矿井测风工

第一章 矿井空气

【提要】 本章主要介绍了矿内空气成分、矿内有害气体对人体的危害及矿井气候条件等方面的内容。

第—节 矿井空气

一、矿井通风的任务

依靠通风动力，将定量的新鲜空气，沿着既定的通风路线不断地输入井下，以满足回采工作面、掘进工作面、机电峒室、火药库、以及其它用风地点的需要；同时将用过的污浊空气不断地排出地面。这种对矿井不断输入新鲜空气和排出污浊空气的作业过程叫做矿井通风。它的基本任务是： (1)供给井下新鲜空气，冲淡并排除井下污浊空气及粉尘。 (2)保障井下作业人员的身体健康和生命安全。 (3)创造良好的气候条件和舒适的工作环境。

二、空气进入井下后发生的变化

井下空气的来源主要是地面空气，但地面空气进入井下后，会发生物理和化学两种变化，因而井下空气的质量和数量都和地面空气有较大不同。 (1)氧气浓度降低。 (2)混入各种有害有毒气体。 (3)混入煤尘和岩尘。

(4)空气的温度、湿度和压力发生变化。

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

名 称 一氧化碳 氧化氮(换算成二氧化氮) 二氧化硫 硫化氢 氨 符号 CO N02 S02 H2S NH3 表1-1 最高允许浓度(％) 0.0024 0.00025 0.0005 0.00066 0.004 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

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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（％） 1 3 4～ 5 6 10 10～12 20～25 呼吸感到急促 呼吸量增加两倍,人很快发生疲劳现象 呼吸感到困难,耳鸣,血液流动加快 发生严重的喘息,极度虚弱无力 头痛,处于昏迷状态 呼吸处于停止状态 中毒而死亡 表1-2 人体的反应 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。

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二氧化氮浓度（%） 0.004 0.006 0.01 0.025 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 咳嗽，胸部发痛 剧烈咳嗽，呕吐及神经系统麻木 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（%） 0.0005 0.002 0.05 人体反应 嗅觉器官能闻到刺激味 眼睛红肿、流泪、咳嗽、头痛、喉痛 短时间死亡 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 （%） 0.01 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 致命中毒，短时间内死亡 表1—5 0.05 0.1

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6、一氧化碳

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一氧化碳浓度（%） 中毒时间 0.016 0.048 数小时 1h 中毒程度 轻微中毒 征 兆 无征兆或有轻微征兆 耳鸣、头痛、头晕和心跳 除轻微中毒的感觉外，肌肉酸痛、四肢无力、呕吐、无行动能力 丧失知觉、痉挛、呼吸停顿、导致死亡 0.128 0.5～1h 严重中毒 0.4 短时间内 致命中毒 表1—6 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。

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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30C。采掘工作面的空气温度超过30C，机电硐室的空气温度超过34C，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，

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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。

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《煤矿安全规程》对不同井巷的风速的规定

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 10 升降人员和物料的井筒 8 主要进、回风道 8 架线电机车巷道 1.0 8 输送机巷道、采区进、回风道 0.25 6 回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷 0.25 4 掘进中的岩巷 0.15 4 其它通风人行巷道 0.15

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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。

2、矿井通风方式

图2—1矿井通风方式示意图 -

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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

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

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图2-2串联通风网络示意图 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,M/S

(3)并联网络的总等积孔等于各并联分支等积孔之和， 即：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；即：

1/2 1/2 1/2

1/R1/2并=1/R1+1/R2+?+1/RN

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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

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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。

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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—5 U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。

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图2—6 Z形通风系统

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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，5.5kW以上的局部通风机要装有消音器。

8、局部通风机要实行挂牌管理，一台局部通风机不准同时向两个掘进工作面供风。

(案例) 1991年7月19日某矿19掘进队工作面发生了瓦斯爆炸事故。该掘进工作面违章

施工，巷道在长达19m的范围内处在无支护的状态下，在向19队供风的风筒上，违反《煤矿安全规程》私自增设分岔向预备队工作面送风，虽已扎口限制风量，但是减少了19掘进队工作面的风量。巷道煤壁片帮挤压风筒，工作面形成微风区，造成瓦斯积聚，瓦斯检查员没有按规定及时检查瓦斯浓度，工人违章自修矿灯产生火花，引起瓦斯爆炸事故。

二、循环风

局部通风机的回风流部分或全部再回入同一部局部通风机的进风风流中，称之为循环风。

在掘进通风中，局部通风机吸入的风量一般是变化不大的，而进风巷中的风量由于某些原因会减少，可能造成循环风。在采用混合式通风时，由于管理不善等原因更容易产生循环风。循环风的

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出现会把独头巷道排出的瓦斯重新送入掘进工作面，造成掘进工作面瓦斯积聚，给掘进的安全生产带来威胁。1962年3月24日，某矿掘进二区107南大巷因局部通风机产生循环风，造成掘进工作面瓦斯积聚，煤电钻产生电火花引起瓦斯爆炸，造成12人死亡。因此在掘进通风管理中，要定期检查局部通风机是否产生了循环风。

检查方法是在如图2-7所示的A点处释放一点粉笔灰(示踪气体、烟雾等)，如果粉笔灰沿着巷道风流方向流动，则无循环风； 如果粉笔灰沿着图中虚线箭头方向前进。说明该台局部有循环风存在，局部通风机不合格，应及时采取措施处理。为防止循环风的发生，压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距回风口不得小于10M。局部通风机的吸入风量必须小于全风压供给该处的风量。

三、局部通风机通风的掘进工作面停风、恢复通风和送电安全措施

独头巷道的局部通风机必须保持经常运转，临时停工时，也不得停风。如果因临时停工或其它原因，局部通风机停止运转，风电闭锁装置立即切断局部通风机供风巷道的一切电气设备的电源，人员撤至有全风压通风的进风地

点，独头巷道口设置栅栏，并挂明显警标牌，严禁人员入内。 图2-7

停风的独头巷道，每班在栅栏处至少检查一次瓦斯。如发现栅栏内侧lm处瓦斯浓度超过3％，应采用木板密闭予以封闭。

独头巷道停风后，其内的瓦斯浓度超过l％或二氧化碳浓度超过1．5％时，必须采取专门的瓦斯排放措施。

独头巷道恢复正常通风后，必须由电工对独头巷道中的电气设备进行检查，证实完好时，方可人工恢复局部通风机供风巷道中的一切电源。

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第四节 通风设施

一、矿井通风设施

在矿井正常生产中，为保证风流按设计的路线流动，在灾变时期仍能维持正常通风或便于风流调度，而在通风系统中设置的一系列构筑物，叫通风设施。

通风设施按其作用可分为三类：

隔断风流的设施：如井口密闭门、风门和密闭墙等。

引导风流的设施：如风桥、风障、风硐、导风筒、反风设施和扩散器等。 调节控制风量的设施：如调节风窗等。

通风设施是否合乎要求，是造成矿井漏风量大小和有效风量率高低的重要原因。质量低劣的通风设施严重威胁矿井安全生产。某矿矿井通风管理混乱，各种风门、风桥、密闭墙等通风设施，不按设计的材料和规格进行建造，质量低劣，漏风严重，致使采掘工作面有效风量不足，瓦斯经常超限，在事发前16天内就有15次瓦斯超限，其中有7次达到爆炸界限。1991年5月18日，由于井下掉闸停电，局部通风机停转，导致瓦斯大量积聚，未能及时采取果断措施处理，而采掘工作面的工人在停电后，又未撤人，工人在运输大巷正前方拆卸矿灯灯头产生火花而引起瓦斯爆炸事故，造成42名矿工遇难。

二、矿井通风设施用途及构筑规定

1、风门

根据风门用途和开启方式不同，可把风门分为：普通风门、调节风门、自动风门和反向风门几种。

普通风门：用来隔断巷道风流，利用人力开启依靠自重和风压差来实现自行关闭。常设置在行人巷道或行车次数较少的巷道。

调节风门：与普通风门结构相似，只是在风门上方设置一调节风窗来限制巷道中通过的风量。 自动风门：依靠外界力量自动开启和关闭的风门。适用于矿车频繁通过的巷道。

反向风门：在矿井的主要进风巷道设置风门处，要同时设置反向风门，正常时开启，反风时关闭。反向风门又可分为反风反向风门和防突反向风门两种。在煤与瓦斯突出矿井都要设反向风门。在有突出危险的掘进工作面的进风侧，要设置反向风门，放炮时关闭，通过风门墙垛的风筒要设隔挡装置。反向风门必须坚固，要设有两道反向风门，其距离不得少于4m，发生突出后，人员进入检查时，必须把风门打开顶牢。

在倾斜运输巷中，不应设置风门。如果必须设置风门，应安设自动风门或设专人管理，并应有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。

构筑永久风门应达到下列质量规定：

(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。入排风巷之间需设风门处，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有闭锁装置；

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风门不能同时敞开。

(3)门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密(以不透光为准，通车门底坎除外)，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。

(4)风门墙垛要用不燃性材料建筑，厚度不小于0．5m，严密不漏风(手触无感觉，耳听无声音)。 (5)墙垛周边要掏槽，见硬底、硬帮与煤岩接实。

(6)墙垛平整(1m内凸凹不大于10mm，料石间勾缝除外)。无裂缝(雷管脚线不能插入)、重缝和空缝。

(7)风门水沟要设反水池或挡风帘，通车风门要设底坎。电缆、管路孔要堵严。 (8)风门前后各5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。

构筑临时风门应达到下列质量规定：

(1)每组风门不少于两道，通车风门间距不小于一列车长度，行人风门间距不少于5m。

(2)风门能自动关闭，通行电机车及斜巷运输的风门要有报警信号，否则要设专人负责看守。 (3)风门设在顶、底帮良好处，前后各5m内支护良好，无杂物、积水、淤泥。 (4)门墙四周接触严密。木板墙要鱼鳞搭接，墙面要用灰、泥满抹或勾缝。 (5)门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密。 (6)门扇平整不漏风，与门框接触严密。

(7)通车风门必须设底坎、挡风帘(运输机道风门也需设挡风帘)。

构筑永久调节风窗应达到下列质量规定： (1)调节风窗用不燃性材料建筑。 (2)调节风窗应设在风门的上方。

(3)风窗前后5m内巷道支架良好，无杂物、积水、淤泥。 (4)调节风窗的墙体要掏槽，周边见煤、岩与煤岩接实。设在风门上的调节风窗，其风门不漏风。 构筑临时调节风窗应达到下列质量规定：

(1)风窗设在顶帮良好处，见硬帮硬底，与煤岩接实，并能随意调节风窗面积大小。

(2)设在风墙上的风窗、风墙结构、质量符合密闭质量

要求；设在临时风门墙上的风窗、风门的结构与质量符合临时风门的要求。

(3)风窗前后5m支护完好，无片帮、冒顶、无积水、淤泥和杂物。 2、密闭墙及种类

设置在需要隔断风流同时又不需通车行人的巷道中的构筑物叫密闭墙或叫做挡风墙。 密闭墙的结构按服务年限可分为临时密闭和永久密闭两大类；按密闭的用途可划分为：通风密闭、防火密闭、防水密闭、防爆密闭等。

《煤矿安全规程》规定：采空区必须及时封闭，从巷道通至采空区的风眼，必须随采煤工作面

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的推进逐个予以密闭。采区结束后，至多不超过1个月，必须在所有同已采区相连通的巷道中设置密闭，全部封闭采区。开采有自燃倾向的煤层在采煤工作面回采结束后，必须尽快砌筑永久性封闭，最迟不得超过1．5个月。

临时密闭墙的构筑应达到下列规定：

(1)密闭墙设在顶、帮良好处，见硬底、硬帮与煤岩体接实。 (2)密闭墙前5m内支护完好，无片帮、冒顶、无杂物、积水、淤泥。

(3)密闭墙四周接触严密、木板密闭墙应采用鱼鳞式搭接、密闭墙面要用灰、泥满抹或勾缝、不准漏风。

(4)密闭前要设栅栏、警标和检查牌。 (5)密闭前无瓦斯积聚。 永久密闭应达到下列质量规定：

(1)密闭墙用不燃性材料建筑、严密不漏风(手触无感觉、耳听无声音)，墙体厚度不小于0．5m。 (2)密闭墙前5m内支护完好，无片帮、冒顶，无杂物、积水和淤泥。 (3)密闭墙前无瓦斯积聚。 (4)密闭墙周边要掏槽(砌碹巷道要破碹后掏槽)，见硬底、硬帮。

(5)密闭墙内有水的要设反水池或反水管；有自然发火煤层的采空区要设观测孔，措施孔、孔口封堵严密。

(6)密闭墙前要设栅栏、警标、说明牌板和检查箱(入排风之间的挡风墙除外)。

图2-9 防火门

(7)墙面平整(1m内凹不大于10mm，料石间勾缝除外)；无裂缝、重缝和空缝。 3、防火门

开采有自燃倾向的煤层时，在采区或工作面形成生产和通风系统后10天内，必须按设计确定的位置和规格构筑

好防火门门墙(套)，并储备足够数量的封闭 防火门使用的材料，以便随时封闭。 防火门门墙(套)的构筑应符合下列要求： (1)防火门门墙(套)，必须用不燃性材料构筑。 (2)墙体厚度不得小于600mm。

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(3)墙体四周应与巷壁接实，其掏槽深度不得小于300mm。 (4)墙体无重缝、无干缝、灰浆饱满、不漏风。 (5)防火门门口断面符合行人、通风和运输要求。 (6)防火门采用“内插拆口”结构，其结构如图2-9所示。

(7)封闭防火门所用的板材其厚度不得小于30mm，每块板材宽度不得小于300mm，拆口宽度不小于20mm，并要外包铁板。

(8)封闭防火门用的木板要逐次编号排列，摆放整齐。指定人员负责定期检查，发现变形或丢失要及时更换和补充。 4、风桥

设在进、回风交叉处而又使进、回风互不混合的设施叫做风桥。常见的风桥有绕道式风桥，混凝土风桥和铁筒风桥三种类型,风桥的作用是把同一水平相交的一条进风巷道和回风巷道的风流隔开，以免掺混影响矿井通风质量和安全生产。 风桥的构筑应达到下列规定： (1)风桥用不燃性材料建筑。

(2)桥面平整不漏风(手触感觉不到漏风)。

(3)风桥前后各5m范围内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥。 (4)风桥通风断面不小于原巷道断面的五分之四，成流线型，坡度小于30。 (5)风桥两端接口严密，四周见实帮、实底、要填实，结实。 (6)风桥上下不准设风门。 5、测风站的构筑应符合下列要求：

(1)在矿井的总进风巷和总回风巷中，主要进、回风巷中必须建立正规测风站，以便正确测定风量。

(2)测风站应设在平直巷道中，前后10m范围内不得有障碍物和拐弯等局部通风阻力。 (3)测风站如位于巷道断面不规整处；其四壁应用木板或其它材料衬壁呈固定形状断面，长度不得小于4m。

(4)料石砌碹巷道可按上述要求直接选取一段直巷作为测风站；锚喷支护或裸体巷道应用水泥砂浆将测风站四壁抹平，并保证测风站的断面与前后巷道断面相同；棚梁支护巷道的两帮和顶板，要用薄板与巷道帮，顶严密接触，测风站两端的薄板应做成斜面与巷道煤岩壁接触，使巷道风量全部流过测风站。

(5)测风站内应悬挂测风记录板、记录板上记明测风站的断面积、平均风速、风量、空气

温度、大气压力、瓦斯和二氧化碳浓度、测定日期及测定人等项目。

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第三章 矿井风量与风量分配

【提要】本章主要介绍矿井风量的计算方法、采掘工作面和峒室的风量确定等。

第一节 矿井风量计算

一、矿井风量计算的依据和方法

1、风量计算的原则和方法

矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风量的总和。

根据实际需要由里往外细致配风。即先定井下各个工作地点(如采掘工作面、火药库、充电峒室、??等)所需的有效风量，逆风流方向加上各风路上允许的漏风量，确定各风路上的风量和矿井的总进风量，再适当加上因体积膨胀的风量(这项风量约为总进风量的5％)，得出矿井的总回风量，最后加上抽出式主扇井口和附属装置的允许漏风量(即矿井外部漏风勘，得出通过主扇的总风量。对于压入式通风的矿井，则在所确定的矿井总进风量中加上矿井外部漏风量，得出通过压入式主扇的总风量。

2．配风的依据

所配给的风量必须符合《规程》中下列有关规定。关于氧气、沼气、二氧化碳和其它有毒有害气体安全浓度的规定，关于最高风速和最低风速的规定(详见表1-7)，关于采掘工作面和机电峒室最高温度的规定，关于冷空气预热的规定，以及关于空气中粉尘安全浓度的规定等。

沿途漏风，特别是风流短路，对通风的安全性和经济性有较大影响，应该尽量减少。采取

有效的防止漏风措施，并加强管理。在装有局扇的巷道内，巷道内的风量应不小于局扇风量的1.43倍计算。

二、矿井总风量计算

1、

矿井总进风量

(1)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算： Q进＝Q效×K

＝(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它) ×K m3／min 式中：Q进一矿井总进风量，m3／min Q效一矿井有效风量，m3／min

Q采—矿井所有采煤工作面和备用工作面风量之和，m3／min；

Q掘一矿井所有掘进工作面风量之和，m3／min Q硐一矿井所有硐室风量之和，m／min；

Q它一矿井所有其它用风地点的风量之和，m3／min；

K一矿井通风系数，一般可取1．2。 (2)按吨煤配风量进行整体计算： Q进＝T×A×K， m3／min 式中：Q进一矿井总进风量，m3／min；

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T一矿井平均日产量，t；

A一平均日产一吨煤的配风量，由生产期间不低于一年的实际统计资料取值，m3／min； K一矿井风量备用系数，是因矿井产量不均衡，瓦斯涌出不均衡，内部漏风，基建或备用工作面的用风等因素决定的一个综合系数，一般可取1.35。 通过上述(1)、(2)的计算，选取最大值定为矿井总进风量。 2、矿井总回风量

Q回＝Q进×Kl×K2×K3，m3／min 式中：Q回一矿井总回风量，m／min； Q进一矿井总进风量，m／min； Kl一井下空气膨胀系数，用下式计算：

Kl＝T2×P1/Tl×P2

T1，T2一分别为进风井及回风井的绝对温度，k； Pl，P2一分别为进风井及回风井的大气压力，mmHg； K2 地表裂隙及小窑漏风系数，采用实测值；

K3--有害气体的涌出系数，K3＝1+C，C为总回风流中有害气体含有率。

3、主通风机工作风量

Q通＝Q回×K， m3／min

式中:Q通一矿井主通风机工作风量，m3／min； Q回一矿井总回风量，m3／min；

K一主通风机的外部漏风系数，装有通风机的井口无提升设备时取1．05，有提升设备时取1．15。

4、矿井有效风量率

矿井有效风量率是矿井有效风量与各台主通风机风量总和之比：

X＝Q效／∑Q通×100％

式中:X一矿井有效风量率

Q效一矿井有效风量，m3／min；

∑Q通一各主通风机风量的总和，m3／min。 5、矿井外部漏风率：

矿井外部漏风率是指矿井外部漏风量与各主通风机风量总和之比：

W＝Q外／∑Q通×100％

式中: W--矿井外部漏风率；

Q外--矿井外部漏风量，m3／min； ∑Q通一各主通风机风量的总和，m3／min。

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6、按井巷风速验算

V井=Q井/60×S

式中: V井--井巷实际风速，m/s

Q井--井巷通过的实际风量,m3/min S--井巷的最小断面积,m

V*--煤矿安全规程规定的井巷中的最高允许风速,m/s

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第二节 采煤工作面、掘进工作面和硐室的风量确定

一、采煤工作面风量的计算

各个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量，爆破后的有害气体产生量，工作面的气温和风速以及人数等因素分别进行计算后与所规定的最低风量相比较，采取其中最大值，备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温和风速等规定计算风量，且不低于其采煤时的实际需要风量的1／2。

1、按瓦斯涌出量计算

Q采＝100×(1一η) ×Q瓦×K／(1+M)，m／min 式中:Q采一采煤工作面实际需要风量m3／min； Q瓦一采煤工作面瓦斯的绝对涌出量，m3／min;

K一采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取实测数值。通常机采工作面可取1．2～1.6；

炮采工作面可取1.4～2。

M一瓦斯尾巷的风量与工作面风量的比值，一般可取0．25。

回风巷最高允许瓦斯浓度为1％，瓦斯尾巷最高允许瓦斯浓度为2％。无瓦斯尾巷时，M=0。 η一采煤工作面瓦斯的抽放率。当采煤工作面不进行瓦斯抽放时，η＝0。 按其它有害气体涌出量的计算，可参照按瓦斯涌出量的计算方法执行。

2、按工作面温度计算

采煤工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合下表要求：

采煤工作面空气温度与风速对应表 采煤工作面空气温度，℃ <15 15-18 18-20 20-23 23-26 26-28 表3-1 22

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采煤工作面风速(V)，m／s 0.3-0.5 0.5-0.8 0.8-1.0 1.0-1.5 1.5-2.0 2.0-2.5 Qc＝60×V×S m/min

Q采--采煤工作面实际需要风量m3／min； V--采煤工作面的平均风速m／s;

S--采煤工作面的平均断面积。可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2。

3、按人数计算

Q采＝4×N，m3／min

式中N一采煤工作面同时工作的最多人数，人； 4一每人应供给的最小风量，m／min。

4、采煤工作面最低风量的规定

对于低瓦斯区域的采煤工作面的配风量不得低于如下规定数值： 炮采工作面： 300 m3／min； 分层综采面： 400 m3／min； 综放工作面： 600 m3／min。

对于高瓦斯区域的采煤工作面的配风量不得低于如下规定数值： 炮采工作面： 500 m／min； 分层综采面： 600 m／min； 综放工作面： 800 m3／min； 5、按采煤工作面允许风速进行验算： Q采<240×S m3／min；

式中Q采一采煤工作面风量，m3／min；

S一采煤工作面的平均断面积，m2 240一允许最高风速，m／min。

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二、掘进工作面风量计算

每个独立通风的掘进工作面实际需要风量应按瓦斯等有害气体涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。

1、按瓦斯涌出量计算 Q掘＝Q瓦×K／C， m3／min

式中：Q掘一掘进工作面实际需要的风量，m3／min； Q瓦一掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m／min； C一掘进工作面回风流中瓦斯的允许浓度，％；

K一掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，无实测资料时可取1.5。 按其它有害气体涌出量的计算，可参照按瓦斯涌出量计算的方法执行。 2、按炸药量计算 Q掘=25×A， m3／min

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式中:Q掘一掘进工作面实际需要风量，m／min；

A一掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg； 25一每kg炸药需供给的风量，m3／min

3、按人数计算 Q掘＝4×N， m／min

式中:Q掘一掘进工作实际需要风量，m3／min； N一掘进工作面同时工作面的最多人数，人； 4一每人供给的最小风量，m／min。 4、按局部通风机的实际风量计算 Q掘=∑Q局+9S， m3／min

式中:Q掘一掘进工作面全压供风量，m3／min；

∑Q局一为一个掘进工作面同时供风的各台局部通风机实际吸风量之和，m3／min S—局部5通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面积，m2 9一局部通风机至掘进工作面回风口之间的风速，m3／min 5、掘进工作面供风规定

A:掘进工作面的通风均要使用对旋式高效低噪音局部通风机或其他新型高效低噪音局部通风机。

B:掘进净断面积大于8m2，掘进距离达到1000m时，必须采用30kw以上局部通风机和直径为800mm以上的风筒供风。

C:为一个掘进工作面同时供风的各台局部通风机实际吸风量之和减去风筒漏风量必须大于按掘进工作面瓦斯涌出量所计算出的风量。

D:按掘进供风风筒的长度(L)，对风筒的百米漏风率(d)要求如下：

当L<500m时，d<10％； 当500m1000m时，d<2％。

6、按风速进行验算。

Q掘 >V1Sl m3／min Q掘〈V2S2 m3／min

式中：Q掘——掘进工作面的风量，m／min；

V1一最低允许风速，煤巷和半煤岩巷时取15 m／min，岩巷时取

9 m／min；

V2一最高允许风速，240 m／min； S一掘进巷道的净断面积，m2。

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三、硐室风量计算及一般规定

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1、机电设备发热量大的水泵房、空气压缩机房等机电硐室，实际需要的风量可按机电设备运转的发热量计算：

Q硐＝3600×∑W×θ÷(1．2×1．005× 60×Δt ) m3／min 式中:Q硐一机电硐室实际需要的风量，m3／min ∑W一机电硐室中运转的电动机总功率，KW； Δt一机电硐室进回风的气温差，C；

θ一机电硐室的发热系数，应根据实际考察的结果确定，也可取下表的数值： 1.2一空气密度，kg／m；

1．005一空气定压比热容，Kj/kg.k

机电硐室发热系数 表3-2 机电硐室名称 空气压缩机房 水 泵 房 2、爆破材料库实际需要风量(Q)，应按每小时4次换气量计算： Q=0．07×V， m3／min

式中:V一包括联络巷在内的爆破材料库的空间总体积，m3

按经验值配风量为：大型爆破材料库取100—150m3／min；中小型爆破材料库取60-100 m3／min。 3、采区变电所和绞车房配风量

采区变电所应配风量为：60—100 m3／min； 采区绞车房应配风量为：60—80 m3／min。

4、充电硐室应按其回风流中氢气浓度小于0．5％计算，但不得小于100 m3／min；或按经验值配风量为100—200 m3／min。

5、其它硐室的配风量可根据硐室的具体情况取值，但不得小于60 m3／min。

发热系数，θ 0.20-0.23 0.02-0.04 3

四、其它巷道风量计算

凡独立通风巷道的需要风量，应根据巷道内瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其中最大值。 1、按瓦斯涌出量计算

Q巷＝133×Q瓦×K m3／min

式中:Q巷一一条巷道的需要风量，m3／min； Q瓦一巷道的瓦斯涌出量，m3／min；

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K一巷道的瓦斯涌出不均衡系数，一般可取1. 2； 133一巷道的允许瓦斯浓度0．75％的倒数。 2、按最低风速验算 Q巷>60×V*×S m3／min

式中:V一煤矿安全规程中规定的最低风速，m／s；

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S一巷道的净断面积，m2。

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第四章 通风检测

【提要】主要介绍了矿井瓦斯、氧气浓度及气候条件的检测方法；矿井通风、测压仪表及其操作方法；矿井通风阻力测定及通风机性能的测定；煤矿安全监测系统的作用及各种传感器设置等方面的内容。

第一节 空气成分及气候条件的检测

一．比长式检定管的使用

用检定管测定矿井空气中的有害气体浓度具有操作简单、安全可靠、速度快，精度能够满足煤矿安全生产要求等特点。

检定管检测有害气体的方法是；将一定量的待测气体(一般为50mL)，在一定的时间内均匀通过检定管(一般为100s)，被测气体与检定皆中的指示剂发生化学反应，根据指示剂的变色长度来确定被测气体浓度。

现以二型CO检定管和J一1型CO采样器为例说明其测定方法和步骤：

1在待测地点将采样器适塞往复抽送气2～3次，使J一1型采样器内充满待测气体，将阀把扳至45位置。

2打开CO检定管的两端封口，把标有“O”刻度线的一端插入插孔之中；将阀把扳至垂直位置。 3把阀把扳到垂直位置后，按检定管规定的送气时间(100s)内把气样以均匀的速度送入检定管。 4送气后由检定管内棕色环上端所指示的数字，直接读取被测气体中CO的浓度。

如果被测气体的浓度大于检定管的上限(即气样还未送完检定管已全部变色)时，应首先考虑测定人员的防毒措施，然后采用下述方法进行测定：

(1)先稀释被测气体然后再进行测定、计算被测气体浓度。操作如下：先准备一个充有新鲜空气的气袋，测定时先吸取一定数量的待测气体，然后用新鲜空气使之稀释至1／2～1／10，送入检定管，将测得的结果乘以气体稀释后体积变大的倍数，即得出被测气体中的CO浓度值。如用二型CO检定管进行测定，先吸入气样10mL，然后加入40mL新鲜空气将其稀释后，在检定管规定时间(100s)内，均匀的将50mL气样送入检定管，若其读数为0．04％，则被测气体中CO浓度为0．04％×（10+40）/10=0．04％×5=0．2％。

(2)采用缩小送气量和送气时间进行测定。如果采样量为50mL，送气时间为100s的CO检定管，测量高浓度时使采样量为50／NmL。及送气时间100／Ns，则检定管读X．N值即为被测气体中CO浓度的实际值。N值最好不要大于2，因N值越大，采样量越少，容易产生较大的误差。 (3)对测定结果要求比较高时，最好更换测定上限高的CO检定管。

当被测气体中CO浓度值含量较小，用检定管测量，不易直接读出其浓度值的大小时，可采用增加送气次数的方法进行测定。被测气体中CO浓度等于检定管读数除以送气次数。

例题，用二型CO检定管进行测定，按采样量50mL，送气时间lOOs的要求，连续送气5次，检

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定管读数为0.002％，则被测气体中CO的浓度应为 0．002％÷5=0．0004％。

二、AQX一1型数字式氧气浓度计的使用

AQX一1型氧气浓度计的外部结构如图4—1所示。使用方法如下： (1)在新鲜空气环境中，按下正面左上方的电源按钮，查看示值是否为21％，如果示值不是21％，应调节侧面的SPAN校准旋钮，直至显示为21％。 (2)将仪器或氧气传感器置于被测大气中。传感器与仪器本体之间由5m长电缆联通。 (3)按下电源按钮，直接读取氧气浓度值，读完测量数据后，松开电源按钮，电源自动切断。 a 传感器 输入调节回路 A/D转换器 显示电 源 图4—1 AQX--1型氧气浓度计 a- 仪器的结构示意图 b-仪器的工作原理 b 1一氧气传感器；2一电缆线架，3一延长电缆 4一校准旋钮，5一液晶显示器，6一电源按钮 三、AQG一1型光学甲烷检定器测量瓦斯和二氧化碳浓度的操作方法 1、操作方法 在待测地点附近的进风巷道中，捏放气球数次，然后检查微读数盘的零位刻度与指标线是否重合、选定的黑基线与分划板的零位是否重合。若有移动，则按对零操作方法进行调整，使光谱处在零位状态。在矿井需要测定瓦斯浓度的地点，把准备好的瓦斯检定器背在身上，用右手握住辅助吸收管，把它伸到巷道风流的上部，左手握住吸气球，用力反复地把吸气球猛压快松6～7次，然后放好辅助吸收管，用左手握住仪器，由目镜中观察干涉条纹的移动情况，先读出对零时所选用的那条黑线在分划板上位置的整数部分。例如对零黑线移到1％～2％之间，则读取1％。然后转动测微轮，把黑线退到1％处，读出指标线在刻度盘上的读数。如果指标线在两条刻度线的中间，可进行估读。例如在0.24％一0.26％之间，可估读为0.25％。则其测定结果为1％+0.25％=1.25％。

在含有瓦斯的矿井空气中测定二氧化碳浓度，其操作方法如下；将辅助吸收管从胶管上取下，把管口放在所要测的巷道风流的底部，测定程序同测定瓦斯相同，先测得混合气体浓度，然后再将辅助吸收管接上，再单独测定同一地点的瓦斯浓度，最后再将混合气体的浓度减去瓦斯浓度，再乘以0.955即为二氧化碳气体的浓度。例如，测得混合气体的浓度为2．36％，瓦斯的浓度为0．13％，则二氧化碳浓度应为：

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(2．36％-0．13％) ×0．955=2．13％。

2、用光学瓦斯检定器测量时应注意的问题

(1)测量瓦斯和二氧化碳浓度一定要在巷道风流范围内进行。巷道风流划定的范围是：对于各类支架巷道是指距支架和巷底各为50mm的巷道空间，对于无支架或用锚喷、砌喧支护的巷道，距顶、帮、底各为200mm的巷道空间；采煤工作面风流是指距煤壁、顶(岩石、煤或假顶)、底(煤、岩石或充填材料)各为200mm(小于lm厚的薄煤层采煤工作面距顶、底各为lOOmm)和采空区的切顶线为界的采煤工作面空间内的风流。

(2)仪器应定期检修、校正。简便校正方法之一，是将光谱的第一条黑线对在“零”位上，如果第五条彩纹在示值7％处，表明条纹宽窄相当，可以使用，否则应调整光学系统。

(3)在严重缺氧地点（如密闭区或火区内)，空气成分变化大，用光学甲烷检定器测定时，仪器读数比实际值偏大。根据实验资料表明，空气中氧浓度降低1％，瓦斯浓度测定结果约偏大0．2％。此时，最好改用其它方法测定瓦斯浓度。

(4)在高原矿区的空气密度小、气压低，使用仪器时，应作相应的调整。

(5)使用仪器必须养成轻拿轻放的习惯，避免仪器受振动和碰撞。

(6)在测定工作中，如果仪器发生故障，严禁在井下进行修理，必须在升井后由专职人员进行修理。

四、采掘工作面和机电硐室气温的测算

为了掌握采掘工作面和机电硐室的气温变化状态，保证采掘工作面和机电硐室的气温不超过规定，必须对采掘工作面和机电硐室的气温进行测定。

1、气温测定地点，应符合下列要求；

(1)掘进工作面气温的测点，应设在工作面距迎头2m处的回风流中。

(2)长壁采煤工作面气温的测点，应在采面运输道空间中央距回风道口15m处的风流中，采煤工作面串联通风时，应分别测定。

(3)机电硐室气温的测点，应选在硐室回风道口的回风流中。 (4)气温的测点不应靠近人体、发热或致冷设备，间距至少0．5m。

2、气温的测定时间，一般在8～16h的时间内进行。

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3、测温仪器可使用最小分度为0．5C并经检定的温度计。

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五、矿井空气相对湿度的测定

测量空气的相对湿度使用的仪表主要有手摇式湿度计和通风湿度计(风扇式湿度计)。两种湿度计的测定原理相同。湿度计构造如图4—2所示。

使用手摇式湿度计测定时，先用净水把湿温度计水银球上的纱布浸润，然后手持摇把，以120～150r／min的速度旋转1～2min后，迅速而准确地读取干、湿温度值。测定时要防止旋转中的湿度计碰触巷壁或物体，以免损坏仪器，防止仪器伤人。测量时温度计距人体至少0．5m，读数时严禁用手触摸温度计，以免影响读数值的准确性。

如果使用通风湿度计测定，把湿球温度计上的纱布滴上净水润湿后，上紧通风器的发条，使叶轮旋转，空气以1.7-3．0m／s的速度流经两支温度计的水银球附近。读取干、湿温度。然后，根据干、湿温度及其差值Δt，由表4—1即可查得空气的相对湿度值。

表4—1由干、湿温度计读数查相对湿度

湿温度计因湿球表面水分蒸发吸热作用，温度示数将低于干温度计示数。空气的相对湿度愈小，蒸发吸热作用愈显著，干、湿温度差也就越大。

六、空气密度的测算

(1)在已选好的测定地点，用空盒气压计测出大气压力，同时用湿度计测定出相对湿度和气温。 (2)根据被测地点的气压、温度和相对湿度求算空气的密度： ρ=（0.003484×P÷T）×(1—0.378×Ф×Psat÷P) 式中: ρ—空气的密度，kg／m3

P—大气压力，Pa，

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T一热力学温度，T=273+t，K Ф--相对湿度，％

Psat—空气的饱和水蒸气压力，Pa。

例:测知某巷道内空气压力P=104065Pa，温度t=17℃，相对湿度Ф=60％，饱和水蒸气压力Psat =1936Pa，试求空气的密度。

巳知：P=104065Pa、t=17℃、Ф=60％、Psat =1936Pa， 求ρ＝?

解：把上述参数数据代入式ρ=0.003484P/t(1—0.378ФPsat/P) =0.003484×104065/（273+17）×（1-0.378×60%×1936/104065） =1.2442kg/m3

七、矿尘浓度的测定

矿尘浓度测定分质量(重量)法和计数法两类，通常采用质量法，即测定每立方米空气中所含浮尘的毫克数(单位为mg／m3)。具体测定方法有： 1．全尘浓度测定。

井下全尘浓度的测定，目前采用滤膜测尘法与光电测尘法两种。

（1）．滤膜法测定粉尘的浓度。滤膜测尘目前主要采用AQC一45型浮游粉尘测定仪。它是利用瓶装的高压空气或氮气作为抽气动力，抽取一定量的含尘空气，使其通过装有滤膜的采样器，将粉尘截留，然后根据滤膜增加的重量与通过的空气量计算出粉尘浓度。

滤膜的直径有40mm和70mm两种，前者适用于粉尘浓度低于200mg／m3的地点采样；后者多用于粉尘浓度超过200mg／m3的地点采样。 AQC一45型浮游粉尘测定仪如图4-2b所示。

用天平称得滤膜测尘前后的重量，就可算出矿井空气中的粉尘浓度。 粉尘浓度按下式计算： C=（W2--W1）/Qt×1000

式中： C——空气中粉尘浓度，mg／m； W2——受尘滤膜重量，mg； W1——采样前滤膜重量，mg； Q——采样流量，L／min； t——采样时间，min。

为了保证测尘的准确性，要求同一测点在相同流量下，同时测定两个试样(平行样品)，两个

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平行样品分别计算后，其差值小于20％时，方属合格。平行样品的差值△g按下式计算 △g=△C/(C1+C2)/2×100％

式中 Cl、C2——两个平行样品的计算结果， mg／m3；

△C——平行样品计算结果之差，mg／m3。

如果两个平行样品合格，便以其计算结果的平均值作为测点的粉尘浓度。

滤膜法测定粉尘的浓度精度较高；但是此法不能立即知道作业地点的粉尘浓度，需拿到实验室内进行处理、计算后才得知，不太方便。

（2）．光电法测定煤尘的全尘浓度。光电测尘是利用仪器的薄膜泵抽取一定体积的含尘气体通过滤纸，然后求出滤纸上的粉尘重量，若知道通过气体的体积，就可求得该含尘气体的粉尘浓度。

ACG-1型光电煤尘测尘仪主要特点是体积小，重量轻，快速直读，使用方便，测尘范围0～2000mg/m3防爆类型为KH，适用于各类瓦斯矿井测尘。 2、呼吸性粉尘浓度测定

ACH-1型粉尘仪就是专门测定呼吸性粉尘浓度的。它可测量10μm以下的浮游煤尘或岩尘、煤岩尘的浓度，测量范围为0～50 mg／m。

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第二节 风速与风量检测

一、测量风速的仪表种类及其使用方法

对于井巷中的风速，一般都用风速计(简称风表)进行测定。风表按照测风的作用原理不同可分

为三大类型；机械翼式风表、子翼式风表和热效式风表。三类风表的优缺点见表5—2。

三类风表的比较 风表种类 优 点 体积小、重量轻 可测平均风速 缺 点 精度低 机 械 翼 式 不能直接指示风速 不能自动化遥测 不能测微风 电 接近开关式子 (感应式) 翼 式 电容式 光电式 能发展遥测 精度比机械式高 能直接指示瞬时风速 叶片有惯性运动 所以测定值偏大 体积和重量比机械式大构造复杂 高风速不能测，风速过低也不能测 热 热效式 没有惯性影响 高、低风速均可测 能发展遥测 按照风表的测量范围可分为高速风表(>10m／s)，中速风表(0．5～10m／s)和低速风表(0.3～5m／s)三种。 1、机械翼式风表

目前，煤矿仍广泛地使用机械翼式风表，此类风表又可分为翼式和杯式两种。

中速风表一般为翼式风表，图4-3为AFC一121型翼式风表，受风翼轮由8个叶片按照与旋转轴垂直平面成一定角度安装组成，当风流吹动叶片时，通过传动机构将运动传递给计数器，指示出叶轮的转速。计数器上设有开关，当打开开关，指针随叶轮转动，关闭开关，叶轮虽仍转动，但指针不动。回零推杆为回零装置，不论指针在任何位置，只要按下椎杆，所有指针都回到零位。

低速风表的构造与中速风表相似，只是其叶片更薄更轻，叶轮轴更细，因而当风速很低时，也能转动。

高速风表为了能够经受高速风流的冲击，叶片较坚固，有的把风轮叶片换成3或4个半圆形金属杯，图4-3为DEM6形轻便三杯风表。测量时手指按下启动杆，风表指针回到零位，手指放开后红色计时指针开始转动，此时冈表指针也开始计数，经lmin后风速指针停止转动，计时指针转到初始位置也停止转动，风速指针所示数值即为表速，格／min。

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热敏电阻和热球的测值呈非线性 受湿度和气体成分影响 效 热球式 式 热敏电阻式

图4-3 AFC-121型中速风表 DEM6型杯式风表 1-开关板闸 2-回零推杆 3-表头 1-旋杯；2-启动杆 4-外壳；5-底座；6-风轮；7-提环。 3-计数器；4-表把；5-计时指针。

2．电子翼式风表。

电子翼式风表按其原理不同分为感应式(接近开关式)、电容式和光电式。

MSF电子翼式风表具有制造容易、维修方便、受环境影响小、使用方便、走时准确、数字显示和读数直观等优点。是中国自制成功的感应式电子风表。

672型二极管光电风表是法国欧尔丹公司生产制造的，它是利用随着叶轮的转动，叶片间断地遮挡照射到对面光电管上的光束，在光电管上产生光脉冲，脉冲的频率与叶轮转速成正比，通过电子线路实现脉冲计数，并显示。这种风表可以测量瞬间风速，也可测量30S内的平均风速。其测量范围为0.2～5m/s。此外还有波兰EMAG公司生产的AT一3型翼式电子风表，测量范围为0.5～5m／s。

电子翼式风表虽然实现了风速检测的数字化并把风速变换为电信号，但因保留有转动部件，不适于长期连续检测。 3．热效式风表

中国生产的热效式风速计主要有QDF型系列热球风速计。热球风速计只能测定点风速。它受空气成分、温度、湿度等因素的影响较大。中国产QDF-2A型热球风速计测量范围为0．05～10m／s，QDF一2B型热球风速计测量范围为0．3～10min／s。

二．巷道平均风速的测量方法

1、风表的移动路线

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由于空气具有粘性和井巷壁面有一定的粗糙度，使得井巷中空气在流动时会产生内外摩擦力，导致了风速在巷道断面上的分布并非是均匀的。如图4-4所示。风速在巷壁周边处风速最小，从巷壁向巷道轴心方向，风速逐渐增大。通常在巷道轴心附近风速最大。

在井下因井巷断面和支护形式的不同，最大风速往往不在巷道轴心上，风速分布也不对称。在测量巷道平均风速时，如果把风速计(风表)停留在巷道边壁附近，测量结果将较实际值偏小；风速计位于巷道轴心位置时又使测量结果偏大，因此测定巷道平均风速时，不能使风速计停在某一固定点，而应该在巷道横断面上按着一定路线均匀地测定，其数据才能真实地反映出巷道的平均风速。在矿井通风中如不特别注明是某一点的风速，那么所指的风速均为巷道平均风速。其含义可用下式表示：

V均＝Q/S m／s

式中：Q——单位时间通过的风量，m3／s；

S——巷道断面积，m2。

为了测得巷道平均风速，测风时可采用线路法(即将风表按一定的路线均匀移动)；或采用分格定点法(即将巷道断面分为若干格、风表在每格内停留相等的时间)进行测定，然后求算出平均风速。图4—5所示为风表移动路线。

风表在巷道内的移动路线以图中a所示最为准确，但其操作较困难。由实际经验得出图中c所示的四线式路线法，测量简单，结果也很准确，巷道断面较大时，可采用图中所示的六线测风法。分格定点法测风时应按巷道断面积的大小来确定分格点数。

一般梯形巷道通常采用12点测风法，即最上部取3个点，中部取4个点，底板附近取5个点来测量平均风速。

2、利用风表测量巷道平均风速的方法

测风员用风表在巷道内测风时可采用迎面法和侧身法两种形式。

迎面法测风是测风员面向风流，手持风表，将手臂向正前方伸直，随后将风表沿一定路线在巷道断面内均匀移动；用迎面法测量风速时，因测风员立于巷道中间减少通风断面，从而增加了风速，需要乘校正系数(1．14)才能求得真正表速，即v表=1.14y测。

侧身法是测风员背向巷道壁站立，手持风表将手臂向风流垂直方向伸直，然后在巷道断面内作均匀移动。由于测风员立于巷道内减少了通风断面，从而增加了风速，测量结果将较实际风速偏大，故需对测量结果进行校正，即v表＝K．v测。校正系数：K可按下式计算：

k=(s-0.4)/s

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式中: S—测风处巷道的断面积，m； 0．4-测风员阻挡风流的面积，m2。

作为所测风速的校正。在生产矿井中，可将巷道断面积减去0．4m2，而风速则采用风表测得的风速，经两种方法校正后，计算出巷道某一断面的风量是相近的.

在实际工作中，这两种测风方法都不太方便，于是便对测风方法进行了简化，简化后的测风方法是:测风时测风员站于巷道内，背向巷道壁，将迎风一侧的手臂伸出，使风表距人身不小于0．6--0．8m，并放于人身向着风流的前侧约0．2m，风表仍按线路法均匀移动，这样测出的风速受人体影响很小，可忽略不计，因而不需要再乘以校正系数. 3、巷道断面积的测算

在煤矿生产过程中常见的巷道断面形状有矩形、梯形、三心拱形、半圆拱形、和圆形等几种。巷道断面形状如图4—6所示。 1)．矩形巷道断面积

S=B×h m2

式中：S—巷道断面积，m2； B一矩形巷道宽度，m；

h--矩形巷道高度，m; 2)．梯形巷道断面积

S=(B1+B2)×h÷2 m2

式中：S——梯形巷道断面积，m2；

B1、B2一分别为梯形巷道的上、下底净宽度，m h——梯形巷道的高度，m 3）、圆形巷道的断面积

S=πD2÷4，m2．或S=0.7854×D2，m2 式中: S——圆形巷道的断面积，m2 D——圆形巷道的直径，m； π--圆周率，π=3．14159.

4）、三心拱形巷道净断面积 S＝B×(0．26×B+h)，m2 式中： S——巷道断面积，m； B——巷道断面底宽，m； h——由道碴面算起的墙高，m。 5）．半圆拱形的巷道断面积 S=π×B2÷8+B×h，m2 式中： S——半圆拱形巷道断面积，m2：

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B——半圆拱形的直径(巷道宽度)，m， π——圆周率，π＝3．14159；

h——拱形底高度或半圆拱巷道的墙高，m。

现在煤矿生产中多采用半圆拱形或圆弧拱形巷道施工。圆弧拱形巷道断面积可利用下式计算； S＝B×(0．24B+h)，m2 式中：S——圆弧形巷道净断面积，m2； B——巷道断面的净宽度，m， h——巷道的拱基高度，m。

三、选择测风地点应注意的事项

为了能够准确地测量矿井风速、风量必须合理地选择测风地点。选择测风地点应注意下列事项： 1、矿井的进、回风巷，各水平、各翼和各采区的进、回风巷的测风地点应选在测风站。 2、辅助通风机的进风测点，应在确能代表辅助通风机工作范围的进风巷道；辅助通风机的排风测点应在距辅助通风机排风口20至30m范围内。

3、主要通风机的排风量，应在风机扩散器处测定，条件受限制时可在入风侧测定。 4、回采工作面测风点应选择在直线段上，巷道支架必须完整，断面基本一致。

5、每个测风地点必须选择在巷道断面均匀一致，前后5m内无任何障碍物、拐弯、起伏不平、空帮空顶、淋水之处。

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四、机械式风表测量风速的方法、步骤

用机械式风表测量巷道平均风速的方法、步骤如下：

1、进入测风站或待测巷道测风时，首先要估测巷道的风速，然后再选用相应量程的风表进行测定。如估测巷道的风速为6m／s左右时，可选用量程为0．5～10m／s的中速风表。

2、取出风表和秒表。将风表指针回零，然后使风表迎着风流，并与风流方向垂直，待翼轮转动正常后，同时打开风表的计数器和秒表，在1min的时间内均匀走完测量路线(或测量点)，然后关闭秒表和风表，读取风表指针读数(格／min)，并作记录。

3、在某一断面进行测风时，测风次数应不少于三次，每次测量误差不应超过5％，然后取三次测风结果的平均值(格／min)。如果测量误差大于5％，，说明测风结果不符合要求，需追加一次测风。

4、在测得巷道风速后，还必须用皮尺或钢尺细致地量出测风地点的巷道各部尺寸，计算出测风处的巷道断面积。

5、把测风数据和巷道参数记录于表4—3之中。

测风记录表4-3 风表示值 地 (格／min) 平均风速 v (m/s) 平点 N1 N2 N3 均值 断面积s(m2) 形上下高断面积 s (m2) 风量 温度Q t (m3/min) (0c) 状 宽 宽 度 测定人： 测定时间： 6、计算表速和巷道的平均风速 (1)风表表速按下式进行计算 V表=n/t 格／s 式中 v表——测得的表速，格／s，

n——三次测风风表刻度盘读数的平均值，格／min；

t——测风时间，S0一般为60s。

(2)根据计算出的表速，查看风表校正曲线(如图4一7所示)，可求得巷道内平均风速V。

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(3)根据测量出的巷道参数计算出巷道断面积S，然后求算出通过的风量。

Q=S×V m3／s

式中 Q——通过巷道的风量，m3／S， S——巷道断面积， m2 V——巷道内平均风速，m／S。 测算风速例题：

在某矿井下一测风站内进行测风，测风站的巷道断面形状为半圆拱形，巷道的净宽度为3m，

拱基高为2m，风表的三次测量读数分别为nl=325、n2=337、n3=340，每次测风时间均为lmin。求算该测风站的风速和通过测风站的风量各为多少?(风表校正曲线如图4—7所示) 解：

1)检验三次测量结果的最大误差是否超过5％。 E=（最大读数—最小读数）/最小读数×100％

=（340-325）/325×l00％ =4．62％<5％

三次测量结果的最大误差4．62％<5％，测量数据精度符合要求。 2)计算风表的表速、查风表校正曲线，求真实风速。 N=(n1+n2+n3)/3=(325+337+340)/3=334 格/S

根据V表=5．57格／s的数据，查风表校正曲线可得知实际风速为5．2m／s。 3)求算通过测风站的风量。

(1)计算测风站处巷道的断面积S： S=πb2/8+Bh

=π3/8+3×2=3.53+6=9.53 m (2)通过测风站的风量Q： Q＝V×S＝5.2×9.53=49.56 m3／s

经求算得知通过测风站的风速为5.2m／S，风量为49．56m3／s。

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四、用风表测风时应注意的问题

1、风表度盘一侧背向风流，即测风员能看到度盘。否则，风表指针会发生倒转。 2、风表不能距人体太近，否则会引起较大的误差。

3、风表在测量路线上移动时，速度一定要均匀。在实际工作中，这点常不被重视，由此引起的误差是很大的，如果风表在巷道中心部分停留的时间长，则测量结果较实际风速偏高，反之，测量结果较实际值偏低。

4、叶轮式风表一定要与风流方向垂直，在倾斜巷道测风时，更应注意。 表4—4说明风表偏角对测量结果的影响。

由表可知风表偏角在100以内时所产生的误差可忽略不计。

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5、在同一断面测风次数不应少于三次，每次测量结果的误差值不应超过5％。

6、风表的量程应和测定的风速相适应。否则，将造成风表损坏或测量不准确，甚至吹不动叶轮无法测量。当风速大于lOm／s时，应选用高速风表，当风速为0．5～lOm/s时，选用中速风表，当风速小于0.5m／s时，要选用低速风表。

7、为减少测量误差，一般要求在lmin的时间里，刚好使风表从移动路线的起点到达终点。 8、使用前还应注意风表校正有效期。

表4—4说明风表偏角对测量结果的影响 风表偏角（） 0 5 10 15 20 0风表平均读数 141.0 140.5 139.0 137.0 132.0 误差(％) 0 0.35 1.42 2.50 6.50 五、风筒的有效风量率和漏风率测算

1、用皮托管和压力计测量圆形风筒内的风速和风量。 用皮托管和压力计测量圆形风筒内的平均风速，必须要合理地布置动压测点。通常是将圆形断面分成若干个相等面积环，并在各等面积环的平分线上布置测点，如图4一8a所示为三个等面积环的测点布置。等面积环数越多，测点越多，则平均风速的测值精度越高。一般按风筒直径大小确定等面积环数。直径为300mm的风筒等面积环数为2～3个；直径为400mm的风筒环数为3～4个；直径为500mm风筒的环数为4～5个；直径为600mm风筒的环数为5～6个较合适。

各测点距风筒中心点的距离Ri用下式计算： Ri=D×﹛（2 i-1）÷(8n)﹜

式中： Ri——第i测点距风筒中心点的距离，mm； n——等面积环数；

i——从风筒中心算起的等面积环的编号数；

D——风筒的直径，mm。

选定动压测点后，把皮托管插入风筒内，用钢尺量准测点距离，把皮托管的全压孔对正风流方向。把皮托管的“+、-”端分别用胶皮管接入调整好的单管倾斜压差计的“+、-”接头上，然后读数。依次把各测点测量数据测出并作记录。 测风断面上的平均风速按下式计算：

1/21/2v均=（2/ρ）1/2×(h1/21+h 2+??h n)÷n

40

-

-

1/2

式中： v均——平均风速，m／s ρ——测点空气密度，kg／m3； n——测点总号数；

h1、h2??hn一分别为1、2、??n号测点的动压值(三次读数的平均值)，Pa。

计算通过圆形风筒的风量时，应该采用测量断面的净面积。在实际工作中可利用大卡钳量准测量断面上纵横方向的外径，然后减去风筒壁厚得到风筒的内径，再根据风筒的内径计算出风筒的净面积。对于柔性风筒，如果纵横直径相差不大，则取平均值计算；如果断面是椭圆形应按椭圆形面积公式计算。

通过风筒的风量为：

Q=V均×S

式中: Q——通过风筒的风量 m3／s； V均——平均风速，m/s； S——测风处风筒的断面积，m。 2、测算风筒的有效风量率和漏风率

如图4-8所示为风筒的有效风量率测定布置图。

在A、B处各安装一段铁风筒，并在其内测动压值以计算局部通风机的风量和风筒的出风量。测点布置也应按等面积环的原则布置。首先根据在A断面所测动压值计算局部通风机的风量Q；再根据在B断面所测动压值计算风筒的出风量Q出。Q和Q出的计算方法同风筒内风量计算相同。 风筒的有效风量率C：

C=Q出/Q×100

式中：C——风筒的有效风量率，％； Q——局部通风机的风量，m3／s． Q出——风筒口的出风量，m3／s。 风筒的漏风率为L：

L= （Q- Q出）/Q ×100 式中：L——风筒的漏风率，％。

2

六．矿井的有效风量率和外部漏风率测算

测算矿井的有效风量、漏风量和漏风率时，风量都要换算成标准状态时的风量，以便对比。换算公式为：

Q标=Q测×ρ/1.2

41

-

-

式中：Q标—标准状态下的风量，m／s， ρ—测定地点的空气密度，kg／m3，，

1.2—矿井空气在标准状态时的密度，即大气压力为lO5Pa，气温为20℃，相对湿度为50％～

60％时的空气密度，kg／m3。 1．矿井有效风量率

矿井有效风量率是矿井有效风量与各台主要通风机风量总和之比，用C表示，可按下式计算： C= Q有效÷∑Q通i×100 式中：C——有效风量率，％， Q有效——有效风量，m／s

∑Q通i——第i台主要通风机的实测风量，m3／s

有效风量是指风流通过井下各工作地点(包括独立通风的采煤工作面、掘进工作面、硐室和其它用风地点)实际风量的总和。可按下式计算： Q有效=∑Q采i+∑Q掘i+∑Q硐i+∑Q其它i m3／s

式中: Q采i——独立通风的采煤工作面风量，m3／s： Q掘i——独立通风的掘进工作面风量，m／s， Q硐i——独立通风的硐室风量，m／s： Q其它i——独立通风的其它地点风量，m3／s。

风量和空气密度的测算方法见前面有关章节。 2．矿井外部漏风率

矿井外部漏风率是指矿井外部漏风量与各台主要通风机风量总和之比，用L表示。可按下式进行计算：

L=Q外漏÷∑Q通i×100

式中：L——外部漏风率；％；

Q外漏——矿井外部漏风量，m3／s；

∑Q通I-一第i台主要通风机的实测风量，m3／S。

矿井外部漏风量是指直接由主要通风机装置及其风井附近地表的漏失风量总和。可用各台主要通风机风量的总和减去矿井总回风量求得，可按下式计算： Q外漏=∑Q通I一∑Q井

式中：Q外漏——矿井外部漏风量，m／s；

∑Q通I——第i台主要通风机实测风量，m3／s； ∑Q井——第i号风井的实测风量，m／s。

单独一台主要通风机的外部漏风率，即该台主要通风机装置和风井附近的漏风量与该通风机的排风量之比，用Li表示，可按下式计算：

Li= Q外漏i÷Q通i×100

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-

-

3

3

3

3

3

3

或 Li= (Q外漏I- Q井I)÷Q通i×100

第三节 通风压力和阻力测算

一、U形压力计的使用

U形压力计是由一根内径相同的U形玻璃管及刻度尺构成。分为垂直和倾斜两种。如图4一9所示。

用U形压力计测量压力

差时，首先将U形管内充入液体，使液面与0一0刻线对齐，然后在U形管的两个端口接上胶皮管，把胶皮管的另两端接到皮托管上，放到测定地点，两测点压力不相等时，U形管中液柱高度发生变化出现高低差，读出差值后换算成压差。 读数方法：

垂直U形压力计测压时，

直接读出U形管两端的液柱差。根据液柱差的数值换算成压差。 P=h×ρ×g×l0-3

式中：P——U形压力计所测压差，Pa；

h——液柱的高度差，mm； ρ——液体的密度，kg／m

g——重力加速度，g＝9．81m／s2。

倾斜式压力计的读数，在读出U形管两端的液面差值后，再按压力计的倾斜角度进行计算。 P＝L×sina×ρ×g×l0-3 式中：P--U形压力计所测压差，Pa， L--U形管读出的液柱差值，mm； a--U形管的倾斜角度。

例题：用倾斜角为30的U形压力计，测量两测点的压差，管内充入密度为1000kg／m的纯水，U形管两端的液柱差为20mm，试求两测点的压差。 已知：a=30，ρ=1000kg／m，g＝9．81m/s，L=20mm， P=?

解：代入式P＝L×sina×ρ×g×l0-3 P=20×sin300×1000×9．81×10-3

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-

-

0

3

0

3

3

=98.1Pa ；

则两测点的压差为98．1Pa。

二、倾斜单管压差计(以YYT一200B型为例)的使用操作方法

YYT一200B型单管压差计最大测量值为2000Pa(200mmH2O)，最小分刻度为2Pa(0．2mmH20)，误差不超过最大读数的1．0％。仪器的构造如图4—10所示.

仪器的操作使用方法如下：

(1)注入酒精。将零位调整器放置在中间位置，测压管固定在弧形支架上，打开酒精注入口的螺盖，缓慢地注入相对密度为0．81的酒精，直到酒精面位于测压管刻度“0”附近为止，将盖旋上。将控制的小把手拨至“测压”处，用嘴轻轻从“一”端吸气，使酒精液面沿测压管缓慢上升，察看有无气泡。如有气泡，则反复抽吸多次，直到气泡完全消除为止。如果气泡不能消除，可能是因工作液被污染或测压管内

壁不净所致，此时应更换工作液，或拆下测压管用酒精等有机溶剂清洗其内壁。如果在抽吸过程中连续不断地产生气泡，表明测压管与大容器连接处漏气，需将连接处固定螺母拧紧或加垫圈。 (2)调零。根据待测压力的大小，将测压管固定在适当的位置。顺时针转动控制阀小把手到“校准”位置，使容器和测压管与大气相通，如图4—11所示。用机座上的三个调整螺针将仪器调到水平位置。转动零位调整器，将测压管的酒精面调整到恰好对准“0”点。

(3)测定。用橡皮管把较大的压力接到“+”接管，较小压力接引到“一”接管。逆时针转动控制阀把手到“测压”位置，读取测压管上酒精面所在处读数，乘以校正系数K，即为所测压力(或压差)，然后换算成国际单位制单位“Pa”。

如果因为待测压力变化，需要改变测压管位置时，应该重新对压差计进行调零。

三、通风阻力测定

1、测定路线的选择和测点的布置

根据测定任务，结合矿井特点，先在通风系统图上大致确定测定路线和测点。确定路线和测点时，应考虑

尽可能在一个班内测量完毕。若为全矿通风阻力测定，则选择风量较大、阻力大且人员和仪器易于通过的井巷作为主要测定路线。然后再选取1～2个地段或分支路线，作为辅助测量和校核结果作用。

测定地段和路线大致选定后，应该到井下实地考察，考察内容包括：通风系统有无变化?重要

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-

-

漏风地段有无堵漏?测定路线上有无局部通风机、调节风门、风桥和其它障碍物?测点能否适宜用风表测风和巷道的支护情况等等。然后，将阻力特别大和特别小的两点压差估算出来。最后，对原定的测定路线和测点进行修改补充，并标注于通风系统图上。测点应该从进风至回风依次编号；测定中如发现选定的路线和测点有不恰当的，可以根据实际情况增减若干测点。 测点的布置原则是：

(1)相邻两测点的压差应不小于10～20Pa，不大于测压仪器的量程。

(2)测点应尽可能地避免靠近井筒和风门；以减少井筒内提升和风门开启时的影响。 (3)井巷阻力系数测定时，在分岔、汇合、转弯、扩大或缩小等局部阻力物前布置的测点与局部阻力物的距离不得小于巷宽的4～6倍，在局部阻力物后时，不得小于巷宽的8～12倍。 (4)测点前后3m长地段内，应该支架保持完好，没有堆积物。 (5)用气压计法测定时，测点应尽可能选在有标高值处。

(6)测段长度(两测点的间距)：在平巷中为150～200m，在斜巷中为100—150m。

(7)为测算摩擦阻力系数的测段，长度不应

通风阻力测定有压差计法和气压计法两类。现以压差计法为例说明通风阻力的测定方法与步骤：

(1)安设皮托管(或静压管)。从第一个测点(如图4—12所示)开始。在前、后两测点处各设置

一个皮托管(或静压管)，在后一测点下风侧的6～8m处安设压差计。皮托管(或静压管)的中心管孔正对风流方向(或静压管尖端正对风流方向)。

(2)铺设胶皮管。将长胶管由测点1铺设到压差计，短胶管由测点2铺设到压差计安置点。利用打气筒把胶管内的空气换成巷内空气。

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-

-

(3)连接胶皮管。将长胶管与测点l的皮托管静压端相接，另一端与压差计的“+”号端相接；短胶管一端与测点2的皮托管静压端相连接，另一端与压差计的“一”号端相连接。

(4)读数。把压差计置于测量状态中，待液面稳定后读取读数并作记录；如液面波动，可读取波动值。仪器读数乘以X系数，即为1—2测点风流的势能差。 (5)在测定压差的同时，其它人员分别测量风速、大气条件等参数。 (6)按上述测定方法依次沿测点的顺序进行测量，直到全部路线测完为止。 3、通风阻力测定数据的处理

在计算之前，须将原始记录数据，按校正仪表的系数一一校正，然后按前述有关章节内容计算出空气密度、巷道断面积及风量。 1）通风阻力h阻的计算

(1)用压差计法时，两测点的通风阻力为：

2

h阻l—2=K·h测+ρ1v2 1/2-ρ2v2/2

式中：h阻l—2 ——两测点间通风阻力，Pa； K——压差计读数值精度修正系数； h测——仪器读数值，Pa；

ρ1、ρ2——l、2两测点空气密度，pa； v1、v2——1、2测点断面处平均风速，m／s。 (2)用气压计法时，两测点的通风阻力为： h阻l—2＝K(h测2一h测1) +K’(h’测l—h'测2) +(Z1—Z2) ρ

1-2

g+(ρ1v1/2-ρ2v2/2)

2 2

式中： K、K’—一气压计校正系数；

h测1、 h测2。——前后测点的气压计读数，Pa h’测l、h'测2——校正气压计的读数，Pa； Z1、Z2 ——前后测点的标高。 (3)测量路线的总阻力h阻总

h阻总= h阻l—2+h阻2-3+?+h阻(n-1)-n Pa 2)巷道的风阻R

(1)两测点间测量时的风阻为：

2 28

Rl—2＝h阻l—2／Q1—2 N·s／m (2)两测点间的标准风阻为： R1—2标=Rl—2×1．2／ρ

1—2

2

8

N·s／m

(3)测量巷道的百米标准风阻为： R100= R1—2标÷L1-2×100

式中： R100——百米标准风阻，N·s2／m8；

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-

-

L1-2—两测点间的长度，m；

R1—2标—一两测点间的标准风阻，N·s2／m8。 3）摩擦阻力系数

(1)实测摩擦阻力系数а测：

2 324

а测= h阻l—2×S÷（Q1-2×L1-2×U） N·s／m

测量时须选择支架、断面S、周长U均不变或变化小、无弯曲的巷道某一直线段L1-2。 (2)巷道的标准磨擦阻力系数：

а标=а测×1.2/ρ

1—2

N·s／m

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第四节 主要通风机性能测定

一、主要通风机性能参数测定

1、通风机性能测定应测定的参数

通风机性能测定的目的是求得一定转数(离心式)或一定的叶片安装角度(轴流式)条件下风机风压、功率、效率与通风机风量的关系曲线。为求得这些关系，要测出下列参数：(1)通风机的风量；(2)通风机产生的静压和速压；(3)电动机的输入和输出功率；(4)通风机和电动机的转数；(5)通过通风机风流的大气压力、相对湿度、气温等参数。

作为测风人员在通风机性能测定时要参与大气物理参数和风速、风量及风流的静压或动压测量。一切准备工作就绪后，启动通风机，待风流稳定后(通风机启动后5—10min)就可正式测定。每一点至少测两次，用风表测风时，每分钟读数一次；测压每10s或20s读一次，大气物理参数每分钟读数一次；每次测量读数要记录在事先准备好的记录表格上。 2、风机性能测定中应注意的安全问题

(1)测定时不仅要有明确的分工，还要有彼此间的密切配合。在测定过程中要求全体参加人员听从指挥、思想集中、动作敏捷，步调一致。

(2)为了避免电机过负荷，轴流式通风机应在低负荷(全开)下启动，离心式通风机应在全闭情况下启动，工况调节顺序应使电动机功率由低而高，逐渐变化。

(3)进入风硐内工作的人员要注意安全。

(4)测定过程中，由于工况改变，井下风量变化，可能造成局部瓦斯超限或积聚。有条件的矿井应组织救护队员在井下巡视或在地面待机，以应付紧急情况。

(5)同一工况的参数应可能同时测定，而且至少连续读数2次，取平均值。如果有条件并且有必要时，在所有工况点测完后，可再沿着相反的调节顺序测定几个工况点的参数，以校对测定数据的可靠性。

(6)根据厂家提供的特性曲线推断，当工况点靠近轴流式风机的“驼峰点”时，要探索着改变工况，防止工况点突然转入不稳定区段内。同时密切注视电流值的变化和工况调节装置的强度，防止发生事故。

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二、主要通风机房安设的水柱计读数值的实际含义

为了掌握主要通风机的运转情况，通常要在主要通风机房设有U形水柱计。现以抽出式通风为例(如图4—13所示)，说明水柱计读数值的含义。

图中水柱计读数值为风机入口2断面处的相对静压，即：

h2=P2一P02，Pa

根据伯努利方程可得下式： |H2|=HR1-2+hv2±HN,Pa

式中：HR1-2——1到2断面间通风阻力，Pa； hv2—1到2断面处的动压，Pa； HN——矿井自然风压，Pa。

由上式可知，风机房水柱计测值实际上反映了矿井通风阻力和自然风压、风机入口2断面的风流动压等参数之间的关系。一般情况下动压值不大，变化也较小；自然风压值随季节而变化，一般矿井的HN值也不大。因此，U形水柱计测值主要地反映了矿井通风阻力的大小，也相应地反映了主要通风机工作风压的大小。U形水柱计U形管的两个液面一般是不动的，或有微小的波动。如果U形水柱计读数压差突然增大，可能是主要通风巷道发生冒顶或堵塞事故；如果压差突然减小，可能是控制通风系统的主要风门被打开，风流发生短路。如果风机的传动胶带打滑，使通风机转数忽高忽低，电源不稳定时也会引起U形水柱计读数波动。有时由于压差计安装断面位置风流紊乱，水柱计读数会连续不断的跳动，甚至无法读数。通过U形水柱计可以反映出通风状况的变化，因此它是通风管理中不可缺少的监测手段。

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第五节 安全监测

一、 煤矿安全监测系统的组成以及主要监测的内容

煤矿安全监测系统，是应煤矿生产自动化和管理现代化的要求，为了确保安全、高效生产、在便携式检测仪器、半固定式、固定式检测装置的基础上应用遥测、遥控技术及电子计算机的开发而发展起来的多种现代化技术装置组成的系统。

煤矿安全监测系统，由监测传感器、井下分站、信息传输系统和地面中心站等四个部分构成。 监测传感器是安全监测系统的感知部分。用来测量系统所需测量的量或判断设备、设施的状态部件。煤矿生产中常见的传感器有：瓦斯、一氧化碳、氧气、温度、风速、压力、压差、烟雾及各种状态(开关)传感器。井下分站收集传感器传出的信号并进行整理，把监测参数传送给中心站、接受中心站的控制命令、控制所关联的设备、设施。信息传输系统是指井下分站和中心站的联接部分、直接影响信息传输质量和投资费用。中心站是监测系统的核心部分。由电子计算机处理各种数据、发送有关控制命令、实现遥测遥控。监测系统的监测内容有三个方面：即矿井空气成分的监测，矿井空气物理状态的监测、通风设备和设施运行状况的监测。

二、风速传感器的安装和使用

矿井风速测定是矿井通风工作中的一项重要测定。常用的风速传感器有电子翼轮式和超声旋涡式两种类型。

电子翼轮式风速传感器采用和普通机械翼轮式风表一样的机械翼轮，通过磁感应转换器或光电转换器将翼轮的转速变成电信号，电信号经过处理后即作为风速传感器的输出信号。这种传感器的构造简单，价格低廉，可以测量较低风速。由于采用的是机械翼轮，矿井粉尘对其测试精度有一定影响，因此必须定期清洗翼轮和校正。

超声波旋涡风速传感器是一种全电子的无机械转动件的风速传感器。超声旋涡风速传感器是利用卡曼旋涡街原理制成的。实用的超声旋涡传感器其风速变换部分为矩形断面的长筒。和筒的截面平行，插入一根圆柱体发生杆于筒上，筒断面垂直于风流方向安装，在发生杆的风流下游的两侧装有一个超声波发射换能器A和一个超声波接收换能器B，如图5—34所示。当无风流流过方筒时，换能器A发出的超声波能顺利得被换能器B接收；当有风流流过方筒时，换能器A发出的超声波束被发生杆产生的卡曼旋涡阻挡，超声波束被反射、折射，因此换能器B接收到的是一个衰减了的超

声波，亦即超声波束被调制了，衰减程度取决于卡曼旋涡的个数，也就是说取决于风速的大小。经过传感器内的调解器解调及一系列信号处理，传感器即输出一个正比于风速的电信号。超声波风速传感器没有转动部件，因此日常维护量小于翼轮风速传感器，适用于0．4～15m／s的风速测定。

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风速传感器的安装使用：

1、矿井的每一个采区、一翼回风道及总回风道的测风站，矿井主要通风机的风硐内及采煤工作面进、回风巷道中都要安装风速传感器，在风速高于或低于设计风速20％时，发出声光报警。

2、风速传感器在下井使用前，应在地面进行1～2天的通电试验。在有条件的矿井，应该用风表校正装置进行标定；

3、安设风速传感器的地方应首先用风表测出通过巷道的平均风速，然后在这个断面上找出一个平均风速点，将风速传感器牢固地放置在这一点上，传感器要安放在正对风流流动的方向，其偏角应小于5。若平均风速点处影响交通或因其它原因而不适宜放置传感器时，可把传感器放在不是平均风速的地方。这时应测出该点与平均风速点的比例系数，就地显示值及井上主机读数值应该乘以校正数后，才是平均风速。

4、按要求连接电缆(电源线与信号线不得反接)，然后通电，此时显示屏上该有显示数字。用棉纱或布将探头两端堵住不让风流通过探头，此时显示屏上的读数应为0．Om／s或0．1m／s。

5、将探头内的棉纱或布取出让风流通过探头，用风表靠近探头测量lmin或lOOs风速，同时记录下就地显示值及遥测系统主机读数，二者应基本一致，传感器才可投入正常使用。

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本文来源：https://www.bwwdw.com/article/phjo.html