服风道的通风阻力。抽出式通风方式■一一」压入式通风方式二、通风系统风流能量（压力）坡度线（-）通风系统风流能量（压力）坡度线绘制矿井通风系统的能量（压力）坡度线（一般用绝对压力）的方法：是沿风流流程布设若干测点，测出各点的绝对静压、风速、温度、湿度、标高等参数，计算出各点的动压、位能和总能量；然后在压力（纵坐标）一一风流流程（横坐标）坐标图上描出各测点，将同名参数点用折线连接起来，即是所要绘制的通风系统风流能量（压力）坡度线。以下图所示简化通风系统为例，说明矿井通风系统中有高度变化的风流路线上能量（压力）坡度线的画法。作图步骤：1.确定基准面。一般地，以最低水平（如2-3）为基准面。2.测算出各断面的总压能（包括静压、动压和相对基准面的位能）。3.选择坐标系和适当的比例。以压能为纵坐标，风流流程为横坐标，把各断面的静压、动压和位能描在坐标系中，即得1、2、3、4断面的总能量。

361.把各断面的同名参数点用折线连接起来，即得1—2—3—4流程上的压力坡度线。（二）矿井通风系统能量（压力）坡度线的分析1、能量（压力）坡度线（a-b-c-d）清楚地反映了风流在流动过程中，沿程各断面上全能量与通风阻力th之间的关系。全能量沿程逐渐下降，从入风口至某断面的通风阻力就等于该断面上全能量的下降值（如bob）,任意两断面间的通风阻力等于这两个断面全能量下降值的差。2、绝对全压和绝对静压坡度线的坡度线变化有起伏（如1〜2段风流由上向下流动，位能逐渐减小，静压逐渐增大；在3〜4段其压力坡度线变化正好相反，静压逐渐减小，位能逐渐增大）。说明，静压和位能之间可以相互转化。3、1、4断面的位能差（EpolEQ叫做自然风压（见）。瓜和通风机全压（Ht）共同克服矿井通风阻力和出口动能损失。Hw+Ht（d?〜e）=（do〜d）+（dD4、能量（压力）坡度线可以清楚的看到风流沿程各种能量的变化情况。特别是在复杂通风网络中，利用能量（压力）坡度线可以直观地比较任意两点间的能量大小，判断风流方向。这对分析研究局部系统的均压防灭火和控制瓦斯涌出是有力的工具。例2如图2-4-4所示的同采工作面简化系统，风流从进风上山经绕道1分为二路；一路流经1—2—3—4（2—3为工作面I）；另一路流经1一5—6—4（5—6为工作面H）。两路风流在回风巷汇合后进入回风上山。如果某一工作面或其采空区出现有害气体是否会影响另一工作面？解：要回答这一问题，可以借助压力坡度线来进行分析。为了绘制压力坡度线,必须对该局部系统进行有关的测定。根据系统特点，沿风流流经的两条路线分别布置测点，测算出各点的总压能。根据测算的结果即可绘出压力坡度线见图2-4-5。由压力坡度线可见，1—2—3—4线路上各点风流的全能量大于1—5—6—4线路上各对应点风流的全能量。所以工作面I通过其采空区向工作面H漏风，如果工作面I或其采空区发生火灾时其有害气体将会流向工作面n,

37影响工作面n的安全生产。三、通风系统网络相对压能图和相对等嫡静压图对于较复杂的通风系统，由于井巷分支多，结构复杂，用压力坡度线表示就会出现坡度线相互交错，给使用带来不便。为此提出了使用通风系统网络相对压能图或相对等嫡静压图。实质：就是节点赋于压能值的通风系统网络图。压能图各节点的压能值是相对于某一基准面所具有的总能量值；或是相对某一参考面（如进风井口等）之间的通风阻力。压能图的绘制与能量（压力）坡度线的绘制基本相同。波兰学者提出了用相对等嫡静压图来表示通风系统中风流各点的能位关系，因为某一节点的相对静压hl=P「Poi,而井巷风流的Poi未知。假设大气压随高度变化属理想的绝热等熠过程，根据气态方程可推算品，记为P0中iPo

38只要实测出通风系统中风流i点的绝对静压P”它与对应高度的等嫡静压之差就是相对等境静：■=p「一以相对等烯静压为纵坐标，横坐标无标量，按通风系统结构布置，即可画出相对等炳静压图。第三章井巷通风阻力本章重点和难点：摩擦阻力和局部阻力产生的原因和测算当空气沿井巷运动时，由于风流的粘滞性和惯性以及井巷壁面等对风流的阻滞、扰动作用而形成通风阻力，它是造成风流能量损失的原因。井巷通风阻力可分为两类：摩擦阻力（也称为沿程阻力）和局部阻力。第一节井巷断面上风速分布一、风流流态1、管道流同一流体在同一管道中流动时，不同的流速，会形成不同的流动状态。当流速较低时，流体质点互不混杂，沿着与管轴平行的方向作层状运动，称为层流（或滞流）。当流速较大时，流体质点的运动速度在大小和方向上都随时发生变化，成为互相混杂的紊乱流动，称为紊流（或湍流）。

39(1)雷诺数-Re式中：平均流速v、管道直径d和流体的运动粘性系数Y。在实际工程计算中，为简便起见，通常以儿=2300作为管道流动流态的判定准数,即:凡《2300层流，兄＞2300紊流(2)当量直径,，Sde=4——U对于非圆形断面的井巷，检数中的管道直径d应以井巷断面的当量直径而来表示:因此，非圆形断面井巷的雷诺数可用下式表示:vU对于不同形状的井巷断面，其周长〃与断面积s的关系，可用下式表示:

40u=g!s式中：断面形状系数：梯形俏4.16；三心拱合3.85；半圆拱会3.90。(举例见P38)2、孔隙介质流在采空区和煤层等多孔介质中风流的流态判别准数为：式中：K一冒落带渗流系数，m2；［一滤流带粗糙度系数，m。层流，-WO.25；紊流，兄＞2.5；过渡流0.25〈兄＜2.5。二、井巷断面上风速分布(1)紊流脉动风流中各点的流速、压力等物理参数随时间作不规则变化。(2)时均速度

41由于空气的粘性和井巷壁面摩擦影响，井巷断面上风速分布是不均匀的。层流边层：在贴近壁面处仍存在层流运动薄层，即层流边层。其厚度6随的增加而变薄，它的存在对流动阻力、传热和传质过程有较大影响。在层流边层以外，从巷壁向巷道轴心方向，风速逐渐增大，呈抛物线分布。平均风速:

42式中:巷道通过风量Q。贝!J：Q=VXSK9=风速分布系数：断面上平均风速r与最大风速心的比值称为风速分布系数（速度场系数），用（表示：巷壁愈光滑，A7值愈大，即断面上风速分布愈均匀。砌植巷道，（=0.8~0.86；木棚支护巷道，A>0.68~0.82；无支护巷道，（=0.74〜0.81o第二节风流的能量与压力能量与压力是通风工程中两个重要的基本概念，压力可以理解为：单位体积空气所具有的能够对外作功的机械能。一、风流的能量与压力1.静压能一静压（1）静压能与静压的概念空气的分子无时无刻不在作无秩序的热运动。这种由分子热运动产生的分子动能的一部分转化的能够对外作功的机械能叫静压能，在矿井通风中，压力的概念与物理学中的压强相同，即单位面积上受到的垂直作用力。静压也可称为是静压能。（2）静压特点a.无论静止的空气还是流动的空气都具有静压力；b.风流中任一点的静压各向同值，且垂直于作用面；c.风流静压的大小（可以用仪表测量）反映了单位体积风流所具有的能够对外作功的静压能的多少。如说风流的压力为Pa,则指风流Im?具有101332J的静压能。

43（3）压力的两种测算基准（表示方法）根据压力的测算基准不同，压力可分为：绝对压力和相对压力。A、绝对压力：以真空为测算零点（比较基准）而测得的压力称之为绝对压力，用P表示。B、相对压力：以当地当时同标高的大气压力为测算基准（零点）测得的压力称之为相对压力，即通常所说的表压力，用h表示。风流的绝对压力（Pi）、相对压力（h）和与其对应的大气压（P»）三者之间的关系如下式所示：hi=Pi—PoPi与hi比较：I、绝对静压总是为正，而相对静压有正负之分；II、同一断面上各点风流的绝对静压随高度的变化而变化，而相对静压与高度无关。in、p可能大于、等于或小于与该点同标高的大气压(国)。2、重力位能

44(1)重力位能的概念物体在地球重力场中因地球引力的作用，由于位置的不同而具有的一种能量叫重力位能，简称位能，用Epo表,小。如果把质量为M(kg)的物体从某一基准面提高Z(m),就要对物体克服重力作功M.g.Z(J),物体因而获得同样数量(M.g.Z)的重力位能。即：Ero=M.g.Z重力位能是一种潜在的能量，它只有通过计算得其大小，而且是一个相对值。实际工作中一般计算位能差。(2)位能计算重力位能的计算应有一个参照基准面。如下图1一2两断面之间的位能差：Ep012=fpigdz.（3）位能与静压的关系当空气静止时（v=0）,由空气静力学可知：各断面的机械能相等。设以2-2断面为基准面：1-1断面的总机械能EfEpoi+P,2-2断面的总机械能E2=Ero2+P2由El=Ez得：Eroi+Pl—Ek）2+P2由于Epo2=O（2-2断面为基准面），Epoi=pl2.g.Z12,所以：Pz=Epo1+P1=P12.g.Z12+P1说明：I、位能与静压能之间可以互相转化。11＞在矿井通风中把某点的静压和位能之和称之为势能。（4）位能的特点

45a.位能是相对某一基准面而具有的能量，它随所选基准面的变化而变化。但位能差为定值。b.位能是一种潜在的能量，它在本处对外无力的效应，即不呈现压力，故不能象静压那样用仪表进行直接测量。c.位能和静压可以相互转化，在进行能量转化时遵循能量守恒定律。3.动能一动压（1）动能与动压的概念当空气流动时，除了位能和静压能外，还有空气定向运动的动能，用2表示，J/m"其动能所转化显现的压力叫动压或称速压，用符号鼠表示，单位Pao(2)动压的计算单位体积空气所具有的动能为：Evi=piXv2X0.5式中：p；一一I点的空气密度，Kg/m3；v一一I点的空气流速，m/s,E,i对外所呈现的动压h“，其值相同。(3)动压的特点a.只有作定向流动的空气才具有动压，因此动压具有方向性。b.动压总是大于零。垂直流动方向的作用面所承受的动压最大(即流动方向上的动压真值)；当作用面与流动方向有夹角时，其感受到的动压值将小于动压真值。c.在同一流动断面上，由于风速分布的不均匀性，各点的风速不相等，所以其动压值不等。d.某断面动压即为该断面平均风速计算值。

46(4)全压风道中任一点风流，在其流动方向上同时存在静压和动压，两者之和称之为该点风流的全压,即：全压=静压+动压。由于静压有绝对和相对之分，故全压也有绝对和相对之分。A、绝对全压(Ph)Pti=P,4-h,,B、相对全压(hu)h“=hi+hvi=Pti—Poi说明：'A、相对全压有正负之分；B、无论正压通还是负压通风，Pt,>Pihti>hio二、风流的点压力之间相互关系风流的点压力是指测点的单位体积(In?)空气所具有的压力。通风管道中流动的风流的点压力可分为：静压、动压和全压。风流中任一点i的动压、绝对静压和绝对全压的关系为：hvFPt-Pi鼠、hi和h“三者之间的关系为：hti=hi+h,i«压入式通风(正压通风)：风流中任一点的相对全压恒为正。VPt.andP.>Poi:.hi>0,h“>0且hh>hi压入式通风的实质是使风机出口风流的能量增加量|3出口风流的绝对压力大于风机进口的压力。

47抽出式通风(负压通风)：风流中任一点的相对全压恒为负，对于抽出式通风由于hti和hi为负，实际计算时取其绝对值进行计算。

48PtiandPih,，但|h“|<|卜|实际应用中，因为负通风风流的相对全压和相对静压均为负值，故在计算过程中取其绝对值进行计算。即：Ihu|=|hi|-h,i压入式通风抽出式通风真空压入式通风抽出式通风抽出式通风的实质是使风机出口风流的能量降低，即出口风流的绝对压力小于风机进口的压力。风流点压力间的关系例题2-2-1如图压入式通风风筒中某点i的hi=1000Pa,hvi=150Pa,风筒外与i点同标高的P0i=101332Pa,求：(1)i点的绝对静压R；(2)i点的相对全压h“；(3)i点的绝对静压P“。解：(1)Pi=Poi+hi=101332+1000=102332Pa(4)hti=hi+hvi=1000+150=1150Pa(3Pti=Poi+hti=Pi+hvi=lO1332.32+1150=Pa

49例题2-2-2如图抽出式通风风筒中某点i的hi=1000Pa,hvi=150Pa,风筒外与i点同标高的Poi=lO1332Pa,求：(1)i点的绝对静压P；(2)i点的相对全压h“；(3)i点的绝对静压解：(1)Pi=Poi+hi=lO1332.5-1000=100332Pa(2)|hti|=|hi|-h”=1000-150=850Pahti=-850Pa(3)Pti=Poi+hti=lO1332.5-850=100482Pa三、风流点压力的测定1、矿井主要压力测定仪器仪表精密气压计、水银气压计等。(介绍实物)(2)压差及相对压力测量：恒温气压计、“U”水柱计、补偿式微压计、倾斜单管压差计。(3)感压仪器：皮托管，承受和传递压力，+-测压2、压力测定(1)绝对压力一一直接测量读数。(2)相对静压(以如图正压通风为例)(注意连接方法)：

50推导如图h=hi?以水柱计的等压面0'—0’为基准面，设：i点至基准面的高度为Z,胶皮管内的空气平均密度为P”胶皮管外的空气平均密度为P.；与i点同标高的大气压POi.则水柱计等压面0'—0'两侧的受力分别为：水柱计左边等压面上受到的力：Ps=Po+P*gh=Poi+p.g(z-h)+P木gh水柱计右边等压面上受到的力：P右=P<»+PagZ由等压面的定义有：P左=P右，即:Poi+pm'g(z-h)+P水gh=Poi+P«gz若p・=p；有:•P水>>Pm

51对于负压通风的情况请自行推导（注意连接方法）：说明：（D水柱计上下移动时，hi保持不变；（H）在风筒同一断面上、下移动皮托管，水柱计读数不变，说明同一断面上hs相同。（3）相对全压、动压测量测定连接如图（说明连接方法及水柱高度变化）（以上关系，实验室验证）第二节摩擦风阻与阻力一、摩擦阻力风流在井巷中作沿程流动时，由于流体层间的摩擦和流体与井巷壁面之间的摩擦所形成的阻力称为摩擦阻力（也叫沿程阻力）。由流体力学可知，无论层流还是紊流，以风流压能损失来反映的摩擦阻力可用下式来计算：（Pa）X一一无因次系数，即摩擦阻力系数，通过实验求得。d——圆形风管直径，非圆形管用当量直径；1.尼古拉兹实验实际流体在流动过程中，沿程能量损失一方面（内因）取决于粘滞力和惯性力的比值，用雷诺数检来衡量；另一方面（外因）是固体壁面对流体流动的阻碍作用，故沿程能量损失又与管道长度、断面形状及大小、壁面粗糙度有关。其中壁面粗糙度的影响通过人值来反映。

521932~1933年间，尼古拉兹把经过筛分、粒径为e的砂粒均匀粘贴于管壁。砂粒的直径e就是管壁凸起的高度，称为绝对糙度；绝对糙度£与管道半径r的比值£/r称为相对糙度。以水作为流动介质、对相对糙度分别为1/15、1为0.6、1/60、1/126、1/256、1/507六种不同的管道进行试验研究。对实验数据进行分析整理，在对数坐标纸上画出A与必的关系曲线，如图3-2-1所示。结论分析：I区——层流区。当EeV2320(即lgReV3.36)时，不论管道粗糙度如何，其实验结果都集中分布于直线I上。这表明人与相对糙度e/r无关，只与而有关，且入=64/必。与相对粗糙度无关II区——过渡流区。2320^^4000(BP3.36^1g^3.6),在此区间内，不同相对糙度的管内流体的流态由层流转变为紊流。所有的实验点几乎都集中在线段H上。X随在增大而增大，与相对糙度无明显关系。in区——水力光滑管区。在此区段内,管内流动虽然都已处于紊流状态(检>4000),但在一定的雷诺数下，当层流边层的厚度6大于管道的绝对糙度£(称为水力光滑管)时，其实验点均集中在直线in上，表明人与£仍然无关，而只与在有关。随着的的增大，相对糙度大的管道，实验点在较低的时就偏离直线m,而相对糙度小的管道要在品较大时才偏离直线m。w区一紊流过渡区,即图中w所示区段。在这个区段内，各种不同相对糙度的实验点各自分散呈一波状曲线，4值既与检有关，也与有关。v区——水力粗糙管区。在该区段，咫值较大，管内液流的层流边层已变得极薄，有£>>8,砂粒凸起高度几乎全暴露在紊流核心中，故而对入值的影响极小，略去不计，相对糙度成为人的唯一影响因素。故在该区段，入与而无关，而只与相对糙度有关。摩擦阻力与流速平方成正比，故称为阻力平方区，尼古拉兹公式：

53A=y(1.74+2%)[&I\I6■■■—K1/1/'[e.：2.层流摩擦阻力%_32心却Vdhf~.1-v&=--aV当流体在圆形管道中作层流流动时，从理论上可以导出摩擦阻力计算式:U=P•V:.,64Lv2fRsd2可得圆管层流时的沿程阻力系数：古拉兹实验所得到的层流时入与段的关系，与理论分析得到的关系完全相同，理论与实验的正确性得到相互的验证。层流摩擦阻力和平均流速的一次方成正比。

543、紊流摩擦阻力对于紊流运动，X=f(Re,e/r),关系比较复杂。用当量直荏de=4S/U代替d,代入阻力通式，则得到紊流状态下井巷的摩擦阻力计算式：LU._ApLU二、摩擦阻力系数与摩擦风阻1.摩擦阻力系数a矿井中大多数通风井巷风流的旄值已进入阻力平方区，入值只与相对糙度有关，对于几何尺寸和支护已定型的井巷，相对糙度一定，则人可视为定值；在标准状态下空气密度P=1.2kg/m3o对上式，令:。称为摩擦阻力系数，单位为kg/m^或N.s7m\则得到紊流状态下井巷的摩擦阻力计算式写为:

55标准摩擦阻力系数:通过大量实验和实测所得的、在标准状态（0。=1.2kg/m3）条件下的井巷的摩擦阻力系数，即所谓标准值叫值，当井巷中空气密度0#1.2kg/m3时，其。值应按下式修正：1.摩擦风阻自对于已给定的井巷，2、U、S都为已知数，故可把上式中的a、/、久S归结为一个参数总：D_LURf=aRf称为巷道的摩擦风阻，其单位为：kg/nf或N.s7m8。工程单位：kgf.s2/m8,或写成：kuo1N.s2/m8=9.8kuRt=f(P,£,S,U,L)。在正常条件下当某一段井巷中的空气密度。一般变化不大时，可将3,看作是反映井巷几何特征的参数。则得到紊流状态下井巷的摩擦阻力计算式写为：

56=R/Q2此式就是完全紊流(进入阻力平方区)下的摩擦阻力定律。三、井巷摩擦阻力计算方法新建矿井：查表得九一。一兄一九生产矿井：h-■Rt-a—a0四、生产矿井一段巷道阻力测定1、压差计法用压差计法测定通风阻力的实质是测量风流两点间的势能差和动压差，计算出两测点间的通阻力。hRW（P「P2）+-号J+（gQmlZl-gQa其中：右侧的第二项为动压差，通过测定1、2两断面的风速、大气压、干湿球温度，即可计算出它们的值。第一项和第三项之和称为势能差，需通过实际测定。1)布置方式及连接方法2)阻力计算4“逐0”)

57压差计”+”感受的压力：压差计“一”感受的压力:Pa+夕=zZa故压差计所示测值：A=彳++Z。-(玛+。那ArtC+W-力^R幺2且与1、2断面间巷道中空气平均密度相等，贝IJ：力=（4—尸2）+Z12PmS

58式中：应为1、2断面高差，h值即为1、2两断面压能与位能和的差值。根据能量方程，则1、2巷道段的通风阻力加2为：11.P\2Pj2〃点12=〃+-V1--Y~V2把压差计放在1、2断面之间，测值是否变化？2、气压计法（原理、方法）由能量方程:h812=(P1-P2)+(piVl2/2-p2V22/2)+p>12gZ12用精密气压计分另测得1,2断面的静压Pl,P2用干湿球温度计测得tl,t2,tl',t2',和(p2,进而计算6.。用风表测定1,2断面的风速vl,v2。丽2为1,2断面的平均密度，若高差不大，就用算术平均值，若高差大，则有加权平均值；ZI2——1,2断面高差，从采掘工程平面图查得。可用逐点测定法，一台仪器在井底车场监视大气压变化，然后对上式进行修正。hsi2=(Pl—P2)+AP12(P1Vi2/2—P2V//2)+Pnl2gZ12例题3-3某设计巷道为梯形断面，98m,Z=1000m,采用工字钢棚支护，支架截面高度d=14cm,纵口径4=5,计划通过风量Q=1200m7min,预计巷道中空气密度0=1.25kg/m、求该段巷道的通风阻力。解根据所给的&、/、S值，由附录4附表4-4查得：ao=284.2X10-4X0.88=0.025Ns7m4

59a=

60式中：f——局部阻力系数，无因次。层流f计算局部阻力，关键是局部阻力系数确定，因v=Q/S,当&确定后，便可用

61几种常见的局部阻力产生的类型:1、突变紊流通过突变部分时，由于惯性作用，出现主流与边壁脱离的现象，在主流与边壁之间形成涡漩区，从而增加能量损失。2、渐变主要是由于沿流动方向出现减速增压现象，在边壁附近产生涡漩。因为V鼠p,压差的作用方向与流动方向相反，使边壁附近，流速本来就小，趋于0,在这些地方主流与边壁面脱离，出现与主流相反的流动，面涡漩。3、转弯处流体质点在转弯处受到离心力作用，在外侧出现减速增压，出现涡漩。

624、分岔与会合上述的综合。•••局部阻力的产生主要是与涡漩区有关，涡漩区愈大，能量损失愈多，局部阻力愈大。二、局部阻力系数和局部风阻(-)局部阻力系数f紊流局部阻力系数f一般主要取决于局部阻力物的形状,而边壁的粗糙程度为次要因素。

631.突然扩大““图亨=G/=G券0停t）用你=心家式中：％、皈——分别为小断面和大断面的平均流速，m/s；Si、Sz分别为小断面和大断面的面积，m；P.—空气平均密度，kg/m\对于粗糙度较大的井巷，可进行修正Xi+薪）2.突然缩小对应于小断面的动压f值可按下式计算:

641.逐渐扩大逐渐扩大的局部阻力比突然扩大小得多，其能量损失可认为由摩擦损失和扩张损失两部分组成。当®V20°时，渐扩段的局部阻力系数6可用下式求算：式中a——风道的摩擦阻力系数，Ns2/m4；n—风道大、小断面积之比，即S2/Si；0——扩张角。2.转弯巷道转弯时的局部阻力系数（考虑巷道粗糙程度）可按下式计算:

654=&+28a)1rfi0.35+0.65y当巷高与巷宽之比W"0.2〜1.0时，当HIkl〜2.5时式中fo一假定边壁完全光滑时，90°转弯的局部阻力系数，其值见表3-3-1；a——巷道的摩擦阻力系数，N.s7m4；B——巷道转弯角度影响系数，见表3-3-2。1.风流分叉与汇合1)风流分叉

66k=K骅-Z'cxA+*)典型的分叉巷道如图所示，1〜2段的局部阻力打〜和1〜3段的局部阻力hn-3分别用下式计算:j=V式*-2*1*1皿6+*)2）风流汇合々卜3=鼠与（蜡-加公+片）如图所示，1〜3段和2〜3段的局部阻力瓦”3、的〜3分别按下式计算:%.3=K.算“-2y3a+1)式中:0・工^犷1co*8t6、QiQ>

67(—)局部风阻在局部阻力计算式中，令，则有：式中自称为局部风阻，其单位为N.sz/m，或kg/m'。此式表明，在紊流条件下局部阻力也与风量的平方成正比第四节矿井总风阻与矿井等积孔一、井巷阻力特性在紊流条件下，摩擦阻力和局部阻力均与风量的平方成正比。故可写成一般形式：h=RQ2Pao条曲线就叫该井巷的阻力特性曲线。风阻A越大，曲线越陡。二、矿井总风阻从入风井口到主要通风机入口，把顺序连接的各段井巷的通风阻力累加起来，就得到矿井通风总阻力尾，这就是井巷通风阻力的叠加原则。已知矿井通风总阻力力&和矿井总风量Q,即可求得矿井总风阻：

68N.s2/m8兄是反映矿井通风难易程度的一个指标。兄越大，矿井通风越困难;三、矿井等积孔我国常用矿井等积孔作为衡量矿井通风难易程度的指标。假定在无限空间有一薄壁，在薄壁上开一面积为/4）的孔口。当孔口通过的风量等于矿井风量,而且孔口两侧的风压差等于矿井通风阻力时，则孔口面积4称为该矿井的等积孔。设风流从IH,且无能量损失，则有：得：耳一下？=§■"=hjvi=J(2/夕"a风流收缩处断面面积4与孔口面积/之比称为收缩系数0,由水力学可知，一般0=0.65,故4=0.654则丹=04=Q/O.654代入上式后并整理得：

690.65J(2"房取0=1.2kg/m3,则:19Q因兄=方布/Q2,故有由此可见，幺是兄的函数，故可以表示矿井通风的难易程度。当A>2,容易；A=1〜2,中等；A<1困难。例题3-7某矿井为中央式通风系统，测得矿井通风总阻力加=2800Pa,矿井总风量^70m7s,求矿井总风阻兄和等积孔4评价其通风难易程度。解=仁=2800/702=0.571M234=1.19/夜=1.5。2对照表3-4-1可知，该矿通风难易程度属中等。1、对于多风机工作的矿井，应根据各主要通风机工作系统的通风阻力和风量，分别计算各主要通风机所担负系统的等积孔，进行分析评价。

702、必须指出,表3-4-1所列衡量矿井通风难易程度的等积孔值,是1873年缪尔格(Murgue)根据当时的生产情况提出的⑶，一直沿用至今。由于现代的矿井规模、开采方法、机械化程度和通风机能力等较以前已有很大的发展和提高，表中的数据对小型矿井还有一定的参考价值，对大型矿井或多风机通风系统的矿井，衡量通风难易程度的指标还有待研究。第五节降低矿井通风阻力措施降低矿井通风阻力，对保证矿井安全生产和提高经济效益都具有重要意义。一、降低井巷摩擦阻力措施L减小摩擦阻力系数2.保证有足够大的井巷断面。在其它参数不变时，井巷断面扩大33%,人值可减少50%。3.选用周长较小的井巷。在井巷断面相同的条件下，圆形断面的周长最小，拱形断面次之，矩形、梯形断面的周长较大。4.减少巷道长度。5.避免巷道内风量过于集中。二、降低局部阻力措施局部阻力与f值成正比，与断面的平方成反比。因此，为降低局部阻力，应尽量避免井巷断面的突然扩大或突然缩小，断面大小悬殊的井巷，其连接处断面应逐渐变化。尽可能避免井巷直角转弯或大于90°的转弯，主要巷道内不得随意停放车辆、堆积木料等。要加强矿井总回风道的维护和管理，对冒顶、片帮和积水处要及时处理。第四章通风动力本章重点与难点1、自然风压的产生、计算、利用与控制2、轴流式和离心式主要通风机特性

713、主要通风机的联合运转4、主要通风机的合理工作范围欲使空气在矿井中源源不断地流动，就必须克服空气沿井巷流动时所受到的阻力。这种克服通风阻力的能量或压力叫通风动力。由第二章可知，通风机风压和自然风压均是矿井通风的动力。本章将就。对这两种压力对矿井通风的作用、影响因素、特性进行分析研究，以便合理地使用通风动力，从而使矿井通风达到技术先进、经济合理，安全可靠。第一节自然风压一、自然风压及其形成和计算自然风压与自然通风图4-1-1为一个简化的矿井通风系统，2-3为水平巷道，0-5为通过系统最高点的水平线。如果把地表大气视为断面无限大，风阻为零的假想风路，则通风系统可视为一个闭合的回路。在冬季，由于空气柱0T-2比5-4-3的平均温度较低，平均空气密度较大，导致两空气柱作用在2-3水平面上的重力不等。其重力之差就是该系统的自然风压。它使空气源源不断地从井口1流入，从井口5流出。在夏季时，若空气柱5-4-3比0T-2温度低，平均密度大，则系统产生的自然风压方向与冬季相反。地面空气从井口5流入，从井口1流出。这种由自然因素作用而形成的通风叫自然通风。图4—1-1简化矿井通风系统由上述例子可见，在一个有高差的闭合回路中，只要两侧有高差巷道中空气的温度或密度不等，则该回路就会产生自然风压。根据自然风压定义，图4—1—1所示系统的自然风压R可用下式计算:式中Z一矿井最高点至最低水平间的距离，m；g一重力加速度，m/s2；Pi、P2一分别为0T-2和5-4-3井巷中dZ段空气密度，kg/m\H.=Zg(0-P.2)4-1-2由于空气密度受多种因素影响，与高度Z成复杂的函数关系。因此利用式4-2T计算自然风压较为困难。为了简化计算，一般采用测算出0T-2和5-4-3井巷中空气密度的平均值P“和Pg用其分别代替式4—1—1中的Pi和P2,贝ij(4-l-l)可写为：

72二、自然风压的影响因素及变化规自然风压影响因素由式4TT可见，白然风压的影响因素可用下式表示:H、=f（PZ）=f\.P（T,P,R,0）04-1-3影响自然风压的决定性因素是两侧空气柱的密度差，而影响空气密度又由温度性大气压力P、气体常数R和相对湿度。等因素影响。1、矿井某一回路中两侧空气柱的温差是影响K的主要因素。影响气温差的主要因素是地面入风气温和风流与围岩的热交换。其影响程度随矿井的开拓方式、采深、地形和地理位置的不同而有所不同。大陆性气候的山区浅井，自然风压大小和方向受地面气温影响较为明显；一年四季，甚至昼夜之间都有明显变化。由于风流与围岩的热交换作用使机械通风的回风井中一年四季中气温变化不大，而地面进风井中气温则随季节变化，两者综合作用的结果，导致一年中自然风压发生周期性的变化。图4-1-2曲线1所示为某机械通风浅井自然风压变化规律示意图。对于深井，其自然风压受围岩热交换影响比浅井显著，一处四季的变化较小，有的可能不会出现负的自然风压，如图4-1-2曲线2所示。图4—1—22、空气成分和湿度影响空气的密度，因而对自然风压也有一定影响,但影响较小。3、井深。由式4—1—2可见,当两侧空气柱温差一定时，自然风压与矿井或回路最高与最低点（水平）间的高差Z成正比。4、主要通风机工作对自然风压的大小和方向也有一定影响。因为矿井主要通风机工作决定了主风流的方向，加之风流与围岩的热交换，使冬季回风井气温高于进风井，在进风井周围形成了冷却带以后，即使风机停转或通风系统改变，这两个井筒之间在一定时期内仍有一定的气温差，从而仍有一定的自然风压起作用。有时甚至会干扰通风系统改变后的正常通风工作，这在建井时期表现尤其明显。如淮南潘一矿及浙江长广一号井在建井期间改变通风系统时都曾遇到这个问题。三、自然风压的控制和利用自然风压既是矿井通风的动力，也可能是事故的肇因。因此，研究自然风压的控制和利用具有重要意义。1、新设计矿井在选择开拓方案、拟定通风系统时，应充分考虑利用地形和当地气候特点，使在全年大部分时间内自然风压作用的方向与机械通风风压的方向一致，以便

73利用自然风压。例如,在山区要尽量增大进、回风井井口的高差；进风井井口布置在背阳处等。2、根据自然风压的变化规律，应适时调整主要通风机的工况点，使其既能满足矿井通风需要，又可节约电能。例如在冬季自然风压帮助机械通风时,可采用减小叶片角度或转速方法降低机械风压。3、在多井口通风的山区，尤其在高瓦斯矿井，要掌握自然风压的变化规律，防止因自然风压作用造成某些巷道无风或反向而发生事故。图4T-3a是四川某矿因自然风压使风流反向示意图。该矿为抽出式通风，风机型号为BY-2-N928,冬季AB平洞和BD立井进风，Q.k2000m"/min,夏季平胴自然风压作用方向与主要通风机相反，平碉风流反向，出风量Q=300m：'/min,反向风流把平桐某处涌出的瓦斯带至铜口的给煤机附近，因电火花引起瓦斯爆炸。下面就此例分析平嗣AB风流反向的条件及其预防措施。如图4T-3b所示，对出风井来说夏季存在两个系统自然风压。图4—1—3自然风压使风流反向示意图ABB'CEFA系统的自然风压为月X4=2gset•-Q")DBBCED系统的自然风压为H02g(.pct--

74式中时.、Paf和时分别为CB'、AF和BE空气柱的平均密度，kg/m3.自然风压与主要通风机作用方向相反，相当于在平嗣口A和进风立井口D各安装一台抽风机（向外）。设AB风流停滞，对回路ABDEFA和ABB'CEFA可分别列出压力平衡方程：心-心=袅&1Hi.=34-1-6式中Hs一风机静压，Pa；Q-DBB'C风路风量，m7S;R＞、R＜一分别为DB和BB'C分支风阻，N•S7mBo方程组4T-6中两式相除，得_殳必-及:4-1-7此即AB段风流停滞条件式。~~#9＞/当上式变为&4-1-8则AB段风流反向。根据式4-1-8,可采用下列措施防止AB段风流反向：（1）加大即（2）增大为；（3）在A点安装风机向巷道压风。为了防止风流反向，必须做好调查研究和现场实测工作，掌握矿井通风系统和各回路的自然风压和风阻，以便在适当的时候采取相应的措施。4、在建井时期，要注意因地制宜和因时制宜利用自然风压通风，如在表土施工阶段可利用自然通风；在主副井与风井贯通之后，有时也可利用自然通风；有条件时还可利用钻孔构成回路，形成自然风压，解决局部地区通风问题。5、利用自然风压做好非常时期通风。一旦主要通风机因故遭受破坏时，便可利用自然风压进行通风。这在矿井制定事故预防和处理计划时应予以考虑。第二节通风机的类型及构造矿井通风的主要动力是通风机。通风机是矿井的“肺脏”。其日夜不停地运转，加之其功率大，因此其能耗很大。据统计，全国部属煤矿主要通机平均电耗约占矿井电耗的16%o

75所以合理地选择和使用通风机，不仅关系到矿井的安全生产和职工的身体健康,而且对矿井的主要技术经济指标也有一定影响。矿用通风机按其服务范围可分为三种：1、主要通风机，服务于全矿或矿井的某•翼（部分）；2、辅助通风机，服务于矿井网络的某一分支（采区或工作面），帮助主要通风机通风，以保证该分支风量；3、局部通风机，服务于独头掘进井巷道等局部地区。按通风机的构造和工作原理可分为离心式通风机和轴流式通风机两种。一、离心式通风机的构造和工作原理风机构造。离心式通风机一般由进风口、工作轮（叶轮）、螺形机壳和前导器等部分组成。图4-2T是G4-73-11型离心式通风机的构造。工作轮是对空气做功的部件，由呈双曲线型的前盘、呈平板状的后盘和夹在两者之间的轮毂以及固定在轮毂上的叶片组成。风流沿叶片间流道流动，在流道出口处，风流相对速度Wz的方向与圆周速度U2的反方向夹角称为叶片出口构造角，以5表示。根据出口构造角B2的大小，离心式通风机可分为前倾式（62>90°）、径向式（B尸90°）和后倾式（B2<900）三种,如图4-2-2«Bz不同，通风机的性能也不同。矿用离心式通风机多为后倾式。图4-2-1离心式通风机图4-2-2叶片出口构造角与风流速度图

76进风口有单吸和双吸两种。在相同的条件下双吸风机叶（动）轮宽度是单吸风机的两倍。在进风口与叶（动）轮之间装有前导器（有些通风机无前导器），使进入叶（动）轮的气流发生预旋绕，以达到调节性能之目的。工作原理。当电机通过传动装置带动叶轮旋转时，叶片流道间的空气随叶片旋转而旋转，获得离心力。经叶端被抛出叶轮，进入机壳。在机壳内速度逐渐减小，压力升高,然后经扩散器排出。与此同时，在叶片入口（叶根）形成较低的压力（低于进风口压力），于是，进风口的风流便在此压差的作用下流入叶道，自叶根流入，在叶端流出，如此源源不断，形成连续的流动。常用型号。目前我国煤矿使用的离心式通风机主要有G4-73、4-73型和K4-73型等。这些品种通风机具有规格齐全、效率高和噪声低等特点。型号参数的含义举例说明如下:D代表通风机的用途，K表示矿用通风机，G代表鼓风机表示通风机在最高效率点时全压系数10倍化整G4—73—11Na25表示传动方式通风机叶轮直径（25dm）设计序号（1表示第一次设计）表示通风机比转速（nJ化整表示进风口数，1为单吸,0为双吸说明：（1）比转数n.是反映通风机Q、H和n等之间关系的综合特性参数。"."律产。式中Q、H分别表示全压效率最高时的流量和压力。相似通风机的比转数相同。

77（2）离心式通风机的传动方式有六种：A表示无轴承电机直联传动；B表示悬臂支承皮带轮在中间；C表示悬臂支承皮带轮在轴承外侧；D表示悬臂支承联轴器传动；E表示双支承皮带轮在外侧；F表示双支承联轴器传动。二、轴流式通风机的构造和工作原理如图4-2-3,轴流式通风机主要由进风口、叶轮、整流器、风筒、扩散（芯筒）器和传动部件等部分组成。图4-2-3轴流式通风机进风口是由集流器与疏流罩构成断面逐渐缩小的进风通道，使进入叶轮的风流均匀，以减小阻力，提高效率。叶轮是由固定在轴上的轮毂和以一定角度安装其上的叶片组成。叶片的形状为中空梯形，横断面为翼形。沿高度方向可做成扭曲形，以消除和减小径向流动。叶轮的作用是增加空气的全压。叶轮有一级和二级两种。二级叶轮产生的风压是一一级两倍。整流器安装在每级叶轮之后，为固定轮。其作用是整直由叶片流出的旋转气流，减小动能和涡流损失。环形扩散（芯筒）器是使从整流器流出的气流逐渐扩大到全断面，部分动压转化为静压。工作原理。在轴流式通风机中，风流流动的特点是，当叶（动）轮转动时，气流沿等半径的圆柱面旋绕流出。用与机轴同心、半径为R的圆柱面切割叶（动）轮叶片，并将此切割面展开成平面，就得到了由翼剖面排列而成的翼栅。如图4-2-4。在叶片迎风侧作一外切线称为弦线。弦线与叶（动）轮旋转方向（u）的夹角称为叶片安装角，以。表示。叶（动）轮上叶片的安装角可根据需要在规定范围内调整，但必需保持一致。当叶（动）轮旋转时，翼栅即以圆周速度u移动。处于叶片迎面的气流受挤压，静压增加；与此同时，叶片背的气体静压降低，翼栅受压差作用，但受轴承限制，不能向前运动，于是叶片迎面的高压气流由叶道出口流出，翼背的低压区''吸引"叶道入口侧的气体流入，形成穿过翼栅的连续气流。常用型号。我国煤矿在用的轴流式通风机有1K58、2K58、GAF和BD或BDK（对旋式）等系列轴流式通风机。在用的60年代产品70B2。轴流式通风机型号的一般含义是：

7811K—58—4Na25表示表示叶轮级数,1表示通风机叶轮直径(25dm)表示设计序号单级，2表示双级表示用途，K表示矿用,表示通风机轮毂匕0.58化整T表示通用J_I防爆型(24dm)对旋结构BDK658Na24叶轮直径电机为8极(740r/min)表示用途，K为矿用轮毂比0.65的100倍化整

79对旋式轴流风机的特点是，一级叶轮和二级叶轮直接对接，旋转方向相反；机翼形叶片的扭曲方向也相反，两级叶片安装角一般相差3°；电机为防爆型安装在主风筒中的密闭罩内，与通风机流道中的含瓦斯气流隔离，密闭罩中有扁管与大气相通，以达到散热目的。此种通风机可进行反转反风。第三节通风机附属装置矿山使用的通风机，除了主机之外尚有一些附属装置。主机和附属装置总称为通风机装置。附属装置的设计和施工质量，对通风机工作风阻、外部漏风以其工作效率均有一定影响。因此，附属装置的设计和施工质量应予以充分重视。一、风碉风嗣是连接风机和井筒的一段巷道。由于其通过风量大、内外压差较大，应尽量降低其风阻，并减少漏风。在风嗣的设计和施工中应注意下列问题：断面适当增大，使其风速＜10m/s,最大不超过15m/s；转弯平缓，应成圆弧形；风井与风胴的连接处应精心设计，风雨的长度应尽量缩短，并减少局部阻力；风嗣直线部分要有一定的坡度，以利流水；风雨应安装测定风流压力的测压管。施工时应使其壁面光滑，各类风门要严密，使漏风量小。二、扩散器（扩散塔）无论是抽出式还是压入式通风，无论是离心式通风机还是轴流式通风机，在风机的出口都外接一定长度、断面逐渐扩大的构筑物——扩散器。其作用是降低出口速压以提高风机静压。小型离心式通风机的扩散器由金属板焊接而成，扩散器的扩散角（敞角）a不宜过大，以阻止脱流，一般为8〜10°；出口处断面与入口处断面之比约为3〜4。扩散器四面张角的大小应视风流从叶片出口的绝对速度方向而定。大型的离心式通风机和大中型的轴流式通风机的外接扩散器，一般用砖和混凝土砌筑。其各部分尺寸应根据风机类型、结构、尺寸和空气动学特性等具体情况而定，总的原则是，扩散器的阻力小，出口动压小并无回流。（可参考有关标准设计。）三、防爆门（防爆井盖）出风井的上口，必须安装防爆设施，在斜井井口安设防爆门，在立井井口安设防爆井盖。其作用是，当井下一旦发生瓦斯或煤尘爆炸时，受高压气浪的冲击作用，自动打开，以保护主要通风机免受毁坏；在正常情况下它是气密的，以防止风流短路。图4-3-1所示为不提升的通风立井井口的钟形防爆井盖。井盖1用钢板焊接而成，其下端放入凹槽2中，槽中盛油密封（不结冰地区用水封），槽深与负压相适应；在其四周用四条钢丝绳绕过滑轮3用重锤4配重；井口壁四周还应装设一定数量的压脚5,在反风时用以压住井盖，防止掀起造成风流短路。装有提升设备的井筒设井盖门，•般为铁木结构。与门框接合处要加严密的胶皮垫层。

80防爆门（井盖）应设计合理，结构严密、维护良好、动作可靠。图4—3—1立井井口防爆盖示意图1.防爆井盖2.密封液槽3.滑轮4.平衡重锤5.压角6.风胴四、反风装置和功能反风装置是用来使井下风流反向的一种设施，以防止进风系统发生火灾时产生的有害气体进入作业区；有时为了适应救护工作也需要进行反风。反风方法因风机的类型和结构不同而异。目前的反风方法主要有：设专用反风道反风；利用备用风机作反风道反风；风机反转反风和调节动叶安装角反风。1.设专用反风道反风图4-3-2为轴流式通风机作抽出式通风时利用反风道反风的示意图。反风时，风门1、5、7打开，新鲜风流由风门1经反风门7进入风胴2,由通风机3排出，然后经反风门5进入反风绕道6,再返回风雨送入井下。正常通通风时，风门1、7、5均处于水平位置，井下的污浊风流经风洞直接进入通风机，然后经扩散器4排到大气中。图4—3—2轴流式通风机作抽出式通风时利用专用反风道反风示意图图4-3-3为离心式通风机作抽出式通风时利用反风道反风的示意图。通风机正常工作时反风门1和2在实线位置。反风时，风门1提起，风门2放下，风流自反风门2进入通风机，再从反风门1进入反风道3,经风井流入井下。图4—3—3离心式通风机作抽出式通风时利用反风道反风示意图2轴流式通风机反转反风调换电动机电源的任意两项接线，使电动机改变转向，从而改变通风机叶（动）轮的旋转方向，使井下风流反向。此种方法基建费较小，反风方便。但反风量较小。3利用备用风机的风道反风（无地道反风）。如图4-3-4所示，当两台轴流式通风机并排布置时，工作风机（正转）可利用另一台备用风机的风道作为“反风道”进行反风。图中II号风机正常通风时，分风风门4、入风门6、7和反风门9处于实线位置。反风时风机停转，将分风风门4、反风门9f9”拉到虚线位置，然后开启入风门6、7,压紧入风门6、7,再妄动启动II号风机，便可实现反风。图4一3一4轴流式风机无地道反风

814.调整动叶安装角进行反风。对于动叶可同时转动的轴流式通风机，只要把所有叶片同时偏转一定角度（大约120。），不必改变叶（动）轮转向就可以实现矿井风流反向，如图4-3-5。我国上海鼓风机厂生产GAF型风机，结构上具有这种性能。国外此种风机较多。图4—3—5调整动叶安装角反风反风装置应满足下列要求：定期进行检修，确保反风装置处于良好状态；动作灵敏可靠，能在lOmin内改变巷道中风流方向；结构要严密，漏风少；反风量不应小于正常风量的40%；每年至少进行一次反风演习。第四节通风机的实际特性曲线一、通风机的工作参数表示通风机性能的主要参数是风压H、风量Q、风机轴功率N、效率n和转速n等。（一）风机（实际）流量Q风机的实际流量一般是指实际时间内通过风机入口空气的体积，亦称体积流量（无特殊说明时均指在标准状态下），单位为或庶*/$。（-）风机（实际）全压Hr与静压L通风机的全压乩是通风机对空气作功，消耗于每1m、空气的能量或Pa）,其值为风机出口风流的全压与入口风流全压之差。在忽略自然风压时,IL用以克服通风管网阻力L和风机出口动能损失h“即Hi=hii+hv,4—4—1克服管网通风阻力的风压称为通风机的静压Hs,PaHs=hkRQ24-4-2因此Ht=Hs+hv4-4-3（三）通风机的功率通风机的输出功率（又称空气功率）以全压计算时称全压功率N,,用下式计算:

82Nt=H,QX1034—5—4用风机静压计算输出功率，称为静压功率Ns,即4-4-5Ns=HsQX10'3因此，风机的轴功率，即通风机的输入功率N（kW）4—5—64-4-7小分别为风机折全压和静压效率。设电动机的效率为小，传动效率为。=时，电动机的输入功率为N„,则4-4-8二、通风系统主要参数关系和风机房水柱计（压差计）示值含义掌握矿井主要通风机与通风系统参数之间关系，对于矿井通风的科学管理至关重要。为了指示主要通风机运转以及通风系统的状况，在风嗣中靠近风机入口、风流稳定断面上安装测静压探头，通过胶管与风机房中水柱计或压差计（仪）相连接，测得所在断面上风流的相对静压ho在离心式通风机测压探头应安装在立闸门的外侧。水柱计或压差计的示值与通风机压力和矿井阻力之间存在什么关系？它对于通风管理有什么实际意义？"面就此进行讨论。1、抽出式通风1）水柱（压差）计示值与矿井通风阻力和风机静压之间关系如图4-4-1,水柱计示值为4断面相对静压h4,h,（负压）=PLPm（P4为4断面绝对压力，P<»为与4断面同标高的大气压力）。

83沿风流方向，对1、4两断面列伯努力方程Hr14=(Pl^hvl^Pml2gZl2)~(Pl+hvg+Pm34gZsi)式中方/"—1至4断面通风阻力，Pa;Pi、Pi一分别为1、4断面压力，Pa；h”、人一分别为1、4断面动压，Pa；Z/2、Z34—分别为12、34段高差，m；P"、0・“一分别为12、34段空气柱空气密度平均值，kg/m3；因风流入口断面全压R,等于大气压力儿”即PI+hvi=P11=P011又因1与4断面同标高，故1断面的同标高大气压P。「与4断面外大气压P04相等。又Pm12gzi2,P*3*gZ34=H\故上式可与为hgl4=PO「P「h“+H、hm产lh/-h“+Hn即/Av/=hgn+h,4~H\4-4-9根据通风机静压与矿井阻力之间的关系可得Hs+H*=/力,/一瓦产hi4_4_10式4-4-9和式4—4-10,反映了风机房水柱计测值h«与矿井通风系统阻力、通风机静压及自然风压之间的关系。通常h“数值不大,某一段时间内变化较小，H、随季节变化，一般矿井，其值不大，因此，h/基本上反映了矿井通风阻力大小和通风机静压大小。如果矿井的主要进回风道发生冒顶堵塞，则水柱计读数增大；如果控制通风系统的主要风门开启。风流短路，则水柱计读数减小，因此，它是通风管理的重要监测手段。2)风机房水柱计示值与全压H,之间关系。与上述类似地对4、5断面(扩散器出口)列伯努力方程，便可得水柱计示值与全压之间关系Ht=—A"+hRd+h"5

84式中hRd扩散器阻力，Pa;hvs扩散器出口动压，Pa；根据式4—4—11可得Ht=hRl2^hRd+hv4Hi+H产hm4+hnd+hv54—4—122、压入式通风的系统如图4-4-2,对1、2两断面列伯努力方程得：hfU2=(Pl+hvl+pmlgZl)-(Pz+hv2+P102gz2)因风井出口风流静压等于大气压，即P2=P02；1、2断面同标高，其同标高的大气压相等，即P0「P02,故P=P2=P「Poi=相又PmigZrPm2gZ2=Hx故上式可写为hRi2=hi+hvi—hV2+Hx所以风机房水柱计值hi=hRi2+hv2-hvi-HN又Ht=Pti-Ptr=Pti-Po=Pi+hvi-Po=h1+hviHr+HN=hRi2+hV24-4-13由式4—4—12和式4—4—13可见，无论何种通风方式，通风动力都是克服风道的阻力和出口动能损失，不过抽出式通风的动能损失在扩散器出口，而压入式通风时出口动能损失在出风井口，两者数值上可能不等，但物理意义相同。

85图4—4—2三、通风机的个体特性曲线当风机以某一转速、在风阻R的管网上工作时、可测算出一组工作参数风压H、风量Q、功率N、和效率*这就是该风机在管网风阻为R时的工况点。改变管网的风阻，便可得到另一组相应的工作参数，通过多次改变管网风阻，可得到一系列工况参数。将这些参数对应描绘在以Q为横坐标，以H、N和n为纵坐标的直角坐标系上，并用光滑曲线分别把同名参数点连结起来，即得H-Q、N—Q和n—Q曲线,这组曲线称为通风机在该转速条件下的个体特性曲线。有时为了使用方便,仅采用风机静压特性曲线（Hs—Q）。为了减少风机的出口动压损失，抽出式通风时主要通机的出口均外接扩散器。通常把外接扩散器看作通风机的组成部分，总称之为通风机装置。通风机装置的全压H,为扩散器出口与风机入口风流的全压之差，与风机的全压H,之关系为4-4-14式中hrf扩散器阻力。通风机装置静压Hs/月扩散器的结构形式和规格不同而有变化,严格地说%=4-4-15式中hvd扩散器出口动压。比较式4一4-10与式4—4一15可见，只有当hd+hvKhv时，才有HQH*,即通风机装置阻力与其出口动能损失之和小于通风机出口动能损失时，通风机装置的静压才会因加扩散器而有所提高，即扩散器起到回收动能的作用。图4一4-3表示了H,、H小工和Hs」之间的相互关系，由图可见，安装了设计合理的扩散器之后，虽然增加了扩散器阻力，使H,lQ曲线低于H,一Q曲线，但由于N+hvKhv,故H“一Q曲线高于HlQ曲线（工况点由A变至A'）。若hd+hGhv,则说明了扩散器设计不合理。图4-4-3H-Ha、氏和H，d之间的相互关系图安装扩散器后回收的动压相对于风机全压来说很小，所以通常并不把通风机特性和通风机装置特性严加区别。

86通风机厂提供的特性曲线往往是根据模型试验资料换算绘制的，一般是未考虑外接扩散器。而且有的厂方提供全压特性曲线，有的提供静压特性曲线，读者应能根据具体条件掌握它们的换算关系。图4-4-4和图4-4-5分别为轴流式和离心式通风机的个体特性曲线示例。轴流式通风机的风压特性曲线一般都有马鞍形驼峰存在。而且同•台通风机的驼峰区随叶片装:置角度的增大而增大。驼峰点D以右的特性曲线为单调下降区段，是稳定工作段;点D以左是不稳定工作段，风机在该段工作，有时会引起风机风量、风压和电动机功率的急剧波动，甚至机体发牛.震动，发出不正常噪音，产牛.所谓喘振（或飞动）现象，严豆时会破坏风机。离心式通风机风压曲线驼峰不明显,且随叶片后倾角度增大逐渐减小，其风压曲线工作段较轴流式通风机平缓；当管网风阻作相同量的变化时，其风量变化比轴流式通风机要大。离心式通风机的轴功率N又随Q增加而增大，只有在接近风流短路时功率才略有下降。因而，为了保证安全启动，避免因启动负荷过大而烧坏电机，离心式通风机在启动时应将风胴中的闸门全闭,待其达到正常转速后再将闸门逐渐打开。当供风量超过需风量过大时，常常利用闸门加阻来减少工作风量，以节省电能。轴流式通风机的叶片装置角不太大时，在稳定工作段内，功率N随Q增加而减小。所以轴流式通风机应在风阻最小时启动,以减少启动负荷。图5-4-4轴流式个体特性曲线图5-4-5离心式通风机个体特性曲线

87在产品样本中，大、中型矿井轴流式通风机给出的大多是静压特性曲线；而离心式通风机大多是全压特性曲线。对于叶片安装角度可调的轴流式通风机的特性曲线，通常以图4—7—2的形式给出，H—Q曲线只画出最大风压点右边单调下降部分，且把不同安装角度的特性曲线画在同一坐标上，效率曲线是以等效率曲线的形式给出。四、无因次系数与类型特性曲线目前风机种类较多，同一系列的产品有许多不同的叶轮直径，同一直径的产品又有不同的转速。如果仅仅用个体特性曲线表示各种通风机性能，就显得过于复杂。还有，在设计大型风机时，首先必须进行模型实验。那么模型和实物之间应保持什么关系？如何把模型的性能参数换算成实物的性能参数？这些问题都要进行讨论。（一）无因次系数1.通风机的相似条件两个通风机相似是指气体在风机内流动过程相似，或者说它们之间在任一对应点的同名物理量之比保持常数，这些常数叫相似常数或比例系数。同一系列风机在相应工况点的流动是彼此相似的，几何相似是风机相似的必要条件，动力相似则是相似风机的充要条件,满足动力相似的条件是雷诺数Re（=二）和欧拉数氏=（川）分别相等。同系列风机在相似的工况点符合动力相似的充要条件。2、无因次系数无因次系数主要有：（1）压力系数支同系列风机在相似工况点的全压和静压系数均为一常数。可用下式表示：3,34-4-163=7;襁或34-4-17式中禺和互，叫全压系数和静压系数。耳为压力系数，u为圆周速度。

88(2)流量系数9由几何相似和运动相似可以推得4-4-18式中D、u、一分别表示两台相似风机的叶论外缘直径、圆周速度，同系列风机的流量系数相等。(3)功率系数川风机轴功率计算公式中的H和Q分别用式4-4-17和式4-4-18代入得网丝=及=兀常数2V94-4-19同系列风机在相似工况点的效率相等，功率系数N为常数。@、里、》三个参数都不含有因次，因此叫无因次系数。(二)类型特性曲线0、、N和n可用相似风机的模型试验获得，根据风机模型的几何尺寸、实验条件及实验时所得的工况参数Q、H、N和n。利用式4-4-17、4-4-18和4-4-19计算出・———该系列风机的0、斤、M和n。然后以0为横坐标，以后、»和n为纵坐标，绘出三-0、3-。和11-。曲线，此曲线即为该系列风机的类型特性曲线，亦叫通风机的无因次特性曲线和抽象特性曲线。图4-4-6和力图4-4-7分别为4-72-11和G4-73-11型离心式通风机的类型曲线，2K60型类型风机的类型曲线如图4-7-2(a)、(b)所示。可根据类型曲线和风机直径、转速换算得到个体特性曲线。需要指出的是，对于同一系列风机，当几何尺、『(D)相差较大时，在加工和制造过程中很难保证流道表面相对粗糙度、叶片厚度以及机壳间隙等参数完全相似，为了避免因尺寸相差较大而造成误差，所以有些风机(4-72-11系列)的类型曲线有多条，可按不同直径尺寸而选用。五、比例定律与通用特性曲线1、比例定律

89由式4-4-17、4-4-18和4-4-19可见，同类型风机在相似工况点的无因次系数g、百、*和n是相等的。它们的压力H、流量Q和功率N与其转速n、尺寸D和空气密度P成一定比例关系，这种比例关系叫比例定律。将转速u=nDn/60代入式4-4-17,4-4-18和4-4-19得«=000274/0VS2=004108V=1127x1(fxjD,»,M所以其压力、风量和对于1、2两个相似风机而言，01=立2、耳1=豆1、M=产7,功率之间关系为：4-4-20.000274/2?；旦P\(gy但yQ(1041厘.⑥(叫良4-4-21Q-01041084%@一㈤工M_U27PlptK匹一4㈤B4一4一22必1127.5引跖A(£03各种情况下相似风机的换算公式如表4—4—1所示。由比例定律知，同类型同直径风机的转速变化时，其相似工况点在等风阻曲线上变化。表4-4一1两台相似风机H、Q、和N的换算口工02A-AA=ADi学2^*1**1G=0小A*PiPiPi=A

90压力换算风量如自图侍)换算t=ffl6=Q>功率换算爱啜留鼠ni=n效率换算例题某矿使用主要通风机为4-72-11N220B离心式通风机,其特性曲线如图4-4-7所示，图上给出三种不同转速n的H「-Q曲线，四条等效率曲线。转速为m=630r/min,风机工作风阻R=0.0547X9.81=0.53657N.s7m\工况点为M。(Q=58m3/s,H,=1805Pa),后来，风阻变为R'=0.7932N.s7m#,矿风量减小不能满足生产要求，拟采用调整转速方法保持风量Q=58n?/s,求转速调至多少？解因管网风阻已变，故应先将新风阻R'=0.7932N.d/m*的曲线绘制在图中，得其与m=630r/min曲线的交点为此，其风量。=51.5nf7s。在此风阻下风量增至0=58n?/s的转速必可按下式求得：n2=niQ2/Qi=630X58/51.5=710r/min即转速应调至n2=710r/min,可满足供风要求。图4-4-84-72=11NS20B离心式通风机特性曲线2、通用特性曲线为了便于使用，根据比例定律，把一个系列产品的性能参数，如压力H、风量Q、和转速n、直径D、功率N和效率n等相互关系同画在一个坐标图上，这种曲线叫通用特性曲线。图4-7-3

91为G4—73系列离心式通风机的对数坐标曲线，在对数坐标图中，风阻R曲线为直线，与Q轴夹角为63.°,与机号线平行，大大简化了作风阻曲线的步骤。

92一、工况点的确定方法所谓工况点,即是风机在某一特定转速和工作风阻条件下的工作参数，如Q、H、N和n等，一般是指H和Q两参数。已知通风机的特性曲线，设矿井自然风压忽略不计，则可用下列方法求风机工况点。L图解法当管网上只有一台通风机工作时，只要在风机风压特性（H—Q）曲线的坐标上，按相同比例作出工作管网的风阻曲线，与风压曲线的交点之坐标值，即为通风机的工作风压和风量。通过交点作Q轴垂线，与N—Q和n—Q曲线相交，交点的纵坐标即为风机的轴功率N和效率n。图解法的理论依据是：风机风压特性曲线的函数式为H=f（Q）,管网风阻特性（或称阻力特性）曲线函数式是h=RQ2,风机风压H是用以克服阻力h,所以H=h,因此两曲线的交点，即两方程的联立解。可见图解法的前提是风压与其所克服的阻力相对应。以抽出式通风矿井（安有外接扩散器）为例，如已知通风机装置静压特性曲线Hs—Q,则对应地要用矿井系统总风阻Rs（包括风碉风阻）作风阻特性曲线，求工况点。若使用厂家提供的不加外接扩散器的静压特性曲线H,一Q,则要考虑安装扩散器所回收的风机出口动能的影响，此时所用的风阻Rs应小于R3,即%=4-5-1式中R，——相当于风机出口动能损失的风阻，Sv——风机出口断面，即外接扩散器入口断面；R..——扩散器风阻；Rv.,——相当于扩散器出口动能损失的风阻，困Sva-为扩散器出口断面。

93若使用通风机全压特性曲线H,一Q,则需用全压风阻R,作曲线，且舄=&+&+Q4-5-2若使用通风机装置全压特性曲线Hm—Q,则装置全压风阻应为Rw且Xa+14-5-3应当指出，在一定条件下运行时，不论是否安装外接扩散器，通风机全压特性曲线是唯一的，而通风机装置的全压和静压特性曲线则因所安扩散器的规格、质量而有所变化。2.解方程法为使通风机安全、经济地运转，它在整个服务期内的工况点必须在合理的范围之内。的角度出发,通风机的运转效率不应低于60%；从安全方面来考虑，其工况点必须位于驼峰点的右下侧、单调下降的直线段上。由于轴流式通风机的性能曲线存在马鞍形区段，为了防止矿井风阻偶尔增加等原因，使工况点进入不稳定区，•般限定实际工作风压不得超过最高风压的90%,即HsV0.9Hs^o轴流式通风机的工作范围如图4-5-1的阴影部分所示。上限为最大风压0.9倍的连线，下限为n=0.6的等效曲线图4-5-1轴流式通风机的合理工作范围通风机叶（动）轮的转速不应超过额定转速。

94分析主要通风机的工况点合理与否，应使用实测的风机装置特性曲线。因厂方提供之曲线一般与实际不符，应用时会得出错误的结论。三、主要通风机工况点调节在煤矿中，通风机的工况点常因采掘工作面的增减和转移、瓦斯涌出量等自然条件变化和风机本身性能变化（如磨损）而改变。为了保证矿井的按需供风和风机经济运行,需要适时地进行工况点调节。实质上，工况点调节就是供风量的调节。由于风机的工况点是由风机和风阻两者的特性曲线决定的，所以，欲调节工况点只需改变两者之一或同时改变即可。据此，工点调节方法主要有：I改变风阻特性曲线

95权宜之计。2）减风调节。当矿井风量过大时,应进行减风调节。其方法有：（1）增阻调节。对于离心式通风机可利用风月中闸门增阻（减小其开度）。这种方法实施较简单-，但因无故增阻而增加附加能量损耗。调节时间不宜过长，只能作为（2）对于轴流式通风机，当其N-Q曲线在工作段具有单调下降特点时，因种种原因不能实施低转速和减少叶片安装角度9时，可以用增大外部漏风的方法,来减小矿井风量。这种方法比增阻调节要经济，但调节幅度较小。2.改变风机特性曲线这种调节方法的特点是矿井总风阻不变，改变风机特性，工况点沿风阻特性曲线移动。调节方法有：1）轴流风机可采用改变叶安装角度达到增减风量的目的。但要注意的是,防止因增大叶片安装角度而导致进入不稳定区运行。对于有些轴流式通风机还可以改变叶片数改变风机的特性。图4-7-2a和图4-7-2b分别为2K60型风机不同叶片数的特性曲线。改变叶片数时，应按说明书规定进行。对于能力过大的双级叶（动）轮风机，还可以减少叶（动）轮级数，减少供风。目前，有些从国外进口的风机能够在风机运转时，自动调节叶片安装角。如淮南矿务局潘一矿和谢桥矿从德国进口的GVI轴流式通风机，自带状态监测和控制计算机。只需向计算机输入要求的风机工作风量，计算机就能自动选择并调节到合适的叶片安装角。2）装有前导器的离心式通风机，可以改变前导器叶片转角进行风量调节。风流经过前导器叶片后发生一定预旋，能在很小或没有冲角的情况下进入风机。前导叶片角由0°变到90°时，风压曲线降低，风机效率也有所降低。但调节幅度不大（70%以±）时，比增阻调节经济。图4-4-7是G4—73风机调节范围在0〜60°时的类型特性曲线。3）改变风机转速。无论是轴流式通风机还是离心式通风机都可采用。调节的理论（2）利用传动装置调速。如,利用液压联轴器调速。其原理是，改变联轴器工作室内的液体量来调节风机转速；利用皮带轮传动的风机可以更换不同直径的皮带轮，改变传动比。这种方法只适用于小型离心式通风机。调节转速没有额外的能量损耗，对风机的效率影响不大，因此是一种较经济的调节方法，当调节期长，调节幅度较大时应优先考虑。但要注意，增大转速时可能会使风机震动增加，噪音增大、轴承温度升高和发生电动机超载等问题。调节方法的选择，取决于调节期长短、调节幅度、投资大小和实施的难易程度。调节之前应拟定多种方案，经过技术和经济比较后择优选用。选用时，还要考虑实施的可能性。有时，可以考虑采用综合措施。第六节通风机的联合运转

96在煤矿生产和建设时期，通风系统的阻力是经常变化的。当管网的阻力变大到使一台风机不能保证按需供风时，就有必要利用二台或二台以上风机进行联合工作，以达到增加风量的目的。两台或两台以上风机同在一个管网上工作叫通风机联合工作。两台风机联合工作与一台风机单独工作有所不同。如果不能掌握风机联合工作的特点和技术，将会事与愿违，后果不良，甚至可能损坏风机。因此，分析通风机联合运转的特点、效果、稳定性和合理性是十分必要的。风机联合工作可分为串联和并联两大类。下面就两种联合工作的特点进行分析。一、风机串联工作

971、风压特性曲线不同风机串联工作分析

98图4-6-2所示的两台特性曲线相同（性能曲线I和II重合）的风机串联工作。由图可见，临界点A位于Q轴上.这就意味着在整个合成曲线范围内串联工作都是有效的，不过工作风阻不同增风效果不同而已。图4—6—2根据上述分析可得出如下结论：风机串联工作适用于因风阻大而风量不足的管网；风压特性曲线相同的风机串联工作较好；串联合成特性曲线与工作风阻曲线相匹配，才会有较好的增风效果。串联工作的任务是增加风压，用于克服管网过大阻力，保证按需供风。3、风机与自然风压串联工作1）、自然风压特性

99机停止工作时自然风压依然存在。故一般用平等Q轴的直线表示自然风压的特性。如图4-6—3中II和H'分别表示正和负的自然风压特性。2）、自然风压对风机工况点影响在机械通风矿井中自然风压对机械风压的影响，类似于两台风机串联工作。如图4-6-3,矿井风阻曲线为R,风机特性曲线为I,自然风压特性曲线为II,按风量相等风压相加原则，可得到正负自然风压与风机风压的合成特性曲线I+H和I+H'。风阻R与其交点分别为Mi和MJ,据此可得通风机的实际工况点为M和。由此可见，当自然风压为正时，机械风压与自然风压共同作用克服矿井通风阻力，使风量增加；当自然风压为负时，成为矿井通风阻力。图4—6—3二、通风机并联工作如图4-6—4,两台风机的进风口直接或通过一段巷道连结在一起工作叫通风机并联。风机并联有集中并联和对角并联之分。图a为集中并联，图b叫对角并联。图4—6—4图4—6—5（一）集中并联理论上，两台风机的进风口（或出风口）可视为连接在同一点。所以两风机的装置静压相等，等于管网阻力；两风机的风量流过同一条巷道，故通过巷道的风量等于两台风机风量之和。即h=Hsl=Hs2Q=Q1+Q2式中符号同前。1、风压特性曲线不同风机并联工作

100内，作若干条等风压线（压力坐标轴的垂线），在等风压线上把两台风机的风量相加，得该风压下并联等效风机的风量（点），将等效风机的各个风量点连起来，即可得到风机并联工作时等效合成特性曲线III。风机并联后在风阻为R的管网上工作，R与等效风机的特性曲线m的交点M,过M作纵坐标轴垂线，分别与曲线I和H相交于m,和叱，此两点即是&和&两风机的实际工况点。并联工作的效果，也可用并联等效风机产生的风量Q与能力较大风机的F1单独工作产生风量Q1之差来分析。由图4-6-5可见，当AQ=Q-Ql>0,即工况点M位于合成特性曲线与大风机曲线的交点A右侧时，则并联有效；当管网风阻R'（称为临界风阻）通过A点时，AQ=O,则并联增风无效；当管网风阻R”>R'时，工况点M”位于A点左侧时，AQ<0,即小风机反向进风，则并联不但不能增风，反而有害。此外，由于轴流式通风机的特性曲线存在马鞍形区段，因而合成特性曲线在小风量时比较复杂，当管网风阻R较大时，风机可能出现不稳定工作。2、风压特性曲线相同风机并联工作

101大。图4-6-6所示的两台特性曲线I（II）相同的风机&和&并联工作。in为其合成特性曲线，R为管网风阻。M和M'为并联的工况点和单独工作的工况点。由M作等风压线与曲线I（II）相交于曲，此即风机的实际工况点。由图可见，总有AQ=Q-Qi>0,且R越小，AQ越应该指出，两台特性相同风机并联作业，同样存在不稳定运转情况。图4—6—6（二）对角并联工况分析如图4-6-4b所示的时角并联通风系统中，两台不同型号风机F.和R的特性曲线分别为I、H,各自单独工作的管网分别为0A（风阻为R）和0B（风阻为R）,公共风路0C（风阻为R。），如图4-6-7。为了分析对角并联系统的工况点，先将两台风机移至0点。方法是，按等风量条件下把风机Fi的风压与风路0A的的阻力相减的原则，求风机件为风路0A服务后的剩余特性曲线I',即作若干条等风量线，在等风量线上将风机F1的风压减去风路0A的的阻力，得风机R服务风路0A后的剩余风压点，将各剩余风压点连起来即得剩余特性曲线I'。按相同方法，在等风量条件下，把风机E的风压与风路0B的阻力相减得到风机Fz为风路0B服务后的剩余特性曲线II'o这样就变成了等效风机FJ和FJ集中并联于。点，为公共风路0C服务（如图4-6-7b）。按风压相等风量相加原理求得等效风机FJ和集中并联的特性曲线IH,它与风路0C的风阻R。曲线交点M。，由此可得0C风路的风量Q。。

102过M。作Q轴平行线与特性曲线I，和II，分别相交于MJ和MJ点。再过MJ和点作Q轴垂线与曲线I和II相交于%和M“，此即在两台风机的实际工况点，其风量分别为Q.和Q”显然Qo=Q>+Q2«图4—6—7由图可见，每台风机的实际工况点也和M”，既取决于各自风路的风阻，又取决于公共风路的风阻。当各分支风路的风阻一定时，公共段风阻增大，两台风机的工况点上移；当公共段风阻一定时，某一分支的风阻增大，则该系统的工况点上移，另一系统风机的工况点下移；反之亦然。这说明两台风机的工况点是相互影响的。因此，采用轴流式通风机作并联通风的矿井，要注意防止因一个系统的风阻减小引起另一系统的风机压增加，进入不稳定区工作。三、并联与串联工作的比较图4-6-8的中两台型号相同离心式通风机的风压特性曲线为I,两者串联和并联工作的特性曲线分别为11和III，N—Q为其功率特性曲线，R、凡和R为大小不同的三条管网风阻特性曲线。当风阻为R时，正好通过II、HI两曲线的交点B。若并联则风机的实际工况点为此，而串联则实际工况点为出。显然在这种情况下，串联和并联工作增风效果相同。但从消耗能量（功率）的角度来看，并联的功率为N”而串联的功率为Ns,显然NAN”故采用并联是合理的。当风机的工作风阻为R”并联运行时工况点A的风量比串联运行工况点F时大，而每台风机实际功率反而小，故采用并联较合理。当风机的工作风阻为R3,并联运行时工况点E,串联运行工况点为C,则串联比并联增风效果好。对于轴流式通风机则可根据其压力和功率特性曲线进行作类似分析。应该指出的是，选择联合运行方案时，不仅要考虑管网风阻对工况点影响，还要考虑运转效率和轴功率大小。在保证增风或按需供风后应选择能耗较小的方案。综上所述，可得如下结论：(1)并联适用于管网风阻较小，但因风机能力小导致风量不足的情况；

103(2)风压相同的风机并联运行较好;(3)轴流式通风机并联作业时，若风阻过大则可能出现不稳定运行。所以，使用轴流式通风机并联工作时，除要考虑并联效果外，还要进行稳定性分析。第七节矿井通风设备选型.矿井通风设备选型的主要任务是，根据通风设计参数在已有的风机系列产品中，选择适合风机型号、转速和与之相匹配的电机。所选的风机必需具有安全可靠，技术先进、经济技术指标良好等优点。根据“煤炭工业设计规范”等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列要求:1、风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。2、当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。3、风机的通风能力应留有一定富余量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5。；风机的转速不大于额定值90%。4、考虑风量调节时，应尽量避免使用风海闸门调节。5、正常情况下，主要通风机不采用联合运转。选型必备的基础资料有：通风机的工作方式(是抽出式还是压入式)；矿井瓦斯等级；矿井不同时期的风量；通风机服务年限内的最大阻力和最小阻力以及风井是否作为提升用等。通风机选型按下列步骤进行：一、计算风机工作风量Qf、最大和最小静压(抽流式)仁、-或全压(离心二、初选风机根据Qr、Hse、Hs…（或Hl…、Hm“）在新型高效风机特性曲线上用直观法筛选出满足风量和风压要求的若干个通风机。三、求风机的实际工点因为根据Qr、Hs…、（或H,…、H,.in）确定的工况点即设计工况点不一定恰好在所选择风机的特性曲线上，所以风机选择后必须确定实际工况点。1、计算风机的工作风阻用静压特性曲线时，最大静压工作风阻按下式计算

1042、同理可算出最小工作静风阻Rsmin.。用全压特性曲线时，根据风机的最大和最小工作全压计算出最大和最小全压工作风阻Rm和R"。在风机特性曲线上作工作风阻曲线，与风压特性曲线的交点即为实际工况点。四、确定风机的型号和转速根据实际工况点所确定的各个风机的轴功率大小，并考虑对风机调节性能的要求，进行经济、技术比较，最后确定风机的型号和转速。五、电机选择1、根据最后选择风机的实际工况点（H、Q、和n）按下式计算所匹配电机的功率：***~100（切•核.irv-.A.1000?•尊1r4-7-5式中Nz（Ngi„）一通风阻力最大（最小）时期所配电机功率，kW；Qt^（Qf.i„）-通风阻力最大（最小）时期风机工作风量，nr7s：Hm“（Hm）一风机实际最大（最小）工作风压，Pa；T］一通风机工作效率（用全压时为用静压时为小），%；年一传动效率，直联传动时n=l,皮带传动时T]"=0.95〜0.9,联轴器传动时qtr=0.98;Km—电机容量备用系数，（=1.1〜1.2。2、电机种类及台数选择当电机功率N2>500kW时，宜选用同步电机，其功率为Nm“其优点是在低负荷运转时，可用来改善电网功率因数，缺点是初期投资大，采用异步电机时，当/』/必可选一台电机，功率为Nz；当

105根据计算的Ni和N.和通风机要求的转数，在电机设备手册上选用合适的电机。例题某矿为抽出式通风，高瓦斯矿井，矿井需风量为Q=400m3/s,矿井投产后20年内最大和最小通风阻力分别为hg=2551Pa和h-m=1668Pa,阻力最大和最小时自然风压分别为H0*=49Pa和H.m=147Pa,风井不作提升用，试选矿井主要通风机和主要电机。解1、计算主要通风机的工作风量Qr=KQB=40X1.15=46m7s=16.56X10'm3/h；2、计算风机工作风压取通风机装置各部分阻力4F196Pa,风机装置动压hw=49Pa小“=儿""/方+"片2551+196+49=2796Pa&,“二仇,”+//?+〃r/s=1668+196-147+49=1717Pa；3、通风机的全压"“=力“+/力+力小片255l+196+49+49=2845Pa〃.a'=^e"+477+A,d+ZA”=1668+96+49-147=1766Pa

1061）在4-72T1型离心式通风机性能曲线（图4-7-1）风量坐标Q=46m3/s点，作Q轴垂线，在风压坐标H,=1766Pa和H,=2845Pa点作Q轴平行线，三条线段分别相交于此和山两点，由图可见，能使两个时期工况点都在合理工作范围内的风机只有脂20风机。2）在G4-73T1型离心式通风机性能曲线（图4-7-3）风量坐标Q=16.56XlO,mVh点，作Q轴垂线，在风压坐标乩=1766Pa和H,=2845Pa点作Q轴平行线，三条线段分别相交于附和MJ两点，由图可见，能使两个时期要求的风机只有N°20较好。3）观察2K-60系列轴流式通风机性能曲线（图4-7-2）可知，NM8号风机基本可满足要求,在其风量坐标Q=46m7s点，作Q轴垂线，在风压坐标H,=1766Pa和H,=2845Pa点作Q轴平行线，三条线段分别相交于此和小两点，由图可见，此两个工况点均在合理工作范围内，故初选No18（Z=7,Z=7）风机。图4—7—14-72-11型离心式通风机性能曲线图4—7—22K-60轴流式通风机性能曲线Na18,n=985r/min；Na24,n=750r/min；Na28,n=600r/min；图4—7—3G4-73-11型离心式通风机性能曲线5、求风机的实际工况点1)计算风机的工作风阻(1)离心式通风机的工作风阻Rl..,=Ht..,/Qf2=2845/462=l.3445N.s7mBR..i„=Hln(„/Qf2=1766/46;!=0.8346N.s7ms(2)轴流式通风机工作风阻Rs.Ox=Hs„,x/Qf2=2796/462=l.321N.s7m8Rs.i„=H..in/Qf2=1766/462=0.8114N.s2/m8

1072)根据风机的工作风阻，分别在初选的三台风机上作风阻曲线。由作图所得的三个初选风机的实际工况点MJ和MJ的坐标列入表4—7—1中。由表可见，从电耗大小考虑，2K60和4—72—11较小，从可调性上看，2K60风机较好，且可反转反风，故选择2K60—NH18风机。表4—7—1风机型号实际风压Pa实际风量m7s效率%轴功率kW备注大小大小大小大小2K60-Nq182976171747470.780.70164.9111.2风压大时。=27°,小时9=21O4-72-1lNfi202992212947.850.20.920.93154.5115.0风压大时n=710r/min,n=630r/min,G4-73-llNo203159178548.346.7240.0115.0风压大时n=710r/min,n=630r/min,(未考虑前导器调节)第八节噪音控制概述在人们的生活和工作环境中，噪音超过•定数值后就会造成环境污染，对人体健康和工作效率都有不同程度的影响。但对健康的影响往往是后效性的，容易被人们忽视。频率、频谱和声压是通风机噪声的三要素。所谓频谱就是声压级和声功率级随频率变化的图形。声波作用在物体上的压力叫声压，单位为Pa。2Xl(rPa的声压为人耳的听阈值，20Pa为痛阈值，两者相差一百万倍，显然用声压的绝对值表示其大小不太方便。现在国际上一般采用被测声压与基准声压之比的对数值表示，即用声压级Lp来表示噪音大小：Lp=2Olg(p/po),dB4—8—1式中Po——基准声压，其值为2X10'Pa被测声压，Pa这样，听阈值为OdB(分贝)，痛阈值为120dB.

108国内外广泛用A声级作为评价噪音(对人体影响)的标准。在噪声测量仪器中可以装设A、B、C三种计权网路，其中A计权网路是一种滤波器，它对频率的判别与人耳感觉相似，使中低频声波按比例衰减通过，而频率在100Hz以上的声音无衰减通过。这种被A网路计权的声级叫A声级，记为dB(A)。表4-8为我国按A声级规定的工业企业噪声标准。我国主要通风机的噪音(1米附近)一般为100—120dB,风机房噪声达90dB(A)以上，近年生产的对旋风机噪音相对较低。因此，把噪声控制在规定的范围之内，是不可忽视的任务。表4—8工业企业噪音标准每工作日接触噪音时间h新建、改建和扩建企业允许噪音级，dB(A)现有达不到标准的企业允许噪音级，dB(A)88590488932919619499最高不得超过115dB(A)风机生产噪声原因，归纳起来有：1.空气动力噪声，即由气流的冲击和涡流引起的噪声；2.机械振动噪声，是叶(动)轮等回转体不平衡及轴承磨损等原因引起；3.空气与机械互相作用而引起的噪声。减小风机噪声的根本对策是风机的结构要设计合理，零件的加工精度高即制造噪声低的风机；对于高噪声的风机要采取多种消音措施，实行综合治理。这些措施是：1.隔音用消音材料将发声体与周围环境隔开。隔音效果取决于隔音体的结构及材料的面密度和厚度。鹤壁六矿70B2-21-24风机的两侧砌筑24cm厚的砖墙、顶盖采用1.5mm的钢板，隔音量为27dB(A)；电机房隔音，以减少电机噪声及由机体传出的固体声；还可以建造隔音值班室，以保护值班人员免受噪声危害。为了提高隔音效果，可以在机体隔声室的壁面上敷设吸声层。吸音材料可以用超细玻璃棉、甘蔗板等材料。2.扩散器风道消声风机的噪声源主要是风机出口风道里折气流冲击引起的空气动力噪声。用消声器减小或消除空气动力噪声是减少噪声的主要途径之一。消声器是既能够消除或减弱噪声的传播，而又允许气流通过的装置。

109消声器有阻性和抗性两种。阻性消声器是依靠其壁面上的吸音材料来吸收声能，达到消除中、高频噪的目的；抗性消声器主要是依靠空腔共振或改变声阻抗的原理减少声能辐射，主要消除低、中频的噪声。目前主要通风机主要是采用消音装置来降低噪声。消音装置有排式和方格式两种。将多孔性材料制成的消音板（或空心砖）平行间隔地安设在风道中，组成排式消音器（如图4-8-la）；若在排式消音器中增设水平消音板，即为方格式消声器（如图4-8Tb）；有的矿井外接扩散器的迎风面上贴上消音板，构成消声弯头（如图4-8-lc）,可以降低5—10dB（A）o消音装置的位置，有的矿（如淮南李一矿）装设在风机扩散器的出口；有的矿装在外接扩散器的出口，都收到了较好的降噪效果。1.消声材料有蛭石吸声体、矿硝膨胀珍珠岩吸声砖、超细玻璃棉、甘蔗板等。选用的消声材料应具有安全性（不易燃、无二次污染）、经济性（造价低、服务年限长）和实用性（具有良好的吸声性能）。第五章矿井通风网络中风量分配与调节本章主要内容及重点和难点1、风量分配基本定律——三大定律2、网络图及网络特性1）简单网络2）角联及复杂网络3、网络的动态分析4、矿井风量调节5、计算机解算复杂网络矿井通风系统是由纵横交错的井巷构成的•个复杂系统。用图论的方法对通风系统进行抽象描述，把通风系统变成一个由线、点及其属性组成的系统，称为通风网络。第一节风量分配基本规律一、矿井通风网络与网络图（一）矿井通风网络通风网络图：用直观的儿何图形来表示通风网络。1.分支（边、弧）：表示一段通风井巷的有向线

110段，线段的方向代表井巷中的风流方向。每条分支可有一个编号，称为分支号。1.节点（结点、顶点）：是两条或两条以上分支的交点。2.路（通路、道路）：是由若干条方向相同的分支首尾相连而成的线路。如图中，1-2-5,1—2一4-6和1—3—6等均是通路。3.回路：由两条或两条以上分支首尾相连形成的闭合线路称为回路。如图中，2—4—3、2—5—6—3和1—3—6—75、树:是指任意两节点间至少存在一条通路但不含回路的一类特殊图。由于这类图的几何形状与树相似，故得名。树中的分支称为树枝。包含通风网络的全部节点的树称为其生成树，简称树。（二）矿井通风网络图特点：1）通风网络图只反映风流方向及节点与分支间的相互关系，节点位置与分支线的形状可以任意改变。2）能清楚地反映风流的方向和分合关系，并且是进行各种通风计算的基础，因此是矿井通风管理的一种重要图件。网络图两种类型：一种是与通风系统图形状基本一致的网络图,如图5-1-3所示；另一种是曲线形状的网络图，如图5-1-4所示。但一般常用曲线网络图。绘制步骤：（D节点编号在通风系统图上给井巷的交汇点标上特定的节点号。（2）绘制草图在图纸上画出节点符号，并用单线条（直线或弧线）连接有风流连通的节点。（3）图形整理按照正确、美观的原则对网络图进行修改。

111通风网络图的绘制原则:(1)用风地点并排布置在网络图中部，进风节点位于其下边；回风节点在网络图的上部，风机出口节点在最上部；(2)分支方向基本都应由下至上：(3)分支间的交叉尽可能少；(4)网络图总的形状基本为“椭圆”形。(5)合并节点，某些距离较近、阻力很小的几个节点，可简化为一个节点。(6)并分支，并联分支可合并为一条分支。二、网络中风流流动的基本定律1、风量平衡定律风量平衡定律是指在稳态通风条件下,单位时间流入某节点的空气质量等于流出该节点的空气质量；或者说，流入与流出某节点的各分支的质量流量的代数和等于零，即若不考虑风流密度的变化，则流入与流出某节点的各分支的体积流量(风量)的代数和等于零，即：。1.4+。2-4+。3-4-。4-5-Q4-6=。如图a,节点4处的风量平衡方程为：

112将上述节点扩展为无源回路，则上述风量平衡定律依然成立。如图b所示，回路2-4-5-7-2的各邻接分支的风量满足如下关系：Ql-2-03T-Qi-6~Q7T=°2、阻力定律对于任一分支或整个网路系统，均遵守:3、能量平衡定律假设：一般地，回路中分支风流方向为顺时针时，其阻力取“+”，逆时针时,其阻力取“一”。1）无动力源（H“H-通风网路图的任一回路中，无动力源时，各分支阻力的代数和为零，即：如图，对回路2—3—4-6中有:

1132）有动力源设风机风压〃，自然风压ZA。Hf+%=%+%+%+%+%如图，对回路1—2—3—4-5T中有：为土Hn=£%一般表达式为：即：能量平衡定律是指在任一闭合回路中，各分支的通风阻力代数和等于该回路中自然风压与通风机风压的代数和。第二节简单网络特性一、串联风路由两条或两条以上分支彼此首尾相连，中间没有风流分汇点的线路称为串联风路。如图5-2T所小，由1,2,3,4,5五条分支组成串联风路。（一）串联风路特性1.总风量等于各分支的风量,即Ms=Mi=M2=•••=Mn当各分支的空气密度相等时，Qs=Qi=Q；="••=Q„2.总风压（阻力）等于各分风压（阻力）之和风压（阻力）之和，即：

114h'a++*.=£即3I1.总风阻等于各分支风阻之和，即:

115<1=r+鸟++凡1.串联风路等积孔与各分支等积孔间的关系D_U9a|A-\M-_1.19/_]/,a-kk为没-%（二）串联风路等效阻力特性曲线的绘制根据以上串联风路的特性，可以绘制串联风路等效阻力特性曲线。方法：1、首先在力T坐标图上分别作出串联风路1、2的阻力特性曲线R”R2；2、根据串联风路“风量相等，阻力叠加”的原则，作平行于力轴的若干条等风量线，在等风量线上将1、2分支阻力X、儿叠加，得到串联风路的等效阻力特性曲线上的点；

1163、将所有等风量线上的点联成曲线R”即为串联风路的等效阻力特性曲线。二、并联风网9t-l由两条或两条以上具有相同始节点和末节点的分支所组成的通风网络，称为并联风网。如图所示并联风网由5条分支并联而成。（二）并联风路特性：“,-++“［总风量等于各分支的风量之和，即当各分支的空气密度相等时，Qt-Qi*Qi♦+Q»■ZQ>I-L2.总风压等于各分支风压，即/I$2・，・・・・.注意：当各分支的位能差不相等，或分支中存在风机等通风动力时，并联分支的阻力并不相等。3.并联风网总风阻与各分支风阻的关系4.并联风网等积孔等于各分支等积孔之和，即

1172.并联风网的风量分配3=30=丹5若已知并联风网的总风量，在不考虑其它通风动力及风流密度变化时，可由下式计算出分支i的风量。（二）并联风路等效阻力特性曲线的绘制根据以上并联风路的特性，可以绘制并联风路等效阻力特性曲线。方法：1、首先在右一。坐标图上分别作出并联风路1、2的阻力特性曲线R、L；2、根据并联风路“风压（阻力）相等，风量叠加”的原则，作平行于。轴的若干条等风压线，在等风压线上将1、2分支阻力人、压叠加，得到并联风路的等效阻力特性曲线上的点；3、将所有等风压线上的点联成曲线R”即为并联风路的等效阻力特性曲线。

118在任何一个矿井通风网络中，都同时存在串联与并联风网。在矿井的进、回风风路多为串联风路，而采区内部多为并联风网。并联风网的优点:1、从提高工作地点的空气质量及安全性出发，采用并联风网具有明显的优点。2、在同样的分支风阻条件下，分支并联时的总风阻小于串联时的总风阻。例如：若Rt=R2=0.04kg/m7,串联:Rs,=Ri+R2=0.08kg/m7“鸠小）=%I.!）=0.01桓/雁7并联：Rs।：Rsi=8：1即在相同风量情况下，串联的能耗为并联的8倍。四、角联风网（一）几个概念角联风网：是指内部存在角联分支的网络。角联分支（对角分支）：是指位于风网的任意两条有向通路之间、且不与两通路的公共节点相连的分支，如图。简单角联风网：仅有一条角联分支的风网。

119复杂角联风网：含有两条或两条以上角联分支的风网。

120（二）角联分支风向判别原则：分支的风向取决于其始、末节点间的压能值。风流由能位高的节点流向能位低的节点；当两点能位相同时，风流停滞；当始节点能位低于末节点时，风流反向。判别式（以简单角联为例）：1、分支5中无风1.*Qs=0Q.=Q：(,Q?=Q(由风压平衡定律：hi=h2,h3=hi由阻力定律:两式相比得:2、当分支5中风向由2-3(Qs+Qs)”~~ol-节点②的压能高于节点③，则hR2>hRi即:

121即3、分支5中的风向由3f21,1,1,分支分支分支同理可得:5中风向由372；5中风流停滞；5中风向由2—>3。二改变角联分支两侧的边缘分支的风阻就可以改变角联分支的风向。对图示简单角联风网，可推导出如下角联分支风流方向判别式：第三节通风网络动态特性分析

122一、井巷风阻变化引起风流变化的规律

123L变阻分支本身的风量与风压变化规律当某分支风阻增大时，该分支的风量减小、风压增大；当风阻减小时，该分支的风量增大、风压降低。1.变阻分支对其它分支风量与风压的影响规律1）当某分支风阻增大时，包含该分支的所有通路上的其它分支的风量减小，风压亦减小；与该分支并联的通路上的分支的风量增大，风压亦增大；当风阻减小时与此相反。2）对于一进一出的子网络，若外部分支调阻引起其流入（流出）风量变化，其内部各分支的风量变化趋势相同。3）风网内，某分支风阻变化时，各分支风量、风压的变化幅度，以本分支为最大,邻近分支次之，离该分支越远的分支变化越小。4）风网内，不同类型的分支风阻变化引起的风量变化幅度和影响范围是不同的。一般地说，主干巷道变阻引起的风量变化幅度和影响范围大，末支巷道变阻引起的风量变化幅度和影响范围小。5）风网内某分支增阻时，增阻分支风量减小值比其并联分支风量增加值大；某分支减阻时，减阻分支风量增加值比其并联分支风量减小值大。2.巷道密闭与贯通对风流的影响巷道密闭相当于该分支的风阻增大至8,故本分支风量减少到趋近于0；为其它分支的影响规律与分支增阻相同。巷道贯通时要修改网络图，即在网络图中增加贯通后的分支。风流方向取决于巷道两端点间压能差；对其它分支的影响规律与分支减阻相同。二、风流稳定性分析（一）稳定性的基本概念稳定性是指当系统受到外界瞬时F扰,系统状态偏离了平衡状态后，系统状态自动回复到该平衡状态的能力。按照这种稳定性的概念，除非在主要通风机不稳定运行（工作在轴流式风机风压特性曲线的驼峰区）等特殊情况下，矿井通风系统一般都是稳定的。通风管理中所说的风流稳定性，一般是指井巷中风流方向发生变化或风量大小变化超过允许范围的现象；且多指风流方向发生变化的现象。（二）影响风流稳定性的因素

124L风网结构对风流稳定性的影响仅由串、并联组成的风网，其稳定性强；角联风网，其对角分支的风流易出现不稳/Eo2.风阻变化对风流稳定性的影响在角联风网中，边缘分支的风阻变化可能引起角联分支风流改变。在实际生产矿井，大多数采掘工作面都是在角联分支中。应采取安装调节风门的措施，保证风流的稳定性。3.通风风动力变化对风流稳定性的影响矿井风网内主要通风机、辅助通风机数量和性能的变化，不仅会引起风机所在巷道的风量变化，而且会使风网内其他分支风量也发生变化，并影响风网内其他风机的工况点。具体如下：1）单主要通风机风网,当主要通风机性能发生变化时，风网内各分支风量按主要通风机风量变化的趋势和比率而变化。2）多主要通风机风网内,当某主要通风机性能发生变化时，整个风网内各分支风量不按比例变化。3）多主要通风机风网内,即使风网结构和分支风阻不变，当某主要通风机性能发生变化时，由于风网总风量和各主要通风机风量配置发生了变化，因此，各主要通风机的工作风阻与风网总风阻也有所变化。4）风网内，某巷道安设辅助通风机后,不仅该巷道本身风流发生变化，其他巷道风流也变化。当某辅助通风机风量增大时，辅助通风机所在巷道风量增加，包含辅助通风机在内的闭合回路中，与辅助通风机风向一致的各巷风量增加，与其风向相反的各巷风量减小。当辅助通风机风压过高或风量过大时，可引起其并联分支风量不足、停风、甚至反向。引起并联分支风流反向的条件是辅助通风机风量大于回路的总风量或辅助通风机风压大于回路内其同向分支的风压损失。5）自然风压引起的风流变化,与辅助通风机相似。第四节矿井风量调节

125随着生产的发展和变化，工作面的推进和更替，巷道风阻、网络结构及所需的风量均在不断变化，要求及时进行风量调节。从调节设施来看,有通风机、射流器、风窗、风幕和增加并联井巷或扩大通风断面等。按其调节的范围,可分为局部风量调节与矿井总风量调节。从通风能量的角度看,可分为增能调节、耗能调节和节能调节。一、局部风量调节局部风量调节是指在采区内部各工作面间，采区之间或生产水平之间的风量调节。调节方法：增阻法、减阻法及辅助通风机调节法。（一）增阻调节法增阻调节法是在通过在巷道中安设调节风窗等设施,增大巷道中的局部阻力，从而降低与该巷道处于同一通路中的风量，或增大与其关联的通路上的风量。增阻调节是一种耗能调节法。主要措施：（1）调节风窗；（2）临时风帘；（3）空气幕调节装置等“使用最多的是调节风窗。风窗调节法原理分析如图1,2分支风阻分别为R和R”风量分别为Qi,Qz。则两分支的阻力为：hi=RiQrh2=RQ/,且hi=h2若分支2风量不足。可在1分支中设置调节窗。设调节风

126拉?=鸟掌一片窗产生的局部风阻为^R。V(Ri+△哂一曲”但增阻后，并联系统总风阻增大。使Q'=0.5时,

1275一调节风窗的断面积，m2；A巷道的断面积，m2；。一通达风量，m7s；人一调节风窗阻力，Pa；星一调节风窗的风阻，N•s7m8；R产鼠（二）减阻调节法减阻调节法是在通过在巷道中采取降阻措施,降低巷道的通风阻力，从而增大与该巷道处于同一通路中的风量，或减小与其关联的通路上的风量。主要措施：（D扩大巷道断面；（2）降低摩擦阻力系数；（3）清除巷道中的局部阻力物;（4）采用并联风路；（5）缩短风流路线的总长度等。特点：可以降低矿井总风阻,并增加矿井总风量；但降阻措施的工程量和投资一般都较大，施工工期较长，所以一般在对矿井通风系统进行较大的改造时采用。（三）增能调节法增能调节法二要是采用辅助通风机等增加通风能量的方法，增加局部地点的风量。主要措施：（1）辅助通风机调节法。（2）利用自然风压调节法。特思—增能调节法的施工相对比较方便，不须降低矿井总风阻，增加矿井总风量，同时可以减少矿井主通风机能耗。但采用辅助通风机调节时设备投资较大，辅助通风机的能耗较大，且辅助通风机的安全管理工作比较复杂，安全性较差。二、矿井总风量的调节当矿井（或一翼）总风量不足或过剩时，需调节总风量，也就是调整主通风机的工况点。采取的措施是：改变主通风机的工作特性，或改变矿井风网的总风阻。（一）改变主通风机工作特性

128改变统总风量的目的。改变主通风机的叶轮转速、轴流式风机叶装角度和离心式风机前导器叶片角度等，可以通风机的风压特性，从而达到调节风机所在系(二)改变矿井总风阻值1.风洞闸门调节法如果在风机风雨内安设调节闸门，通过改变闸门的开口大小可以改变风机的总工作风阻，从而可调节风机的工作风量。2降低矿井总风阻当矿井总风量不足时，如果能降低矿井总风阻，则不仅可增大矿井总风量，而且可以降低矿井总阻力。第五节应用计算机解算复杂通风网络目的：已知风网各分支风阻和主通风机的特性,求算主要通风机的工况点，各分支的风量和风向，以便验算各用风地点的风量和风整速是否符合规程要求。原理：依据风量平衡定律、风压平衡定律、阻力定律方法：回路法假设风网中每一回路内各分支的风向和风量开始，逐渐修正风量，使之满足风压平衡定律。节点法假设风网中每一回路内各分支节点压力值开始,逐渐修正压力分布，使之满足风量平衡定律。一、改进的斯考德-恒斯雷试算法一一回路法回路风量：把风流在风网中的流动看成是在一些互不重复的独立的闭合回路中各有一定的风量在循环，这种风量称为回路风量。如图：回路：ABDEF(风量qj、BCDB(q，、DCED(q3)独立分支：只属于一个回路的分支。反之，为非独立分支。且满足：独立分支(M)=分支总数⑻一节点数(J)+1如：BC、CE、EFAB一一独立分支BD、DE、CD——非独立分支基本思路：初拟风网中各回路风量

129（如5牛qs），使其满足风网中节点风量风量平衡定律，然后利用风压平衡定律对其逐一进行修正，从而得各分支假设风量，经把迭代计算修正，各回路风压逐渐趋于平衡,这样各分支风量逐渐接真实值。AQ=——-2玄国Q.।回路风量修正值（△◊）：回路中各分支阻力代数和，当分支流向与回路流向一致时，取“+”，反之，取_£R◎-H产H*Ag=-^r-2ZI及R当回路中有H,和H„时：。；=G土AQ故分支风量为第六章局部通风本章主要内容1,局部通风方法一一压入式、抽出式、混合式、可控循环风，全风通风，2、掘进工作面需风量计算一一压入式、抽出式、混合式、按瓦斯、粉尘、炸药等

1303、局部通风装备一一风筒一一种类、阻力、漏风、安装；局部通风机一一性能、联合运行

1314、局部通风系统设计一一原则、步骤5、掘进安全技术装备系列化利用局部通风机或主要通风机产生的风压对井下独头巷道进行通风的方法称为局部通风(又称掘进通风)。第一节局部通风方法一、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。L压入式布置方式:Le一一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；4一一射流断面逐渐减少，直到为零，此段称收缩段。Ls一一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：%=(4〜5)7?式中5—巷道断面,m?。特点：(1)局扇及电器设备布置在新鲜风流中;

132(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VQ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：4=151/5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。

1331）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）。

134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。4.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。循免通风方式r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:

135(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、矿井全风压通风金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。

1362.平行巷道导a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嶂或风筒导风，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，取得了良好的排瓦斯效果。4.风嶂导风在巷道内设置纵向风嶂，把风嶂上游一侧的新风引入掘进工作面，清洗后的污风从风幢下游一侧排出。这种导风方法，构筑和拆除风幢的工程量大。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。第二节掘进工作面需风量计算一、排除炮烟所需风量

1370.465前苏联B.H.沃洛宁公式，当风筒出口到工作面的距离U^U=(4~5)时，工作面所需风量或风筒出口的风量应为：2.抽出式通风前苏联B.H.沃洛宁公式,当风筒末端至工作面的距离时，工作面所需风量或风筒入口风量应为：3.混合式通风在长抽短压混合式布置时，为防止循环风和维持风筒重叠段巷道内具有最低的排尘或稀释瓦斯风速，则抽出式风筒的吸风量应大于压入式风筒出口风量,即会=Q.2〜L2彩式中Qg按压入式风量计算。

138二、排除瓦斯所需风量100也在有瓦斯涌出的巷道掘进工作面内，其所需风量应保证巷道内任何地点瓦斯浓度不超限，其值可按下式计算：三、排除矿尘所需风量Qm=---风流的排尘风量可按下式计算：四、按风速验算风量岩巷按最低风速0.15m/s或风量Q>9S(m7min);半煤岩巷和煤巷按不能形成瓦斯层的最低风速0.25m/s或Q>15S(uMnin);验算第三节局部通风装备局部通风装备是由局部通风动力设备、风筒及其附属装置组成。一、风筒风筒是最常见的导风装置。对风筒的基本要求是漏风小、风阻小、重量轻、拆装简便。L风筒种类风筒按其材料力学性质可分为刚性和柔性两种。刚性风筒是用金属板或玻璃钢材制成。玻璃钢风筒比金属风筒轻便、抗酸、碱腐蚀性强、摩擦阻力系数小。柔性风筒是应用

139更广泛的一种风筒,通常用橡胶、塑料制成。其最大优点是轻便，可伸缩、拆装运搬方便。2.风筒接头刚性风筒一般采用法兰盘连接方式。柔性风筒的接头方式有插接、单反边接头、双反边接头、活三环多反边接头、罗圈接头等多种形式。3.风筒的阻力计算公式参见第三章。摩擦阻力系数和局部阻力系数选取见书P122页4.风筒漏风刚性风筒风筒的漏风，主要发生在接头处，柔性风筒不仅接头而且全长的壁面和缝合针眼都有漏风，故风筒漏风属连续的均匀漏风。因此，应用始末端风量的几何平均值作为风筒的风量Q,即：Q=JQ.•Q・式中局部通风机风量Qa与风筒出口风量Qh不等，Qa与Qh之差就是风筒的漏风量Q“1）漏风率风筒漏风量占局部通风机工作风量的百分数称为风筒漏风率5o仙虽能反映风筒的漏风情况，但不能作为对比指标。故常用百米漏风率n“8表示:niioo=ni/Lx100式中L为风简长度。2）有效风量率掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数称为有效风量率p.»

140七=鱼、100%=^^■xlOO%=Q-7）X100%3）漏风系数风筒有效风量率的倒数称为风筒漏风系数P,=金属风筒的四值可按下式计算:式中K——相当于直径为1m的金属风筒每个接头的漏风率。D—风筒直径,m;n——风筒接头数,个；L——风筒全长,m。Ro~一每米长风筒的风阻,N•s2/m8;柔性风筒的同值：式中n——接头数；II」一个接头的漏风率。三、局部通风机井下局部地点通风所用的通风机称为局部通风机。要求：体积小、风压高、效率高、噪声低、性能可调、坚固防爆。

1411.局部通风机的种类和性能目前我国煤矿大部分仍延用六十年代研制的JBT系列轴流式局部通风机。具有低效率、低风量风压、高噪声。近年来，我国已研制开发了一些新产品，如沈阳鼓风机厂研制的BKJ66T1,对旋风机等。2.局部通风机联合工作(1)局部通风机串联2)局部通风机并联当风筒风阻不大，用一台局部通风机供风不足时，可采用。第四节局部通风系统设计一、局部通风系统的设计原则(1)矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件；(2)局部通风系统要安全可靠、经济合理和技术先进。(3)尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机。(4)压入式通风宜用柔性风筒，抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型。

142(5)当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。二、局部通风设计步骤(1)确定局部通风系统，绘制掘进巷道局部通风系统布置图。(2)按通风方法和最大通风距离，选择风筒类型与直径;(3)计算风机风量和风筒出口风量;(4)按掘进巷道通风长度变化，分阶段计算局部通风系统总阻力(5)按计算所得局部通风机设计风量和风压，选择局部通风机；(6)按矿井灾害特点，选择配套安全技术装备。第五节掘进安全技术装备系列化一、掘进工作面产生事故的原因:(1)掘进工作面是最先揭露煤层，它破坏了煤层中的瓦斯静平衡状态，使大量瓦斯从煤壁和顶板向巷道内涌入。当穿地质构造带时，瓦斯涌出也会增大，因此，在掘进工作面易形成瓦斯积聚超限。(2)掘进工作面是依靠局部通风机进行独头巷道通风的，其可靠性差，容易发生无计划突然停电停风，形成瓦斯积聚。(3)掘进巷道断面有限、空间狭窄，打眼放炮、机掘落煤、装煤运输等各生产环节均不断地产生大量煤尘，若防尘效果不良，就会潜伏煤尘爆炸危险。(4)掘进巷道可燃物集中，有风筒、电缆等，另外，机电设备多，容易发生机电事故和违章放炮，从而形成多种火源，导致瓦斯煤尘爆炸，造成火灾。因此，掘进安全技术装备系列化，对于保证掘进工作面通风安全可靠性具有重要意义。掘进安全技术装备系列化是在治理瓦斯、煤尘、火灾等灾害的实践中不断发展起来的多种安全技术装备，是预防与治理相结合的防止掘进工作面瓦斯、煤尘爆炸与火灾等灾害的行之有效的综合性安全措施。包括如下内容：二、保证局部通风机稳定可靠运转1•双风机、双电源、自动换机和风筒自动倒风装置正常通风时由专用开关供电，使局部通风机运转通风;一旦常

143用局部通风机因故障停机时，电源开关自动切换，备用风机即刻启动，继续供风，从而保证了局部通风机的连续运转。由于双风机共用一趟主风筒，风机要实现自动倒台，则连接两风机的风筒也必须能够自动倒风。风筒自动倒风装置有以下两种结构：1)短节倒风如图6-5-1(a)所示，将连接常用风机风筒一端的半圆与连接备用风机风筒一端的半周胶粘、缝合在一起(其长度为风简直径的1~2倍)，套入共用风筒，并对接头部进行粘联防漏风处理，即可投入使用。常用风机运转时，由于风机风压作用，连接常用风机的风筒被吹开,将与此并联的备用风机风筒紧压在双层风筒段内，关闭了备用风机风筒。若常用风机停转，备用风机启动，则连接常用风机的风筒被紧压在双层风简段内，关闭了常用风机风筒。从而达到自动倒风换流的目的。2)切换片倒风如图6-5T(b)所示，在连接常用风机的风筒与连接备用风机的风简之间平面夹粘一片长度等于风简直径1,5~3・0倍、宽度大于1/风筒周长的倒风切换片，将其嵌套在共用风简内并胶粘在一起，经防漏风处理后便可投入使用。常用风机运行时，由于风机风压作用，倒风切换片将连接备用风机的风简关闭。若常用风机停机，备用风机启动，则倒风切换片又将连接常用风机的风筒关闭，从而达到自动倒风换流的目的。2-''三专二闭锁”装置三专”是指专用变压器、专用开关、专用电缆，"两闭锁"则指风、电闭锁和瓦斯、电闭锁。其功能是:只有在局部通风机正常供风、掘进巷道内的瓦斯浓度不超过规定限值时，方能向巷道内机电设备供电;当局部通风机停转时，自动切断所控机电设备的电源;当瓦斯浓度超过规定限值时，系统能自动切断瓦斯传感器控制范围内的电源，而局部通风机仍可照常运转。若局部通风机停转、停风区内瓦斯浓度超过规定限值时，局部通风机便自行闭锁，重新恢复通风时，要人工复电，先送风，当瓦斯浓度降到安全容许值以下时才能送电。从而提高了局部通风机连续运转供风的安全可靠性。3•局部通风机遥讯装置其作用是监视局部通风机开停运行状态。高瓦斯和突出矿井所用的局部通风机要安设载波遥迅器，以便实时监视其运转情况。4•积极推行使用局部通风机消声装置其作用是降低局部通风机机体内部气流冲击产生的噪声。

144三、加强瓦斯检查和监测(1)安设瓦斯自动报警断电装置，实现瓦斯遥测。当掘进巷道中瓦斯浓度达到1%时，通过低浓度瓦斯传感器自动报警;瓦斯浓度达到＞5%时，通过瓦斯断电仪自动断电。高瓦斯和突出矿井要装备瓦斯断电仪或瓦斯遥测仪，对炮掘工作面迎头5m内和巷道冒顶处瓦斯积聚地点要设置便携式瓦斯检测报警仪，班组长下井时也要随身携带这种仪表，以便随时检查可疑地点的瓦斯浓度。(2)放炮员配备瓦斯检测器，坚持"一炮三检"在掘进作业的装药前、放炮前和放炮后都要认真检查放炮地点附近的瓦斯。(3)实行专职瓦斯检查员随时检查瓦斯制度。四、综合防尘措施掘进巷道的矿尘来源，当用钻眼爆破法掘进时，主要产生于钻眼、爆破、装岩工序,其中以凿岩产尘量最高;当用综掘机掘进时，切割和装载工序以及综掘机整个工作期间，矿尘产生量都很大。因此，要做到湿式煤电钻打眼，爆破使用水炮泥，综掘机内外喷雾。要有完善的洒水除尘和灭火两用的供水系统，实现放炮喷雾、装煤岩洒水和转载点喷雾,安设喷雾水幕净化风流，定期用预设软管冲刷清洁巷道。从而达到减少矿尘的飞扬各堆积。五、防火防爆安全措施机电设备严格采用防爆型及安全火花型;局部通风机、装岩机和煤电钻都要采用综合保护装置1移动式和手持式电气设备必须使用专用的不延燃性橡胶电缆;照明、通讯、信号和控制专用导线必须用橡套电缆。高瓦斯及突出矿井要使用乳化炸药，逐步推广屏蔽电缆和阻燃抗静电风简。六、隔爆与自救措施设置安全可靠的隔爆设施，所有人员必须携带自救器。煤与瓦斯突出矿井的煤巷掘进，应安设防瓦斯逆流灾害设施，如防突反向风门、风筒和水沟防逆风装置以及压风急救袋和避难碉室，并安装直通地面调度室的电话。实施掘进安全技术装备系列化的矿井，提高了矿井防灾和抗灾能力，降低了矿尘浓度与噪声，改善了掘进工作面的作业环境。第七章矿井通风系统与通风设计本章主要内容1、矿井通风系统类型、适应条件、主要通风机工作方式、安装地点、通风系统的选择2、采区通风一一基本要求、进回风上山选择、采煤工作面通风系统

1453、通风构筑物及漏风——风门、风桥、密闭、导风板；矿井漏风、漏风率、有效风量率、减少漏风措施4、矿井通风设计一一内容与要求、优选通风系统、矿井风量计算、阻力计算、通风设备选择5、可控循环通风第一节矿井通风系统矿井通风系统是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。

1464、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:

147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。第二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:

1481、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

1491、U型与z型通风系统司3Hl西3、H型通风系统第三节通风构筑物及漏风矿井通风系统网路中适当位置安设的隔断、引导和控制风流的设施和装置，以保证风流按生产需要流动。这些设施和装置，统称为通风构筑物。

150一、通风构筑物分为两大类：一类是通过风流的通风构筑物,如主要通风机风洞、反风装置、风桥、导风板和调节风窗；另一类是隔断风流的通风构筑物,如井口密闭、挡风墙、风帘和风门等o1、风门按设地点:在通风系统中既要隔断风流又要行人或通车的地方应设立风门。在行人或通车不多的地方，可构筑普通风门。而在行人通车比较频繁的主要运输道上，则应构筑自动风门。设置风门的要求：(1)每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不小于5m。入排风巷道之间要需设风门处同时设反向风门，其数量不少于两道；(2)风门能自动关闭；通车风门实现自动化，矿井总回风和采区回风系统的风门要装有闭锁装置；风门不能同时敞开(包括反风门)；(3)门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。门轴与门框要向关门方向倾斜80。至85°；(4)风门墙垛要用不燃材料建筑，厚度不小于0.5m,严密不漏风；墙垛周边要掏槽，见硬顶、硬帮与煤岩接实。墙垛平整，无裂缝、重缝和空缝；(5)风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎，电管路孔要堵严；风门前后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。2、风桥当通风系统中进风道与回风道需水平交叉时，为使进风与回风互相隔开需要构筑风桥。按其结构不同可分为三种。

1511）绕道式风桥开凿在岩石里，最坚固耐用，漏风少。2）混凝土风桥结构紧凑，比较坚固。3）铁筒风桥可在次要风路中使用。3、密闭密闭是隔断风流的构筑物。设置在需隔断风流、也不需要通车行人的巷道中。密闭的结构随服务年限的不同而分为两类：1）临时密闭,常用木板、木段等修筑，并用黄泥、石灰抹面。2）永久密闭,常用料石、砖、水泥等不燃性材料修筑。4、导风板在矿井中应用以下几种导风板。1）引风导风板；2）降阻导风板;3）汇流导风板

152二、漏风及有效风量1、矿井漏风及其危害性有效风量：矿井中流至各用风地点,起到通风作用的风量。遍因j未经用风地点而经过采空区、地表塌陷区、通风构筑物和煤柱裂隙等通道直接流（渗）入回风道或排出地表的风量。漏风的危害：使工作面和用风地点的有效风量减少,气候和卫生条件恶化，增加无益的电能消耗，并可导致煤炭自燃等事故。减少漏风、提高有效风量是通风管理部门的基本任务。2、漏风的分类及原因1）漏风的分类矿井漏风按其地点可分为：（1）外部漏风（或称井口漏风）泛指地表附近如箕斗井井口，地面主通风机附近的井口、防爆盖、反风门、调节闸门等处的漏风。（2）内部漏风（或称井下漏风）是指井下各种通风构筑物的漏风、采空区以及碎裂的煤柱的漏风。2）漏风的原因当有漏风通路存在，并在其两端有压差时，就可产生漏风。漏风风流通过孔隙的流态，视孔隙情况和漏风大小而异。3、矿井漏风率及有效风量率1）矿井有效风量Qe是指风流通过井下各工作地点实际风量总和。2）矿井有效风量率：矿井有效风量率是矿井有效风量Qe与各台主要通风机风量总和之比。矿井有效风量率应不低于85%。3）矿井外部漏风量

153一一指直接由主要通风机装置及其风井附近地表漏失的风量总和。（可用各台主要通风机风量的总和减去矿井总回（或进）风量）4）矿井外部漏风率一一指矿井外部漏风量Ql与各台主要通风机风量总和之比。矿井主要通风机装置外部漏风率无提升设备时不得超过5%,有提升设备时不得超过15%。4、减少漏风、提高有效风量漏风风量与漏风通道两端的压差成正比，和漏风风阻的大小成反比。应增加地面主要通风机的风洞、反风道及附近的风门的气密性，以减少漏风。第四节矿井通风设计一、矿井通风设计的内容与要求1、矿井通风设计的内容

154•确定矿井通风系统;•矿井风量计算和风量分配；•矿井通风阻力计算；•选择通风设备；•概算矿井通风费用。2、矿井通风设计的要求•将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和良好的劳动条件;•通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；•发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；•有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施；•通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。二、优选矿井通风系统1、矿井通风系统的要求

1551）每一矿井必须有完整的独立通风系统。2）进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。3）箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼作进风井，如果兼作回风井使用，必须采取措施，满足安全的要求。4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近。5）每一个生产水平和每一采区，必须布置回风巷，实行分区通风。6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。7）井下充电室必须单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。2、确定矿井通风系统根据矿井瓦斯涌出量、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、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。三、矿井风量计算（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4m\（2）按采煤、掘进、碉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。

156(1)按瓦斯涌出量计算：Q・=100xQex无式中：Qwi第i个采煤工作面需要风量，mVmin一第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m7minJ—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kg.2〜1.6炮采工作面取以,=1.4〜2.0,水采工作面取修尸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采煤工作面进风流气温,c采煤工作面风速m/s<150.3~0.515-180.5~0.818〜200.8~1.020-231.0~1.523-261.5-1.8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：Qw=60x，.xS.jt.式中乙一第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表中取；m/s,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,

157%—第i个工作面的长度系数。3）按使用炸药量计算：=25xA*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，kgoa=4x%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，m7min小一第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J,460x4xS“按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量:

158260x0.25xS陋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。Q.=100xQ卢x卡由(1)按瓦斯涌出量计算：式中Q“第i个掘进工作面的需风量，m7minQ拆—第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量；m7min%,一第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1.5〜2.0。Qh=25x4”(2)按炸药量计算式中25使用1kg炸药的供风量，mVmin;4,—第i个掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg

159(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。k„n一为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取L2~1.3；进风巷道中无瓦斯涌出时取L2,有瓦斯涌出时取1.3。(4)按工作人员数量计算0*=4x式中如一第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，各个岩巷掘进工作面最小风量：Qh.之60x0.15xShi

160Qri3600xZ"x8pxc»x60x&各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量;Qn<&x4xSdQhiN60x0.25x按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量：式中s加一第i个掘进工作面巷道的净断面积，而3、碉室需风量计算独立通风洞室的供风量，应根据不同类型的闹室分别进行计算：(1)机电嗣室发热量大的机电碉室，按洞室中运行的机电设备发热量进行计算:式中Qri——第个机电洞室的需风量，m7min——机电嗣室中运转的电动机(变压器)总功率，KW机电嗣室的发热系数,

161p——空气密度，一般取1.25kg/m3cp一空气的定压比热，一般可取1KJ/kgkAt一机电碉室进、回风流的温度差，℃采区变电所及变电碉室，可按经验值确定需风量Qri=60~80m3/min(2)爆破材料库Qri=4*V/60式中p—库房空积，m3(3)充电铜室按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算Qri=200*qrhi式中qM——第个充电胴室在充电时产生的氢气量，m7mino5、矿井总风量计算矿井的总进风量，应按采煤、掘进、嗣室及其他地点实际需要风量的总和:式中£出一采煤工作面和备用工作面所需风量之和，mVmin；一掘进工作面所需风量之和，m7min；

162EQ”嗣室所需风量之和，m3/min；k.—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。四、矿井通风总阻力计算（一）矿井通风总阻力计算原则1、矿井通风设的总阻力，不应超过2940Pa。2、矿井井巷的局部阻力，新建矿井按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。（二）矿井通风总阻力计算矿井通风总阻力：风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用人表示。对于矿井有两台或多台风主要通风机工作，矿井通风阻力按每台主要通风机所服务的系统分别计算。在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。当根据风量和巷道参数直接判定最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力；当不能直接判定时，应选几条可能是最大的路线进行计算比较，然后定出该时期的矿井总阻力。矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时亦称为通风国难时期。对于通风困难和容易时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及嗣室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总阻力。

163计算方法:沿着风流总阻力最大路线，依次计算各段摩擦阻力hf,然后分别累计得出容易和困难时期的总摩擦阻力hn和加。通风容易时期总阻力:%=hji+%=h,i+(0.1~0.=(1.1〜1.1淅%=%+兀=%+(0.1〜。1我2=0.1〜1.1咖通风困难时期总阻力:hf=£"h,5中/.1r«2hr按下式计算：式中五、矿井通风设备的选择矿井通风设备是指主要通风机和电动机。（一）矿井通风设备的要求：1、矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套作备用。2、选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。

1643、风机能力应留有一定的余量。4、进、出风井井口的高差在150nl以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400nl以上时，宜计算矿井的自然风压。（二）主要通风机的选择1、计算通风机风量GQf=m式中Qf——主要通风机的工作风量，nf/s;a——矿井需风量，a/s；k—漏风损失系数，风井不提升用时取1.1；箕斗井兼作回砚用时取1.15；回风回升降人员时取1.2。2、计算通风机风压离心式通风机（提供的大多是全压曲线）：Htdmin=+3+=4+勿+4d+“N容易时期困难时期

165轴流式通风机（提供的大多是静压曲线）：HTmm=hy»+-Hn||max=力加+力d+Hn容易时期困难时期h.通风系统的总阻力；九一一通风机附属装置（风嗣和扩散器）的阻力；hvd一一扩散器出口动能损失；Hn一一自然风压，当自然风压与通风机风压作用相同时取“+”；自然风压与通风机负压作用反向时取o3、初选通风机根据计算的矿井通风容易时期通风机的Qf、或和矿井通风困难通风机的Qr、及或"j）在通风机特性曲线上，选出满足矿井通风要求的通风机。4、求通风机的实际工况点

166因为根据飙人式或乩届和&、良—（或确定的工况点，但设计工况点不一定恰好在所选择通风机的特性曲线上，必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。步骤：1）计算通风机的工作风阻QfH3maxRtdminRidmaxu..sIdmm'Q}_▲▲虱max=0;用静压特性曲线时：用全压特性曲线时:2）确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线上作通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。5、确定通风的型号和转速根据通风机的工况参数（Qr、见、〃、心对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较，最后确定通风机的型号和转速。6、电动机选择（1）通风机的输入功率按通风容易和困难时期,分别计算风所需的输入功率NmilNfflinQjH3min1000r)sNnuxQfHwa1000Tf,

167Nmin_QfH*10007)sQjHfdmax1000r)s（2）、电动机的台数及种类Ne=Nm^-ke/（%%）小门=限帚必一欠/仇孤）当从“20.跖时，可选一台电动机，电动机功率为：当心〃V〃跖时，选二台电动机，其功率分别为：初期：后期按选一台电机公式计算。n.：电机效率，ru：传动效率。六、概算矿井通风费用吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。吨煤通风成本主要包括下列费用：1、电费（历

168吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用如下公式计算:郎I=(E+Ea)xD/TE——主要通风机年耗电量，D——电价，元/KWh；T——矿井年产量，吨；5——变压器效率，可取0.95；E»——局部通风机和辅助通风机的年耗电量；n,——电缆输电效率2、设备折旧费3、材料消耗费用4、通风工作人员工资费用5、专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用。6、采每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用。第五节可控循环通风概述可控循环通风是由英国学者S.J.LEACH和A.SLACK研究提出，七十年初在英国开始应用。之后，包括中国在内的许多国家也相继对可控循环通风进行了研究和应用。

169定义：在低瓦斯矿中，当采掘工作面位于矿井的边远地区，原有通风系统不能保证按需供风，而该地区的回风的风质又比较好时，可以在局部通风系统的进、回风之间安置通风设备、设施和监控设备，对回风进行合理循环控制加以再利用，以增加用风地点的实际风量。此种通风方法称为可控循环风。循环率：第八章矿井空气调节概论矿井空气调节是改善矿内气候条件的主要技术措施之一。其主要内容包括两方面：一是对冬季寒冷地区，当井筒入风温度低于2℃时，对井口空气进行预热；二是对高温矿井用风地点进行风温调节，以达到《规程》规定的标准。本章将重点讨论高温矿井的空气调节技术，同时对冬季寒冷矿区的井口空气加热问题也做一简单介绍。第一节井口空气加热本节主要介绍井口空气加热设计的一般方法及步骤。一、井口空气加热方式井口一般采用空气加热器对冷空气进行加热，其加热方式有两种。1.井口房不密闭的加热方式当井口房不宜密闭时，被加热的空气需设置专用的通风机送入井筒或井口房。这种方式按冷、热风混合的地点不同，又分以下三种情况：(1)冷、热风在井筒内混合这种布置方式是将被加热的空气通过专用通风机和热风道送入井口以下2m处，在井筒内进行热风和冷风的混合，如图8-1-1所示。(2)冷、热风在井口房内混合这种布置方式是将热风直接送入井口房内进行混合，使混合后的空气温度达到2c以上后再进入井筒，如图8T-2所示。(3)冷、热风在井口房和井筒内同时混合这种布置方式是前两种方式的结合，它将大部分热风送入井筒内混合，而将小部分热风送入井口房内混合，其布置方式如图8T-3所示。以上三种方式相比较，第一种方式冷、热风混合效果较好，通风机噪声对井口房的影响相对较小，但井口房风速大、风温低，井口作业人员的工作条件差，而且井筒热风口对面井壁、上部罐座和罐顶保险装置有冻冰危险；第二种方式井口房工作条件有所改善，上部罐

170座和罐顶保险装置冻冰危险减少，但冷、热风的混合效果不如前者，而且井口房内风速较大，尤其是通风机的噪声对井口的通讯信号影响较大；第三种方式综合了前两种的优点，而避免了其缺点，但管理较为复杂。

171图8-1-1图8-1-21—通风机房；2—空气加热室；3—空气加热器；1—通风机房；2—空气加热室;4—通风机；5—热风道；6—井筒3—空气加热器；4—通风机；5-井筒

172图8-1-31—通风机房；2—空气加热室；3—空气加热器；4—通风机；5—热风道；6—井周。1.井口房密闭的加热方式当井口房有条件密闭时，热风可依靠矿井主要通风机的负压作用而进入井口房和井筒，而不需设置专用的通风机送风。采用这种方式，大多是在井口房内直接设置空气加热器,让冷、热风在井口房内进行混合。对于大型矿井，当井筒进风量较大时，为了使井口房风速不超限，可在井口房外建立冷风塔和冷风道，让一部分冷风先经过冷风道直接进入井筒，使冷、热风即在井口房混合又在井筒内混合。采用这种方式时，应注意防止冷风道与井筒联接处结冰。井口房不密闭与井口房密闭这两种井口空气加热方式相比，其优缺点见表8-l-lo表8-1-1井口空气加热方式的优缺点比较表井口空气加热方式优点缺点1.井口房不要求密闭；1.井口房风速大、风温低，井口作业人员工作条件差；井口房2.可建立独立的空气加热室，布不密闭置较为灵活；2.通风机运行噪声对井口房通讯有时3.在相同风量下，所需空气加热影响；器的片数少。3.设备投资大，管理复杂。1.井口房工作条件好；1.井口房密闭增加矿井通风阻力;井口房密闭时2.不需设置专用通风机，设备投2.井口房漏风管理较为麻烦。

173资少。二、空气加热量的计算1.计算参数的确定(1)室外冷风计算温度的确定。井口空气防冻加热的室外冷风计算温度，通常按下述原则确定：立井和斜井采用历年极端最低温度的平均值；平铜采用历年极端最低温度平均值与采暖室外计算温度二者的平均值。(2)空气加热器出口热风温度的确定。通过空气加热器后的热风温度，根据井口空气加热方式按表8-1-2确定。表8-1-2空气加热器后热风温度的确定送风地点热风温度(℃)送风地点热风温度(C)立井井筒60〜70正压进入井口房20〜30斜井或平嗣40〜50负压进入井口房10〜202.空气加热量的计算井口空气加热量包括基本加热量和附加热损失两部分，其中附加热损失包括热风道、通风机壳及井口房外围护结构的热损失等。基本加热量即为加热冷风所需的热量，在设计中，一般附加热损失可不单独计算，总加热量可按基本加热量乘以一个系数求得。即总加热量。，可按公式(8T-1)计算：KW(8-1-1)式中M一井筒进风量，Kg/s；a—热量损失系数，井口房不密闭时a=1.05〜1.10,密闭时a=1.10〜1.15；3—冷、热风混合后空气温度，可取2℃；3—室外冷风温度，'C；G一空气定压比热，CP=1.01KJ/(Kg-K)„三、空气加热器的选择计算1.基本计算公式(1)通过空气加热器的风量

174弧,皿八(8-1-3)式中Mi—通过空气加热器的风量，Kg/s；5—加热后加热器出口热风温度，℃,按表8T-2选取；其余符号意义同前。(2)空气加热器能够供给的热量Q=kSAtP,KW(8-1-4)式中Q—空气加热器能够供给的热量，KW；K—空气加热器的传热系数，KW/(mJ,K)；S—空气加热器的散热面积，m2；△却一热媒与空气间的平均温差，当热媒为蒸汽时：△tp=ty-(t1+thO)/2,℃(8-1-5)当热媒为热水时：△tP=(t,i+t,2)/2-(te+tho)/2,℃(8-1-6)式中t、一饱和蒸汽温度，°C；J、5—热水供水和回水温度，°C；其余符号意义同前。空气加热器常用的在不同压力下的饱和蒸汽温度，见表8-1-3。表8-1-3不同压力下的饱和蒸汽温度蒸汽压力(KPa)98196245294343392饱和蒸汽温度(℃)100119.6132.8138.2142.9147.21512.选择计算步骤

175空气加热器的选择计算可按下述方法和步骤进行：(1)初选加热器的型号初选加热器的型号首先应假定通过空气加热器的质量流速(vp)，，一般井口房不密闭时(vp)'可选4〜8Kg/m；s,井口房密闭时(vp)'可选2〜4Kg/m；s。然后按下式求出加热器所需的有效通风截面积S'：S'=M/(vp)',m2(8-1-7)在加热器的型号初步选定之后，即可根据加热器实际的有效通风截面积，算出实际的(vP)值。(2)计算加热器的传热系数表8T-4中列举了部分国产空气加热器传热系数的实验公式，供学习时参考，更详细的资料请查阅有关手册。如果有的产品在整理传热系数实验公式时，用的不是质量流速(vP),而是迎面风速V”则应根据加热器有效截面积与迎风面积之比a值(a称为有效▼_“一截面系数)，使用关系式a,由VP求出Vy后，再计算传热系数。如果热媒为热水，则在传热系数的计算公式中还要用到管内水流速％。加热器管内水流速可按下式计算：S.C—A0,m/s(8-1-8)式中V,一加热器管内水的实际流速，m/s；S.一空气加热器热媒通过的截面积，m2；C一水的比热,C=4.1868KJ/Kg•K,其余符号意义同前。(3)计算所需的空气加热器面积和加热器台数空气加热器所需的加热面积可按下式计算:

176aKM,m2(8-1-9)式中符号意义同前。计算出所需加热面积后，可根据每台加热器的实际加热面积确定所需加热器的排数和台数。(4)检查空气加热器的富余系数，一般取1.15〜1.25。(5)计算空气加热器的空气阻力计算公式见表8-1-4„(6)计算空气加热器管内水阻力Ah,计算公式也见表8-l-4o表8-1-4部分国产空气加热器的传热系数和阻力计算公式表加热器型号热媒传热系数K(W/m2•K)空气阻力AH(Pa)热水阻力Ah(KPa)5、6、10D14.6(vp严1.76(vp)'"8D型：5、6、10Z14.6(vp严1.47(vp)L9815.2V,1-96SRZ型5、6、14.5(vp尸5g0.88(vp)21Z、X型:10X蒸汽14.3(vp)os,2.06(vp)'1715.2VJ967D14.6(vp严2.94(vp)1527Z15.l(vp)0-5711.37(vp)19177XBXA/2蒸汽15.2(vp)aso1.71(vp)L67SRL型BX15.Kvp)0-433.03(vp尸2A/316.5(vp尸"1.5(vp)1mBXA/2热水14.5(vp)0292.9(vp)imBXA/3注：vP空气质量流速,Kg/m：s；V.水流速，m/so第二节矿井主要热源及其散热量要进行矿井空调设计，首先就必须了解引起矿井高温热害的主要影响因素。能引起矿井气温值升高的环境因素统称为矿井热源。本节将重点讨论这些矿井主要热源及其散热量的计算方法。一、井巷围岩传热1.围岩原始温度的测算

177围岩原始温度是指井巷周围未被通风冷却的原始岩层温度。在许多深矿井中，围岩原始温度高，往往是造成矿井高温的主要原因。由于在地表大气和大地热流场的共同作用下，岩层原始温度沿垂直方向上大致可划分为三个层带。在地表浅部由于受地表大气的影响，岩层原始温度随地表大气温度的变化而呈周期性地变化，这一层带称为变温带。随着深度的增加，岩层原始温度受地表大气的影响逐渐减弱，而受大地热流场的影响逐渐增强，当到达某一深度处时，二者趋于平衡,岩温常年基本保持不变,这一层带称为恒温带，恒温带的温度约比当地年平均气温高1〜2℃o在恒温带以下，由于受大地热流场的影响，在一定的区域范围内，岩层原始温度随深度的增加而增加，大致呈线性的变化规律，这一层带称为增温带。在增温带内，岩层原始温度随深度的变化规律可用地温率或地温梯度来表示。地温率是指恒温带以卜岩层温度每增加1℃,所增加的垂直深度，即：Z-Zag,-LJ,m/℃(8-2-1)地温梯度是指恒温带以下，垂直深度每增加100m时，原始岩温的升高值，它与地温率之间的关系为：Gr=100/gr,℃/100m(8-2-2)式中gr—地温率，m/℃；G,一地温梯度，C/100m；Z。、Z-恒温带深度和岩层温度测算处的深度，m；5、tr一恒温带温度和岩层原始温度，°C。若已知g,或Gr及Z。、5,则对式(8-2-1).式(8-2-2)进行变形后，即可计算出深度为Zm的原岩温度3。表8-2T列出的我国部分矿区恒温带参数和地温率数值，仅供参考。表8-2T我国部分矿区恒温带参数矿区名称恒温带深度Z„(m)恒温带温度t,oCC)地温率gr(m/℃)

178辽宁抚25〜3010.530顺4017.045山东枣庄2517.231〜21平顶山矿2518.959〜25区2516.833.7罗河铁矿区2710.640〜37安徽淮南潘2023.140集3118.944辽宁北票台3118.843.3-39.8广西合山浙江长广湖北黄石1.围岩与风流间传热量井巷围岩与风流间的传热是一个复杂的不稳定传热过程。井巷开掘后，随着时间的推移，围岩被冷却的范围逐渐扩大，其所向风流传递的热量逐渐减少；而且在传热过程中由于井巷表面水分蒸发或凝结，还伴随着传质过程发生。为简化研究，目前常将这些复杂的影响因素都归结到传热系数中去讨论。因此，井巷围岩与风流间的传热量可按下式来计算：Qr=K,UL(t„-t),KW(8-2-5)式中Q,一井巷围岩传热量，KW；K.一围岩与风流间的不稳定换热系数，KW/(m2-℃)；U一井巷周长,m；L一井巷长度，m；ton一平均原始岩温，℃；t—井巷中平均风温，°C。围岩与风流间的不稳定传热系数K,是指井巷围岩深部未被冷却的岩体与空气间温差为1C时，单位时间内从每小-巷道壁面上向空气放出(或吸收)的热量。它是围岩的热物理性质、井巷形状尺寸、通风强度及通风时间等的函数。由于不稳定传热系数的解析解相当复杂，在矿井空调设

179计中大多采用简化公式或统计公式计算。限于教材篇幅，此处不再赘述。应用时，请参阅有关专著或手册。二、机电设备放热在现代矿井中，由于机械化水平不断提高，尤其是采掘工作面的装机容量急剧增大，机电设备放热已成为这些矿井中不容忽视的主要热源。1.采掘设备放热采掘设备运转所消耗的电能最终都将转化为热能，其中大部分将被采掘工作面风流所吸收。风流所吸收的热能中小部分能引起风流的温升，其中大部分转化成汽化潜热引起焰增。采掘设备运转放热一般可按下式计算：Qe=VN,KW(8-2-6)式中Q.一风流所吸收的热量，KW；W—采掘设备运转放热中风流的吸热比例系数；W值可通过实测统计来确定。N一采掘设备实耗功率，KW。2.其它电动设备放热电动设备放热量一般可按下式计算：Qe=(l-n))n„N,KW(8-2-7)式中Q，一电动设备放热量，KW；N—电动机的额定功率，KW；n,一提升设备的机械效率，非提升设备或下放物料丁=0；八一电动机的综合效率，包括负荷率、每日运转时间和电动机效率等因素。三、运输中煤炭及肝石的放热在以运输机巷作为进风巷的采区通风系统中，运输中煤炭及肝石的放热是一种比较重要的热源。运输中煤炭及砰石的放热量•般可用下式近似计算：

180Qr,kw(8-2-8)式中Qk一运输中煤炭或肝石的放热量，KW；m一煤炭或肝石的运输量，Kg/s；Q—煤炭或砰石的比热，KJ/(Kg-℃)；△t一煤炭或肝石与空气温差，°C。可由实测确定，也可用下式估算：&=。皿十C(8-2-9)式中L—运输距离，m；3一运输中煤炭或砰石的平均温度，一般较回采工作面的原始岩温低4〜8℃；5一运输巷道中风流的平均湿球温度，°C。四、矿物及其它有机物的氧化放热井下矿物及其它有机物的氧化放热是一个十分复杂的过程，很难将它与其它热源分离开来单独计算，现一般采用下式估算：Q.=小尸ULKW(8-2-10)式中Q。一氧化放热量，KW；V一巷道中平均风速，m/s；qo—V=lm/s时单位面积氧化放热量，KW/m2；在无实测资料时，可取3〜4.6X10“KW/m'其余符号意义同前。五、人员放热在人员比较集中的采掘工作面，人员放热对工作面的气候条件也有一定的影响。人员放热与劳动强度和个人体质有关，现一般按下式进行计算：Qw»=oq,KW(8-2-11)式中Q"。一人员放热量，KW

181n一工作面总人数；q—每人发热量，一般参考以下数据取值：静止状态时取0.09〜0.12KW；轻度体力劳动时取0.2kw；中等体力劳动时取0.275kw；繁重体力劳动时取0.47kw。六、热水放热井下热水放热主要取决于水温、水量和排水方式。当采用有盖水沟或管道排水时，其传热量可按下式计算：Q*=4联勺-<)KW(8-2-⑵式中Q.一热水传热量，KW；(一水沟盖板或管道的传热系数，KW/(m2-℃)；S-水与空气间的传热面积。水沟排水:S=B.L,m2；管道排水:S=nD2L,m2；B.一水沟宽度，m；D?一管道外径，m；L—水沟长度，m；t.一水沟或管道中水的平均温度，℃；t一巷道中风流的平均温度，℃o水沟盖板的传热系数可按下式确定：6I、—*—)(8-2-13)X,KW/(m2•℃)管道传热系数可按下式确定:喘啜吟吟KW/(m2•℃)(8-2-14)式中a।一水与水沟盖板或管道内壁的对流换热系数，KW/(m2-℃)；a2—水沟盖板或管道外壁与巷道空气的对流换热系数，KW/(m2•℃)；8—盖板厚度，m；

182x-盖板或管壁材料的导热系数，KW/(m•℃)；Di—管道内径，m；Dz一管道外径，m=第三节矿井风流热湿计算矿井风流热湿计算是矿井空调设计的基础，是采取合理的空调技术措施的依据。一般计算的范围是从井筒入风口至采掘工作面的回风口，可与第五章第五节所述的矿井通风网路解算联合进行。本节主要依据矿井风流热湿交换的基本原理，着重阐述矿井风流热湿计算的基本方法及其应用。一、地表大气状态参数的确定在矿井空调设计中，地表大气状态参数一般按下述原则确定：地表大气的温度采用历年最热月月平均温度的平均值；地表大气的相对湿度采用历年最热月月平均相对湿度的平均值；地表大气的含湿量采用历年最热月月平均含湿量的平均值。这些数值均可从当地气象台、站的气象统计资料中获得。二、井筒风流的热交换和风温计算研究表明，在井筒通过风量较大的情况卜一，井筒围岩对风流的热状态影响较小，决定井筒风流热状态的主要因素是地表大气条件和风流在井筒内的加湿压缩过程。根据热力学第一定律，井筒风流的热平衡方程式为：-10♦K<|J(8-3-1)式中Cp一空气的定压质量比热，KJ/(Kg-℃)；Y一水蒸汽的汽化潜热，Kg/KJ；3、t?一井口、井底的风温，℃；小、山一井口、井底风流的含湿量，g/Kg；L、Zz一井口、井底的标高，m»在一定的大气压力下，风流的含湿量与风温呈近似的线性关系：P—吐，g/Kg♦=622-9式中'一风流的相对湿度，%;t—风流温度，℃;

183P一大气压力，Pa；b、e'、P"一与风温有关的常数，由表8-3-1确定。则：d(8-3-3)将式(8-3-3)代入式(8-3T)可解得：I,Q+B.Dti+FO+Ejta),℃(8-3-4)其中组合参数(只是为了简化公式而设的，没有任何物理意义)：E,=2.4876A,；E2=2.4876A2A>=622b/(P-P.)；Az=622b/(Pz-Pj；F=(ZlZz)/102.5—(Ez斡一Ef)e'。式(8-3-4)即为井底风温计算式。式中Pi、Pz一井口、井底的大气压力，对于井底大气压力可近似按式(8-3-5)推算:P2=P1+gP(Z-Z2),Pa(8-3-5)go一压力梯度，其值为11.3〜12.6,Pa/m；井口、井底空气的相对湿度，%。表8-3-1b、e'、P-参数取值表风温/℃bP.井下地面

1841-1061.9789.3241016.12734.1611〜1750.27419.9791459.011053.3617〜23144.305-3.7702108.051522.0823〜29197.838-8.9883028.412187.8529〜35268.328-14.2884281.273105.5535〜45393.015-22.9586497.054692.24当井筒中存在水分蒸发时，由于水分蒸发吸收的热量来源于风流下行压缩热和风流本身，这部分热量将转化为汽化潜热，所以当风流沿井筒向下流动时，有时井底风温不仅不会升高，反而还可能有所降低。三、巷道风流的热交换和风温计算风流经过巷道时，由于与巷道环境间发生热湿交换，使风温随距离逐渐上升。其热平衡方程式为：=⑸见…皿&F-皿t)匕+ECL(8-3-6)式中Mi,一风流的质量流量，Kg/s；心一风流与围岩间的不稳定换热系数，KW/(m2-℃)；U—巷道周长，in；tr—原始岩温，℃；K,、Kl分别为热、冷管道的传热系数，KW/(m2-℃)；U,、口一分别为热、冷管道的周长，m；3、t,一分别为热、冷管道内流体的平均温度，℃；鼠一巷道中水沟盖板的传热系数，KW/(mJ°C)；B.一水沟宽度，m；t*—水沟中水的平均温度，°C；EQ”,一巷道中各种绝对热源的放热量之和，KW；

1851，一巷道的长度，m„式(8-3-6)通过变换整理可改写成：(R+E*»)t2=(R+E*>-N)ti+M+F(8-3-7)由式(8-3-7)可解得：.ti+M+F,c(8-3-8)其中组合参数：E=2.4876A；uK.UL"K

186将式(8-2-6)和式(8-3-3)代入式(8-3-10),经整理即可得出采煤工作面末端的风温计算式，其形式和式(8-3-9)完全一样，只是其中的组合参数略有不同。对于采煤工作面：„K必+6⑹x。N=3SEG-mioT/d处Mr=-tiCkiDK式中m-每小时煤炭运输量，A一工作面日产量，t；T一每日运煤时数，ho当要求采煤工作面出口风温不超过《规程》规定时，其入口风温可按下式确定：(■+£.总…鼠式一过,℃(8-3-11)1.掘进工作面风流在掘进工作面的热交换主要是通过风筒进行的，其热交换过程一般可视为等湿加热过程。现以如图8-3-1所示的压入式通风为例进行讨论。

187图8-3-1(1)局部通风机出口风温确定风流通过局部通风机后，其出口风温•般可按下式确定：k+4%M”,℃(8-3-12)式中Kb一局部通风机放热系数，可取0.55~0.7；拆一局部通风机入口处巷道中的风温；°C；N„一局部通风机额定功率，KW；Mbl一局部通风机的吸风量，Kg/Sa(2)风筒出口风温的确定：根据热平衡方程式，风流通过风筒时，其出口风温可按下式确定:，℃(8-3-13)_-+a-Mt)"+ajQI(Z|-Za)14-Hr

188其中:RR偎椁MmC.时于单层风筒：Kt■(—♦*lS,KW/m2•℃对于隔热风筒：(8-3-14)(II।D1।Di.D与1SaID[2A,KW/m2•℃(8-3-15)式中t„一风筒外平均风温，C；Zi一风筒入口处标高，m；Z2一风筒出口处标高，m；K,一风筒的传热系数，KW/(m2-℃)；Si一风筒的传热面积，mJ；p=2P一风筒的有效风量率，*«;Mb2一风筒出口的有效风量，Kg/s；ai一风筒外对流换热系数，KW/(m2•℃)；aj-OJQM(l+1.4714的5寸+。1，)(8-3-16)a2一风筒内对流换热系数，KW/m2•°C；(8-3-17)D1一隔热风筒外径，m；D?一风筒内径，m；入一隔热层的导热系数，KW/m-℃；

189Vh一巷道中平均风速;V一04做"1)小，3,m/s(8-3-18)V.一风筒内平均风速；L・Q皿(K+DMn/D；,m/s(8-3-19)S一掘进巷道的断面积，(3)掘进头风温确定风流从风筒口射出后，与掘进头近区围岩发生热交换，根据热平衡方程式，掘进头风温可按下式确定：4=口(1+驷・咏+以6,+打、R,℃(8-3-20)其中：M=Z£,S、；Z.aKMzC.)T；R-l+M+E♦>.F・Z£Qa-EA^e，。式中Ke—掘进头近区围岩不稳定换热系数，KW/m2•℃；Ss一掘进头近区围岩散热面积，m2；EQ*一掘进头近区局部热源散热量之和，KW,其余符号意义同前。掘进头近区围岩不稳定换热系数可按下式确定：Ka.L77R,届,KW/m2«℃(8-3-21)其中：5匹:Rj-Wj+RJ.Re-0L564j§.爵。式中X—岩石的导热系数，KW/m•℃；a—岩石的导温系数，m7h；一,一掘进头平均通风时间，h;

190L一掘进头近区长度，mo五、矿井风流湿交换当矿井风流流经潮湿的井巷壁面时，由于井巷表面水分的蒸发或凝结，将产生矿井风流的湿交换。根据湿交换理论，经推导可得出井巷壁面水分蒸发量的计算公式为：aP心"2"4牌9,4,Kg/s(8-3-22)式中a一井巷壁面与风流的对流换热系数；,-1728xIOTq，Kw/m?.C(8-3-23)Y一水蒸气的汽化潜热，2500KJ/Kg；t一巷道中风流的平均温度，℃；匕一巷道中风流的平均湿球温度，℃；U一巷道周长，m；L一巷道长度，m；P—风流的压力，Pa：Po一标准大气压力，101325Pa；k一巷道中平均风速，m/s；£.一巷道壁面粗糙度系数，光滑壁面3=1；主要运输大巷e.=1.00~1.65；运输平巷3=1.65〜2.5；工作面％=2.5〜3.1。由湿交换引起潜热交换，其潜热交换量为：4,KW(8-3-24)式中符号意义同前。

191必须指出：公式(8-3-22)是在井巷壁面完全潮湿的条件下导出的，所以由该式计算出的是井巷壁面理论水分蒸发量。实际上，由于井巷壁面的潮湿程度不同，其湿交换量也有所不同，故在实际应用中应乘以一个考虑井巷壁面潮湿程度的系数，称为井巷壁面潮湿度系数，其定义为：井巷壁面实际的水分蒸发量与理论水分蒸发量的比值，用f表示，即：(8-3-25)该值可通过实验或实测得到。求得井巷壁面的潮湿度系数后，即可求得风流通过该段井巷时的含湿量增量：(8-3-26)由含湿量增量，即可求得该段井卷末端风流的含湿量和相对湿度:(8-3-27)(8-3-28)式中Pv—水蒸气分压力，可用下式计算:(8-3-29)Ps一饱和水蒸气分压力，可用下式计算:(8-3-30)本节介绍了矿井风流热湿计算的基本公式，根据这些公式即可逐段地计算出井巷末端风流的温度和相对湿度。第四节矿井降温的一般技术措施当矿井气候值超过标准而出现热害时，就必须采取降温措施加以改善。矿井降温的一般技术措施是指除了矿井空调技术外，其他各种用于调节和改善矿井气候条件的措施。它主要包括：通风降温、隔热疏导、个体防护等，本节仅介绍其中几种主要措施。一、通风降温加强通风是矿井降温的主要技术途径。通风降温的主要措施就是加大矿井风量和选择合理的矿井通风系统。1.加大风量实践证明，在一定的条件下（如原风量较小），增加风量是高温矿井最经济的降

192温手段之一。加大风量不仅可以排出热量、降低风温，而且还可以有效地改善人体的散热条件,增加人体舒适感。所以在高温矿井采用通风降温是矿井降温的基本措施之一。但增风降温并不总是有效的。当风量增加到一定程度时，增风降温的效果就会减弱。同时增风降温还受到井巷断面和通风机能力等各种因素的制约，有一定的应用范围。1.选择合理的矿井通风系统从降温角度出发，确定矿井通风系统时，一般应考虑下列原则：（1）尽可能减少进风路线的长度在井巷热环境条件和风量不变的情况下，井巷进风的温升是随其流程加长而增大，风路越长，风流沿途吸热量越大，温升也越大。所以，在高温矿井应尽量缩短进风路线的长度。同时在进行开拓系统设计时，要注意与通风系统相结合，避免进风巷布置在高温岩层中和不必要地加长进风路线的长度，以增加其温升。（2）尽量避免煤流与风流反向运行在选择采区通风系统时，尽量采用轨道上山进风方案，避免因煤流与风流方向相反，将煤炭在运输过程中的散热和设备散热带进工作面。根据原西德的经验采用轨道上山（平巷）进风与运输上山（平巷）进风相比，回采工作面进风流的同感温度可降低4〜5℃。（3）回采工作面采用下行风在条件许可时，回采工作面可采用下行风。因为回采工作面采用下行风时，风流是从路程较短的上部巷道进入工作面，且减少煤炭放热影响，故可降低工作面的进风温度。二、隔热疏导所谓隔热疏导就是采取各种有效措施将矿井热源与风流隔离开来，或将热流直接引入矿井回风流中，避免矿井热源对风流的直接加热，从而达到矿井降温的口的。隔热疏导的措施主要有：1.巷道隔热巷道隔热主要用于矿井局部地温异常的区段。目前较为可行的方法是，在高温岩壁与巷道支架之间充填隔热材料，如高炉或锅炉炉渣等。近年来，我国煤矿还试验用聚氨脂泡沫塑料喷涂岩壁，喷涂厚度为10mm时，就能产生较好的隔热效果；国外有些国家也曾采用聚乙烯泡沫塑料、硬质氨基甲酸泡沫、膨胀珍珠岩等隔热材料喷涂岩壁，也取得较好效果。但因巷道隔热费用较高；而且隔热层的时效性较差，随着时间的推移，隔热层的作用将变小；同时还必须注意防火、防毒等安全问题。由于这些原因限制了这种方法的应用。今后应当重视开发和研究高效、无毒、时效性长，而且廉价的巷道隔热材料。2.管道和水沟隔热对高温矿井，温度高的压气管道和排热水管应尽量设在回风流中，如果必须设在进风流中时应采取隔热措施。尤其是对热水型高温矿井，对排热水管进行隔热，应防止热水对风

193流的增温增湿作用。对热水涌出量大的矿井可超前将热水疏干，将水位降低到开采深度以下。对局部地点涌出的高温热水，可在出水点附近打排水钻孔，将热水用隔热管道直接排至地面。1.井下发热量大的大型机电洞室应独立回风现代矿井井下大型机电胴室的发热量很大，如果这些设备的散热直接进入进风流，将引起矿井风流较大的温升。所以对高温矿井，井下大型机电洞室（如中央变电所、泵房和绞车房等）应建立独立的回风系统。三、个体防护对个别气候条件恶劣的地点，由于技术或经济上的原因，如不能采取其他降温措施时，对矿工进行个体防护也是一种有效的方法。矿工个体防护的主要措施就是让矿工穿戴轻便、冷却背心或冷却帽，其作用是防止环境热对流和热辐射对人体的侵害；同时使人体自身的产热量传给冷却服或冷却帽中的冷媒。国外一些国家已研制出了许多种适合井下使用的矿工冷却服和冷却帽，例如南非加尔德-来特公司研制生产的一种干冰冷却背心,干冰用量为4Kg,冷却功率为106〜80W,冷却时间可达6〜8h。再如由原西德米塔尔公司生产一种冰水冷却背心，其用冰量为5Kg,没有冷媒循环系统和运动部件，在冷却功率为220W的条件下，持续工作时间可达2.5h以上。近年国内一些科研单位也研制出了同类产品，在煤矿井下试用也取得较好效果。除了上述措施之外，还有其它一些措施诸如煤层注水预冷煤体、在进风巷道放置冰块、利用调热圈巷道进风等都可起到一定的降温作用。由于矿井的高温原因各不相同，热害程度也轻重不一。因此，在作矿井降温设计时，应对具体问题作具体分析，要因地制宜、有针对性地采取降温措施，才能受到良好效果。第五节矿井空调系统设计简介当采用一般的矿井降温措施，不能有效地解决采掘工作面的高温问题时，就必须采用矿井空调技术。所谓矿井空调技术就是应用各种空气热湿处理手段，来调节和改善井下作业地点的气候条件，使之达到规定标准的一门综合性技术。本节将简单介绍矿井空调系统设计的基本原理和一般方法。一、矿井空调系统设计的依据矿井空调系统设计的主要依据是行业法规（如《煤矿安全规程》等）和上级主管部门的书面批示。此外还必须收集下列资料或数据：（1）矿区常年气候条件，如地表大气的月平均温度、月平均相对湿度和大气压力等;(2)矿井各生产水平的地温资料和等地温线图;(3)矿井设计生产能力、服务年限、开拓方式、采区布置和年度计划等；(4)采掘工程平(剖)面图、通风系统图和通风网路图；

194(5)矿井通风系统阻力测定与分析数据，如井巷通风阻力、风阻、风量等；(6)井巷所穿过各岩层的岩石热物理性质，如导热系数、导温系数、比热和密度等；(7)矿井水温和水量。二、设计的主要内容与步骤矿井空调系统设计是一项非常复杂的工作，其主要设计内容和步骤如下：(1)矿井热源调查与分析，查明矿井高温的主要原因及热害程度，并对矿井空调系统设计的必要性作出评价；(2)根据实测或预测的风温，确定采掘工作面的合理配风量，并计算出采掘工作面的需冷量，做到风量与冷量的最优匹配，以减少矿井空调系统的负荷；(3)根据采掘工作面的需冷量、已采取的•般矿井降温措施及生产的发展情况，确定全矿井所需的制冷量，并报请有关部门核准；(4)根据矿井具体条件，拟定矿井空调系统方案，包括制冷站位置、供冷排热方式、管道布置、风流冷却地点的选择等，并进行技术经济比较，确定最佳方案：(5)根据拟定的矿井空调系统方案，进行供冷、排热设计，并进行设备选型；(6)进行制冷机站(嗣室)的土建设计，选取合理的布置方式；(7)制冷机站(洞室)内自动监控与安全防护设施的设计，制定设备运行、维护的管理机制；(8)概算矿井空调的吨煤成本和其它经济性指标。上述设计内容非常广泛，它涉及到采矿、通风、空调、制冷、土建等相关学科。设计中即要注意采用先进的技术和设备，又不能忽视实际经验，更要适合当前我国的技术经济条件和可能的发展趋势，只有这样才能做好一个大型的矿井空调系统设计。三、矿井空调系统的基本类型目前国内外常见的冷冻水供冷、空冷器冷却风流的矿井集中空调系统的基本结构模式如图8-5-1所示。它是由制冷、输冷、传冷和排热四个环节所组成。由这四个环节的不同组合，便构成了不同的矿井空调系统。这种矿井空调系统，若按制冷站所处的位置不同来分，可以分为以下三种基本类型：1.地面集中式空调系统它将制冷站设置在地面，冷凝热也在地面排放，而在井下设置高低压换热器将一次高压冷冻水转换成二次低压冷冻水，最后在用风地点上用空冷器冷却风流。其结构如图8-5-2所示。这种空调系统还可有另外两种形式，一

195种是集中冷却矿井总进风，这种形式，在用风地点上空调效果不好，而且经济性较差；另一种是在用风地点上采用高压空冷器，这种形式安全性较差。实际上后两种形式在深井中都不可采用。图8-5-1矿井空调系统结构模式1—制冷站；2—冷水泵；3—冷水管；4一局部通风机；5—空冷器;6一风筒；7一冷却水泵；8一冷却水管；9—冷却塔。图8-5-2地面集中空调系统1—压缩机；2—蒸发机；3—冷凝器；4—节流阀；5、15—水池；6、7、14—水泵;8—冷却塔；9一冷却水管；10—热交换器；11、13、17—冷水管；12—高低压换热器;16、18—空冷器。1.井下集中式空调系统井下集中式空调系统如按冷凝热排放地点不同来分，又有两种不同的布置形式：一是制冷站设置在井下，并利用井下回风流排热，如图8-5-3所示。这种布置形式具有系统比较简单，冷量调节方便，供冷管道短，无高压冷水系统等优点，我国孙村煤矿曾采用这种布置方式。但由于井下回风量有限，当矿井需冷量较大时，井下有限的回风量就无法将制冷机排出的冷凝热全部带走，致使冷凝热排放困难，冷凝温度上升，制冷机效率降低，制约了矿井制冷能力的提高，所以这种布置形式只适用于需冷量不太大的矿井；二

196是制冷站设置在井下，但冷凝热在地面排放，如图8-5-4所示。这种布置形式虽可提高冷凝热的排放能力，但需在冷却水系统增设一个高低压换热器，系统比较复杂。图8-5-3制冷站设在井下，井下排除冷凝热1—压缩机；2—蒸发机：3—冷凝器：4—节流阀；5—水池：6—冷水泵;7一冷却水泵；9—冷却塔；10—空冷器。

197图8-5-4制冷站设在井下，地面排除冷凝热1—压缩机；2—蒸发机；3—冷凝器；4—节流阀；5、11—冷水泵；6、9、12一冷水管;7—冷水池；8、10—空冷器；13—高低压换热器；14—冷却水管；15—冷却水泵；16一冷却塔；17一换热器。1.井上、下联合式空调系统这种布置形式是在地面、井下同时设置制冷站，冷凝热在地面集中排放，如图8-5-5所示。它实际上相当于两级制冷，井下制冷机的冷凝热是借助于地面制冷机冷水系统冷却。1~4—制冷机；5—空气预冷器；6—高低压换热器；7〜9—空冷器；10—冷却塔。

198上述三种集中式矿井空调系统相比，在技术上的优缺点见表8-5T,设计时究竟采用何种型式应根据矿井的具体条件而定。表8-5-1矿井集中式空调系统技术比较表制冷站位置优点缺点地面1.厂房施工、设备安装、维护、管理方便；2.可用一般型的制冷设备，安全可靠；3.冷凝热排放方便；4.冷量便于调节；5.无需在井下开凿大断面洞室；6.冬季可用天然冷源。1.高压载冷剂处理困难；2.供冷管道长，冷损大；3.需在井筒中安装大直径管道；4.空调系统复杂。井下1.供冷管道短，冷损小；2.无高压冷水系统；3.可利用矿井水或回风流排热；4.供冷系统简单，冷量调节方便；1.井下要开凿大断面的嗣室；2.对制冷设备要求严格；3.设备安装、管理和维护不方便；联合1.可提高一次载冷剂回水温度，减少冷损；2.可利用一次载冷剂将井下制冷机的冷凝热带到地面排放。1•系统复杂；2.设备分散，不便管理。此外，对不具备建立集中式空调系统条件的矿井，在个别热害严重的地点也可采用局部移动式空调机组。我国安徽淮南、浙江长广、江苏三河尖、山东新汶等矿都先后在掘进工作面使用过局部空调机组。但若将这种方式在矿井较大范围内使用，显然在技术和经济上都不合理。四、制冷站负荷的确定和制冷设备的选择参见有关设计手册第九章矿井瓦斯第一节概述

199本章主要内容1、瓦斯概念2、煤层瓦斯赋存与含量3、矿井瓦斯涌出4、瓦斯喷出与突出5、瓦斯爆炸与预防6、瓦斯抽放矿井瓦斯是煤矿生产过程中,从煤、岩内涌出的各种气体的总称。煤矿术语中的瓦斯指的就是甲烷。物理化学性质。危害:爆炸，突出，人员窒息、环境污染。作用：能源、化工原料。第二节煤层瓦斯赋存与含量一、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。

200（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:•游离状态•吸附状态•吸着状态•吸收状态二、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。垂直分为四带：COz-Nz带、M带、Nz—CH'带、CH”带。名称气带成因瓦斯成分%NzC02CHiC02—Nz带生物化学一空气20〜8020〜80<10心带空气>80<10〜20<20Nz—CH1带空气一变质20〜80<10〜2020〜80CH*带变质<20<10>80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；

201(2)煤层内的瓦斯组分中甲烷及重烧浓度总和达到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1.0〜1.5n?/t(C.M.),气煤1.5〜2.(W/t(C.M.),肥煤与焦煤2.0〜2.5n)3/t(C.M),瘦煤2.5〜3.(W/t(C.M.),贫煤3.0〜4.Om'/t(C.M.),无烟煤5.0〜7.(W/t(c.M.)(此处的CM.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m%?(加/加)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、.煤层露头煤层如果有或曾经有过露头长时间与大气相通，瓦斯含量就不会很大。反之，如果煤层没有通达地表的露头，瓦斯难以逸散，它的含量就较大。3、煤层的埋藏深度煤层的埋藏深度越深，煤层中的瓦斯向地表运移的距离就越长，散失就越困难4、围岩透气性煤系岩性组合和煤层围岩性质对煤层瓦斯含量影响很大。如果围岩为致密完整的低透气性岩层，围岩的透气性差，所以煤层瓦斯含量高，瓦斯压力大。反之，围岩由厚层中粗砂岩、砾岩或裂隙溶洞发育的石灰岩组成，则煤层瓦斯含量小。5、煤层倾角6、地质构造7、水文地质条件

202四、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：斯(P「P)/(H2-H.)(9-2-1)则P=gp(H~H,)+P,(9-2-2a)或P=g0(H-Ho)+Po(9-2-2b)式中尸一预测的甲烷带内深H(m)处的瓦斯压力，MPagp—瓦斯压力梯度，MPa/m巴,2一甲烷带内深度为耳、从(m)处的瓦斯压力，MPao/k-甲烷带上部边界处瓦斯压力，取0.2MPa。

203Ho■一甲烷带上部边界深度，mo第三节矿井瓦斯涌出普通涌出特殊涌出一、瓦斯涌出量1、含义瓦斯涌出量是指在矿井建设和生产过程中从煤与岩石内涌出的瓦斯量，对应于整个矿井的叫矿井瓦斯涌出量，对应于翼、采区或工作面，叫翼、采区或工作面的瓦斯涌出量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m'/d或d/min：0=0*/100式中Qk—绝对瓦斯涌出量，mVmin；0—风量，m'/min；j风流中的平均瓦斯浓度，％。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m7toq萨QJA式中：4一相对瓦斯涌出量,mJ/t；—绝对瓦斯涌出量，m7d;4—日产量，t/dflEgsi冗斯从■■百二、影响瓦斯涌出的因素

204决定于自然因素和开采技术因素的综合影响。（一）自然因素］、煤层和围岩的瓦斯含量，它是决定瓦斯涌出量多少的最重要因素。单一的薄煤层和中厚煤层开采时，瓦斯主要来自煤层暴露面和采落的煤炭，因此煤层的瓦斯含量越高，开采时的瓦斯涌出量也越大。2、地面大气压变化.地面大气压变化引起井下大气压的相应变化，它对采空区（包括回采工作面后部采空区和封闭不严的老空区）或坍冒处瓦斯涌出的影响比较显著（二）开采技术因素1、开采规模（1）矿井达产之前,绝对瓦斯涌出量随着开拓范围的扩大而增加。绝对瓦斯涌出量大致正比于产量，相对瓦斯涌出量数值偏大而没有意义。（2）矿井达产阶段后,绝对瓦斯涌出量基本随产量变化并在一个稳定数值上下波动。对于相对瓦斯涌出量来说，如果矿井涌出的瓦斯主要来源于采落的煤炭，产量变化时，对绝对瓦斯涌出量的影响虽然比较明显，但对相对瓦斯涌出量影响却不大，（3）开采工作逐渐收缩时,绝对瓦斯涌出量又随产量的减少而减少，并最终稳定在某一-数值，这是由于巷道和采空区瓦斯涌出量不受产量减少的影响，这时相对瓦斯涌出量数值又会因产量低而偏大，再次失去意义。2、开采顺序与回采方法首先开采的煤层（或分层）瓦斯涌出量大。采空区丢失煤炭多，回采率低的采煤方法，采区瓦斯涌出量大。顶板管理采用陷落法比充填法能造成顶板更大范围的破坏和卸压，临近层瓦斯涌出量就比较大。3、生产工艺瓦斯从煤层暴露面（煤壁和钻孔）和采落的煤炭内涌出的特点是，初期瓦斯涌出的强度大，然后大致按指数函数的关系逐渐衰减。

2054、风量变化矿井风量变化时，瓦斯涌出量和风流中的瓦斯浓度会发生扰动，但很快就会转变为另一稳定状态。5、采区通风系统采区通风系统对采空区内和回风流中瓦斯浓度分布有重要影响。6、采空区的密闭质量采空区内往往积存着大量高浓度的瓦斯（可达60〜70%）,如果封闭的密闭墙质量不好,或进、回风侧的通风压差较大，就会造成采空区大量漏风，使矿井的瓦斯涌出增大。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一般是将全矿的（或翼的、水平的）瓦斯来源分为回采区（包括回采工作面的采空区）、掘进区和已采区三部分。其测定方法是同时测定全矿井、各回采区和各掘进区的绝对瓦斯涌出量。然后分别计算出各回采区、掘进区和已采区三者各占的比例。测定回采区或掘进区的瓦斯涌出量时，要分别在各区进、回风流中测瓦斯浓度和通过的风量，回风和进风绝对瓦斯涌出量的差值，即为该区的绝对瓦斯涌出量。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：i^g~Qaax/Qa式中：ks一给定时间内瓦斯涌出不均系数；

206L一该时间内的最大瓦斯涌出量，m7min；Q.一该时间内的平均瓦斯涌出量，m7min；方法：确定区域，进回风量、瓦斯浓度确定瓦斯涌出不均系数的方法是：根据需要，在待确定地区（工作面、采区、翼或全矿）的进、回风流中连续测定一段时间（一个生产循环、一个工作班、一天、一月或一年）的风量和瓦斯浓度，一般以测定结果中的最大一次瓦斯涌出量和各次测定的算术平均值代入上式，即为该地区在该时间间隔内的瓦斯涌出不均系数五、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：loin?及其以下；高瓦斯矿井：lOn?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。一般在七月或八月。在鉴定月的上、中、下旬中各取一天（间隔10天），分三个班（或四个班）进行测定工作。所谓正常生产，即被鉴定的矿井、煤层、一翼、水平或采区的回采产量应达到该地区设计产量的60%»（2）测点选择和测定内容及要求.确定矿井瓦斯等级时，是按每一自然矿井、煤层、一翼、水平和各采区分别计算相对瓦斯涌出量，并取其中最大值（而不是全矿井的平均值）。所以测点应布置在每一通风系统的主要通风机的风恫、各水平、各煤层和各采区的回风道测风站内。如无测风站，可选取断面规整并无杂物堆积的一段平直巷道作测点(3)矿井瓦斯等级的确定。

207六、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：它的物理含义为相对瓦斯涌出量每增加ln?/t时，开采深度增加的米数，其单位为m/(m7t)„瓦斯涌出量梯度愈小，矿井瓦斯涌出量随深度增加的速度愈快。C、计算g*=\\Hz-H)/(0-g)]"式中：&一瓦斯涌出量梯度，m/(m3/t)或t/峻从、/一甲烷带内的两个已采深度，m；的,的一对应于％、%深度的相对瓦斯涌出量，m7t；〃一指数系数，大多数煤田在垂深1000m内时比1。♦知瓦斯涌出量梯度和瓦斯风化带下界深度时,就可用下式预测相对瓦斯涌出最。所q#/ga(8_3_6)(8-3-7)%=碗+(斤%/ga式中八一预测的深〃(m)处的相对瓦斯涌出量，m7t；H1—瓦斯风化带下界深度，m；J—瓦斯涌出量增深率，(m.t)/m3

2080、瓦斯风化带下界或〃处的相对瓦斯涌出量，@=2n?/t；例如，利用公式(9-3-7)来预测抚顺龙凤矿深500m处的瓦斯涌出量：取=5,+(〃-〃)/步=330.0+(500.0-410.0)/10.9=41.2m7t统计法预测瓦斯涌出量时，必须注意以下两点：1)此法只适用于瓦斯带以下已回采了1〜2个水平的矿井，而且外推深度不得超过100-200m,煤层倾角和瓦斯涌出量梯度值越小，外推深度也应越小，否则误差可能很大。2)积累的瓦斯涌出量资料，至少要有一年以上，而且积累的资料愈多、精度愈高，已采水平(或区域)的瓦斯地质情况和开采技术条件与新设计水平(或区域)愈相似，预测的可靠性也愈高。否则，应根据有关资料进行相应的修正，或按相似程度进行分区预测。(2)计算法以煤层瓦斯含量为基础进行计算。第四节瓦斯喷出瓦斯喷出：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

209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、瓦斯喷出量和压力都不大时，黄泥或水泥沙浆等充填材料堵塞喷出口；2、当瓦斯压力和喷出量较大时，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：前探钻孔的要求是：1、立井和石门掘进揭开有喷出危险的煤层时，在该煤层10m以外开始向煤层打钻。钻孔直径不小于75mm,钻孔数不少于3个，并全部穿透煤层，如图9-4―1所示。2、在瓦斯喷出危险煤层中掘进巷道时，可沿煤层边掘进边打超前孔，钻孔超前工作面不得少于5m。孔数不得少于3个，钻孔控制范围要超出井巷侧壁2〜3m。3、巷道掘进时，如果瓦斯将由岩石裂隙、溶洞以及破坏带喷出时，前探钻孔直径不小于75mm,孔数不少于2个，超前距不小于5m。第五节煤与瓦斯突出及其预防一、概述含义：煤矿地下采掘过程中,在极短的时间内（几秒到几分钟），从煤、岩层内以极快的速度向采掘空间内喷出煤（岩）和瓦斯（CH,、CQ）的现象，称为煤与瓦斯突出危害」它所产生的高速瓦斯流（含煤粉或岩粉）能够摧毁巷道设施，破坏通风系统，甚至造成风流逆转；喷出的瓦斯由几百到几万淀，能使井巷充满瓦斯，造成人员窒息，引起瓦斯燃烧或爆炸；喷出的煤、岩由几千吨到万吨以上，能够造成煤流埋人；猛烈的动力效应可能导致冒顶和火灾事故的发生。二、突出的机理

210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、突出发生在一定的采掘深度以后。每个煤层开始发生突出的深度差别很大，最浅的矿井是湖南白沙矿务局里王庙煤矿仅50m,始突深度最大的是抚顺矿务局老虎台煤矿，达640m。自此以下，突出的次数增多，强度增大。2、突出多发生在地质构造附近,如断层、褶曲、扭转和火成岩侵入区附近。据南桐矿务局统计，95%以上的突出（石门突出除外）发生在向斜轴部、扭转地带、断层和褶曲附近。北票矿务局统计，90%以上的突出发生在地质构造区和火成岩侵入区。3、突出多发牛.在集中应力区,如巷道的上隅角，相向掘进工作面接近时，煤层留有煤柱的相对应上、下方煤层处，回采工作面的集中应力区内掘进时，等等。4、突出次数和强度，随煤层厚度、特别是软分层厚度的增加而增加。煤层倾角愈大，突出的危险性也愈大。5、突出与煤层的瓦斯含量和瓦斯压力之间没有固定的关系。瓦斯压力低、含量小的煤层可能发生突出；压力高，含量大的煤层也可能不突出。因为突出是多种因素综合作用的结果。但值得注意的是，我国30处特大型突出矿井的煤层瓦斯含量都大于20m：7t。6、突出煤层的特点是强度低，而ft软硬相间，透气系数小，瓦斯的放散速度高,煤的原生结构遭到破坏，层理紊乱，无明显节理，光泽暗淡，易粉碎。如果煤层的顶板坚硬致密，突出危险性增大。7、大多数突出发生在放炮和落煤工序。例如，重庆地区132次突出中，落煤时124次,占95%。放炮后没有立即发生的突出，称延期突出。延迟的时间由几分钟到十几小时,它的危害性更大。8、突出前常有预兆发生,如煤体和支架压力增大；煤壁移动加剧，煤壁向外鼓出，掉硝，煤块迸出；破裂声，煤炮声，闷雷声：煤质干燥，光泽暗淡，层理紊乱；瓦斯增大或忽大忽小；煤尘增多；气温降低；顶钻或夹钻，等等。熟悉或掌握本矿的突出预兆，对于及时撤出人员，减少伤亡，有重要意义。四、预防煤与瓦斯突出的主要技术措施防突措施分类:

211区域性防灾措施J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；局部防突措返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，弹性潜能得以缓慢释放。(2).煤层膨胀变形，形成裂隙与孔道，透气系数增加。所以被保护层内的瓦斯能大量排放到保护层的采空区内，瓦斯含量和瓦斯压力都将明显下降。(3)煤层瓦斯涌出后，煤的强度增加。据测定，开采保护层后，被保护层的煤硬度系数由03〜0.5增加到1.0〜1.5。2).保护范围保护范围：指保护层开采后,在空间上使危险层丧失突出危险的有效范围。划定保护范围，也就是在鲍迪蛔上确定卸压区的有效范围(1)垂直保护距离

212表8-5-2保护层与被保护层间的有效垂距名称上保护层，m下保护层，m急倾斜煤层<60<80缓倾斜与倾斜煤层<50<100保护层与被保护层间的有效垂距(2)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。沙尸180°-p-\-a(8-5-1)“2=180°。(8-5-2)式中5、串士岩石冒落角；B——倾斜方向采空区下边界岩石移动角，参见表8-5-3；Y——倾斜方向采空区上边界岩石移动角，，=90。+。/2；△——冒落角与移动角之间的夹角，参见表8-5-3；a——煤层倾角。(3)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30mo(4)煤柱的影响2.预抽煤层瓦斯对于无保护层或单一突出危险煤层的矿井，可以采用预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施。这种措施的实质是，通过一定时间的预先抽放瓦斯，降低突出危险煤层的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层收缩变形、地应力下降、煤层透气系数增加和煤的强度提高等效应，使被抽放瓦斯的煤体丧失或减弱突出危险性。(二)局部防突措施1、松动爆破

213Maxan-oxa・曾・作用机理：松动爆破是向掘进工作面前方应力集中区，打几个钻孔装药爆破，使煤炭松动，集中应力区向煤体深部移动，同时加快瓦斯的排出，从而在工作面前方造成较长的卸压带，以预防突出的发生。松动爆破分为深孔和浅孔两种。深孔松动爆破一般用于煤巷或半煤岩巷掘进工作面,钻孔直经一般为40〜60mm，深度81n〜15nl（煤层厚时取大值）。浅孔松动爆破主要用于采煤工作面，鸡西矿务局大通沟煤矿的施工参数为：孔径42mm、孔深2.4m、孔间距3.Om„钻孔垂直煤壁，松动炮眼超前工作面1.2m2、钻孔排放瓦斯作用机理：石门揭煤前,由岩巷或煤巷向突出危险煤层打钻，将煤层中的瓦斯经过钻孔自然排放出来，待瓦斯压力降到安全压力以下时，再进行采掘工作。3、水力冲孔作用机理：水力冲孔是在安全岩（煤）柱的防护下,向煤层打钻后，用高压水射流在工作面前方煤体内冲出一定的孔道，加速瓦斯排放。同时，由于孔道周围煤体的移动变形，应力重新分布，扩大卸压范围。此外，在高压水射流的冲击作用下，冲孔过程中能诱发小型突出，使煤岩中蕴藏的潜在能量逐渐释放，避免大型突出的发生。4、超前钻孔作用机理：它是在煤巷掘进工作面前方始终保持一定数量的排放瓦斯钻孔。它的作用是排放瓦斯，增加煤的强度，在钻孔周围形成卸压区，使集中应力区移向煤体深部5、金属骨架作用机理：当石门掘进工作面接近煤层时,通过岩柱在巷道顶部和两帮上侧打钻，钻孔穿过煤层全厚，进入岩层0.5mo孔间距一般为0.2m左右，孔径75〜100mm。然后将长度大于孔深0.4〜0.5m的钢管或钢轨，作为骨架插入孔内，再将骨架尾部固定，最后用震动放炮揭开煤层（图9-5-8）o此法适用于地压和瓦斯压力都不太大的急倾斜薄煤层或中厚煤层

214工a■B.**6、超前支架机凰_多用于有突出危险的急倾斜煤层厚煤层的煤层平巷掘进时。为了防止因工作面顶部煤体松软垮落而导致突出，在工作面前方巷道顶部事先打上一排超前支架，增加煤层的稳定性。7.卸压槽它的实质是预先在工作面前方切割出一个缝槽，以增加工作面前方的卸压范围，8、震动放炮震动放炮是采用增加炮眼数和装药量，一次爆破揭开煤层并成巷的爆破方法。在此情况下，因爆破震动，围岩应力和瓦斯压差急剧变化，创造了最有利的突出条件1)、岩柱厚度岩柱厚度愈大，爆破前突出的可能性愈小，但愈难一次揭开全煤层。《规程》规定，急倾斜煤层岩柱厚度不小于L5m。缓倾向和倾斜煤层，为了全断面一次揭开煤层，可将工作面做成台阶状或斜面，然后布置炮眼。2)、炮眼数和炮眼布置要求能一次揭开煤层全断面。一般情况下，震动放炮的炮眼数为普通放炮的2〜3倍，炮眼数N也可按北票矿务局的经验公式计算：N=5.5s“2f”3(9-5-3)式中S-掘进巷道的断面积。m2f一岩石的硬度系数，见表9-5-4。可用单列三组楔形掏槽的方式。岩眼和煤眼要交错相间排列，顺序爆破3)、装药量决定于巷道断面、岩石性质和需要爆破的岩石体积。各矿实际装药量，往往相差很大，在L76kg/m；'〜llkg/m：'之间，应根据本矿的实际爆破经验确定。4)、注意事项(1)震动放炮时，应将井下人员撤至地面。为了少影响生产，•般在交接班时放炮;

215(2)放炮时应将放炮区或全井断电，进风系统内不得有火源存在，以免引燃瓦斯；(3)放炮半小时后由救护队进入检查。具有延期突出的矿井，进入的时间还要加长;(4)为了限制突出的波及范围，可在距离工作面4〜5m处，垒起高不小于1.5m的肝石堆或高至顶板的木垛。有人提出，采用延发雷管分次爆破，使一部分岩石落在工作面附近，起到限制突出的作用。震动放炮容易引起冒顶事故，能诱使突出，不是好的防治措施，应尽可能不采用。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△P:一般情况下，AP>15〜25时有突出危险。2、煤的坚固系数F：当衣0.6〜0.8时有突出危险；Q1.2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。(9-5-4)Ri=(Smax-l.8)(Imax-4)(二)、突出预兆1、煤层结构和构造层理紊乱，煤软硬不均或变软，煤暗淡无光，煤层受挤压,厚度变大，倾角变陡，煤层干燥等。2、地压增大如来压声响，支架折断，煤炮声，煤岩开裂，煤壁外鼓，片帮，掉硝，底鼓，打钻时顶钻、夹钻等。

2163、瓦斯及其它瓦斯涌出异常，忽大忽小，闷人，煤尘增大，煤或气温变冷，顶钻喷瓦斯、喷煤等。第六节爆炸及其预防一、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是一定浓度的甲烷和空气中的氧气在高温热源的作用下发生激烈氧化反应的过程。最终的化学反应式为：CH4+202=C02+2H20如果a不足，反应的最终式为：ch4+o2=co+h2+h2o矿井瓦斯爆炸是一种热一链反应过程（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）一焰面一冲击波f新的爆炸混合物3、瓦斯爆炸的危害矿内瓦斯爆炸的有害因素是，高温、冲击波和有害气体。

217*帼瓦・■母三角形焰面是巷道中运动着的化学反应区和高温气体，其速度大、温度高。从正常的燃烧速度（1~2.5m/s）到爆轰式传播速度（2500m/s）,焰面温度可高达2150〜2650%»焰面经过之处，人被烧死或大面积烧伤，可燃物被点燃而发生火灾。冲击波锋面压力由几个大气压到20大气压，前向冲击波叠加和反射时可达100大气压。其传播速度总是大于声速，所到之处造成人员伤亡，设备和通风设施损坏，巷道垮塌。瓦斯爆炸后生成大量有害气体，某些煤矿分析爆炸后的气体成份为G6%〜10%,N282%〜88%,C（M%〜8%,CO2%〜4%。如果有煤尘参与爆炸，C0的生成量更大，往往成为人员大量伤亡的主要原因。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）氧的浓度正常大气压和常温时，瓦斯爆炸浓度与氧浓度关系，如柯瓦德爆炸三角形所示（图9-6-1）。氧浓度降低时，爆炸下限变化不大（BE线）爆炸上限则明显降低（CE线）。氧浓度低于12%时，混合气体就失去爆炸性。（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:(9-6-1)乒100/(C1/N1+C2/NA…+C/N〉式中N--多种可燃气体同时存在时的混合气体爆炸上限或下限，%；3、a,C,...Cn一分别为各可燃气体占可燃气体总的体积百分比，%；&+C+C广••・Cn=100%

218弗、N、N3...Nn-分别为各可燃气体的爆炸上限或下限，%；(3)煤尘煤尘具有爆炸危险，300〜400b时就能从煤尘内挥发出多种可燃气体，形成混合的爆炸气体，使瓦斯的爆炸危险性增加.(4)空气压力爆炸前的初始压力对瓦斯爆炸上限有很大影响。可爆性气体压力增高,使其分子间距更为接近，碰撞几率增高。(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565C,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：瓦斯与高温热源接触后，不是立即燃烧或爆炸，而是要经过一个很短的间隔时间，这种现象叫引火延迟性，间隔的这段时间称感应期.安全意义在井下高温热源是不可避免的，但关键是控制其存在时间在感应期内。例如，使用安全炸药爆炸时，其初温能达到2000C左右，但高温存在时间只有16入10%,都小于瓦斯的爆炸感应期，所以不会引起瓦斯爆炸。如果炸药质量不合格，炮泥充填不紧或放炮操作不当，就会延长高温存在时间，一旦时间，超过感应期，就能发生瓦斯燃烧或爆炸事故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乐采煤工作面占10%~20%采煤工作面发生地点上隅角，采煤机药割附近

219掘进面发生的原因：一方面是这些地点采用局扇通风，如果局扇停止运转、风筒末端距工作面较远、风筒漏风太大或局扇供风能力不够，以致风量不足或风速过低，瓦斯容易积聚。另一方面，放炮，掘进机械，局扇，电钻等的操作管理，如不符合规定，容易产生高温火源。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、搞好通风有效地通风是防止瓦斯积聚的最基本最有效方法。瓦斯矿井必须做到风流稳定，有足够的风量和风速，避免循环风，局部通风风筒末端要靠近工作面，放炮时间内也不能中断通风，向瓦斯积聚地点加大风量和提高风速2、及时处理局部积存的瓦斯.1)、采面上隔角瓦斯积聚处理；(1)迫使一部分风流流经工作面上隅角，将该处积存的瓦斯冲淡排出(2)全负压引排法(3)高瓦斯工作面采用并联掺新的通风系统(4)上隅角排放瓦斯2)、综采面处理(1)加大工作面风量。例如有些工作面风量高达1500~2000m7mino为此，应扩大风巷断面与控顶宽度，改变工作面的通风系统，增加进量。(2)防止采煤机附近的瓦斯积聚。可采取下列措施：增加工作面风速或采煤机附近风速。国外有些研究人员认为，只要采取有效的防尘措施，工作面最大允许风速可提高到6m/s„工作面风速不能防止采煤机附近瓦斯积聚时，应采用小型局扇或风、水引射器加大机器附近的风速。采用下行风防止采煤机附近瓦斯更容易积聚。3)、顶板附近层状积聚处理；(1)加大巷道的平均风速，使瓦斯与空气充分地紊流混合。一般认为，防止瓦斯层状积聚的平均风速不得低于0.5~lm/s0(2)加大顶板附近的风速。如在顶梁下面加导风板将风流引向顶板附近；或沿顶板铺设风筒.，每隔一段距离接一短管；或铺设接有短管的压气管，将积聚的瓦斯吹散；在集中瓦斯源附近装设引射器。

220(3)将瓦斯源封闭隔绝。如果集中瓦斯源的涌出量不大时，可采用木板和粘土将其填实隔绝，或注入砂浆等凝固材料，堵塞较大的裂隙。4)、顶板冒落孔洞内积聚处理;用砂土将冒落空间填实；用导风板或风筒接岔(俗称风袖)引入风流吹散瓦斯。5)、恢复有大量瓦斯积存盲巷或打开封闭1.抽放瓦斯2.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。

221>►M-5算期”■（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。第七节瓦斯抽放一、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

222抽放负压乳口负压不超过14kPa钻孔直径70—100mm2、卸压的钻乳抽放1）、随掘随抽在掘进巷道的两帮，随掘进巷道的推进，每隔10m〜15m开一钻孔窝，在巷道周围卸压区内打钻孔1〜2个，孔径45〜60mm,封孔深1.5〜2.Om,封孔后连接于抽放系统进行抽放。孔口负压不宜过高，一般为5.3〜6.7kPa（40〜50mmHg）。巷道周围的卸压区一般为5〜15m,个别煤层可达15〜30m。开滦赵各庄矿在掘进工作面后面15〜20m处，用煤电钻打孔，孔深4〜9m。孔距4〜6m。封孔后抽放，降低了煤帮的瓦斯涌出量，保证了煤巷的安全掘进。2）、随采随抽是在回采工作面前方由机巷或风巷每隔一段距离（20〜60m）,沿煤层倾斜方向、平行于工作面打钻、封孔、抽放瓦斯。孔深应小于工作面斜长的20〜40m顶板走向钻孔和顶板巷道抽放。3、人工增加煤层透气系数的措施1）、水力压裂；水力压裂是将大量含砂的高压液体（水或其它溶液）注入煤层，迫使煤层破裂，产生裂隙后砂子作为支撑剂停留在缝隙内，阻止它们的重新闭合，从而提高煤层的透气系数。2）、水力割缝；

223IS9-7-1«（层皿来后XS.京根困者的双化I—«-■«».，--***♦水力割缝是用高压水射流切割孔两侧煤体（即割缝），形成大致沿煤层扩张的空洞与裂缝。3）、深孔爆破在钻孔内用炸药爆炸造成的震动力使煤体松动破裂4）、酸性处理；酸液处理是向含有碳酸盐类或硅酸盐类的煤层中，注入可溶解这些矿物质的酸性溶液。5）、交叉钻孔。交叉钻孔是除沿煤层打垂直于走向的平行孔外,还打与平行钻孔呈15。〜20。夹角的斜向钻孔，形成互相连通的钻孔网三、邻近层的瓦斯抽放邻近层含义:开采煤层群时，回采煤层的顶、底板围岩将发生冒落、移动、龟裂和卸压，透气系数增加。回采煤层附近的煤层或夹层中的瓦斯，就能向回采煤层的采空区转移。这类能向开采煤层采空区涌出瓦斯的煤层或夹层，就叫做邻近层。位于开采煤层顶板内的邻近层叫上邻近层，底板内的叫下邻近层.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。入增大。注意问题参数：•钻场位置钻场位置应根据邻近层的层位、倾角、开拓方式以及施工方便等因素确定，要求能用最短的钻孔，抽出最多的瓦斯，主要有下列几种：1）钻场位于开采煤层的运输平巷内（图9-7-8a）。

2241一♦・■・.yat・・■・・・・―«-v-AH.*W2）钻场位于开采煤层的回风巷内（图9-7-8b）。3）钻场位于层间岩巷内（图9-7-8c）。4）钻场位于开采煤层顶板，向裂隙带打平行于煤层的长钻孔（图9-7-9）o5）混合钻场，上述方式的混合布置。•钻场或钻孔的间距邻近层抽放瓦斯的的上限与下限距离，应通过实际观测，按上述三带的高度来确定。上邻近层取冒落带高度为下限距离，裂隙带的高度为上限距离。下邻近层不存在冒落带,所以不考虑上部边界，至于下部边界，一般不超过60〜80m。,钻孔角度钻孔角度指它的倾角（钻孔与水平线的夹角）和偏角（钻孔水平投影线和煤层走向或倾向的夹角）。•钻孔进入的层位（1）30倍采高以内的邻近层，且各邻近层间的间距小于10m；（2）30倍采高以外的邻近层，且互相间的距离小于15〜20m。否则应向瓦斯涌出量大的各层分别打钻•孔径和抽放负压与开采煤层抽放不同，孔径对瓦斯抽出量影响不大，多数矿井采用57〜75mm孔径。同样抽放负压增加到一定数值后，也不可能再提高抽放效果，我国一般为几kPa（几十mmHg）,国外多为13.3〜26,6KPa（100~200mmHg）。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，同时封闭采空区人口，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

225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100〜120mln,插入直径70〜80mm的钢管，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。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〃（m）应根据预计的抽出量，用下式计算：P=C（4ft）/（60n0],/2（9-7-1）式中；Qc—管内气体流量，mVmin;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。摩擦阻力力，（Pa）可用下式计算：分产（1-0.0044602绫/比

226式中心--管道的长度，m;D—管径c叫a—管内混合气体（瓦斯与空气）的流量），rn7hk—系数见表（9-7-3）C—混合气体中的瓦斯浓度。表9-7-3管径cm3.24.05.07.08.010.012.515.0>15.0k0.050.0510.0530.0560.0580.0630.0680.0710.072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。管道的总阻力加为：3(11.2)式中加一i段管道的摩擦阻力，Pa。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，要求抽放负压高的矿井。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。

2273、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Ah(可用水柱计测出)与流过孔板的气体流量有如下关系式：Q=9.7X10"XKlhX/V[0.716XC+1.293(1-0]}1/2(9-7-4)式中5-温度为20C,压力为101.3Pa时的混合气体流量，m7min；力--孔板两端静压差，Pa；孔板出口端绝对静压，Pa；C—瓦斯浓度，%；K--孔板流量系数，K=KtXcXSkX60(m27min)C-一流速收缩系数，取0.65；4--孔板系数（加工精度好时取1）；Sk—孔板孔口面积，m2；4、其它装置1）放水器为了及时放出管道内的积水，以免堵塞管道。在钻孔附近和管路系统中都要安装放水器。最简单的放水器为“U”形管自动放水器当U型管内积水超过开口端的管长时，水就自动流出。这种放水器多用于钻孔附近，管的有效高度必须大于安装地点的管道内负压。人工放水器，正常抽放时打开放水器的1号阀门，关团2号和3号阀门，管道里的水流入水箱。放水时，关闭1号阀门，打开2号和3号阀门将水放出。2）防爆、防回火装置抽放系统正常工作状态遭到破坏，管内瓦斯浓度降低时，遇到火源瓦斯就有可能燃烧或爆炸。为了防止火焰沿管道传播,正常抽放时，瓦斯由进气口进入，经水封器由出口排出。管内发生瓦斯燃烧或爆炸时，火焰被水隔断、熄灭、爆炸波将防爆盖冲破而释放于大气中。防回火网多由4〜6层导热性能好而不易生锈的铜网构成，网孔约0.5mm

228《规程》规定，利用瓦斯时，抽出瓦斯中的瓦斯浓度不得低于30%；不利用瓦斯时，用干式抽气设备，瓦斯浓度不得低于25%。抽出的瓦斯，可以按其浓度的不同，合理地加以利用：浓度为35〜40%时，主要用作工业、民用燃料；浓度50%以上的瓦斯可以用作化工原料，如制造炭黑和甲醛。抚顺、阳泉、天府、中梁山和淮南等局矿都已建厂生产。第十章火灾防治本章重点与难点1、煤炭自燃理论；2、煤炭自燃预测预报；3、防灭火技术4、均压防灭火；5、火灾时期风流控制第一节概述一、火灾与矿井或煤田火灾的概念任通常把违背人们意愿而发生的非控制性燃烧，称之为火灾。火灾往往造成巨大的经济损失和重多的人员伤亡，造成不良的社会影响。矿井火灾：在矿井或煤田范围内发生,威协安全生产、造成一定资源和经济损失或者人员伤亡的燃烧事故，称之为矿井或煤田火灾。火灾是矿井或煤田较为常见的灾害之O二、矿井火灾的类型及其特性分类出发点和依据不同，分类的方法也不同。目前常用的分类方法有：1、按引火原因分类1）内因（自燃）火灾。自燃物在一定的外部（适量的通风供氧）条件下，自身发生物理化学变化，产生并积聚热量，使其温度升高，达到自燃点而形成的火灾称之为内因火灾。在煤矿中自燃物主要是有自燃倾向性的煤炭。在整个矿井火灾事故中，内因火灾占的比例很大。2）外因火灾。可燃物在外界火源（明火或高温热源）的作用下，引起燃烧而形成的火灾叫外因火灾。2、消防分类从选用灭火剂的角度出发，消防上根据物质及其燃烧特性对火灾进行如下分类：

229A类火灾:，煤炭、木材、橡胶、棉、毛、麻等含碳的固体可燃物质燃烧形成的火灾称为A类火灾。B类火灾,指汽油、煤油、柴油、甲醇、乙醇、丙酮等可燃液体燃烧形成的火灾。C类火灾,指煤气、天燃气、甲烷、乙快、氢气等和可燃气体燃烧形成的火灾。D类火灾,象钠、钾、镁等可燃金属燃烧形成的火灾。其特点是火源温度高。3、其它分类方法除上述两种常用分类方法外，还有按火源特性，可分为原生火灾与再生火灾；按火源产生的位置，可分为井上火灾与和井下火灾等。三、防灭火研究的内容煤矿火灾防治是一项系统工程，其理论与技术的研究内容应围绕一个目标和三个问题。一个目标就是防止矿井火灾发生，对于已发生的火灾要防止其扩大并最大限度地减小火灾中的人员伤亡和经济损失。三个问题是：一火灾是如何发生的?其内容主要是研究矿井火灾的类型及其产生的原因、条件以及各类火灾发生过程和特点，这是防灭火的理论基础；二如何防止火灾发生?包括火源预测、火灾预防和预报技术；三火灾发生后如何进行及时而有效的控制和处理。第二节外因火灾及其预防一、物质燃烧的充要条件物质燃烧是一种伴有放热、发光的快速氧化反应。发生燃烧必须具备的充要条件是:1、必要条件1）有充足的可燃物；2）有助燃物存在。凡是能支持和帮助燃烧的物质都是助燃物。常见的助燃物是含一定氧浓度的空气。3）具有一定温度和能量的火源。2、充分条件1）燃烧的三个必要条件同时存在，相互作用：2）可燃物的温度达到燃点，生成热量大于散发热量。如果把燃烧比着一个由链体组成的圆环，则三要素是组成圆环的三个链体，如图10—2—1所示。如果组成圆环的三个链体缺少一个，或三个链体不相互连结，则将不能构成圆环，即缺少燃烧三要素之一，或三要素不相互作用，则不能形成火灾。火源可分为显火源和潜火源两种。所谓显火源即是以明火、高温的表面或灼热的物体的形式显露于空间，可燃物一旦与其接触即可发生燃烧。如气焊和电焊产生的高温焊喳、燃着的香烟头等皆属于此类。所谓潜热源即是平时处于常温状态,在一定的外部条件下（人员操作失误、设备零件故障、安全装置失效等原因）有可能产生火花、放出热量和转化为高温热源。如具有短路危险的电缆接头、作高速相对运动的两固体接触面、不合格的炸药爆破等都属于潜热源。煤矿常见的外因火源主要有以下几种:1）电能热源电（缆）流短路或导体过热；电弧电火花；烘烤（灯泡取暖）；静电等。表10-2-1为我国部分电气火灾发火原因统计表。

2302）摩擦热如胶带与滚筒摩擦、胶带与碎煤摩擦以及采掘机械截齿与砂岩摩擦等。表10-2-1电气火灾发火原因统计表发火原因次数占总数%变压器油24.25灯泡取暖36.38油浸起动电阻器12.12电力电容器12.12铠装电缆短路12.12橡胶电缆短路3983.98合计471003）放明炮、糊炮、装药密度过大或过小、钻孔内有水、炸药受潮以及封孔炮泥长度不够或用可燃物（如煤粉、炸药包装纸等）代替炮泥等违反爆破操作规程的操作都有可能发生爆燃。放炮引起瓦斯燃烧或爆炸的例子在我国时有发生。4）液压联轴器喷油着火引燃周围可燃物,酿成多起火灾。5）明火（高温焊硝、吸烟），明火也是产生外因火灾的重要原因之一。明火主要产生于加热器、喷灯、焊接和切割作业，烟头也时有酿成火灾的可能。二、外因火灾的预防1、我国的消防方针《中华人民共和国消防条例》规定，消防工作实行“预防为主，消防结合”的方针。所谓预防为主，即是在消防工作中坚持重在预防的指导思想，在设计、生产和日常管理工作中应严格遵守有关防火的规定，把防火放在首位。消防结合，即是在预防的同时积极做好灭火的物质和技术准备。2、防火对策矿井火灾的防治可以采取下列三个对策：3E对策1）技术（Engineering）对策技术对策是防止火灾发生的关键对策。它要求从工程设计开始，在生产和管理的各个环节中，针对火灾产生的条件，制定切实可行的技术措施。技术对策可分为：（1）灾前对策,灾前对策的主要目标是破坏燃烧的充要条件，防止起火；其次是防止已发生的火灾扩大。（A）防止起火,主要对策有：①确定发火危险区-潜在火源和可燃物共同存在的地方，加强明火与潜在高温热源的控制与管理，防止火源产生。②消除燃烧的物质基础。井下尽量不用或少用可燃材料，采用不燃或阻燃材料和设备，例如使用阻燃风筒、阻燃胶带，支架非木质化。③防止火源与可燃物接触和作用。在潜在高温热源与可燃物间留有一定的安全距离。④安装可靠的保护设施，防止潜在热源转化为显热源。例如，变电所安装过电流保护装置，防止电缆短路。（B）防止火灾扩大,①有潜在高温热源的前后10m

231范围内应使用不燃支架。②划分火源危险区，在危险区的两端设防火门；矿井有反风装置，采区有局部反风系统。③在有发火危险的地方，设置报警、消防装置和设施。④在发火危险区内设避难胴室。（2）灾后对策主要有：①报警。采集处于萌芽状态的火灾信息，发出报警。②控制。利用已有设施控制火势发展，使非灾区与灾区隔离。③灭火。迅速采取有效措施灭火。④避难。使灾区受威协的人员尽快选择安全路线逃离灾区，或撤至灾区内预设的避难侗室等待救援。2）教育（Education）对策教育对策包括知识、技术和态度教育三个方面。3）管理（法制（Enforcement））对策，制定各种规程、规范和标准，且强制性执行。这三种对策简称“三E”对策。前两者是防火的基础，后者是防火的保证。如果片面的强调某一对策都不能收到满意的效果。三、预防外因火灾的技术措施如前所述，预防火灾发生有两个方面：一是防止火源产生；二是防止有发生的火灾事故扩大，以尽量减少火灾损失。（一）防止火灾产生1、防止失控的高温热源产生和存在。按《煤矿安全规程》及其执行说明要求严格对高温热源、明火和潜在的火源进行管理。2、尽量不用或少用可燃材料，不得不用时应与潜在热源保持一定的安全距离。3、防止产生机电火灾。4、防止摩擦引燃（1）防止胶带摩擦起火。胶带输送机应具有可靠的防打滑、防跑偏、超负荷保护和轴承温升控制等综合保护系统；（2）防止摩擦引燃瓦斯。

2325、防止高温热源和火花与可燃物相互作用。(二)防止火灾蔓延的措施其措施有：1、在适当的位置建造防火门，防止火灾事故扩大。2、每个矿井地面和井下都必须设立消防材料库。3、每一矿井必须在地面设置消防水池，在井下设置消防管路系统。4、主要通风机必须具有反风系统或设备，反风设施，并保持其状态良好。第三节煤炭自燃的理论基础一、煤炭自然机理一百多年来，先后提出阐述煤炭自燃机理学说有多种，其中主要的有黄铁矿作用学说、细菌作用学说、酚基作用学说、自由基作用学说、基团作用学说、电化学作用学说、氢原作用学说以及煤氧化合学说等。1951年苏联学者维谢洛夫斯基(Bece“。bckha.B.C)等人提出，煤的自燃是氧化过程自身加速发展的结果。这种氧化反应的特点是分子的基链反应。二、煤的氧化特性从煤氧化合学说观点出发，认为评价煤的自燃倾向性，即化学活动性的最合适的指标应该是煤的吸氧速度。揭示了煤炭氧化规律如下：1、所有品种煤在常温下都吸氧，但吸氧速度不同。它取决于煤的分子结构和物理化学性质。2、煤的吸氧速度与所在空气中的氧浓度成正比，即dm/dt=UC10—3—1式中dm-单位重量煤在dt时间内吸氧量，ml/kg；U-吸氧速度常数，ml/(kg.h);C-空气中的氧浓度，%o3、在温度不变条件下，吸氧速度常数随时间按指数规律衰减，即U=Uit[|10—3—2式中5-在T=1小时内的吸氧速度常数，ml/（kg.h）;H-在对数坐标中直线方程倾角的正切，它表示吸氧速度随时间衰减的速度;4、吸氧速度常数U与煤自身温度之间符合事函数关系

23310—30—3式中U-温度为t'C时的吸氧速度常数，ml/（kg.h）;U。-温度为t0℃时的吸氧速度常数，ml/（kg.h）;B-比例常数，1/C；其物理意义是吸氧速度随温度增加的速度。5、煤在氮气中加热后再冷却可使它的活性增加，并有重新恢复到原有活性的可能。6、吸氧速度常数U与粒度之间成复杂关系。没有接触过氧的新鲜煤粒度越小，其表面积越大，吸氧速度也越大，但随时间衰减得也越快。三、自然发火与自然发火期1、自然发火的定义在理论上，自然发火是指有自燃倾向性的煤层被开采破碎后在常温下与空气接触，发生氧化，产生热量使其温度升高，出现发火和冒烟的现象叫自然发火。在《矿井防灭火规范》中规定出现下列现象之一，即为自然发火。（1）煤因自燃出现明火、火炭或烟雾等现象；（2）由于煤炭自热而使煤体、围岩或空气温度升高至70℃以上；（3）由于煤炭自热而分解出CO、C2H,（乙烯）或其它指标气体，在空气中的浓度超过预报指标，并呈逐渐上升趋势。2、煤层自然发火期从（火源处的）煤层被开采破碎、接触空气之日起，至出现上述定义的自燃现象或温度上升到自燃点为止，所经历的时间叫煤层的自然发火期,以月或天为单位。煤层的自然发火期取决于煤的内部结构和物理化学性质、被开采破坏后的堆积状态参数（分散度）、裂隙或空隙度、通风供氧、蓄热和散热等外部环境等因素。四、煤炭自燃条件煤炭自燃的必要充分条件是：1、有自燃倾向性的煤被开采后呈破碎状态，堆积厚度一般要大于0.4m。2、有较好的蓄热条件。3、有适量的通风供氧。通风是维持较高氧浓度的必要条件，是保证氧化反应自动加速的前提。实验表明，氧浓度＞15%时，煤炭氧化方可较快进行。4、上述三个条件共存的时间大于煤的自燃发火期。上述四个条件缺一不可，前三个条件是煤炭自燃的必要条件，最后一个条件是充分条件。五、影响煤炭自然发火的因素影响煤层自然发火的因素主要有：1、煤的自燃性能

234煤的自燃性能主要受下列因素影响：1）煤的分子结构,研究表明，煤的氧化能力主要取决于含氧官能团多少和分子结构的疏密程度。随煤化程度增高，煤中含氧宜能团减少，孔隙度减小，分子结构变得紧密。2）煤化程度,煤化程度是影响煤炭自燃倾向性的决定性因素。就整体而言，煤的自燃倾向性随煤化程度增高而降低，即自燃倾向性从褐煤、长焰煤、烟煤、焦煤至无烟煤逐渐减小;局部而言，煤层的自燃倾向性与煤化程度之间表现出复杂的关系，即同一煤化程度的煤在不同的地区和不同的矿井，其自燃倾向性可能有较大的差异。3）煤岩成分,煤岩成分对煤的自燃倾向性表现出一定的影响，但不是决定性的因素。各种单•的煤岩成分具有不同的氧化活性，其氧化能力按镜煤〉亮煤〉暗煤）丝煤的顺序递减。4）煤中的瓦斯含量，煤中瓦斯存在和放散影响吸氧和氧化过程进行,它类似用惰性气体稀释空气对氧化发生的影响。5）水分,煤的外在和内在水份以及空气中的水蒸汽对褐煤和烟煤在低温氧化阶段起一定的影响，既有加速氧化的一面，也有阻滞氧化的因素。6）煤中硫和其它矿物质,煤中含有的硫和其它催化剂，则会加速煤的氧化过程。统计资料表明，含硫大于3%的煤层均为自然发火的煤层，其中包括无烟煤。2、开采技术开采技术时自然发火的影响主要表现在以下几个方面。其大小，又决定所留煤柱受压与碎裂程度，既决定可燃物的分布和集中情况，又决定向这些可燃物供风的时间。2）回采方法和回采工艺,但其决定的因素是网采率和工作面推进速度。3、影响采空区自燃的因素1）采空区三带划分对于后“U"通风系统（一源一汇）的采空区，按漏风大小和遗煤发生自燃的可能性采空区可分为三带：散热带I（宽度为L）、自燃带n（宽度为L?）和窒息（不自燃）带ni（如图10—3—1）。靠近工作面的采空区内冒落岩石处于自由堆积状态，空隙度大，漏风大，氧化生热小而散发热量多，故不能发生自燃，叫散热堂。其宽度大约5〜20m。自燃带n中岩石的空隙度较小，因而漏风小，蓄热条件较好，如果该带的条件保持时间超过其自然发火期，就可能白燃。故此带称为自燃带。其宽度取决于顶板岩性、工作面推进速度、漏风通风压差，一般宽度为20~70m。自燃带向采空区内部延深，便是第III带。由于该带距工作面较远，漏风甚小或消失，氧浓度低，不具备自燃条件。故此带处于惰化状态，已经发生自大在燃的遗煤也能窒息，故叫窒息（不自燃）带。

235确定划分三带的指标有三种:①采空区漏风风速V（V>0.9m/s为散热带;0.92V90.02m/s为自燃带；VVO.02m/s为自窒息带。）：②采空区氧浓度（C）分布（认为CV8%为窒息带，C28%为自燃带）；③采空区遗煤温升速度（dt>lC/d为自燃带）。由「缺少深入的理论研'究和试验结果，此指标目前尚难以应用。图10-3-1采空区散热、自燃、窒息三带分布示意图2）采空区遗煤自燃的条件及其影响因素,设自燃带的最大宽度为L+Lz,工作面的推进速度为V,自然发火期为ts,在自燃带内煤暴露于空气的最长时间为t（月），当：TsW（L+Lz）/V10-3-4时，说明自燃带内有△L=L,+Lz-Vts宽度存在时间超过自然发火期，有自燃危险。由此可见，采空区遗煤自燃与否主要取决于工作面的推进速度和自燃带最大宽度L,+L2（m）«4、漏风在煤炭氧化过程的热平衡关系中，漏风起两方面的作用：一是向煤提供氧化所必须的氧气，促进氧化发展；二是带走氧化生成的热量,降低煤温，抑制氧化过程发展。采空区及煤柱的漏风强度在0.1〜0.24m7（min.in?）时容易自然发火。有的作者认为不会

236导致自燃的极限风速低于0.02〜0.05m7（min.m2）；封闭采空区密闭墙漏风压差在300Pa、漏风强度在0.02~l.2m3/（min.m2）时容易自然发火的㈠36把风速控制在易燃风速区之外，是从通风的角度预防自然发火的原则。5、地质因素地质因素主要有：1）倾角。2）煤层厚度。表10—3—1为倾角和厚度对门燃影响的部分统计资料。3）地质构造。在有地质构造的地区，自燃危险性加剧。4）开采速度匚煤层赋存太深或太浅都会增加自然发火的危险性。表10—3—1煤层倾角和厚度对自燃影响倾角发火次数比例,％煤层厚度发火次数比例,%缓倾斜5516中厚以下5616倾斜12134厚煤层13538急倾斜17654特厚煤层16146六、煤的自燃过程及其特点煤炭的自燃过程按其温度和物理化学变化特征，分为潜伏（或准备）、自热、自燃和熄灭四个阶段,如图10—3—2所示。图中虚线为风化进程线。潜伏期与自热期之和为煤的自然发火期。1、潜伏（自燃准备）期自煤层被开采、接触空气起至煤温开始升高止的时间区间称之为潜伏期。在潜伏期，煤与氧的作用是以物理吸附为主，放热很小，无宏观效应；经过潜伏期后煤的燃点降低，表面的颜色变暗。潜伏期长短取决于煤的分子结构、物化性质。煤的破碎和堆积状态、散热和通风供氧条件等对潜伏期的长短也有一定影响，改善这些条件可以延长潜伏期。图10—3—2烟煤自燃过程温度与时间关系2、自热阶段温度开始升高起至其温度达到燃点的过程叫自热阶段。自热过程是煤氧化反应自动加速、氧化生成热量逐渐积累、温度自动升高的过程。其特点是：（1）氧化放热较大煤温及其环境（风、水、煤壁）温度升高；（2）产生.CO、CO?和碳氢（CJU类气体产物,并散发出煤油味和其它芳香气味；（3）有水蒸水汽生成,火源附近出现雾气，遇冷会在巷道壁面上凝结成水珠，即出现所谓“挂汗”现象。（4）微观构发生变化。在自热阶段,若改变了散热条件，使散热大于生热；或限制供风，使氧浓度降低至不能满足氧化需要，则自热的煤温度降低到常温，称之为风化。风化后煤的物理化学性质发生变化，失去活性，不会再发生自燃。3、燃烧阶段煤温达到其自燃点后，若能得到充分的供氧（风），则发生燃烧，出现明火。这时会生成大量的高温烟雾，其中含有CO、C0?以及碳氢类化合物。若煤温达到自燃点，但供风不足，则只有烟雾而无明火，此即为干储或阴燃。煤炭干储或阴燃与明火燃烧稍有不同，CO多于CO?,温度也较明火燃烧要低。4、熄灭

237及时发现，采取有效的灭火措施，煤温降至燃点以下，燃烧熄灭火。第四节火灾预测和预报我国日前预测自然（1）在实验室确定自燃倾向性等级；（2）根据本矿或条件相似（近）矿井或采区的已行的门然发火的统计资料，确定待采（或本）煤层的门然发火期。发火的方法有:一、煤层自燃倾向性的鉴定方法1992年版的《煤矿安全规程》执行说明规定采用吸氧量法。即“双气路气相色谱仪吸氧鉴定法”，鉴定结果按表10—4—1分类（方案）确定自燃倾向性等级。表10-4-1煤的自燃倾向性分类（方案）“自燃自燃30匕常压条件下煤吸氧量（cm3/g.十煤）备注等级倾向性褐煤、烟煤类高硫煤、无烟煤类全硫(sf,%)I容易自燃20.821.00>2.00II自燃0.41—0.79<1.00>2.00III不易自燃W0.4020.80<2.00二、煤层自然发火期的估算方法及其延长途径1、煤层的自然发火期估算方法目前我国规定采用统计比较和类比的方法确定煤层的自然发火期。其方法如下：（1）统计比较法,矿井开工建设揭煤后，对已发生自然发火的自然发火期进行推算，并分煤层统计和比较，以最短者作为煤层的自然发火期。计算自然发火期的关键是首先确定火源的位置。此法适用于生产矿井。（2）类比法,对于新建的开采有自燃倾向性的煤层的矿井，可根据地质勘探时采集的煤样所做的自燃倾向性鉴定资料，并参考与之条件相似区或矿井，进行类比而确定之，以供设计参考。此法适用于新建矿井。2、延长煤层自然发火期的途径煤炭自燃的发展过程受自燃倾向性（即低温时的氧化性）、堆积状态、通（漏）风强度（风量和风速）以及与周围环境的热交换条件等多种因素影响，其发展速度是可以通过人为措施而改变的，因此，煤层的自然发火期是可以延长的。其途径有：1）减小煤的氧化速度和氧化生热,减小漏风，降低自热区内的氧浓度：选择分子直径较小、效果好的阻化剂或固体浆材，喷洒在碎煤或压注至煤体内使其充填煤体的裂隙，阻止氧分子向孔内扩散。2）增加散热强度,降低温升速度。增加遗煤的分散度以增加表面散热量；对于处于低温时期的自热煤体可用增加通风强度的方法来增加散热；增加煤体湿度。三、外因火灾预测外因火灾预测可遵循如下程序：（1

238）调杳井下可能出现火源（包括潜在火源）的类型及其分布；（2）调查井下可燃物的类型及其分布；（3）划分发火危险区（井下可燃物和火源（包括潜在火源）同时存在的地区视为危险M）。四、火灾的预报所谓火灾预报,就是根据火灾发生和发展的规律，应用成熟的经验和先进的科学技术手段，采集处于萌芽状态的火灾信息，进行逻辑推断后给出火情报告。及时而准确地进行火灾早期预报，可以弥补预防之不足。矿井火灾预报的方法，按其原理可分为：1、利用人体生理感觉预报自然发火依靠人体生理感觉预报矿井火灾的主要方法有：1）嗅觉,可燃物受高温或火源作用，会分解生成一些正常时大气中所没有的、异常气味的火灾气体。2）视觉,人体视觉发现可燃物起火时产生的烟雾，煤在氧化过程中产生的水蒸汽，及其在附近煤岩体表面凝结成水珠（俗称为“挂汗”），进行报警。3）感（触）觉,煤炭自燃或自热、可燃物燃烧会使环境温度升高，并可能使附近空气中的氧浓度降低，C02等有害气体增加，所以当人们接近火源时，会有头痛、闷热、精神疲乏等不适之感。2、气体成分分析法用仪器分析和检测煤在自燃和可燃物在燃烧过程中释放出的烟气或其它气体产物，预报火灾。1）指标气体及其临界指标能反映煤炭自热或可燃物燃烧初期阶段特征的、并可用来作为火灾早期预报的气体叫指标气体。指标气体必须具备如下条件：①灵敏性,即正常大气中不含有，或虽含有但数量很少且比较稳定，一旦发生煤炭自热或可燃物燃烧，则该种气体浓度就会发生较明显的变化。②规律性,即生成量或变化趋势与自热温度之间呈现一定的规律和对应关系。③可测性,可利用现有的仪器进行检测。目前，如表10—4—3所示。2）常用的指标气体（1）一氧化碳（CO）,一氧化碳生成温度低，生成量大，其生成量随温度升高按指数规律增加,是预报煤炭自燃火灾的较灵敏的指标之一。在正常时若大气中含有C0,则采用co作为指标气体时，要确定预报的临界值。确定临界值时一般要考虑下列因素:①各采样地点在正常时风流中c0的本底浓度；②临界值时所对应的煤温适当，即留有充分的时间寻找和处理自热源。表10—4-3主要产煤国家预报煤炭自然发火的指标气体国别指标气体国别指标气体中国CO,CzH,、Ico(=ACO/A02)日本CO,CN/CHoIco,C2H4,烟,等原苏联CO,GH"Czffe,烟等英国CO,Ico,CzH,,烟，等原西德CO,Ico,烟等美国CO,ICO,C2H4,烟，等应该指出的是，应用co作为指标气体预报自然发火时，要同时满足以卜.两点:

239①CO的浓度或绝对值要大于临界值；②C。的浓度或绝对值要有稳定增加的趋势。（2）Graham系数I8J.JGraham提出了用流经火源或自热源风流中的C0浓度增加量与氧浓度减少量之比作为自然发火的早期预报指标。其计算式如下：\OKO10000式中CO,02,Nz-分别为回风侧采样点气样中的一氧化碳，氧气和氮气的体积浓度，％。如果进风侧气样中氧氮之比不是0.265,则应计算出进风侧氧氮浓度之比值代替0.265。根据Graham指数预报矿井火灾时，不同的矿井有不同的临界指标。抚顺老虎台矿（气煤）总结多年的经验，从7万多个气样中筛选出431个有发火隐患的气样，得出煤在自燃的发生、发展过程中不同阶段的Graham指数为：预警值：Ic0=0-0.45；临界值:18=0.46〜4；报警值％=4.1〜9。（3）乙烯,实验发现，煤温升高到80℃〜120℃后，会解析出乙烯、丙烯等烯燃类气体产物，而这些气体的生成量与煤温成指数关系。一般矿井的大气中是不含有乙烯的，因此，只要井下空气中检测出乙烯，则说明已有煤炭在自燃了。同时根据乙烯和丙烯出现的时间还可推测出煤的自热温度。（4）其它指标气体,国外有的煤矿采用烯快比（乙烯和乙快（CzH。之比）和链烷比（CH/CH,）来预测煤的自热与自燃。五、采样点设置测点设置的总要求是，既要保证一切火灾隐患都要在控制范围之内，并有利于准确地判断火源的位置，同时要求安装传感器少。测点布置一般原则是:1）在已封闭火区的出风侧密闭墙内设置测点，取样管伸入墙内1m以上；2）有发火危险的工作面的回风巷内设测点；3）潜在火源的下风侧，距火源的距离应适当；4）温度测点设置要保证在传感器的有效控制范围之内；5）测点应随采场变化和火情的变化而调整。六、连续自动检测系统目前实现连续巡回自动检测系统基本上有两种形式：1、束管系统采样系统。由抽气泵和管路组成。管路•般采用管径为6〜8mm聚乙稀塑料管，在采样管的入口装有干燥、粉尘和水捕集器等净化和保护单元。滤尘材料一般用玻璃纤维和粉沫冶金材料。在管路的适当位置装有贮放水器，以排除管中的冷凝水。整个管路要绝对严密，管路上装有真空计指示管路的工作状态。在仪器入口装有分子筛或硅胶，以进一步净化气样。控制装置。主要有三通实现井下多取样点进行巡回取样。气样分析。可使用气相色谱仪、红外气体分析仪等仪器。数据贮存、显示和报警。分析仪器输出的模拟信号可用图形显示、记录仪记录，起过临界指标时发出霰声光报警。必要时进行打印，也可计算机贮存。束管检测系统的缺点是，管路长，维护工作量大。2、矿井火灾监测与监控

240煤矿建立现代化的环境监测系统进行火灾早期预报，是改变煤矿安全面貌防止重大火灾事故的根本出路。近年来，国内外的煤矿安全监测技术发展很快。法国、波兰、日体、德国、美国等国家先后研制了不同型号的环境监测系统。我国从80年代开始，通过前国外技术的引进、消化和吸收，环境监测技术有了很大的进步。除分别引进波兰的CMC-1系统、英国的MINOS系统、美国MSA公司DAN—6400系统以及德国TF—200系统外，国内一些军工和煤矿研究单位也研制了一些监测和监控系统，对我国部分煤矿进行了装备，为改变我国煤矿的安全状况起到一定作用。第五节开采技术防火措施一、矿井自燃火源的分布规律根据统计分析，矿井自燃火源主要分布在采空区、煤柱、巷道顶煤和断层附近。1）采空区,采空区火灾占50%以上。自燃火源主要分布在有碎煤堆积和漏风同时存在、时间大于自然发火期的地方。2）煤柱,尺寸偏小、服务期较长、受采动压力影响的煤柱，容易压酥碎裂，其内部产生自燃火源。鹤岗新一矿在实行无煤柱开采前，煤柱火灾占矿井总火灾55.5%。3）巷道顶煤,采区石门、综采放顶煤工作面沿底掘进的进回风巷等，巷道顶煤受压时间长，压酥破碎，风流渗透和扩散至内部（深处），便会发热自燃。4）断层和地质构造附近。二、开拓开采技术防火措施开拓开采技术防止自燃发火总的要求是:（1）提高回采率，减少丢煤，即减少或消除白燃的物质基础。（2）限制或阻止空气流入和渗透至疏松的煤体，消除门燃的供氧条件。防止空气流入可燃物，可从两方面着手：一是消除漏风通道；二是减少漏风压差。（3）使流向可燃物质的漏风，在数量上限制在不燃风量之下，在时间上限制在自燃发火期以内。主要技术措施有：1）合理地进行巷道布置（1）对一些服务时间较长的巷道应尽量采用岩石巷道，若将其布置在煤层中时应采用宽煤柱护巷。采区巷道布置应有利于采用均压防火技术。（2）区段巷道分采分掘。过去和现在有不少矿井为了解决独头巷道掘进通风问题，而采用上区段的运输顺槽与下区段的回风顺槽同时掘进，中间再掘进一些联络眼（横川）的布置方式（如图10—5—2）。（3）推广无煤柱开采技术，减少煤柱发火。并采取相应地区段跳采、巷旁充填技术等措施解决取消煤柱之后所带来的采空区难以密闭和隔离等问题。2）选择合理的采煤方法和先进的回采工艺，提高回采率，加快回采进度。3）选择合理的的通风系统,

241矿井采用对角式和分区式通风系统比中央式通风系统更有利防火。通风系统要在一定范围内具有可调性。当一个采区发生火灾时，能够根据救灾的需要，做到随时停风、减风或反风。这样，一旦一个采区发生火灾，就有条件防止火灾气体侵入其它采区，避免扩大事故范围。在巷道布置上，要为分区通风和局部反风创造条件。选择采区和工作面通风系统的原则也是尽量减少采空区的漏风压差，不要让新、乏风从采空区边缘流过。4）坚持自上而下的开采顺序。5）合理确定近距离相邻煤层（下煤层顶板冒落高度大于层间距）和厚煤层分层同采时两工作面之间的错鹿，防止上、下之间采空区连通。第6节灌浆与阻化剂防灭火一、灌浆防火灌浆就是把粘土、粉碎的页岩、电厂飞灰等固体材料与水混合、搅拌，配制成一定浓度的浆液，借助输浆管路注入或喷洒在采空区里，达到防火和灭火的目的。（一）灌浆防灭火的机理灌浆防灭火的作用为:充填煤岩裂隙及其孔隙的表面，增大氧气扩散的阻力，减小了煤与氧的接触和反应面；浆水浸润煤体，增加煤的外在水份，吸热冷却煤岩；加速采空区冒落煤岩的胶结，增加采空区的气密性。灌浆防火的实质是，抑制煤在低温时的氧化速度，延长自燃发火期。（二）灌浆系统灌浆系统由制浆、输浆和灌浆三部分组成。1、浆液的制备1）浆液性能,对浆液性能的基本要求是，浓度适当，渗透能力强。在浆液中，固体浆材与水的（体积）比例称之为浆液的（体积）浓度。用黄土做浆材时也叫土水比。2）浆材的选取浆材必须满足下列基本要求：（1）不含或少含可燃和自燃物质。（2）不含催化物质，（3）粒度一般不大于2mm,而且细小颗粒应占大部分。对于粘土,dWO.005mm的颗粒应占60〜70%；页岩，dWO.077mm者应占70〜75%。（4）比重一般要求为2.5〜2.6。（5）胶体混合物浓度（按MgO计）。（6）塑性指数IP*。根据苏联经验认为IP=9〜11最适宜用于灌浆。3）浆液的制备工艺1）泥浆的制备工艺,随取土方式和制浆设备不同而异。（1）水力取土自然成浆,这种方法适用以山坡表土层或贮土场的积土为浆材。制浆过程是，先用放炮使表土层变松，或直接用高压水枪（水力喷射器）冲刷。黄土随水而流，在流动的过程中混合均匀，形成泥浆，用筛板过滤除去颗粒较大的砂石后，流入输浆管，这种制浆方法，设备简单，投资少，劳动强度低，效率高。缺点是水土比难以控制,不能保证浆液质量。窑街、大同、淮南、义马等区一些矿井，采用此种方法。（2）人工或机械取土机械制浆泥浆搅拌池应分成两格，一池浸泡，一池搅拌，轮换使用。浆池的容积，一般按2小时灌浆量计算，其底部有向出口方向2〜5%的坡度，在泥浆引灌浆管前应设两层过滤筛子（孔径分别为15mm

242和10mm）,在注浆时应及时清除筛前的硝料。2、浆液的输送1）输浆压力与输浆倍线输送浆液的压力有两种。一是利用浆液自重及浆液在地面入口与井下出口之间高差形成的静压力进行输送，叫静压输送；当静压不能满足要求时应采用加压输送。前者使用较多。输浆倍线表示输浆管路阻力与压力之间关系，用N表示。静压输送时:加压输送时式中L一浆液自地面管路的入口至灌浆区管路的出口管线总长度，m；H一浆液入出口之间的高差，m；h—泥浆泵的压力，m。倍线一般控制在3〜8之间。过大时，应加压；过小时，容易发生裂管跑浆事故可在适当的位置安装闸阀进行增阻。2）灌浆管道的选择当管道中浆液恰好处于无沉积的悬浮状态时的流速，称为临界流速（网）时,也叫不淤流速。在这个流速下输送浆液，既能保证不淤积、不堵管，而且消耗的能量又最小。因此，临界流速是一重要参数。与临界流速对应的管径叫临界管径&,两者的关系为灌浆量Q值一定时，与Q0对应的（&,Vi）有很多组，可采用试算法确定d（。3）利用钻孔代替矿井输浆干管具有选点灵活,节省干管，投资少，维护费用低等优点，在岩层条件好、埋藏较浅时，应优先考虑采用，在有裂隙的岩层，应下套管。（三）灌浆防火方法按与回采的关系分，预防性灌浆有：采前预灌、随采随灌、采后封闭灌浆等三种。1）采前预灌,所谓采前预灌即是在工作面尚未回采前对其上部的采空区进行灌浆。这种灌浆方法适用于开采老窑多的易自燃、特厚煤层。2）随采随灌,灌浆作为回采工艺的一部分，随工作面回采向采空区灌浆。随采随灌又有埋管灌浆、插管灌浆、洒浆、打钻灌浆等多种方法。3）采后注浆,可以利用钻孔向工作面后部采空区内注浆；采空区封闭后，在密闭墙上插管灌浆，防止停采线遗煤自燃。

243目前采用的灌浆方法主要有：1）钻孔灌浆,在煤层底板的集中运输或回风巷道或专门开掘的灌浆巷道内，每隔一定距离（10〜15m）向采空区打钻灌浆，2）埋管灌浆,把灌浆管铺设在工作面的回风道内。工作面放顶前，在回风巷的灌浆支管上接一段预埋钢管（10〜15m）,予埋管和支管之间用高压胶管连接。工作面放顶后始终保持予埋管压在采空区内5〜8m,预埋管用回柱绞车拉着外移。工作面洒浆,为了保证灌浆质量，自然发火危险性较大的工作面应在埋管灌浆的同时还向采空区喷泗灌浆。其方法是，工作面放顶之前，从回风巷灌浆管上接出一根预胶管，沿倾斜方向分段向冒落区里洒喷泥浆。4）综采工作面插管灌浆,方法是，注浆主管路沿工作面倾斜铺设在支架的前连杆上，每隔20m左右预留一个三通接头，并安装分支软管和插管。将插管插入支架掩护梁后面的垮落岩石内灌浆（如图10-6-5）,插入深度应不小于0.5m。工作面每推进两个循环，注浆一次。（四）灌浆管理加强灌浆管理时保证灌浆质量，提高灌浆效果至关重要。随采随灌时注意观察灌入水量与排水量比例，如果排出水量过少，则说明灌浆区可能有泥积存，应停止灌浆。如果排出水里含泥量过大或过于集中，说明采空区已形成泥浆沟，灌浆不均匀，应移动管口位置。灌浆后应再灌几分钟清水，清洗管道，以免泥浆在管道内沉淀。二、阻化剂防灭火在化学上，凡是能减小化学反应速度的物质皆称为阻化剂（inhibitors）。1、其作用机理是:1）增加煤在低温时的化学惰性，或提高煤氧化的活能：2）形成液膜包围煤块和煤的表面裂隙面；3）充填煤柱内部裂隙；4）增加煤体的蓄水能力；5）水分蒸发吸热降温。实质是降低煤在低温时的氧化速度，延长煤的自然发火期。2、阻化剂的评价指标及其影响因素我国目前采用阻化率和阻化寿命作为衡量阻化剂的两个指标。1）阻化率我国抚顺煤科分院建议，含硫量小于2%的煤采用煤样在阻化前后放出CO气体的相对变化量作为评定指标；含硫量大于2%的煤（一般称为高硫煤）采用煤样在阻化前后放出SOz气体的相对变化量，作为评定指标。此指标称之为阻化率。测定阻化率时要准备两种煤样：一种经过阻化剂处理过的煤样；另一种是原煤样分装在两个试管中；其粒度为0.35-0.66mm,重量70g»实验条件保持一定。测定反应试管释放的C0或SO2气体的浓度，按下式计算阻化率：E=100（A-B）A,%式中E-煤的阻化率，%;A,B-分别为原煤样和阻化煤样在规定的实验条件下氧化5小时放出的C0（pmm）或SO2（mg）o阻化率越大，说明阻化剂对煤氧化的阻止作用越大。

2442）阻化剂的阻化寿命阻化剂喷洒至煤体表面后，从开始生效至失效所经过的时间叫阻化剂寿命。单位为月。单位时间内阻化率下降值叫阻化剂的衰减速度，以V表示，单位为%/月。阻化剂的寿命可用下式表示：t=E/V阻化剂寿命是一个重要指标。为了达到有效的预防自然发火，阻化寿命不应小于自然发火期。阻化寿命可以二次或多次喷洒以及保持环境具有较高的湿度等措施来延长。2、阻化剂选择H前最常用的阻化剂有煤矿使用的阻化剂有：氯化钙（CaClz：HzO）、氯化镁（MgCk:6HzO）、氯化筱（NH,Cl）以及水玻璃（XNazO.ySi0等。以及工业废液等。从目前的应用结果来看，氯化钙、氯化镁、氯化铝、氯化锌等氯化物对褐煤、长焰煤和气煤有较好的阻化效果;水玻璃、氢氧化钙对高硫煤有较高阻化率。3、阻化剂防火工艺应用阻化剂防火的主要方法是：表面喷洒、用钻孔向煤体压注以及利用专用设备向采空区送入雾化阻化剂。压注和喷洒系统有移动式、半固定式和固定式三种。

245一、调压设施均压防灭火的原理第七节均压防灭火均压防灭火的实质是,利用风窗、风机、调压气室和连通管等调压设施，改变漏风区域的压力分布，降低漏风压差，减少漏风，从而达到抑制遗煤自燃、惰化火区，或熄灭火源的目的。（一）调节风窗调压的原理如图10—7—la所示，在并联风路I分支中安装调节风窗后，由于风路中增加了风阻，使其风量减少。风量变化引起本分支和相邻分支压力分布改变。在图10—7—1b中，aob和a''codb''分别为安装风窗前、后的压力坡度线，对比两者可见：1、风窗上风侧风流压能增加,下风侧风流压能降低；A点风流压能增加，B点风流压能降低，其增加和降低的幅度取决于风窗的阻力和该分支在网路中所处的地位；2、因风量减小，风窗前后风路上的压力坡度线变缓（因风量减小）;图10-7-1调节风窗调压的原理由上述分析可见，风窗调压的实质是增阻减风，改变调压风路上的压力分布，达到调压目的。。（二）风机调压的原理在需要调压的风路上安装带风门的风机（实质上是辅助通风机），利用风机产生的增风增压作用，改变风路上的压力分布，达到调压目的。若在图10-7—la的U分支上安装带风门的风机，且使其风量大于原来风量。调压前后II分支压力坡度线如图10-7-2所示。afb和a''cfdb''分别为调压前后的压力坡度线。对比两者可见：图10-7-2风机调压的原理1、风机的上风侧（AF段）风流的压能降低，下风侧（FB段）风流的压能增加；其降低和增加幅度随距风机的距离增大而减小；2、因风路上风量增加，故其压力坡度线变陡；在II分支上安装风机后，对与其并联的I分支将产生下列影响：风量减小，但减小值小于I分支的风量增加值，减小程度取决于所安装风机的能力及其该分支在网路中的地位；压力坡度线的坡度变缓。（三）风窗-风机联合调压的原理使用风窗和风机联合调压时，有增压调节和降压调节两种。

246J1、风窗一风机增压调节所谓增压调节是指使两调压装置中间的风路上风流的压能增加。为此，风机安装在风窗的上风侧。增压调节又可分为风量不变和减少两种。图10—7—3a、b分别表示风量不变和风量减少时压力分布变化特点。图10-7-3风窗一风机联合增压调节2、风窗一风机联合降压调节作降压调节时，风窗安装在上风侧，风机安装在下风侧。调压前后压能变化规律读者可作类似分析根据上图分析。二、生产工作面采空区自燃火源或高温点的调压处理（一）采空区的漏风形式采空区的漏风基本上可分为并联漏风和角联漏风两种。1、并联漏风图10—7-4a是后退式回采U形通风系统工作面采空区漏风分布平面示意图。为了便于分析问题，常常把这种漏风简单化成一个始、末端分别为工作面下、上口，与工作面风路相并联的等效风路，如图10—7—4b（虚线）。图10-7-4采空区并联漏风2、角联漏风采空区内除存在并联漏风外，还有部分漏风与其它风巷发生联系，这种漏风叫角联漏风。图10—7-5a是淮南李一矿同时开采层间距较近两层煤时，因两工作面间的错距较小（20m左右），造成上下工作面采空区相互连通，而产生对角漏风。实际上，对角漏风可能发生在采空区的一个条带匕在研究问题时为方便起见，漏风路线简化为对角支路，如图10—7-5b中2-6虚线所示。图10—7—5采空区角联漏风（二）并联漏风范围内的高温点或火源的调压处理

247在采取调压处理之或火源在漏点处于如图带II中后部可用降低漏风压差（工作面通风阻力）的方法，减小漏风带宽度，使窒息带复盖高温点。其措施有:1）在工作面进或回风中安设调节风窗，或稍稍启开与工作面并联风路中的风门d。2）在工作面下端设风障或挂风帘（如图10-7-6）»这种方法对于减少采空区的瓦斯涌出也是有利的。2、高温点位于自燃带的前部（靠近散热带附近）或工作面的下部采空区时，采用减小风量的方法不能使其被室熄带夏盖时，一般也可采用在工作面下端挂风帘的方法来减小火源所在区域内的漏风，同时加快工作面的推进速度，使窒息带快速复盖高温点。（三）角联漏风的调压调节角联漏风主要是，在风路中安装风门和风机等调压装置，降低漏风源的压能，提高漏风汇的压能。如图10-7—7所示，3-6和4-5为工作面，采空区内漏风通道即为角联分支，漏风方向3f5。为了消除对角漏风，可改变相邻支路的风阻比，使之保持:据此可实施下列方案：①、在5-7分支中安设调节风窗，以增大网,提高5点压能；②、如果要求工作面的风量不变，可在5-7分支安设风窗的同时，在2-4分支（工作面进风巷）安设调压风机，采用联合调压。③、在条件允许时，还可在进风巷2-3安风窗，在回风巷5-7安风机进行降压调节。图10—7—7角联漏风的调压三、调压气室-连通管调压防灭火的原理与应用调压气室-连通管调压一般适用于封闭火区灭火。有单气室与双气室调压两种。1、双调压气室-连通管调压原理与应用1）布置方式如图10—7-8a,在火区的两侧密闭墙及、K2外分别构筑一道辅助密闭墙R与F”与原密闭墙构成两个调压气室，与此同时在与火区并联的分支中铺一根金

248属管（有条件时也可以利用巷道代替金属管（如图b））把两个调压气室连通，此金属管称为连通管。图10—7—8（图中虚线表示连通管，以下图同）2）、调压原理,连通管-双气室调压的原理在于：辅助密闭墙增加火区的漏风风阻,降低火区的漏风压差；连通管与火区并联，起到并联分风和降压的作用。1）调压时的火区动态观察,按图10-7—9所示的要求，在每个密闭墙上安设测压管和水柱计。其中1和2水柱计分别测定密闭墙K和F,的漏风压差，3和4水柱计分别测定密闭墙儿和F?的漏风压差。调压后应使1和3的示值近似相等，若不相等应设法增大密闭墙的气密性。调压时还应注意连通管的气密性，否则会降低调压效果；注意观测火区回风的气体成分，以了解火区的动态。图10-7-9连通管-双气室调压时火区动态观测1,2,3,4-水柱计；5-连通管；6-测压管2、单调压气室-连通管调压原理与应用1）布置方式及其调压原理,如图10—7—10a,在火区回风侧密闭墙儿外构筑一道辅助密闭墙M,M与电构成调压气室；同时从调压气室内C点铺•根装有调节闸门的金属管至火区进风侧B点上风侧的D点。为了分析其调压原理，应用拓朴变换原理将图10—7—10a变为等效网路10—7—10b。由图可见，由于连通管接入，使火区变为角联网路中的对角巷道。只要使下式成立，即可消除火区漏风：生=%。以u10-7-2式中R二连通管（包括闸门）风阻；R-辅助密闭墙M与CB巷道风阻之和；Rm”Rd「分别为巷道AB和DA的风阻；调压气室也可构筑在进风侧，两者调压的原理相同。2）火区动态观测-四、调整通风系统调节漏风压差（一）调整通风系统的原则

2491、增加火区或采空区的并联（低风阻）风路；或减少火区并联分支的风阻或风量（不得在该分支增阻）。2、增加火区所在分支或其漏风流经路线上其它分支的风阻；在非漏风流经的路线上减阻。增阻或减阻巷道离火区或采空区越近，效果越好。3、当火区的漏风源与漏风汇分别处于进回风井附近时，应设法降低主林通风机负压；4、降低火区漏风源的压能，增加其漏风汇的压能。调整通风系统有时是局部的有时是全局的。局部调整时可利用增设或移动风门、调节风窗等通风设施来实现；（二）通风构筑物的合理位置应遵循的总原则是：既起到应有的风流调节和控制作用，又不增大火区或采空区的漏风压差。具体而言：1、若在有并联漏风的风路上设置风窗等增阻型通风构筑物时，其位置不应选择在漏风的源与汇之间。2、在有漏风源或漏风汇附近的风路上安设增阻型通风构筑物时，应将其设在漏风源的上风侧，或漏风汇的下风侧。图10-7—12有并联漏风时通风构筑物的设置图10—7—13漏风源、汇附近通风构筑物设置3、风门、调节风门和密闭墙等控制风流的设施设置后，应使采空区或火区同处于进风或回风侧，以降低其漏风压差。，第八节情气防灭火惰气系指不可燃气体或窒息性气体，主要包括氮气、二氧化碳以及燃料燃烧生成的烟气（简称燃气）等。一、氮气防灭火1、（液）氮气防灭火原理氮气注入采空区后具有降低氧浓度的作用。液氮灭火还具有冷却降温作用。在20℃的环境温度下，液氮的汽化热为423kJ/kg。直接用液氮注入火区时，液氮气化，吸收热量，使火区气体、煤层和围岩的温度降低，火区冷却会加速火源熄灭；在封闭火区的过程中，氮气注入火区后，兼有抑爆作用。2、氮气制取和输送氮气制取。目前分离空气制取氧气和氮气有三种工艺方法：一是深冷空分法；二是碳分子筛变压吸附法；三是膜分离法。

250液氮防灭火效果好，但贮存和运输较困难。用液氮灭火的矿井，发火时用大型槽车将液氮运至井口，在井口汽化站气化后用管道输送至井下火区；也可在井口将其分装在小槽车中运往井下，直接把液氮注入火区，这样可提高灭火效果。3、生产工作面采空区注氮防火注氮方法取决于注氮目的（是防火还是灭火）和注氮方式，一般有两种。一种是压管注氮,即注氮管口由进风顺槽压埋在采空区里，借助于漏风将注入的氮气散布在采空区内。这种方法的优点是注氮工艺简单，适用于连续注氮。另一种是在采空区附近的巷道内向采空区打钻,利用钻孔注入氮气。氮气释放口的位置选择合理与否对防火效果影响较大。一般氨气释放口位于进风侧的采空区内；释放口不得向上，罩以金属网并用坚硬的护体（石块或木垛）加以保护，以防砸坏或孔口堵塞。注氮口一般距工作面10〜15m。4、注氮处理封闭火区1）向封闭火区注氮。有条件时注氮过程中逐渐缩封火区，以提高注氮效果。2）定向注氮，目标惰化。注氮时使氮气流经火源点，用氮气流置换漏风气流：或者用数个钻孔能包围火源点进行注氮，这就是目标惰化。当采空区内有高温点或火源存在、且火源的位置已知时，在不封闭或不完全封闭火区的条件下，可通过选择合适的注氮口实现。3）提高注氮效果的途径适当增加密闭墙的气密性，限制漏风量；增大注氮强度和保持注氮的连续性；选择合适的注氮口位置。二、湿式惰气灭火湿式惰气是燃料油与一定比例的空气混合在惰气发生装置（机）内经充分燃烧后产生的烟气。由于烟气中基本上是惰性气体或不可燃气体，因此，将其压入火区后，可起到惰化火区、窒息火源的作用；压入正在密闭的火区可起到阻爆作用。1、惰气发生装置及其性能参数惰气发生装置型号及其性能参数如表10-8-1。表10-8T惰气发生装置性能参数表项目DQ-150DQ-1000产气量(m'min)150880〜1200燃油耗量（kg/min）3.8721.78-28.56耗水量(m3/h)1536〜40供水压力（kPaO250250〜300出水温度co<90<90气体成分（%）（按体积计算）n25237.8—38.3C026〜95.85-6.4002<2<1.35co<0.35(C0+H2X0.4

251ch4无无HQ(g)40〜5055第九节矿井火灾时期通风高温火灾气体的空气动力效应有两方面作用：一方面是燃烧生成的热能转化为机械能，形成附加的自然风压，即火风压,作用于通风网路；另一方面，在火源点生成大量火灾气体以及风流受热后体积膨胀所产生膨胀压力，对上风侧风流产生阻力作用，即膨胀节流效应，对风流产生动力作用。一、火风压及其计算方法火灾时高温烟流流过巷道所在的回路中的自然风压发生变化，这种因火灾而产生的自然风压变化量，在灾变通风中称之为火风压。在如图10—9—1所示的模型化的通风系统中，在F点发火，由于火源下风侧34风路的风温和空气成分发生变化，从而导致其密度减小，该回路产生火风压，根据火风压定义可得：10-9—1式中Hr一火灾时1-2-3-4-1回路的火风压，Pa;Z—1-2-3-4-1回路的高差，m。Pa、P.g-分别为3-4分支火灾前后空气和烟气的平均密度，kg/m3。所谓火风压就是指烟流流经有高差巷道时，由于风流温度升高和空气成分变化等原因而引起该巷道位能差变化值。二、火风压的特性

2521、火风压出现的位置。火风压产生于烟流流过的有高差的倾斜或垂直巷道中。2、火风压的作用相当于在高温烟流流过的风路上安设了一系列辅助通风机；3、火风压的作用方向总是向上。因此，当其产生于上行风巷道时，作用方向与主要通风机风压相同；产生于下行风巷道时与主要通风机风压作用方向相反，成为通风阻力，称之为负火风压。火风压的大小和方向取决于:烟气流过巷道的高度、通过火源的风量、巷道倾角、火源温度和火源产生的的位置。鉴于上述分析结果，在井下发生火灾时，应迅速了解火源的位置，根据燃烧物的分布、燃烧规模、火源温度、流经巷道的特征（是上行还是下行）、风量大小，估算火风压大小及其对通风系统的影响，以便采取有效措施，保证矿井通风网路中风流稳定。三、火灾时期风流紊乱规律及防1、风流的紊乱形式风流紊乱的形式主要有旁侧支路风流逆转、主干风路烟流逆退和火烟滚退三种形式。1）旁侧支路风流逆转,当火势发展到一定的程度时，通风网路中与火源所在排烟主干风路相连的某些旁侧分支的风流可能出现与正常风向相反的流动，在灾变通风中把这种现象叫做旁侧支路风流的逆转。2）主干风路烟流逆退,如图10-9—3所示，在分支4-2内的P点产生火源，若火势迅猛，烟气生成量大，火源下风侧排烟受阻，烟气一面沿主干风路的回风系统4一5—6排出，另一方面充满巷道全断面地逆着主干风路的进风流向2节点，这种现象叫烟流逆退。当逆退的烟流达到2节点后，将随旁侧分支2—3、3-5的风流侵袭更大的范围，从而使危害扩大。下行风或水平的巷道中这种风流紊乱现象更为常见。3）火烟滚退,是在火源上风侧附近的巷道断面上出现两种不同的流向：即巷道上部烟气逆风流动，经过一定的距离后又与下部风流一起按原方向流动，如图10-9—4o烟气生成量越大、火源温度越高、巷道风速越低，发生滚退的概率越大。烟气的滚退，往往是主干风路风流的逆退和旁侧支路逆转的前兆。图10-9—42、风流紊乱的原因、规律及其防治1）上行风路产生火风压,发生风流逆转的原因主要是：（1）因火风压的作用使高温烟流流经巷道各点的压能增大；（2）火源下风侧风阻增大（巷道冒顶等原因），导致主干风路火源上风侧风量减小，沿程各节点压能降低。风流逆转的规律是,

253上行风路产生火风压，旁侧支路风流逆转。旁侧支路风流是否发生逆转，与本分支的风阻大小无关。风流逆转的过程一般是，风量先逐渐减小，至停止，到反向。旁侧支路风量减小，则可能是逆转的前兆。为了防止旁侧风路风流逆转，主要措施有：（1）降低火风压；（2）保持主要通风机正常运转；（3）采用打开风门、增加排烟通路等措施减小排烟路线上的风阻；2）下行风路产生火风压,在下行风路中产生火风压，其作用方向与主要通风机作用风压方向相反。当火风压等于主要通风机分配到该分支压力时，该分支的风流就会停滞；当火风压大于该分支的压力时，该分支的风流就会反向。主干风路风阻及其产生的火风压一定时，风量越小，越容易反向。防止下行风风路风流逆转的途径途:减小火势，降低火风压；增大主要通风机分配到该分支上的压力。3）风流逆退的原因、规律及其防治发生逆退的原因是:烟气的增量过大；主通风机风压作用于主干风路的风压小。防止逆退措施是：减小主干风路排烟区段的风阻;在火源的下风侧使烟流短路排至总回风；在火源的上风侧、巷道的下半部构筑挡风墙，迫使风流向上流，并增加风流的速度（如图10-9—5）。挡风墙距火源5m左右；也可在巷道中安带调节风窗的风嶂，以增加风速（图10-9-6）o四、灾变时期风流控制矿井发火时对通风制度的基体要求是:1）保护灾区和受威协区域的职工迅速撤至安全地区或井上；2）有利限制烟流在井巷中发生非控制性蔓延，防止火灾范围扩大；3）不得使火源附近瓦斯聚积到爆炸浓度，不容许流过火源的风流中瓦斯达到爆炸浓度，或使火源蔓延到有瓦斯爆炸的地区；4）为救护创造条件。火灾时常用的通风制度有以下几种：1、维持正常通风，稳定风流,这一制度的适用条件是：1）火源位于采区内部，烟流已弥蔓较大范围，井下人员分布范围大；2）通风网路复杂的高瓦斯矿井，采用其它通风制度有发生瓦斯和煤尘爆炸危险，或使灾情扩大；3）火源位于独头掘进巷道内，不能停运局部通风机；4）火源位于采区或矿井主要回风巷，维持原风向有利于火烟迅速排出。5）减少向火源供风抑制火势发展。但应注意的是，减小风量不要引起瓦斯爆炸；若火源下风侧有人员未撤出，则不能减风。2、停风机,1）火源位于进风井口或进风井筒，不能进行反风；2）独头掘进面,发火已有较长的时间，瓦斯浓度已超过爆炸上限，这时不能再送风。3）主通风机已成为通风阻力时。停止主通风机时应同时打开回风井的防爆门或防爆井盖。采用这种通风制度应慎重。3、反风按范围分，有全矿反风、区域反风和局部反风三种。1）全矿反风通过主通风机及其附属设施实现。2）区域性反风。在多进、多回的矿井中某一通风系统的进风大巷中发火时，调节一个或几个主通风机的反风设施，实现矿井部分地区风流反向的反风方式，称为区域性反风。

2543）局部反风。当采区内发生火灾时，主要通风机保持正常运行，通风调整采区风预设的风门开关状态，实现采区内部部分风流反向，这种反风方式称为局部反风。。4、风流短路,火源位于矿井的主要进风系统，若不能及时进行反风或因条件限制不能进行反风时，可将进回、风井之间联络巷中的风门或密闭打开，使大部分烟流短路,直接流入总回风，减少流入采区烟流，以利人员避难和救护队进行救护。第十节矿井火灾处理与控制一、灭火原理灭火是破坏燃烧三个条件同时存在和消除燃烧三个条件（之一、之二或全部）的过程。灭火的实质就是把正在燃烧体系内的物质冷却，将其温度降低到燃点之下，使燃烧停止。灭火原理,1）冷却，把燃烧物质的温度降低到燃点以下。2）隔离和窒熄，使燃烧反应体系与环境隔离，抑制参加反应的物质。3）稀释，降低参加反应物（液、气体）的浓度。4）中断链反应。现代燃烧理论认为，燃烧是反应是由于可燃物分解成游离状态的自由基与氧原子相结合，发生链反应后才能形成的。因此，阻止链反应发生或不使自由基与氧原子结合，就可以抑制燃烧，达到灭火目的。在实际灭火中，是以上几种原理的综合应用。灭火就其方法而言，可分为直接灭火、隔离灭火和联合灭火三大类。二、直接灭火采用灭火剂或挖出火源等方法把火直接扑灭，称谓直接灭火法。（一）常用灭火剂及其使用方法可用于扑灭火源的物质，称为灭火剂。常用的灭火剂有水、泡沫、干粉、二氧化碳、四氯化碳、卤代烷、惰气、砂子和岩粉等。1、水水是不燃液体，是消防上常用的火火剂之一。使用方法有水射流和水幕两种形式。2、泡沫泡沫是一种体积小，表面被液体围成的气泡群。泡沫的比重小(d=0.1〜0.2),且流动性好，可实现远距离立体灭火，具有持久性和抗燃烧性，导热性能低，粘着力大。泡沫复盖在火源周围，形成严密的复盖层，并能保持一定时间，使燃烧区与空气隔绝，具有窒息作用；复盖层具有防辐射和热量向外传导作用；泡沫中的水份蒸发可以吸热降温，起到冷却作用。泡沫灭火剂可分为化学灭火剂和空气泡沫灭火剂两类。1)化学泡沫灭火剂化学泡沫是由两种化学泡沫粉与水混合后发生化学反应而生成的水溶液，经发泡机后形成。化学泡沫灭火剂对扑灭石油和石油产品以及其它油类火灾十分有效。但不宜用于扑灭醇类、醛类和酮类等水溶液的火灾以及电器火灾。化学泡沫灭火剂的性能好，但成本高。2)高倍空气泡沫空气泡沫可分为普通蛋白泡沫、氟蛋白泡沫、抗溶性泡沫以及中倍泡沫和高倍泡沫多种。高倍泡沫(发泡倍数在500-10000之间)主要用于火源集中、泡沫易堆积场合的火灾，如井下巷道、采掘工作面、室内仑库和机场设施等处火灾。

2553、干粉干粉灭火的原理。干粉靠加压气体的压力从喷咀内喷出，形成一股雾状气流，射向燃烧物，接触火焰和高温后，受热分解，吸热并放出不燃气体(Nib和HzO(g)),可以稀释火区范围内的氧浓度；干粉及其热解产物可抑止碳氢自由基生成，破坏燃烧链反应；细的粉沫在高温作用下溶化、胶结，形成复盖层具有良好的“热帐”作用。干粉灭火剂可以扑灭A、B、C、D类和电气火灾，常见的灭火器有：(1)灭火手雷,将干粉灭火剂装在成型的容器中，(2)喷粉灭火器4、卤代烧灭火剂常用的卤代烧灭火剂是用氟、氯、澳取代甲烷和乙烷中的氢而成，因此也叫卤代烷灭火剂。其种类有二氟一氯一滨甲烷(CF,C1Br)、三氟一溟甲烷(CF3Br)等。为了读写方便，根据其原子数用4个阿拉伯数字作它的代号，例如，二氟一氯一溟甲烷可用1211代替，三氟一澳甲烷用1301代替，以此类推。5、砂子和岩粉砂子和岩粉在煤矿广泛应用于扑灭电气火灾。在井下机电碉室、井上下变电所等地方设有防火砂或岩粉池。（二）消除可燃物直接灭火除了向火源喷射灭火剂以外，在有些条件下还可以清除可燃物，消除燃烧的物质基础。煤矿常用的是挖除火源。（三）用凝胶处理高温点和自燃火源凝胶是由基料（硅酸盐（水玻璃））+促凝剂（碳酸氢氨等盐类）+水（90%左右）组成。其基料和促凝剂都具有阻化作用，加之含有大量水份，在一定的压力下，注入到高温点周围的煤体中。在成胶前凝胶易于流动，能够渗透到煤体碎裂的内部。既可起到阻止氧化作用，又可封堵漏风（裂隙）通道，防止漏风渗入；其内固聚的大量水份，遇高温受热蒸发，还可以起到吸热降温作用。因此，用凝胶处理高温点和自燃火源效果较好。主体基料选择液态水玻璃（俗称泡花碱，化学分子式Na?。•nSiO2或NazSiOD。促凝剂是一种使水玻璃能快速生成Si（0H）,胶体，可供选择物质有稀盐酸、稀硫酸、氯化钱、碳酸氢镂、硫酸锈、硫酸铝等。凝胶的性能指标及其影响因素主要有：1）成胶时间,根据使用条件不同，要求不同的成胶时间。用于灭火和处理高温点，成胶时间控制在喷出后30s〜50s较好；用于堵漏防火，压注碎裂煤体，要求有较强的渗透性，成胶时间控制在5〜lOmin为宜。2）热稳定性，热稳定性是指在较高温度下维持其胶体状态的性能。试验表明，基料中SiOz

256浓度越高，其热稳定性越好，防灭火效果越好。3）胶的强度,基料浓度及其中的SiO2浓度是影响胶体强度的主要因素，其浓度越高强度越大。用于防火时，基料浓度在3%〜6%较好；用于灭火浓度在6%〜9%为宜。（四）灌浆灭火灌浆灭火是煤矿井下常用的一种灭火方法。灌浆灭火的方法因火源位置而异。常用的方法有:井下巷道（钻窝）打钻灌浆、在火区密闭墙上插管灌浆和地面钻孔注浆三种。灌入火区的浆液可以淹没部分空间，既可冷却降温，又可增加密闭的气密性，实现隔绝一冷却联合灭火。灌浆灭火的关键是准确判断火源的位置。灌浆之前应首先从钻孔抽气样分析气体成分和通过钻孔测定温度，以确定火源的大致范围，然后通过钻孔向火源顶部和周围灌浆。

257三、隔绝灭火当火源不能直接将火扑灭时，为了迅速控制火势，使其熄灭，可在通往火源的所有巷道内砌筑密闭墙，使火源与空气隔绝。火区封闭后其内惰性气体（如CO?和Nz等）的浓度逐渐增加，氧气浓度逐渐下降，燃烧因缺氧而窒息。此种灭火方法称为隔绝灭火。（一）密闭墙的结构和种类按照密闭墙存在的时间长短和作用，可分为临时密闭、永久密闭和防爆密闭三种。1、临时密闭墙其作用是暂时切断风流，控制火势发展。为砌筑永久密闭墙或直接灭火创造条件。对临时密闭墙的主要要求是结构简单，建造速度快，具有一定的密实性，位置上尽量靠近火源。2、永久密闭墙较长时间地（至火源熄灭为止）阻断风流，使火区因缺氧而熄灭。其要求是具有较高的气密性、坚固性和不燃性，同时又要求便于砌筑和启开。3、防爆密闭墙在有瓦斯爆炸危险时，需要构筑防爆密闭，以防止封闭火区时发生瓦斯爆炸。防爆密闭墙一般是用砂袋堆砌而成，如图10T0—8。其厚度一般为巷宽两倍。密闭墙间距10〜5mo（二）密闭墙的位置选择封闭火区的原则是：密、小、少、快四字。密是指密闭墙要严密，尽量少漏风；小是指封闭范围要尽量小；少是指密闭墙的道数要少；快是指封闭墙的施工速度要快。在选择密闭墙的位置时，人们首先考虑的是把火源控制起来的迫切性，以及在进行施工时防止发生瓦斯爆炸，保证施工人员的安全。（三）封闭火区的顺序火区封闭后必然会引起其内部压力、风量、氧浓度和瓦斯等可燃气体浓度变化；一旦高浓度的可燃气体流过火源，则就可能发生瓦斯爆炸。因此，正确选择封闭顺序，加快施工速度，对于防止瓦斯爆炸、保证救护人员的安全至关重要。就封闭进回风侧密闭墙的顺序而言，目前基本上有两种：一是先进后回（又称为先入后排）；二是进回同时。四、封闭火区的方法封闭火区的方法分为三种：⑴锁风封闭火区,从火区的进回风侧同时密闭，封闭火区时不保持通风。这种方法适用于氧浓度低于瓦斯爆炸界线(02G2%)的火区。

258(2)通风封闭火区,在保持火区通风的条件下，同时构筑进网风两侧的密闭。这时火区中的氧浓度高于失爆界线(02<12%),封闭时存在着瓦斯爆炸的危险性。(3)注惰封闭火区,在封闭火区的同时注入大量的惰性气体，使火区中的氧浓度达到失爆界线所以过的时间比爆炸气体积聚到爆炸下限所以过时间要短。五、扑灭和控制不同地点火灾的方法(一)井口和井筒火灾1、进风井口建筑物发生火灾时,应采取防止火灾气体及火焰侵入井下的措施：1)迅速扑灭火源。2)立即反转风流或关闭井口防火门，必要时停止主要通风机。2、进风井筒中发生火灾时，为防止火灾气体侵入井下巷道。必须采取反风或停止主要通风机运转的措施。3、回风井筒发生火灾时，风流方向不应改变。为了防止火势增大，应减少风量。其方法是控制入风防火门，打开通风机风道的闸门，停止通风机或执行抢救指挥部决定的其它方法(以不能引起可燃气体浓度达到爆炸危险为原则)。必要时，撤出井下受危及的人员。4、竖井井筒发生火灾时，不管风流方向如何,应用喷水器自上而下的喷洒。只有在能确保救护队员生命安全时，才允许派遣救护队进入井筒从上部灭火。(二)井底火灾1.当进风井井底车场和毗连嗣室发生火灾时，必须进行反风或风流短路，不让火灾气体侵入工作区。2.回风井井底发生火灾时，应保持正常风向，在可燃性气体不会聚集到爆炸限度的前提下，可减少流人火区的风量。3.为防止混凝土支架和砌殖巷道上面木垛燃烧，可在磴上打眼或破磴，设水幕。(三)井下胴室火灾1.着火碉室位于矿井总进风道时，应反风或风流短路。2.着火酮室位于矿井一翼或采区进回风所在的两巷道的连接处时，则在可能的情况下，采取短路通风，条件具备时也可采用局部反风。3.火药库着火时，应首先将雷管运出，然后将其它爆炸材料运出，如因高温运不出时，则关闭防火门，退往安全地点。4.绞车房着火时，应将火源下方的矿车固定，防止烧断钢丝绳，造成跑车伤人。5.蓄电池机车库着火时，为防止氢气爆炸，应切断电源，停止充电.加强通风并及时把蓄电池运出碉室。6、无防火门的碉室发生火灾时，应采取挂风障控制入风，积极灭火。

259（四）通风巷道火灾1、倾斜进风巷道发生火灾时，必须采取措施防止火灾气体侵入有人作业的场所，特别是采煤工作面。为此可采取风流短路或局部反风、区域反风等措施。2、火灾发生在倾斜上行回风风流巷道，则保持正常风流方向。在不引起瓦斯积聚的前提下应减少供风。3、扑灭倾斜巷道下行风流火灾，必须采取措施，增加入风量，减少回风风阻、防止风流逆转，但决不允许停止通风机运转。4、在倾斜巷道中，需要从下方向上灭火时，应采取措施防止冒落岩石和燃烧物掉落伤人，如设置保护吊盘、保护隔板等护身设施。5、在倾斜巷道中灭火时，应利用中间巷道、小顺槽、联络巷和行人巷接近火源。不能接近火源时，则可利用矿车、箕斗，将喷水器下到巷道中灭火，或发射高倍数泡沫、情气进行远距离灭火。6、位于矿井或一翼总进风道中的平巷、石门和其他水平巷道发生火灾时，要选择最有效的通风方式（反风、风流短路、多风井的区域反风和正常通风等）以便救人和灭火。在防止火灾扩大采取短路通风时，要确保火灾有害气体不致逆转。7、在采区水平巷道中灭火时，一般保持正常通风，根据瓦斯情况增大或减少火区供风量。（五）采煤工作面火灾一般要在正常通风的情况下进行灭火。必须做到：1.从进风侧进行灭火，要有效地利用灭火器和防尘水管。2.急倾斜煤层采煤工作面着火时，不准在火源上方灭火.防止水蒸汽伤人；也不准在火源下方灭火.防止火区塌落物伤人；而要从侧面（即工作面或采空区方向）利用保护台板和保护盖接近火源灭火。3.采煤工作面瓦斯燃烧时.要增大工作面风量，并利用干粉灭火器、砂子、岩粉等喷射灭火。4.在进风侧灭火难以取得效果时，可采取局部反风，从回风侧灭火，但进风侧要设置水幕，并将人员撤出。5.采煤工作面回风巷着火时，必须采取有效方法，防止采空区瓦斯涌出和积聚。6,用上述方法无效时，应采取隔绝方法和综合方法灭火。（六）独头巷道火灾1、要保持独头巷道的通风原状，即风机停止运转的不要随便开启.风机开启的不要盲目停止。2、如发火巷道有爆炸危险，不得入内灭火，而要在远离火区的安全地点建筑密闭闻恫O3、扑灭独头巷道火灾时，必须遵守下列规定：

2601）火灾发生在煤巷迎头时，瓦斯浓度不超过2%时，可在通风的情况下采用干粉灭火器、水等直接灭火。灭火后，必须仔细清查阴燃火点，防止复燃。如瓦斯浓度超过2%仍在继续上升，要立即把人员撤到安全地点，远距离进行封闭。2）火灾发生在煤巷的中段时，灭火过程中必须检测流向火源的瓦斯浓度，防止瓦斯经过火源点，如果情况不清应远距离封闭。若火灾发生在上山中段时，不得直接灭火,要在安全地点进行封闭。3）上山煤巷发生火灾时，不管火源在什么地点，如果局部通风机已经停止运转，在无需救人时，严禁进入灭火或侦察，而要立即撤出附近人员，远距离进行封闭。4）火源在下山煤巷迎头时，若火源情况不清，一般不要进入直接灭火，应进行封闭。第^■一章矿山防尘主要内容：1、矿尘及其性质2、尘肺病3、煤尘爆炸及预防4、综合防尘第一节矿尘及其性质一、矿尘的产生及分类矿尘是指在矿山生产和建设过程中所产生的各种煤、岩微粒的总称。矿尘除按其成分可分为岩尘、煤尘、烟尘、水泥尘等多种有机、无机粉尘外，尚有多种不同的分类方法，下面介绍几种常用的分类方法。1.按矿尘粒径划分⑴粗尘粒径大于40um,相当于一般筛分的最小颗粒，在空气中极易沉降。(2)细尘粒径为10〜40um,肉眼可见，在静止空气中作加速沉降。(3)微尘粒径为0.25~10um,用光学显微镜可以观察到,在静止空气中作等速沉降。(4)超微尘粒径小于0.25um,要用电子显微镜才能观察到，在空气中作扩散运动。2按矿尘的存在状态划分(1)浮游矿尘悬池于矿内空气中的矿尘，简称浮尘。(2)沉积矿尘从矿内空气中沉降卜.来的矿尘，简称落尘。浮尘和落尘在不同环境下可以相互转化。浮尘在空气中飞扬的时间不仅与尘粒的大小、重量、形式等有关，还与空气的湿度、风速等大气参数有关。。

2613按矿尘的粒径组成范围划分(1)全尘(总粉尘)各种粒径的矿尘之和。对于煤尘，常指粒径为1mm以下的尘粒。(2)呼吸性粉尘主要指粒径在5um以下的微细尘粒，它能通过人体上呼吸道进入肺区，是导致尘肺病的病因，对人体危害甚大。二、矿尘的危害矿尘具有很大的危害性，表现在以下几个方面：(1)污染工作场所，危害人体健康，引起职业病。工人长期吸入矿尘后，轻者会患呼吸道炎症、皮肤病，重者会患尘肺病，而尘肺病引发的矿工致残和死亡人数在国内外都十分惊人。举例(2)某些矿尘(如煤尘、硫化尘)在一定条件下可以爆炸。煤尘能够在完全没有瓦斯存在的情况下爆炸，对于瓦斯矿井，煤尘则有可能参与瓦斯同时爆炸。煤尘或瓦斯煤尘爆炸，都将给矿山以突然性的袭击，酿成严重灾害。举例，(3)加速机械磨损，缩短精密仪器使用寿命。随着矿山机械化、电气化、自动化程度的提高，矿尘对设备性能及其使用寿命的影响将会越来越突出，应引起高度的重视。(4)降低工作场所能见度，增加工伤事故的发生“在某些综采工作面干割煤时，工作面煤尘浓度高达4000〜8000mg/m3,有的甚至更高,这种情况下，工作面能见度极低，往往会导致误操作，造成人员的意外伤亡。三、含尘量的计量指标1.矿尘浓度单位体积矿内空气中所含浮尘的数量称为矿尘浓度，其表示方法有两种：(1)质量法每立方米空气中所含浮尘的毫克数，单位为mg/m3。(2)计数法每立方厘米空气中所含浮尘的颗粒数，单位为粒/cm3。我国规定采用质量法来计量矿尘浓度。《规程》对井下有人工作的地点和人行道的空气中粉尘(总粉尘、呼吸性粉尘)浓度标准作了明确规定，见表UTT,同时还规定作业地点的粉尘浓度、井下每月测定2次，井上每月测定1次。表11-1-1中国煤矿粉尘浓度标准粉尘中游离SiO2含量闾最高容许浓度(mg/m3)总粉尘呼吸性粉尘(1X520.06.0

262(2)5~<1010.03.5(3)10-<256.02.5(4)25~<504.01.5(5)2502.01.0(6X10的水泥粉61.产尘强度是指生产过程中,采落煤中所含的粉尘量，常用的单位为g/t。2.相对产尘强度是指每采掘1吨或1立方米矿岩所产生的矿尘量，常用的单位为mg/t或mg/m3。凿岩或井巷掘进工作面的相对产尘强度可按每钻进1m钻孔或掘进1m巷道计克。相对产尘强度使产尘量与生产强度联系起来，便于比较不同生产情况下的产尘量。3.矿尘沉积量是单位时间在巷道表面单位面积上所沉积的矿尘量，单位为g/m2-d=这一指标用来表示巷道中沉积粉尘的强度，是确定岩粉撒布周期的重要依据。四、矿尘性质1.矿尘中游离SiOz的含量矿尘中游离SiOz的含量是危害人体的决定因素，其含量越高，危害越大。游离SiOz是许多矿岩的组成成分，如煤矿上常见的页岩、砂岩、砾岩和石灰岩等中游离SiO2的含量通常多在20%〜50%,煤尘中的含量一般不超过5机2.矿尘的粒度与比表面积矿尘粒度是指矿尘颗粒的平均直径，单位为um。矿尘的比表面积是指单位质量矿尘的总表面积，单位为m2/kg,或cmYg。矿尘的比表面积与粒度成反比，粒度越小，比表面积越大，因而这两个指标都可以用来衡量矿尘颗粒的大小。煤岩破碎成微细的尘粒后，首先其比表面积增加，因而化学活性、溶解性和呼附能力明显增加；其次更容易悬浮于空气中，表11T-2所示为在静止空气中不同粒度的尘粒从1m高处降落到底板所需的时间；第三，粒度减小容易使其进入人体呼吸系统，据研究，只有5Nm以下粒径的矿尘才能进入人的肺内，是矿井防尘的重点对氢表11-1-2尘粒沉降时间粒度Um1001010.50.2沉降时间，min0.0434.0420132055203.矿尘的分散度分散度是指矿尘整体组成中各种粒级尘粒所占的百分比。分散度有两种表示方法：(D重量百分比:各粒级尘粒的重量占总重量的百分比称为重量分散度；

263(2)数量百分比:各粒级尘粒的颗粒数占总颗粒数的百分比称为数量分散度。粒级的划分是根据粒度大小和测试目的确定的，我国工矿企业将矿尘粒级划分为4级：小于2Um、2〜5um、5〜10〉m和大于10「m。矿尘分散度是衡量矿尘颗粒大小构成的一个重要指标，是研究矿尘性质与危害的一个重要参数。1.矿尘的湿润性矿尘的湿润性是指矿尘与液体亲和的能力。湿润性决定采用液体除尘的效果，容易被水湿润的矿尘称为亲水性矿尘，不容易被水湿润的矿尘称为疏水性矿尘,对于亲水性矿尘，当尘粒被湿润后，尘粒间相互凝聚，尘粒逐渐增大、增重，其沉降速度加速，矿尘能从气流中分离出来，可达到除尘目的。2.矿尘的荷电性矿尘是一种微小粒子，因空气的电离以及尘粒之间的碰撞、摩擦等作用，使尘粒带有电荷，可能是正电荷，也可是负电荷，带有相同的电荷的尘粒，互相排斥，不易凝聚沉降；带有异电荷时，则相互吸引，加速沉降。3.矿尘的光学特性矿尘的光学特性包括矿尘对光的反射、吸收和透光强度等性能。在测尘技术中，常常用到这一特性。第二节矿山尘肺病一、尘肺病及其发病机理尘肺病是工人在生产中长期吸入大量微细粉尘而引起的以纤维组织增生为主要特征的肺部疾病。它是•种严重的矿工职业病，一旦患病，目前还很难治愈.L尘肺类的分类(1)硅肺病(矽肺病),由于吸入含游离SiOz含量较高的岩尘而引的尘肺病称为硅肺病。患者多为长期从事岩巷掘进的矿工。(2)煤硅肺病(煤矽肺),由于同时吸入煤尘和含游离Si0?的岩尘所引起的尘肺病称为煤硅病肺。患者多为岩巷掘进和采煤的混合工种矿工。(3)煤肺病,由于大量吸入煤尘而引起的尘肺病多属煤肺病。患者多为长期单一的在煤层中从事采掘工作的矿工。上述三种尘肺病中最危险的是硅肺病。其发病工令最短(一般在10年左右)，病情发展快，危害严重。煤肺病的发病工令一-般为20〜30年，煤硅肺病介于两者之间但接近后者。4.尘肺病的发病机理尘肺病的发病机理至今尚未完全研究清楚。关于尘肺病的形成的论点和学说有多种。

264进入人体呼吸系统的粉尘大体上经历以下四个过程：(1)在上呼吸道的咽喉、气管内,含尘气流由于沿程的惯性碰撞作用使大于10pm的尘粒首先沉降在其内。经过鼻腔和气管粘膜分泌物粘结后形成痰排出体外。(2)在上呼吸道的较大支气管内,通过惯性碰撞及少量的重力沉降作用，使5〜10um的尘粒沉积下来，经气管、支气管上皮的纤毛运动，咳嗽随痰排出体外。因此，真空进入下呼吸道的粉尘，其粒度均小于5nm,目前比较统一的看法是：空气中5Hm以下的矿尘是引起尘肺病的有害部分。(3)在下呼吸道的细小支气管内，由于支气管分支增多，气流速度减慢,使部分2〜5um的尘粒依靠重力沉降作用沉积下来，通过纤毛运动逐级排出体外。(4)粒度为211m左右的粉尘进入呼吸性支气管和肺内后，一部分可随呼气排出体外；另一部分沉积在肺泡壁上或进入肺内，残留在肺内的粉尘仅占总吸入量的1%〜2%以下。残留在肺内的尘粒可杀死肺泡，使肺泡组织形成纤维病变出现网眼，逐步失去弹性而硬化，无法担负呼吸作用，使肺功能受到损害，降低了人体抵抗能力，并容易诱发其它疾病，如肺结核、肺心病等。在发病过程中，由于游离的SiOz表面活性很强，加速了肺泡组织的死亡。二、尘肺病的发病症状及影响因素1.尘肺病的发病症状尘肺病分为三期：第一期：重体力劳动时呼吸困难、胸痛、轻度干咳。第二期：中等体力劳动或正常工作时,感觉呼吸困难，胸痛、干咳或带痰咳嗽。第三期：做•般工作甚至休息时，也感到呼吸困难、胸痛、连续带痰咳嗽，甚至咯血和行动困难。2.影响尘肺病的发病因素(1)矿尘的成分能够引起肺部纤维病变的矿尘，多半含有游离Si0”其含量越高，发病工令越短，病变的发展程度越快。(2)矿尘粒度及分散度尘肺病变主要是发生在肺脏的最基本单元即肺泡内。矿尘粒度不同，对人体的危害性也不同。5Hm以上的矿尘对尘肺病的发生影响不大；5um以下的矿尘可以进入下呼吸道并沉积在肺泡中，最危险的粒度是211m左右的矿尘。由此可见，矿尘的粒度越小，分散度越高，对人体的危害就越大。(3)矿尘浓度尘肺病的发生和进入肺部的矿尘量有直接的关系，也就是说，尘肺的发病工令和作业场所的矿尘浓度成正比。(4)个体方面的因素矿尘引起尘肺病是通过人体而进行的，所以人的机体条件，如年龄、营养、健康状况、生活习性、卫生条件等，对尘肺的发生、发展有一定的影响。

265第三节煤尘爆炸及预防一、煤尘爆炸的机理及特征1.煤尘爆炸的机理煤尘爆炸是在高温或一定点火能的热源作用下，空气中氧气与煤尘急剧氧化的反应过程，是一种非常复杂的链式反应。一般认为其爆炸机理及过程主要表现在以下方面：(1)煤本身是可燃物质,当它以粉末状态存在时，总表面积显著增加，吸氧和被氧化的能力大大增强，一旦遇见火源，氧化过程迅速展开；(2)当温度达到300〜400℃时，煤的干的现象急剧增强,放出大量的可燃性气体，主要成分为甲烷、乙烷、丙烷、丁烷、氢和1%左右的其它碳氢化合物；(3)形成的可燃气体与空气混合在高温作用下吸收能量,在尘粒周围形成气体外壳,即活化中心，当活化中心的能量达到一定程度后，链反应过程开始，游离基迅速增加，发生了尘粒的闪燃；(4)闪燃所形成的热量传递给周围的尘粒，并使之参与链反应,导致燃烧过程急剧地循环进行，当燃烧不断加剧使火焰速度达到每秒数百米后，煤尘的燃烧便在一定临界条件下跳跃式地转变为爆炸。2.煤尘爆炸的特征(D形成高温、高压、冲击波煤尘爆炸火焰温度为1600〜1900C,爆源的温度达到2000C以上，这是煤尘爆炸得以自动传播的条件之一。在矿井条件下煤尘爆炸的平均理论压力为736KPa,但爆炸压力随着离开爆源距离的延长而跳跃式增大。爆炸过程中如遇障碍物，压力将进一步增加，尤其是连续爆炸时，后一次爆炸的理论压力将是前一次的5~7倍。煤尘爆炸产生的火焰速度可达1120m/s,冲击波速度为2340m/s。(2)煤尘爆炸具有连续性(3)煤尘爆炸的感应期煤尘爆炸也有一个感应期，即煤尘受热分解产生足够数量的可燃气体形成爆炸所需的时间。根据试验，煤尘爆炸的感应期主要决定于煤的挥发分含量，一般为40〜280ms,挥发分越高，感应期越短。(4)挥发分减少或形成“粘焦”煤尘爆炸时，参与反应的挥发分约占煤尘挥发分含量的40%〜70%,致使煤尘挥发分减少，根据这一特征，可以判断煤尘是否参与了井下的爆炸。。(5)产生大量的C0煤尘爆炸时产生的CO,在灾区气体中的浓度可达2%〜3%,甚至高达8%左右。爆炸事故中受害者的大多数(70%〜80%)是由于C0中毒造成的。二、煤尘爆炸的条件煤尘爆炸必须同时具备三个条件:煤尘本身具有爆炸性；煤尘必须悬浮于空气中，并达到一定的浓度；存在能引燃煤尘爆炸的高温热源。1.煤尘的爆炸性

266煤尘具有爆炸性是煤尘爆炸的必要条件。煤尘爆炸危险性必须经过试验确定。1.悬浮煤尘的浓度井下空气中只有悬浮的煤尘达到一定浓度时，才可能引起爆炸，单位体积中能够发生煤尘爆炸的最低和最高煤尘量称为工M上限速度，低于下限浓度或高于上限浓度的煤尘都不会发生爆炸。煤尘爆炸的浓度范围与煤的成分、粒度、引火源的种类和温度及试验条件等有关。一般说来，煤尘爆炸的下限浓度为30~50g/m3,上限浓度为1000〜2000g/m3»其中爆炸力最强的浓度范围为300~500g/m\2.引燃煤尘爆炸的高温热源煤尘的引燃温度变化范围较大，它随着煤尘性质、浓度及试验条件的不同而变化。我国煤尘爆炸的引燃温度在610〜1050C之间，一般为700〜800C。煤尘爆炸的最小点火能为4.5〜40mj。这样的温度条件，几乎一切火源均可达到，三、影响煤尘爆炸的因素1.煤的挥发分一般说来，煤尘的可燃挥发分含量越高，爆炸性越强，即煤化作用程度低的煤，其煤尘的爆炸性强，随煤化作用程度的增高而爆炸性减弱。2.煤的灰分和水分煤内的灰分是不燃性物质，能吸收能量，阻挡热辐射，破坏链反应，降低煤尘的爆炸性。煤的灰分对爆炸性的影响还与挥发分含量的多少有关，挥发分小于15%的煤尘，灰分的影响比较显著，大于15%时，天然灰分对煤尘的爆炸几乎没有影响。水分能降低煤尘的爆炸性，因为水的吸热能力大，能促使细微尘粒聚结为较大的颗粒，减少尘粒的总表面积，同时还能降低落尘的飞扬能力。3.煤尘粒度粒度对爆炸性的影响极大。1mm以下的煤尘粒子都可能参与爆炸，而且爆炸的危险性随粒度的减小而迅速增加，75um以下的煤尘特别是30~75口m的煤尘爆炸性最强，在同一煤种不同粒度条件下，爆炸压力随粒度的减小而增高，爆炸范围也随之扩大，即爆炸性增强。粒度不同的煤尘引燃温度也不相同。煤尘粒度越小，所需引燃温度越低，且火焰传播速度也越快。4.空气中的瓦斯浓度瓦斯参与使煤尘爆炸下限降低。瓦斯浓度低于4%时,煤尘的爆炸下限可用下式计算:8m=k8式中：6m一空气中有瓦斯时的煤尘爆炸下限，g/m3；6一煤尘的爆炸下限，g/m3；k一系数，见表11-3T。

267表11-3-1瓦斯浓度对煤尘爆炸下限的影响系数空气中的瓦斯浓度(%)00.500.751.01.502.03.04.0k10.750.600.500.350.250.10.051.空气中氧的含量空气中氧的含量高时，点燃煤尘的温度可以降低；氧的含量低时，点燃煤尘云困难,当氧含量低于17%时，煤尘就不再爆炸。煤尘的爆炸压力也随空气中含氧的多少而不同。含氧高，爆炸压力高；含氧低，爆炸压力低。2.引爆热源点燃煤尘云造成煤尘爆炸，就必须有一个达到或超过最低点燃温度和能量的引爆热源。引爆热源的温度越高，能量越大，越容易点燃煤尘云。而且煤尘初爆的强度也越大;反之温度越低，能量越小，越难以点燃煤尘云，且即使引起爆炸，初始爆炸的强度也越小。四、煤尘爆炸性鉴定《规程》规定：新矿井的地质精杳报告中，必须有所有煤层的煤尘爆炸性鉴定材料。生产矿井每延深一个新水平，由矿务局组织一次煤尘爆炸性试验工作。煤尘爆炸性的鉴定方法有两种：一种是在大型煤尘爆炸试验巷道中进行，这种方法比较准确可靠，但工作繁重复杂，所以一般作为标准鉴定用；另一种是在实验室内使用大管状煤尘爆炸性鉴定仪进行，方法简便，目前多采用这种方法。煤尘通过燃烧管内的加热器时，可能出现下列现象：①只出现稀少的火星或根本没有火星；②火馅向加热器两侧以连续或不连续的形式在尘雾中缓慢地蔓延；③火焰极快地蔓延，甚至冲出燃烧管外，有时还会听到爆炸声。同一试样应重复进行5次试验,其中只要有一次出现燃烧火焰，就定为爆炸危险煤尘。在5次试验中都没有出现火焰或只出现稀少火星，必须重作5次试验，如果仍然如此，定为无爆炸危险煤尘，在重作的试验中，只要有一次出现燃烧火焰，仍应定为爆炸危险煤尘。五、预防煤尘爆炸的技术措施预防煤尘爆炸的技术措施主要包括减、降尘措施，防止煤尘引燃措施及限制煤尘爆炸范围扩大等三个方面。1.减、降尘措施减、降尘措施是指在煤矿井下生产过程中，通过减少煤尘产生量或降低空气中悬浮煤尘含量以达到从根本上杜绝煤尘爆炸的可能性。1）煤层注水实质煤层注水的减尘作用主要有以下三个方面：①煤体内的裂隙中存在着原生.煤尘，水进入后，可将原生:煤尘湿润并粘结，使其在破碎时失去飞扬能力，从而有效地消除这一尘源；

268②水进入煤体内部，并使之均匀湿润。当煤体在开采中受到破碎时，绝大多数破碎面均有水存在，从而消除了细粒煤尘的飞扬，预防了浮尘的产生；③水进入煤体后使其塑性增强，脆性减弱，改变了煤的物理力学性质，当煤体因开采而破碎时，脆性破碎变为塑性变形，因而减少了煤尘的产生量。2）影响煤层注水效果的因素①煤的裂隙和孔隙的发育程度煤体的裂隙越发育则越易注水，可采用低压注水（根据抚顺煤研所建议；低压小于2943KPa,中压为2943〜9810KPa,高压大于9810

269短孔、深孔注水示意图上向孔、下向孔、双向孔卷道KPa）,否则需采用高压注水才能取得预期效果，但是当出现一些较大的裂隙（如断层、破裂面等），注水易散失于远处或煤体之外，对预湿煤体不利。②上履岩层压力及支承压力地压的集中程度与煤层的埋藏深度有关，煤层埋藏越深则地层压力越大，而裂隙和孔隙变得更小，导致透水性能降低，因而随着矿井开采深度的增加，要取得良好的煤体湿润效果，需要提高注水压力。③液体性质的影响煤是极性小的物质，水是极性大的物质，两者之间极性差越小，越易湿润。为了降低水的表面张力，减小水的极性，提高对煤的湿润效果，可以在水中添加表面活性剂。阳泉一矿在注水时加入0.5%浓度的洗衣粉，注水速度比原来提高24%„④煤层内的瓦斯压力煤层内的瓦斯压力是注水的附加阻力。水压克服瓦斯压力后才是注水的有效压力，所以在瓦斯压力大的煤层中注水时，往往要提高注水压力，以保证湿润效果。⑤注水参数的影响煤层注水参数是指注水压力、注水速度、注水量和注水时间。注水量或煤的水分增量是煤层注水效果的标志，也是决定煤层注水除尘率高低的重要因素，3）煤层注水方式注水方式是指钻孔的位置、长度和方向。按国内外注水状况，有以下4种方式：①短孔注水，是在回采工作面垂直煤壁或与煤壁斜交打钻孔注水,注水孔长度一般为2〜3.5m,如图11-3-4所示。叫孔是在回采工作面垂直煤壁打钻孔注水，孔长一般为5〜25m,如图1『3-4所示。③长孔注水,是从回采工作面的运输巷或回风巷，沿煤层倾斜方向平行于工作面打上向孔或下向孔注水（图H-3-5）,孔长30〜100m；当工作面长度超过120m而单向孔达不到设计深度或煤层倾角有变化时，可采用上向、下向钻孔联合布置钻孔注水（图11-3-6）④巷道钻孔注水,即由上邻近煤层的巷道向卜煤层打钻注水或由底板巷道向煤层打钻注水，巷道钻孔注水采用小流量、长时间的注水方法，湿润效果良好；但打岩石钻孔不经济，而且受条件限制，所以极少采用。4）注水系统注水系统分为静压注水系统和动压注水系统。利用管网将地面或上水平的水通过自然静压差导入钻孔的注水叫靛压注水。静压注水采用橡胶管将每个钻孔中的注水管与供水干管联接起来，其间安装有水表和截止阀，干管上安装压力表，然后通过供水管路与地表或上水平水源相联。利用水泵或风包加压将水压入钻孔的注水叫动压注水，水泵可以设在地面集中加压，也可直接设在注水地点进行加压。5)注水设备煤层注水所使用的设备主要包括钻机、水泵、封孔器、分流器及水表堂"VJ*O

270①钻机我国煤矿注水常用的钻机如表11-3-2所示。表11-3-2常用煤层注水钻机一览表钻机名称功率，(kW)最大钻孔深度,mKHYD40KBA型钻机280TXU-75型油压钻机475ZMD-100型钻机4100②煤层注水泵5BD(25/45)5BZ(1.5/80)5D(2/150)5BG(2/160)7BZ(3/100)7BG(3.6/100)7BG(4.5/100)KBZ(100150)③封孔器我国煤矿长钻孔注水多采用YPA型水力膨胀式封孔器和MF型摩擦式封孔器。④分流器分流器是动压多孔注水不可缺少的器件，它可以保证各孔的注水流量恒定。煤科总院重庆分院研制的DF-1型分流器，压力范围0.49〜14.7mPA,节流范围0.5、0.7、1.Om3/ho⑤水表及压力表当注水压力大于ImPA时，可采用DC-4.5/200型注水水表，耐压20mPA,流量4.5m7h；注水压力小于ImPA时，可采用普通自来水水表。6)注水参数①注水压力注水压力的高低取决于煤层透水性的强弱和钻孔的注水速度。通常，透水性强的煤层采用低压(小于3MPa)注水，透水性较弱的煤层采用中压(3〜10MPa)注水，必要时可采用高压注水(大于lOmPAo适宜的注水压力是：通过调节注水流量使其不超过地层压力而高于煤层的瓦斯压力。②注水速度(注水流量)注水速度是指单位时间内的注水量。为了便于对各钻孔注水流量进行比较，通常以单位时间内每米钻孔的注水量来表示。。一般来说，小流量注水对煤层湿润效果最好，只要时间允许，就应采用小流量注水。静压注水速度一般为0.001-0.027m3/(h皿)，动压注水速度为0.002-0.24//(hm),若静压注水速度太低，可在注水前进行孔内爆破，提高钻孔的透水能力，然后再进行注水。③注水量量水量是影响煤体湿润程度和降尘效果的主要因素。它与工作面尺寸、煤厚、钻孔间距、煤的孔隙率、含水率等多种因素有关，确定注水量首先要确定吨煤注水量，各矿应根据煤层的具体特征综合考察。一般来说，中厚煤层的吨煤注水量为0.015~0.03m3/t；厚煤层为0.025~0.04m3/to④注水时间每个钻孔的注水时间与钻孔注水量成正比，与注水速度成反比。在实际注水中，常把在预定的湿润范围内的煤壁出现均匀“出汗”(渗出水珠)的现象，作为判断煤体是否全面湿润的辅助方法。“出汗”后或在“出汗”后再过一段时间便可结束注水。通常静压注水时间长，动压注水时间短。1.防止煤尘引燃的措施

271防止煤尘引燃的措施与防止瓦斯引燃的措施大致相同，可参看第十章瓦斯爆炸及其预防一节。同时特别要注意的是，瓦斯爆炸往往会引起煤尘爆炸。此外，煤尘在特别干燥的条件下可产生静电，放电时产生的火花也能自身引爆1.限制煤尘爆炸范围扩大的措施防止煤尘爆炸危害，除采取防尘措施外，还应采取降低爆炸威力，限制爆炸范围扩大的措施。(1)清除落尘定期清除落尘，防止沉积煤尘参与爆炸可以有效地降低爆炸威力，使爆炸由于得不到煤尘补充而逐渐熄灭。(2)撒布岩粉撒布岩粉是指定期在井下某些巷道中撒布惰性岩粉，增加沉积煤尘的灰分，抑制煤尘爆炸的传播。惰性岩粉一般为石灰岩粉和泥岩粉。对惰性岩粉的要求是:①可燃物含量不超过5%,游离Si0,含量不超过5%；②不含有害有毒物质，吸湿性差；③粒度应全部通过50号筛孔(即粒径全部小于0.3mm),且其中至少有70%能通过200号筛孔(即粒径小于0.075mm)„撒布岩粉时要求把巷道的顶、帮、底及背板后侧暴露处都用岩粉覆盖；岩粉的最低撒布量在作煤尘爆炸鉴定的同时确定，但煤尘和岩粉的混合煤尘，不燃物含量不得低于80%撒布岩粉的巷道长度不小于300m,如果巷道长度小于300m时，全部巷道都应撒布岩粉。对巷道中的煤尘和岩粉的混合粉尘，每3个月至少应化验一次，如果可燃物含量超过规定含量时，应重新撒布。(3)设置水棚水棚包括水槽棚和水袋棚两种,设置应符合以下基本要求。①主要隔爆棚应采用水槽棚，水袋棚只能做为辅助隔爆棚;②应设置在巷道的直线部分，且主要水棚的用水量不小于4001/0)2,辅助水棚不小于2001/m2；③相邻水棚中心距为0.5~1.0m,主要水棚总长度不小于30m,辅助水棚不小于20m；④首列水棚距工作面的距离，必须保持60〜200m；⑤水槽或水袋距顶板、两帮距离不小于0.1m,其底部距轨面不小于1.8m；⑥水内如混入煤尘量超过5%时，应立即换水。(4)设置岩粉棚岩粉棚分轻型和重型两类。它是由安装在巷道中靠近顶板处的若干块岩粉台板组成，台板的间距稍大于板宽，每块台板上放置一定数量的惰性岩粉，当发生煤尘爆炸事故时，火焰前的冲击波将台板震倒，岩粉即弥漫于巷道中，火焰到达时,岩粉从燃烧的煤尘中吸收热量，使火焰传播速度迅速卜.降，直至熄灭。岩粉棚的设置应遵守以下规定：①按巷道断面积计算，主要岩粉棚的岩粉量不得少于400kg/mZ,辅助岩粉棚不得少于200kg/m2；②轻型岩粉棚的排间距L0〜2.0m,重型为1.2〜3.0m；③岩粉棚的平台与侧帮立柱(或侧帮)的空隙不小于50mm,岩粉表面与顶梁(顶板)的空隙不小于100mm,岩粉板距轨面不小于1.8m；

272④岩粉棚距可能发生煤尘爆炸的地点不得小于60m,也不得大于300m；⑤岩粉板与台板及支撑板之间，严禁用钉固定，以利于煤尘爆炸时岩粉板有效的翻落；⑥岩粉棚上的岩粉每月至少检查和分析一次，当岩粉受潮变硬或可燃物含量超过20%时，应立即更换，岩粉量减少时应立即补充。(5)设置自动隔爆棚自动隔爆棚是利用各种传感器，将瞬间测量的煤尘爆炸时的各种物理参量迅速转换成电讯号，指令机构的演算器根据这些讯号准确计算出火焰传播速度后选择恰当时机发出动作讯号，让抑制装置强制喷撒固体或液体等消火剂，从而可靠地扑灭爆炸火焰，阻止煤尘爆炸蔓延。第四节矿山综合防尘矿山综合防尘是指采用各种技术手段减少矿山粉尘的产生量、降低空气中的粉尘浓度，以防止粉尘对人体、矿山等产生危害的措施。大体上将综合防尘技术措施分为通风除尘、湿式作业、密闭抽尘、净化风流、个体防护及一些特殊的除、降尘措施。一、通风除尘通风除尘是指通过风流的流动将井下作业点的悬浮矿尘带出，降低作业场所的矿尘浓度，因此搞好矿井通风匚作能有效地稀释和及时地排出矿尘。决定通风除尘效果的主要因素是风速及矿尘密度、粒度、形状、湿润程度等。风速过低，粗粒矿尘将与空气分离下沉，不易排出；风速过高，能将落尘扬起，增大矿内空气中的粉尘浓度。因此，通风除尘效果是随风速的增加而逐渐增加的，达到最佳效果后，如果再增大风速，效果又开始下降，如图11-4T所示。排除井巷中的浮尘要有一定的风速。我们把能使呼吸性粉尘保持悬浮并随风流运动而排出的最低风速称为最低排尘区速。同时，我们把能最大限度排除浮尘而又不致使落尘二次飞扬的风速称为最优排尘区速「•般来说，掘进工作面的最优风速为0.4~0.7m/s，机械化采煤工作面为L5~2.5m/《规程》规定的采掘工作面最高容许风速为4m/s,不仅考虑了工作面供风量的要求，同时也充分考虑到煤、岩尘的二次飞扬问题。二、湿式作业湿式作业是利用水或其它液体,使之与尘粒相接触而捕集粉尘的方法，它是矿井综合防尘的主要技术措施之一，具有所需设备简单、使用方便、费用较低和除尘效果较好等优点。缺点是增加了工作场所的湿度，恶化了工作环境，能影响煤矿产品的质量，除缺水和严寒地区外，一般煤矿应用较为广泛，我国煤矿较成熟的经验是采取以湿式凿岩为主，配合喷雾洒水、水封爆破和水炮泥以及煤层注水等防尘技术措施。1.湿式凿岩、钻眼

273该方法的实质是指在凿岩和打钻过程中，将压力水通过凿岩机、钻杆送入并充满孔底，以湿润、冲洗和排出产生的矿尘。1.洒水及喷雾洒水洒水降尘是用水湿润沉积于煤堆、岩堆、巷道周壁、支架等处的矿尘。当矿尘被水湿润后，尘粒间会互相附着凝集成较大的颗粒，附着性增强，矿尘就不易飞起。在炮采炮掘工作面放炮前后洒水，不仅有降尘作用，而且还能消除炮烟、缩短通风时间。煤矿井下洒水，可采用人工洒水或喷雾器洒水。对于生产强度高、产尘量大的设备和地点，还可设自动洒水装置。喷雾洒水是将压力水通过喷雾器（又称喷嘴），在旋转或（及）冲击的作用下，使水流雾化成细微的水滴喷射于空气中（如图11-4-2）所示，它的捕尘作用有：①在雾体作用范围内，高速流动的水滴与浮尘碰撞接触后，尘粒被湿润，在重力作用下下沉；②高速流动的雾体将其周围的含尘空气吸引到雾体内湿润下沉；③将已沉落的尘粒湿润粘结，使之不易飞扬。原苏联的研究表明，在掘进机上采用低压洒水，降尘率为43%〜78%,而采用高压喷雾时达到75%〜95%；炮掘工作面采用低压洒水，降尘率为51%,高压喷雾达72%,且对微细粉尘的抑制效果明显。(1)掘进机喷雾洒水掘进机喷雾分内外两种。外喷雾多用于捕集空气中悬浮的矿尘，内喷雾则通过掘进机切割机构上的喷嘴向割落的煤岩处直接喷雾，在矿尘生成的瞬间将其抑制。较好的内外喷雾系统可使空气中含尘量减小85%〜95%。(2)采煤机喷雾洒水采煤机的喷雾系统分为内喷雾和外喷雾两种方式。采用内喷雾时，水由安装在截割滚筒上的喷嘴直接向截齿的切割点喷射，形成“湿式截割”；采用外喷雾时，水由安装在截割部的固定箱上、摇臂上或档煤板上的喷嘴喷出，形成水雾覆盖尘源，从而使粉尘湿润沉降。喷嘴是决定降尘效果好坏的主要部件，喷嘴的形式有锥形、伞形、扇形、束形，一般来说内喷雾多采用扇形喷嘴，也可采用其它形式；外喷雾多采用扇形和伞形喷嘴，也可采用锥形喷嘴。(3)综放工作面喷雾洒水①放煤口喷雾放顶煤支架一般在放煤口都装备有控制放煤产尘的喷雾器，但由于喷嘴布置和喷雾形式不当，降尘效果不佳。为此，可改进放煤口喷雾器结构，布置为双向多喷头喷嘴，扩大降尘范围；选用新型喷嘴，改善雾化参数；有条件时，水中添加湿润剂，或在放煤口处设置半遮蔽式软质密封罩，控制煤尘扩散飞扬，提高水雾捕尘效果。②支架间喷雾支架在降柱、前移和升柱过程中产生大量的粉尘，同时由于通风断面小、风速大，来自采空区的矿尘量大增，因此采用喷雾降尘时，必须根据支架的架型和移架产尘的特点，合理确定喷嘴的布置方式和喷嘴型号。③转载点喷雾转载点降尘的有效方法是封闭加喷雾。通常在转载点(即回采工作面输送机与顺槽输送机连接处)加设半密封罩，罩内安装喷嘴(，以消除飞扬的浮尘，降低进入回采工作面的风流含尘量。为了保证密封效果，密封罩进、出煤口安装半遮式软风帘，软风帘可用风筒布制作。④其它地点喷雾由于综放面放下的顶煤块度大，数量多，破碎量增大，因此，必须在破碎机的出口处进行喷雾降尘。

2741.水炮泥和水封爆破水炮泥就是将装水的塑料袋代替一部分炮泥，填于炮眼内，如图11-4-5所示。爆破时水袋破裂，水在高温高压下汽化，与尘粒凝结，达到降尘的目的。采用水炮泥比单纯用土炮泥时的矿尘浓度低20%〜50%,尤其是呼吸性粉尘含量有较大的减少。除此之外，水炮泥还能降低爆破产生的有害气体，缩短通风时间，并能防止爆破引燃瓦斯。水炮泥的塑料袋应难燃，无毒，有一定的强度。水袋封口是关键，目前使用的自动封口水袋。装满水后，和自行车内胎的气门芯一样，能将袋口自行封闭。水封爆破是将炮眼的爆药先用一小段炮泥填好，然后再给炮眼口填一小段炮泥填好，两段炮泥之间的空间，插入细注水管注水，注满后抽出注水管，并将炮泥上的小孔堵塞。三、净化风流净化风流是使井巷中含尘的空气通过一定的设施或设备，将矿尘捕获的技术措施。目前使用较多的是水幕和湿式除尘装置“1.水幕净化风流水幕是在敷设于巷道顶部或两帮的水管上间隔地安上数个喷雾器喷雾形成的，如图11-4-7所示。喷雾器的布置应以水幕布满巷道断面尽可能靠近尘源为原则。净化水幕应安设在支护完好、壁面平整、无断裂破碎的巷道段内。一般安设位置为：①矿井总入风流净化水幕：距井口20〜100m巷道内；②采区入风流净化水幕：风流分叉口支流里侧20〜50m巷道内；③采煤回风流净化水幕：距工作面回风口10〜20m回风巷内；④掘进回风流净化水幕：距工作面30〜50m巷道内；⑤巷道中产尘源净化水幕：尘源下风侧5〜10m巷道内。水幕的控制方式可根据巷道条件，选用光电式、触控式或各种机械传动的控制方式。选用的原则是既经济合理又安全可靠。2湿式除尘装置所谓除尘装置（或除尘器）是指把气流或空气中含有固体粒子分离并捕集起来的装置，又称集尘器或捕尘器。根据是否利用水或其它液体，除尘装置可分为干式和湿式两大类。目前常用的除尘器有SCF系列除尘风机、KgC系列掘进机除尘器、TC系列掘进机除尘器、mAD系列风流净化器及奥地利Am-50型掘进机除尘设备，德国SRm-330掘进除尘设备等。

275四、个体防护个体防护是指通过佩戴各种防护面具以减少吸入人体粉尘的•项补救措施。个体防护的用具主要有防尘口罩、防尘风罩、防尘帽、防尘呼吸器等,其目的是使佩戴者能呼吸净化后的清洁空气而不影响正常工作。1.防尘口罩矿井要求所有接触粉尘作业人员必须佩戴防尘口罩，对防尘口罩的基本要求是：阻尘率高，呼吸阻力和有害空间小，佩戴舒适，不妨碍视野，普通纱布口罩阻尘率低，呼吸阻力大，潮湿后有不舒适的感觉，应避免使用。2.防尘安全帽（头盔）煤科总院重庆分院研制出AFm-1型防尘安全帽（头盔）或称送风头盔与LKS-7.5型两用矿灯匹配，在该头盔间隔中，安装有微型轴流风机1、主过滤器2、预过滤器5,面罩可自由开启，由透明有机玻璃制成，送风头盔进入工作状态时，环境含尘空气被微型风机吸入，预过滤器可截留80%〜90%的粉尘，主过滤器可截留99%以上的粉尘。经主过滤器排出的清洁空气，一部分供呼吸，剩余气流带走使用者头部散发的部分热量，由出口排出。其优点是与安全帽一体化，减少佩戴口罩的憋气感，3.AYH系列压风呼吸器AYH系列压风呼吸是一种隔绝式的新型个人和集体呼吸防扩装置。它利用的矿井压缩空气在经离心脱去油雾，活性炭吸附等净化过程中，经减压阀同时向多人均衡配气供呼吸。目前生产的有AYH-1型、AYH-2型和AYH-3型三种型号。第十二章矿山防水本章主要内容1地面防治水2井下防治水3矿井突水及处理矿井水灾凡影响、威胁矿井安全生产、使矿井局部或全部被淹没并造成人员伤亡和经济损失的矿井涌水事故都称为矿井水灾。造成矿井水害的水源主要有大气降水、地表水、含水层水、岩溶陷落柱水、断层水、以及旧巷或老空区积水等。第一节地面防治水地面防水是指在地表修筑各种防排水工程，防止或减少大气降水和地表水渗入矿井。

276根据矿区不同的地形、地貌及气候，应从下列几方面采取相应的措施：L慎重选择井筒位置井口（平嗣口）和工业场地内主要建筑物的标高应在当地历年最高洪水位以上。2.河流改道3.铺整河底4.填堵通道5.挖沟排（截）洪6.排除积水7.加强雨季前的防讯工作第二节井下防治水井下水害来势凶猛，俗有“水老虎”之称。矿井防治水可归纳为“查、探、放、排、堵、截”六个字。一、做好矿井水文观测与水文地质工作1.做好水文观测工作。2.做好矿井水文地质工作。二、井下探水“有疑必探，先探后掘”是采掘工作必须遵循的原则。遇下列情况之一者时，必须探水：(1)接近水淹井巷、老空、老窑或小窑时；(2)接近含水层、导水断层、陷落柱时；

277(3)接近可能出水钻孔和各类防水煤柱时；(4)接近可能与地表水体相通的断裂破碎带或裂隙发育带时；(5)上层采空区积水，在两层间垂直距离小于采高40倍或巷高10倍的下层采掘工作以及采掘工作面有明显出水征兆时。三、放水(疏干)有计划地将威胁性水源全部或部分地疏放掉，是消除水患的有效措施之一。1.疏放老空水2.疏放含水层水四、截水截水是利用水闸墙、水闸门和防水煤(岩)柱等物体，临时或永久地截住涌水，将采掘区与水源隔离，使某一地点突水不致危及其它地区，减轻水灾危害的重要措施。L防水煤(岩)柱的留设3.水闸墙（防水墙）水闸墙是用不透水材料构成的永久性构筑物，用于隔绝有透水危险的区域。4.防水闸门防水闸门一般设置于井下运输巷内，正常生产时防水闸门敞开着，当突然发生水患时，闸门关闭将水阻挡于闸门之外。五、矿井注浆堵水注浆堵水就是将配制的浆液压入井下岩层空隙、裂隙或巷道中，使其扩散、凝固和硬化，使岩层具有较高的强度、密实性和不透水性而达到封堵截断补给水源和加固地层的作用，是矿井防治水害的重要手段之一。第三节矿井突水及其处理

278一、矿井突水征兆凡是井巷掘进及工作面回采过程中，接近或沟通含水层、被淹巷道、地表水体、含水断裂带、溶洞、陷落柱而突然产生的突水事故称矿井突水。突水前，在工作面及其附近往往显示出某些异常现象，这些异常统称为“爰水征兆1.承压水与承压水有关断层水突水征兆2.冲积层水突水征兆3.老空水突水征兆二、恢复被淹矿井及安全措施L排除积水的方法2.排水恢复期的安全措施第十三章矿山救护在矿山建设和生产过程中，由于自然条件复杂、作业环境较差，加之人们对矿山灾害客观规律的认识还不够全面、深入，有时麻痹大意和违章作业、违章指挥，这就造成发生某些灾害的可能。为了迅速有效地处理矿井突发事故，保护职工生命安全，减少国家资源和财产损失，必须根据两大《规程》（煤矿安全规程、煤矿救护规程）的要求，做好救护工作。同时，还要教育职工，在发生事故时如何积极进行自救和互救。第一节矿山救护队矿山救护队是处理矿井火灾、瓦斯、煤尘、水、顶板等灾害的专业性队伍，是职业性、技术性组织，严格实行军事化管理。实践证明，矿山救护队在预防和处理矿山灾害事故中发挥了重要作用。一、矿山救护组织与任务（一）矿山救护队的组织根据我国煤矿矿山救护队的特点和煤炭行业的管理职能，原煤炭工业部在煤炭系统建立了军事化救护总队一支队一区域大队一中队一辅助队的救护管理体制。跨省（区）调动，由总队统一指挥；省（区）内调动，由支队统一指挥；区域内调动由大队统一指挥。1.区域矿山救护大队的组织

279各省（区）煤炭管理机构将本省（区）的产煤地区，以100km为服务半径，合理划分为若干区域。在每个区域选择一个交通位置适中、战斗力较强的矿山救护队，作为重点建设的矿山救护中心，即区域矿山救护大队。区域矿山救护大队由2个以上中队组成，是完备的联合作战单位。区域矿山救护大队是本区域的救灾专家、救护装备和演习训练中心，负责区域内矿井重大灾变事故的处理，对直属中队实行领导，并对区域内其它矿山救护队、辅助矿山救护队进行业务领导。区域矿山救护大队设大队长1人，副大队长2人，总工程师1人，副总工程师1人，工程技术人员数人。区域矿山救护大队应设相应的管理及办事机构（如战训、后勤等），并配备必要的管理人员和医务人员。1.矿山救护中队的组织矿山救护中队距服务矿井一般不超过10km或行车时间一般不超过15mino矿山救护中队是独立作战的基层单位，由3个以上的小队组成，直属中队由4个以上的小队组成。矿山救护中队设中队长1人、副中队长2人、工程技术人员1人。中队应配备必要的管理人员及汽车司机、机电维修、氧气充填、电台话务等人员。小队是执行作战任务的最小战斗集体，由9人以上组成。小队设正、副队长各1人。2.辅助矿山救护队的组织辅助矿山救护队应根据矿井的生产规模、自然条件、灾害情况确定编制，原则上应由3个以上的小队组成。辅助矿山救护队应设专职队长及专职仪器装备维修工，负责日常工作。辅助救护队直属矿长领导，业务上受矿总工程师(或技术负责人)和矿山救护队领导。辅助矿山救护队员应由符合条件的工人、工程技术人员和干部兼职组成。(二)矿山救护队的任务矿山救护队的任务是：(1)救护井下遇险遇难人员；(2)处理井下火、瓦斯、煤尘、水和顶板等灾害事故；(3)参加危及井下人员安全的地面灭火工作；(4)参加排放瓦斯、震动性放炮、启封火区、反风演习和其它需要佩用氧气呼吸器的安全技术工作；(5)参加审查矿井灾害预防和处理计划，协助矿井搞好安全和消除事故隐患的工作；(6)负责辅助救护队的培训和业务领导工作；(7)协助矿山搞好职工救护知识的教育。矿山救护队进行矿井预防性工作的主要内容有：

280(1)经常深入服务矿井熟悉情况，了解各矿采掘布置、通风系统、保安设施、火区管理、运输、防水排水、输配电系统、洒水灭尘、消防管路系统及其设备的使用情况；各生产区队、班(组)的分布情况，机电恫室、火药室、安全出口的所在位置，事故隐患及安全生产动态等。(2)协助矿井搞好探查古窑，恢复旧巷等需要佩用氧气呼吸器的安全技术工作。(3)协助矿井训练井下职工、工程技术人员使用和管理自救器。(4)宣传党的安全生产方针，协助通风安全部门做好煤矿事故的预防工作。(5)帮助矿长、总工程师掌握救护仪器使用的基本知识。二、矿山救护工作原则矿山救护队必须认真执行国家的安全生产方针，坚持“加强战备，严格训练，主动预防，积极抢救”的原则，时刻保持高度的警惕，并做到“召之即来，来之能战，战之能胜”。矿山救护队接到事故召请电话时，应问清事故地点、类别、通知人姓名，立即发出警报，迅速集合队员。必须在接到电话Imin内出动，不需乘车出动时，不得超过2min出动，赶到事故矿井。矿井发生重大事故后，必须立即成立抢救指挥部，矿长任总指挥，矿山救护队长为指挥部成员。在处理事故时，矿山救护队长对救护队的行动具体负责、全面指挥。如果有外区域矿山救护队联合作战，应成立矿山救护联合作战部，由事故矿所在区域的救护队长担任指挥，协调各救护队战斗行动。处理事故时，应在灾区附近的新鲜风流中选择安全地点设立井下基地。基地指挥由指挥部选派人员担任，有矿山救护队指挥员、待机小队和急救员值班，并设有通往地面指挥部和灾区的电话，有必要的备用救护器材和装备，有明显的灯光标志。根据事故处理情况变化，救护基地可向灾区推移，也可撤离灾区。矿井发生火灾、瓦斯或煤尘爆炸、水灾等重大事故后，救护队必须首先进行侦察工作，准确探明事故的类别、原因、范围、遇险遇难人员数量和所在地，以及通风、瓦斯、有毒有害气体等情况，为指挥部制定符合实际情况的处理事故方案提供可靠依据。抢救遇险人员是矿山救护队的首要任务，要创造条件以最快的速度、最短的路线，先将受伤、窒息的人员运送到新鲜空气地点进行急救，同时派人员引导未受伤人员撤离灾区，然后抬出已牺牲的人员。进入灾区侦察或作业的小队人员不得少于6人，并根据事故性质的需要，携带必要的技术设备。救护小队在窒息区内工作时，小队长应使队员保持在彼此能看到或听到音响信号的范围以内，任何情况下都严禁指战员单独行动，严禁通过口具或摘掉口具讲话。救灾工作需要果断、勇敢和科学性相结合，不能有侥幸心理和蛮干行为。指挥人员应在准确掌握事故情况的基础上，分析研究，根据《煤矿救护规程》中处理各类事故时救护队的行动原则，制定出切实可行的作战方案。并抓住战机，组织力量，尽快地抢救人员和处理事故。事故处理结束，经抢救指挥部同意后，救护队才能整理装备带队返回。三、矿山救护队的常用技术装备

281为保证矿山救灾过程中救护指战员的自身安全和对遇险遇难人员施行人工呼吸急救，矿山救护队必须配备一定数量的氧气呼吸器、自动苏生器、氧气充填泵、氧气呼吸器校验仪、救护通讯器材、冰冷防热服和寻人仪等仪器设备。1.氧气呼吸器氧气呼吸器是•种与外界空气隔绝的个体防护装置。国内生产的有AHG-2、AHG-3、AHG-4和AHY-6等型号，它们的工作原理基本相同，其有效使用时间分别为2h、3h和4h»美国BIOMARINE公司生产的BI0PAK-240型呼吸器，其结构形式与我国生产的呼吸器有较大区别，但呼吸器的主要系统基本相似。AHG-4A型氧气呼吸器，是带压缩氧气储备的隔绝再生式闭路循环呼吸保护器具，它由呼吸循环系统、氧气供应系统和辅助装置组成。其构造如图13-1-1所示。W13-1-1AHG-4A型较气呼吸器1一外壳；2一手动补给接头；3一氧气瓶左紧带；4一氧气瓶右紧带；5一开口销；6一氧气瓶；7—压力表导管；8一氧气压力表；9一垫圈；10一降温器；11—吸气阀；12—右头带；13—保护片；14一自动排气阀；15—呼吸软管组件；16一口具组件（或全面罩）；17一左头带；18—输氧管；19一调节器；20—联调节器导管；21—呼气阀；22一清净罐；23一清净罐束紧带；24—呼吸袋；25一分路器；26一氧气瓶开关；27一联氧气瓶导管；28一调节带；29一钩环螺帽；30一手动补给按扭；31一压力表开关；32—联接螺丝；33

282一保护管；34一腰垫；35—A型带；36—联接钩环；37一腰带；38一哨子；39一左肩带;40—螺钉；41一垫圈；42一扣环；43一右肩带。呼吸循环系统包括带口片的口具盒16（或全面罩）、呼吸软管组件15、呼气阀21、清净罐22、呼吸袋24、排气阀14、降温器10、吸气阀11以及□具附带的鼻夹等组成。呼吸循环系统与呼吸器其它部分有三处联接；一是通过呼吸软管组件15的中心螺栓，联接口具16或面罩，以实现和佩用者呼吸器官的联接；二是通过呼吸袋上的手动补给接头2与分路器25相联，以输入手动补给氧气；三是通过输氧带18与调节器19相联,以输入定量供氧和自动补给供氧。氧气供应系统由带开关26的压缩氧气瓶6,联氧气瓶导管27分路器25,再联调节器导管20、调节器19、输氧管18、压力表导管组件7、压力表8等组成。供氧系统的操作部位有三处：一是氧气瓶开关26,二是手动补给按钮30,三是压力表开关31。为便于操作，它们均布置在佩用者的右手下方。辅助装置包括外壳、外壳内部设置的氧气瓶束紧带、清净罐束紧带、降温器束紧带、外壳外部设置的肩带、腰带、腰垫、A型组件等，以供佩用呼吸器时用。呼吸器的工作原理方框图见图13-1-2。A加1:口疝面一«2图13-1-2呼吸器的工作原理方框图呼吸器佩用者从肺部呼出的气体经过口具或面罩进入呼吸器循环系统，沿呼气软管、呼气单向阀进入清净罐，呼出气体中的二氧化碳与清净罐中的吸收剂（主要是氢氧化钙）进行反应而被有效地减少；净化后的富氧再生气体流入呼吸袋备用。佩用者吸气时，呼吸袋里的富氧气体流进降温器，被吸走部分热量，其温度降低并因此脱去部分水汽，然后穿过吸气单向阀而进入吸气软管，与此同时，来自供氧调节器的定量供氧以1.3~1.5L/min的流量经输氧管进入降温器与再生富氧气体混合，沿吸气管和口具进入佩用者的呼吸器官，完成整个呼吸循环。

283当佩用者从事繁重的体力劳动，1.3〜1.5L/min的定量供氧流量已不够消耗时，呼吸器内部系统中产生的负压，将启动供氧调节器中的自动补给阀，以不小于90L/min流量自动补给氧气。在佩用者工作间隙或短暂休息期间，人体的氧气消耗较小，呼吸器的定量供氧有剩余，积聚的气体使呼吸袋24中压力升高。当压力升高到一定值时，自动排气阀开启排气。当压力恢复到正常范围时，则自动排气阀停止排气并保持气密。在呼吸器系统中，氧气的补给除上述的定量供氧和自动补给供氧外，还有第三种供氧机构一手动补给供氧。这是一种紧急供氧方式，佩用者直接用手指按压手动补给按钮30,氧气不通过减压阀而直接输送到呼吸袋24中，手动补给只有在减压阀、自动肺失灵或者必须用大流量氧气吹洗呼吸器系统中的氮气时才采用。氧气瓶6内的氧气压力由压力表8显示。联接压力表8与分路器25的压力表导管组件（毛细管）如有损坏或联接部位密封性能不好，可用压力表开关31将其与分路器25隔绝，以免氧气漏损，关闭压力表开关不影响手动补给阀的正常工作。AHG-4A型氧气呼吸器的呼吸联接器具有口具和呼吸面罩两种形式，见图13-1-3和图当在闷热的井巷里从事较重工作时，选用口具可使面部散热良好。而选用面罩则具有可同时用口鼻呼吸、能说话、对面部有保护作用等优点。图13-1-3口具

2841一口具主体：2—扎紧线绳和保护套；3一口片；4—颁托软垫；5—保护套图13-1-4呼吸面罩1一头带：2一带扣；3一手柄；4一眼窗玻璃；5—传声器；6—呼吸软管；7一擦水器;8一阻水罩1.自动苏生器自动苏生器是一种自动进行正负压人工呼吸的急救装置，它适于抢救如胸部外伤、中毒、溺水、触电等原因造成的呼吸抑制或窒息的伤员。我国救护队现用的ASZ-30型自动苏生器的构造和工作原理如图13T-5所示。图13-1-5自动苏生器工作原理示意图1一氧气管；2—氧气瓶；3—压力表；4—减压阀；5—配气阀；6—引射器；7—吸引瓶;8—自动肺；9一面罩；10—储气囊；11一呼吸阀；12、13、14一开关；15一逆止阀；16一安全阀氧气瓶2中的高压(20MPa)氧气经氧气管1、压力表3进入减压器4,将压力减到0.5MPa以下，

285然后进入配气阀5.在配气阀5上有3个气路开关：开关12通过引射器6和导管相连，其功用是在苏生前，借引射器中高速气流造成的负压先将被抢救人员口中的泥、粘液、水等抽到吸引瓶7内。开关13利于导气管和自动肺8相连，自动肺8通过其中的引射器喷出氧气时吸入外界一定量的空气，二者混合后经过面罩9压入被抢救人员肺内，然后引射器又自动操纵阀门将肺内气体抽出，以实现自动进行人工呼吸的目的。当被抢救人员恢复自动呼吸能力后，可停止自动人工呼吸改为自主呼吸下的供氧，即将面罩9通过呼吸阀11与储气囊10相接，储气囊通过导气管和开关14相接。储气囊10中的氧气经呼吸阀供被抢救者呼吸用，呼出的气体由呼吸阀排出。为保证苏生抢救工作不致中断，应在氧气瓶内的氧气压力接近3MPa时，换用备用氧气瓶或工业大氧气瓶供氧，备用氧气瓶使用两端带有螺旋的导管接到逆止阀15ho此外，在配气阀上还备有安全阀16,它能在减压后氧气压力超过规定数值时泄出一部分氧气以降低压力，使苏生工作能可靠地进行。3.氧气充填泵氧气充填泵是将大储量氧气瓶中的氧气充入小氧气瓶内，使后者压力提高到20~30MPa的设备。它主要用于矿山救护队，也广泛用在消防、航空、医疗和化工部门。目前使用的有ABD-200型(电机功率IkW)、CT-250型(电机功率3kW)和AET20型(电机功率2.2kW)出动氧气充填泵。4.氧气呼吸器校验仪氧气呼吸器校验仪可检查呼吸器的整机及其组件的以下性能：(1)呼吸器在正、负压情况下的气密程度；(2)自动排气阀和自动补给阀的启闭动作压力；(3)呼吸器定量供氧流量：(4)自动补给氧气流量；(5)呼气阀在负压(吸气)和正压(呼气)情况下的气密程度：(6)清净罐的气密程度；(7)清净罐装药后的阻力。目前使用的有：AJH-3型氧气呼吸器校验仪（重庆煤矿安全仪器厂生产）和AJ-3型氧气呼吸器校验仪（抚顺煤矿安全仪器厂生产）。5.矿山救护通讯设备矿山救护通讯设备（俗称灾区电话），是矿山救护队在抢险救灾过程中不可缺少的通讯设备。目前使用的有PXS-1型声能电话机和KJT-75型救灾通讯设备。PXS-1型声能电话机为矿用防爆型，有效通话距离2〜4km。该机由发话器、受话器、声频发电机、扩大器等组成。有手握式对手握式和手握式对面罩式组成无源通话两种安装形式。在抢险救灾时，进入灾区的人员可选用发话器、受话器全装在面罩中，扩大器固定在腰间的安装形式，如图13-1-6所示。日常工作联络或指挥所用时，可选用手握式电话机的安装形式，如图13-1-7所示。

286图13-1-6手握式对面罩式的安装形式图13-1-7手握式对手握式的安装形式PXS-1型声能电话机由声能供电，扩大器、对讲扩大器的电源选用6F22.9V层叠电池供电。该机携带方便、使用可靠、具有防尘、防潮、防爆等特点。KJT-75型救灾通讯设备由主机、副机和袖珍发射机三部分组成。通讯主机供井下基地使用，副机和袖珍发射机供进入灾区的救护队员使用。救护队员通过副机扬声器收听主机传来的话音，使用袖珍发射机向主机发话。救护队员随身携带缠制好的放线包，救灾作业时边行进边放线，并随时和基地的主机保持井下联系（主、副机间的通讯距离为2km）。通讯导线兼作救护队员的探险绳。基地通讯主机可同时对三路救灾队员实现救灾指挥。3.冰冷防热服冰冷防热服（也叫冷却服）用于救护队员在高温地区工作时免受高温危害和提高工作效率。普通冰冷防热服由冰衣和冰袋组成。冰衣有三层：内层为尼龙编织物，中层为隔热聚脂毡，外层为镀铝玻璃纤维服。其袖口、领口和胸带是由加宽编织物制成的，使上身严密不透气。冰袋用钮扣扣在冰衣的内层胸前和背部，由44个隔离的冰槽组成。根据作业环境的温度不同，一般可用1〜2h。4.寻人仪在救灾过程中，利用寻人仪能够迅速发现遇险遇难人员位置以便尽快地进行抢救。

287美国矿业局研制了一种低频无线电收发装置,这个装置很小，适于矿工系在腰带上。它完全密封，发射机的天线安装在一个小盒内，能够间断产生600〜30000Hz的定位信号。由于每台发射机只能产生一个固定频率，故可从其发出的频率鉴别遇险遇难人员。这套装置除发射机外，还包括一个基音接收器，一个按钮和一个开关。接收器能使遇险矿工收到来自地面的声音信息，它是由地面上的发射机发出的。同时，救护队还能向遇险者询问有关情况，遇险矿工对某些问题用发射器发出几组信号做“是”，或用另外几组做“不是”的回答，这些均用装置上的按钮来完成。收发机通过一个特殊的与矿灯电池连接的电源作动力源，一个充好电的矿灯电池可供收发机使用40h,已用了8h的矿灯电池可供收发机使用16ho这种信号装置已在美国的93个矿井进行了试验，井筒深度小于600m时效果很好。我国研制成功的KXY型矿井寻人仪，由微型发射器和测向机等组成，可测定遇险遇难人员的方位和距离。微型发射器安装在矿工配带的矿灯内，矿灯充电后即可发出呼救信号，其耗电功率小，不影响矿灯的正常照明。测向机用于探测发射器发射信号，确定遇险遇难人员的方位。第二节矿工自救多数灾害事故发生初期，波及范围和危害程度都比较小，这是消灭事故、减少损失的最有利时机。而且灾害刚发生，救护队很难马上到达，因此在场人员要尽可能利用现有的设备和工具材料将其消灭在萌芽阶段。如不能消灭灾害事故时，正确地进行自救和互救是极为重要的。一、发生事故时在场人员的行动原则发生事故后，现场人员应尽量了解和判断事故的性质、地点和灾害程度，迅速向矿调度室报告。同时应根据灾情和现有条件，在保证安全的前提下，及时进行现场抢救，制止灾害进一步扩大。在制止无效时，应由在场的负责人或有经验的老工人带领，选择安全路线迅速撤离危险区域。当井下掘进工作面发生爆炸事故时，在场人员要立即打开并按规定佩戴好随身携带的自救器，同时帮助受伤的同志戴好自救器，迅速撤至新鲜风流中。如因井巷破坏严重,退路被阻时，应千方百计疏通巷道。如巷道难以疏道，应坐在支架良好的下面，等待救护队抢救。采煤工作面发生爆炸事故时，在场人员应立即佩戴好自救器，在进风侧的人员要逆风撤出，在回风侧的人员要设法经最短路线，撤退到新鲜风流中。如果由于冒顶严重撤不出来时，应集中在安全地点待救。井下发生火灾时，在初起阶段要竭力扑救。当扑救无效时，应选择相对安全的避灾路线撤离灾区。烟雾中行走时迅速戴好自救器。最好利用平行巷道，迎着新鲜风流背离火区行走。如果巷道已充满烟雾，也绝对不要惊慌、乱跑，要冷静而迅速辨认出发生火灾的地区和风流方向，然后有秩序地外撤。如无法撤出时，要尽快在附近找一个嗣室等地点暂时躲避，并把铜室出入口的门关闭以隔断风流，防止有害气体侵入。当井下发生透水事故时，应避开水头冲击（手扶支架或多人手挽手），然后撤退到上部水平。不要进入透水地点附近的平巷或下山独头巷道中。当独头上山下部唯一出口被淹没无法撤退时，可在独头上山迎头暂避待救。独头上山水位上升到一定位置后，上山上部能因空气压缩增压而保持一定的空间。若是采空区或老窑涌水，要防止有害气体中毒或窒息。井下发生冒顶事故时，应查明事故地点顶、帮情况及人员埋压位置、人数和埋压状况。采取措施，加固支护，防止再次冒落，同时小心地搬运开遇险人员身上的煤、岩块,把人救出。搬挖的时候，不可用镉刨、锤砸的方法扒人或破岩（煤），如岩（煤）块较大，可多人搬或用撬棍、千斤顶等工具抬起，救出被埋压人员。对救出来的伤员，要立即抬到安全地点，根据伤情妥善救护。二、矿工自救设施与设备

288（一）避难嗣室避难胴室是供矿工遇到事故无法撤退而躲避待救的一种设施。避难洞室有两种：一是预先设采区工作地点安全出口路线上的避难洞室（也称为永久避难嗣室）；二是事故发生后因地制宜构筑的临时避难恫室。《规程执行说明》对永久避难洞室的要求是：设在采掘工作面附近和放炮器启动地点，距采掘工作面的距离应根据具体条件确定；室内净高不得小于2m,长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定，每人占用面积不得小于0.5m2；室内支护必须良好，并设有与矿（井）调度室直通电话；室内必须设有供给空气的设施，每人供风量不少于0.30?/min；室内应配备足够数量的隔离式自救器；避难胴室在使用时必须用正压通风。临时避难胴室是利用独头巷道、洞室或两道风门间的巷道，由避难人员临时修建的。为此应事先在这些地点备好所需的木板、木桩、粘土、砂子和砖等材料，在有压气条件下还应装有带阀门的压气管。若无上述材料时，避难人员可用衣服和身边现有的材料临时构筑，以减少有害气体侵入。进入避难嗣室时，应在嗣室外留有衣物、矿灯等明显标志，以便救护队寻找。避难时应保持安静，避免不必要的体力和空气消耗。室内只留一盏矿灯照明，其余矿灯关闭，以备再次撤退时使用。在洞室内可间断敲打铁器、岩石等，发出呼救信号。（二）压风自救装置压风自救装置是利用矿井已装备的压风系统，由管路、自救装置、防护罩（急救袋）三部分组成。目前世界上几个技术比较先进的国家，如美国、英国、日本等已在煤矿普遍使用。1987年重庆煤科分院研制了适合我国煤矿的压风自救装置系统，并在江西省英岗岭煤矿试用，效果良好。进入90年代以来，我国不少矿井使用了压风自救系统。平顶山矿区在井下使用的压风自救装置系统如图13-27所示，它安装在嗣室、有人工作场所附近、人员流动的井巷等地点。当井下出现煤与瓦斯突出预兆或突出时，避难人员立即去到自救装置处，解开防护袋，打开通气开关，迅速钻进防护袋内。压气管路中的压缩空气经减压阀节流减压后充满防护袋，对袋外空气形成正压力，使其不能进入袋内，从而保护避难人员不受有害气体的侵害。防护袋是用特制塑料经热合而成，具有阻燃和抗静电性能。每组压风自救装置上安多少个头（开关、减压阀和防护袋），应视工作场所的人数而定。图13-2T压风自救装置示意图1—压风管路；2—压风自救装置支管；3—减压阀；4—防护袋；5一巷道底板（三）自救器自救器是一种体积小、携带轻便，但作用时间较短的供矿工个人使用的呼吸保护仪器。主要用途是当煤矿井下发生事故时，矿工佩戴它可以通过充满有害气体的井巷，迅速离开灾区。因此，《规程》规定：“每一入井人员必须随身携带自救器”。自救器分为过滤式和隔离式两类，隔离式自救器又有化学氧和压缩氧两种。我国生产有

289AZL-40型、AZL-60型、MZ-3型和MZ-4型等过滤式自救器，AZH-40型化学氧自救器，AYG-45型和AYG-60型压缩氧自救器。1.AZL-60型过滤式自救器这种自救器是用于矿井发生火灾或瓦斯爆炸时防止co中毒的呼吸保护装置，它适用于周围空气中。2浓度不低于18%的条件下。当CO浓度小于1.5%、环境温度在50C以下时，使用时间可达60min。该自救器的外形如图13-2-2所示，过滤药罐的结构如图13-2-3所示。自救器的滤罐密封在外壳内，外壳由上、下壳体、密封圈、封口带、开启搬手、腰带挂环、封印条和号码牌等组成，密封后可以长期携带（3年）或存放（5年）。图13-2-2自救器外形1一上壳；2一封口带；3—号码牌；4一下壳；5—开启搬手；6—腰带环使用时，滤毒罐由口具6与人体肺部相通，含有CO的空气，首先经过滤尘层14进入干燥剂药层12除湿，以防止触媒剂中毒。经干燥的气体进入触媒层10进行氧化反应，将其中的C0气体转化为无毒的CO,气体。这时滤毒罐完成滤毒作用，再经吸气阀8及降温网4由口具6进入人的肺部，人体呼出的气体由呼气阀2直接排出。佩带自救器的方法步骤：掀起保护罩，再用拇指掀起红色的开启搬手，拉断封印条；撕掉封口带，拨开外罐上部并扔掉；握住头带，把药罐从外罐中拉出，并扔掉外罐下部；从口具上拉开鼻夹，把口具片塞进牙齿与嘴唇之间，并咬住牙垫；用两手轻轻拉开鼻夹垫，夹在鼻子上，并立即用口呼吸；取下矿帽，把头带套在头顶上：戴上矿帽，撤离危险区。

290图13-2-3自救器滤毒罐结构示意图1—鼻夹：2一呼气阀；3一头带；4—降温网；5—牙垫；6一口具；7一口水挡板；8-吸气阀；9一滤尘层；10—触媒层；11一隔热纱带；12—干燥剂；13一补偿弹簧；14一滤尘层；15一减振垫1.AZH-40型化学氧自救器这种自救器为隔离式自救器，可用于矿井发生各种灾害情况下矿工的自救。该自救器有效作用时间为：步行速度5.5km/h或从事中等强度劳动(196OOON・m/h)时，不少于40min,静坐条件下大于2h。AZH-40型化学氧自救器的结构原理如图13-2-4所示。人的呼气从口具1经呼吸软管3、带降温器的阀盒4、呼气阀19、呼气管8、药罐中心管18、再从药罐11的底部返上来，经过药罐中的生氧剂13(药片状或粒状超氧化钾)，将呼气中的水汽及C0?吸收掉并放出。2,富氧的空气再进入气囊6以供吸气时使用。吸气时，富氧空气经吸气阀20、阀盒4、呼吸软管3、口具1而吸入人的肺部。当生氧量超过人的呼吸需要时，气囊因积聚过多气体而膨胀，设在气囊上的拉绳遂将排气阀7拉开，见图中(b),气囊中过剩的气体即从排气阀排泄到外界大气中去。

291启动装置（图13-2-4中12）是为了自救器在使用一开始即能产生氧气而设置的，其结构见图13-2-5。当打开自救器后，拉动拉环4,启动针5被拉出，滚珠9在弹簧作用下向中心滚动，冲击座6失去卡紧力在弹簧7的作用下向下冲击，使硫酸瓶11直接与撞针孔板12相撞，在尖凸部分作用下被击破，其中酸液流出，经孔板上的小孔、引导漏斗10流入药剂筒15内，与其中的NaO?启动生氧药剂相互作用产生出氧气（在30s内可生氧2升以上），溢出到生氧药罐中，继而进入气囊。使用时，当甩掉自救器外壳后,气囊应逐渐自动充气鼓起，药剂筒壁变热，这表明自救器已正常起动。如一旦气囊未鼓起，则应立即采取用嘴从口具向气囊内吹气，吹鼓后再戴好口具、鼻夹，先缓步撤退，待生氧剂放氧充足后再加快行走步伐。图13-2-4AZH-40型自救器的结构原理1-口具；2—鼻夹；3—呼吸软管；4一带降温器的阀盒；5一上箍圈；6—气囊；7一排气阀；8—呼气管；9一下小箍圈；10一下大箍圈；11一生氧药罐；12—启动装置；13—生氧剂；14—散热片；15—□具衬管；16—中箍圈；17一口具塞；18一药罐中心管；19一呼气阀；20—吸气阀

292图13-2-5启动装置1—固定螺帽：2—密封胶垫；3一套筒；4—拉环；5—启动针；6--冲击座；7-—弹簧；8—启动卡；9一滚珠；10一硫酸引导漏斗；11一硫酸瓶；12一撞针孔板；13—NaOz启动生氧药剂；14—底盖；15一药剂筒；16—胶结剂图13-2-6AYG-45型自救器原理结构1—外壳；2—氧气瓶；3—减压器；4一压力计；5一氧气瓶开关；6一口具及呼吸软管;7—鼻夹；8一眼镜：9—自动补给端杆；10—氧气袋；11一排气阀；12—二氧化碳吸收剂这种化学氧隔离式自救器存在着：生氧剂中混入有机物时具有易燃易爆性；当湿气进入内罐时使生氧剂吸湿放氧，时间一长会使罐内压力升高，易引起自动着火爆炸；使用过(或报废)的自救器内部残存有相当数量的生氧剂，加之无外壳保护，易混进有机物而引起着火等缺点。因此，这种自救器应放置在不受碰撞和强烈冲击的地方，并定期进行气密性检查，对使用过或报废的自救器不能丢放在井下，应带到地面妥善处理。

2931.AYG-45型压缩氧自救器AYG-45型压缩氧自救器的原理及结构见图13-2-6。其工作原理为：当佩戴使用时，人体呼出的气体经口具及呼吸软管6进入CO2吸收剂盒中，呼气中的CO?被盒中的吸收剂(Ca(OH)J吸收掉，经净化的气体再进入氧气袋10中与由减压器3送来的“混合，供再次呼吸使用。吸气时氧气袋10中的富氧空气经呼吸软管、口具进入人体肺部，完成呼吸循环。当氧气袋10中空气不足时，自动补给端杆9会自动工作，由氧气瓶经减压向氧气袋迅速补充氧气。当氧气袋空气储量超过人体需要时，袋中压力上升使排气阀11开启，将多余空气排到外界大气中，以使呼吸压力维持在规定范围内。AYG-45型自救器重3.7kg,在中等劳动强度时的使用时间为45minoAYG-60型自救器总重5kg,在中等劳动强度时的使用时间为60min,其原理和结构与AYG-45型相同。2.白救器的选用原则对于流动性较大，可能会遇到各种灾害威胁的人员应选用隔离式自救器；在有煤与瓦斯突出矿井或突出区域的采掘工作面，应选用隔离式自救器。其余情况下，一般应选用过滤式自救器。3.自救器的佩戴注意事项(1)戴上自救器后，吸气温度逐渐升高，表明自救器工作正常。决不能因吸气干热而把自救器取下。(2)化学氧自救器佩戴初期生氧剂放氧速度慢，如条件允许，应缓慢行走，等氧足够呼吸时再加快速度。撤退时最好按每小时4〜5km速度行走，呼吸要均匀，千万不要跑。(3)佩戴过程中口腔产生的唾液，可以咽下，也可任其自然流入口水盒降温器，严禁拿下口具往外吐。(4)在未到达安全地点前，严禁取下鼻夹和口具，以防有害气体的毒害。第三节现场急救矿井发生水灾、火灾、爆炸、冒顶等事故后，可能会出现中毒、窒息、外伤等伤员。在场人员对这些伤员应根据伤情进行合适的处理与急救。救护指战员在灾区工作时，只要发现遇险受伤人员，都要把救人放在第一位。一、对中毒、窒息人员的急救在井下发现有害气体中毒者时，-•般可采取下列措施：(1)立即将伤员抢运到新鲜风流中，安置在安全、干燥和通风正常的地点。(2)立即清除患者口、鼻内中的污物，解开上衣扣子和腰带，脱掉胶鞋。并用衣被等物盖在伤员身上以保暖。(3)根据心跳、呼吸、瞳孔、神志等方面，判断伤情的轻重。正常人每分钟心跳60〜80次、呼吸16〜18次，两眼瞳孔是等大等圆的，遇光线后能迅速收缩变小，神志清醒。而休克伤员的两瞳孔不一样大，对光线反应迟钝。可根据表13-3-1

294所示情况判断休克程度。对呼吸困难或停止者，应及时进行人工呼吸。当出现心跳停止现象时，除进行人工呼吸外，还应同时进行心脏挤压法急救。表13-3-1休克程度分类表休克分类轻度中度重度神志清楚淡漠、嗜睡迟钝或不清脉搏稍快快而弱摸不着呼吸略速快而浅呼吸困难四肢温度无变化或稍发凉湿而凉冰凉苍白或出现花纹皮肤发白斑发紫尿量正常或减少明显减少尿极少或无尿血压正常或偏低下降显著测不到(4)人工呼吸持续的时间以伤员恢复自主性呼吸或真正死亡时为止。当救护队员到达现场后，应转由救护队用苏生器苏生。对重度CO中毒和SO?、N0?中毒者只能进行口对口的人工呼吸或用苏生器苏生，不能采用压胸或压背法的人工呼吸，以免加重伤情。现场急救常用的人工呼吸和恢复心跳的方法：1.口对口吹气法此法效果好、操作简单、适用性广。操作前使伤员仰卧，救护者跪在伤员头部一侧,一手托起伤员下颌，并尽量使头部后仰，另一手将其鼻孔捏紧，以免吹气时从鼻孔漏气;救护者深吸一口气，然后紧对伤员的口将气吹入，造成吸气(图13-3T),并观察伤员的胸部是否扩张，确定吹气是否有效和适当；吹气完毕，松开捏鼻的手，并用一手压其胸部以帮助呼气。如此有节律地均匀地反复进行，每分钟吹气14〜16次。(b>图13-3-1口对口吹气人工呼吸法a一紧贴吹气；b一放松呼气2.仰卧压胸法让伤员仰卧，救护者跨跪在伤员大腿两侧，两手拇指向内，其余四指向外伸开平放在伤员胸部两侧乳头之下，借上身重力压伤员的胸部，挤出肺内空气；然后，救护者身体后仰除去压力，伤员胸部依其弹性自然扩张，使空气吸入肺内。如此有节律地进行，每分钟16〜20次（图13-3-2）o3.俯卧压背法让伤员俯卧，救护者跨跪在伤员大腿两侧，其操作方法与仰卧压胸法大致相同（图13-3~3）o

295图13-3-2仰卧压胸法法图13-3-3俯卧压背4）心脏挤压法体外心脏挤压是用于对各种原因造成心跳骤停的伤员进行抢救的一种有效方法。将伤员仰卧平放在硬板或地面匕救护者站着或跪在伤员一侧，两手相迭，掌根放在伤员胸骨下三分之一部位，中指放在颈部凹陷的下边缘，借自己的体重用力向下按压（图13-3-4）,使胸骨压下约3〜4cm,每次下压后应迅速抬手，使胸骨复位，以利于心脏的舒张。按压次数，每分钟60〜80次。图13-3-4心脏挤压法

296体外心脏挤压与口对口人工呼吸应同时进行，密切配合，心脏按压5次，吹气1次。按压时，加压不宜太大，以防肋骨骨折及内脏损伤。按压显效时，可摸到伤员颈总动脉、股动脉搏动，散大的瞳孔开始缩小，口唇、面色转红润，血压复升。急救者应有耐心，除非确定伤员已真死，否则，不可中途停止。二、对外伤人员的急救1.对烧伤人员的急救(1).尽快扑灭伤员身上的火，缩短烧伤时间。(2).检查伤员呼吸和心跳情况，查是否合并有其他外伤、有害气体中毒、内脏损伤和呼吸道烧伤等。(3).要防止休克、窒息和疮面污染。伤员发生休克或窒息时，可进行人工呼吸等急救。(4).用较干净的衣服把伤面包裹起来，防止感染。在现场除化学烧伤可用大量流动的清水冲洗外，对疮面一般不作处理，尽量不弄破水泡以保护表皮。(5).把重伤员迅速送往医院。搬运伤员时，动作要轻柔，行进要平稳。2.对出血人员的急救对出血伤员抢救不及时或不恰当，就可能使伤员流血过多而危及生命。出血的种类有：①动脉出血，血液鲜红，随心跳频率从伤口向外喷射。②静脉出血，血液暗红，血流缓慢均匀。③毛细血管出血，表现为创面渗血，象水珠似地从伤口流出。出血较多者,一般表现为脸色苍白，出冷汗、手脚发凉，呼吸急促。对这类伤员要尽快有效地止血，然后再进行其他急救处理。止血的方法随出血种类的不同而不同。对毛细血管和静脉出血，用纱布、绷带(无条件时，可用干净布条等)包扎伤口即可；大的静脉出血可用加压包扎法止血；对于动脉出血应采用指压止血、加压包扎止血或止血带止血法。常用的暂时性动脉止血方法有：（1）.指压止血法。在伤口的I二方(近心脏一端)，用拇指压住出血的血管以阻断血流。根据出血位置，采用不同的压迫部位，如图13-3-5所示。采用此法，不宜过久。在指压止血的同时，应寻找材料，准备换用其他止血方法。

297图13-3-5指压止血法的止血压点及其止血区域1一手指；2一手掌；3一前臂；4—肱骨动脉；5一下肢股动脉：6—前头部；7—后头部；8一面部；9一锁骨下动脉；10一颈动脉（1）.加压包扎止血法。如图13-3-6所示，它是先用消毒纱布（或干净毛巾）敷在伤口上，再用绷带（或布带、三角巾）紧紧包扎起来。对小臂和小腿的止血，也可在肘窝或膝窝内加垫，然后使关节弯曲到最大限度，再用绷带（或布带）将其固定，以利用肘关节或膝关节的弯曲压迫血管达到止血的目的。图13-3-6加压包扎止血法（2）.止血带止血法。用橡皮止血带（或三角巾、绷带、布胶带等）把血管压住，达到止血目的，如图13-3-7o扎止血带的部位距出血点不宜过远，松紧要适宜。止血时间不宜过长，每30~60min放松一次，若仍然出血，可压迫伤口，过3〜5min再缚好。

298图13-3-7止血带止血法1.对骨折人员的急救对骨折人员首先用毛巾或衣服作衬垫，然后根据现场条件用木棍、木板、竹笆等材料做成临时夹板，对受伤的肢体临时固定后，抬运升井，送往医院。三、对溺水者的急救发生水灾后，应首先抢救溺水人员。人员溺水时，由于水大量地灌入人的肺部，可造成呼吸困难而窒息死亡。所以，对溺水人员应迅速采取下列急救措施：(1)把溺水者从水中救出后，要立即送到比较温暖和空气流通的地方，脱掉湿衣服,盖上干衣服，不使受凉。(2)立即检查溺水者的口鼻，如果有泥沙等污物堵塞，应迅速清除，擦洗干净，以保持呼吸道通畅。(3)使溺水者取俯卧位，用木料、衣服等垫在溺水者肚子下面；或将左腿跪下，把溺水者的腹部放在救护者的右侧大腿上，使头朝下，并压其背部，迫使其体内的水由气管、口腔里流出。(4)上述方法控水效果不理想时，应立即做俯卧压背式人工呼吸或口对口吹气式人工呼吸，或体外心脏挤压。四、对触电者的急救(1)立即切断电源。(2)迅速观察伤员的呼吸和心跳情况。如发现已停止呼吸或心音微弱，应立即进行人工呼吸或体外心脏挤压。若呼吸和心跳都已停止时，应同时进行人工呼吸和体外心脏挤压。(3)对触电者，如发现有其他损伤(如跌伤、出血等)，应作相应的急救处理。随着电子计算机的应用，复杂的数学计算已成为可能。风机的风压曲线可用下面多项式拟合*=%4-5-4式中a.,az、a**——曲线拟合系数。曲线的多项式次数根据计算精度要求确定，一般取3,

299精度要求较高时也可取5。在风机风压特性曲线的工作段上选取i个有代表性的工况点（Hi、QJ,一般取i=6。通常用最小二乘法求方程中各项系数，也可将已知的H,、Q,值代入上式，即得含i个未知数的线性方程，解此联立线性方程组，即得风压特性曲线方程中的各项拟合系数。对于某一特定矿井，可列出通风阻力方程h~及4-5-5式中R为通风机工作管网风阻，可根据上述方法确定。解式4—5—4、4一5一5两联立方程，即可得到风机工况点。如果矿井自然风压不能忽略，用图解法求工况点的方法见本章第六节中通风机的自然风压串联工作。若井口漏风较大，通风系统因外部漏风通道并联而风阻减小，此时应算出考虑外部漏风后的矿井系统总风阻，然后按上述方法求工况点。当风机特性曲线不变时，改变其工作风阻，工况点沿风机特性曲线移动。1）增风调节。为了增加矿井的供风量,可以采取下列措施：（1）减少矿井总风阻。在矿井（或系统）的主要进、回风道采取增加并联巷道、缩短风路、扩刷巷道断面、更换摩擦阻力系数小的支架（护）、减小局部阻力等措施，均可收到一定效果。这种调节措施的优点是，主要通风机的运转费用经济，但有时工程费用较大。（2）当地面外部漏风较大时，可以采取堵塞地面的外部漏风措施。这样做,通风机的风量虽然因其工作风阻增大而减小，但矿井风量却会因有效风量率的提高而增大。这种方法实施简单，经济效益较好，但调节幅度不大。依据是相似定律，即4-5-6（1）改变电机转速。何采用可控硅串级调速；更换合适转速的电动机和采用变速电机（此种电机价格贵）等方法。一台风机的进风口直接或通过一段巷道（或管道）联结到另一台风机的出风口上同时运转，

300称为风机串联工作。风机串联工作的特点是,通过管网的总风量等于每台风机的风量（没有漏风）。两台风机的工作风压之和等于所克服管网的阻力。即h-Q=Qi-Q2式中h为管网的总阻力，Hsi、晶分别为1、2两台风机的工作静压；Q为管网的总风量,Qi、Q?分别为1、2两台风机的风量。串联风机的等效特性曲线。如图4-6-1所示，两台不同型号风机件和F?的特性曲线分别为I、II。两台风机串联的等效合成曲线I+n按风量相等风压相加原理求得。即在两台风机的风量范围内，作若干条风量坐标的垂线（等风量线），在等风量线上将两台风机的的风压相加，得该风量下串联等效风机的风压（点），将各等效风机的风压点联起来，即可得到风机串联工作时等效合成特性曲线I+11。图4—6—1风机的实际工点。在风阻为R的管网上风机串联工作时，各风机的实际工况点按下述方法求得：在等效风机特性曲线I+H上作管网风阻特性曲线R,两者交点为M。，过M。作横坐标垂线，分别与曲线I和H相交于Mi和M”，此两点即是两风机的实际工况点。为了衡量串联工作的效果，可用等效风机产生的风量Q与能力较大风机的F2单独工作产生风量Q”之差表示。由图4-6T可见，当工况点位于合成特性曲线与能力较风机F2性能曲线n交点A（通常称为临界工况点）的左上方（如M0）时，AQ=Q-Qn>0,则表示串联有效；当工况点k与A点重合（即管网风阻R'通过A点）时，AQ=Q'-Qn=0,则串联无增风;当工况点M”位于A点右下方（即管网风阻为R"）时，AQ=Q'-Qu<0,则串联不但不能增风,反而有害，即小风机成为大风机的阻力。这种情况下串联显然是不合理的。通过A点的风阻为临界风阻，其值大小取决于两风机的特性曲线。欲将两台风压曲线不同的风机串联工作时，事先应将两风机所决定的临界风阻R'与管网风阻R进行比较，当R'

3011）风机并联工作的特点和工况分析如图4-6-5所示，两台不同型号风机R和&的特性曲线分别为I、II。两台风机并联后的等效合成曲线III可按风压相等风量相加原理求得。即在两台风机的风压范围