通风与安全总结.docx

第一章：
1.矿井通风的任务和目的: 连续供给井下新鲜空气, 供人呼吸, 并排除井下有毒有害气体与矿尘, 创造良好的生产作业环境, 确保井下人员健康与安全.

2.矿内空气主要成分除氧气（O2）、氮气（N2）、二氧化碳（CO2）、水蒸汽（H2O）以外，
有时还混入一些有害气体，如瓦斯（CH4）、一氧化碳（CO）、硫化氢（H2S）、二氧化硫（SO2）、二氧化氮（NO2）、氨气（NH3）、氢气（H2）和矿尘等。

3.（1）《煤矿安全规程》规定，采掘工作面的进风流中氧气浓度（按体积百分比计算）不得低于20%。
（2）采掘工作面的进风流中， CO2不超过0.5 %。采区回风巷和采掘工作面回风巷回风流中二氧化碳浓度达到1.5 %时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。总回风巷或一翼回风巷中，二氧化碳超过0.75 %时，必须查明原因，进行处理。
（3）CO是一种无色、无味、无臭的气体，相对对密度为0.97,微溶于水,能与空气均匀地混合。CO与人体血液中血红素的亲合力比氧大150～300倍，一旦CO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”。CO能燃烧，浓度在13～75%时有爆炸的危险； 空气中一氧化碳的主要来源有：矿内爆破作业、煤炭自燃及发生火灾或煤尘、瓦斯爆炸时都能产生一氧化碳 ；《规程》规定:矿内空气中CO浓度不得超过0.0024% 。
（4）井下空气中H2S的主要来源：有机物腐烂；含硫矿物的水解；矿物氧化和燃烧；从老空区和废旧巷道积水中放出；我国有些矿区煤层中也有硫化氢涌出。《规程》规定：井下空气中H2S含量不得超过0.00066 %。
（5） 矿内空气中二氧化氮的主要来源：井下爆破工作。《规程》规定，氮氧化合物不得超过0.00025%。
（6） 矿内含硫矿物氧化、燃烧及在含硫矿物中爆破都会产生二氧化硫，有时含硫矿层也涌出二氧化硫。《规程》规定矿内空气中二氧化硫最高容许浓度为0.0005 %。
（7）《规程》规定，矿内最大容许浓度为0.004 %(3mg/m3)。但当其浓度达到0.0l %时就可嗅到其特殊臭味。氨气主要在矿内发生火灾或爆炸事故时产生。
（8）《规程》规定，工作面进风流中CH4的浓度不能大于0.5 %，采掘工作面和采区的回风流中CH4的浓度不能大于1.0 %，矿井和一翼的总回风流中，CH4最高容许浓度为0.75 %。
（9）氢气无色无味，具有爆炸性，在矿井火灾或爆炸事故中和井下充电硐室均会产生，其最高容许浓度为0.5 %。

4. 矿井气候是指矿井空气的温度、湿度和风速这三个参数的综合作用状态。这三个参数的不同组合，便构成了不同的矿井气候条件。
（1） 矿内空气的温度：岩石温度 ，空气的压缩与膨胀 ，氧化生热 ， 水分蒸发 ，通风强度 ， 地面空气温度的变化， 地下水的作用 ，其它因素
（2）绝对湿度——指每1m3或1kg的湿空气中所含水蒸汽量的克数。
相对湿度——指湿空气中实际含有水蒸汽量与同温度下的饱和水蒸汽量之比的百分数。
含湿量 在含有1 kg干空气的湿空气中，所挟带的水蒸汽质量，称为湿空气的含湿量（d）。

第二章：
1. 流体是一种受任何微小剪切力作用时都能连续变形的物质。流体可分为液体和气体。既没有内摩擦又没有压缩性的流体，叫做理想流体。

2. 在井巷中，任一断面上的能量（机械能）都由位能、静压能和动能三部分组成。

3. 压力的基本概念：空气受到重力作用,而且空气能流动,因此空气内部向各个方向都有压强（单位面积上的压力）,这个压强在矿井通风中习惯称为压力，也称为静压，用符号P表示。它是空气分子热运动对器壁碰撞的宏观表现。

4.风流的点压力是指在井巷和通风管道风流中某个点的压力，就其形成的特征来说，可分为静压、动压和全压(风流中某一点的静压和动压之和称为全压)。某点i的静压又分为绝对静压(Pi)和相对静压（hi），全压也可分绝对全压(Pti)和相对全压（hti）。

5.

全压 = 静压 + 动压
相对全压=相对静压 + 动压

绝对全压= 绝对静压 +动压

绝对静压=相对静压+大气压

（A）压入式通风 （B）抽出式通风
6. 压力坡度：通风压力坡度线是对能量方程的图形描述。 从图形上比较直观地反映了空气在流动过程中压力沿程的变化规律、通风压力和通风阻力之间的相互关系以及相互转换。通风压力坡度线是通风管理和均压防灭火的有力工具。

第三章：
1.风流的流动状态分为层流与紊流。层流是指流体各层的质点互不混合，质点流动的轨迹为直线或有规则的平滑曲线，并与管道轴线方向基本平行。紊流是指流体的质点强烈互相混合，质点的流动轨迹极不规则，除了沿流动总方向发生位移外，还有垂直于流动总方向的位移，且在流体内部存在着时而产生、时而消失的旋涡。

2. 风流在井巷中作均匀流动时，沿程受到井巷固定壁面的限制，引起内外摩擦而产生的阻力称作摩擦阻力。前人实验得出水流在圆管中的沿程阻力公式是：

层流状态：λ=64/Re；紊流状态：

3.
这就是完全紊流情况下的摩擦阻力定律。当巷道风阻一定时，摩擦阻力与风量的平方成正比。

层流状态下的摩擦阻力定律：

4.降低摩擦阻力的措施：降低α、扩大巷道断面S 、 减少周界长U、减少巷道长L 、避免巷道内风量过大。降低摩擦阻力，还应同时结合井巷的其它用途与经济等因素进行综合考虑。如断面过大，不但不经济，而且也不好维护，反而不如选用双巷。

5. 风流在井巷的局部地点，由于速度或方向突然发生变化，导致风流本身产生剧烈的冲击，形成极为紊乱的涡流，因而在该局部地带产生一种附加的阻力，称为局部阻力。

6. 所谓通风阻力定律，就是前面所述的摩擦阻力定律和局部阻力定律的结合，也就是通风阻力、风阻和风量三个参数相互依存的规律。

7. 某一井巷或矿井的通风特性就是该矿井或井巷所特有的反映通风难易程度或通风能力大小的性能。这种特性可用该井巷或矿井的风阻值的大小来表示。为了形象化，习惯引用一个和风阻的数值相当、意义相同的假想的面积值（m2）来表示井巷或矿井的通风难易程度。这个假想的孔口称作井巷或矿井的等积孔（又称当量孔）。等积孔就是用一个与井巷风阻值相当的理想孔的面积值来衡量井巷通风的难易程度。 值得指出的是，矿井等积孔仅仅是评定矿井通风难易程度的一个指标，它并不能全面地反映矿井通风难易程度。矿井通风难易程度的评判应当从矿井通风的根本目的（供给井下充足的新鲜空气，冲淡有毒有害气体，创造良好的生产环境）入手。

第四章：
1． 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。自然风压--由矿井自然条件产生的能量差，则为自然风压 。

2. 风流从气温较低的井筒经工作面流到气温较高的井筒。影响自然风压大小和方向的因素：1）地表气温的变化2)矿井深度 3)地面大气压4）机械通风5）矿井某一回路中两侧空气柱的温差。

3. 通风机的特性参数有流量，压力，功率和效率。通风管道或矿井的通风阻力与风流的平方成正比：h=RQ2。 风量越大，通风阻力越高。当通风机与通风管道或矿井相连时，通风机的个体风压曲线与管道或矿井的风阻特性曲线就有一交点，这个交点就叫做通风机的工况点。工况点所对应的风量就是此时通过管道或矿井的实际风量，对应的风压就是用以克服管道或矿井通风阻力的通风压力。通过工况点作垂线与N,η的交点就是通风机此时的功率和效率。

通风机工况点的合理范围：一是从经济方面考虑，二是从安全的角度，要求风机工况点不能处于不稳定区。轴流式通风机的合理工作范围：
上限：应在“驼峰”右侧，实际应用的最大风压值的0.9倍以下。
下限：通风机的运转效率，不得低于0.7。

4. 通风机的附属装置包括
反风装置、防爆门、风峒和扩散器等。
主要通风机和自然风压串联：
主要通风机与自然风压串联工作时，其通风机风压与自然风压的关系，如下图所示：

主要通风机的静压特性曲线为I，矿井风阻特性曲线为R，在冬季，矿井自然风压帮助机械通风，其特性曲线为Ⅱ，由曲线Ⅰ和Ⅱ按“风量相等，风压相加”的原则，可以得到联合工作特性曲线Ⅲ，它与R曲线的交点即为联合工况点M0(Q0、h0)，而通风机的实际工作点为M1(hfs，Q0)。显然，hfs＋hn＝hr，表明通风机提供的风压hfs加上自然风压hn用来克服矿井通风阻力hr。若无自然风压作用时，通风机单独工作的工况点为MⅠ(h'0，Q'0)， Q'0<Q0，说明自然风压为正值时，提高了通风机的通风能力。 在夏季，自然风压是削弱机械通风的。设自然风压特性曲线为Ⅱ’；而主扇的静压特性曲线Ⅰ不变。运用“风量相等，风压相加”的原则，可得Ⅰ和Ⅱ’的联合作业特性曲线Ⅲ’，它与风阻特性曲线R的交点为A，此时主扇的总风量为QA，通风机的实际风压为h’fs，自然风压为h’n说明h’fs 与h’n之差用以克服通风阻力h'r。 h’fs － h’n＝ h'r
可以看出，由于自然风压的影响，矿井总进风量一年四季是变化的，有些矿井(进、出风井高差较大)冬夏两季的总进风量可能相差较大。如果冬季风量感到有余，可以调整主扇，以节约电力消耗，到夏季进风量可能不足，则需要提高主扇能力。

（自然风压有哪些主要特性? 矿井自然风压能否代替矿井机械通风，说明理由。）

第五章：
1.局部动力设施主要有局部通风机和引射器、全风压通风。
2. 压入式通风与抽出式通风优缺点比较：
(1)压入式通风时，局部通风机及其附属电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好；而抽出式通风时，含瓦斯的污风通过局部通风机，若局部通风机防爆性能出现问题，则非常危险。
(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。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，新鲜风流沿巷道进入工作面，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，掘进巷道越长，排污风速越慢，受污染时间越久。这种情况在大断面长距离巷道掘进中尤为突出。
(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。
基于上述分析，当以排除瓦斯为主的煤巷、半煤岩巷掘进时应采用压入式通风，而当以排除粉尘为主的井巷掘进时，宜采用抽出式通风。 矿上多用抽出式通风。

3. “三专两闭锁”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。

4.漏风系数：局部通风机工作面风量与掘进工作面风量的比值>1
第六章：
1.矿井通风系统往往是十分复杂的立体结构，巷道数目多、纵横交错、上下重叠，相互关系不易一目了然，直接用实际的通风系统图分析通风问题有很多不便。为克服这些缺点，需要对通风系统网络化，即用反映巷道空间关联的单线条来表示通风系统中各风流(道)的分合关系，将通风系统图抽象成点与线集合的网状线路示意图。此图即是通风系统网络图，简称通风网络图或风网。矿井通风系统图包括通风系统平面图、通风系统网络图和通风系统立体图。

2. 通风网络的基本形式：串联通风网络、并联通风网络、角联通风网络、复杂联结通风网络 。

3. 串联网路
1 ） 风量关系式 ：
Q0=Q1=Q2=Q3=·······=Qn 上式表明：串联风路的总风量等于各条分支的风量。
2）风压关系式：
h0=h1+h2+h3+·······+hn上式表明：串联风路的总风压等于其中各条分支的风压之和。

3 ） 风阻关系式：
R0=R1+R2+R3+·······+Rn 上式表明：串联风路的总风阻等于其中各条分支的风阻之和。

4. 并联网路
1 ） 风量关系式：
Qs=Q1+Q2+Q3+·······+Qn上式表明：并联风路的总风量等于各分支的风量之和。
2 ） 风压关系式：
hs=h1=h2=h3=·······=hn 上式表明：并联风路的总风压等于各分支的风压。
3 ）风阻关系式：

由上式可见，并联风网中的某分支所分配得到的风量取决于并联网络总风阻与该分支风阻之比。风阻小的分支风量大，风阻大的分支风量小。若调节各分支风量，可通过改变各分支的风阻比值实现。

5. 局部风量调节：
Ø 增阻调节法
Ø 降阻调节法
Ø 增压调节法
优缺点总结：（例题见课本P129）：

例:有一并联风网，其中R1＝0.8N·s2/m8 ，R2＝1.2N·s2/m8。若总风量Q＝30m3/s，则该并联风网中自然分配的风量分别为：

则 Q2＝Q－Q1=30－16.5=13.5m3/s 显然自然分配的风量不符合要求，按上述风量要求，两分支的阻力分别为：
为保证按需供风，必须使两分支的风压平衡。为此，需在1分支的回风段设置一调节风门，使它产生一局部阻力her=h2－h1＝750－20＝730Pa。用下式计算调节风门的面积：

在上例中，若1分支设置调节风门处的巷道断面S＝4m2，则算出调节风门的面积为：

即在1分支设置一个面积为0.23m2的调节风门就能保证1和2分支都得到所需要的风量5和25m3/s.

如图所示的通风网络，已知各巷道的阻力h1＝80，h2＝100，h3＝30，h5＝140，h6=100Pa，求巷道4、7、8的阻力及巷道4、7、8的风流方向。（P143 7\11\13）

第七章：
1. 采区进风上山和回风上山的选择：一个采区布置两条上山。一条是运煤上山，另一条是轨道上山。当采区生产能力大、产量集中、瓦斯涌出量大时，可增设专用的回风上山。布置两条上山时，可用轨道上山进风、输送机上山回风；也可用输送机上山进风、轨道上山回风。
Ø 采用输送机上山进风，轨道上山回风的通风系统，容易引起煤尘飞扬，使进风流的煤尘浓度增大；煤炭在运输过程中所涌出的瓦斯，可使进风流的瓦斯浓度增高，影响工作面的安全卫生条件，输送机设备所散发的热量，使进风流温度升高。
Ø 采用轨道上山进风、输送机上山回风的通风系统，虽能避免上述的缺点，但输送机设备处于回风流中，轨道上山的上部和中部甩车场都要安装风门，风门数目较多
Ø 以上选择应根据煤层赋存条件、开采方法以及瓦斯、煤尘及温度等具体条件而定。
Ø 一般认为，在瓦斯煤尘严重的采区，采用轨道上山进风，输送机上山回风的采区通风系统较为合理。

2.
Ø U型通风方式系指采煤工作面有二条巷道，一条为进风道，一条为回风道，上行通风时，其下顺槽为进风道，上顺槽为回风道，下行通风时，则相反。1）煤炭自燃威胁较大。 2)上隅角瓦斯浓度高。 U型后退式通风方式多适用于瓦斯涌出量不大，且不易自然发火的煤层开采中，对瓦斯涌出量很大，且易自然发火的煤层，必须采用一系列特殊技术措施，才可应用。
Ø W型通风方式指采煤工作面，有三条平巷，即上、下平巷进风或回风，中间平巷回风或进风的布置形式，它的优点在于：①减少了巷道的开掘和维护费用。②风阻小，风量大，漏风量小，利于防火。③便于回收安装维修采煤设备。④当中间平巷进风且设运输机时，既保证了运输设备处于新鲜风流中，又保证了进、回风巷的总断面比较接近，故在近水平煤层的综采工作面中应用较广。
Ø E型通风方式具有三条通风巷道，其上平巷为回风巷，而下平巷及中间平巷为进风巷。下平巷和下部工作面回风速度降低，故可抑制煤尘的产生。与U型通风方式相比，可使上部工作面气温降低。但采空区的空气流动相应发生了变化，迫使采空区的瓦斯较集中地从上部回采工作面的上隅角涌出，使该处时常处于瓦斯超限状态，故仅适用于低瓦斯矿井。
Ø Z型通风方式是U型通风方式的改进，为前进式Z型，其进风巷随回来工作面推进而形成，回风平平巷则为沿空留下或预留的巷道，其优点为： ①与前进式U型相比，巷道的采掘工程量较少； ②进、回风巷只需在一侧采空的条件下维护； ③采区内进、回风巷的总长度近似不变，有利于稳定风阻、改善通风。
Ø Y型通风方式指在回采工作面的上、下端各设一条进风道，另在采空区一侧设回风道，其优点为：①由于采空区的瓦斯，通过巷旁支护流入回风平巷，则较好地解决了回采工作面上隅角的瓦斯超限之患；②由于工作面上、下端均处于进风流中，故改善了作业环境；③实行沿空留巷，可提高采区回收率。
Ø U+L型通风：高瓦斯巷道。

3.
(1)上行风：当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷道水平时，采煤工作面的风流沿工作面的倾斜方向由下向上流动，称上行风，也叫上行通风。
(2)下行风：当采煤工作面进风巷道水平高于回风巷道水平时，采煤工作面的风流沿工作面的倾斜方向由上向下流动，称下行风，也叫下行通风。
1)上行风的优缺点
优点： (1) 瓦斯比空气轻，有一定的上浮力，其自然流动的方向和上行风流的方向一致，有利于带走瓦斯、较快地降低工作面的瓦斯浓度，在正常风速(大于0.5～0.8m／s)下，瓦斯分层流动和局部积聚的可能性较小。
(2) 采用上行风时，工作面运输平巷中的运输设备位于新鲜风流中，安全性较好。
(3) 工作面发生火灾时，采用上行风在起火地点发生瓦斯爆炸的可能性比下行风要小些。
(4) 除浅矿井的夏季之外，采用上行风时，采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相同，对通风有利些。
缺点：(1) 上行风流方向与运煤方向相反，易引起煤尘飞扬，使采煤工作面进风流及工作面风流中的煤尘浓度增大。
(2) 煤炭在运输过程中所释放出的瓦斯，披上行风流带人工作面，使进风流和工作面风流中的瓦斯浓度升高，影响了工作面的安全卫生条件。
(3) 采用上行风时，进风风流流经的路线较长，风流温度会由于压缩和地温加热而升高；又加上运输巷内设备运转时所产生的热量对风流的加热作用，故上行风比下行风工作面的气温要高些。
下行风的主要优点：
(1) 采煤工作面及其进风流中的煤尘、瓦斯浓度相对较小些。
(2) 采煤工作面及其进风流中的空气被加热的程度较小。
(3) 下行风流方向与瓦斯自然流向相反，当风流保持足够的风速时，就能对向上轻浮的瓦斯具有较强的扰动、混合能力、因此不易出现瓦斯分层流动和局部积聚的现象。
下行风的主要缺点：
(1) 采用下行风时，运输设备在回风巷道中运转，安全性铰差。
(2) 工作面一旦起火，所产生的火风压和下行风工作面的机械风压作用方向相反，会使工作面的风量减少，瓦斯浓度升高，故下行风在起火地点引起瓦斯爆炸的可能性比上行风要大些，灭火工作困难一些。
(3) 除浅矿井的夏季之外，采用下行风时，采区进风流和回风流之间产生的自然风压和机械风压的作用方向相反，降低了矿井通风能力，而且一旦主要通风机停止运转，工作面的下行风流就有停风或反风(或逆转)的可能。
Ø 上行风和下行风各有利弊，但一般认为上行风稍优于下行风，尽管国内外有些矿井为了降低工作面气温、减少工作面的瓦斯和煤尘浓度，采用了下行通风方式，并取得了较好的效果。

第十章：
1.广义：瓦斯是井下煤岩涌出的在煤炭发育过程中形成的各种气体的总称，也称煤层气。狭义：由于煤层中的瓦斯一般以甲烷为主，所以在煤矿中矿井瓦斯专指甲烷。

2. 成煤过程中生成的瓦斯以游离和吸附这两种不同的状态存在于煤体中，通常称为游离瓦斯（free gas）和吸附瓦斯(absorbed gas)。游离状态也叫自由状态，这种状态的瓦斯以自由气体存在，呈现出压力并服从自由气体定律，存在于煤体或围岩的裂隙和较大孔隙(孔径大于10nm) 内，如图所示。游离瓦斯量的大小与贮存空间的容积和瓦斯压力成正比，与瓦斯温度成反比。吸附状态的瓦斯主要吸附在煤的微孔表面上（吸着瓦斯）和煤的微粒结构内部(吸收瓦斯)。吸着状态是在孔隙表面的固体分子引力作用下，瓦斯分子被紧密地吸附于孔隙表面上，形成很薄的吸附层；而吸收状态是瓦斯分子充填到纳米级的微细孔隙内，占据着煤分子结构的空位和煤分子之间的空间，如同气体溶解于液体中的状态。

3.瓦斯含量： 单位体积或重量的煤在自然状态下所含有的瓦斯量，包括游离瓦斯和吸附瓦斯两部分。影响因素：煤的变质程度、煤层的地质历史、煤层和围岩的透气性、地质构造、煤层露头、埋藏的深度和地形、地下水的活动。

4.煤的透气性：煤是一种多孔介质，在一定的压力梯度下，气体和液体可以在煤体内流动。煤层透气性反映了煤层中流体的流动能力。煤层的透气性很低。

5.煤层瓦斯压力：指煤空隙中所含游离瓦斯的气体压力，即气体作用于孔隙壁的压力。煤层瓦斯压力是决定煤层瓦斯含量的一个主要因素。

6.瓦斯涌出量： 指在矿井生产建设过程中涌进巷道或管道的瓦斯量。其表达的方法有两种：
绝对瓦斯涌出量——单位时间内涌入巷道的瓦斯量，以体积表示，单位为m3/min 或m3/d ；
相对瓦斯涌出量——每采一吨煤平均涌出的瓦斯量，单位是m3/t。
qe——相对瓦斯涌出量，m3/t；
qa——绝对瓦斯涌出量，m3/d；
A——单位时间内采掘地区的产煤量，t/d。

影响因素：1) 煤层和围岩的瓦斯含量
2)地面大气压力变化
3) 开采顺序与回采方法
4)开采规模
5)开采顺序与回采方法
6）风量变化
7)釆空区的密闭质量
7.《规程》规定：一个矿井中，只要有一个煤(岩)层中发现瓦斯，该矿井即定为瓦斯矿井，瓦斯矿井必须按照矿井瓦斯等级进行管理。
矿井瓦斯等级，根据矿井相对瓦斯涌出量、矿井绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出形式划分为：
(1 ) 低瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10 m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40 m3/min。
（2）高瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量大于10 m3/t或矿井绝对瓦斯涌出量大干40 m3/min。
（3）煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井。

8. 瓦斯喷出是指大量承压状态的瓦斯从煤、岩裂缝中快速喷出的现象。它是瓦斯特殊涌出中的一种形式。天然的或因采掘工作形成的孔洞、裂隙内，积存着大量高压游离瓦斯，当采掘工作接近或沟通这样的地区时，高压瓦斯就能沿裂隙突然喷出，如同喷泉一样。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和采掘卸压形成的两大类。

9.（必考论述题） 煤矿地下采掘过程中，在很短时间(数分钟)内，从煤(岩)壁内部向采掘工作空间突然喷出煤(岩)和瓦斯的动力现象，人们称为煤(岩)与瓦斯突出，简称瓦斯突出或突出。突出能摧毁井巷设施、破坏矿井通风系统使井巷充满瓦斯和煤(岩)抛出物，能造成人员窒息、煤流埋人，甚至可能引起瓦斯爆炸与火灾事故，导致生产中断等，因此它是煤矿最严重的灾害之一。一般规律：
1）突出与地质构造的关系。绝大多数突出发生在地质构造带内，如断层，褶曲，向斜，背斜、扭转和火成岩侵入区附近等。
2）突出与地压的关系。地压愈大，突出的危险性愈大。煤层露头附近和浅部没有突出发生，一般在垂深100~200米时才开始发生突出。深度增加，突出的次数和强度都可能增加。其次，在集中压力区内突出的危险性增大。
3）突出与瓦斯的关系。煤层中的瓦斯压力和瓦斯含量大小是能否实现突出的重要因素之一。一般情况下，瓦斯压力和瓦斯含量越大，突出危险性越大。大多数煤和瓦斯突出发生在瓦斯压力大于1MPa的情况下。但瓦斯压力不是绝对和唯一的指标，还需要有其他因素的综合作用。
4）突出与煤层构造的关系。煤层构造主要是指煤的破坏类型和煤的强度。一般说，煤的破坏类型愈高，强度愈小，突出危险性愈大。故突出多发生在软煤层或软分层中。
5）突出与围岩性质的关系。在煤层顶底板为坚硬而致密的岩层、厚度又较大时，弹性能与集中应力都比较大，煤层瓦斯含量又比较大，突出的危险性也就比较大，反之较小。我国大型突出都是在煤层顶板为坚硬致密的砂岩，石门揭煤时发生的。
6)突出与水文地质的关系。煤层比较湿润，矿井涌水量比较大，则突出的危险性比较小，反之较大。
7)突出具有延期性。突出的延期性是指震动放炮后没有立刻发生突出，而是延缓了一段时间，这一现象又叫延期突出。
8）大多数突出都有预兆
• 地压显现方面的预兆：煤炮声，支架声响，岩煤开裂，掉碴，底鼓，煤岩自行剥落，煤壁颤动，钻孔变形，垮孔顶钻，夹钻杆，钻机过负荷等
• 瓦斯涌出方面的预兆：瓦斯涌出异常，瓦斯浓度忽大忽小，煤尘增大，气温、气味异常，打钻喷瓦斯、喷煤、哨声、风声、蜂鸣声等
• 煤层结构与构造方面的预兆，层理紊乱，煤强度松软或不均匀，煤暗淡无光泽，煤厚增大，倾角变陡，挤压褶曲，波状隆起，煤体干燥，顶底板阶梯凸起，断层等。

10. 开采有突出危险的矿井，必须采取防治突出的措施。防突措施可以分为两大类：
l 区域性防突措施：实施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的措施；
l 局部性防突措施：实施以后可使局部区域(如掘进工作面)消除突出危险性的措施。
区域性防突：
1）开采保护层2）预抽煤层瓦斯3）煤层注水
局部防突措施：
（1） 松动爆破（2）卸压槽 (3)水力冲孔（4）金属骨架（5）超前钻孔（6）超前支架
“四位一体”综合防突措施
Ø 突出危险性预测；
Ø 防治突出措施；
Ø 防突措施的效果检验；
Ø 安全防护措施。 震动放炮、反向风门、挡拦、自救装置。

11.瓦斯爆炸时会产生三个致命的因素：高温，冲击波，有害气体。
瓦斯爆炸必须具备三个条件：一定浓度的甲烷、一定温度的引火源和足够的氧。在新鲜空气中瓦斯爆炸界限一般为5%～16%，5%为下限，16%为上限。

第十一章：
1. 产生外源火灾的三个必要条件是：有可燃物存在、有足够的氧气和足以引起火灾的热源。扩散燃烧，预混燃烧；富氧燃烧，富燃料燃烧。

2. 火灾对通风系统的影响：
烟流逆退：在矿井巷道中，如果火源处向上流动的烟流受到顶板的阻挡，热烟气将在巷道的顶部沿着巷道进、回两个方向流动，因此在巷道顶部逆着巷道进风方向流动的被称为烟流逆退。
风流逆转：矿井火灾期间，火灾产生的火风压可能会造成某些支路压力的变化，从而会改变风流的流动方向，通风网络中某些分支流向发生改变的现象叫风流逆转。逆转风路：上行通风旁侧支路，下行通风主干风路

3. 煤炭自燃过程大体分为3个阶段：①潜伏期；②自热期；②燃烧期（煤氧复合作用学说：揭示了煤炭氧化生热的本质）；煤炭自燃的条件：煤具有自燃倾向性且呈破碎状态堆积、有连续的供氧条件、热量易于积聚 、持续一定的时间。

4. 影响煤炭自然发火的因素（内因）：（1）煤的变质程度（2）煤岩成分（3）煤的含硫量（4）煤的粒度、孔隙特性和破碎程度（5）煤的瓦斯含量（6）煤的水分；（外因）煤层地质赋存条件、 开拓开采条件 、通风条件

5. 煤炭自燃倾向性是煤的一种自然属性，它取决于煤在常温下的氧化能力和发热能力，是煤发生自燃能力总的量度。

6. 煤的自然发火期：对一定的煤，在具有供氧和蓄热环境的条件下，产生自然发火需要的时间，一般用月表示。这里谈的时间是煤炭暴露在有氧和可蓄热环境条件的时间。

7. 煤炭自燃早期识别与预报：（1）人的直接感觉（2）测定矿内空气和围岩的温度；（3）测定矿内空气成分的变化；（4）物探测定方法。（5）气味法

8. 均压防灭火是采用风窗、风机、连通管、调压气室等调压手段，改变通风系统内的压力分布，降低漏风通道两端的压差，减少漏风，从而达到抑制和熄灭火区的目的。根据煤矿井下煤炭自燃发火区域是否封闭，均压技术可分为开区均压和闭区均压两种类型。

9. 预防性灌浆按与回采的关系分采前预灌、随采随灌和采后封闭灌浆三种。
输浆倍线表示输浆管路阻力与压力之间的关系。倍线一般控制在3-8之间。

10. 火灾预防：开拓开采措施（合理地巷道布置、区段煤巷采用垂直重叠布置、采用无煤柱护巷方式）
直接灭火：水灭火、泡沫灭火、水淹灭火、挖除火源、注浆灭火
风流控制与隔绝灭火

第十二章：
1. 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。呼吸性粉尘。主要指粒径在5µm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。全尘：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.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。

2. 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。

3. 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。
隔绝煤尘爆炸的措施：
（1）清除落尘
（2）撒布岩粉
（3）设置水棚
（4）设置岩粉棚
（5）设置自动隔爆棚