一通三防及瓦斯抽采、防突基礎知識匯總培訓資料

1、Good is good, but better carries it.精益求精，善益求善。一通三防及瓦斯抽采、防突基礎知識匯總-“一通三防”基礎知識及相關公式第一章通風瓦斯一、測風計算1、檢驗三次測量結果誤差是否超過5%E=（最大讀數(shù)-最小讀數(shù)）最小讀數(shù)100%5%2、計算表風速V表=（n1+n2+n3）/t式中：V表風表測得表速，r/sn風表刻度盤的讀數(shù)，r/mint測風時間，一般60s3、計算出的V表利用風表校正曲線或校正公式求得真實風速V真4、為消除人體對風速的影響，應將所測得的平均風速進行校正，校正系數(shù)如下：K=(S0.4)/S式中：S為測風巷道斷面積，m20.4為測風員人體所占巷道

2、斷面面積，m25、將真實風速乘以測風校正系數(shù)K，即得實際平均風速V均6、Q=V均S式中：Q所測巷道通風風量，m3/minS測風巷道斷面面積，m2V均巷道實際平均風速，m/min二、常見巷道斷面積計算1、矩形S=Bhm22、梯形S=(B1+B2)/2hm23、圓形S=D2/4;S=0.7854D2m24、三心拱S=B(0.262B+h)m25、半圓形S=B2/8+Bh或B(0.39B+h)m26、圓弧拱S=B(0.24B+h)m2三、礦井等積孔定義:假定在一個無限的空間有一薄板(壁),在薄板(壁)上開一面積為A(m2)的孔,當孔口通過的風量等于礦井風量Q,孔口兩側的靜壓差等于HYPERLINK/

3、s?q=%E7%9F%BF%E4%BA%95%E9%80%9A%E9%A3%8E&ie=utf-8&src=wenda_linkt_blank礦井通風阻力h,則這個孔的面積A稱為等積孔。1、單臺主要HYPERLINK/s?q=%E9%80%9A%E9%A3%8E%E6%9C%BA&ie=utf-8&src=wenda_linkt_blank通風機礦井的等積孔計算公式如下:SKIPIF10m2式中H-主扇系統(tǒng)的HYPERLINK/s?q=%E9%80%9A%E9%A3%8E%E9%98%BB%E5%8A%9B&ie=utf-8&src=wenda_linkt_blank通風阻力,Pa;Q-主扇系

4、統(tǒng)的風量,m3/s.2、多臺主要HYPERLINK/s?q=%E9%80%9A%E9%A3%8E%E6%9C%BA&ie=utf-8&src=wenda_linkt_blank通風機礦井的等積孔計算公式如下:A=1.19eqr(Qi)3/eqr(HiQi)式中Hi-各臺主扇系統(tǒng)的HYPERLINK/s?q=%E9%80%9A%E9%A3%8E%E9%98%BB%E5%8A%9B&ie=utf-8&src=wenda_linkt_blank通風阻力,Pa;Qi-各臺主扇系統(tǒng)的風量,m3/s。礦井通風難易程度的分級指標通風阻力等級通風難易程度風阻R（Ns2m8）等積孔Am2大阻力礦困難1.421中

5、阻力礦中等1.420.3512小阻力礦容易0.352我礦峁上風井等積孔為3.4m2，馬莊風井為3.66m2。四、通風網絡中風流流動的三大定律風流在通風網絡中流動時，可以認為是連續(xù)的、穩(wěn)定的流動。因此，任何通風網絡都遵守阻力定律、風量平衡定律和風壓平衡定律三個基本定律。這些規(guī)律對于任何形式的網絡，無論其中的風路是按需分配還是自然分配，都能適用，故稱為普遍規(guī)律。五、通風網絡基本形式及其特性1、串聯(lián)風路及其特性兩條或兩條以上的網絡分支彼此首尾順序相聯(lián)，中間沒有分叉的聯(lián)接形式稱為串聯(lián)通風網絡。也稱“一條龍”通風。串聯(lián)風路的總風量與各分支的風量相等。串聯(lián)風路的總風壓等于各分支風壓之和。串聯(lián)風路的總風阻等

6、于各分支風阻之和。串聯(lián)風路的總等積孔平方的倒數(shù)，等于各分支的等積孔平方的倒數(shù)之和。2、并聯(lián)風路及其特性兩條或兩條以上的分支從同一個支點分開，又在另一節(jié)點同時匯合的通風網絡稱為并聯(lián)通風網絡。并聯(lián)風路的總風量等于各分支的風量之和。并聯(lián)風路的總風壓等于任一分支的風壓。并聯(lián)風路的總風阻平方根的倒數(shù)等于并聯(lián)各分支風阻平方根倒數(shù)之和。并聯(lián)風路的總等積孔等于各分支等積孔之和。3、角聯(lián)風路及其特性角聯(lián)網絡是指在兩條并聯(lián)網絡中間又有一條或一條以上分支與兩并聯(lián)分支相通，不與并聯(lián)的公共節(jié)點相聯(lián)的網絡。六、風筒百米漏風率計算P=EQF(Q吸Q出,Q吸L)10000P風筒百米漏風率;Q吸局扇風機吸風量；Q出局扇風機風筒

7、出風量；L掘進工作面的風筒長度風筒百米漏風率符合以下規(guī)定（集團公司規(guī)定）通風距離/m2000L100/100%1510321.5七、瓦斯涌出量計算1、HYPERLINK/s?q=%E7%BB%9D%E5%AF%B9%E7%93%A6%E6%96%AF%E6%B6%8C%E5%87%BA%E9%87%8F&ie=utf-8&src=wenda_linkt_blank絕對瓦斯涌出量：單位時間涌出的瓦斯體積，單位m3/min。Qg=QC（CH4）式中Qg-絕對瓦斯涌出量，m3/min;Q-風量，m3/min;C（CH4）-風流中的平均瓦斯?jié)舛龋?。2、HYPERLINK/s?q=%E7%9B%B8%

8、E5%AF%B9%E7%93%A6%E6%96%AF%E6%B6%8C%E5%87%BA%E9%87%8F&ie=utf-8&src=wenda_linkt_blank相對瓦斯涌出量：平均HYPERLINK/s?q=%E6%97%A5%E4%BA%A7&ie=utf-8&src=wenda_linkt_blank日產一噸煤同期所涌出的瓦斯量，單位m3/t。qg=1440Qg/Td式中qg-相對瓦斯涌出量，m3/t;Qg-絕對瓦斯涌出量，m3/min;Td-與瓦斯涌出量相應區(qū)域的平均日產煤量，t/d。八、瓦斯修正值計算和二氧化碳測定方法光學瓦斯測定器是在1個標準大氣壓（1.01105Pa）溫度2

9、0的條件下標定刻度的。當被測地點大氣壓力超過（1.01105100）Pa、溫度超過（202）范圍時，應當進行修正。修正的方法是將已測得的瓦斯或二氧化碳濃度值乘以校正系數(shù)K。K=101.325/pT/293=345.82T/P式中T測定地點絕對溫度，絕對溫度T與攝氏溫度t的關系為：T=t+273P測定地點的大氣壓力，Pa使用光學瓦斯測定器測定二氧化碳濃度用光學瓦斯測定器測定二氧化碳濃度時，要首先測出瓦斯?jié)舛?，然后去掉二氧化碳吸收管，在測定出瓦斯和二氧化碳混合氣體的濃度，后者減去前者，再乘以0.955的校正系數(shù)（由于二氧化碳的折射率與瓦斯折射率相差不大，一般測定時，也可不校正）即為所要測定的二氧化

10、碳濃度。九、礦井瓦斯等級劃分和認定1、礦井瓦斯等級劃分為：（1）煤（巖）與瓦斯（二氧化碳）突出礦井（以下簡稱突出礦井）；（2）高瓦斯礦井；（3）瓦斯礦井。2、同時滿足下列條件的礦井為瓦斯礦井：（1）礦井相對瓦斯涌出量小于或等于10m3/t；（2）礦井絕對瓦斯涌出量小于或等于40m3/min；（3）礦井各掘進工作面絕對瓦斯涌出量均小于或等于3m3/min；（4）礦井各采煤工作面絕對瓦斯涌出量均小于或等于5m3/min一的礦井為出形式、。3、具備下列情形之一的礦井為高瓦斯礦井：（1）礦井相對瓦斯涌出量大于10m3/t；（2）礦井絕對瓦斯涌出量大于40m3/min；（3）礦井任一掘進工作面絕對瓦斯涌

11、出量大于3m3/min；（4）礦井任一采煤工作面絕對瓦斯涌出量大于5m3/min。4、具備下列情形之一的礦井為突出礦井：（1）發(fā)生過煤（巖）與瓦斯（二氧化碳）突出的；（2）經鑒定具有煤（巖）與瓦斯（二氧化碳）突出煤（巖）層的；（3）依照有關規(guī)定有按照突出管理的煤層，但在規(guī)定期限內未完成突出危險性鑒定的。十、礦井風量富裕系數(shù)相關知識（以我礦為例）1、風量富裕系數(shù)我礦目前總進風量為16786m3/min，總回風量為17068m3/min，我礦一采區(qū)需風量為6342m3/min，三采區(qū)需風量為7690m3/min，按照山西焦煤集團礦井通風能力富裕系數(shù)不小于1.5要求，一采區(qū)需配風量為9513m3/m

12、in，三采區(qū)需配風量為11535m3/min，現(xiàn)我礦一采區(qū)實際配風量為8074m3/min，三采區(qū)實際配風量為8712m3/min，一采區(qū)實際風量富裕系數(shù)為1.27，三采區(qū)實際風量富裕系數(shù)為1.13。目前礦井風量情況統(tǒng)計表采區(qū)需風量（m3/min）實際配風量（m3/min）應配風量（m3/min）備注一采區(qū)634280749513-1439三采區(qū)7690871211535-2823全礦井140321678621048-4262備注：需風量：根據(jù)礦井采掘工作面、硐室及其他巷道所有用風地點，按照現(xiàn)場條件及相關規(guī)定，計算所得需配的風量；實際配風量：礦井所有用風地點實際配備風量（此數(shù)據(jù)能反應實際風量富

13、裕系數(shù),即實際配風量與需配風量的比值）；應配風量：根據(jù)山西焦煤集團礦井應配風量按需風量1.5富裕系數(shù)計算所得（應配風量需風量1.5）。通風富裕系數(shù)：平衡礦井內部漏風和配風不均勻等因素而采用的系數(shù)，高瓦斯礦井k值取1.20。（根據(jù)國家AQ1028-2006標準規(guī)定）2、礦井有效風量率我礦現(xiàn)有效風量為15257m3/min，總進風量為16801m3/min，有效風量率為90.8%。（根據(jù)省廳安全質量標準化標準規(guī)定礦井有效風量率應87%）。（1）、礦井有效風量：送到采掘工作面、硐室、和其他用風地點的風量總稱。（2）、礦井有效風量率：礦井有效風量占礦井總進風量的百分數(shù)。十一、相關通風參數(shù)規(guī)定值礦井有害

14、氣體最高允許濃度名稱最高允許濃度（%）一氧化碳CO0.0024氧化氮（換算成二氧化氮NO2）0.00025二氧化硫SO20.0005硫化氫H2S0.00066氨NH30.004井巷中的允許風流速度井巷名稱允許風速/（m/s）最低最高無提升設備的風井和風硐15專為升降物料的井筒12風橋10升降人員和物料的井筒8主要進、回風巷8架線電機車巷道1.08運輸機巷，采區(qū)進、回風巷0.256采煤工作面、掘進中的煤巷和半煤巖巷0.254掘進中的巖巷0.154其他通風人行巷道0.15注1：設有梯子間的井筒或修理中的井筒，風速不得超過8m/s；梯子間四周經過封閉后，井筒中的最高允許風速可按表中有關規(guī)定執(zhí)行。注2

15、：無瓦斯涌出的架線電機車巷道中的最低風速可低于1.0m/s，但不得低于0.5m/s。注3：綜合機械化采煤工作面，在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后，其最大風速可高于4m/s的規(guī)定值，但不得超過5m/s。注4：專用排瓦斯巷道的風速不得低于0.5m/s，抽放瓦斯巷道的風速不應低于0.5m/s。礦井通風阻力要求礦井通風系統(tǒng)風量M3/min系統(tǒng)的通風阻力Pa30001500300050002000500010000250010000200002940200003920第二章抽采、防突方面一、名詞解釋礦井瓦斯涌出量從煤層和巖層以及采落的煤（巖）體涌入礦井中的氣體總量，礦井進行瓦斯抽放時應包括抽放瓦斯

16、量。絕對瓦斯涌出量單位時間內從煤層和巖層以及采落的煤（巖）體所涌出的瓦斯量，單位采用m3/min。相對瓦斯涌出量平均每產1t煤所涌出的瓦斯量，單位為m3/t。殘存瓦斯量常壓狀態(tài)下，煤樣解吸后殘留在煤樣中的瓦斯量。損失瓦斯量煤樣從暴露到開始測定解吸量期間所遺失的瓦斯量。粉碎前自然解吸瓦斯量在常壓狀態(tài)下，煤樣井下解吸后運送到實驗室粉碎前所解吸的瓦斯量。粉碎前脫氣量在負壓狀態(tài)下，煤樣在粉碎前所解吸的瓦斯量。粉碎后自然解吸瓦斯量在常壓狀態(tài)下，煤樣在粉碎機中粉碎到95%以上煤樣粒度小于0.25mm時所解吸的瓦斯量。粉碎后脫氣量在負壓狀態(tài)下，煤樣在粉碎機中粉碎到80%以上煤樣粒度小于0.25mm時所解吸的

17、瓦斯量。常壓不可解吸瓦斯量在常壓狀態(tài)下，粉碎解吸后仍殘存在煤樣中不可解吸的瓦斯量。抽采煤量通過抽采后達標的煤量。卸壓瓦斯抽采抽采受采動影響和經人為松動卸壓煤（巖）層的瓦斯。強化抽采針對一些透氣性低、采用常規(guī)的預抽方式難以奏效的煤層而采取的特殊抽采方式。礦井瓦斯儲量煤田開采過程中，能夠向開采空間排放瓦斯的煤層和巖層中賦存瓦斯的總量。高位鉆孔指在風巷向開采煤層頂板施工的抽采鉆孔（進入裂隙帶）。高抽巷在開采層頂部處于采動影響形成的裂隙帶內掘進的專用抽采瓦斯巷道。水力壓裂在鉆孔內以高壓水作為動力，在無自由面的情況下使煤體裂隙暢通的一種措施。深孔預裂爆破在工作面采掘前施工一定深度的鉆孔，并在鉆孔內裝填炸

18、藥，利用炸藥爆破作為動力，使煤體裂隙增大，提高煤層透氣性的一種措施。礦井瓦斯儲量指礦井可采煤層的瓦斯儲量、受采動影響后能夠向開采空間間排放的不可采煤層及圍巖瓦斯儲量之和。瓦斯抽采量指礦井抽出瓦斯氣體中的純瓦斯量?？沙橥咚沽恐竿咚箖α恐性诋斍凹夹g水平下能被抽出來的最大瓦斯量。煤層透氣性系數(shù)表征煤層對瓦斯流動的阻力、反映瓦斯沿煤層流動難易程度的系數(shù)。鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)表示鉆孔瓦斯流量隨時間延長呈衰減變化的系數(shù)。二、有下列情況之一的礦井必須進行瓦斯抽采，并實現(xiàn)抽采達標：1、開采有煤與瓦斯突出危險煤層的；2、一個采煤工作面絕對瓦斯涌出量大于5m3/min或者一個掘進工作面絕對瓦斯涌出量大于3m3/m

19、in的；3、礦井絕對瓦斯涌出量大于或等于40m3/min的；4、礦井年產量為1.01.5Mt，其絕對瓦斯涌出量大于30m3/min的；5、礦井年產量為0.61.0Mt，其絕對瓦斯涌出量大于25m3/min的；6、礦井年產量為0.40.6Mt，其絕對瓦斯涌出量大于20m3/min的；7、礦井年產量等于或小于0.4Mt，其絕對瓦斯涌出量大于15m3/min的。三、瓦斯抽采礦井必須滿足以下八項基礎條件，不符合下列情況之一的，應當判定為抽采基本條件不達標：1、經礦井瓦斯涌出量預測或者礦井瓦斯等級鑒定、評估符合應當建立瓦斯抽采系統(tǒng)的礦井，礦井瓦斯抽采設計及抽采系統(tǒng)工程報省煤炭工業(yè)廳備案或審批、驗收合格，

20、且系統(tǒng)運行穩(wěn)定；建立移動抽采系統(tǒng)的礦井，抽采設計及抽采系統(tǒng)工程報集團公司通風處審批、驗收合格，且系統(tǒng)運行穩(wěn)定。2、抽采泵站的裝機能力和管網能力應當滿足瓦斯抽采達標的要求。備用泵能力不得小于運行泵中最大一臺單泵的能力；運行泵的裝機能力不得小于瓦斯抽采達標時應抽采瓦斯量對應工況流量的2倍。3、礦井在編制生產發(fā)展規(guī)劃和年度生產計劃時，必須同時組織編制相應的瓦斯抽采達標規(guī)劃和年度實施計劃，確?！俺?、掘、采平衡”。4、礦井瓦斯抽采設計應當符合相關規(guī)定。采掘工作面抽采工程必須由礦編制專項設計，經礦總工程師審核，報集團公司總工程師批準。5、采掘工作面抽采工程竣工后，必須由礦總工程師組織相關部門進行驗收，相關

21、負責人簽字；并繪制抽采工程竣工圖和記錄保存施工過程中的異常現(xiàn)象（如噴孔、頂鉆、卡鉆）等內容。6、瓦斯抽采礦井必須建立瓦斯抽采達標自評價工作體系和瓦斯抽采管理制度。7、建立、完善瓦斯抽采監(jiān)控系統(tǒng)，實時監(jiān)控管網瓦斯?jié)舛?、壓力或壓差、流量、溫度等參?shù)及設備的開停狀態(tài)進行監(jiān)測。計量測點應布置在泵站、主管、分（支）管、采區(qū)支管及需要單獨評價的區(qū)域分支、鉆場等測點，抽采瓦斯計量裝置應當符合相關計量標準要求，定期檢測。8、建立瓦斯抽采效果評判測試技術分析實驗室、且儀器、儀表配備齊全。四、瓦斯抽采量計算1、工況狀態(tài)下混合量及純量計算公式(1)工況狀態(tài)下混合量計算公式SKIPIF10式中：Q工混工況狀態(tài)下所抽出

22、的混合氣體的總量，m3/minH孔板前后壓差（節(jié)流），mmH2OK孔板流量系數(shù)(2)工況狀態(tài)下純量計算公式SKIPIF10式中：Q工混工況狀態(tài)下所抽出的各種混合氣體的總量，m3/minQ工純工況狀態(tài)下所抽出的純瓦斯氣體量，m3/minX抽采管道中的瓦斯?jié)舛龋?2、標況狀態(tài)下混合量及純量計算公式（1）標準狀態(tài)下混合量計算公式為：Q標混=KEQEQEQeqr(H)eqr(1/(1-0.00446*X)eqr(293/(273+t)eqr(P當-P負)/P標)（2）標準狀態(tài)下純量計算公式為：Q標純=Q標混X五、煤層可解析瓦斯含量的確定Wj=W-Wc式中：W煤層原始瓦斯含量，m3/tWc煤在標準大氣壓

23、力下的殘存瓦斯含量Wj煤的可解析瓦斯含量六、瓦斯抽采方面相關規(guī)定值中興礦各煤層主要參數(shù)匯總表參數(shù)煤層Pf壓力(MPa)含量(m3/t)百米鉆孔初始瓦斯流量(m3/minhm)衰減系數(shù)(d-1)透氣性系數(shù)(m2/(MPa2d)280.480.416.470.0262-0.04290.3820-0.41040.0155-0.0437490.340.447.050.0123-0.07410.46-1.12670.0056-0.0085580.440.657.280.0090-0.0380.6931-1.18750.015-0.080267.30.580.455.6960.00450.0486.974

24、786.90.650.827.9290.00390.0491.299.00.780.508.0070.00250.0341.337煤層可抽放性分類表分類指標煤層百米鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)（d-1）煤層透氣性系數(shù)（m2/(MPa2.d)容易抽放10勉強抽放0.003-0.0510-0.1難以抽放0.050.1綜上分析：我礦2#、4#、5#煤層均屬于難抽放煤層，6、8、9煤層均為勉強抽放煤層。采煤工作面回采前煤的可解吸量應達到的指標工作面日產量t可解吸瓦斯量Wt備注10008100025007250140006400160005.56001800058001100004.5100004礦井瓦斯抽采率

25、應達到的指標礦井絕對瓦斯涌出量Q（m3/min）礦井瓦斯抽采率（%）Q202520Q403540Q804080Q16045160Q30050300Q50055500Q60七、掘進工作面瓦斯抽采效果評判應根據(jù)下列規(guī)定進行：1、瓦斯預抽時間不小于6個月；2、評價單元瓦斯可解析量降至原始含量的50%以下；3、評價單元瓦斯壓力降至原始瓦斯壓力的50%以下；4、工作面同時滿足風速不超過4m/s、回風流中瓦斯?jié)舛鹊陀?.5%。八、采煤工作面瓦斯抽采效果評判應根據(jù)下列規(guī)定進行：1、煤層瓦斯預抽時間必須大于6個月以上（以最后抽采鉆孔計算）；2、評價單元瓦斯可解析量降至原始含量的50%以下；3、評價單元瓦斯壓力

26、降至原始瓦斯壓力的50%以下。4、對瓦斯涌出量主要來自于鄰近層或圍巖的采煤工作面，工作面抽采效果達標評判可根據(jù)同一煤層相鄰工作面開采時瓦斯量計算工作面抽采率，當采煤工作面瓦斯抽采率滿足（下表）規(guī)定時，工作面同時滿足風速不超過4m/s、回風流中瓦斯?jié)舛鹊陀?.5%時，瓦斯抽采效果判斷為達標。采煤工作面瓦斯抽采率應達到的指標工作面絕對瓦斯涌出量Q（m3/min）工作面瓦斯抽采率（%）5Q102010Q203020Q404040Q705070Q10060100Q70九、防突方面相關知識（一）區(qū)域突出危險性預測方法1、單項指標法采用煤的破壞類型，瓦斯放散初速度（p），煤的堅固性系數(shù)（f）和煤層瓦斯壓力

27、（P）作為預測指標，各種指標的突出危險臨界值應根據(jù)實測資料確定，無實測資料時可參考下表所列數(shù)據(jù)。只有全部指標達到或超過其臨界值時方可劃為突出煤層。預測煤層突出危險性單項臨界指標值煤層突出危險性煤的破壞類型瓦斯放散初速度指標P煤的堅固性系數(shù)f煤層瓦斯壓力p/Mpa突出危險性、100.50.74無突出危險性、100.50.74煤的破壞類型分類表破壞類型光澤構造與構造特征節(jié)理性質節(jié)理面性質斷口性質手試強度I類（非破壞煤）亮與半亮層狀構造，塊狀構造，條帶清晰明顯一組或二三組節(jié)理，節(jié)理系統(tǒng)發(fā)達，有次序有充填物（方解石），次生面少，節(jié)理、劈理面平整參差階狀，貝狀，波浪狀堅硬，用手難以掰開II類（破壞煤）亮

28、與半亮1、尚未失去層狀，較有次序2、條帶明顯，有時扭曲，有錯動3、不規(guī)則塊狀，多棱角4、有擠壓特征次生節(jié)理面多，且不規(guī)則，與原生節(jié)理呈網狀節(jié)理節(jié)理面有擦紋、滑皮。節(jié)理平整，易掰開殘差多角用手極易剝成小塊，中等硬度III類煤（強烈破壞煤）半亮與半暗1、彎曲呈透鏡體構造2、小片狀構造3、細小碎塊，層理紊亂無次序節(jié)理不清，系統(tǒng)不達到，次生節(jié)理密度大有大量擦痕殘差及粒狀用手捻之可成粉末、碎粒IV類煤（粉碎煤）暗淡粒狀或小顆粒膠結而成，形似天然煤團無節(jié)理，成粘塊狀粒狀用手捻之可成粉末V類煤（全粉煤）暗淡1、土狀構造，似土質煤2、如斷層泥狀土狀易捻成粉末，疏松2、瓦斯地質統(tǒng)計法。根據(jù)已開采區(qū)域的煤層賦存和

29、地質構造情況以及突出分布規(guī)律，劃分出突出危險區(qū)、突出威脅區(qū)。突出危險區(qū)應符合下列條件：上水平發(fā)生過一次突出的區(qū)域；下水平的垂直對應區(qū)域應預測為突出危險區(qū)；根據(jù)上水平突出點分布；地質構造情況；突出點距斷層最遠距離線情況；上水平地質構造分布，推測下水平或下采區(qū)的突出危險性情況（如下圖）；未劃定的其他區(qū)域為突出威脅區(qū)。3、綜合指標法預測突出危險性計算公式D=(0.0075H/f-3)(p-0.74)K=P/f式中D煤層突出危險性綜合指標K煤的突出危險性綜合指標H開采深度，mP煤層瓦斯壓力，取兩鉆孔瓦斯壓力最大值，MPaP軟分層煤的瓦斯放散初速度指標f軟分層煤的堅固性系數(shù)綜合指標預測煤層區(qū)域突出危險性

30、的臨界指標煤層突出危險性綜合指標突出危險性DK無煙煤其他煤種0.252015突出危險性0.252015無突出危險性注：（1）、如果D=(0.0075H/f-3)(p-0.74)式中，兩括號內計算都為負值時，無論D值大小，都為突出威脅區(qū)。（2）、地質勘探和新建井進行突出預測時，突出威脅區(qū)視為無突出危險煤層。（3）、采用綜合指標法對煤層進行區(qū)域預測時，應符合下列要求：在巖石工作面向突出煤層至少打兩個測壓孔，測定瓦斯壓力（P），取其最大值；在打測壓孔過程中，每米煤鉆孔采取一個煤樣，測定煤的堅固性系數(shù)（f），將兩個測壓孔所測得的堅固性系數(shù)量最小值加以平均，作為該煤層平均堅固性系數(shù)；將堅固性系數(shù)最小的兩

31、個煤樣混合后，測定煤的瓦斯放散速度指標（p）；測定后，填寫綜合指標法預測區(qū)域突出危險性報告表，見下表。綜合指標預測區(qū)域突出危險性報告表局礦井煤層水平石門距地表垂深/m煤層瓦斯壓力測定鉆孔編號鉆孔直徑/mm孔長/m鉆孔傾角瓦斯壓力隨時間變化曲線巖孔煤孔合計封孔長度/m封孔日期(年、月、日)安設瓦斯壓力表日期(年、月、日)最大瓦斯壓力/MPa煤的堅固性系數(shù)煤的瓦斯散放初速度指標p煤層突出危險性綜合指標D煤層突出危險性綜合指標K突出危險性預測評價預測人通風科長地測科長礦總工程師4、地質構造指標法煤與瓦斯突出與地質構造有明顯關系，這實踐證明的。但是，由于煤與瓦斯突出機理比較復雜，各地區(qū)、礦區(qū)、礦地質構

32、造又有很大不同，做出準確的定量判斷很困難。我國研究煤與瓦斯突出的校所，摸索出一整套方法，通過地質構造進行預測，雖然不能做出準確預測，但在作為定性判斷，還是很有參考價值的。傾角標準差：用煤層傾角變化，反映局部褶曲發(fā)育情況。越大越危險。SKIPIF10式中傾角標準差；Xi每一測量點的傾角；SKIPIF10統(tǒng)計地區(qū)平均傾角；n測量點數(shù)。變形系數(shù)：用煤層相對變形大小，判斷突出可能性。越大越危險。SKIPIF10式中KB變形系數(shù)；L剖面中煤層頂（底）板上兩點實際變形長度；L兩點的水平變形長度。小斷層密度：用單位面積或長度內的小斷層個數(shù)，判斷突出危險性。越大越危險。煤厚標準差：用煤的厚度變化，判斷突出危險

33、性。越大越危險。SKIPIF10式中Hm煤厚標準差；Hmi某一測點煤厚；SKIPIF10統(tǒng)計區(qū)域內平均煤厚；n觀測點數(shù)。煤厚變異系數(shù)：用煤厚變化幅度，判斷突出危險性。SKIPIF10煤層揉皺系數(shù)：用煤層被揉皺情況，判斷突出危險性。SKIPIF10式中K10揉皺系數(shù)；h2二類結構煤厚度；h3-4三、四類結構煤厚度和；M煤層總厚度。（二）工作面突出危險性預測工作面突出危險性預測，也稱局部預測。它主要是對石門揭煤、煤掘工作面和采煤工作面的危險性進行預測。局部預測指標主要有：鉆孔鉆屑量（S）、瓦斯解吸指標（h2或K1）、鉆孔瓦斯涌出初速度（q）、R值及鉆屑溫度、煤體溫度、煤層瓦斯涌出量等。最常用的指標

34、有：S、h2或K1、q、R。1、石門揭煤工作面突出危險性預測。石門揭煤工作面可采用綜合指標法、鉆屑瓦斯解吸指標法或經過實驗證實有效的其他方法預測突出危險性。綜合指標法。見區(qū)域突出危險性預測方法。鉆屑瓦斯解吸指標法。鉆孔瓦斯解吸指標是反應瓦斯壓力，瓦斯含量和煤層特征的一個指標。當煤層瓦斯壓力大，瓦斯含量高，煤層吸附瓦斯能力強時，更容易突出。但直接測定煤層這種瓦斯解吸能力又很困難。人們通過研究，采用試驗模擬方法，間接進行測量，提出了h2或K1概念。在石門工作面距煤層最小垂距為310m，利用探明煤層賦存條件和瓦斯情況的鉆孔或至少打兩個直徑為5075mm的預測鉆孔，在其鉆進煤層時，用13mm的篩子篩分

35、鉆屑，測定其瓦斯解吸指標h2或K1。h2：即在固定炭粒度（13mm），固定煤炭重量（10g），固定暴露時間（3min）和固定測量時間（2min）情況下，測定瓦斯解吸量。但直接測量解吸量很困難，而測量產生的瓦斯壓力更容易，于是就產生了h2。K1：是煤樣從煤體脫落暴露后，第1分鐘內，每克煤的累積瓦斯解吸量。它的理論依據(jù)是：SKIPIF10式中Q煤樣解吸測定開始后，t分鐘時，解吸每克煤樣累積瓦斯解吸量；W1解吸測定開始前，煤樣在暴露時間內損失的瓦斯解吸量，mL/g；t1取樣到啟動儀時間，min；t2解吸測定時間，min；t3煤樣從煤體脫落到鉆孔口時間（一般取0.1L，L為鉆孔長度，m），min。由于

36、式中有兩個未知數(shù)，K1和W1，需要用作圖法或試算法獲得。鉆屑瓦斯解吸指標的突出臨界值，應根據(jù)實測數(shù)據(jù)確定；如無實測出數(shù)據(jù)可參照規(guī)定：兩項指標滿足下表規(guī)定值，為突出危險工作面。鉆屑指標法預測石門工作面突出危險的臨界值指標干煤濕煤h2/Pa200160K1/mLg-1min-1/20.50.42、煤巷掘進工作面突出危險性預測。在突出區(qū)域中的煤巷掘進工作面，可采用以下方法之一預測其突出危險性；鉆孔瓦斯涌出初速度法、R值指標法、鉆屑指標法和其他經實驗實有效的方法（如鉆屑溫度、煤體溫度、爆破后的瓦斯涌出量等）。鉆孔瓦斯涌出初速度法。鉆孔瓦斯涌出初速度是測定鉆孔自然涌出瓦斯多少的一個指標。它相當于間接地表

37、明了瓦斯含量、瓦斯壓力及解吸能力等情況。它的定義是鉆孔打完后，立即封鉆孔，在2min內，測得的自然涌出瓦斯流量（L/min）。采用鉆孔瓦斯涌出初速度預測煤巷掘進工作面突出危險性時，應按下列步驟進行：在掘進工作面的軟分層中，靠近巷道兩幫，各打一個平行于巷道掘進方向，直徑42mm、深度為0.5m（如左圖）；用專門的封孔器封孔，封孔后的測量室長度為0.5m。鉆孔瓦斯涌出初速度的測定，必須在打完鉆孔2min內完成；鉆孔瓦斯涌出初速度的臨界值qm與煤的揮發(fā)分有關，應根據(jù)實測資料分析確定；如無實測資料，可參照下表中的臨界值qm。當時測的q值等于或大于qm時，煤巷掘進工作面有突出危險；否則，預測為無突出危險

38、工作面。鉆孔瓦斯涌出初速度臨界值煤的揮發(fā)分/%3151520203030鉆孔瓦斯涌出初速度qm/min-15.04.54.04.5R值指標法。R值是綜合預測指標。它是反應地應力、煤質特征、瓦斯賦存狀況的指標。采用R值指標預測煤巷掘進工作面突出危險性時，應按下列步驟進行：在煤掘工作面打2個(傾角和急傾斜煤層)或3個(緩傾斜煤層)直徑為42mm、孔深5.56.5m鉆孔。鉆孔應布置在軟分層中。1個鉆孔打在工作面中部并平行掘進方向，另1個鉆孔的終孔點位于巷道輪廓線外2-4m處。鉆孔每打1m，測得一次鉆屑量和鉆孔瓦斯涌出初速度，測量室的長度取0.5m。取每個鉆孔最大Smax和qmax，按下列公式算出Rm

39、ax：R=（Smax1.8）（qmax4）式中R綜合指標；Smax測量鉆孔單位長度（m）最大鉆屑量（L/m）；qmax測量鉆孔單位長度（m）最大瓦斯涌出初速度（L/mmin）。判斷突出危險性的臨界指標Rm應根據(jù)實測資料確定，如無實測資料，可取Rm=6，當任何一個鉆孔的R6時，工作面為突出危險工作面；當R6時為無突出危險工作面；當R為負值時，應用正值項單項指標。采用R值指標法預測為無突出危險時，每預測循環(huán)應留有2m的預測超前距。鉆屑量指標法。鉆孔鉆屑量指標（S）是反應地應力大小、煤的結構特征的指標。地應力大、煤質松軟、鉆屑量就大。一般正常鉆孔鉆屑量：SKIPIF10式中S0鉆孔正常鉆屑量，kg/

40、m或L/m；3.1416；R鉆孔直徑，m；d0煤的密度，取1400kg/m3；1.3鉆頭在鉆孔中超切削系數(shù)。當鉆頭為42mm時，正常鉆屑量為1.8L/m或2.4kg/m。當鉆孔每米鉆屑量大于或等于3倍正常鉆屑量，即Smax3S0時（5.4L/m或6kg/m），認為有突出危險。采用鉆屑量指標法預測煤掘工作面突出危險性時，應按下列步驟進行：在煤掘工作面打2個（傾斜和急傾斜煤層）或3個（緩傾斜煤層）直徑為42mm、孔深810m的鉆孔。鉆孔應布置在軟分層中，1個鉆孔打在工作中部并平行掘進方向，另1個鉆孔的終孔點位于巷道輪廓線外24m處。鉆孔每打1m測定一次鉆屑量，每隔2m測定一次鉆屑解吸指標。根據(jù)每個

41、鉆孔沿孔長每米最大鉆屑量Smax和鉆屑解吸指標K1或h2預測工作面突出危險性。Smax、K1或h2的突出危險臨界值，應根據(jù)實測數(shù)據(jù)確定，如無實測資料可參照下表數(shù)據(jù)判斷工作面的突出危險性。鉆屑量突出危險性臨界值危險性h2最大鉆屑量K1Pam-1Lm-1mL-1min-1/2有突出危險200640.5無突出危險200640.5預測得到的任一指標Smax、K1或h2值等于或大于臨界值時，該工作面預測為突出危險工作面。采用鉆屑量指標法預測突出危險性，當預測為無突然危險時，每預測循環(huán)應留有2m的預測超前距。3、采煤工作面突出危險性預測。采煤工作面突出危險性預測按下列步驟進行：沿采煤工作面每隔1015m布

42、置一個預測鉆孔，鉆孔深度根據(jù)工作面的條件而定，但不得小于3.5m；可采用煤巷掘進工作面突出危險性預測的方法，如鉆孔瓦斯涌出初速度法、R值指標法、鉆屑指標法等；當預測為無突出危險工作面時，每預測循環(huán)應留有2m超前距。（三）兩個“四位一體”綜合防突措施是指區(qū)域綜合防突措施和局部綜合防突措施。1、區(qū)域綜合防突措施包括下列內容：（1）、區(qū)域突出危險性預測；（2）、區(qū)域防突措施；（3）、區(qū)域措施效果檢驗；（4）、區(qū)域驗證。2、局部綜合防突措施包括下列內容：（1）、工作面突出危險性預測；（2）、工作面防突措施；（3）、工作面措施效果檢驗；（4）、安全防護措施。第三章防滅火方面基礎知識一、煤自燃傾向性等級分

43、類及分類指標1、煤自燃傾向性等級分類煤自燃傾向性等級分為三類：類容易自燃、類自燃和類不易自燃。2、煤自燃傾向性分類指標以每克干煤在常溫（30）、常壓（1.0133105Pa）下的吸氧量作為分類的主指標，煤的自燃傾向性指標如表1、表2。表1煤樣干燥無灰基揮發(fā)分Vdaf18%時自燃傾向性分類自燃傾向性等級自燃傾向性煤的吸氧量Vd，cm3/g類容易自燃Vd0.70類自燃0.40Vd0.70類不易自燃Vd0.40表2煤樣干燥無灰基揮發(fā)分Vdaf18%時自燃傾向性分類自燃傾向性等級自燃傾向性煤的吸氧量Vd，cm3/g全硫SQ，%類容易自燃Vd1.002.00類自燃Vd1.00類不易自燃2.00二、我礦各

44、煤層自燃傾向性和發(fā)火期鑒定結果匯總（02、2、4+5、）煤層自燃傾向性和發(fā)火期鑒定結果匯總表煤層編號采樣地點自燃傾向性等級自燃傾向性性質揮發(fā)分（%）全硫（%）吸氧量(cm3/g)最短發(fā)火期（天）0210211運巷類自燃20.130.440.698930219運巷類自燃18.610.480.6841207回風巷類自燃21.000.710.6084四采軌道巷類不易自燃17.220.460.6021209運巷類容易自燃18.391.680.82533221運巷類自燃18.940.340.58三、煤塵爆炸性鑒定結果的評定和我礦各煤層爆炸性鑒定結果1、在5次鑒定試樣試驗中，只要有1次出現(xiàn)火焰，則該鑒定為

45、“有煤塵爆炸性”。2、在10次鑒定試樣試驗中均未出現(xiàn)火焰，則該鑒定試樣為“無煤塵爆炸性”。3、凡是在加熱器周圍出現(xiàn)單邊長度大于3mm的火焰（一小片火舌）均屬于火焰；而僅出現(xiàn)火星，則不屬于火焰。選取5次試驗中火焰最長的1次的火焰長度作為該鑒定試樣的火焰長度。4、以加熱器為起點向管口方向所觀測到的火焰長度作為本次試驗的火焰長度；如果這一方向未出現(xiàn)火焰，而僅在相反方向出現(xiàn)火焰時，應以此方向確定為本次試驗的火焰長度；選取5次試驗中火焰最長的1次的火焰長度作為該鑒定試樣的火焰長度。5、在添加巖粉試驗中，混合粉塵剛剛不出現(xiàn)火焰時，該混合粉塵中的巖粉用量百分比即為抑制煤塵爆炸所需的最低巖粉用量。（02、2、

46、4+5、）煤層煤塵爆炸性鑒定結果匯總表煤層編號采樣地點火焰長度（mm）檢驗結論0230219材巷210有爆炸性41207工作面200有爆炸性23215采煤工作面400有爆炸性四、封閉火區(qū)時，密閉過程要遵守下列規(guī)定：1、進、回風巷道的全部閉墻應同時構筑，特別是最后一個進風閉墻嚴禁超前最后一個回風閉墻封閉。2、火區(qū)密閉墻上應埋設適當管徑的管路供密閉期間通風使用，待閉墻工程全部完成后，進回風巷同時封堵通風孔。防滅火密閉墻應埋設灌漿管路和觀察孔，閉墻內有水的應設反水池。3、在砌筑密閉期間必須設專人檢查各種氣體的變化情況，特別是在瓦斯?jié)舛妊杆僭黾訒r，必須保證施工人員的安全，必要時可遠距離大面積封閉，當火

47、區(qū)穩(wěn)定后再進行縮封。4、當火區(qū)各閉墻采用同時封口的方法時，必須統(tǒng)一指揮，密切配合，用最少的人員和時間同時封堵，封口后立即撤離至安全地點。五、啟封火區(qū)前應做好下列準備工作。1、必須提前制定啟封方案，并由集團公司審批后方可實行。2、做好把火區(qū)的回風直接引入回風巷的準備?；饏^(qū)回風所通過的巷道內不準有人員工作或停留，電源要切斷。3、在有瓦斯爆炸和煤塵爆炸危險的礦井中，與火區(qū)相連的巷道內應仔細地撒布巖粉或采取其它隔爆措施。4、準備好足夠的啟封火區(qū)和重新封閉火區(qū)所需的一切材料設備和滅火器具。六、封閉的火區(qū)，只有經取樣化驗證實火己熄滅后，方可啟封或注銷?；饏^(qū)同時具備下列條件時，方可認為火已熄滅：1、火區(qū)內的

48、空氣溫度下降到3以下，或與火災發(fā)生前該區(qū)的日?？諝鉁囟认嗤?。2、火區(qū)內空氣中的氧氣濃度降到5.0%以下。3、火區(qū)內空氣中不含有乙烯、乙炔，一氧化碳濃度在封閉期間內逐漸下降，并穩(wěn)定在0.001%以下。4、火區(qū)的出水溫度低于25，或與火災發(fā)生前該區(qū)的日常出水溫度相同。5、上述4項指標持續(xù)穩(wěn)定的時間在1個月以上。第四章防塵相關知識一、名詞解釋分散度：分散度是指各種粒度的塵粒在粉塵總量中所占的百分比。粉塵濃度：粉塵濃度是指單位體積的空氣中所含浮塵的數(shù)量。二、煤礦井下粉塵測定時間規(guī)定對井下每個測點的粉塵濃度每月測定兩次。粉塵粒度分布每半年測定一次，采掘工作面有變動時，應及時進行游離SiO2測定。粉塵中游

49、離SiO2含量每半年測定一次。三、防塵用水的水質應符合下列要求1、懸浮物含量不得超過150mg/L；2、懸浮物的粒子直徑不得大于0.3mm；3、水的PH值應在6.09.5范圍內。四、我國通常將粉塵的粒度分為四級：小于2m、2m5m、5m10m、和大于10m。只有粒度小于5m的粉塵，才能進入人體的肺部內。五、煤礦塵肺因吸入粉塵成分的不同分為三類：矽肺：吸入游離二氧化硅含量較高的巖塵所引起的塵肺。煤肺：長期接觸煤塵的采煤工所患的塵肺。煤矽肺：由煤塵和含游離二氧化硅的巖塵共同作用所引起的塵肺。六、K值計算公式K值是礦井粉塵平均濃度與國家衛(wèi)生標準的比值。K值是礦井粉塵濃度一個衡量值，K值越小，表明礦井

50、平均粉塵濃度越小，礦井粉塵管理和控制得越好。K=L/3（Y/2N1+M/10N2+S/6N3）式中Y巖塵的粉塵濃度之和，mg/m3;M煤塵的粉塵濃度之和，mg/m3;S水泥的粉塵濃度之和，mg/m3;N1巖塵的測點數(shù)，個；N2煤塵的測點數(shù)，個；N3水泥塵的測點數(shù)，個；L當只測巖塵、煤塵、水泥塵一種時取3，當三種都測時取1，當只測兩種時取1.5；2、6、10國家衛(wèi)生標準，mg/m3;注：當煤塵中的游離SiO2含量大于10%時，按巖塵計算；當巖塵中的游離SiO2含量小于10%時，按煤塵計算。作業(yè)場所空氣中粉塵濃度標準粉塵中游離SiO2含量%最高允許濃度mg/m3總粉塵呼吸性粉塵10103.5105

51、021508020.58020.3七、管路尺寸知識：DN-公稱直徑、外徑DN80（3寸管）、DN100（4寸管）、DN125（5寸管）、DN150（6寸管）、DN200（8寸管）DN80-89mm、DN100-114mm、DN125-140mm、DN150-168mm、DN200-219mm第五章監(jiān)測監(jiān)控甲烷傳感器或便攜式甲烷檢測報警儀設置地點甲烷傳感器編號報警濃度%CH4斷電濃度%CH4復電濃度%CH4斷電范圍采煤工作面上隅角T01.01.51.0工作面及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備采煤工作面上隅角設置的便攜式甲烷檢測報警儀1.0低瓦斯和高瓦斯礦井的采煤工作面T11.01.51.0工作面及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備煤與瓦斯突出礦井的采煤工作面T11.01.51.0工作面及其進、回風巷內全部非本質安全型電氣設備采煤工作面回風巷T21.01.01.0工作面及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備煤與瓦斯突出礦井采煤工作面進風巷T30.50.50.5進風巷內全部非本質安