煤礦災害防治技術 實驗實訓培訓課件

實驗一 礦內空氣中沼氣和二氧化碳濃度測定 瓦斯爆炸演示

一、實驗目的

學習並掌握光學瓦斯檢定器的構造，原理和使用方法。了解瓦斯爆炸過程。

二、實驗原理

圖1-1 AQG-1 型光學瓦斯檢定器結構圖

煤礦井下普遍使用AQG-1型光幹涉式瓦斯檢定器測CH4和CO2的濃度，它的外形和內部構造見圖1-1。

檢定器根據光幹涉原理製成，它的關學原理如圖1-2所示。燈泡1發出的一束白光，經光柵2和透鏡3變成一束平行光射到平行平麵鏡4後，

分成兩束光線。其中一束自平麵鏡的a點反射，經右空氣室，大三棱鏡和左空氣室回到平行平麵鏡，再經鏡底反射鏡麵的b點，另一束在a點折射進入鏡底後反射出來，往返經過瓦斯室也回到平麵鏡，於b點反射後與第一束光一同進入三棱鏡6再經90度反射進入望遠鏡。這兩束光由於光程差(光程為光線通過的路程和所遇過的介質的折射率的乘積)，在透鏡7的焦點平麵上就白色光特有的幹涉條紋(通常稱“光譜”)條紋中有兩條黑紋和若幹條彩紋。光通過氣體介質的折射率與氣體密度有關，如果以空氣和瓦斯室都充滿新鮮空氣時幹涉條紋的位置為基準(即為零點)，當含CH4的空氣進入瓦斯室時由於氣體密度的變化，光程也隨之發生變化，於是幹涉條件產生位移，位移量的大小與CH4濃度的高低成線性關係。所以根據幹涉條紋中任一條紋(通常為黑色條紋)的移動距離的大小，就能直接測出空氣中的CH4濃度。

儀器的使用方法：

儀器使用前要進行下列準備：

(1)充填吸收劑水分吸收管中裝入氯化鈣(或矽膠)，二氧化碳吸收管中裝入石灰，吸收劑顆粒過大不能充分起吸收作用，過小則阻塞氣路，吸收管兩端填以脫脂棉，以免煤塵及吸收劑進入儀器內部，吸收劑變質時應及時更換。

(2)氣密性檢查，堵住進氣口，用手捏扁吸氣球，然後放鬆，球體不起表明儀器不漏氣，放開進氣口，球體即膨起，表明氣路暢通可以使用。

(3)光路係統檢查，裝好電池後，按下光源電門8，由目鏡觀察並轉動目鏡筒，調整到分劃板刻度清晰時，再看幹涉條紋是否清晰，如不清晰可轉動光源電門7，由微讀數觀測窗看微讀數電源是否接通。

512

11

10

9

148

1313

`

7

6

4

3621

圖1-2　檢定器的光學係統

1-光源　2-光柵　3-透鏡　4-平行平麵鏡　5-大三棱鏡　6-三棱鏡　7-物鏡　8-測微玻璃　9-分劃板　10-場鏡11-目鏡12-目鏡保護玻璃　13-空氣室 14-瓦斯室

CH4濃度測定：

首先，在新鮮風流中對零：按壓微讀數電門7，逆時針轉動微調螺旋3，將微讀數調到零點，捏放橡皮球5～6次，使瓦斯室內充滿新鮮空氣，按壓下光源電門8，由目鏡觀察幹涉條紋的同時，轉動主調螺旋2，使條紋中的某一黑線正對分劃板的零點，蓋緊主調螺旋蓋15，就可以進行測定了。

測定時，在測定地點捏放橡皮球5～6次，將待測氣體吸入瓦斯室，按下光源電門8，讀出黑基線位移後的整數值，再轉動微調位螺旋3，使黑線遇到和該讀數重合，由微調讀數盤上讀數讀出小數，例如，位移的整數為2，微讀數為0.46，則CH4濃度為2.46%。

該儀器還可以用來測定其它氣體，但是必須加裝專門的吸收管並進行測定結果校正。

CO2濃度的測定，空氣中同時存在CH4和CO2時，先測出CH4濃度濃度，然後取下吸收管，測出CH4濃度和CO2的混合濃度。因為CO2的折射率(1.000418)與CH4濃度的折射率(1.000411)相差不大，一般測定時，後一讀數減去前一讀數即為CO2濃度。精度測定時，還要乘以校正係數k，kCO2=0.952。

三、實驗內容和方法

在掌握了儀器的構造，原理和使用方法以後，分別由瓦斯缸內取樣測缸內濃度各二次，取其平均值。

四、觀看瓦斯爆炸過程

在觀看瓦斯爆炸過程時，注意瓦斯爆炸時顯示的條件。

實驗二 解吸法測定煤層瓦斯含量

一、實驗目的

學習並掌握解吸法測定煤層瓦斯含量的測定方法。

二、實驗儀器

普通岩芯管、密封罐等實驗儀器。

三、實驗方法和步驟

(1)采樣。用普通岩芯管采取煤芯(煤樣)，當煤芯(煤樣)取出鑽孔後，選取煤樣300-400g，立即裝入密封罐中密封。在采樣過程中，標明取樣時煤芯(煤樣)在空氣中的暴露時間。

(2)瓦斯解吸量測定。煤樣裝入密封罐後，在擰緊罐蓋之前，應將穿刺針頭插入墊圈，以便使密封時排出罐內氣體。密封後，密封罐應立即與瓦斯解吸儀連接，以測定煤樣解吸瓦斯量隨時間的變化。測定2h後，得出解吸瓦斯體積 V1，然後把裝有煤樣的密封罐送至實驗室進行脫氣和氣體分析。

(3)瓦斯損失量推算。解吸測定測出的瓦斯解吸量 V ，僅為煤樣總解吸量的一部分，其中一部分在煤樣解吸前損失掉了。煤樣解吸測定前損失的瓦斯量多少取決於煤芯(煤樣)在鑽孔內和空氣中的暴露時間和煤樣瓦斯解吸規律。根據試驗和理論分析，煤樣解吸測定前損失的瓦斯量和解吸測定測出的瓦斯解吸量V1 具有如下的關係：

式中 t0 ― 煤樣在解吸測定前的暴露時間， min ;

tl ― 退鑽時間，據經驗煤樣在鑽孔的暴露解吸時間取為t/2，min;

t2 - 煤樣解吸測定前煤樣在地麵的暴露時間，min ;

t - 煤樣解吸測定的時間，min;

K - 比例常數， mL / min1/2。

(4)瓦斯殘存量實驗室測定。經過解吸測定的煤樣，在密封狀態下應盡快送到實驗室進行粉碎前加熱(95℃)真空脫氣，脫氣後將煤樣粉碎，再粉碎後進行脫氣，最後進行氣體組分分析。脫氣、粉碎和氣體分析均為殘存瓦斯含量測定步驟之一，得出實驗室煤樣粉碎前後脫出的瓦斯量V3、V4，最後將煤樣稱重並進行煤樣工業分析，得出煤樣質量。

(5)煤層瓦斯含量計算。煤層瓦斯含量是上述各階段泄出的瓦斯總體積與損失瓦斯量之和同煤樣重量的比值，即：

式中 X0-煤層原始瓦斯含量，mL/g ;

V1-煤樣解吸測定中累計解吸的瓦斯體積，cm3 ;

V2-推算出的瓦斯損失量，cm3 ;

V3-實驗室煤樣粉碎前脫出的瓦斯量，cm3 ;

V4-實驗室煤樣粉碎後脫出的瓦斯量，cm3 ;

G-煤樣質量，g。

應當指出，各階段放出的瓦斯體積皆應換算為標準狀態下的體積進行計算。

此種方法在井下應用時，當鑽孔中無水時(水平孔或仰孔)，其損失量的推算比較準確。但缺點是當鑽孔塌孔時取樣比較困難。

實驗三 瓦斯放散指數△P測定

一、實驗目的

學習並掌握瓦斯放散指數△P測定方法。

二、實驗儀器

瓦斯放散指數△p測定儀

三、實驗儀器結構

瓦斯放散指數△P測定儀器的構造如圖3-1所示。儀器兩側有兩個筒形玻璃杯1 ，其內徑18 mm，高60 mm ，上端內部磨口，杯1內煤3.5g;2是水銀壓力計，高度220～250mm，從標尺3測得讀數。管口4、5分別與真空泵和瓦斯罐相接，管口的直徑6mm。玻璃管7 是盛煤樣杯子與真空泵相通的管路，內徑為5mm。6是玻璃球形腔，內徑為30mm。在杯子1的上部和套管9的內部安有磨口玻璃塞8，塞內有彎曲通道，頂部有把手，可以左右轉動來變換煤樣與真空泵或與瓦斯罐相通。

四、實驗方法和步驟

① 煤樣脫氣。打開開關10，扭轉測杯的玻璃塞，使內部通路與套筒上玻璃管4的孔口相通，開動真空泵，抽吸煤樣中的氣體1.5h 。

② 煤樣充氣。扭轉測杯玻璃塞，使內部通路與管口5相通，甲烷從瓦斯罐經氣表流入測杯內，使煤樣在0.1MPa 條件下充甲烷1.5h。

③ 測定瓦斯放散指數。測定前檢查水銀壓力計的兩個水銀柱麵是否在同一水平上，若不在同一水平上，應把開關10 打開數秒鍾，把自由空間和水銀壓力計空間抽真空後再關上。

④ 依次測定兩個測杯煤樣。扭轉玻璃塞8 使測杯內煤樣與水銀壓力計相通。當水銀柱麵開始變化時立刻開動秒表，10s時把玻璃塞扭至中立位置(即切斷測杯與水銀壓力計的通路)，但不停秒表，記錄水銀壓力計兩汞麵之差Pl(mmHg)，玻璃塞保持中立位置35s，即第45s時再把玻璃塞扭轉到使測杯與水銀壓力計相通位置15s 。在第60 s時停止秒表，把玻璃塞擰到中立位置，再次讀出水銀壓力計兩汞麵之差p2(mmHg)，這樣該煤樣的瓦斯放散指數為:

△P=p2-p1

煤樣一般要求1.5 ～2.0 kg ，其中一部分做工業分析、堅固性係數以及煤的孔隙率測定用。欲做△p的煤樣在過篩取得合乎要求的粒度後，應臘封保存、備用，以防煤樣氧化改變△p的性能。試驗溫度要求20°C。

實驗四 煤的堅固係數f測定

一、實驗目的

學習並掌握煤的堅固係數f 測定方法。

二、實驗儀器

搗碎筒，計量筒，分樣篩(孔徑 20mm 、30mm 和 0.5 mm 各一個)，天平(最大稱量 1000g ，感量 0.5g ) ，小錘、漏鬥、容器。

三、采樣與製樣

1、沿新暴露的煤層厚度的上、中、下部各采取塊度為 10cm左右的煤樣兩塊，在地麵打鑽取樣時應沿煤層厚度的上、中、下部各采取塊度為 10cm左右的煤芯兩塊。煤樣采出後應及時用紙包上並浸蠟封固(或用塑料袋包嚴)，以免風化;

2、煤樣要附有標簽，注明采樣地點、層位、時間等;

3、在煤樣攜帶、運送過程中應注意不得摔碰;

4、把煤樣用小錘碎製成 20 - 30 mm 的小塊，用孔徑為20或30mm的篩子篩選;

5、稱取製備好的試樣50g為一份，每5份為一組，共稱取三組。

四、實驗方法和步驟

1、將搗碎筒放置在水泥地板或2cm 厚的鐵板上，放入試樣一份，將 2.4kg 重錘提高到 600mm 高度，使其自由落下衝擊試樣，每份衝擊 3 次，把 5 份搗碎後的試樣裝在同一容器中;

2、把每組(5份)搗碎後的試樣一起倒入孔徑0.5mm分樣篩中篩分，篩至不再漏下煤粉為止;

3、把篩下的粉末用漏鬥裝入計量筒內，輕輕敲打使之密實，然後輕輕插入具有刻度的活塞尺與筒內粉末麵接觸。在計量筒內相平處讀取數h(即粉末在計量筒內實際測量高度，讀至毫米)。

當h≥3Omm時，衝擊次數n，即可定為3次，按以上步驟繼續進行其他各組的測定。

當h<30mm時，第一組試樣作廢，每份試樣衝擊次數n改為5次，按以上步驟進行衝擊、篩分和測量，仍以每5份作一組，測定煤份高度h。

實驗五 直接測定法測定煤層瓦斯壓力測定

一、實驗目的

學習並掌握直接測定法測定煤層瓦斯壓力方法。

二、實驗原理

直接測定法測定原理是通過鑽孔揭露煤層，安設測定儀表並密封鑽孔，利用煤層中瓦斯的自然滲透原理測定在鑽孔揭露處達到平衡的瓦斯壓力。

三、實驗方法及實驗步驟

按測壓方式分為主動測壓法和被動測壓法。主動測壓是指鑽孔封完孔後，通過鑽孔向被測煤層充入補償氣體達到瓦斯壓力平衡而測定煤層瓦斯壓力的測壓方法。補償氣體可選用高壓氮氣(N2)，高壓二氧化碳氣體(CO2)或其他惰性氣體。補償氣體的充氣壓力應略高於預計煤層瓦斯壓力。被動測壓法是指鑽孔封完孔後，通過被測煤層瓦斯的自然滲透，達到瓦斯壓力平衡而測定其瓦斯壓力的測壓方法。

黃泥水泥封孔測壓法

1、黃泥、水泥封孔測壓法封孔步驟：

A.如圖5-1所示，將擋板固定在測壓管的端頭，然後送至預定的封孔深度;

B.用送料管將封孔材料送至擋板處，輕輕搗實將測壓管固定住，然後將黃泥或水泥團逐步送入孔中，並用送料管將其搗實，一直到孔口。在封孔的過程中，每隔1 m左右打入一個木塞;

C.在距孔口0.5m處用速凝水泥封孔，孔口用木楔固定;

D.封孔24h後，安裝壓力表。

2、膠囊—密封粘液封孔測壓法封孔步驟：

A.如圖5-2所示，在測壓地點先將封孔器組裝好，將其放入預計的封孔深度，在鑽孔孔口安裝好阻退楔，聯接好封孔器與密封粘液罐、壓力水罐，裝上各種控製閥，安裝好壓力表;

B.啟動壓力水罐開關向膠囊充壓力水，待膠囊膨脹封住鑽孔後開啟密封粘液罐往鑽孔的密封段注入密封粘液，密封粘液的壓力應略高於煤層預計的瓦斯壓力。

實驗六 煤層瓦斯湧出量預測

一、實驗目的

掌握礦山統計法、分源預測法預測煤層瓦斯湧出量的方法。

二、實驗內容及步驟

1、礦山統計法

礦山統計法的實質是根據生產礦井不同生產水平的實測瓦斯資料，經過分析得出瓦斯湧出量隨開采深度的變化規律。然後，根據該規律推算深部水平或鄰近新礦井的瓦斯湧出量。如果預測地區的地質、采礦因素沒有明顯的變化，那麼預測結果可以滿足工程的需要。

(一)相對瓦斯湧出量與深度的關係近似為線性

在現代開采深度範圍的瓦斯帶內，如果地質、采礦條件變化不大，相對瓦斯湧出量與深度的關係大多近似為直線，如圖6-1所示。因此，可以采用作圖法或公式法進行預測。

1. 作圖法

其方法步驟如下：

(1)統計出礦井已生產水平不同加權平均開采深度時的相對瓦斯湧出量;

(2)根據這些資料，以礦井加權平均開采深度為橫坐標，相對瓦斯湧出量為縱坐標，做出湧出量隨深度變化曲線如圖6-1所示，

(3)將此曲線外延，即可預測出深部的瓦斯湧出量。

加權平均開采深度可按下式計算：

式中 HW ― 加權平均開采深度，m ;

Hi― 統計期內，第i 采煤區段的開采深度，m ;

Ai― 統計期內，第i 采煤區段的產煤量，t。

2. 公式法

由於在瓦斯風化帶內，瓦斯湧出量變化緩慢且無規律。因此，采用公式法的兩個重要參數是瓦斯風化帶下界深度和相對瓦斯湧出量與深度的比值(預測直線的斜率)。

深度與相對瓦斯湧出量的比值，稱瓦斯湧出量梯度，也即預測直線斜率的倒數。它的物理含義為相對瓦斯湧出量每增加lm3/t時，開采深度增加的米數，其單位為m /( m 3/t) 。瓦斯湧出量梯度愈小，礦井瓦斯湧出量隨深度增加的速度愈快。

瓦斯湧出量梯度為：

g=[(H2-Hl )/( q2-q1 )]n

式中 g—瓦斯湧出量梯度m/(m 3/t)或t/m2 ;

H1、H2 ― 甲烷帶內的兩個已采深度，m ;

q1、q2 ― 對應於H1、H2 深度的相對瓦斯湧出量，m3 /t ;

n ― 指數係數，大多數煤田在垂深1000m 內時n =1 。

已知瓦斯湧出量梯度和瓦斯風化帶下界深度時，就可用下式預測相對瓦斯湧出量。

q=q0+(H-H0)/g 或 q=q1 +(H -Hl)/g

式中 q ― 預測深H ( m )處的相對瓦斯湧出量，m3 /t;

H0 ― 瓦斯風化帶下界深度，m ;

g ― 瓦斯湧出量增深率，( m.t ) / m3 ;

q0、ql ― 瓦斯風化帶下界或H1處的相對瓦斯湧出量，q0 =2 m3 /t 。

(二)相對瓦斯湧出量與深度的關係為非線性

某些緩傾斜煤層和礦井的深部，瓦斯湧出量梯度不是常數，即礦井的相對瓦斯湧出量與深度間是非線性的關係。在此情況下，可以采用圖6-2的做圖法，即在礦井開采層麵圖上及時標出各個已采區的平均相對瓦斯湧出量，並把瓦斯湧出量相同的點連成曲線(如同底板等高線一樣)，外推找出預測深度處的相對瓦斯湧出量。這種瓦斯湧出量等值線圖能夠比較清晰可靠地地反映煤層走向和傾斜的瓦斯湧出量變化情況，對於預測不同地區的瓦斯湧出量十分方便。

統計法預測瓦斯湧出量時，必須注意以下兩點：

( 1 )此法隻適用於瓦斯帶以下已回采了1～2 個水平的礦井，而且外推深度不得超過100～200m ，煤層傾角和瓦斯湧出量梯度值越小，外推深度也應越小，否則誤差可能很大。

( 2 )積累的瓦斯湧出量資料，至少要有一年以上，而且積累的資料愈多、精度愈高，已采水平(或區域)的瓦斯地質情況和開采技術條件與新設計水平(或區域)愈相似，預測的可靠性也愈高。否則，應根據有關資料進行相應的修正，或按相似程度進行分區預測。

二、分源預測法

礦井瓦斯湧出量分源預測法的實質是按照礦井生產過程中瓦斯湧出源的多少，各個湧出源瓦斯湧出量的大小來預測礦井、采區、回采麵和掘進工作麵等的瓦斯湧出量。各個瓦斯源湧出瓦斯量的大小是以煤層瓦斯含量、瓦斯湧出規律及煤層開采技術條件為基礎通過計算確定的。這一方法又稱煤層瓦斯含量預測法。

分源預測法將礦井瓦斯源歸納為6 種，即開采層瓦斯湧出、鄰近層瓦斯湧出、生產采區采空區瓦斯湧出、已采采空區瓦斯湧出、掘進工作麵煤壁瓦斯湧出和掘進工作麵落煤瓦斯湧出，並給出了這6 種瓦斯源的瓦斯湧出量計算方法。

(一)掘進工作麵瓦斯湧出量預測

掘進工作麵的瓦斯由巷道煤壁和掘進落煤兩部分組成，一般可用下式計算：

Q =q3 十q4

式中 Q ― 掘進工作麵瓦斯湧出量，m3 /min ;

q3 ― 掘進巷道煤壁瓦斯湧出量，m3/min ;

q4 ― 掘進落煤瓦斯湧出量，m3/min 。

1、掘進巷道煤壁瓦斯湧出量預測

式中 q3― 掘進巷道煤壁瓦斯湧出量，m3/min;

n―煤壁暴露麵個數，單巷掘進時，n=2;

m0―煤層厚度，m;

υ― 巷道平均掘進速度，m/min ;

L ― 巷道長度，m ;

q0 ―煤壁瓦斯湧出初速度，m3/m2·min;無實測值時可按下式計算：

式中 Vr―煤中揮發分含量，%;

W0― 煤層原始瓦斯含量，m3 /t;

2、掘進落煤的瓦斯湧出量預測

q4=Sυγ(W0-WC)

式中 q4― 掘進巷道落煤的瓦斯湧出量，m3/min ;

S ― 掘進巷道斷麵積，m2 ;

υ― 巷道平均掘進速度，m/min ;

γ ― 煤的密度，t/m3;

W0― 煤層原始瓦斯含量，m3 /t;

WC― 運至地表煤的殘存瓦斯含量，m3 /t 。

3、綜合機械化掘進工作麵瓦斯湧出t

與普通掘進工作麵的瓦斯湧出一樣，綜合機械化掘進工作麵的瓦斯也是由巷道煤壁和掘進落煤兩部分組成。而區別在於綜合機械化掘進落煤瓦斯湧出形式表現是均勻的，且與落煤量、運煤速度、工作麵長度有關。

(1)綜合機械化掘進工作麵巷道煤壁瓦斯湧出量

式中 q3 ― 掘進巷道煤壁瓦斯湧出量，m3/min ;

u ― 巷道的煤壁周邊長度，m ;

υ1― 巷道日平均掘進速度，m/d;

Ll ― 巷道長度，m ;

V 0― 瓦斯解吸強度，m3/m2·min ;

β― 瓦斯解吸強度衰減係數。

(2)綜合機械化掘進工作麵掘進落煤的瓦斯湧出量

式中 q4 ― 掘進巷道落煤的瓦斯湧出量，m3/min ;

γ― 煤的密度，t / m3 ;

S ― 掘進巷道斷麵積，m2 ;

υ1 ― 巷道平均掘進速度，m / min ;

υ2― 輸送機的運煤速度(一般取刮板運輸機的速度), m / min ;

L2 ― 輸送機的運煤長度，m ;

― 采落煤的極限瓦斯解吸強度，m 3/mZ ·min ;

― 瓦斯解吸強度衰減係數。

(二)采煤工作麵瓦斯湧出量預測

采煤工作麵瓦斯由落煤、煤壁、采空區瓦斯湧出三部分組成。采空區瓦斯又由圍岩瓦斯、厚煤層下分層瓦斯湧出兩部分組成。

1、開采層瓦斯湧出量預測

(1)煤壁瓦斯湧出量預測

根據對煤壁瓦斯湧出強度的實測，同時考慮到煤壁瓦斯的不均勻湧出現象，通過數學分析判明，煤壁卸壓帶中瓦斯含量隨時間的變化，基本上呈負指數函數衰減，其表達式為：

Wl =W0e–ht

式中 W0―煤層原始瓦斯含量，m3/t

W1 ―卸壓帶中煤的瓦斯含量，m3/t;

b―取決於礦山壓力和煤層透氣性的係數;

t―采煤機循環時間，d 。

則回采帶中煤壁的瓦斯湧出量為，m3 /t：

式中 υ― 工作麵平均推進速度，m / d ;

h ― 工作麵循環進尺，m 。

(2)落煤瓦斯湧出量預測

將實測的落煤的瓦斯湧出強度曲線，轉換為含量曲線，結果表明，落煤瓦斯含量隨時間變化，符合雙曲線函數關係：

W2= W1( 1 + t )-n

則落煤的相對瓦斯湧出量為，m3/ t :

式中 t ― 煤在井下的暴露時間;

n ― 采落煤炭瓦斯放散速度係數(與煤的物理、化學性質及破碎程度有關)。

(3)開采層(本煤層)瓦斯湧出量預測

開采層瓦斯湧出主要由工作麵煤壁和落煤兩部分構成。在不考慮其他因素影響時，開采層采落瓦斯湧出量q開可由下式計算：

研究表明當采落煤炭運出工作麵進風流時，即為殘存瓦斯含量Wc，這樣上式可簡化為：

q開=(W0-WC)

對於一次采全高的工作麵，考慮到開采層掘進巷道預排影響和圍岩瓦斯湧出等因素時，其開采層瓦斯湧出量可用下式計算：

q開=KIK2K3m /M( W0-Wc )

式中 q開―開采層瓦斯相對湧出量，m3 / t ;

Kl ―圍岩瓦斯湧出係數，Kl =1.1 ～1.3 ;

K2 ―工作麵丟煤瓦斯湧出係數，為回采率的倒數;

K3 ―采麵巷道預排瓦斯影響係數，按K3 =(L - 2h)/L 計算，其中L 為工作麵長度，h 為掘進巷道預排等值寬度，h 為18 ～25m;

W0―煤層原始瓦斯含量，m3 / t;

Wc―運出礦井後煤殘存瓦斯含量，m 3/t;

m ―開采層厚度，m;

M ―開采層采高，m 。

厚煤層分層開采時，除上述影響因素外，各分層間的采動影響也是一個重要因素，生產實踐證明，厚煤層分層開采時，各分層的瓦斯湧出是不同的，其開采層瓦斯湧出量可按如下公式計算：

q開=K IK2K3Kf ( W0-Wc )

式中 Kf ― 取決於煤層分層數量和順序的分層瓦斯湧出係數;

其他符號意義同前。

2、鄰近層瓦斯湧出量預測

煤層開采前，圍岩應力處於平衡狀態。煤層開采過程中，圍岩原有應力狀態被破壞，使處於冒落帶、裂隙帶的鄰近層瓦斯在瓦斯壓力梯度的作用下，將經由采空區源源不斷的湧入到采煤工作麵。

開采層回采後，第i 鄰近層單位麵積的瓦斯湧出量

換算成開采1t 煤的瓦斯湧出量應為：

式中 q鄰 ― 鄰近層瓦斯湧出量，

mi ― 第i 個鄰近層煤層厚度，m ;

γ― 煤的密度，t/m3 ;

M ― 采高，m;

ηⅰ ― 第i 個鄰近層瓦斯排放率，%;

WOi ― 第i 個鄰近層煤層瓦斯原始含量，m3 / t 。

n 個鄰近層總的相對瓦斯湧出量為：

3、采煤工作麵瓦斯湧出量

采煤工作麵瓦斯湧出由開采層和鄰近層兩部分組成，其計算公式為：

q =q開十q鄰

4、高產工作麵瓦斯湧出量預測方法

由於推進速度的加快，采空區內各瓦斯湧出源的相對瓦斯湧出量都有不同程度的減少。研究表明，采空區內各源瓦斯湧出變化，最終將體現在采煤工作麵總瓦斯湧出量的變化。根據研究結果，對采煤工作麵瓦斯湧出量計算要引入工作麵推進度修正係數。這樣上式將變成

q=kv ( q開+q鄰)

式中 kv ― 推進度(產量)影響係數;

W0― 運出工作麵時煤的殘存瓦斯含量，m3/t;

其餘參數同上。

必須指出，在工作麵瓦斯湧出量預測中，殘存瓦斯量WC不是一個常數，而是一個變量，與采落煤塊運出工作麵的時間相對應;引入kv後，當工作麵推進速度改變時，工作麵瓦斯湧出量亦發生變化。

實驗七 空氣中礦塵濃度測定、煤塵爆炸性鑒定演示

一、試驗目的

掌握重量法中慮膜測塵的方法，了解煤塵爆炸性

二、試驗原理和設備

慮膜法測塵是使一定體積的空氣通過特製的慮膜，粉塵被截留在慮膜上，由慮膜的增重(ΔW)和通過的空氣量算出空氣中的礦塵濃度。

式中—— 慮膜的增重，mg;

—— 通過慮膜的空氣量，L/min;

—— 采樣時間，min。

慮膜由直徑很細的合成纖維製成，有良好的靜電吸附作用，阻塵率高(97.3～99.8)，對空氣的阻力比集塵管低得多，吸濕性小，容易幹燥，近年國內廣泛采用這一方法測塵。

慮膜測塵的設備有：抽氣裝置、秒表、采樣器、膠皮管、采樣器固定架、萬分之一天平或扭力天平、幹燥器等。

圖7-1 采樣器

三、試驗方法

(1)慮膜稱重，用鑷子取下慮膜兩麵的襯紙，將慮膜在分析天平上稱重後裝入慮膜夾。

(2)裝慮膜，扭下慮膜夾的固定蓋，將慮膜中心對準慮膜夾的中心，鋪於錐形環上，套好固定蓋，將慮膜夾緊，倒轉過來將螺絲底座擰入固定蓋，放入樣品盒中備用。

(3)取樣，將慮膜夾放入采樣漏鬥1內(圖7-1)，蓋好頂蓋2，擰緊。按圖7-2所示，將采樣器連接於流量計和抽氣裝置，采樣器應置於產塵箱采料口(在現場，采樣器的高度應在人的呼吸帶內距底板1.3～1.5米)。

圖7-2 粉塵采樣係統

取出慮膜夾，使受塵麵向上裝入樣品盒內，準備稱重。

為了保證測塵精度，要求在同一測定以相同流量平行采取兩個試樣，兩者之差不得超過20%。本實驗隻采取單獨試樣。

(4)稱重，仔細地將慮膜由夾內取出，將含塵一麵向裏折2～3折。一般情況下，慮膜先放在幹燥器內幹燥30分鍾後在稱量，如慮膜表麵有小水珠，則置於幹燥箱內。每隔30分鍾稱重一次，直到相鄰兩次稱重差不超過0.2mg。

(5)計算空氣中礦塵濃度。

四、煤塵爆炸性鑒定演示

觀看煤塵爆炸性鑒定時，注意不同的煤塵在爆炸性鑒定儀中是否出現火焰、火星或沒有火星

實驗八 礦山救護演示

一、 試驗目的

了解礦山救護中使用的氧氣呼吸器、自動蘇生器和自救器以及不同型號的自救器

二 、 試驗原理和設備

1、AHG-4A型氧氣呼吸器

圖8-1 AHG-4A型氧氣呼吸器

1—外殼;2—手動補給接頭;3—氧氣瓶左緊帶;4—氧氣瓶右緊帶;5—開口銷;6—氧氣瓶;7—壓力表導管;8—氧氣壓力表;9—墊圈;10—降溫器;11—吸氣閥;12—右頭帶;13—保護片;14—自動排氣閥;15—呼吸軟管組件;16—口具組件(或全麵罩);17—左頭帶;18—輸氧管;19—調節器;20—聯調節器導管;21—呼氣閥;22—清淨罐;23—清淨罐束緊帶;24—呼吸袋;25—分路器;26—氧氣瓶開關;27—聯氧氣瓶導管;28—調節帶;29—鉤環螺帽;30—手動補給按扭;31—壓力表開關;32—聯接螺絲;33—保護管;34—腰墊;35—A型帶;36—聯接鉤環;37—腰帶;38—哨子;39—左肩帶;40—螺釘;41—墊圈;42—扣環;43—右肩帶。

呼吸循環係統包括帶口片的口具盒16(或全麵罩)、呼吸軟管組件15、呼氣閥21、清淨罐22、呼吸袋24、排氣閥14、降溫器10、吸氣閥11以及口具附帶的鼻夾等組成。呼吸循環係統與呼吸器其它部分有三處聯接;一是通過呼吸軟管組件15的中心螺栓，聯接口具16或麵罩，以實現和佩用者呼吸器官的聯接;二是通過呼吸袋上的手動補給接頭2與分路器25相聯，以輸入手動補給氧氣;三是通過輸氧帶18與調節器19相聯，以輸入定量供氧和自動補給供氧。

氧氣供應係統由帶開關26的壓縮氧氣瓶6，聯氧氣瓶導管27分路器25，再聯調節器導管20、調節器19、輸氧管18、壓力表導管組件7、壓力表8等組成。供氧係統的操作部位有三處：一是氧氣瓶開關26，二是手動補給按鈕30，三是壓力表開關31。為便於操作，它們均布置在佩用者的右手下方。

輔助裝置包括外殼、外殼內部設置的氧氣瓶束緊帶、清淨罐束緊帶、降溫器束緊帶、外殼外部設置的肩帶、腰帶、腰墊、A型組件等，以供佩用呼吸器時用。

呼吸器的工作原理方框圖見 圖8-2

圖8-2 呼吸器的工作原理方框圖

呼吸器佩用者從肺部呼出的氣體經過口具或麵罩進入呼吸器循環係統，沿呼氣軟管、呼氣單向閥進入清淨罐，呼出氣體中的二氧化碳與清淨罐中的吸收劑(主要是氫氧化鈣)進行反應而被有效地減少;淨化後的富氧再生氣體流入呼吸袋備用。佩用者吸氣時，呼吸袋裏的富氧氣體流進降溫器，被吸走部分熱量，其溫度降低並因此脫去部分水汽，然後穿過吸氣單向閥而進入吸氣軟管，與此同時，來自供氧調節器的定量供氧以1.3～1.5L/min的流量經輸氧管進入降溫器與再生富氧氣體混合，沿吸氣管和口具進入佩用者的呼吸器官，完成整個呼吸循環。

當佩用者從事繁重的體力勞動，1.3～1.5L/min的定量供氧流量已不夠消耗時，呼吸器內部係統中產生的負壓，將啟動供氧調節器中的自動補給閥，以不小於90L/min流量自動補給氧氣。在佩用者工作間隙或短暫休息期間，人體的氧氣消耗較小，呼吸器的定量供氧有剩餘，積聚的氣體使呼吸袋24中壓力升高。當壓力升高到一定值時，自動排氣閥開啟排氣。當壓力恢複到正常範圍時，則自動排氣閥停止排氣並保持氣密。

在呼吸器係統中，氧氣的補給除上述的定量供氧和自動補給供氧外，還有第三種供氧機構—手動補給供氧。這是一種緊急供氧方式，佩用者直接用手指按壓手動補給按鈕30，氧氣不通過減壓閥而直接輸送到呼吸袋24中，手動補給隻有在減壓閥、自動肺失靈或者必須用大流量氧氣吹洗呼吸器係統中的氮氣時才采用。

氧氣瓶6內的氧氣壓力由壓力表8顯示。聯接壓力表8與分路器25的壓力表導管組件(毛細管)如有損壞或聯接部位密封性能不好，可用壓力表開關31將其與分路器25隔絕，以免氧氣漏損，關閉壓力表開關不影響手動補給閥的正常工作。

2、自動蘇生器

自動蘇生器是一種自動進行正負壓人工呼吸的急救裝置，它適於搶救如胸部外傷、中毒、溺水、觸電等原因造成的呼吸抑製或窒息的傷員。我國救護隊現用的ASZ-30型自動蘇生器的構造和工作原理如圖8-3所示。

圖8-3 自動蘇生器工作原理示意圖

1—氧氣管;2—氧氣瓶;3—壓力表;4—減壓閥; 5—配氣閥;6—引射器;7—吸引瓶;

8—自動肺;9—麵罩;10—儲氣囊;11—呼吸閥;12、13、14—開關;15—逆止閥;

16—安全閥

氧氣瓶2中的高壓(20MPa)氧氣經氧氣管1、壓力表3進入減壓器4，將壓力減到0.5MPa以下，然後進入配氣閥5。在配氣閥5上有3個氣路開關：開關12通過引射器6和導管相連，其功用是在蘇生前，借引射器中高速氣流造成的負壓先將被搶救人員口中的泥、粘液、水等抽到吸引瓶7內。開關13利於導氣管和自動肺8相連，自動肺8通過其中的引射器噴出氧氣時吸入外界一定量的空氣，二者混合後經過麵罩9壓入被搶救人員肺內，然後引射器又自動操縱閥門將肺內氣體抽出，以實現自動進行人工呼吸的目的。當被搶救人員恢複自動呼吸能力後，可停止自動人工呼吸改為自主呼吸下的供氧，即將麵罩9通過呼吸閥11與儲氣囊10相接，儲氣囊通過導氣管和開關14相接。儲氣囊10中的氧氣經呼吸閥供被搶救者呼吸用，呼出的氣體由呼吸閥排出。

為保證蘇生搶救工作不致中斷，應在氧氣瓶內的氧氣壓力接近3MPa時，換用備用氧氣瓶或工業大氧氣瓶供氧，備用氧氣瓶使用兩端帶有螺旋的導管接到逆止閥15上。此外，在配氣閥上還備有安全閥16，它能在減壓後氧氣壓力超過規定數值時泄出一部分氧氣以降低壓力，使蘇生工作能可靠地進行。

3、AZH-40型化學氧自救器

AZH-40型化學氧自救器的結構原理如圖8-4所示。人的呼氣從口具1經呼吸軟管3、帶降溫器的閥盒4、呼氣閥19、呼氣管8、藥罐中心管18、再從藥罐11的底部返上來，經過藥罐中的生氧劑13(藥片狀或粒狀超氧化鉀)，將呼氣中的水汽及C02吸收掉並放出O2，富氧的空氣再進入氣囊6以供吸氣時使用。吸氣時，富氧空氣經吸氣閥20、閥盒4、呼吸軟管3、口具1而吸入人的肺部。當生氧量超過人的呼吸需要時，氣囊因積聚過多氣體而膨脹，設在氣囊上的拉繩遂將排氣閥7拉開，見圖中(b)，氣囊中過剩的氣體即從排氣閥排泄到外界大氣中去。

啟動裝置(圖8-4中12)是為了自救器在使用一開始即能產生氧氣而設置的，其結構見圖8-5。當打開自救器後，拉動拉環4，啟動針5被拉出，滾珠9在彈簧作用下向中心滾動，衝擊座6失去卡緊力在彈簧7的作用下向下衝擊，使硫酸瓶11直接與撞針孔板12相撞，在尖凸部分作用下被擊破，其中酸液流出，經孔板上的小孔、引導漏鬥10流入藥劑筒15內，與其中的NaO2啟動生氧藥劑相互作用產生出氧氣(在30s內可生氧2升以上)，溢出到生氧藥罐中，繼而進入氣囊。使用時，當甩掉自救器外殼後，氣囊應逐漸自動充氣鼓起，藥劑筒壁變熱，這表明自救器已正常起動。如一旦氣囊未鼓起，則應立即采取用嘴從口具向氣囊內吹氣，吹鼓後再戴好口具、鼻夾，先緩步撤退，待生氧劑放氧充足後再加快行走步伐。

圖8-4 AZH-40型自救器的結構原理

1-口具;2—鼻夾;3—呼吸軟管;4—帶降溫器的閥盒;5—上箍圈;6—氣囊;7—排氣閥;8—呼氣管; 9—下小箍圈;10—下大箍圈;11—生氧藥罐;12—啟動裝置;13—生氧劑;14—散熱片; 15—口具襯管;16—中箍圈;17—口具塞;18—藥罐中心管;19—呼氣閥;20—吸氣閥

圖8-5 啟動裝置

1—固定螺帽;2—密封膠墊;3—套筒;4—拉環;5—啟動針;6—衝擊座;7—彈簧;

8—啟動卡;9—滾珠;10—硫酸引導漏鬥;11—硫酸瓶;12—撞針孔板; 13—NaO2啟動生氧藥劑;14—底蓋;15—藥劑筒;16—膠結劑

4、AYG-45型壓縮氧自救器

AYG-45型壓縮氧自救器的原理及結構見圖8-6。其工作原理為：當佩戴使用時，人體呼出的氣體經口具及呼吸軟管6進入CO2吸收劑盒中，呼氣中的CO2被盒中的吸收劑(Ca(OH)2)吸收掉，經淨化的氣體再進入氧氣袋10中與由減壓器3送來的O2混合，供再次呼吸使用。吸氣時氧氣袋10中的富氧空氣經呼吸軟管、口具進入人體肺部，完成呼吸循環。當氧氣袋10中空氣不足時，自動補給端杆9會自動工作，由氧氣瓶經減壓向氧氣袋迅速補充氧氣。當氧氣袋空氣儲量超過人體需要時，袋中壓力上升使排氣閥11開啟，將多餘空氣排到外界大氣中，以使呼吸壓力維持在規定範圍內。

圖8-6 AYG-45型自救器原理結構

1—外殼;2—氧氣瓶;3—減壓器;4—壓力計;5—氧氣瓶開關;6—口具及呼吸軟管;

7—鼻夾;8—眼鏡;9—自動補給端杆;10—氧氣袋;11—排氣閥;12—二氧化碳吸收劑