王德明划重点矿井通风与安全

h 矿井通风与安全、基本概念1空气的密度：单位体积空气所具有的质量称为空气的密度，用符号P表示。2空气的相对湿度：指湿空气中实际含有水蒸汽量（绝对湿度p ）与同温度下的饱和湿v度P之比的百分数，用9表示。9 =- x 100 %sps3. 含湿量：因为湿空气中干空气的质量不随空气的状态变化而变化，故采用1 kg 质量的干空气作为计算基础。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m含湿量（d）。d = x 1000 g水蒸汽/kg干空气md4. 动能：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 Ev 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hv表示，单位Pa5. 势能（位能）：物体在地球重力场中因受地球引力的作用，由于相对位置不同而具有的 一种能量叫重力位能，简称位能，用 E 表示。P06. 流动功（静压能）：由分子运动理论可知，无论空气是处于静止还是流动状态，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过来 的能量，并且能够对外做功的机械能叫静压能，用E表示。p7. 速压：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 Ev 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hv表示，单位Pa8. 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（P.） P = P.+h. B、相对全压（h.） h =h.+h = P -P .ti ti i vi ti ti i vi ti oi9. 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。10. 相对压力： 以当时当地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（P）、相对压力（h）和与其对应 的大气压（P0）三者之间的关系如下式所示：h = P-P011地温率：地温率是指恒温带以下岩层温度每增加1C,所增加的垂直深度，即：m/Cr r 012等积孔：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）。13雷诺数：流体流动时的惯性力Fg和粘性力（内摩擦力）Fm之比称为雷诺数。用符号ReVd表示。Re是一个无因次量。对于圆形管道Re =式中V为管道中流体的平均速度，Vm/s；d 为圆形管道的直径， m；V 为流体的运动粘性系数。14摩擦阻力：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.a LUQ2_ a LU/擦而产生的阻力称作摩擦阻力h =井巷的摩擦风阻R二 ,N-s2：m8frS 3frS 315. 局部阻力：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。以戶以戶以_戶pv2 _戶pv2局部地点的局部阻力为he厂吧严2h2一2h，Pa16. 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=RQ2Pa。对于特定井巷，R为定值。用纵坐标表示通风阻力（或压力），横坐标表示通过风量，当风阻为R时，则每一风量Qi值，便有一阻力hi值与之对应，根据 坐标点（Qi,hi）即可画出一条抛物线。这条曲线就叫该井巷的阻力特性曲线。风阻R越大， 曲线越陡。17. 自然风压：由于井内空气与围岩存在温度差，空气与围岩进行热交换而造成同标高处空气柱的重量不同，矿井进、出风两侧空气柱的重量差就是自然风压。18. 通风机的个体特性曲线：将主要通风机的风压、功率和效率随风量变化而变化的关系，分别用曲线表示出来，即称为主要通风机的个体特性曲线。19通风机工况点：以同样的比例把矿井总风阻R曲线绘制于通风机个体特性曲线图中， 则风阻R曲线与风压曲线交于A点，此点就是通风机的工况点或工作点20. 抽出式通风：就是将主通风机安装在回风井进行通风，矿内为负压。风流路线：进风 井-进风巷道-工作地点-回风巷道-风井-通风机。它于压入式通风方式的风流路线相反。21. 压入式通风：就是将主通风机安装在进风井进行通风，矿内为正压。风流路线：通风 机-进风井-进风巷道-工作地点-回风巷道回风井。22. 扩散器：抽出式通风时，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。其作用是将主要通风机出风口的速压大部分 转变为静止，以减少风机出风口的速压损失，提高主要通风机的有效静压。扩散器出口要与 由混凝土砌筑成的外接扩散器相连。外接扩散器是一段向上弯曲的风道，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、尺寸和空气动力学特性等具体情况而定，总的 原则是：阻力小，出口动压损失小并且无回流（涡流）现象。23. 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。24. 游离瓦斯：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。25. 吸附瓦斯：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。26. 煤与瓦斯突出：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。27相对瓦斯涌出量：是指平均产一吨煤所涌出的瓦斯量，单位为m3/t。q = Q /Ag g d式中qg相对瓦斯涌出量，m3/t； Qg绝对瓦斯涌出量，m3/d： Ad 日产量,t/d。 28绝对瓦斯涌出量：是指单位时间内涌出的瓦斯体积量，单位为m3/d或m3/min。用下 式进行计算：Q二Q x C/100式中Q绝对瓦斯涌出量，m3/min；ggQ 风量，m3/min；C风流中的平均瓦斯浓度，。29瓦斯含量：指单位重量或体积的煤岩中在一定温度和压力条件下所含有的瓦斯量，即 游离瓦斯和吸附瓦斯的总和，以m3/m3 （煤）或m3/t （煤）表示。煤层瓦斯含量是计算 瓦斯储量与瓦斯涌出量的基础，也是预测煤与瓦斯突出危险性的重要参数之一。30瓦斯涌出梯度：深度与相对瓦斯涌出量的比值，称瓦斯涌出量梯度，也即预测直线斜 率的倒数。它的物理含义为相对瓦斯涌出量每增加l m3/t时，开采深度增加的米数，其单位 为m/（m3/t）。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。瓦斯涌出量梯度为：g =馆-H ）/（q - q ）1g2121式中 gg 瓦斯涌出量梯度， m（m3/t） 或 t/m2；gH1、H2 甲烷带内的两个已采深度， m；q2 对应于H、H2深度的相对瓦斯涌出量，m3/t；n 指数系数，大多数煤田在垂深1000m内时n=1。31保护层：在突出矿井中，预先开采的、并能使其他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解放层，后开采的煤层称为被解放层。解放层位于被 解放层上方的叫上解放层，位于下方的叫下解放层。32煤层透气性系数：在压力差作用下,煤层气在煤层中流动的难易程度。煤层透气性系数 受多种地质因素的影响，变化较大。此系数是评价煤层瓦斯可抽放性的指标之一，系数小于10 米2/（兆帕2 日）的煤层容易抽放瓦斯；系数小于0 1米2/（兆帕213）的煤层难以抽放瓦斯。 33呼吸性粉尘：是指能在人体肺泡内沉积的，粒径在57|J m以下的粉尘，特别是2p m 以下的粉尘。呼吸性粉尘和非呼吸性粉尘之和就是全尘。34综合防尘：即各个生产环节时都实施有效的防尘措施。例如，采用煤层注水，抑制煤 尘的产生；改进采掘机械的切割机构，减少矿尘的产生量和分散度；用水抑制采掘、装载和 运输过程中产生的矿尘；喷雾洒水使浮尘沉落；将集中尘源密闭、收集、排除；通风除尘； 清扫冲洗积尘，等等。35火风压：矿井发生火灾时，火灾的热力作用会使空气的温度增高而发生膨胀，密度小的热空气在有高差的巷道中就会产生一种浮升力，这个浮升力的大小与巷道的高差及火灾前后 的空气密度差有关。在地面建筑中这种现象也很普遍，被称为烟囱效应，在矿井中，火灾产 生的热动力是一种浮升力，这种浮力效应(The buoyancy effect)就被称为火风压。36.均压防灭火：就是采用风窗、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。均压 技术是在20世纪50年代由波兰H. Bystron教授首先提出的。均压作为一种“以风治火” 的技术，方法简单，成本最低。二、简答题通风1简述矿内的主要有害气体成分、危害性及其允许浓度。答：矿井常见的有害气体有一氧化碳、硫化氢、二氧化氮、二氧化硫、氨气、瓦斯等。(1) CO: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”。规程规定:矿内 空气中CO浓度不得超过0.0024%。(2) H,S:硫化氢有剧毒，有强烈的刺激作用，不但能引起鼻炎、气管炎和肺水肿；而且还 2能阻碍生物的氧化过程，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； 浓度较高能引起昏迷或死亡。规程规定：井下空气中H2S含量不得超过0.00066 %。no2：二氧化氮溶于水后生成腐蚀性很强的硝酸对眼睛、呼吸道粘膜和肺部组织有强 烈的刺激及腐蚀作用，严重时可引起肺水肿。严重的咳嗽、头痛、呕吐甚至死亡。规程 规定，氮氧化合物不得超过 0.00025%。(4) SO2:二氧化硫能被眼结膜和上呼吸道粘膜的富水粘液吸收，刺激眼粘膜和鼻咽等粘 膜；二氧化硫与水后生成硫酸,对呼吸器官有腐蚀作用,使用喉咙和支气管发炎,呼吸麻痹, 严重时引起肺病水肿。规程规定矿内空气中二氧化硫最高容许浓度为0.0005 %。(5) NH氨气为无色、有剧毒的气体，对人体有毒害作用。规程规定，矿内最大容许浓3: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。(6) 瓦斯:的主要成分是甲烷(CH4),虽然无毒，但当浓度较高时，会引起窒息。能引起 爆炸。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%。(7) H2: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， 2其最高容许浓度为0.5 %。矿内空气除了上述有害气体外，还含有其他一些有害物质，如在采掘生产过程中所产生 的煤和岩石的细微颗粒(统称为矿尘)。2 简述离心式和轴流式通风机的工作原理。（1）离心式： 离心式风机主要由电机，叶轮、蜗壳、进气箱、进风口，扩压器、导 风圈，轴及轴承等部件组成，其中风轮由叶片、前盘、后盘及轮毂所构成。当风机的风轮被 电机经轴带动旋转时，充满叶片之间的气体在叶片的推动下随之高速转动，使得气体获得大 量能量，在惯性高心力的作用下，甩往叶轮外缘，气体的压能和动能增加后，从蜗形外壳流 出，叶轮中部则形成负压，在大气压力的作用下源源不断吸入气体予以补充。（2）轴流式：当动轮叶片（机翼）在空气中快速扫过时，由于翼面（叶片的凹面）与空气冲 击，给空气以能量，产生了正压力，空气则从叶道流出；翼背牵动背面的空气，而产生负压 力，将空气吸入叶道，如此一推一吸造成空气流动。空气经过动轮时获得了能量，即动轮的 工作给风流提高了全压。主要通风机运转时，风流经集风机、流线体进入第一级叶轮，再经 中间整流器进入第二级叶轮，又经后整流器进入扩散器，最后流入大气。空气经主要通风机 叶轮后，获得能量，造成主要通风机进风口与出风口的压差，用来克服阻力，达到通风的目 的。3 通风机的附属装置有哪些？主要通风机的附属装置包括风硐、扩散器（扩散塔）、防爆门（防爆井盖）以及反风装置等。（1）风硐：风硐是出风井和主要通风机的一段联络巷道。由于通过风硐的风量及内外压力 差较大，所以应特别注意降低风硐的通风阻力和减少漏风。（2）防爆门（防爆井盖）：规程规定，装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门。无论 是斜井还是立井的出风井口所安设的防爆门都不得小于出风井口的断面积，并应正对出风井 口的风流方向。（3）扩散器（扩散塔）：抽出式通风时，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。其作用是将主要通风机出风口的 速压大部分转变为静止，以减少风机出风口的速压损失，提高主要通风机的有效静压。（4）反风装置：反风装置是用来使井下风流反向的一种设施。煤矿必须设有反风装置的原 因，是为了使风流能向相反方向流动，防止进风系统中一旦发生火灾、瓦斯或煤尘爆炸时产 生的大量的co、CO2等有毒有害气体沿风流进入采掘区域或其他区域，危及工作人员的生 命安全。4 简述通风机的比例定律。同类型风机在相似工况点的无因次系数Q、H、N和。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之间成一定比例，这种比例关系叫比例定 律。将圆周速度u=n Dn/60代入式（4-4-2）、式（4-4-3）和式（4-4-4）得H 二 0.00274pD2n2H（4-4-5）Q 二 0.04108D3nQ（4-4-6）N = 1.127 x 10 -7 p D 5 n 3 N5简述掘进安全技术装备系列化的主要内容。掘进工作面开工前，应组织机电、通风、生产技术、安监和施工单位对掘进工作面的电 气设备、通风设施和瓦斯检测等进行达标验收，不符合标准者不得开工；移交后使用单位负 责按标准维护管理，对电气设备的防爆、防火、综合保护、风电瓦斯闭锁等性能必须定期检查和校验，并有详细记录，发现问题及时处理，否则不得继续运行。6 矿井通风风量的调节方法有哪几种？简述增阻调节法。风量调节按照其范围的大小，可分为局部风量调节和矿井总风量调节。（一）局部风量调节局部风量调节是指在采区内部各个工作面之间，采区之间或生产水平之间的风量调节。 调节的方法有增阻调节法、降阻调节法和增压调节法。1）增阻调节法：增阻调节法是以并联网络中阻力大的风路的阻力值为基础，在各阻力 较小的巷道中安设调节风窗等设施，增大巷道的局部阻力，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。这是目前使用最普遍的局部调节风量的方法。增阻调节是一种耗能调节法。具体措施主要有：（1）调节风窗；（2）临时风帘，（3）空气 幕调节装置等。其中使用最多的是调节风窗，其制造和安装都较简单。这种调节法具有简便、易行的优点，它是采区内巷道间的主要调节措施。但这种调节法 使矿井的总风阻增加（特别是在矿井主要风流中安设调节风门时，矿井总风阻增加较大，2）减阻调节法：降阻调节法与增阻调节法相反，它是以并联网络中阻力较小风路的阻 力值为基础，在阻力较大的风路中采取降阻措施，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，或减小与其并联通路上的风量。3）增压调节：如果采用增加风压的调节方法，就必须以阻力小的一采区的阻力值为依 据，在阻力较大的二采区内安设一台辅助通风机，让辅助通风机产生的风压和主要通风机能 够供给这两个并联采区的风压共同来克服二采区的阻力。（二）矿井总风量调节矿井总风量调节的主要措施是改变主要通风机的工况点，其方法有：改变主要通风机的 特性曲线，改变主要通风机的工作风阻曲线。7 抽出式通风矿井的风机房中水柱计测值有何意义？它与矿井自然风压、矿井通风阻力有何关系？试推演其关系式。答：（1）水柱（压差）计示值与矿井通风阻力和风机静压之间关系水柱计示值:即为 4 断面相对静压 h4故 h4 (负压)=P4 - P04h4沿风流方向，对1、4两断面列伯努力方程:hR14=(Pl+hvl+p m12 gZ12)-(P4+hv4+p m34 gZ34)由风流入口边界条件：Pt 1 = PO1,即 P1+hv1= Pt1=P01，又因1与4断面同标高，所以P01 = P04且： p m12gZ12p m34gZ34 = HN 故上式可写为: hR14= P04 - P4- hv4 + HN hR14=|h4|- hv4 + HN即 |h4|= hR14 + hv4 - HN即：风机房水柱计示值反映了矿井通风阻力和自然风压等参数的关系。2）风机房水柱计示值与风机风压之间关系类似地对4、5断面（扩散器出口）列伯努力方程，忽略两断面之间的位能差。扩散器的阻力 hRd =(P5 + hv5)-(P6 + hv6 ) 风流出口边界条件：P6= P06= P05=P04 故 hRd =(P5 + hv5 )-(P04 + hv6 )=Pt5- P04 - hv6即 Pt 5= hRd+ P04+hv6因为 风机全压Ht = Pt 5-P t4 =(hRd+P04+hv6 )-(P4+hv4)Ht = |h4|hv4+hRd+hv6若忽略 hRd 不计，则Ht= | h4|hv4+ hv6风机静压 Hs= |h4| hv4(3) Ht、 HN、hR 之间的关系综合上述两式：Ht= |h|- h +h +h4 v4 Rd v6=( hR14+hv4-HN )- hv4+hRd+hv6= hR14 + hRd + hv6 - HN即 Ht HN = hR14 + hRd + hv6表明：扇风机风压和自然风压联合作用，克服矿井和扩散器的阻力，以及扩器出口 动能损失。8通风系统中角联网路中的角联分支风流流动有何特点，试分析其利弊?简单角联网路中角联分支的风向完全取决于两侧各邻近风路的风阻比，而与其本身的风 阻无关。通过改变角联分支两侧各邻近风路的风阻，就可以改变角联分支的风向。可见，角联分支一方面具有容易调节风向的优点，另一方面又有出现风流不稳定的可能 性。角联分支风流的不稳定不仅容易引发矿井灾害事故，而且可能使事故影响范围扩大。此 外，在发生火灾事故时，由于角联分支的风流反向可能使火灾烟流蔓延而扩大了灾害范围 因此，保持角联分支风流的稳定性是安全生产所必须的。9 试述井下非水平巷道中任意两点间的位压差、自然风压和火风压的概念、相 互关系与区别。答：火风压：矿井发生火灾时，火灾的热力作用会使空气的温度增高而发生膨胀，密度小 的热空气在有高差的巷道中就会产生一种浮升力，这个浮升力的大小与巷道的高差及火灾前 后的空气密度差有关。这种浮力效应(The buoyancy effect)就被称为火风压。 位压差：物体在地球重力场中因受地球引力的作用，由于相对位置不同而具有的一种 能量叫重力位能差。 自然风压：由矿井自然条件产生的能量差。影响自然风压的决定性因素是两侧空气柱的密度差，而空气密度除了受温度T的影响，还受大气压力P、气体常数R和相对湿度 等因素影响。火风压与矿井自然风压的产生机制是一致的，都是在倾斜和垂直的巷道上出现的空气的 密度差所至，只是使空气密度发生变化的热源不同，故这二者都可称为热风压。火风压就是 高温烟流经倾斜或垂直的井巷时产生的自然风压的增量。10试述矿井通风网络解算的基本原理与方法。中国矿业大学通风防灭火课题组采用面向对象的Visual C+语言，按照面向对象的软 件开发方法，成功开发出了基于Windows操作系统的矿井通风网络解算软件。(1)迭代方法：Scott-Hinsley法；牛顿法（2）确定余树：利用风网树图的余树作为选择回路的基础分支。一般采用构造最小树 的“破圈”方法选择余树。（3）选回路：选回路是以余树为基础，从风阻最大的分支开始逐一查找可与余树出风 节点相连的分支，反复操作直到构成回路为止。（4）处理风机特性曲线：考虑到风机联合工作的相互影响以及风机工作的不稳定问题， 对风机性能曲线采用二段曲线拟合法。（5）赋风量初值：在迭代计算之前应对风网图的余树给定风量初值，然后根据风量平 衡方程对每一回路中的各分支赋风量初值，做为迭代计算的基础。（6）迭代计算：迭代计算是已知风网各分支的风阻、自然风压和风机性能曲线，求解 风网的的风量分配。（7）计算固定风量分支的阻力和风阻值：由于固定风量分支不参与迭代计算，固定风 量分支的阻力是按回路的风压平衡关系计算。11 简述矿井通风系统与防灾减灾的关系？煤矿生产是地下作业，生产条件复杂，工作环境恶劣。地面空气进入矿井后，其成分、 温度、湿度等将发生一系列变化。为了保证矿工的身体健康、安全生产并不断地提高劳动生 产率，必须不断地供给井下足够的新鲜空气，以冲淡和排除有害气体及矿尘；保证井下有适 宜的气候条件，以创造良好的生产环境。这就是矿井通风的基本任务。12 试述压入、抽出和混合式掘进通风的特点与要求。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，当掘进巷道越长，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 排除粉尘为主的井筒掘进时，宜采用抽出式通风。混合式通风是压入式和抽出式两种通风方式的联合运用，兼有压入式和抽出式两者优 点，其中压入式向工作面供新风，抽出式从工作面排出污风。其布置方式取决于掘进工作面 空气中污染物的空间分布和掘进、装载机械的位置。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三种；按抽压风筒口的位置关系，每种方式又可分为前抽后 压和前压后抽两种布置形式。混合式通风的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。因此，两台风机之间的风量要合理匹配，以免发生循环风，并使风筒重叠段内的风速大于最低风速。 基于上述分析，混合式通风是大断面长距离岩巷掘进通风的较好方式。机掘工作面多采用与 除尘风机配套的长压短抽混合式。13 如何判别简单角联网路中角联分支的风流流动方向?在单角联风网中，对角分支 5 的风流方向，随着其它四条分支的风阻值 R1、R2、R3、r4在大于零、小于无穷大范围内变化而变化，即有三种变化：当风量Q5向上流时，风压hi h2，h3h4；风量Q1Q4。则有：RQ 2 R Q 2 t RQ 2 R Q 21 12 21 12 4R Q 2 R Q 2 t R Q 2 2RR34RR+ 4 1RR236-3-10)这是q5向上流的判别式。 同理可推出q5向下流的判别式为:6-3-11)6-3-12)RR+ 4 1RR23q5等于零的判别式为:K RR K = 14 = 1RR2314 简述通风阻力测定方法。用倾斜压差计测算井巷的风阻，用气压计测算井巷的风阻1) 用A和B两台上述气压计分别在某段风流的起点和末点同时读数。A和B两台气压计分别在1和2测点安置平稳，并在预先约定的时间同时读数，把两个读数换算成Pa值，即分别是两测点空气的绝对静压值P,和P2；同时用有关仪表分别测 s1 s2算两测点的空气密度、和平均密度(kg/m)、以及1测点的风速V(m/s) (2测点设在地表，其风速V2=0);并预先量出两测点的高差芯。仁2= Ps1 - Ps 2 +卩丫 12/2 - %匕，Pa此外，还要测量通过井筒内的风量Q(m3/s)，用下式计算该测量段的风阻A在换算成标准风阻R 值。R = h /Q2，N- s2/m8。测量段的位能差有时较难测准，是这种测 s1-21-2 r1-2量方法的一大缺点。2)用A和B两台气压计分别在起点和末点同时读数；尽快改变测量段内的风量，两台气压计仍在原地同时读数。若在上午8时测得井筒内的风量为Q(m2 / s)，同时用(3-5-6)式预算两测点间的通风阻 力，式中右边各项除高差Z外都是8时的测算值。紧接着在10h内在测点l的左侧用挡风 12帐使井筒内的风量减少到Q/(m3 / s)，同时测算出下式右边各项。h = P P+p v2/2 Z p g , Pa(357)r1-2si s 2112 12前已说明，空气密度的影响因素是空气的温度、压力和湿度。在改变风量的短时内，温、 湿度几乎不变；测量段的通风阻力不太大时，测点空气的绝对压力变化不大。因此，可以认 为风量改变前后，测点空气的密度变化甚微，则(3-5-6)和(3-5-7)二式中的位能差近乎相等。 故把这二式相减，可得出两测点间通风阻力的测算式为：Q2(P P P+ P+pv 2/2 pv2/2)p(358)h =si s 2 si s 21 12 2, Pa(358)r12Q2 Q 2然后用下式计算该测量段的风阻R ，在换算为标准风阻R值。1 21 2R = H / Q 2， N - s2 /m8。1 2 r1215 简述主要通风机性能测定的原理及方法。通风机在正式运转之前，和运转几年后，必须通过试验以测定其个体特性曲线。(1) 通风机性能试验的布置及参数测定 通风机性能试验时的布置方案较多，如利 用防爆门短路进风进行试验，或利用备用风机的风道进行试验(不停产)等。各项数据的测定 方法如下 1)通风机静压的测定 2)风速测定 3)通风机轴功率的测定 4)转数的测定 5)大气物理 条件的测定(2) 实际操作与注意事项通风机性能试验工作必须在统一指挥下进行，每调节一 次风量，就要同时测定一次风压、风量、转数、功率和大气物理条件等参数，并记入预先制 定的记录表格中。以Qfs为横坐标，分别以hfs、N轴、n fs为纵坐标，将与Qfs对应的hfs、N轴、n f等值绘到同一图上，即可得各工况点，将各工况点用连接起来，便是在标准条件下的个体 fs特性曲线。16 简述确定采掘工作面风量确定的原则。按照采区实际需要，供给适当的风量，是搞好采区通风的核心问题。既要保证质量、安 全可靠又要经济合理，但因计算风量的因素较多，各个采区的情况又不尽一致，至今仍分别 用各种因素进行近似计算，然后选用其中最大值。对于新设计的采区，要参照条件相同的生 产采区进行计算。投产后进行修正，对于生产的采区，也要根据情况的不断变化随时进行调 整，务必使供给的风量符合我国规程中有关条文的规定。采区所需总风量 ( Q )是采区内各用风地点所需风量之和，并乘以适当系数。即m式中Q + 工 Q + 工 Q + 工 Q ） Kpi ei Bi Oi m工Qpi7-3-1)各回采工作面和备用工作面所需要的风量之和，m3/min；工Q各掘进工作面所需要的风量之和，m3/min； ei各硐室所需风量之和， m3/min；工QBi除上述各用风点外，其他巷道风量之和， m3/min；工QOi采区风量备用系数，包括采区漏风和配风不均匀等因素，该值应从实测和统计中求得，一般可取为 1.21.25。17为什么在深井通风阻力测算时必须考虑空气的状态变化?18 矿井通风系统安全可靠性主要包括哪些内容？矿井通风系统安全性定义应包括两层意思：一是必须保证矿井正常生产；二是能够预防 和控制灾害的发生、发展。具体来说，矿井通风系统的安全性应满足下列要求：1）矿井通风系统的结构合理、完备，整套系统稳定可靠；2）井下各用风地点的风量满足要求，且其可控性强；3）有利于排除瓦斯、矿尘、热源和防止煤炭自燃；4）具有控制各种自然灾害的能力，既能抑制事故的发生，又可在由其它原因引起事故 时及时地控制和消除事故。主要指标：1）主通风机运转稳定性。2）各用风地点是否实行分区通风且风量足够3） 矿井通风量供需比。4）通风设备的自动监控系统。5）调节设施的合理性。6）是否有利于 排除瓦斯和矿尘、防治煤炭自燃及降温。7）矿井通风压力。8）反风系统的灵活程度。9） 隔爆装置完善程度。它是阻止瓦斯、煤尘爆炸传播的有效办法。瓦斯1. 简述影响煤层瓦斯含量的因素。 煤层瓦斯含量的多少主要决定于它保存瓦斯的条件，而不是生成瓦斯量的多少，也就是 不仅决定于煤质牌号（肥煤以上），而更主要的是决定于它的地质条件。现将影响煤层瓦斯含 量的一些主要因素分析如下：（1）煤的变质程度。煤的变质程度越高，生成的瓦斯量越多。（2）煤层的地质历史。瓦斯在生成过程中，不断生成和放散，尤其是在成煤后的漫长地质 年代中，它的放散瓦斯条件如何？这是具有决定性的因素。（3）煤层和围岩的透气性。如果围岩为致密完整的低透气性岩层，如泥岩，完整的石灰岩， 煤层中的瓦斯就易于保存下来。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。（4）地质构造。煤层的断层和地质破坏对瓦斯的放散有显著的作用，如果断层的成因是受 张力作用产生的，则该断层边界的瓦斯可以通过断层而放散，该区域的瓦斯要小。（5）煤层露头。煤层在目前或成煤后的地质年代中有无露头长时间与大气相通，这对于瓦 斯的保存有很大关系。（6）埋藏的深度和地形。随着深度的加深，甲烷所占的比例越来越大。（7）地下水的活动。在地下水活跃的区域，瓦斯也得到流动、排放。以上是对这些因素的简要说明，在分析某一煤层的瓦斯含量以及有无突出危险时，需要 根据这些因素以及地应力等因素作综合的研究。2. 简述影响瓦斯涌出的因素答： （1）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。当地面大气压突然下降时，瓦斯积存区的气体压力将高于风流的压 力，瓦斯就会更多地涌入风流中，使矿井的瓦斯涌出量增大。反之，矿井的瓦斯涌出量将减 少。（3）开采规模。在甲烷带内，随着开采深度的增加，相对瓦斯涌出量增大。这是由于煤层 和围岩的瓦斯含量随深度而增加的缘故。开拓与开采的范围越广，煤岩的暴露面就越大，因 此，矿井瓦斯涌出量也就越大。（4）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，使得采区瓦斯涌出量大。（5）生产工艺。落煤时的瓦斯涌出量总是大于其他工序。（6）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。（7）釆空区的密闭质量。采空区内往往积存着大量高浓度的瓦斯（可达 6070），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。3. 矿井瓦斯的等级是如何划分的？答： 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。4. 试述煤矿井下瓦斯爆炸事故的原因及主要防治措施。答：（1）瓦斯积聚：煤矿中有各种各样的瓦斯源，它们主要处于掘进和回采工作面附近。瓦斯源的所在地甲烷易于积存，危险性大。我国掘进工作面的瓦斯爆炸占总爆炸次数的46.9，回采工作面占49.2，其它仅占 3.3。在这些爆炸中，产生积聚瓦斯的直接原主 要还是通风不正常。（2）引火源：井下瓦斯爆炸的引火源很多。各种明火、煤炭和可燃物的自燃、电线短 路、过载电流，电弧，电火花，灯泡破坏时赤热灯丝、摩擦或冲击火花、静电火花，炸药爆 破火焰、赤热产物（气体与粒子）、冲击波压缩热等。(3) 思想麻痹、管理松懈及违章作业 国内外的事故统计表明，思想麻痹、管理松懈、违章指挥、违章作业，违犯劳动纪律、 作业前后不检查瓦斯浓度或漏检”等是发生事故的重要因素。例如有的矿井，在瓦斯涌出 量很小的区域甚至在平常几乎都检查不出瓦斯存在的地点却发生了爆炸，就是这种原因所 致。1、防止瓦斯积聚 所谓瓦斯积聚是指，采掘工作面及其主巷道内，体积大于0.5m3的空间 内积聚的瓦斯浓度达到 2 的现象。1)通风是防止瓦斯积聚的基本方法2)及时处理局部积存的瓦斯： 3)抽放瓦斯。 4) 经常检查瓦斯浓度和通风状况。2、防止瓦斯引燃。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。3、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，为此应该：(1) 编制周密的预防和处理瓦斯爆炸事故计划，并对有关人员贯彻这个计划。(2) 实行分区通风。各水平、各采区都必须布置单独的回风道。(3) 通风系统力求简单。应保证当发生瓦斯爆炸时入风流与回风流不会发生短路。(4) 装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门或防爆井盖，防止爆炸波冲毁通风机， 影响救灾与恢复通风。(5) 防止煤尘事故扩大的隔爆措施，同样也适用于防止瓦斯爆炸。5. 如何判定一个瓦斯矿井采用瓦斯抽放的必要性？瓦斯抽放的方法有哪些？答：规程146条规定：“一个回采工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min,或一个掘进工 作面瓦斯涌出量大于3m3/min,采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应采取抽放瓦斯措 施”。对于全矿井，一般认为全井绝对瓦斯涌出量大于15m3/min应抽放瓦斯。如果属于煤 和瓦斯突出矿井，规程规定“开采解放层时，应同时抽放被解放层的瓦斯”。无解放层 可采的突出煤层也可以考虑用预抽瓦斯的方法防止突出。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6. 简述预防煤与瓦斯突出的区域性措施。防突措施可以分为两大类。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；区域性防突措施主要有开采解放层、预抽煤层瓦斯和煤层注水。开采解放层 是预防突出最有效、最经济的措施。1) 开采保护层：在突出矿井中，预先开采的、并能使其他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，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。a. 地压减少，弹性潜能得以缓慢释放。b. 煤层膨胀变形，形成裂隙与孔道，透气系数增加。c. 煤层瓦斯涌出后，煤的强度增加。2) 预抽煤层瓦斯：预抽煤层瓦斯是指，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。7. 简述预防煤与瓦斯突出的局部措施。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称为局部防突措施。(1) 松动爆破：在进行普通放炮时，同时爆破几个710m以上的深炮孔，使深部煤体破裂 与松动，应力集中带和高压瓦斯带移向深部。(2) 钻孔排放瓦斯：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: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。(4) 超前钻孔: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。(5) 超前支架: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。(6) 卸压槽: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，掘进 时保 持一定的超前距就可避免突出或冲击地压的发生。(7) 震动放炮：震动放炮是采用增加炮眼数和装药量，8. 简述瓦斯爆炸主要参数。(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 56%,上限为1416%。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：氧的浓度；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；煤尘-本身具有爆炸，300400 C 挥发气体；空气压力-压力大，分子接近，碰撞几率增加范围扩大；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650C。最低点燃能量为0.28mJ。火灾1. 试述煤的自燃倾向性、煤层自然发火危险程度、煤层自然发火期的概念、相 互关系与区别。答：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。不同的煤，其自燃倾向性不同。即使同一矿区、同一煤层的煤，自燃难易程度也不一样。所以，掌握煤的自燃倾向性非 常重要。它不仅是恰当地设计采煤方法，选择采区规模，合理设计矿井通风和风压条件的重 要依据之一，也是采取适当措施存储的重要依据。我国将煤的自燃倾向性分为容易自燃、自 燃、不易自燃三类。煤的自然发火期是煤炭自然发火危险性的时间量度，即煤体从暴露在空气环境之时起到 自燃(温度达到该煤的着火点温度)所需要的时间。一般用月表示。煤的自然发火期是一个 统计数据，包括煤的自燃倾向性（内因），也反映了煤炭开采的外因条件（漏风，管理，开 采条件）。煤的自然发火倾向性只反映煤自燃的内因条件，而煤的自然发火危险程度不仅决定于煤 的自然发火内因条件，还反映了影响煤炭自燃的地质、采矿、通风等外因条件，因此更能表 征一个矿井或煤层的自然发火特性。例如，一个弱自燃倾向性的煤层，从实验室的煤样鉴定 结果，仅属于可能自燃的一类。对形成自然发火的内部条件并不充裕，但遇上许多不利的地 质赋存条件，不合理的通风、采矿等技术因素聚汇集在一起，也会造成相当严重的自然发火 局面。因此自燃倾向性强的煤在开采时不一定就必然发火严重，合理的开拓开采方法，良好 的通风系统可以在很大的程度上控制自燃火灾的发生，其自然发火危险程度也可能很低。国外一些煤炭工业发达国家，采取以实验室鉴定的煤炭自燃倾向性指标为基数，再根据 不同的地质赋存条件、开拓、开采、通风条件分类评分，有利于自然发火的列为正分，不利 的列为负分。将基数与各项条件的评分加在一起，依其总和判定矿井或煤层的自然发火危险 程度。这样把实验室的数据与生产实践相结合，从而获得符合实际的评价煤层自然发火危险 程度的指标，这个指标对于指导生产很有实用价值，目前在我国尚未形成这样的评价体系。煤的自然发火期是煤炭自然发火危险性的时间量度，即煤体从暴露在空气环境之时起到 自燃（温度达到该煤的着火点温度）所需的时间。煤的自燃发火期是对煤矿矿井某一煤层自 燃发火观察和记录的数据中的一个最短时间值，故称最短自然发火期。煤的自然发火期是煤 的内在条件与外在条件的综合反映，只能根据现场的统计资料得出。2. 简述火灾时期风流发生紊乱的原因及其防治措施。（一）外因火灾使火灾及附近地点空气的温度迅速上升，这就使空气产生热膨胀。与此 同时，由于热的作用会带来两方面的影响。一方面，由于对空气的加热使其密度下降，在非 水平的巷道分支将产生附加火风压；另一方面，通风巷道中会产生热膨胀，这就会减少主干 通风巷道的质量流量，即产生节流效应。以上的两项作用将改变矿井通风系统的压力分布， 从而可能改变原有的矿井分量分配，可能产生风流紊乱，扩大事故范围，带来严重后果。矿井火灾造成的风流紊乱主要有烟流逆退与风流逆转两种形式。（1）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形 成沿巷道进、回两个方向的流动，在巷道顶部逆着巷道进风方向流动的烟流被称为烟流逆退。 在下行巷道中逆退的烟流量最大（2）风流逆转在矿井火灾时期，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，通风网络中的某分支风流方向发生改变的现象叫风流逆转，发生在上行通风旁 侧支路、下行通风主干风路。（二）防治措施：矿井中的绝大多数外因火灾是由于对可燃物与高温热源的管理不善造 成。因此，外因火灾的防治主要应从这两方面着手。首先， 井下尽量使用不燃或耐燃的材 料与制品，特别是运输机胶带、机电设备用油、巷道支护材料等采用耐燃或不燃材料。其次 是防止失控的高温热源，失控的高温热源包括：电气过负荷运行、短路产生的电弧电火花， 不正确的爆破作业形成的爆炸火焰，机械设备运转不良造成的过热或摩擦火花，违章吸烟、 使用电炉、灯泡取暖、电焊、气焊以及瓦斯煤尘爆炸等而出现的明火。3. 如何防治综放工作面的煤炭自燃？（1）开拓开采技术措施：合理进行巷道布置；服务长的巷道应尽量采用岩石巷道；区段煤 巷采用垂直重叠布置；采用无煤柱护巷方式；坚持正规地开采和合理的开采顺序；减少煤体 破碎（2）防止漏风：沿空巷道挂帘布；利用飞灰充填带隔绝采空区；利用水砂充填带隔离采空 区；利用可塑性胶泥堵塞漏风；采取“均压”措施，减少漏风(效果显著，方法简单)(3) 均压防灭火：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。(4) 预防性灌浆：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。(5) 阻化剂：将其溶液喷洒在采空区的煤壁或者煤块上，具有阻止煤的氧化和防止煤的自 燃的作用，因此称为阻化剂。阻化剂包括如氯化钙(CaC12)、氯化钠(NaCl)、氯化镁(MgC12)、 水玻璃(Na2SiO3)等无机盐类化合物。(6)惰性气体CO2；燃烧产生的惰性气体；氮气(7) 凝胶：封阻煤体中的裂隙或扑灭高位处的火灾，凝胶较其它防灭火介质具有优越性(8) 三相泡沫防灭火新技术：可向采空区高处堆积；水浆成为泡沫，可避免浆体的流失； 粉煤灰或黄泥固体颗粒的分布更为均匀，提高了防灭火的有效性；氮气被封装在泡沫之中， 能较长时间滞留在采空区中；泡沫堆积没有安全隐患，即不会发生溃浆4. 试述探测煤炭自燃隐蔽火源现有的技术与难点？近年来，物探技术在寻找隐蔽火源中获得了应用，如核物探技术和地质雷达探测技术。 核物探技术是采用测定氡气的方法判定火源位置。其原理是：氡气总是由地下向上垂直迁移， 当氡气上升过程中在井下火源区域由于高温和压力的变化会使氡气向上运移的速率发生变 化，通过在地面测定出氡气的异常情况就可判别出火源的位置。但在实际测定中将受多种因 素影响难以奏效，此外，目前对氡气在岩体中的传递规律尚不清楚。因此，该方法还不成熟。 地质雷达则通过测定煤岩特性对电磁波的影响程度而判定煤岩的温度情况，因为火源点的高 温会改变煤岩的物理特性。由于煤岩性质差异较大，测量资料的解释与处理相当困难，目前 对隐蔽火源探测问题仍未找到有效的技术手段。5. 火灾发生在上行风流和下行风流中时，风流逆转的地点有何不同？采取哪些 措施能防止风流逆转？在矿井火灾时期，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，通风网络中的某分支风流方向发生改变的现象叫风流逆转，即该分支的风流方 向与未起火前的方向相反。矿井火灾时期常见的风流逆转风路有：上行通风旁侧支路、下行 通风主干风路。 上行通风旁侧支路的风流逆转。在上行通风主干风路发生火灾时，火风压的作用方向 与通风机风压的作用方向一致，因此上行通风主干风路不会发生风流逆转，在火风压作用下， 其风量还会增加。但上行通风旁侧支路在火风压的作用下，却会受到相反的影响，一般都会 使旁侧支路的风量减小，甚至发生旁侧支路的风流逆转，上行风流旁侧支路风流逆转是火灾 时期发生风流紊乱的常见形式一。 下行主干风路的风流逆转。在下行风流中发生火灾或有高温烟流流过时，由于火风压 的作用与通风机提供的风压相反，根据这二者的相互作用关系，主干风路的风流在火灾的初 期，风量会减小；随着火势的发展，火风压增大，当火风压与风机提供的风压平衡时，风量 为零，此时发生的燃烧为富燃料燃烧；当火风压继续增大时，就会