煤矿爆炸、火灾及其防治技术

煤矿爆炸、火灾及其防治技术

煤炭科学研究总院重庆研究院

张延松（博士，教授，博导,所长）

个人简介

张延松，煤炭科学研究总院重庆研究院工业防爆研究所所长，重庆科林安全生产咨询事务所所长，博士，教授，博导，重庆市二届、三届人大代表，重庆市科技顾问团成员，煤科总院重庆研究院和山东科技大学硕士、博士生导师，南京理工大学兼职教授、博士生导师、重庆科技学院特聘教授、国家百千万人才、煤炭行业跨世纪青年科技拔尖人才

享受国务院政府津贴

国家和重庆市安全生产专家，国务院能源专家组成员

国家安全评价协会副主任，安全评价专家委员会主席

国家653工程火灾、爆炸专业首席专家、国家气体粉尘爆炸、粉尘防治的学科带头人、国家和重庆市安全评价机构年度审核专家

国家中长远科技发展规划骨干专家，国务院安全事故调查专家

国务院煤矿安全技术会诊专家组组长，重庆市就开县天然气井喷和泄漏搬迁重庆方专家组组长、国家标准化委员会和国家安全标准化委员会委员

国家和重庆市安全评价专家，国家和重庆市安全评价机构资质认证专家、国家安全评价重大项目评审专家、国家期刊评估专家

国家科技进步奖评审专家，国家检测检验机构资质认证专家

国家安全科技和煤炭行业科技进步奖评审专家

国家“863”计划项目评审专家，国家自然基金项目评审专家

国家和重庆市化工、非煤矿山、石油天然气、煤矿等重大项目安全评审专家

担任6个全国性学会的主任、副主任委员，6个学会的理事委员

担任重庆市6个学会的理事长、副理事长

联系方式

Tel：（0）13708386963

Fax：023-65239382

E-mail：zys6407@163.com

目 录

煤矿瓦斯、煤尘爆炸及其防治技术

矿井外因火灾

矿井内因火灾

前 言

煤矿安全形势

国有重点煤矿安全生产状况总体稳定，并趋于好转

安全生产形势依然严峻

百万吨死亡率仍居高不下，职业危害严重

煤矿事故造成的经济损失巨大

事故基本情况

2003年全国煤矿共发生伤亡事故4143起，死亡6434人，同比下降7.9%和8%。重大事故中，国有重点煤矿占13.9%，国有地方煤矿占13.5%，乡镇煤矿占72.6%．特别重大事故中，国有重点煤矿占29.1%，国有地方矿占14.4%，乡镇煤矿占56.5%．

2004年，全国煤矿各类事故死亡6027人，减少6.8%。全国煤炭百万吨死亡率2003年为3.71，同比下降26.2%， 2004年，这一数字为3.1，同比下降19.6%。

2005年，全国煤矿事故3306起，下降9.2%；死亡5986人，减少0.7%，煤炭生产百万吨死亡率降至2.836，下降7.9%。但一次遇难10人以上特大事故抬头，遇难人数同比上升66.6％。

2006年全国煤矿共发生事故2945起、死亡4746人，同比分别减少361起、1192人，下降10.9%和20.1%。百万吨死亡人数2.04人，下降27.4%。

2007年，全国煤矿事故死亡3786人，下降20.2％，煤炭百万吨煤死亡率1.485。其中重特大事故起数和死亡人数，同比分别下降28.2%和23.0%。

瓦斯事故仍然严重

2002年全国煤矿共发生瓦斯事故743起，死亡2407人，分别占事故总数的17.1%和死亡人数的34.4%．其中，瓦斯煤尘爆炸事故28起，死亡304人；煤与瓦斯突出事故16起，死亡130人．

2003年，瓦斯事故584起，死亡2061人，同期分别下降8.9％和10.3％．

2004年下半年来，发生几起大的瓦斯事故,如河南郑煤集团大平煤矿10·20特大瓦斯爆炸事故，造成148人死亡。铜川矿务局陈家山煤矿11·28特大瓦斯爆炸事故,造成166人死亡。辽宁省阜新集团公司孙家湾煤矿海州立井2·14特大瓦斯爆炸事故，造成214人死亡。

2006年发生瓦斯事故327起、1319人，分别减少87起、852人，下降21%和39.2%。

2007年瓦斯事故起数和死亡人数，同比分别下降16.8%和17.8%，其中重特大瓦斯事故起数和死亡人数，同比分别下降15.4%和6.1%。

我国煤矿安全状况

我国煤矿死亡人数多的是瓦斯和顶板事故

一次死亡人数多、损失严重、对生产和社会影响恶劣的是瓦斯事故

我国煤矿发生的特别重大事故主要是瓦斯事故

实现控制目标的重点是：瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故

第一章 煤矿瓦斯、煤尘爆炸及其防治技术

第一节 瓦斯爆炸

瓦斯爆炸是煤矿生产的主要灾害之一。近年来，我国连续发生了几起特别重大瓦斯爆炸事故，造成大量的人员伤亡和财产损失，带来严重的社会影响。

一、 瓦斯爆炸基础知识

1、矿井瓦斯

1） 瓦斯的形成

古代植物在成煤过程中，经厌氧菌的作用，植物的纤维质分解产生大量瓦斯；此后，在煤的碳化变质过程中，随着煤的化学成分和结构的变化，继续有瓦斯不断生成。在全部成煤过程中，每形成一吨烟煤，大约可以伴生600m3以上的瓦斯。而在由长焰煤变质为无烟煤时，每吨煤又可以产生约240m3的瓦斯。在长期的地质年代里，由于瓦斯的比重小，扩散能力强，地层又具有一定的透气性，以及地层的隆起、侵蚀，大部分瓦斯都已逸散到大气中去，只有一小部分至今还被保存在煤体和围岩内。

煤体之所以能保存一定数量的瓦斯，与煤的结构状态密切相关。煤是一种复杂的孔隙介质，有着十分发达的、各种不同直径的孔隙和裂隙，形成了巨大的自由空间和孔隙表面。因此,成煤过程中产生的瓦斯就能以游离状态和吸附状态存在于这些孔隙与裂隙内。

游离状态也叫自由状态，这种状态的瓦斯按照自由气体定律存在于煤体或围岩的裂缝和孔裂隙内。煤体内游离状态瓦斯量的大小，决定于贮存空间的体积和瓦斯的压力与温度。

煤矿井下的瓦斯来自煤层和煤系地层，它主要是腐植型有机物质在成煤过程中生成的。在远古时代，由于成煤植物残骸被泥沙和海水淹没，与空气隔绝，在高温高压环境中，在微生物的分解发酵作用下，成煤植物的残骸逐渐转化成泥炭、褐煤、烟煤、无烟煤。与此同时，生成了大量以甲烷为主的烃类气体就是瓦斯。另一种吸附在煤的微孔表面和煤的微粒内部，称为吸附瓦斯。煤层瓦斯含量是指煤层或围岩在自然条件下所含有的瓦斯，单位是m3/t。煤层的煤化过程越高，存贮瓦斯能力越强，即高变质煤比低变质煤瓦斯含量大；有煤层露头时该带内瓦斯含量低，而无煤层露头时瓦斯含量大；煤层随着埋藏深度增大瓦斯含量增大；煤系透气低的岩层（泥岩、细碎屑岩、裂隙不发育的石灰岩等）越厚，占的比重越大煤层瓦斯含量越高；反之，围岩由厚中粗砂岩，甚至是砾岩等组成，其瓦斯含量少；煤层地质构造也影响煤层瓦斯含量。

2） 矿井瓦斯的涌出

矿井瓦斯的涌出方式可分为均衡涌出和瓦斯的喷出与突出，矿井瓦斯涌出为均衡涌出的瓦斯。

（1）瓦斯涌出量：绝对瓦斯涌出量为单位时间内涌出的瓦斯量，单位是m3/min，m3/d；相对（吨煤）瓦斯涌出量为每采一吨煤平均涌出的瓦斯量，单位是m3/t。

q绝=Q×C×60×24 m3/min

q相= q绝/A m3/t

式中：q绝—绝对瓦斯涌出量, m3；

Q—矿井总回风巷风量, m3；

C—矿井总回风巷的平均瓦斯浓度,%；

q相—相对瓦斯涌出量，m3；

A—矿井平均日产量,吨。

（2）矿井瓦斯等级划分。一个矿井中只要有一个煤（岩）层发现瓦斯，该矿井即定为瓦斯矿井。瓦斯矿井必须依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划分为：

低瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m3/t且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40m3/min。

高瓦斯矿井：矿井相对瓦斯涌出量大于10m3/t或矿井绝对瓦斯涌出量大于40m3/min。

煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井。

每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，报省（自治区、直辖市）煤炭管理部门审批，并报省（自治区、直辖市）煤矿安全监察机构备案。

新矿井设计文件中，应有各煤层的瓦斯含量资料。

2、瓦斯爆炸的反应过程

瓦斯爆炸就其本质来说，是一定浓度的甲烷和空气中的氧气在一定温度作用下产生的激烈氧化反应，其化学反应式如下：

CH4+2O2 CO2+2H2O+198.4kCal （1）

或 CH4+2（O2 +4N2） CO2+2H2O+8N2+198.4kCal （2）

瓦斯爆炸是一个复杂的化学反应过程，上式只是反应的最终结果。

近年来的研究确定，矿井瓦斯爆炸是一种热—链式反应（也叫链锁反应）。当爆炸混合物吸收一定能量（通常是引火源给予的能量）后，反应分子的链即行断裂，离解成两个或两个以上的游离基（也叫自由基）。这类游离基具有很大的化学活性，成为反应连续进行的活化中心。在适合的条件下，每一个游离基又可以进一步分解，再产生两个或两个以上的游离基。这样循环不已，游离基愈来愈多，化学反应速度也愈来愈快，最后就可以发展为燃烧或爆炸式的氧化反应。对于甲烷爆炸的中间反应过程，已经提出了几种不同的反应方式。其中之一认为，CH4吸收能量后分解成[CH3]和[H]两个游离基。[CH3]、[H]又分别与O2反应，各自生成新的游离基[CH2O]、[OH]和[OH]、[O]：

[CH3]+O2 [CH2O]+[OH] （3）

[H]+O2 [OH]+[O] （4）

这些游离基又能进一步反应：

[OH]+CH4 [CH3]+H2O （5）

[O]+CH4 [OH]+[CH3] （6）

[CH2O]+O2 CO+[O]+H2O （7）

CO+O2 CO2+[O] （8）

这样迅速发展下去，反应就会以极其猛烈的爆炸形式表现出来，它的最终产物则是CO2和H2O（见(1)式）。如果氧气不足，反应不完全，也能产生CO。采用现代的检查方法，在甲烷的爆焰内检查到了[O]、[OH]、[CH3]、[CH2O]等游离基的大量存在，从而证实了热—链式理论的正确。

在下列条件下，链反应中断，就不会发展为瓦斯的燃烧或爆炸；

1） 混合物中的氧气浓度不够，反应不能按（3）与（4）式进行；

2） [OH]游离基不与CH4起反应（如（5）式）而是与[H]游离基结合生成H2O（[OH]+[H] H2O）；

3） 活化中心与固体表面（或粒子）碰撞，失去其活化能；

4） 混合物中加入足够能量的能与活化中心起反应的某些元素（如卤族元素），这类元素很容易与活化中心结合生成活性很小的根或分子。

由（2）式可知，要使一个体积的甲烷完全反应，必须具有10个体积的（氧浓度为20%）空气，所以在矿井条件下瓦斯爆炸的最完全反应是在甲烷浓度为9.1%时

[1/(1+2×100/20) ]×100=9.1%

如果是在新鲜空气（氧浓度21%）中，则应为9.5%。

[1/（1+2×100/21）]×100=9.5%，但是，根据实验瓦斯最易引火的浓度则为7～8%。

爆炸温度——研究人员在瓦斯浓度为9.5%条件下测定过爆炸时的瞬时温度，在自由空间内可达1850℃；在封闭空间内最高可达2650℃。井下巷道呈半封闭状态，其爆温将在1850℃与2650℃之间。

爆炸压力——由于爆炸时气体温度骤然升高，必然引起气体压力的突然增大。在容积固定的条件下，爆炸后的气体压力可用下式计算：

P1=P0（273+t1）/（273+t0），大气压 （9）

式中：P0、t0——爆炸前混合气体的压力（大气压）与温度（℃）；

P1、t1——爆炸后混合气体的压力（大气压）与温度（℃）。

假使爆炸前P0=1大气压，t0=15℃，爆炸后的温度t1封闭=2650℃和t1自由=1850℃。分别代入上式，则可求出爆炸后的气体压力分别为10.2和7.4大气压，其平均值约为9大气压，即在理想的条件下爆炸后的压力约为爆炸前的9倍。事实上，不可能这样高。但当发生瓦斯连续爆炸时，其第二次爆炸的初始压力有时会高出正常大气压，这就会越爆越猛，出现很高的冲击压力。

3、瓦斯爆炸的条件及其影响因素

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

足够的氧

1） 瓦斯浓度

根据上述热—链式反应的理论，一定浓度的瓦斯吸收足够的热能后，就将分解出大量的活化中心，完成整个氧化反应过程，并放出一定的热量（每摩尔甲烷完全氧化时，能放出12.4千卡的热量）。如果生成的热量超过周围介质的吸热和散热能力，而混合物又有足够的CH4和O2存在，那么在此条件下，就会生成更多的活化中心，使氧化过程迅猛发展成为爆炸；若参与反应的瓦斯浓度不够，氧化生成的热量与分解的活化中心都不足，则这一反应不能发展成为爆炸；又若瓦斯的浓度过高，相对来说氧的浓度就不够，不但不能生成足够的活化中心，而且因为甲烷的热容量较大（约为空气的2.5倍），氧化生成的热量为周围介质所吸收，当然也不会发展成为爆炸。因此，瓦斯爆炸具有一定的浓度范围，其临界值即为瓦斯爆炸界限。其最低浓度界限叫爆炸下限，最高浓度界限叫爆炸上限。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。

由（2）式可知，在新鲜空气中含有甲烷9.5%时，遇有火源，混合气体中的全部氧和瓦斯都参与反应，这是形成瓦斯爆炸的最适宜条件。

2） 着火源

瓦斯爆炸的第二个条件是高温火源的存在。点燃瓦斯所需的最低温度叫引火温度。瓦斯的引火温度一般认为是650～750℃。明火、煤炭自燃、电气火花、赤热的金属表面、吸烟、甚至撞击或摩擦产生的火花等煤矿井下所能遇到的绝大多数火源都足以引燃瓦斯。

煤矿井下可能存在的着火源及温度如下：

冲击波的速度大于1250～1350m/s，其前沿后面的温度大于500℃。

瓦斯和煤尘爆炸火焰前沿的温度2000～2500 ℃。

炸药爆炸产物的温度4500 ℃。

电弧、电火花的平均温度4000℃（放电主通道的温度10000 ℃ ）。

火柴的明火温度1200 ℃。

点燃香烟温度600～800℃。

表1-1 瓦斯爆炸的感应期

由于瓦斯爆炸热—链式反应时，大量活化中心的产生与形成需要一定的时间过程，达到爆炸浓度的瓦斯遇到高温火源时并不能立即发生爆炸。这种需要迟延一个很短时间才爆炸的现象称为引火延迟现象，其引火延迟时间称为感应期（或诱导期）。感应期的长短与瓦斯浓度和引火温度与压力有关。表1-1为实验室条件下测得的感应期。

虽然瓦斯爆炸的感应期很短，但对煤矿安全生产却有着重要的作用。例如使用安全炸药进行爆破时，虽然炸药爆炸的初温能达2000℃左右，但是在绝大多数情况下，这一高温存在的时间极短（通常仅为千分之几秒），小于瓦斯爆炸的感应期，所以不会引起瓦斯爆炸事故的发生。但若炸药质量不合格或炮泥充填不当，则爆炸后的高温气体存在时间就能延长，并且可以分解产生NO2等气体，促进链反应的发展，使感应期缩短，造成瓦斯爆炸事故。又如矿用安全电气设备，在发生故障时能够迅速断电，其断电的时间小于感应期，也不会导致瓦斯爆炸。

如果瓦斯—空气混合气体的压力增高或混入某些能促使链式反应加速的气体，感应期就会缩短，甚至消失。例如在瓦斯中加入0.5%的CH2O（甲醛）或0.32%的NO2，感应期就接近于消失。NO2是炸药爆炸后的产物，再加上爆破冲击波对气体的冲击压缩作用，井下放炮时，瓦斯的感应期将比表2所列时间为短。因此，遵守《规程》中有关瓦斯矿的爆破规定非常重要。

煤矿井下可能存在的着火源的作用时间：

冲击波的作用持续时间最短——10-7～10-3s。

炸药爆炸后产物、电火花作用时间—10-6～10-2s。

电弧及瓦斯煤尘爆炸的火焰前沿作用时间—10-4～1s。

明火和灼热体作用时间最长。

3） 氧浓度

大量实验表明，瓦斯爆炸界限随混合气体中氧浓度的降低而缩小。当氧浓度降低时，瓦斯爆炸下限缓慢地增高，如图1-1的BE线所示，爆炸上限则迅速下降，如图1-1的CE线所示。氧浓度降低到12%时，瓦斯混合气体即失去爆炸性，遇火也不会爆炸。

《煤矿安全规程》规定，井下工作地点的氧浓度不得低于20%，上述关系似乎没有什么实际意义，但在密封区特别是火区内情况却不同，其中往往积聚大量瓦斯，且有火源存在，只有氧浓度很低时，才不会发生爆炸；一旦重开火区或火区封闭不严而大量漏风，新鲜空气不断流入，氧浓度达到12%以上，就可能发生爆炸。

综上所述，在新鲜空气中，瓦斯浓度为5～16%，在遇到650～750℃以上的火源才会爆炸。但是这些数值受很多因素的影响，而在较大范围内变化，加上矿井通风和瓦斯涌出的不稳定性，所以《规程》中对井下各地点的瓦斯浓度与可能产生的火源都作了严格限制，以防爆炸事故的发生。这是十分必要的，必须认真执行。

从试验中得到了瓦斯－空气混合气体爆炸极限与氧浓度的关系，如图1-1所示。

图1-1 瓦斯-空气混合气体爆炸极限与氧浓度的关系

BEC所构成的三角区域就是瓦斯爆炸三角形，当瓦斯浓度和氧浓度处于三角形区域，在点火源作用下，就会发生瓦斯爆炸；同样，瓦斯浓度和氧浓度不在此三角形区域，就不会发生瓦斯爆炸。这就为防止瓦斯爆炸发生提供了途径。这是如前所述，采掘工作面进风流中的氧气浓度不低于20%。氧气作为作业人员必备的生存条件，在煤矿井下必须予以保证，也就是说，在煤矿井下工作环境下，氧浓度都必须维持在20%以上，通过控制氧气浓度来控制瓦斯爆炸事故是不现实的。然而，在密封区特别是火区，其中往往积聚大量瓦斯，且有火源存在，只有将氧浓度控制在很低时（12%以下），才能确保不会发生瓦斯爆炸事故；重开火区或火区封闭不严而大量漏风，新鲜空气不断流入，氧浓度达到12%以上时，同样可能发生爆炸。这也是在采空区内为防止瓦斯爆炸或燃烧，把氧浓度降低到12%以下，以控制爆炸或熄灭燃烧火焰的原因所在。

4） 瓦斯爆炸易发区域和原因

从国内外煤矿发生的瓦斯爆炸资料统计,可以得出如下结论:

煤矿内的任何地点都有发生瓦斯爆炸的可能性。诸如电气设备附近，放炮地点，火区周围，产生摩擦火花以及可能出现明火的地点，甚至进、回风的井口房和选煤厂内也有瓦斯爆炸事故的发生。但大部分发生在瓦斯煤层的采掘工作面，其中又以掘进工作面占多数。据统计，瓦斯燃烧或爆炸事故发生在掘进工作面的约占三分之一左右。

掘进工作面较易发生瓦斯爆炸的原因，一方面是这些地点采用局扇供风，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，到达掘进工作面的有效风量不足，或巷道内风速过低，不能将掘进工作面附近及巷道内的瓦斯冲淡排出，导致瓦斯积聚而达爆炸浓度；另一方面是煤巷掘进工作面多用电钻打眼，电动局扇通风，经常放炮（煤巷掘进工作面附近，放炮后短时间内瓦斯浓度可达爆炸浓度），如果电气设备防爆性能不良，局扇不按《规程》要求启闭，或放炮不合规定，就很容易产生引火源——电火花或爆破火焰。

回采工作面容易发生瓦斯爆炸的地点是工作面的上隅角。因为采空区内常积聚高浓度的瓦斯，瓦斯的密度小（为0.554），能沿倾斜向上移动，部分瓦斯就从上隅角附近逸散出来；上隅角往往又是采空区漏风的主要出口，漏风将高浓度瓦斯从采空区带出；工作面出口风流直角转弯，上隅角形成涡流区，瓦斯难于被风流带走排出；上隅角附近往往设置回柱绞车等机电设备；这一带的采煤工作面煤体在集中应力作用下变得疏松，自由面较多，放炮时容易发生虚炮，因此产生火源的机会也较多。

回采工作面另一容易发生瓦斯爆炸的地点，是采煤机工作时在切割机构的附近。据英国一个综合采煤工作面测定，截槽后的瓦斯浓度有时高达75%。机械化采煤，特别是综合机械化采煤工作面产量大，进度快，煤的破碎程度增加，大量瓦斯迅速地从新暴露面和采落的煤块内涌出，工作面的平均绝对瓦斯涌出量可达十几～几十米3/分。采煤机械的切割机构附近，更是大量瓦斯涌出的地点，而且这些地点的风流容易形成涡流区，造成瓦斯积聚的条件。采煤机械电气设备防爆性能不好，截齿与坚硬的夹石（如黄铁矿）摩擦产生的火花，都是点燃瓦斯的火源。

井下瓦斯爆炸的引火原因多种多样。随着井下机械化程度的提高，因机电设备不符合要求和摩擦火花引燃的事故逐渐增多。

最后，必须着重指出，国内外的统计资料表明，瓦斯涌出量小的矿井，瓦斯燃烧与爆炸事故往往多于瓦斯涌出量大的矿井。其原因主要是由于放松管理，失去警觉，违章操作现象等所造成。

5） 影响瓦斯爆炸界限的因素

瓦斯的爆炸界限并不是固定不变的，它受到许多因素的影响，例如：

（1）可燃气体的混入

瓦斯—空气混合气体中混入其它可燃气体时，不仅增加了爆炸性气体的总浓度，而且会使瓦斯爆炸界限发生变化。几种可燃性气体同时存在时，可根据下式求得混合气体的爆炸上、下限：

式中：N、N1、N2、N3……——分别为混合气体和各个可燃气体

的爆炸上下限，%；

C1、C2、C3……——分别为各个可燃性气体占可燃性气体总和的百分比（按体积计）%；

C1+C2+C3……=100。

表1-2为煤矿内常见的几种可燃性气体的爆炸界限。由（10）式计算表明，这些可燃性气体的混入都能使爆炸界限扩大。所以井下发生火灾，产生其他可燃性气体时，即使平时瓦斯涌出量不大的矿井，也有发生爆炸的可能性，同样应该提高警惕。

表1-2 几种可燃性气体的爆炸界限

（2）煤尘的混入

烟煤煤尘具有爆炸性，300～400℃时就能从煤尘内挥发出可燃性气体，从而使瓦斯的爆炸下限降低，爆炸的危险性增加。

（3）惰性气体

惰性气体的混入，使氧浓度降低，并阻碍活化中心的形成，可以降低瓦斯爆炸的危险性。

（4）混合气体的初温（爆炸前混合气体的温度）

根据试验，初温越高，爆炸界限就越扩大。当初温20℃时，爆炸界限为6.0%～13.4%，100℃时为5.45%～13.5%，700℃时为3.25%～18.75%。所以井下发生火灾或爆炸时，高温会使原来未达到爆炸浓度的瓦斯发生爆炸。

二、瓦斯爆炸传播特性及主要危害

1、瓦斯爆炸的传播特性

矿井巷道中瓦斯爆炸传播是以冲击波方式传播的，随着传播时间和空间的推移，冲击波结构发生变化。在起始阶段，以爆燃波方式传播，随着甲烷气体燃烧完毕，则演变为单纯空气波传播。 爆燃是一种带有压力波的燃烧。当火焰阵面后边界有约束或障碍，燃烧产物就可以建立起一定的压力，波阵面两侧就建立起一个压力差，这个压力波以当地声速向前传播，这就是压力波。由于这个压力波传播速度比火焰阵面要快，行进在燃烧阵面前，因此也叫前驱冲击波。

瓦斯爆炸发生时，爆源附近气体高速向外冲击，加之爆炸后生成的一部分水蒸汽很快凝聚，在爆源附近形成气体稀薄的低压区。瓦斯爆炸时产生的高温高压，促使爆源附近的气体以极大的速度（可达每秒几百米甚至上千米）向外冲击，于是被爆炸冲出的气体连同爆源外围的气体，又以高速反向冲回爆源地。这种反向冲击的力量虽较正向冲击的力量小，但它是沿着已遭破坏的区域反冲，其破坏性往往更大。如果反向冲击的空气中含有足够的瓦斯和氧，而爆源附近的火源尚未消失，或有因爆炸而产生的新火源存在，就可以造成第二次爆炸。

此外，在瓦斯涌出量较大的矿井，如果空气中的瓦斯浓度，在火源熄灭前又达到爆炸浓度，还能引起瓦斯的再次爆炸。瓦斯爆炸往往造成人员伤亡，破坏巷道和器材设施，扬起大量煤尘并使之参与爆炸，产生更大的破坏力，还可能点燃坑木等可燃物而引起火灾。图1-2为煤炭科学研究总院重庆分院在断面7.2m2巷道进行100m3瓦斯爆炸实验的超压曲线。

图1-2 地下巷道100m3瓦斯爆炸实验结果

爆炸过程中，瓦斯爆炸会形成冲击波，冲击波在传播过程中存在叠加、反射以及衰减等过程。压力波衰减慢，传播距离远。冲击波是爆炸破坏力的主要来源，而且造成的各种力学破坏也是实际事故调查中最明显、最易获得的证据，因此分析具体条件下爆炸冲击波的传播轨迹是事故调查的一个重要手段。

实验中发现：瓦斯爆炸过程中的火焰灼烧作用明显，悬挂的各种可燃物均留下明显的灼烧痕迹；此外，瓦斯爆炸火焰波及范围20～120m，因此，可以根据坑道中的过火痕迹判断爆源区域的位置。

火焰温度高对可燃物灼烧明显，这是爆源点确认的一个判据；火焰传播距离随瓦斯带长度增加而增加，一般为其长度的5～7倍。

2、瓦斯爆炸的主要危害

瓦斯爆炸发生时产生的高温火焰、冲击波及使矿井空气成分发生变化是造成灾害的途径。对人的伤害包括：呼吸系统及皮肤高温烧伤，冲击波伤害，中毒和窒息。对物的高温引起火灾和冲击波破坏。

1）、火焰

火焰是在瓦斯爆炸过程中，瓦斯剧烈氧化的产物。火焰的传播速度为1～2.5m/s（正常燃烧）至2500m/s（爆轰速度），一般为500～700m/s。火焰阵面是燃烧产物与未燃烧产物之间的分界面。火焰阵面象“活塞”那样沿巷道运动，带进越来越多的空气和可燃成分，“活塞”长度为0～几十米。火焰阵面通过时，人员被烧伤，不但皮肤就连呼吸器官和消化器官的粘膜也会烧伤。电气设备遭到毁坏，尤其是电缆，这时能形成危险的第二次火源。还会引起火灾。

2）、冲击波

在瓦斯爆炸过程中，由于能力突然释放即会产生冲击波，它是由压力波发展而成的。正向冲击波传播时，其压力一般为10kPa～2MPa，但其遇叠加或反射时，常常可形成高达10MPa的压力。冲击波的传播速度高于音速（340m/s）。

冲击波通过时会对人体造成危害，多数情况下，这些创伤具有综合（创伤、烧伤等）多样的特点。

冲击波前沿剩余压力对人的作用特点如下：

0.003～0.01MPa: 无创伤

0.011～0.02MPa: 头昏、轻伤

0.04MPa: 中度创伤：震伤、失去知觉、骨折

0.06MPa: 重伤：内脏受伤，严重脑震荡、骨折

0.3 MPa: 有较大死亡可能性（75%）

0.4 MPa: 死亡率为100%

冲击波前沿剩余压力对物体或巷道的作用特点如下：

移动和破坏设备，可能发生二次着火; 破坏支架、顶板冒落、垮塌岩石堆积物导致通风系统破坏，使救灾复杂化。

0.011～0.02MPa: 支架部分破坏，密闭被破坏（密闭不稳定时）.

0.021～0.06MPa: 木支架相当程度被破坏，金属支架移动，混凝土整体支护发生片状脱落。

0.061～0.3MPa: 木支架完全破坏，金属支架部分破坏，发碹巷道出现裂隙，片况脱落，铁轨变形，枕木脱开，小于1吨的设备整体破坏、变形、位移，大于1吨设备翻倒、位移、部分变形。

0.31～0.65MPa: 金属支架巷道全长全面破坏，形成密实堆积物，整体钢筋混凝土支架部分破坏，混凝土整体遭破坏，设备和设施完全破坏。

0.66～1.17MPa: 混凝土支架完全破坏，形成密实堆积物，整体钢筋混凝土支架相当大破坏，可能形成冒落拱。

3） 高温灼热

在瓦斯浓度为9.5%条件下，爆炸时的瞬时温度在自由空间内可达1850℃；在封闭空间内最高可达2650℃。井下巷道呈半封闭状态，其爆温将在1850℃与2650℃之间。这样高的火焰温度，很短时间内足以灼伤人的皮肤和肌肉、损伤人的器官，点爆煤尘，点燃坑木。

在煤炭科学研究总院重庆分院爆炸试验基地进行的瓦斯爆炸损伤试验研究表明，瓦斯爆炸的高温灼热严重损伤呼吸系统，可造成10%试验大白鼠死亡（48小时内）。

4） 有毒气体

由瓦斯爆炸反应，我们知道，由于瓦斯浓度和氧气浓度的不同，使得爆炸产生的有毒气体CO和CO2的浓度差异很大，特别是由于瓦斯爆炸破坏了通风系统，使爆炸后的有毒气体CO和CO2不易扩散和稀释。从以往事故分析看：爆炸后的有毒有害气体的中毒是造成人死亡的主要原因，占死亡总数的70～80%。

瓦斯爆炸最终气体产物如表1-3所示。

表1-3 瓦斯爆炸最终气体产物

表4 各国CO允许浓度值

从人身安全考虑，各国对工作场所的CO允许浓度都有明确的规定，表1-4为各国CO允许浓度。

CO对人的危害是由于人体内的血红蛋白（Hb）通过肺与CO结合生成碳氧血红蛋白（ CO— Hb），妨碍了Hb向体内运送氧的功能，因而使人的体内缺氧。CO与Hb的结合力比O2与Hb的结合力强210～300倍。 CO—Hb的浓度达到50～60%时，人就会产生痉挛、昏睡、假死。

人对CO的耐受程度是随浓度增加和随时间的延长而减弱，具体如表1-5所示。

表1-5 人对CO的耐受程度

表1-6 各国CO2允许浓度值

同样，各国对工作场所的CO2允许浓度都有明确的规定，表1-6为各国CO2允许浓度。

CO2对人的伤害机理与CO相仿。人对CO2的耐受程度如下：

当CO2浓度达2.5%（45mg/L）时，在1h内不呈现任何中毒症状；

达到3%时才加深呼吸；

达到4%（72mg/L）时，才略呈局部刺激，有头痛感、耳鸣、心悸、血压升高、眩晕等；

达到6%时，症状更加明显；

达到8%时，呼吸变得十分困难；

达到8～10%时，立即发生意志昏沉、痉挛、虚脱，进而停止呼吸，以致死亡；

达到20%时，数秒内立即引起中枢神经障碍，生命陷于危险状态。

三、瓦斯爆炸的事故案例分析

1、×局×矿特大瓦斯爆炸事故

1）、矿井概况

×局×矿属国有企业。2002年产量为66万t/a。采用胶带斜井为主提升，中央分列与两翼对角混合式通风，采煤方法采用走向长壁式，全部冒落法管理顶板，开采单一煤层B4,一次采全高，现开采标高-480m~-530m。

×矿是煤与瓦斯突出矿井，根据2003年矿井瓦斯等级鉴定资料，矿井绝对瓦斯涌出量52m3/min,相对瓦斯涌出量38.7 m3/t, CO2绝对涌出量40 m3/min, CO2相对涌出量29.75 m3/t。2003年在1010运输顺槽掘进期间发生两次突出：2003年6月14日突出煤37t,瓦斯3168m3；2003年7月27日突出煤127t，瓦斯7830 m3。B4煤层煤尘爆炸性试验火焰长度25~30mm，有爆炸性。煤的自燃倾向性为（Ⅱ）“自燃”级，自然发火期为2~4个月。

爆炸事故发生在该矿1010工作面地区，它位于矿井-600m水平东采区东2总回以东，东为1#轨道下山，西为1010顺槽措施下山，南为深部原生煤体，北为已采1008东采空区。工作面运输顺槽标高-523m～-536m，回风顺槽标高-497m～-513m，走向长620m，倾向长144 m。地表标高+25~28m。

2） 事故概况

2003年11月14日11时44分，1010工作面运输顺槽发生瓦斯爆炸事故，爆炸由2#突出孔硐向东沿运输顺槽顺风传播——到1010采煤工作面——1010回风顺槽；爆炸向西沿运输顺槽逆风传播——进风连络绕道——2#新底板进风上山风门3以外的一段巷道。造成50人死亡， 6人受伤。

3） 爆炸直接原因

（1）爆源点

1010运输顺槽2#突出孔洞（今年7月27日掘进发生突出形成的孔洞）密闭内。

（2）瓦斯源

2#突出孔硐积存有浓度超过10%瓦斯，经现场勘察测量，密闭内空硐体积约180m3，分析纯瓦斯量30余m3。

（3）点火源

2#突出孔硐内残留碎煤自然发火产生的火源。

（4）直接原因

1010运输顺槽2#突出孔硐密闭内聚集的瓦斯被突出残煤自燃火引燃发生瓦斯爆炸。

4） 经验教训

（1） 突出孔硐的余煤未及时清理。爆炸发生前110天，运输顺槽内发生煤与瓦斯突出事故，但矿山未将突出孔硐内的余煤清理完毕，即对孔硐进行了封闭。由于煤的自然发火期是2～4个月，而且由于余煤与空气的接触面积加大，因此，突出孔硐内的余煤自燃为瓦斯爆炸提供了火源。

（2） 密闭墙的设计、修建（厚度、结构等）不符合要求。按照设计，密闭墙的厚度应为600mm，但井下施工时，密闭墙的厚度只有240mm；而且，由于密闭墙的修建质量较差，形成了多处漏风，为孔硐内煤的燃烧提供了氧气。

（3） 密闭内的灭火效果差。瓦检员检查到密闭内煤自燃（温度、CO浓度明显升高）后，虽然采取了灌黄泥浆等措施，但由于灌浆的数量和质量太差，灭火效果不明显。

（4） 密闭检查的汇报及处理不及时。瓦检员检查到密闭内CO浓度最高已达0.36％（超过国家规定标准0.0024％150倍），但只在检查记录上进行了标记，并未向上级领导汇报，以致没有及时采取有效措施对自燃煤层进行处理。

（5） 矿井购买的自救器不满足国家相关标准，造成事故发生后，工人不能进行自救，不能有效的减小伤亡。

（6） 建立健全各项制度和措施，强化制度的落实和所执行措施的效果检验。矿井有对孔硐自然发火的处理制度和措施，但瓦检员检查发现孔硐内出现CO浓度和温度异常时，没有及时按制度规定的流程对上级领导进行汇报，而矿上采取的灭火措施执行效果差，且对灭火效果的检验十分马虎，以致虽然采取了防灭火措施，但仍然发生了由余煤自然发火引起瓦斯爆炸，导致50人死亡，6人受伤的惨剧。

（7）从业人员安全意识淡薄，侥幸心理、习惯性违章较严重。密闭内的余煤未清理干净，而且工人在修建密闭墙时厚度只有设计的40％，密闭墙修建质量差多处漏风，给密闭内提供了瓦斯爆炸爆炸和余煤自燃所必需的氧气。由此可见，强化职工安全意识，加强安全培训工作刻不容缓。

2、×局×矿“4.6”瓦斯爆炸事故

1） 矿井概况

（1） 基本概况

×局×矿属国有企业。设计能力：1.50Mt，2004年申报核定生产能力：2.41Mt。

（2） 采掘基本情况

开拓方式：平硐与斜井开拓

开采方法：走向长壁综合机械化低位放顶煤

顶板管理：全部垮落法

开采采区：四采区，一矿一面的集约化开采模式

采掘布置：415综采队；三个综掘队、两个炮掘队，采掘机械化程度分别达到100%和75.7%。

（3） 通风基本情况

全矿通风：8进1回、采区分区抽出式通风方式

415工作面系统：

运顺进风量：920 m3/min，CH4 0.1%

灌浆巷进风量：1400 m3/min

1号联络巷风量：120 m3/min

回顺风量：860 m3/min，CH40.68%，排瓦斯量5.85 m3/min；

高位巷风量：1350 m3/min，CH4 1.8%，排瓦斯量23.67 m3/min

（4） 瓦斯治理基本情况

2004年矿井瓦斯申报鉴定结果：属高瓦斯矿井

矿井绝对涌出量：107.61 m3/min

矿井相对涌出量：20.44 m3/t.d

415工作面系统

风排瓦斯量：29.52 m3/min

瓦斯抽放量：20.25 m3/min

总 涌 出 量：49.77 m3/min

瓦斯抽放率：40.69%

瓦斯抽放系统：3套独立

瓦斯抽放方法：走向长钻孔煤层瓦斯预抽、倾斜顺煤层钻孔预抽、掘进工作面边掘边抽、灌浆巷采空区高冒带钻孔卸压抽放等综合抽放方法。

（5） 矿井防灭火情况

煤层自燃状况：易自燃煤层，发火期3-6个月，最短发火期24天；

防灭火措施：灌浆、汽雾阻化、堵漏风、注氮气、注凝胶等综合防灭火措施

防灭火系统：灌浆、阻化剂、注氮和注凝胶系统。

2） 事故概况

（1） 事故发生经过

2004年11月23日10:20～10:30 ：415上隅角起爆松动顶煤，上隅角采空区发生瓦斯爆燃，83#～89#架后溜槽处发现明火，并有大量青烟。

2004年11月24日：79#～80#支架间有少量烟；决定只割煤不放顶煤，加快推进速度 。

2004年11月28日07时10分：井下四泵房安检员韩朝云汇报听到爆炸声、巷道烟雾大，安子沟抽放泵站电话汇报，安子沟风井防爆门被摧毁，有黑烟冒出；事故死亡166人，受伤45人

2004年12月2日：3:25、6:15、7:45、10:53相继发生4次爆炸，没有造成人员伤亡。

（2） 灾害波及范围

灾害波涉及大巷平台以下的四采区全部区域，包括:415、416工作面系统，417回顺掘进工作面，四轨下延伸、四皮下延伸、四总回延伸及其相邻联络巷、钻场和硐室，安子沟风井等；受威胁人员293人，死亡166人，受伤45人。

（3） 直接经济损失

直接经济损失为4165.9万元 。

3） 事故直接原因

（1） 爆源点

爆源位于415综放工作面下隅角。

（2） 瓦斯源

爆源点瓦斯来源：415工作面下隅角靠采空区顶部及1#联络巷。1#联络巷、采空区、高位巷、爆炸破坏的抽放管内瓦斯参与爆炸，加大爆炸强度。

（3） 点火源

放炮是引爆瓦斯火源。

（4） 直接原因

工作面下隅角支架尾梁后侧强制放顶放炮引爆瓦斯。

4） 教训及建议

（1） 在工作面上、下隅角爆破落顶极易引燃、引爆采空区瓦斯，建议严禁在上、下隅角爆破落顶。

（2） 实现一矿一面集约化生产的矿井，生产、人员非常集中，发生事故造成重大伤亡。建议矿井实行安全合理集中生产。

（3） 专用排瓦斯巷是在通风、瓦斯抽放等措施全力实施前提下所采取的避免回风巷瓦斯超限的辅助措施，而易自燃煤层不得采用专用排瓦斯巷。专用排瓦斯巷分段掺入新风，降低瓦斯浓度至2.5%以内，但专用排瓦斯巷与采空区相联，未掺新风段瓦斯仍可能处于爆炸限内，致使专用排瓦斯巷成为重要危险源，巷道内尽管要求瓦斯浓度控制在2.5%以内，但实际上出现瓦斯浓度超限现象时有发生，控制难度较大，且一旦发生事故，2.5%以内的瓦斯在强点火能量条件下也可能引起爆炸，尤其在有油气和高浓度煤尘混入的条件下，尤其要注意。

（4） 玻璃钢抽放管抗冲击能力差，不能抵抗爆炸波的冲击，致使爆炸时抽放管炸碎，管内大量高浓度瓦斯涌出，加剧了爆炸威力。建议尽可能不采用玻璃钢抽放管。

（5） 采用预裂爆破措施有利于顶煤和顶板及时垮落，但作为煤、气、油共生的高瓦斯矿井应特别注意防止预裂爆破、特别是采空区附近预裂爆破诱发瓦斯与煤尘爆炸。

（6） 采煤工作面中部布置联络巷不利于通风系统稳定和瓦斯管理。

第二节 煤尘爆炸

一、煤尘的产生及存在状态

煤矿生产的各个环节都能产生大量的悬浮煤尘，这是直接发生爆炸的原因之一。此外，在煤矿井下几乎到处都存在着大量沉积煤尘，当它受到空气波的震动或气流的吹扬时，便能再次形成悬浮状态，以具备爆炸的起码条件。所以说沉积煤尘是造成井下严重灾害（连续大爆炸）的隐患。煤矿生产过程中产生的粉尘总体小于100μm，其中95%小于80μm。综采工作面0~0.5mm的煤尘占9.03%（山东某矿）。综放工作面0~0.5mm的煤尘占7.23%。

二、煤尘爆炸条件

煤尘爆炸必须同时具备以下三个条件： 一是煤尘本身具有爆炸性。煤尘本身有无爆炸性，要通过由井下采取煤样，经煤尘爆炸性鉴定后确定；二是煤尘在空气中呈悬浮状态，并达到一定的浓度（在爆炸下限至上限浓度范围内）；三是引爆的高温热源，煤尘爆炸的引爆温度一般为700～800℃，温度越高越容易引起爆炸。

1、煤尘爆炸性的判别

煤尘悬浮在空气中，其与氧接触的面积增大，吸附氧分子的数量大大增加，加速了煤尘的氧化过程。同时还因粉尘增大受热面积，而加速了热化过程，加之煤尘受热后放出挥发性可燃气体放出的速度也随之增大。1kg挥发分为20%—26%的焦煤，高温下可以放出290～350L的气体。

煤尘爆炸是由于煤尘含有并释放出的可燃性挥发分聚集于尘粒的周围，在一定温度下放出大量的可燃性气体，在点火能的作用下发生爆炸。煤尘的爆炸性由其所含可燃性挥发分的大小而决定，如无烟煤不含可燃性挥发分，其没有爆炸性，不会发生爆炸。

爆炸指数VΓ是指煤尘中可燃性挥发分，是判断煤尘有无爆炸性和爆炸性强弱的依据之一。

VΓ= Vad/（Vad+C）=Vad/（100-Mad-Aad）×100% （11）

Vad—空气干噪煤样的挥发分产率，%

C—空气干噪煤样的固定碳产率，%

Mad—空气干噪煤样的水分产率，%

Aad—空气干噪煤样的灰分产率，%

挥发分对煤尘爆炸的发生、发展起着关键作用。试验表明，挥发分越高的煤，其煤尘越易爆炸。挥发分含量决定于煤的种类，贫煤、焦煤、肥煤、气肥煤、长焰煤、褐煤，它们的挥发分是依次增高的，在煤尘爆炸性试验中证实，它们的爆炸性也是依次增强的。无烟煤在各类煤中的挥发分含量最低，其煤尘基本上无爆炸危险。一般情况下，当挥发分低于10%时，煤尘无爆炸危险。

一般般情况下，VΓ＞10%，有爆炸性；VΓ=10～15%，弱爆炸性，岩粉用量20～40%；VΓ=15～28%，强爆炸性，火焰短（20～80mm），岩粉用量50～80% ，焦煤；VΓ＞28%，强爆炸性，火焰长（100～400mm），岩粉用量50～80%，气煤。

我国用大管状煤尘爆炸性鉴定仪对煤尘有无爆炸性作最终判定。

一些产煤国家也把可燃性挥发性作为煤尘有无爆炸性的判断依据。如表1-7所示。

表1-7一些产煤国家煤尘爆炸性判断依据

煤尘挥发分与不爆率关系如图1-3所示。当煤尘挥发分低于6.21%时，煤尘不具有爆炸性，这个值称为煤尘不爆临界值。此后，随着煤尘挥发分增加，煤尘不爆炸率随之下降，即煤尘爆炸可靠性增大，当煤尘挥发分大于14%时，煤尘爆炸可能性就达到100%，即煤尘肯定具有爆炸性。

图1-3 煤尘挥发分与不爆炸率的关系曲线

2、煤尘爆炸的浓度范围

我们通常从爆炸角度而言的煤尘，是指在热源作用下能单独爆炸和传播的细粒煤粉。关于煤尘定义中所包括的粒度范围，各个国家都不相同，没有统一的严格规定。例如英国规定为0.59mm以下的煤粒；美国规定为0.64mm以下的煤粒；日本通产省规定，挥发份11%以上者，为20网孔以下的煤粒；苏联规定为0.75～1mm以下的煤粒。我国通常把0.75～1mm以下的煤粒。

能够爆炸的悬浮煤尘浓度是有一定的范围的，就是说，在爆炸的下限浓度至上限浓度这个范围内才能发生爆炸。所谓爆炸下限浓度，是指单位体积空气中能够发生爆炸的最低煤尘含量。许多国家实验结果表明，煤尘爆炸的最小下限浓度主要与煤尘的成分，特别是可燃挥发分含量﹑粒度﹑引火源种类和实验规模（实验室实验或巷道实验）等有关。表1-8是一些国家的实验数据。

表1-8 一些产煤国家的煤尘爆炸下限浓度值（实验数据）

表1-9 一些产煤国家的煤尘爆炸上限浓度值（实验数据）

所谓爆炸上限浓度，是指单位体积空气中能够发生爆炸的最高煤尘含量，即在此含量以上的浓度不在发生爆炸。许多国家研究认为，爆炸上限跟随煤质和实验条件不同而有所变化。表1-9为一些产煤国家的煤尘爆炸上限浓度值。苏联的实验结果是1450～2000 g/m3；波兰的实验结果是900～1800 g/m3；美国的试验结果是2100g/m3；而日本的实验结果是1800～2750g/ m3.但是，在井下生产过程的实际条件下，悬浮煤尘量要达到上限值是十分困难的，只有沉积煤尘才能达到，即沉积煤尘在冲击波等的作用下才能形成如此高的悬浮煤尘浓度。

应该指出，在上下限浓度之间这个范围内，某一区段的浓度爆炸能力最强。国外实验表明，爆炸力最强的煤尘浓度为300～400g/m3。

三、煤尘爆炸机理（特性）及爆炸过程

煤尘爆炸也是严重威胁矿井生产的重大灾害之一。这种事故虽然发生次数较少，但一旦发生则往往造成很大的人员伤亡和经济损失。

煤炭为有机生物岩，当它破碎成细小的颗粒后，表面积大大增加，系统的表面能也随着增加，从而提高了煤尘的表面化学活性，氧化能力显著增强。受热时单位时间内能够吸收更多的热量，在较低的温度（300～400℃）时，就能放出大量的可燃性气体（挥发份）聚集于尘粒的周围，形成一定数量的活化中心，如图1-4所示。这类可燃性气体一经与空气混合并在高温作用下吸收能量发生氧化反应放出热量，这些热量如果能够有效地传播给附近的煤尘，这些煤尘也就迅速受热而分解，跟着燃烧起来。这种过程连续不断地进行，氧化反应越来越快，温度越来越高，活化中心越来越多，达到一定程度时，便发展为剧烈的爆炸。如果氧化生成的热量很快被周围介质所吸收，氧化反应就不能扩大，不会发展为爆炸。

图1-4 煤尘粒子的气相燃烧模型

煤尘爆炸的氧化反应和瓦斯爆炸一样，主要在气相条件内进行。煤尘的燃烧速度和爆炸压力比瓦斯的要小，但燃烧带的长度较长，产生的能量大，表现出显著的破坏能力。一般来说，爆炸开始于局部，产生的冲击波较小，但可扰动周围沉积的煤尘，并使之飞扬，由于热的传递与辐射，进而发生再次爆炸，这就是所谓的二次爆炸，二次爆炸扩大了最初爆炸的规模，不断诱发附近煤尘爆炸，直至沉积煤尘全部燃烧完毕。这是煤尘爆炸灾害的一大特点，在煤矿井下，这种爆炸有时沿巷道传播数千米以外。

另外，在煤尘爆炸中，爆炸产生的气体成分与瓦斯爆炸比较，一氧化碳明显增多。这是因为单位空间的氧与燃料比，与气体爆炸相比较，燃料显得充裕，因而发生不完全燃烧。所以煤矿在有限的闭塞区间发生煤尘爆炸 ，受害者大多数是一氧化碳中毒。对爆炸后气体的分析发现，瓦斯爆炸的C、H比为2.3～2.8，而煤尘爆炸为3～16。煤尘爆炸传播过程中，由于煤尘粒子的热变质和干馏作用，除产生一氧化碳、二氧化碳、甲烷和氢以外，还产生干馏气体，并含有氢氰酸（HCN）等剧毒气体。

因此，煤尘爆炸时的氧化反应主要是在气相内进行的，具有瓦斯爆炸的同样特点。但在固体尘粒表面也有氧化作用发生，即碳元素与氧结合生成CO，氧气充足时生成CO2。与此同时，一部分煤尘被局部焦化，粘接在一起，沉集于支架和巷道壁上，形成煤尘爆炸所特有的产物——“粘焦”，它也是判断井下发生爆炸事故时是否有煤尘参与爆炸的重要标志。

煤尘爆炸产生的冲击波可将巷道中的落尘扬起而为爆炸的延续和扩大补充尘源。因此，煤尘爆炸不仅表现出有连续性的特点，而且在连续爆炸的条件下，还可能有离开爆源越远其破坏力越大的特征。

煤尘爆炸时产生的热量可使爆炸地点空气温度达到2000℃以上。根据试验可测出在距爆源200m的巷道出口压力可达到50～100kPa。如在通路中遇有障碍物及断面突然变化或拐弯处，爆炸压力还将升高。

煤尘的引燃温度，同样是随煤尘的性质和实验条件的不同而有很大的差异，最低610℃，最高达1000℃。点火能为2.8mJ。煤矿井下的放炮火焰、电气设备火花、采掘机械的冲击火花、井下火灾及瓦斯爆炸等均可引起煤尘爆炸。

四、煤尘爆炸影响因素

影响煤尘爆炸性的因素很多，包括煤的性质，化学组成，煤尘粒度，以及外界条件等。

1、氧气浓度

氧气浓度直接影响煤尘爆炸反应的生热速度，反应能否进行。氧气浓度增加，煤尘云容易着火、爆炸，反之变得困难。C、H、（O）为主要构成元素的有机粉尘（包括煤尘），不发生爆炸的氧气界限浓度为13％～16%。

2、煤尘粒度

一般细微的尘粒容易燃烧或爆炸，其原因之一是尘粒具有较大的表面积，由表1-10可以看出物体的表面积的增加情况。

表1-10 不同粒径的表面积

表面积急剧增加的结果，大大增加了尘粒和氧的接触面积，促进了氧化，同时也增大了受热面积，加速了可燃气体的释放，所以，煤尘的粒度对爆炸性的影响极大。总的来说，煤尘粒度越小，爆炸性越强。

国内外的实验结果表明，从极微细的煤尘到直径为0.75～1mm的煤尘都能参与爆炸。但是煤尘爆炸的主体是0.075mm以下的煤尘粒子。这种粒子的含量越高，煤尘爆炸性越强，但并不是直接关系，而是当0.075mm以下的煤尘粒子含量达70%～80%后，爆炸性就基本上不再增强了。

我国的实验结果表明：小于0.75mm的煤尘，其爆炸性与粒度的关系，总的趋势是随着粒度的变细爆炸性逐渐增强，但0.03mm以下的粒子，其爆炸性增强的局势就比较平缓了。

从爆炸性与表面积的关系也可以得到同样的结果。煤尘粒子比表面积从2000cm2/g增加到5000 cm2/g时爆炸性有很大的增强，而粒度再细，如比表面积从5000 cm2/g增到15000cm2/g时（即相当于0.03mm以下的粒子），煤尘爆炸性的变化便不显著了。国外认为粒度小于0.01mm时，爆炸性反而会随着粒度的变细而降低。其原因是：（1）煤尘太细时，就会分裂成化学成分不同的小分子；（2）很细的煤尘有凝结成屑片的趋势；（3）煤尘太细时，很快就被氧化，反而减弱了爆炸力。

煤尘比表面积与爆炸浓度之间关系见图1-5。煤尘粒度对爆炸压力的影响见图1-6。

图1-5 煤尘比表面积与煤尘云爆炸下限浓度之间关系



图1-6 煤尘粒度对爆炸压力的影响

3、水分的影响

煤尘中含有的水有减弱和阻碍爆炸的性质，水被蒸发要吸收大量的热量，起了附加不燃物质的作用。水分越大，对爆炸的影响越大，水分>5～6%后，煤尘云着火能量增高，着火困难。

水在煤尘中还有阻碍生成煤尘云的粘结作用。煤尘的水只是在爆炸前对起爆有抑制作用，能阻碍煤尘的燃烧，但是当爆炸发生后，煤尘本身含有的水所起的作用就微不足道了。美国在巷道中的实验表明，细微煤尘的水分即使增到25%仍然参与了强烈的爆炸。此时的煤尘湿润程度已是稠泥状，用手捏即成煤泥球。由图1-7可见水分对煤尘着火能量的影响。

图1-7 煤尘水分对着火能量的影响

4、灰分的影响

煤尘中含有的灰为煤尘中的不燃物质，它能吸收煤尘燃烧时放出的热量，起到冷却和阻止热量扩散的作用。

随着煤尘灰分的增加，煤尘云着火能量增高，见图1-8。煤尘随其灰分的增加，其爆炸性随之降低。但是实验表明，20%以下的灰分对煤尘的爆炸性没有很大的影响，只有达到30%—40%时爆炸性才急剧下降，灰分含量超过45%后，着火极其困难。此外，灰分大增加了煤尘的比重，这就加快了煤尘的沉降速度，灰分的含量越大，沉降速度就越大。这在降低煤尘爆炸方面是有一定意义的。目前国外煤矿所采用的煤粉和撒布岩粉措施，就是利用上述原理来削弱和制止煤尘爆炸的。

煤尘灰分含量对最小点火能量影响见图1-8。

图1-8 煤尘灰分对最小点火能量影响

5、瓦斯的影响

当空气中含有可燃气体时，煤尘的爆炸下限浓度将降低。因此煤尘在瓦斯与空气混合介质中就能在较低的浓度下发生爆炸。苏联马凯耶夫煤矿安全研究所得出了如表1-11所列的关系。我国的研究得出了如表1-12所示的关系。

上述的关系还可以用如下的指数方程近似地表达出来：～ g/m3

D=D0e(Va-1)G

式中 D——含有瓦斯时煤尘的爆炸下限浓度，g/m3;

D0——不含有瓦斯时纯煤尘的爆炸下限浓度，g/m3；

G ——煤尘云中瓦斯的浓度，体积% ；

Va——煤中的挥发分（以小数表示）；

e——自然对数系数。

表11 瓦斯含量对煤尘爆炸下限影响（苏联马凯耶夫煤矿安全研究所）

表12瓦斯含量对煤尘爆炸下限影响（中国）

瓦斯与煤尘共存时，煤尘爆炸下限浓度下降，爆炸上限浓度提高。爆炸浓度最高达3500g/m3。瓦斯浓度大于6％时，不同煤种的煤尘爆炸上限浓度之差不大．小于6％时，它们之间差别较大。瓦斯与煤尘爆炸下限相互影响曲线如图1-9所示。瓦斯对煤尘爆炸上限的影响见图1-10。

图1-9 煤尘和瓦斯共存时其爆炸下限相互影响

图1-10瓦斯存在对煤尘爆炸上限的影响

五、煤尘爆炸传播规律

在发生煤尘爆炸的地点，空气受热膨胀，密度减小，经过一个极短促的时间后形成负压区，负压约为0.05MPa。由于空气差的作用，空气向爆炸点逆流，促成空气的二次冲击，简称“返回风”。若该区内仍存在着可以爆炸之煤尘和热源，当补给新鲜空气时，便可以发生第二次爆炸。

煤尘的燃烧或爆炸是一种化学与物理作用的过程。按其传播的性质和速度，可分为两种根本不同的形式—燃烧和爆炸。这种形式具有重大的本质区别。

1） 煤尘燃烧

煤尘的燃烧过程进行的比较缓慢，并且不伴有显著的声效应。燃烧的火焰速度是变化的，在正常燃烧条件下，一般不超过10～20m/s，且随着外界压力的提高而显著地增加。国外有人在进行混合气体的爆炸实验中发现：只有在装有混合气体的管子的开口端点火时，火焰才能作等速传播；而混合气体在密封管子中燃烧时，火焰便以不断增长的速度进行传播。这是由于燃烧产物的膨胀而形成压缩波，压缩波在不断压缩的介质中传播时，后波可以赶上前波，这些单波迭加的结果，就逐渐形成了冲击波所特有的极大的压力差，因此在火焰阵面前面的混合气体的压力便逐渐增大，从而引起了传播过程的自动加速。这样，对于混合气体从燃烧到爆炸的机理可归纳如下：燃烧导致气体运动并在火焰前面形成冲击波。因此传播是在压缩的运动气体中实现的。随着火焰的加速，冲击波的强度也随之增大，这又进一步促使火焰加速，通过每秒数百米的中间速度，在冲击波强度达到某临界值的瞬间即转为爆轰。

煤尘悬浮在空气中虽是一种由固体分散相与气体分散介质所组成的分散体系，而与混合气体的状态有所不同，但可以把煤尘的燃烧到爆炸看做与混合气体的燃烧到爆炸具有相似的过程。

从燃烧转变为爆炸的必要条件是由化学反应而产生的热，必须超过热传导和热辐射所造成的损失，否则，燃烧便不能持续和发展，也不能转变为爆炸。在矿井内无防﹑隔爆措施的条件下所发生的煤尘爆炸事故中，煤尘只形成燃烧而未转变为爆炸的情况也是有的。其主要原因是继续形成的悬浮煤尘的浓度还不够，因而煤尘在燃烧过程中所发出的热量与散失的热量保持相对的均衡，所以只能维持燃烧的状态而不足以转变为爆炸。

2） 煤尘爆炸

煤尘的燃烧在一定的临界条件下会跳跃式地转变为爆炸。广义地来说，爆炸是一种系统的﹑非常迅速的物理和化学的转化过程，在这个过程中，系统的势能转变为机械功。爆炸的转化能力主要取决于过程的放热性和过程的巨大传播速度。煤尘爆炸时会放出很大的热量，如果将煤尘看做无定形碳，则燃烧1kg煤尘时所放出的热量如下：

燃烧完全时：C + O2=CO2 + 34.1MJ/kg碳

氧气不足，燃烧不完全时：2C + O2=2CO + 10.2MJ/kg碳

CO转变为CO2时：2CO + O2=2CO2 + 47.4 MJ/kg碳

根据国外的测定，在煤尘爆炸后的空气中存在着2%～3%的一氧化碳。

由上面的反应方程式可以看出，煤尘爆炸时要释放出大量的热量，依靠这些反应热量可使气体产物加热到2300～2500℃，这是煤尘爆炸得以自发地进行和自动传播的条件之一。

煤尘爆炸时火焰和冲击波的传播速度是非常大的，当煤尘刚刚被引爆时，两者的速度几乎是相同的，而随着时间的延长，冲击波便冲到火焰的前面，发展到某一程度后，两者的间隔增大。一些国家曾利用实验巷道对煤尘爆炸的火焰速度进行了测定，但由于各自的实验条件互不相同，致使所得的结果有很大的差异。例如英国为610m/s，法国为990m/s，美国为1200～1500m/s，日本为1800m/s。可想而知，冲击波的速度一定更大。国外的研究人员用化学计算的方法，求得煤尘云在一端封闭﹑一端开口的无限长巷道内爆炸时，发生最大火焰的瞬时燃烧速度为1120m/s，而冲击波速度则为2340m/s。

关于煤尘的爆炸压力，许多国家曾分别在实验室和实验巷道中进行过测定，测定的结果表明，煤尘性质和实验条件不同，测得压力也不同。日本在4.4L容器中测得的最大压力为0.455MPa，日本九州支所在191L容器中测得的压力为0.69MPa ；英国乌依拉博士在实验巷道中得到了如表1-13所示的结果。美国乔治伊斯在实验巷道中得到的结果如表1-14所示。

表1-13 英国乌依拉博士在实验巷道煤尘爆炸传播压力

表1-14美国乔治伊斯在实验巷道煤尘爆炸传播压力

美国在更长一些巷道中实验时，煤尘爆炸的压力曾到达1.86Mpa。法国在利耶文实验巷道中得到的结果是：巷道入口处的压力为0.147 Mpa，到距引火源约200m的出口处便达到0.49～0.98 Mpa，甚至高到将这条抗压强度为3.92Mpa的钢板巷道爆坏，其钢板被抛出150m远。

通过实验和理论计算使我们知道：煤尘爆炸的反应热和传播速度都是很大的，反应热和传播速度越大，爆炸压力和爆炸的破坏作用也就越大。爆炸压力随离开引爆源的距离的延长而跳跃式的不断增大；爆炸在扩展过程中，如遇到障碍物﹑巷道断面突然变化以及巷道转弯时，则爆炸压力将会极大的增高。此外，煤尘爆炸还将产生大量的一氧化碳。这些就是煤尘爆炸能够造成矿井严重破坏和人员大量伤亡的根本原因。

在煤矿生产过程中，悬浮煤尘浓度不易达到爆炸浓度，加之煤尘点火能量较大（30mJ）,发生的煤尘爆炸事故相对较少，往往是由于瓦斯爆炸扬起沉积煤尘，从而引起煤尘爆炸传播，造成灾难性的后果。表1-15和图1-11为煤炭科学研究总院重庆分院在断面7.2m2巷道中进行的瓦斯煤尘爆炸试验所获得的结果。

表1-15 7.2m2巷道200m3瓦斯（9.5%）+煤尘（200g/m3）的爆炸实验

图1-11 7.2m2巷道200m3瓦斯（9.5%）+煤尘（200g/m3）的爆炸实验

六、煤尘爆炸危害

煤尘爆炸时要释放出大量的热量，依靠这些反应热量可使气体产物加热到2300～2500℃，在一端开口的无限长巷道内爆炸时，煤尘爆炸最大火焰的瞬时燃烧速度可达1120m/s，而冲击波速度则为2340m/s。美国在更长一些巷道中实验时，煤尘爆炸的压力曾到达1.86MPa。而爆炸时的高温及冲击波是造成灾害的根源，由于煤尘爆炸具有连续传播爆炸的特点，一次比一次剧烈，呈跳跃式发展，使得灾害范围大大扩展，可能导致全矿井被毁。

由于煤尘为重烃组分，爆炸需要氧气量大，爆炸生成的气体中有毒有害气体生成量最多，除CO和CO2气