煤矿灾害防治技术实验实训.docx

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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。

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11

10

9

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1313

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7

6

4

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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5～6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，kCO2＝0.952。

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V1，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/min1/2。

（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V3、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3-1所示。

仪器两侧有两个筒形玻璃杯1，其内径18mm，高60mm，上端内部磨口，杯1内煤3.5g；2是水银压力计，高度220～250mm，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

①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。

②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。

③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。

④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60s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1.5～2.0kg，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20°C。

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0.5mm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20-30mm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h≥3Omm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h<30mm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：

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1m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；

Ai―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，称瓦斯涌出量梯度，也即预测直线斜率的倒数。

它的物理含义为相对瓦斯涌出量每增加lm3/t时，开采深度增加的米数，其单位为m/（m3/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/（m3/t）或t/m2;

H1、H2―甲烷带内的两个已采深度，m;

q1、q2―对应于H1、H2深度的相对瓦斯涌出量，m3/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。

q＝q0+（H-H0）/g或q＝q1+（H-Hl）/g

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）/m3；

q0、ql―瓦斯风化带下界或H1处的相对瓦斯涌出量，q0=2m3/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1～2个水平的矿井，而且外推深度不得超过100～200m，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；

q3―掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

q4―掘进落煤瓦斯涌出量，m3/min。

1、掘进巷道煤壁瓦斯涌出量预测

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；

υ―巷道平均掘进速度，m/min；

L―巷道长度，m；

q0―煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min；无实测值时可按下式计算：

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

q4=Sυγ（W0-WC）

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；

υ―巷道平均掘进速度，m/min；

γ―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。

（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；

υ1―巷道日平均掘进速度，m/d；

Ll―巷道长度，m；

V0―瓦斯解吸强度，m3/m2·min；

β―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

式中q4―掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min；

γ―煤的密度，t/m3；

S―掘进巷道断面积，m2；

υ1―巷道平均掘进速度，m/min；

υ2―输送机的运煤速度（一般取刮板运输机的速度）,m/min；

L2―输送机的运煤长度，m；

―采落煤的极限瓦斯解吸强度，m3/mZ·min；

―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=W0e–ht

式中W0―煤层原始瓦斯含量，m3/t

W1―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。

则回采带中煤壁的瓦斯涌出量为，m3/t：

式中υ―工作面平均推进速度，m/d;

h―工作面循环进尺，m。

（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：

W2=W1（1+t）-n

则落煤的相对瓦斯涌出量为，m3/t:

式中t―煤在井下的暴露时间；

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

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：

q开＝（W0-WC）

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＝KIK2K3m/M（W0-Wc）

式中q开―开采层瓦斯相对涌出量，m3/t;

Kl―围岩瓦斯涌出系数，Kl=1.1～1.3;

K2―工作面丢煤瓦斯涌出系数，为回采率的倒数；

K3―采面巷道预排瓦斯影响系数，按K3=（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，m3/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=KIK2K3Kf（W0-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。

开采层回采后，第i邻近层单位面积的瓦斯涌出量

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；

γ―煤的密度，t/m3；

M―采高，m；

ηⅰ―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。

n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

q=kv（q开＋q邻）

式中kv―推进度（产量）影响系数；

W0―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（ΔW）和通过的空气量算出空气中的矿尘浓度。

式中

——虑膜的增重，mg；

——通过虑膜的空气量，L/min；

——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（97.3～99.8），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