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因此《煤矿安全规程》规定:
在采掘工作面的进风流中氧气浓度不得低于20%,二氧化碳浓度不得超过0.5%,其它有害气体的浓度不得超过表1-1的浓度允许值。
三、各种气体对人体的影响
1、氧气
氧是无色、无臭、无味、无毒、无害的气体,比重为1.105,是人呼吸所必须的物质,是维持人体生命不可缺少的气体,空气中氧气含量减少时,对人的健康是有害的。
当氧气含量降低到17%时,人在静止状态尚无影响,但在工作时就会出现喘息、呼吸困难和心跳加快;
在10%~12%时,人就会失去知觉,对人的生命已有严重威胁;
若氧气含量降低到6%~9%时,人在短时间内即会死亡。
矿井空气中氧气浓度降低的原因有:
(1)坑木、煤和岩石的缓慢氧化、人员呼吸。
.
(2)矿井火灾、瓦斯或煤尘爆炸、硫化矿尘爆炸。
(3)井下涌出的各种有害气体,使氧气浓度相对下降。
二氧化碳含量(%)
人体的反应
1
呼吸感到急促
3
呼吸量增加两倍,人很快发生疲劳现象
4~5
呼吸感到困难,耳鸣,血液流动加快
6
发生严重的喘息,极度虚弱无力
10
头痛,处于昏迷状态
10~12
呼吸处于停止状态
20~25
中毒而死亡
表1-2
在井下通风不良地点,氧气浓度可能会显著下降,如果不检查气体成分而冒然进入这些地区,则有缺氧窒息伤亡的危险。
如某矿1983年6月在一370水平皮带机巷行人上山有一盲巷,在没有检查气体成分的情况下,班长违章指挥,命令工人进入栅栏内工作。
由于盲巷内氧气浓度较低,瓦斯浓度超限,导致了1人死亡、3人被熏倒的窒息伤亡事故。
2、二氧化碳
是无色无味无臭的气体,微量二氧化碳能促使人呼吸加快,呼吸量增加;
二氧化碳超量时则会使人体出现呼吸障碍,甚至中毒死亡。
二氧化碳对人体的影响与其浓度有关,见表1—2。
3、二氧化氮
二氧化氮是棕红色的剧毒气体,对人的眼睛、鼻腔、呼吸道及肺部有强烈的刺激作用,引起肺水肿。
空气中二氧化氮浓度对人体的影响,见表1—3。
二氧化氮气体中毒后有6~24h的潜伏期,甚至更长的时间才能出现中毒征兆,就是在危险的浓度下,起初觉到呼吸道受刺激,开始有点咳嗽,但经过20—30h后,就会发生较严重的支气管炎,呼吸困难,手指尖及皮肤出现黄色斑点,头发发黄、吐出淡黄色痰液,发生肺水肿,引起呕吐等症状,以致很快死亡。
二氧化氮主要来源于井下爆破工作,是炮烟的主要成分,因此要防止炮烟熏人事故。
二氧化氮浓度(%)
人体反应
2~4h,还不会引起中毒现象,6h出现中毒症状,开始咳嗽
0.006
咳嗽,胸部发痛
0.01
剧烈咳嗽,呕吐及神经系统麻木
0.025
短时间死亡
表1—3
4、二氧化硫
二氧化硫对人体的影响较大,能强烈刺激眼睛及呼吸器官,使喉咙及支气管发炎,呼吸麻痹,严重时会引起肺水肿。
二氧化硫对人体的影响见表1—4。
二氧化硫浓度(%)
嗅觉器官能闻到刺激味
0.002
眼睛红肿、流泪、咳嗽、头痛、喉痛
0.05
表1—4
《煤矿安全规程》规定,井下空气中二氧化硫浓度不得超过0.00066%。
5、硫化氢
硫化氢有强烈的毒性,无色微甜、有臭鸡蛋味,能使血液中毒,对人的眼睛、呼吸道粘膜和神经系统都有刺激作用,易引起急性中毒,对人体的影响见表1—5。
硫化氢浓度
(%)
人体反应
能闻到气味,流唾液,流鼻涕,但含量增加时,嗅觉器官受到刺激失灵,头痛、呕吐
严重中毒,经30分钟后人将失去知觉,痉挛
0.1
致命中毒,短时间内死亡
表1—5
6、一氧化碳
一氧化碳浓度(%)
中毒时间
中毒程度
征兆
0.016
数小时
无征兆或有轻微征兆
0.048
1h
轻微中毒
耳鸣、头痛、头晕和心跳
0.128
0.5~1h
严重中毒
除轻微中毒的感觉外,肌肉酸痛、四肢无力、呕吐、无行动能力
0.4
短时间内
致命中毒
丧失知觉、痉挛、呼吸停顿、导致死亡
表1—6
是无色无味无臭的气体,一氧化碳对人体的危害极大。
因为一氧化碳与人体血液中的红血球的结合能力比氧大250~300倍,当人体吸入含有一氧化碳的空气后,一氧化碳就很快与血液中血红蛋白结合,不但阻止了红血球吸氧,而且还能挤掉氧,这就造成人体细胞组织缺氧现象,引起中枢神经系统损坏,严重时会窒息死亡。
不同浓度的一氧化碳对人体的危害见表1—6。
一氧化碳中毒者两颊有红斑点,嘴唇呈桃红色。
中毒的速度与程度取决于空气中—氧化碳浓度、接触一氧化碳的时间和人的呼吸频率与深度。
如果经常在一氧化碳稍微超过允许浓度的环境中工作,虽然短时间内不会发生急性中毒症状,但由于人体组织长时间缺氧,可导致记忆力衰退、失眠和情绪不好等慢性中毒。
《煤矿安全规程》规定,井下空气中一氧化碳浓度不得超过0.0024%。
四、防止有害气体的措施
(1)加强通风。
加强通风是保证井下空气中有足够的氧气,并将各种有害气体冲淡到《煤矿安全规程》规定的浓度以下和排出井外。
(2)加强检测。
应用各种仪器监视井下各种有害气体的动态,以便及时采取相应的措施。
(3)对含量高或涌出量大的气体,采取抽放措施,如矿井瓦斯抽放等。
(4)在井下通风不良地区或不通风的旧巷内,往往聚集大量的有害气体;
在上述地点应设置栅栏,并悬挂“禁止入内”标牌。
如需进入时,必须进行检测,在确认安全时才能入内。
(5)采用喷雾洒水或喷洒药剂的方法降低有害气体的含量。
(6)对中毒人员急救。
当发现井下人员中毒时,应立即将中毒人员移送到新鲜空气的巷道或地面进行抢救。
第二节气候条件
一、气候条件对人体的影响
气候条件是指空气的温度、湿度和风速三者的综合作用状态。
气候条件对人体的热平衡有着重要作用。
由于人体不断地产生和散失热量,保持人体热平衡,使体温保持在36.5~37℃。
如果气候条件发生较大的变化,可能破坏人体的热平衡,对人体健康带来不良影响,当空气温度超过300C时,人体体温与外界气温温差很小,人体主要就靠出汗蒸发来散热,因之井下空气湿度比较大,汗水很难蒸发,体内多余的热量不能及时散发出去,人的体温要升高,劳动效率下降,时间稍长就可能造成中暑,甚至死亡;
当空气温度过低时,人体散热过多,人体受凉易患感冒或其它疾病。
因此,井下工作空间气候条件的好坏,直接影响工人的身体健康和劳动生产率。
二、《煤矿安全规程》对矿井空气温度的规定和影响井下空气温度的因素
1、空气的温度是影响矿内气候条件的主要因素。
气温过高或过低时,对人体均有不良影响。
在井下人体适宜的温度是15~20℃。
因此《煤矿安全规程》规定:
生产矿井采掘工作面的空气温度不得超过260C,机电硐室的空气温度不得超过300C。
采掘工作面的空气温度超过300C,机电硐室的空气温度超过340C,必须采取降温措施逐步解决。
2、影响井下空气温度的因素有:
(1).岩石温度
矿内空气温度的高低与岩石温度有着最直接的关系,地壳温度是随着地面大气温度的变化而变化的,但随着深度的增加,地温随气温变化的幅度则逐渐减小,当达到一定深度时,地温不再随气温变化。
一般将地表某一深度处地温常年基本保持恒定的那个地带,称为恒温带。
它一般位于地面以下20~30m处,恒温带以下,岩石温度随着深度的增加而升高,不受地面气候变化的影响。
岩石温度增加与深度成正比,用地温率表示,即岩石温度增加1℃时所增加的深度。
(2).空气的压缩与膨胀
空气向下流动时(比如地面空气由井筒进入井下巷道),空气受到压缩而产生热量,一般每垂直深度增加lOOm,其温度就要升高1℃;
相反,空气沿出风井筒(竖井或斜井)向上流动时,则又因为体积膨胀而使其温度降低平均每升高lOOm,其温度就要降低0.8~0.90C。
(3).氧化生热
矿井内的有用矿物质以及坑木、油垢、破布等都能氧化产生热量。
同时,工作面不断暴露新的煤面,更易氧化,因此,回采工作面是通风系统中全年温度最高的区段,也是影响回采工作面温度超限的主要原因之一。
(4).水分的蒸发
水分蒸发时可以从空气中吸收热量,使空气温度降低。
水分的蒸发对空气温度的降低起着重要的作用。
因此,有不少受高温热害威胁的矿井,都在进风井口、采煤工作面的进风道内设置水幕,进行喷雾降温。
(5).通风强度
通风强度是指单位时间内进入井巷风量的多少而言。
温度较低的空气流经巷道或工作面时,由于热交换作用能吸收热量。
因此,流经该巷道或工作面的风量愈多,吸收的热量也就愈多。
所以,加大通风强度是可以改变矿内的气候条件的。
(6).地面空气温度的变化影响
地面气温的高低对井下的气温高低有直接影响,尤其是对开采较浅的矿井,影响就更为显著。
(7).地下水的作用
矿井下的地层中如有高温、热泉或有热水涌出时,能使地温升高;
相反,若低温的地下水活动强烈,则地温降低。
(8).其他因素的影响
如机械运转及人体的散热等都对井下气温有一定的影响,现代化矿井大型设备特别多如采煤机300kW、475kW、大溜电机250kW、机车32.5kW、掘进机lOOkW、主皮带电机315kW、强力皮带电机200kW,还有移动变电站、机电硐室内的变压器等等,这些大型设备发出很高的热量,对矿井内空气温度的变化是不能忽视的。
例如风流经过一个皮带运输机的电动机时,要增加1~2℃。
3、矿井内空气温度的变化规律
综合上述,矿内空气温度受着许多因素的影响,有升温作用,也有降温作用。
进风路线空气温度的变化,在矿井开采深度较浅的情况下,主要是受地面空气温度和岩石温度的影响。
冬季,地面空气温度低于井下岩石温度,地面空气流人井下后,风流吸热,岩石放热,进行热交换作用。
所以,进风路线上的空气温度是逐渐升高的;
而在夏季则情况完全相反,空气温度逐渐降低。
这就是说,在进风路线上,矿井空气温度与地面相比,有冬暧夏凉的现象。
这种现象的产生是井下的岩石(或者称围岩)起着空气调节器的作用。
还有一种情况是矿井开采较深,进风路线又很长时,则地面气温只能影响进风路线的一定距离(1000~2000m),超过此距离时,不论冬季还是夏季,随着进风路线的延长,矿内空气温度会逐渐升高。
三、井巷风速规定
在井巷中,尤其是在采煤工作面的风速过高时,不仅使人体散发过多热量,易患感冒,而且会引起矿尘的大量飞扬,恶化环境,危害人员健康,以致增加矿尘爆炸的可能性;
同时使通风阻力和矿井漏风率加大,增加了风机的耗电量,增大通风成本,给矿井通风管理带来一定困难。
风速过低时,除使人体热量不易散发,工作感到不舒适外,还易造成瓦斯积聚,可能引起瓦斯爆炸或窒息事故。
因此,井巷中的风速过高或过低都是不利的。
《煤矿安全规程》对不同井巷的风速作出了相应的规定,见表1-7。
井巷名称
允许风速(m/s)
最低
最高
无提升设备的风井和风硐
15
专为升降物料的井筒
12
风桥
升降人员和物料的井筒
8
主要进、回风道
架线电机车巷道
1.0
输送机巷道、采区进、回风道
0.25
回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷
4
掘进中的岩巷
0.15
其它通风人行巷道
表1-7
《煤矿安全规程》对不同井巷的风速的规定
第二章矿井通风系统
【提要】主要介绍矿井通风系统的构成;
影响通风系统稳定性的因素;
矿井通风网络的特征及对生产的影响;
掘进通风及技术管理;
矿井通风设施的构筑及质量标准等内容。
第—节矿井通风系统
一、矿井通风系统
矿井通风系统是指矿井的通风方法、通风方式和通风网络的总称。
矿井通风系统是否合理,对矿井的通风状况好坏和能否保障矿井安全生产具有重大作用,同时通风系统是否合理也直接影响矿井的经济效益。
因此,稳定可靠的矿井通风系统是实现矿井安全生产的基本保证。
某矿在1958年11月7日,由于矿井通风系统不合理,矿井回风道被压垮,回风道严重失修,风流流动路线不畅通,造成风量不足,导致瓦斯爆炸事故的发生,造成人员死伤。
1.矿井通风方法
通风方法即为矿井主扇的工作方法,一般分为抽出式和压入式两种。
1)抽出式主扇使井下风流处于负压壮态,当一旦主扇因故停止运转时,井下风流的压力提高,可能使采空区瓦斯涌出量减少,相对比较安全。
巴矿采用的就是抽出式通风方法。
2)采用压入式通风时,须在矿井总进风路线上设置若干构筑物,使通风管理工作比较困难,漏风较大。
图2—1矿井通风方式示意图
2、矿井通风方式
通风方式是指进风与回风井筒的布置方式。
根据矿井进风井和回风井的布置形式不同、位置不同,矿井的通风方式可分为中央式、对角式和混合式。
如图2-1所示。
1)中央式
进、回风井大致位于井田走向中央。
根据回风井沿煤层倾斜方向位置的不同又分为中央并列式和中央边界式两种类型。
中央式通风风流在井下的流动路线是折返式的,因而风路长,通风阻力大,边远采区可能因此造成风量不足,通过中央采区采空区的漏风较大。
但建井初期投资少、见效快。
巴矿采用的是中央并列式。
2)对角式
进风井位于井田中央,出风井分别位于井田沿走向的两翼上。
根据出风井沿走向位置的不同,又分为两翼对角式和分区对角式两种。
对角式通风风流在井下的流动路线较短,通风阻力和漏风都比较小,采区之间风阻比较均衡,便于按需要控制风量分配,矿井所需总风压也比较稳定;
工业广场不受回风的污染和抽出式主要通风机的噪音的危害。
3)混合式
图2-2串联通风网络示意图
两种或两种以上的通风方式综合运用的通风方式称为混合式通风方式。
它兼备各种通风方式的特点,大多用于老矿井进行深部开采时所采用的通风方式。
3、矿井通风网络
矿井风流按照生产要求在巷道中流动时,风流分岔、汇合线路的结构形式,叫做矿井通风网络。
矿井通风网络有串联网络、并联网络和角联网络三种基本联接形式。
1)、串联通风
采煤工作面或掘进工作面的回风风流再进入其它采煤工作面或掘进工作面的通风方式称为串联通风(又称一条龙通风)。
如图2-2所示。
串联通风的通风阻力大,等积孔小,通风困难,前段巷道的污风流必然流经后段巷道,工作面难以获得新鲜风流,风流中若一个地点发生事故,容易波及整个风流;
串联风流中的各工作地点不能进行风量调节,不能有效利用风量。
因此《煤矿安全规程》规定采煤工作面和掘进工作面都应采用独立通风。
2)并联通风
两条或两条以上的通风巷道,在某一点分开,另一点汇
图2-3并联通风网络示意图
合,中间没有交叉巷道时,叫并联通风。
如图2-3所示
并联可分为简单并联和复杂并联,如图2-3所示。
还有一种并联是在井下某点分开后,在井下不再汇合,而直接与大气相通,这种并联称为“敞开式并联”。
并联网络的通风特点:
(1)、在没有附加动力情况下,有n条风路的并联网络的总风压等于任一并联分支的风压,
即:
h并=h1=h2=…=hn,Pa
(2)并联网络的总风量等于各分支风量之和:
Q并=Q1+Q2+Q3+…+QN,M3/S
(3)并联网络的总等积孔等于各并联分支等积孔之和,
A井=A1+A2+A3+…AN,m2
(4)并联风路的总风阻平方根的倒数等于各条风路风阻平方根的倒数之和;
1/R1/2并=1/R1/21+1/R1/22+…+1/R1/2N
并联通风网络中风量自然分配的规律:
当并联通风网络中有N条分支风路时,各分支风路的风阻分别为R1、R2、R3…RN,并联网络的总风量为Q总,则第i条分支风路的风量为:
Q总
Qi=---------------------------------m3/S
(Ri/R1)1/2+(Ri/R2)1/2+…+(Ri/RN)1/2
3)角联通风
并联的两条风路之间。
还有一条或数条风路连通的网络联结形式,称为角联通风网络。
构成角联的风路称为角联巷道。
两条并联风路之间仅有一条对角风路时,称为简单角联;
两条并联风路之间有两条或两条以上的对角巷道时称为复杂角联。
如图2-4所示为简单角联网络。
BC风路为角联巷道。
角联巷道的通风特点是:
角联巷道中的风流是不稳定的,其中可能有风,也可能无风,风流可能正向流动,也可能反向流动。
角联巷道中风流的大小与方向取决于各邻近巷道风阻值的比例值而与本身风路无关。
同时非对角风路中风流也不稳定。
二、矿井通风系统稳定性
风流不稳定表现为井巷中风流方向发生变化或风量大小变化幅度超过允许范围。
在用风地点或瓦斯涌出的巷道中,风流方向不稳定可能会导致瓦斯超限或气温升高,严重时可导致瓦斯和煤尘爆炸。
1990年4月某矿由于巷道布置不合理,造成通风系统的可靠性差,通风系统不稳定,导致风流紊乱,瓦斯积聚,井下杂散电流引起瓦斯爆炸事故的发生。
影响矿井通风系统的稳定性因素主要有:
主要通风机的台数、种类、相对位置、性能以及矿井自然风压的大小、通风网络的结构形式、通风设施的设置位置等因素。
矿井通风系统中的不稳定现象可分为正常生产时期的不稳定现象和矿井灾变时期的风流不稳定现象。
正常时期风流不稳定又可分为:
由于通风动力工作不稳定和由于通风网络引起的不稳定两种情况。
通风动力工作不稳定主要表现在主要通风机的工况点进入不稳定工作区域,风机出现喘振或多风机互相干扰引起的主要通风机不稳定运行。
井下辅助通风机和矿井自然风压都对风流的稳定性有着影响。
由通风网络引起的风流不稳定主要表现在通风网络中风流短路造成的风流剧烈波动,由于通风管理状况不佳,同一处的风门道数不足或两道风门间的间距不够、井下人员通过风门时不能及时关闭、风门被矿车撞坏未能及时维修等都会造成风流短路,导致用风地点风量骤减、甚至无风。
如1980年12月8日,某矿由于通风系统不合理,风门的位置选择不当,难以管理,造成风流不稳定,致使1704工作面的风量无法保证,加之改变通风设施,没有遵循先建好新的再拆除原有的施工程序。
致使风流短路,使工作面风速由1.29m/s,降到0.52m/s,气温升高,大量煤尘滞于工作面空气中,沉积在工作面上,违章放炮发生煤尘爆炸事故、死亡55人。
除此之外,通风网络中角联分支风流不稳定,对煤矿安全生产也会带来威胁。
如1987年12月9日某矿在排放瓦斯过程中发生的瓦斯爆炸事故,就是高浓度瓦斯进入正常通风时,角联分支风流不稳定造成的。
灾变时期风流不稳定的主要表现有:
因发生爆炸,摧毁了通风构筑物、甚至破坏了主要通风机而造成风流的紊乱和爆炸产物(C02、CO、烟雾)的漫延,导致人员伤亡和生产停顿,因火风压的作用,造成某些地点的风流停滞或反向;
火灾烧坏风门,造成风流短路,发生煤和瓦斯突出破坏了通风系统等。
第二节采区通风系统
一、采区通风系统的安全规定
采区通风系统是指矿井风流从主要进风巷进入采区,流经有关巷道、采掘工作面、硐室和其它用风地点后,排到矿井主要回风巷的整个风流路线。
采区通风系统对安全上的要求:
(1)采区通风系统必须有单独的回风道,实行分区通风。
采掘工作面、硐室都要采用独立通风。
对于采区中的回采工作面之间和掘进工作面之间、以及回采与掘进工作面之间独立通风有困难时,可采用串联通风,进入串联工作面的风流中,必须装有瓦斯自动检测报警断电装置。
瓦斯和二氧化碳、其它有害气体、矿尘浓度、风速、气温都要符合《煤矿安全规程》中的有关规定,并须有经过审批的安全措施。
有瓦斯喷出和煤与瓦斯突出的煤层严禁任意两个工作面之间串联通风。
(2)按瓦斯、二氧化碳、气候条件和工业卫生要求合理配风;
要尽量减少采区漏风,并避免新风到达工作面之前被污染;
要求通风阻力小、通风能力大、风流畅通。
(3)通风网络要简单,以便在发生事故时易于控制和撤离人员,要尽量减少通风设施的数量。
对于必须设置的通风设施和通风设备,要选择适当位置;
要尽量避免采用角联风路,无法避免时,要有保证风流稳定性的措施。
(4)要有较强的抗灾和防灾能力。
要设置防尘管路、避灾路线、避难硐室和灾变时风流控制设施,必要时还要建立抽放瓦斯、防火灌浆和降温设施。
二、长壁釆煤工作面主要的通风系统及特点
回采工作面通风系统由工作面进风巷、采煤工作面和工作面回风巷组成。
采煤工作面通风系统有U、Z、Y、W和H型等形式。
一般矿井多采用U型通风系统。
U形通风系统,如图2—5所示。
U形通风系统的特点是系统简单、U形后退式采空区漏风量小。
但通风能力有限,在工作面上隅角附近风流停滞区中易积聚瓦斯而导致瓦斯事故。
图2—5U形通风系统
Z形通风系统,如图2-6所示。
Z形通风系统的特点是通风系统结构简单,能消除工作面上隅角的瓦斯积聚。
缺点是通风能力受限制。
图2—6Z形通风系统
第三节局部通风
在同一巷道中靠局部通风机或用夹风墙、风障、风筒等隔成进风风流和回风风流的通风方法称为局部通风(掘进通风)。
局部通风方法主要有全风压通风和利用局部动力设备通风两种。
掘进全风压通风的优点是通风安全可靠,不需另增通风动力,只要主要通风机正常运转就能连续供风。
可用在瓦斯涌出量大或不能使用局部通风机的掘进巷道中。
在通风距离不大的掘进巷道中也可使用。
利用局部动力设备如局部通风机通风具有设备简单,通风效果好、适宜性强的特点,是目前掘进通风中最主要的通风方法。
它又分为压入式、抽出式、混合式三种。
最常采用的是压入式。
一、局部通风机的安装和使用规定
1、局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转,使用低噪声局部通风机或安设消音器。
2、压入式局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距回风口不小于10m。
局部通风机的吸风量必须小于全风压供给该处的风量,以免发生循环风。
3、局部通风机和掘进工作面中的电气设备,必须装有风电闭锁装置。
当局部通风机停止运转时,能立即自动切断本巷道内的一切电源。
4、瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井,局部通风机必须安装“三专两闭锁”装置。
5、使用局部通风机进行通风的掘进工作面,无论工作或交接班时,都不准停风。
因停电、检修等原因停风时,必须撤出人员,切断电源。
6、恢复掘进工作面通风前,必须检查瓦斯。
压入式局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开动局部通风机。
7、局部通风机的设备要齐全,吸风口有风罩和整流器,高压部位(包括电缆接线盒)有衬垫(不漏风),通风机必须吊挂或垫高,离巷底高度大于0.3m,5.5k
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