关于独头巷道爆破掘进通风的探讨
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图 １ 为炮烟运动示意图。
c
r1 r2 r0
l2 c
lb- la l1
图 １ 炮烟运动示意图
根据巷道断面风速分布公式（２） 得到炮烟波内外
１８
矿 冶 工 程
第 ４１ 卷
界面随通风时间变化的轨迹方程为：
ｌ１ ＝ ｕ１ｔ ＝ ３５．８ α ｕ０ｔ
１
－
æ ｒ１
ç
ö２
÷
è ｒ０ ø
（９）
ｌ２ ＝ ｕ２ｔ ＝ ３５．８ α ｕ０ｔ
Ａｂｓｔｒａｃｔ： Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｔｕｒｂｕｌｅｎｔ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｔｈｅｏｒｙ ｏｆ ｆｌｕｉｄ ｍｅｃｈａｎｉｃｓ， ｔｈｅ ｓｈｏｒｔｃｏｍｉｎｇｓ ｏｆ ｔｈｅ ｅｘｉｓｔｉｎｇ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ ｏｆ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ ｒｅｑｕｉｒｅｄ ｆｏｒ ｔｈｅ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｂｌａｓｔｉｎｇ ａｎｄ ｄｒｉｖｉｎｇ ｏｆ ｄｅａｄ⁃ｅｎｄ ｄｒｉｆｔ ｗｅｒｅ ｄｉｓｃｕｓｓｅｄ． Ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｃｕｒｒｅｎｔ ｓｔａｎｄａｒｄ， ａ ｎｅｗ ｃａｌｃｕｌａｔｉｎｇ ｆｏｒｍｕｌａ ｆｏｒ ｔｈｅ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ ｗａｓ ｐｒｏｐｏｓｅｄ ａｎｄ ａｌｓｏ ｖｅｒｉｆｉｅｄ ｂｙ ｔｈｅ ｏｎ⁃ｓｉｔｅ ｍｅａｓｕｒｅｄ ｄａｔａ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｔｈｅ ｎｅｗｌｙ ｄｅｒｉｖｅｄ ｆｏｒｍｕｌａ ａｒｅ ｃｌｏｓｅｒ ｔｏ ｔｈｅ ａｃｔｕａｌ ｍｅａｓｕｒｅｄ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ， ｉｎｄｉｃａｔｉｎｇ ｔｈａｔ ｉｔ ｉｓ ｍｏｒｅ ｉｎ ｌｉｎｅ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ａｃｔｕａｌ ｓｉｔｕａｔｉｏｎ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ： ｄｅａｄ⁃ｅｎｄ ｄｒｉｆｔ； ｅｘｐｌｏｓｉｏｎ ｆｕｍｅｓ； ｄｉｆｆｕｓｉｏｎ； ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ； ｔｕｒｂｕｌｅｎｔ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ； ｂｌａｓｔｉｎｇ ａｎｄ ｄｒｉｆｔｉｎｇ
Ｑ
＝
０．８８２ ｔ
éëêê１．１３
αＶ１ Ａ
ｌａ ｌｂ
＋
æ ç１
－
ｌｂ
－
ｌａ öｌａ ö ùú ＡＶ１
ｌｂ
÷
ø
ûú
α
（６）
式中 ｌｂ 为炮烟抛掷带长度，ｍ。 ｌｂ 由炸药量决定，目前
矿山多为电雷管起爆，所以
ｌｂ ＝ １５ ＋
Ａ ５
。
而文献［１］ 运用矿井空气动力学，通过建立实际
距掘进工作面长度相等为前提，而实际生产过程中，风
筒末端距掘进工作面的距离一般都小于炮烟抛掷带的
长度，因此吴中立结合这一情况对风量公式进一步分
析，得出浓度分布关系［２］ ：
ｃ０ ＝
２．２５
（５）
ｃ
éê ２ｌａ ëêｌ１ Ｉ３
＋
æ ç２ è
－
ｌｂ
－ ｌ１
ｌａ
ö
÷
ø
ｌｂ － ｌａ ｌ１ Ｉ２
ùûúú
结合风速公式得出风量计算公式：
将 α 和 α１ 代入式（１），得出简化后的风速公式：
ｕ１ ＝ ３５．８ α ｕ０
１
－
æ
ç
ｒ
ö２
÷
è ｒ０ ø
（２）
根据以上巷道内风速分布规律，可以推算通风一
段时间后巷道内炮烟的近似轨迹，同时又有：
ｃ０ ＝ ２．２５ｌ１ Ｉ３
（３）
ｃ
２ｌａ
式中 ｃ 为炮烟浓度；ｃ０ 为炮烟初始浓度； ｌ１ 为掘进巷道
可忽略不计，并进行了相应的测定得到风速及浓度计
算公式。 王一民在此基础上得出风量计算公式（８），
但由于王英敏在分析炮烟排出过程时也没有考虑紊流
的扩散作用，因此公式（８） 的计算风量也不能准确地
表示实际所需风量。
另外，炮烟所含成分除了 ＣＯ 外还存在毒性更大
的氮氧化合物，而 ＣＯ 相较于氮氧化合物更加稳定，根
（ １４）
将式（１４） 代入式（１２） 得到通风过程中巷道任一截面
平均风速，进而得到风量计算公式为：
Ｑ＝ １ ３５．８ｔ α
（２ｌ１Δｌ － Δｌ２）２０ＡＳ （７５ ＋ Ａ） ｃ
（ １５）
式中 Ｓ 为巷道断面积。
同时根据现有炸药的炮烟发生量 （ 以 ＣＯ 计） 为
４０ Ｌ ／ ｋｇ 这一变化，对先前学者推导的风量计算公式 （ ３） 、（ ５） 、（ ７） 进行修正得到修正后的公式为：
试验在某矿专用行人巷进行，该巷道为煤层井下行 人巷，位于上山掘进段，巷道为矩形断面，尺寸为 ３．５ ｍ × ３．２ ｍ。 该专用行人巷掘进期间采用压入式通风，选用 ＦＢＤ⁃ＮＯ ６．０ 型、功率 １１ ｋＷ 的 ２ 台轴流式对旋风机， 全风压供风量 ７８０ ｍ３ ／ ｍｉｎ，出口风量 ３４０ ｍ３ ／ ｍｉｎ，入 口风量 ３５０ ｍ３ ／ ｍｉｎ，供风量范围 ２００ ～ ３８０ ｍ３ ／ ｍｉｎ。 ３．２ 测点布置
中立的风量公式是以紊流扩散和紊流变形理论为基础
进行分析和推导的，所不同的是炮烟抛掷带长度 ｌｂ 和 风筒距掘进工作面长度 ｌａ 的差异性，吴中立对沃洛宁 公式进行了相应修正，但其风量计算公式太过复杂，应
用并不方便。 而文献［１］ 认为，在炮烟排除过程中，风
流的紊流扩散作用与紊流变形作用相比居次要地位，
１７
ｕ１ ＝ ｕ０ éëêê１ － １．３５
α α１
＋ ２．０２
α α１
１
－
æｒ
ç
è ｒ０
ö２
÷
ø
ùú ûú
（１）
式中 ｕ１ 为巷道断面距轴线 ｒ 处的风速；ｕ０ 为巷道断面 上的平均风速；α 为巷道的摩擦系数，在一般矿山条件
下 α 取值范围 ０． ００１ ５ ～ ０． ００２ ５； α１ 为 实 验 常 数， 取 ０．００３ ２；ｒ０ 为巷道断面的半径。
第 ４１ 卷第 ３ 期 ２０２１ 年 ６ 月
矿 冶 工 程
ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ
Ｖｏｌ．４１ №３ Ｊｕｎｅ ２０２１
关于独头巷道爆破掘进通风的探讨①
高文蛟， 梁俊奇， 徐家俊， 夏方顺
（ 华北科技学院 研究生院，河北 廊坊 ０６５２０１）
摘 要： 依据流体力学紊流变形理论，讨论了现有独头巷道爆破掘进通风风量计算方法存在的不足；结合现行标准，推出了新的爆
长度，ｍ； ｌａ 为风筒末端到工作面的距离，ｍ； Ｉ 为风量
交换倍数， 取 Ｉ ＝ Ｑｔ ／ Ｖ［２］ ， 其中 Ｑ 为风量， ｔ 为通风时
间，Ｖ 为通风空间体积。
随后根据浓度关系以及风速公式，进而推导出风 量 Ｑ 计算公式［２］ ：
Ｑ
＝
７．６ ｔ
３
ＡＶ１ ２
（４）
式中 Ａ 为爆破炸药量，ｋｇ；Ｖ１ 为巷道长 ｌ１ 时的体积。 上述公式的推导过程以炮烟抛掷带的长度和风筒
２ｌ１Δｌ － Δｌ２ ＝ ｃ
(３５．８ｕ０ｔ α ) ２ ｃ０
根据文献［２］，爆破后炮烟初始浓度为：
（ １２）
ｃ０
＝
Ａｂ １０ｌｂ Ｓ
式中 ｂ 为炸药的炮烟发生量。
（ １３）
以目前我国煤矿许用炸药乳化炸药的炮烟发生量
（ 以 ＣＯ 计） 为 ４０ Ｌ ／ ｋｇ 代入式（１３） 得：
ｃ０
＝
２０Ａ （７５ ＋ Ａ） Ｓ
目前以炸药量来计算独头巷道爆破掘进通风风量 的方法是在控制体理论的基础上提出的，即将爆破后 所产生的炮烟视为一个规则的控制体，单纯以控制体 内炮烟浓度达到安全标准时所需风量来计算巷道爆破 后所需风量［１－２］ 。 而炮烟实际排除过程是炮烟被压入 的新鲜空气不断置换的同时不断扩散稀释的过程。 本 文对现有通风风量计算公式进行了剖析，指出了计算 方法中存在的缺陷和不足；然后从基本理论出发并结 合现有标准，推导出新的独头巷道爆破掘进通风量计 算公式，并结合现场实测数据，对新公式进行了验证。
道炮烟排除的风量计算公式需要进一步探讨修正。
２ 风量计算修正
考虑到炮烟排出过程是紊流变形与紊流扩散的共 同作用，在后续的分析过程中以沃洛宁的风速公式为 基础，结合吴中立分析的实际生产过程中炮烟抛掷带 长度 ｌｂ 大于风筒距掘进工作面长度 ｌａ 这一情况，参考 文献［ １］ 所得炮烟浓度分布关系对炮烟的排出过程进 行分析，同时根据现行国家标准规定的最新参数［１０］ 要 求，对风量计算公式进行简化修正。
破掘进风量计算公式，并以现场实测数据进行了验证。 结果表明，新推导的爆破掘进风量计算公式的计算结果与实际风量更接近，
所反映的规律更符合实际情况。
关键词： 独头巷道； 炮烟； 扩散； 通风风量； 紊流； 爆破掘进
中图分类号： ＴＤ２３５
文献标识码： Ａ
ｄｏｉ：１０．３９６９ ／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２１．０３．００４
Ｓ ，故将式（９） ～
（１０） 分别取平方后相减得：
２ｌ１Δｌ －
( ３５．８ｕ０ ｔ
Δｌ２
α )２
＝
ｒ２２ － ｒ１２ ｒ０ ２
（ １１）
因为任意断面上的炮烟平均浓度 ｃ 与原始浓度 ｃ０
之比为 ｃ ｃ０
＝
ｒ２ ２ －ｒ１ ２ ［６］ ｒ０ ２
，代入式（ １１）
得到截面浓度与通
风时间的关系式为：
文章编号： ０２５３－６０９９（２０２１）０３－００１６－０５
Ｄｉｓｃｕｓｓｉｏｎ ｏｎ ｔｈｅ Ｂｌａｓｔｉｎｇ ａｎｄ Ｄｒｉｖｉｎｇ Ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｏｆ Ｄｅａｄ⁃Ｅｎｄ Ｄｒｉｆｔ
ＧＡＯ Ｗｅｎ⁃ｊｉａｏ， ＬＩＡＮＧ Ｊｕｎ⁃ｑｉ， ＸＵ Ｊｉａ⁃ｊｕｎ， ＸＩＡ Ｆａｎｇ⁃ｓｈｕｎ （ Ｇｒａｄｕａｔｅ Ｓｃｈｏｏｌ， Ｎｏｒｔｈ Ｃｈｉｎａ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｌａｎｇｆａｎｇ ０６５２０１， Ｈｅｂｅｉ， Ｃｈｉｎａ）
Ｑ
＝
５．６ ｔ
ＡＶ１ ２
（ １６）
Ｑ
＝
０．５５９ ｔ
éëêê１．７９
αＶ１ Ａ
ｌａ ｌｂ
＋
æ ç１
－
ｌｂ
－
ｌａ
ö
÷
æ ç１
－
è
２ｌ１ ø è
ｌａ ｌｂ
ö
÷
ø
ùú ûú
ＡＶ１ α
（ １７）
Ｑ
＝
１６．１ ｔ
æ ＡＶ１ ç１ － ２．６２
è
Ａö ÷
Ｖ１ ø
（ １８）
３ 现场试验
为了对独头巷道爆破掘进过程中炮烟的浓度变化 规律有一个直观的认识，并对新推导风量计算公式的 合理性进行验证，本文结合工程实况进行了现场数据 实测试验。 ３．１ 试验巷道概况
１ 压入式通风风量计算方法
独头巷道炮烟排除过程的风量计算方法通常存在 两种不同的观点。 一是认为炮烟的排除是静态稀释过
程，将爆破后的炮烟视为一个规则的控制体，单纯以控 制体在规定时间内炮烟浓度达到安全标准时所需风量 来计算，在此基础上提出了依据炸药量的风量计算公 式［３－５］ 。 由于炮烟的排出不是单纯的稀释过程，爆破 后的炮烟在被压入的新鲜风流推动下与前面的空气混 合稀释的同时，也是控制体拉长变形与后面压入的新 鲜空气混合稀释的过程，此观点忽略了后面空气的作 用，使用此方法计算的风量比实际所需风量偏大。 二 是认为炮烟的排出既有主风流的运移作用，又有风流 的紊流扩散作用，是一个综合作用的过程。 这与实际 的炮烟排出过程较为接近。 根据这一观点，国内外学 者对独头巷道的炮烟排出过程进行了比较详细的研 究。 前苏联学者沃洛宁在紊流扩散和紊流变形理论的 基础上，提出巷道断面上距轴线 ｒ 处的风速公式［２］ ：
① 收稿日期： ２０２０－１２－０９
基金项目： 中央高校基本科研业务费资助项目（３１４２０１９０４０） 作者简介： 高文蛟（１９６７－） ，男，湖南人，教授，博士，主要研究方向为岩石力学、工程爆破。 通讯作者： 梁俊奇（１９９５－） ，男，河南人，硕士，主要研究方向为岩石动力学、工程爆破。
第３期
高文蛟等： 关于独头巷道爆破掘进通风的探讨
１
－
æ ｒ２
ç
ö２
÷
è ｒ０ ø
（ １０）
式中 ｒ１ 为 ｃ⁃ｃ 断面上炮烟内层距轴线距离；ｒ２ 为 ｃ⁃ｃ
断面上炮眼外层距轴线距离；ｌ１ 为内层行走至独头巷
道 ｃ⁃ｃ 断面的距离；ｌ２ 为外层行走至独头巷道 ｃ⁃ｃ 断面
的距离。
因为 Δｌ ＝ ｌｂ －ｌａ ＝ ｌ１ －ｌ２，ｌａ ≤ ５
［ １２］
的梯形木风筒和圆形铁风筒模型，并对模型中的风速
分布进行测定，提出了浓度关系式：
ｃ０ ＝ （１．２４Ｉ） ２ｌ１
（７）
ｃ ２ｌｂ（１ － ０．１８Ｉ）
随后，文献［６］在此基础上推导出风量计算公式：
Ｑ
＝
２５．５ ｔ
æ ＡＶ１ ç１ － ４．１４
è
Ａö ÷
Ｖ１ ø
（８）
对以上 ３ 种风量计算公式进行分析，沃洛宁和吴
据国家标准，分析过程中将炮烟中的有毒有害气体统 一折算为 ＣＯ 浓度来进行分析［７－８］ 。 以前我国煤矿使
用的大多是粉状铵梯炸药，根据国家技术标准，其爆炸
后释放出的有毒气体量是以 １００ Ｌ ／ ｋｇ 进行计算的，而
现在我国煤矿使用的大多为含水炸药，其爆炸后释放的 有毒有害气体量已降为 ４０ Ｌ ／ ｋｇ［９－１１］ 。 因此关于独头巷
c
r1 r2 r0
l2 c
lb- la l1
图 １ 炮烟运动示意图
根据巷道断面风速分布公式（２） 得到炮烟波内外
１８
矿 冶 工 程
第 ４１ 卷
界面随通风时间变化的轨迹方程为：
ｌ１ ＝ ｕ１ｔ ＝ ３５．８ α ｕ０ｔ
１
－
æ ｒ１
ç
ö２
÷
è ｒ０ ø
（９）
ｌ２ ＝ ｕ２ｔ ＝ ３５．８ α ｕ０ｔ
Ａｂｓｔｒａｃｔ： Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｔｕｒｂｕｌｅｎｔ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｔｈｅｏｒｙ ｏｆ ｆｌｕｉｄ ｍｅｃｈａｎｉｃｓ， ｔｈｅ ｓｈｏｒｔｃｏｍｉｎｇｓ ｏｆ ｔｈｅ ｅｘｉｓｔｉｎｇ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ ｏｆ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ ｒｅｑｕｉｒｅｄ ｆｏｒ ｔｈｅ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｂｌａｓｔｉｎｇ ａｎｄ ｄｒｉｖｉｎｇ ｏｆ ｄｅａｄ⁃ｅｎｄ ｄｒｉｆｔ ｗｅｒｅ ｄｉｓｃｕｓｓｅｄ． Ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｃｕｒｒｅｎｔ ｓｔａｎｄａｒｄ， ａ ｎｅｗ ｃａｌｃｕｌａｔｉｎｇ ｆｏｒｍｕｌａ ｆｏｒ ｔｈｅ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ ｗａｓ ｐｒｏｐｏｓｅｄ ａｎｄ ａｌｓｏ ｖｅｒｉｆｉｅｄ ｂｙ ｔｈｅ ｏｎ⁃ｓｉｔｅ ｍｅａｓｕｒｅｄ ｄａｔａ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｔｈｅ ｎｅｗｌｙ ｄｅｒｉｖｅｄ ｆｏｒｍｕｌａ ａｒｅ ｃｌｏｓｅｒ ｔｏ ｔｈｅ ａｃｔｕａｌ ｍｅａｓｕｒｅｄ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ， ｉｎｄｉｃａｔｉｎｇ ｔｈａｔ ｉｔ ｉｓ ｍｏｒｅ ｉｎ ｌｉｎｅ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ａｃｔｕａｌ ｓｉｔｕａｔｉｏｎ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ： ｄｅａｄ⁃ｅｎｄ ｄｒｉｆｔ； ｅｘｐｌｏｓｉｏｎ ｆｕｍｅｓ； ｄｉｆｆｕｓｉｏｎ； ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ； ｔｕｒｂｕｌｅｎｔ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ； ｂｌａｓｔｉｎｇ ａｎｄ ｄｒｉｆｔｉｎｇ
Ｑ
＝
０．８８２ ｔ
éëêê１．１３
αＶ１ Ａ
ｌａ ｌｂ
＋
æ ç１
－
ｌｂ
－
ｌａ öｌａ ö ùú ＡＶ１
ｌｂ
÷
ø
ûú
α
（６）
式中 ｌｂ 为炮烟抛掷带长度，ｍ。 ｌｂ 由炸药量决定，目前
矿山多为电雷管起爆，所以
ｌｂ ＝ １５ ＋
Ａ ５
。
而文献［１］ 运用矿井空气动力学，通过建立实际
距掘进工作面长度相等为前提，而实际生产过程中，风
筒末端距掘进工作面的距离一般都小于炮烟抛掷带的
长度，因此吴中立结合这一情况对风量公式进一步分
析，得出浓度分布关系［２］ ：
ｃ０ ＝
２．２５
（５）
ｃ
éê ２ｌａ ëêｌ１ Ｉ３
＋
æ ç２ è
－
ｌｂ
－ ｌ１
ｌａ
ö
÷
ø
ｌｂ － ｌａ ｌ１ Ｉ２
ùûúú
结合风速公式得出风量计算公式：
将 α 和 α１ 代入式（１），得出简化后的风速公式：
ｕ１ ＝ ３５．８ α ｕ０
１
－
æ
ç
ｒ
ö２
÷
è ｒ０ ø
（２）
根据以上巷道内风速分布规律，可以推算通风一
段时间后巷道内炮烟的近似轨迹，同时又有：
ｃ０ ＝ ２．２５ｌ１ Ｉ３
（３）
ｃ
２ｌａ
式中 ｃ 为炮烟浓度；ｃ０ 为炮烟初始浓度； ｌ１ 为掘进巷道
可忽略不计，并进行了相应的测定得到风速及浓度计
算公式。 王一民在此基础上得出风量计算公式（８），
但由于王英敏在分析炮烟排出过程时也没有考虑紊流
的扩散作用，因此公式（８） 的计算风量也不能准确地
表示实际所需风量。
另外，炮烟所含成分除了 ＣＯ 外还存在毒性更大
的氮氧化合物，而 ＣＯ 相较于氮氧化合物更加稳定，根
（ １４）
将式（１４） 代入式（１２） 得到通风过程中巷道任一截面
平均风速，进而得到风量计算公式为：
Ｑ＝ １ ３５．８ｔ α
（２ｌ１Δｌ － Δｌ２）２０ＡＳ （７５ ＋ Ａ） ｃ
（ １５）
式中 Ｓ 为巷道断面积。
同时根据现有炸药的炮烟发生量 （ 以 ＣＯ 计） 为
４０ Ｌ ／ ｋｇ 这一变化，对先前学者推导的风量计算公式 （ ３） 、（ ５） 、（ ７） 进行修正得到修正后的公式为：
试验在某矿专用行人巷进行，该巷道为煤层井下行 人巷，位于上山掘进段，巷道为矩形断面，尺寸为 ３．５ ｍ × ３．２ ｍ。 该专用行人巷掘进期间采用压入式通风，选用 ＦＢＤ⁃ＮＯ ６．０ 型、功率 １１ ｋＷ 的 ２ 台轴流式对旋风机， 全风压供风量 ７８０ ｍ３ ／ ｍｉｎ，出口风量 ３４０ ｍ３ ／ ｍｉｎ，入 口风量 ３５０ ｍ３ ／ ｍｉｎ，供风量范围 ２００ ～ ３８０ ｍ３ ／ ｍｉｎ。 ３．２ 测点布置
中立的风量公式是以紊流扩散和紊流变形理论为基础
进行分析和推导的，所不同的是炮烟抛掷带长度 ｌｂ 和 风筒距掘进工作面长度 ｌａ 的差异性，吴中立对沃洛宁 公式进行了相应修正，但其风量计算公式太过复杂，应
用并不方便。 而文献［１］ 认为，在炮烟排除过程中，风
流的紊流扩散作用与紊流变形作用相比居次要地位，
１７
ｕ１ ＝ ｕ０ éëêê１ － １．３５
α α１
＋ ２．０２
α α１
１
－
æｒ
ç
è ｒ０
ö２
÷
ø
ùú ûú
（１）
式中 ｕ１ 为巷道断面距轴线 ｒ 处的风速；ｕ０ 为巷道断面 上的平均风速；α 为巷道的摩擦系数，在一般矿山条件
下 α 取值范围 ０． ００１ ５ ～ ０． ００２ ５； α１ 为 实 验 常 数， 取 ０．００３ ２；ｒ０ 为巷道断面的半径。
第 ４１ 卷第 ３ 期 ２０２１ 年 ６ 月
矿 冶 工 程
ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ
Ｖｏｌ．４１ №３ Ｊｕｎｅ ２０２１
关于独头巷道爆破掘进通风的探讨①
高文蛟， 梁俊奇， 徐家俊， 夏方顺
（ 华北科技学院 研究生院，河北 廊坊 ０６５２０１）
摘 要： 依据流体力学紊流变形理论，讨论了现有独头巷道爆破掘进通风风量计算方法存在的不足；结合现行标准，推出了新的爆
长度，ｍ； ｌａ 为风筒末端到工作面的距离，ｍ； Ｉ 为风量
交换倍数， 取 Ｉ ＝ Ｑｔ ／ Ｖ［２］ ， 其中 Ｑ 为风量， ｔ 为通风时
间，Ｖ 为通风空间体积。
随后根据浓度关系以及风速公式，进而推导出风 量 Ｑ 计算公式［２］ ：
Ｑ
＝
７．６ ｔ
３
ＡＶ１ ２
（４）
式中 Ａ 为爆破炸药量，ｋｇ；Ｖ１ 为巷道长 ｌ１ 时的体积。 上述公式的推导过程以炮烟抛掷带的长度和风筒
２ｌ１Δｌ － Δｌ２ ＝ ｃ
(３５．８ｕ０ｔ α ) ２ ｃ０
根据文献［２］，爆破后炮烟初始浓度为：
（ １２）
ｃ０
＝
Ａｂ １０ｌｂ Ｓ
式中 ｂ 为炸药的炮烟发生量。
（ １３）
以目前我国煤矿许用炸药乳化炸药的炮烟发生量
（ 以 ＣＯ 计） 为 ４０ Ｌ ／ ｋｇ 代入式（１３） 得：
ｃ０
＝
２０Ａ （７５ ＋ Ａ） Ｓ
目前以炸药量来计算独头巷道爆破掘进通风风量 的方法是在控制体理论的基础上提出的，即将爆破后 所产生的炮烟视为一个规则的控制体，单纯以控制体 内炮烟浓度达到安全标准时所需风量来计算巷道爆破 后所需风量［１－２］ 。 而炮烟实际排除过程是炮烟被压入 的新鲜空气不断置换的同时不断扩散稀释的过程。 本 文对现有通风风量计算公式进行了剖析，指出了计算 方法中存在的缺陷和不足；然后从基本理论出发并结 合现有标准，推导出新的独头巷道爆破掘进通风量计 算公式，并结合现场实测数据，对新公式进行了验证。
道炮烟排除的风量计算公式需要进一步探讨修正。
２ 风量计算修正
考虑到炮烟排出过程是紊流变形与紊流扩散的共 同作用，在后续的分析过程中以沃洛宁的风速公式为 基础，结合吴中立分析的实际生产过程中炮烟抛掷带 长度 ｌｂ 大于风筒距掘进工作面长度 ｌａ 这一情况，参考 文献［ １］ 所得炮烟浓度分布关系对炮烟的排出过程进 行分析，同时根据现行国家标准规定的最新参数［１０］ 要 求，对风量计算公式进行简化修正。
破掘进风量计算公式，并以现场实测数据进行了验证。 结果表明，新推导的爆破掘进风量计算公式的计算结果与实际风量更接近，
所反映的规律更符合实际情况。
关键词： 独头巷道； 炮烟； 扩散； 通风风量； 紊流； 爆破掘进
中图分类号： ＴＤ２３５
文献标识码： Ａ
ｄｏｉ：１０．３９６９ ／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２１．０３．００４
Ｓ ，故将式（９） ～
（１０） 分别取平方后相减得：
２ｌ１Δｌ －
( ３５．８ｕ０ ｔ
Δｌ２
α )２
＝
ｒ２２ － ｒ１２ ｒ０ ２
（ １１）
因为任意断面上的炮烟平均浓度 ｃ 与原始浓度 ｃ０
之比为 ｃ ｃ０
＝
ｒ２ ２ －ｒ１ ２ ［６］ ｒ０ ２
，代入式（ １１）
得到截面浓度与通
风时间的关系式为：
文章编号： ０２５３－６０９９（２０２１）０３－００１６－０５
Ｄｉｓｃｕｓｓｉｏｎ ｏｎ ｔｈｅ Ｂｌａｓｔｉｎｇ ａｎｄ Ｄｒｉｖｉｎｇ Ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｏｆ Ｄｅａｄ⁃Ｅｎｄ Ｄｒｉｆｔ
ＧＡＯ Ｗｅｎ⁃ｊｉａｏ， ＬＩＡＮＧ Ｊｕｎ⁃ｑｉ， ＸＵ Ｊｉａ⁃ｊｕｎ， ＸＩＡ Ｆａｎｇ⁃ｓｈｕｎ （ Ｇｒａｄｕａｔｅ Ｓｃｈｏｏｌ， Ｎｏｒｔｈ Ｃｈｉｎａ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｌａｎｇｆａｎｇ ０６５２０１， Ｈｅｂｅｉ， Ｃｈｉｎａ）
Ｑ
＝
５．６ ｔ
ＡＶ１ ２
（ １６）
Ｑ
＝
０．５５９ ｔ
éëêê１．７９
αＶ１ Ａ
ｌａ ｌｂ
＋
æ ç１
－
ｌｂ
－
ｌａ
ö
÷
æ ç１
－
è
２ｌ１ ø è
ｌａ ｌｂ
ö
÷
ø
ùú ûú
ＡＶ１ α
（ １７）
Ｑ
＝
１６．１ ｔ
æ ＡＶ１ ç１ － ２．６２
è
Ａö ÷
Ｖ１ ø
（ １８）
３ 现场试验
为了对独头巷道爆破掘进过程中炮烟的浓度变化 规律有一个直观的认识，并对新推导风量计算公式的 合理性进行验证，本文结合工程实况进行了现场数据 实测试验。 ３．１ 试验巷道概况
１ 压入式通风风量计算方法
独头巷道炮烟排除过程的风量计算方法通常存在 两种不同的观点。 一是认为炮烟的排除是静态稀释过
程，将爆破后的炮烟视为一个规则的控制体，单纯以控 制体在规定时间内炮烟浓度达到安全标准时所需风量 来计算，在此基础上提出了依据炸药量的风量计算公 式［３－５］ 。 由于炮烟的排出不是单纯的稀释过程，爆破 后的炮烟在被压入的新鲜风流推动下与前面的空气混 合稀释的同时，也是控制体拉长变形与后面压入的新 鲜空气混合稀释的过程，此观点忽略了后面空气的作 用，使用此方法计算的风量比实际所需风量偏大。 二 是认为炮烟的排出既有主风流的运移作用，又有风流 的紊流扩散作用，是一个综合作用的过程。 这与实际 的炮烟排出过程较为接近。 根据这一观点，国内外学 者对独头巷道的炮烟排出过程进行了比较详细的研 究。 前苏联学者沃洛宁在紊流扩散和紊流变形理论的 基础上，提出巷道断面上距轴线 ｒ 处的风速公式［２］ ：
① 收稿日期： ２０２０－１２－０９
基金项目： 中央高校基本科研业务费资助项目（３１４２０１９０４０） 作者简介： 高文蛟（１９６７－） ，男，湖南人，教授，博士，主要研究方向为岩石力学、工程爆破。 通讯作者： 梁俊奇（１９９５－） ，男，河南人，硕士，主要研究方向为岩石动力学、工程爆破。
第３期
高文蛟等： 关于独头巷道爆破掘进通风的探讨
１
－
æ ｒ２
ç
ö２
÷
è ｒ０ ø
（ １０）
式中 ｒ１ 为 ｃ⁃ｃ 断面上炮烟内层距轴线距离；ｒ２ 为 ｃ⁃ｃ
断面上炮眼外层距轴线距离；ｌ１ 为内层行走至独头巷
道 ｃ⁃ｃ 断面的距离；ｌ２ 为外层行走至独头巷道 ｃ⁃ｃ 断面
的距离。
因为 Δｌ ＝ ｌｂ －ｌａ ＝ ｌ１ －ｌ２，ｌａ ≤ ５
［ １２］
的梯形木风筒和圆形铁风筒模型，并对模型中的风速
分布进行测定，提出了浓度关系式：
ｃ０ ＝ （１．２４Ｉ） ２ｌ１
（７）
ｃ ２ｌｂ（１ － ０．１８Ｉ）
随后，文献［６］在此基础上推导出风量计算公式：
Ｑ
＝
２５．５ ｔ
æ ＡＶ１ ç１ － ４．１４
è
Ａö ÷
Ｖ１ ø
（８）
对以上 ３ 种风量计算公式进行分析，沃洛宁和吴
据国家标准，分析过程中将炮烟中的有毒有害气体统 一折算为 ＣＯ 浓度来进行分析［７－８］ 。 以前我国煤矿使
用的大多是粉状铵梯炸药，根据国家技术标准，其爆炸
后释放出的有毒气体量是以 １００ Ｌ ／ ｋｇ 进行计算的，而
现在我国煤矿使用的大多为含水炸药，其爆炸后释放的 有毒有害气体量已降为 ４０ Ｌ ／ ｋｇ［９－１１］ 。 因此关于独头巷