煤矿灾害防治技术_实验实训

实验一矿内空气中沼气和二氧化碳浓度测定瓦斯爆炸演示一、实验目的学习并掌握光学瓦斯检定器的构造，原理和使用方法。了解瓦斯爆炸过程。二、实验原理图 1-1AQG-1型光学瓦斯检定器结构图煤矿井下普遍使用AQG-1 型光干涉式瓦斯检定器测CH4 和 CO2 的浓度，它的外形和内部构造见图1-1。检定器根据光干涉原理制成，它的关学原理如图1-2 所示。灯泡1 发出的一束白光，经光栅2 和透镜 3 变成一束平行光射到平行平面镜4 后，分成两束光线。其中一束自平面镜的 a 点反射，经右空气室，大三棱镜和左空气室回到平行平面镜， 再经镜底反射镜面的 b 点，另一束在 a 点折射进入镜底后反射出来，往返经过瓦斯室也回到平面镜， 于 b 点反射后与第一束光一同进入三棱镜 6 再经 90 度反射进入望远镜。这两束光由于光程差（光程为光线通过的路程和所遇过的介质的折射率的乘积） ，在透镜 7 的焦点平面上就白色光特有的干涉条纹（通常称 “光谱 ”）条纹中有两条黑纹和若干条彩纹。光通过气体介质的折射率与气体密度有关， 如果以空气和瓦斯室都充满新鲜空气时干涉条纹的位置为基准（即为零点），当含 CH4 的空气进入瓦斯室时由于气体密度的变化，光程也随之发生变化，于是干涉条件产生位移，位移量的大小与CH4 浓度的高低成线性关系。所以根据干涉条纹中任一条纹 （通常为黑色条纹） 的移动距离的大小，就能直接测出空气中的CH4 浓度。仪器的使用方法：仪器使用前要进行下列准备：（1）充填吸收剂水分吸收管中装入氯化钙 （或硅胶），二氧化碳吸收管中装入石灰，吸收剂颗粒过大不能充分起吸收作用， 过小则阻塞气路， 吸收管两端填以脱脂棉，以免煤尘及吸收剂进入仪器内部，吸收剂变质时应及时更换。（2）气密性检查，堵住进气口，用手捏扁吸气球，然后放松，球体不起表明仪器不漏气，放开进气口，球体即膨起，表明气路畅通可以使用。（3）光路系统检查， 装好电池后，按下光源电门 8，由目镜观察并转动目镜筒，调整到分划板刻度清晰时， 再看干涉条纹是否清晰， 如不清晰可转动光源电门 7，由微读数观测窗看微读数电源是否接通。5121110914813137643621图 1 2 检定器的光学系统1光源2光栅3透镜 4平行平面镜5大三棱镜6三棱镜7物镜 8测微玻璃9分划板10场镜 11目镜 12目镜保护玻璃13空气室14瓦斯室CH4 浓度测定：首先，在新鲜风流中对零：按压微读数电门 7，逆时针转动微调螺旋 3，将微读数调到零点，捏放橡皮球 5 6 次，使瓦斯室内充满新鲜空气，按压下光源电门 8，由目镜观察干涉条纹的同时，转动主调螺旋 2，使条纹中的某一黑线正对分划板的零点，盖紧主调螺旋盖 15，就可以进行测定了。测定时，在测定地点捏放橡皮球 56 次，将待测气体吸入瓦斯室，按下光源电门 8，读出黑基线位移后的整数值，再转动微调位螺旋 3，使黑线遇到和该读数重合，由微调读数盘上读数读出小数， 例如，位移的整数为 2，微读数为 0.46，则 CH4 浓度为 2.46。该仪器还可以用来测定其它气体，但是必须加装专门的吸收管并进行测定结果校正。CO2 浓度的测定，空气中同时存在CH4 和 CO2 时，先测出CH4 浓度浓度，然后取下吸收管，测出 CH4 浓度和 CO2 的混合浓度。因为 CO2的折射率（1.000418）与 CH4 浓度的折射率（ 1.000411）相差不大，一般测定时，后一读数减去前一读数即为 CO2 浓度。精度测定时，还要乘以校正系数 k， kCO20.952。三、实验内容和方法在掌握了仪器的构造， 原理和使用方法以后， 分别由瓦斯缸内取样测缸内浓度各二次，取其平均值。四、观看瓦斯爆炸过程在观看瓦斯爆炸过程时，注意瓦斯爆炸时显示的条件。实验二解吸法测定煤层瓦斯含量一、实验目的学习并掌握解吸法测定煤层瓦斯含量的测定方法。二、实验仪器普通岩芯管、密封罐等实验仪器。三、实验方法和步骤（1）采样。用普通岩芯管采取煤芯（煤样） ，当煤芯（煤样）取出钻孔后，选取煤样 300-400g，立即装入密封罐中密封。 在采样过程中，标明取样时煤芯（煤样）在空气中的暴露时间。（2）瓦斯解吸量测定。煤样装入密封罐后，在拧紧罐盖之前，应将穿刺针头插入垫圈， 以便使密封时排出罐内气体。 密封后，密封罐应立即与瓦斯解吸仪连接，以测定煤样解吸瓦斯量随时间的变化。 测定 2h 后，得出解吸瓦斯体积 V 1，然后把装有煤样的密封罐送至实验室进行脱气和气体分析。（3）瓦斯损失量推算。解吸测定测出的瓦斯解吸量 V ，仅为煤样总解吸量的一部分，其中一部分在煤样解吸前损失掉了。 煤样解吸测定前损失的瓦斯量多少取决于煤芯 （煤样）在钻孔内和空气中的暴露时间和煤样瓦斯解吸规律。 根据试验和理论分析， 煤样解吸测定前损失的瓦斯量和解吸测定测出的瓦斯解吸量V1 具有如下的关系：式中 t0 煤样在解吸测定前的暴露时间，min ；tl 退钻时间，据经验煤样在钻孔的暴露解吸时间取为t/2 ，min;t2 煤样解吸测定前煤样在地面的暴露时间，min ;t 煤样解吸测定的时间， min；K 比例常数， mL / min 1/2。（4）瓦斯残存量实验室测定。经过解吸测定的煤样，在密封状态下应尽快送到实验室进行粉碎前加热（95）真空脱气，脱气后将煤样粉碎，再粉碎后进行脱气，最后进行气体组分分析。 脱气、粉碎和气体分析均为残存瓦斯含量测定步骤之一，得出实验室煤样粉碎前后脱出的瓦斯量V 3、 V4，最后将煤样称重并进行煤样工业分析，得出煤样质量。（5）煤层瓦斯含量计算。煤层瓦斯含量是上述各阶段泄出的瓦斯总体积与损失瓦斯量之和同煤样重量的比值，即：式中X0 煤层原始瓦斯含量， mL g ；V1 煤样解吸测定中累计解吸的瓦斯体积，cm3 ；V2 推算出的瓦斯损失量，cm3 ；V3 实验室煤样粉碎前脱出的瓦斯量，cm3 ；V4 实验室煤样粉碎后脱出的瓦斯量，cm3 ；G煤样质量， g。应当指出，各阶段放出的瓦斯体积皆应换算为标准状态下的体积进行计算。此种方法在井下应用时，当钻孔中无水时(水平孔或仰孔 )，其损失量的推算比较准确。但缺点是当钻孔塌孔时取样比较困难。实验三瓦斯放散指数 P 测定一、实验目的学习并掌握瓦斯放散指数P 测定方法。二、实验仪器瓦斯放散指数 p 测定仪三、实验仪器结构瓦斯放散指数 P 测定仪器的构造如图图 3-1瓦斯放散指数p 测定仪结构图1-玻璃杯； 2-水银压力计； 3 - 标尺； 4 、5 -管口； 6- 玻璃球形腔；7 -玻璃管；8 -玻璃塞； 9 -套管； 10-开关3-1 所示。仪器两侧有两个筒形玻璃杯1 ，其内径 18 mm，高 60 mm ，上端内部磨口，杯 1 内煤 3.5g； 2 是水银压力计，高度 220250mm，从标尺 3 测得读数。管口 4、5 分别与真空泵和瓦斯罐相接，管口的直径6mm。玻璃管 7 是盛煤样杯子与真空泵相通的管路，内径为 5mm。6 是玻璃球形腔，内径为 30mm。在杯子 1 的上部和套管 9 的内部安有磨口玻璃塞 8，塞内有弯曲通道，顶部有把手，可以左右转动来变换煤样与真空泵或与瓦斯罐相通。四、实验方法和步骤 煤样脱气。打开开关10，扭转测杯的玻璃塞，使内部通路与套筒上玻璃管 4 的孔口相通，开动真空泵，抽吸煤样中的气体1.5h 。 煤样充气。扭转测杯玻璃塞，使内部通路与管口5 相通，甲烷从瓦斯罐经气表流入测杯内，使煤样在0.1MPa 条件下充甲烷 1.5h。 测定瓦斯放散指数。测定前检查水银压力计的两个水银柱面是否在同一水平上，若不在同一水平上，应把开关 10 打开数秒钟，把自由空间和水银压力计空间抽真空后再关上。 依次测定两个测杯煤样。扭转玻璃塞8 使测杯内煤样与水银压力计相通。当水银柱面开始变化时立刻开动秒表，10s 时把玻璃塞扭至中立位置（即切断测杯与水银压力计的通路），但不停秒表，记录水银压力计两汞面之差Pl(mmHg) ，玻璃塞保持中立位置35s，即第 45s 时再把玻璃塞扭转到使测杯与水银压力计相通位置 15s 。在第 60 s 时停止秒表，把玻璃塞拧到中立位置，再次读出水银压力计两汞面之差 p2(mmHg) ，这样该煤样的瓦斯放散指数为 : P=p2-p1煤样一般要求 1.5 2.0 kg ，其中一部分做工业分析、 坚固性系数以及煤的孔隙率测定用。欲做 p 的煤样在过筛取得合乎要求的粒度后，应腊封保存、备用，以防煤样氧化改变 p 的性能。试验温度要求 20C。实验四煤的坚固系数f 测定一、实验目的学习并掌握煤的坚固系数f 测定方法。二、实验仪器捣碎筒，计量筒，分样筛（孔径20mm、30mm和0.5 mm 各一个），天平（最大称量1000g，感量0.5g )，小锤、漏斗、容器。三、采样与制样1、沿新暴露的煤层厚度的上、中、下部各采取块度为10cm 左右的煤样两块，在地面打钻取样时应沿煤层厚度的上、中、下部各采取块度为10cm 左右的煤芯两块。煤样采出后应及时用纸包上并浸蜡封固（或用塑料袋包严），以免风化；2、煤样要附有标签，注明采样地点、层位、时间等；3、在煤样携带、运送过程中应注意不得摔碰；4、把煤样用小锤碎制成20 - 30 mm 的小块，用孔径为20 或30mm 的筛子筛选；5、称取制备好的试样50g 为一份，每 5 份为一组，共称取三组。四、实验方法和步骤1、将捣碎筒放置在水泥地板或 2cm 厚的铁板上，放入试样一份，将 2.4kg 重锤提高到 600mm 高度，使其自由落下冲击试样， 每份冲击 3 次，把 5 份捣碎后的试样装在同一容器中；2、把每组（ 5 份）捣碎后的试样一起倒入孔径0.5mm 分样筛中筛分，筛至不再漏下煤粉为止；3、把筛下的粉末用漏斗装入计量筒内，轻轻敲打使之密实，然后轻轻插入具有刻度的活塞尺与筒内粉末面接触。在计量筒内相平处读取数 h（即粉末在计量筒内实际测量高度，读至毫米）。当 h3Omm时，冲击次数 n，即可定为 3 次，按以上步骤继续进行其他各组的测定。当 h30mm 时，第一组试样作废，每份试样冲击次数 n 改为 5 次，按以上步骤进行冲击、筛分和测量，仍以每 5 份作一组，测定煤份高度 h。实验五直接测定法测定煤层瓦斯压力测定一、实验目的学习并掌握直接测定法测定煤层瓦斯压力方法。二、实验原理直接测定法测定原理是通过钻孔揭露煤层，安设测定仪表并密封钻孔， 利用煤层中瓦斯的自然渗透原理测定在钻孔揭露处达到平衡的瓦斯压力。三、实验方法及实验步骤按测压方式分为主动测压法和被动测压法。主动测压是指钻孔封完孔后， 通过钻孔向被测煤层充入补偿气体达到瓦斯压力平衡而测定煤层瓦斯压力的测压方法。补偿气体可选用高压氮气(N2)，高压二氧化碳气体 (CO2)或其他惰性气体。补偿气体的充气压力应略高于预计煤层瓦斯压力。被动测压法是指钻孔封完孔后，通过被测煤层瓦斯的自然渗透， 达到瓦斯压力平衡而测定其瓦斯压力的测压方法。黄泥水泥封孔测压法1、黄泥、水泥封孔测压法封孔步骤：图 5-1黄泥、水泥封孔测压法示意图1压力表； 2三通； 3木楔； 4测压管； 5挡板； 6煤层A 如图 5-1 所示，将挡板固定在测压管的端头，然后送至预定的封孔深度；B用送料管将封孔材料送至挡板处，轻轻捣实将测压管固定住，然后将黄泥或水泥团逐步送入孔中，并用送料管将其捣实，一直到孔口。在封孔的过程中，每隔 1 m左右打入一个木塞；C在距孔口 0 5m 处用速凝水泥封孔，孔口用木楔固定；D封孔 24h 后，安装压力表。2、胶囊 密封粘液封孔测压法封孔步骤：A 如图 5-2 所示，在测压地图 5-2胶囊密封粘液封孔测压示意图1三通； 2压力表； 3密封粘液罐； 4阻退楔； 5输液管；6胶囊 1；7密封粘液； 8胶囊 2；9压力水罐； 10钻孔点先将封孔器组装好，将其放入预计的封孔深度，在钻孔孔口安装好阻退楔，联接好封孔器与密封粘液罐、压力水罐，装上各种控制阀，安装好压力表；B启动压力水罐开关向胶囊充压力水，待胶囊膨胀封住钻孔后开启密封粘液罐往钻孔的密封段注入密封粘液， 密封粘液的压力应略高于煤层预计的瓦斯压力。实验六煤层瓦斯涌出量预测一、实验目的掌握矿山统计法、分源预测法预测煤层瓦斯涌出量的方法。二、实验内容及步骤1、矿山统计法矿山统计法的实质是根据生产矿井不同生产水平的实测瓦斯资料， 经过分析得出瓦斯涌出量随开采深度的变化规律。 然后，根据该规律推算深部水平或邻近新矿井的瓦斯涌出量。 如果预测地区的地质、 采矿因素没有明显的变化， 那么预测结果可以满足工程的需要。（一）相对瓦斯涌出量与深度的关系近似为线性在现代开采深度范围的瓦斯带内， 如果地质、 采矿条件变化不大， 相对瓦斯涌出量与深度的关系大多近似为直线，如图 6-1 所示。因此，可以采用作图法或公式法进行预测。1. 作图法其方法步骤如下：（1）统计出矿井已生产水平不同加权平均开采深度时的相对瓦斯涌出量；（2）根据这些资料，以矿井加权平均开采深度为横坐标，相对瓦斯涌出量为纵坐标，做出涌出量随深度变化曲线如图6-1 所示，（3）将此曲线外延，即可预测出深部的瓦斯涌出量。加权平均开采深度可按下式计算：式中HW 加权平均开采深度， m ；Hi 统计期内，第 i 采煤区段的开采深度，m ；H i AiH WAiA i 统计期内，第 i 采煤区段的产煤量， t。2. 公式法由于在瓦斯风化带内，瓦斯涌出量变化缓慢且无规律。因此，采用公式法的两个重要参数是瓦斯风化带下界深度和相对瓦斯涌出量与深度的比值（预测直线的斜率）。深度与相对瓦斯涌出量的比值，称瓦斯涌出图 6-1某矿井相对瓦斯涌出量量梯度，也即预测直线斜率的倒数。它的物理含随深度变化的关系义为相对瓦斯涌出量每增加lm 3/t 时，开采深度增加的米数，其单位为 m /( m 3/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=（H2-Hl ）/( q2-q1 ) n式中g 瓦斯涌出量梯度 m/(m 3/t)或 t/m2 ;H1、H2 甲烷带内的两个已采深度， m ;1、q2 对应于H1、 H2 深度的相对瓦斯涌出量， m3q/t ;n 指数系数，大多数煤田在垂深1000m内时 n =1 。已知瓦斯涌出量梯度和瓦斯风化带下界深度时，就可用下式预测相对瓦斯涌出量。qq +(H-H )/g 或qq +(H -H)/g001l式中q 预测深 H ( m )处的相对瓦斯涌出量， m3 /t； H0 瓦斯风化带下界深度， m ；g 瓦斯涌出量增深率， ( m.t ) / m 3 ；q0、ql 瓦斯风化带下界或H1 处的相对瓦斯涌出量， q0 =2 m3 /t 。（二）相对瓦斯涌出量与深度的关系为非线性某些缓倾斜煤层和矿井的深部，瓦斯涌出量梯度不是常数，即矿井的相对瓦斯涌出量与深度间是非线性的关系。在此情况下，可以采用图6-2的做图法，即在矿井开采层面图上及时标出各个已采区的平均相对瓦斯涌出量，并把瓦斯涌出量相同的点连成图 6-2煤层瓦斯涌出量等值线图曲线（如同底板等高线一样），外推找出预测深度处的相对瓦斯涌出量。这种瓦斯涌出量等值线图能够比较清晰可靠地地反映煤层走向和倾斜的瓦斯涌出量变化情况，对于预测不同地区的瓦斯涌出量十分方便。统计法预测瓦斯涌出量时，必须注意以下两点：( 1 )此法只适用于瓦斯带以下已回采了 12 个水平的矿井，而且外推深度不得超过 100200m ，煤层倾角和瓦斯涌出量梯度值越小， 外推深度也应越小，否则误差可能很大。( 2 )积累的瓦斯涌出量资料，至少要有一年以上，而且积累的资料愈多、精度愈高，已采水平（或区域）的瓦斯地质情况和开采技术条件与新设计水平（或区域）愈相似，预测的可靠性也愈高。否则，应根据有关资料进行相应的修正，或按相似程度进行分区预测。二、分源预测法矿井瓦斯涌出量分源预测法的实质是按照矿井生产过程中瓦斯涌出源的多少，各个涌出源瓦斯涌出量的大小来预测矿井、采区、回采面和掘进工作面等的瓦斯涌出量。各个瓦斯源涌出瓦斯量的大小是以煤层瓦斯含量、瓦斯涌出规律及煤层开采技术条件为基础通过计算确定的。这一方法又称煤层瓦斯含量预测法。分源预测法将矿井瓦斯源归纳为 6 种，即开采层瓦斯涌出、邻近层瓦斯涌出、生产采区采空区瓦斯涌出、 已采采空区瓦斯涌出、 掘进工作面煤壁瓦斯涌出和掘进工作面落煤瓦斯涌出，并给出了这 6 种瓦斯源的瓦斯涌出量计算方法。（一）掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面的瓦斯由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成，一般可用下式计算：Q q3 十 q4式中Q 掘进工作面瓦斯涌出量， m3/min ；3 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，3qm /min ；43q 掘进落煤瓦斯涌出量， m /min 。1、掘进巷道煤壁瓦斯涌出量预测q3 nm0 q0 2L1式中q3 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量， m3/min；n煤壁暴露面个数，单巷掘进时， n=2；m0 煤层厚度， m； 巷道平均掘进速度， m/min；L 巷道长度， m ；2 ；无实测值时可按下式计算：0 煤壁瓦斯涌出初速度， m3q/m minq0 0.026(0.0004Vr0.16)W0式中Vr煤中挥发分含量， %；W0 煤层原始瓦斯含量， m3 /t；2、掘进落煤的瓦斯涌出量预测4=S (W0 Cq-W )式中q4 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量， m3/min ；S 掘进巷道断面积， m2 ； 巷道平均掘进速度， m/min； 煤的密度， t/m3；W0 煤层原始瓦斯含量， m3/t；WC 运至地表煤的残存瓦斯含量，m3 /t 。3、综合机械化掘进工作面瓦斯涌出t与普通掘进工作面的瓦斯涌出一样， 综合机械化掘进工作面的瓦斯也是由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成。 而区别在于综合机械化掘进落煤瓦斯涌出形式表现是均匀的，且与落煤量、运煤速度、工作面长度有关。L111v1q3 uv1V011（1） 综合机械化掘进工作面巷道煤壁瓦斯涌出量式中q3 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量， m3/min ；u 巷道的煤壁周边长度， m ；1 巷道日平均掘进速度， m/d；Ll 巷道长度， m ；V 0 瓦斯解吸强度， m3/m2min ； 瓦斯解吸强度衰减系数。（2）综合机械化掘进工作面掘进落煤的瓦斯涌出量S 1V0L211q 411v2式中q4 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，3；m /min煤的密度， t / m3 ；S 掘进巷道断面积， m2 ；1 巷道平均掘进速度， m / min；2 输送机的运煤速度（一般取刮板运输机的速度）, m / min ；2 输送机的运煤长度， m ；LV0 采落煤的极限瓦斯解吸强度，3 Zmin ；m /m 瓦斯解吸强度衰减系数。(二 )采煤工作面瓦斯涌出量预测采煤工作面瓦斯由落煤、 煤壁、采空区瓦斯涌出三部分组成。 采空区瓦斯又由围岩瓦斯、厚煤层下分层瓦斯涌出两部分组成。1、开采层瓦斯涌出量预测（1）煤壁瓦斯涌出量预测根据对煤壁瓦斯涌出强度的实测，同时考虑到煤壁瓦斯的不均匀涌出现象，通过数学分析判明， 煤壁卸压带中瓦斯含量随时间的变化， 基本上呈负指数函数衰减，其表达式为：Wl =W0eht式中W0 煤层原始瓦斯含量， m3/tW1 卸压带中煤的瓦斯含量，m3/t；b取决于矿山压力和煤层透气性的系数；t 采煤机循环时间， d 。3则回采带中煤壁的瓦斯涌出量为，m /t：h 工作面循环进尺， m 。hbq1W0W1W0(1e)（2）落煤瓦斯涌出量预测将实测的落煤的瓦斯涌出强度曲线， 转换为含量曲线， 结果表明，落煤瓦斯含量随时间变化，符合双曲线函数关系：b hq2W0 e1 (1t) n W2= W1( 1 + t )-n3则落煤的相对瓦斯涌出量为，m / t :n 采落煤炭瓦斯放散速度系数（与煤的物理、化学性质及破碎程度有关）。（3）开采层（本煤层）瓦斯涌出量预测hq开bq q W1 e (1 t) n120开采层瓦斯涌出主要由工作面煤壁和落煤两部分构成。 在不考虑其他因素影响时，开采层采落瓦斯涌出量 q 开可由下式计算：研究表明当采落煤炭运出工作面进风流时，即为残存瓦斯含量 Wc，这样上式可简化为：W0 eb h(1t )nq(W0Cv开对于一次采全高的工作面， 考虑到开采层掘进巷道预排影响和围岩瓦斯涌出等因素时，其开采层瓦斯涌出量可用下式计算：q 开 K IK 2K 3m /M( W 0-Wc )3式中q 开 开采层瓦斯相对涌出量，m / t ;K 2 工作面丢煤瓦斯涌出系数，为回采率的倒数；K 3 采面巷道预排瓦斯影响系数，按K 3 =（ L - 2h）/L 计算，其中 L 为工作面长度， h 为掘进巷道预排等值宽度， h 为 18 25m； W0 煤层原始瓦斯含量， m3 / t；Wc 运出矿井后煤残存瓦斯含量，m 3/t；m 开采层厚度， m；M 开采层采高， m 。厚煤层分层开采时， 除上述影响因素外， 各分层间的采动影响也是一个重要因素，生产实践证明，厚煤层分层开采时，各分层的瓦斯涌出是不同的，其开采层瓦斯涌出量可按如下公式计算：q 开 =K I K 2K 3K f ( W 0-Wc )式中 Kf 取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数；其他符号意义同前。2、邻近层瓦斯涌出量预测煤层开采前，围岩应力处于平衡状态。煤层开采过程中，围岩原有应力状态被破坏，使处于冒落带、裂隙带的邻近层瓦斯在瓦斯压力梯度的作用下，将经由采空区源源不断的涌入到采煤工作面。qimi W0i i开采层回采后，第i 邻近层单位面积的瓦斯涌出量mi W0i imiq 邻W0iiMM换算成开采 1t 煤的瓦斯涌出量应为：式中q 邻 邻近层瓦斯涌出量，mi 第 i 个邻近层煤层厚度， m ；3M 采高， m； 第 i 个邻近层瓦斯排放率， %；WOi 第 i 个邻近层煤层瓦斯原始含量，m3 / t 。nmiq邻W0iiMi 1n 个邻近层总的相对瓦斯涌出量为：3、采煤工作面瓦斯涌出量采煤工作面瓦斯涌出由开采层和邻近层两部分组成，其计算公式为：q =q 开十 q 邻4、高产工作面瓦斯涌出量预测方法由于推进速度的加快， 采空区内各瓦斯涌出源的相对瓦斯涌出量都有不同程度的减少。研究表明，采空区内各源瓦斯涌出变化， 最终将体现在采煤工作面总瓦斯涌出量的变化。 根据研究结果， 对采煤工作面瓦斯涌出量计算要引入工作面推进度修正系数。这样上式将变成nmiq kv K1K2K3K f (W0 Wc)i 1 W0i M iq=kv ( q 开 q 邻 )式中kv 推进度（产量）影响系数；W 0 运出工作面时煤的残存瓦斯含量， m3/t；其余参数同上。必须指出，在工作面瓦斯涌出量预测中，残存瓦斯量WC 不是一个常数，而是一个变量，与采落煤块运出工作面的时间相对应；引入 kv 后，当工作面推进速度改变时，工作面瓦斯涌出量亦发生变化。实验七 空气中矿尘浓度测定、煤尘爆炸性鉴定演示一、试验目的掌握重量法中虑膜测尘的方法，了解煤尘爆炸性二、试验原理和设备虑膜法测尘是使一定体积的空气通过特制的虑膜， 粉尘被截留在虑膜上， 由虑膜的增重 ( W)和通过的空气量算出空气中的矿尘浓度。1000 WGQt式中W 虑膜的增重， mg；Q 通过虑膜的空气量， L/min ；t 采样时间， min。虑膜由直径很细的合成纤维制成，有良好的静电吸附作用， 阻尘率高 (97.399.8)，对空气的阻力比集尘管低得多，吸湿性小，容易干燥，近年国内广泛采用这一方法测尘。虑膜测尘的设备有：抽气装置、秒表、采样器、胶皮管、采样器固定架、万分之一天平或扭力天平、干燥器等。图 7-1 采样器三、试验方法（1）虑膜称重，用镊子取下虑膜两面的衬纸，将虑膜在分析天平上称重后装入虑膜夹。（2）装虑膜，扭下虑膜夹的固定盖，将虑膜中心对准虑膜夹的中心，铺于锥形环上，套好固定盖，将虑膜夹紧，倒转过来将螺丝底座拧入固定盖，放入样品盒中备用。（3）取样，将虑膜夹放入采样漏斗1 内（图 7-1），盖好顶盖 2，拧紧。按图 7-2 所示，将采样器连接于流量计和抽气装置，采样器应置于产尘箱采料口 （在现场，采样器的高度应在人的呼吸带内距底板1.31.5 米）。软管采样器尘箱抽气装置流量计图 7-2粉尘采样系统取出虑膜夹，使受尘面向上装入样品盒内，准备称重。为了保证测尘精度， 要求在同一测定以相同流量平行采取两个试样，两者之差不得超过 20。本实验只采取单独试样。（4）称重，仔细地将虑膜由夹内取出，将含尘一面向里折23 折。一般情况下，虑膜先放在干燥器内干燥30 分钟后在称量，如虑膜表面有小水珠，则置于干燥箱内。每隔30 分钟称重一次，直到相邻两次称重差不超过0.2mg。（5）计算空气中矿尘浓度。四、煤尘爆炸性鉴定演示观看煤尘爆炸性鉴定时， 注意不同的煤尘在爆炸性鉴定仪中是否出现火焰、火星或没有火星实验八矿山救护演示一、 试验目的了解矿山救护中使用的氧气呼吸器、自动苏生器和自救器以及不同型号的自救器二 、 试验原理和设备1、AHG-4A 型氧气呼吸器图 8-1 AHG-4A 型氧气呼吸器1 外壳； 2 手动补给接头； 3 氧气瓶左紧带； 4 氧气瓶右紧带； 5 开口销； 6 氧气瓶； 7 压力表导管； 8 氧气压力表； 9 垫圈； 10 降温器； 11吸气阀； 12 右头带； 13 保护片； 14 自动排气阀； 15 呼吸软管组件； 16口具组件 (或全面罩 )；17 左头带； 18 输氧管； 19 调节器； 20 联调节器导管； 21 呼气阀； 22 清净罐； 23 清净罐束紧带； 24 呼吸袋； 25 分路器； 26氧气瓶开关； 27 联氧气瓶导管； 28调节带； 29 钩环螺帽； 30手动补给按扭； 31 压力表开关； 32 联接螺丝； 33 保护管； 34 腰垫； 35A 型带； 36联接钩环； 37腰带； 38 哨子； 39 左肩带； 40 螺钉； 41 垫圈； 42扣环；43 右肩带。呼吸循环系统包括带口片的口具盒16(或全面罩 )、呼吸软管组件15、呼气阀 21、清净罐 22、呼吸袋 24、排气阀 14、降温器 10、吸气阀 11 以及口具附带的鼻夹等组成。 呼吸循环系统与呼吸器其它部分有三处联接； 一是通过呼吸软管组件 15 的中心螺栓， 联接口具 16 或面罩，以实现和佩用者呼吸器官的联接； 二是通过呼吸袋上的手动补给接头 2 与分路器 25 相联，以输入手动补给氧气；三是通过输氧带 18 与调节器 19 相联，以输入定量供氧和自动补给供氧。氧气供应系统由带开关 26 的压缩氧气瓶 6，联氧气瓶导管 27 分路器 25，再联调节器导管 20、调节器 19、输氧管 18、压力表导管组件 7、压力表 8 等组成。供氧系统的操作部位有三处：一是氧气瓶开关 26，二是手动补给按钮 30，三是压力表开关 31。为便于操作，它们均布置在佩用者的右手下方。辅助装置包括外壳、 外壳内部设置的氧气瓶束紧带、 清净罐束紧带、 降温器束紧带、外壳外部设置的肩带、 腰带、腰垫、A 型组件等，以供佩用呼吸器时用。呼吸器的工作原理方框图见图 8-2图 8-2呼吸器的工作原理方框图呼吸器佩用者从肺部呼出的气体经过口具或面罩进入呼吸器循环系统， 沿呼气软管、呼气单向阀进入清净罐， 呼出气体中的二氧化碳与清净罐中的吸收剂 (主要是氢氧化钙 )进行反应而被有效地减少；净化后的富氧再生气体流入呼吸袋备用。佩用者吸气时，呼吸袋里的富氧气体流进降温器，被吸走部分热量，其温度降低并因此脱去部分水汽， 然后穿过吸气单向阀而进入吸气软管， 与此同时，来自供氧调节器的定量供氧以 1.31.5L/min 的流量经输氧管进入降温器与再生富氧气体混合，沿吸气管和口具进入佩用者的呼吸器官，完成整个呼吸循环。当佩用者从事繁重的体力劳动， 1.31.5L/min 的定量供氧流量已不够消耗时，呼吸器内部系统中产生的负压， 将启动供氧调节器中的自动补给阀， 以不小于 90L/min 流量自动补给氧气。 在佩用者工作间隙或短暂休息期间， 人体的氧气消耗较小，呼吸器的定量供氧有剩余，积聚的气体使呼吸袋 24 中压力升高。当压力升高到一定值时， 自动排气阀开启排气。 当压力恢复到正常范围时， 则自动排气阀停止排气并保持气密。在呼吸器系统中， 氧气的补给除上述的定量供氧和自动补给供氧外， 还有第三种供氧机构 手动补给供氧。这是一种紧急供氧方式， 佩用者直接用手指按压手动补给按钮 30，氧气不通过减压阀而直接输送到呼吸袋 24 中，手动补给只有在减压阀、自动肺失灵或者必须用大流量氧气吹洗呼吸器系统中的氮气时才采用。氧气瓶 6 内的氧气压力由压力表8 显示。联接压力表8 与分路器 25 的压力表导管组件 (毛细管 )如有损坏或联接部位密封性能不好，可用压力表开关31 将其与分路器 25 隔绝，以免氧气漏损，关闭压力表开关不影响手动补给阀的正常工作。2、自动苏生器自动苏生器是一种自动进行正负压人工呼吸的急救装置，它适于抢救如胸部外伤、中毒、溺水、触电等原因造成的呼吸抑制或窒息的伤员。我国救护队现用的 ASZ-30 型自动苏生器的构造和工作原理如图8-3 所示。图 8-3自动苏生器工作原理示意图1 氧气管； 2氧气瓶； 3 压力表； 4减压阀；5 配气阀； 6 引射器； 7 吸引瓶；8 自动肺； 9面罩； 10 储气囊； 11 呼吸阀； 12、 13、 14 开关； 15 逆止阀；16 安全阀氧气瓶 2 中的高压 (20MPa)氧气经氧气管 1、压力表 3 进入减压器 4，将压力减到 0.5MPa 以下，然后进入配气阀 5。在配气阀 5 上有 3 个气路开关：开关 12 通过引射器 6 和导管相连，其功用是在苏生前， 借引射器中高速气流造成的负压先将被抢救人员口中的泥、粘液、水等抽到吸引瓶7 内。开关 13 利于导气管和自动肺 8 相连，自动肺 8 通过其中的引射器喷出氧气时吸入外界一定量的空气，二者混合后经过面罩9 压入被抢救人员肺内， 然后引射器又自动操纵阀门将肺内气体抽出，以实现自动进行人工呼吸的目的。 当被抢救人员恢复自动呼吸能力后，可停止自动人工呼吸改为自主呼吸下的供氧，即将面罩9 通过呼吸阀 11 与储气囊 10 相接，储气囊通过导气管和开关 14 相接。储气囊 10 中的氧气经呼吸阀供被抢救者呼吸用，呼出的气体由呼吸阀排出。为保证苏生抢救工作不致中断， 应在氧气瓶内的氧气压力接近 3MPa 时，换用备用氧气瓶或工业大氧气瓶供氧， 备用氧气瓶使用两端带有螺旋的导管接到逆止阀 15 上。此外，在配气阀上还备有安全阀 16，它能在减压后氧气压力超过规定数值时泄出一部分氧气以降低压力，使苏生工作能可靠地进行。3、AZH-40 型化学氧自救器AZH-40 型化学氧自救器的结构原理如图 8-4 所示。人的呼气从口具 1 经呼吸软管 3、带降温器的阀盒 4、呼气阀 19、呼气管 8、药罐中心管 18、再从药罐 11 的底部返上来，经过药罐中的生氧剂 13(药片状或粒状超氧化钾 )，将呼气中的水汽及 C02 吸收掉并放出O2，富氧的空气再进入气囊6 以供吸气时使用。吸气时，富氧空气经吸气阀20、阀盒 4、呼吸软管 3、口具 1 而吸入人的肺部。当生氧量超过人的呼吸需要时， 气囊因积聚过多气体而膨胀， 设在气囊上的拉绳遂将排气阀7 拉开，见图中 (b)，气囊中过剩的气体即从排气阀排泄到外界大气中去。启动装置 (图 8-4 中 12)是为了自救器在使用一开始即能产生氧气而设置的，其结构见图 8-5。当打开自救器后，拉动拉环 4，启动针 5 被拉出，滚珠 9 在弹簧作用下向中心滚动， 冲击座 6 失去卡紧力在弹簧 7 的作用下向下冲击， 使硫酸瓶 11 直接与撞针孔板 12 相撞，在尖凸部分作用下被击破，其中酸液流出，经孔板上的小孔、引导漏斗 10 流入药剂筒 15 内，与其中的 NaO2 启动生氧药剂相互作用产生出氧气 (在 30s 内可生氧 2 升以上 )，溢出到生氧药罐中， 继而进入气囊。使用时，当甩掉自救器外壳后，气囊应逐渐自动充气鼓起，药剂筒壁变热，这表明自救器已正常起动。 如一旦气囊未鼓起， 则应立即采取用嘴从口具向气囊内吹气，吹鼓后再戴好口具、鼻夹，先缓步撤退，待生氧剂放氧充足后再加快行走步伐。图 8-4 AZH-40 型自救器的结构原理1-口具； 2 鼻夹； 3 呼吸软管； 4 带降温器的阀盒；5 上箍圈； 6气囊； 7 排气阀；8 呼气管；9 下小箍圈； 10 下大箍圈； 11 生氧药罐； 12 启动装置； 13 生氧剂；14 散热片；15 口具衬管； 16 中箍圈； 17 口具塞； 18 药罐中心管； 19 呼气阀；20 吸气阀图 8-5启动装置1 固定螺帽； 2 密封胶垫； 3 套筒； 4 拉环； 5 启动针； 6 冲击座； 7 弹簧；8 启动卡； 9 滚珠； 10 硫酸引导漏斗； 11 硫酸瓶； 12 撞针孔板； 13 NaO 2 启动生氧药剂； 14 底盖； 15 药剂筒； 16 胶结剂4、AYG-45 型压缩氧自救器AYG-45 型压缩氧自救器的原理及结构见图8-6。其工作原理为：当佩戴使用时，人体呼出的气体经口具及呼吸软管6 进入 CO2 吸收剂盒中，呼气中的 CO2被盒中的吸收剂 (Ca(OH)2 )吸收掉，经净化的气体再进入氧气袋10 中与由减压器3 送来的 O2 混合，供再次呼吸使用。 吸气时氧气袋 10 中的富氧空气经呼吸软管、口具进入人体肺部，完成呼吸循环。当氧气袋10 中空气不足时，自动补给端杆9 会自动工作，由氧气瓶经减压向氧气袋迅速补充氧气。当氧气袋空气储量超过人体需要时，袋中压力上升使排气阀 11 开启，将多余空气排到外界大气中，以使呼吸压力维持在规定范围内。图 8-6 AYG-45 型自救器原理结构1 外壳； 2氧气瓶； 3 减压器； 4 压力计； 5氧气瓶开关；6 口具及呼吸软管；7 鼻夹； 8 眼镜； 9自动补给端杆；10 氧气袋； 11 排气阀； 12 二氧化碳吸收剂