煤层瓦斯基础参数测定技术汇编

一、 煤层瓦斯基础参数测定技术汇编 煤炭科学研究总院抚顺分院 目 录 TOC \o "1-3" \h \z \u 第一章 煤层瓦斯压力测定 4 一、 固体材料封孔测定瓦斯压力 4 1. 粘土封孔 4 2. 水泥砂浆封孔 5 二、 胶圈粘液封孔测定瓦斯压力 5 第二章 煤层瓦斯含量测定 8 一、 采取煤样及瓦斯解吸速度测定 8 二、 计算采样过程中的损失瓦斯量 9 1. 解吸时间的确定 9 2. 瓦斯损失量计算 10 三、 残余瓦斯含量测定 11 第三章 瓦斯含量系数测定 13 一、 测定原理 13 二、 测定 13 第四章 煤层透气性系数的测定与计算 15 一、 计算公式 15 二、 测定与计算步骤 16 三、 测定中的注意事项： 17 第五章 煤的坚固性系数测定 20 一、 测定原理 20 二、 测定方法与步骤 20 第六章 煤的瓦斯放散指数测定 22 一、 测定仪器 22 二、 测定步骤 22 第七章 瓦斯吸附常数测定 24 一、 瓦斯含量欲瓦斯吸附量、瓦斯压力及温度之间的关系 24 二、 采用容量法测定等温吸附曲线计算a 、 b值的原理 25 三、 测定过程 25 第八章 预测瓦斯突出危险性参数测定 27 一、 单项参数测定及计算 27 1. c值的测定与计算 27 2. K1值的测定与计算： 28 3. q值测定： 30 4. S值测定： 31 二、 区域预测 31 三、 工作面预测 33 1. 石门揭煤前预测： 33 2. 煤巷掘进工作面预测： 33 3. 回采工作面预测 35 四、 防突措施效果检验 35 1. 石门工作面防突措施的效果检验 35 2. 煤巷掘进工作面防突措施的效果检验 35 3. 回采工作面防突措施的效果检验 35 第九章 瓦斯储量、可抽量及抽放率计算 36 一、 瓦斯储量计算 36 二、 可抽瓦斯量概算 36 三、 抽放率 36 1. 矿井（或采区）抽放率 36 2. 工作面本开采层的抽放率 37 3. 工作面邻近层抽放率 37 第十章 抽放管路中的瓦斯流量测定与计算 38 一、 参数测定 38 二、 流量计算 39 第十一章 钻孔排放瓦斯有效半径测定 45 一、 根据瓦斯压力确定排放瓦斯有效半径的方法 45 二、 根据瓦斯流量确定排放瓦斯有效半径的方法 45 第十二章 钻孔瓦斯流量衰减系数的测定与计算 47 第十三章 瓦斯涌出量及其计算 48 一、 掘进巷道的瓦斯涌出 48 二、 回采工作面瓦斯涌出量计算 50 第1章​ 煤层瓦斯压力测定 1、​ 固体材料封孔测定瓦斯压力 首先在距测压煤层一定距离（≥5m）的岩巷打孔，孔径一般取φ68—φ108mm。钻孔最好垂直煤层布置。从钻孔进入煤层起，尽可能不停钻直至贯穿煤层。然后清除孔内积水和煤（岩）屑，放入一根钢性导气管，立即进行封孔，如图1所示。 图1 固体材料一般是指黏土、水泥砂浆等。使用黏土时，应每隔0.4～1m打一个木楔，以提高封孔质量。孔口最好填堵0.2—0.5m的水泥砂浆，以紧固强化孔口。 封孔长度决定于封孔段岩性及其裂隙发育程度。岩石硬而无裂隙时可适当缩短，但不能小于5m；岩石松软或有裂隙时应增加。导气管一般选用φ6—φ20mm的紫铜管或无缝铁管，如果兼测煤层透气性系数时，管径不宜太细，一般在φ10—φ20mm，以保证测定流量时不至于产生过大的压力损失。 1.​ 粘土封孔 封孔操作时要多人共同用力打紧木楔，粘土要软硬适当。太软时容易粘在孔壁上，泥送不到位，形成空腔与裂缝。过硬时会出现裂缝导致漏气。所以封孔前要预先吧粘土水调配好，制成稍小于孔径的粘土条备用。测压管位于测压孔中心时，所用泥条和木楔的中心要有孔，这种有孔泥条可用模子压制。木塞直径一般小于孔径10—15mm，导气管若选用较柔软的紫铜管时，也可以使导气管贴靠孔壁，但为了防止出现漏气沟缝，在封孔时应多次改变导气管贴靠孔壁方位。 该方法简便易行，封孔后即可上压力，不需要等待固化时间。 2.​ 水泥砂浆封孔 水泥砂浆封孔一般采用压缩空气作为动力把充填物送入测压孔中。水泥与砂子的配比为1∶2.5（质量比）。为避免水泥砂浆固后出现收缩现象。要选取膨胀水泥，或选用高铝水泥和自应力水泥按1∶4的比例配置，若购买或配置膨胀水泥有困难，也可以在普通水泥中按重量加入12%的矾土水泥和12%的石膏混合成速凝水泥，这种水泥的特点是一天可达到28天强度的80%，并具有一定的膨胀性。 压气封孔的主要设备为喷浆罐，其结构和系统见图2。 其操作步骤如下：测压孔穿透煤层并清除岩粉和积水后，将导气管下至预定位置（挡盘距煤层约0.5m）打开喷浆罐，将搅拌均匀的水泥砂浆倒入罐内，数量可占其容积的2/3，将罐压紧，然后把注浆管插入钻孔中（注浆管前端不能接普通塑料管和铁管，以免在喷注过程中产生静电和火花引燃孔中瓦斯）打开压气阀门，把砂浆注入孔中，直至注满为止。 2、​ 胶圈粘液封孔测定瓦斯压力 1980年中国矿业大学周世宁教授等研制成功胶圈粘液封孔器，其结构如图3所示。它的封孔测压原理是用膨胀着的胶圈封高压粘液，再由高压粘液封高压瓦斯，由压力表测定瓦斯压力。这种测压方法的要点是在测压过程中要始终保持粘液的压力大于瓦斯压力，从而消除瓦斯向外泄漏，能比较准确的测定瓦斯压力。为了缩短测压时间，测压时可向孔内注气，以补偿在打钻和封孔过程中释放的瓦斯量，停止注气后数日，压力表就是所测的瓦斯压力。 粘液可采用淀粉或化学糊精调制。用淀粉调制时，淀粉与水的重量比应视所需粘度而定，淀粉一般为8％左右。为了增加粘度可略加一点碱。调制时用100℃的开水冲制淀粉，冷却后加入2%的工业甲醛，以防粘液受微生物分解而粘度变稀。用化学糊精时，可在封孔前2小时用凉水调制。无论采用那种粘液，在使用前都要使用塑料纱窗或其他工具将其过滤，以防注液过程中堵塞管路。 封孔及测压操作程序如下： （1）、当钻孔即将见煤时应停止钻进，测压人员，待其到达现场后，恢复钻进，穿透煤层，并清洗钻孔。排除孔中积水和岩屑。 （2）测压人员要及时组装测压器，尽快封闭测压孔。封孔器的安装长度视深度而定，一般应尽可能靠近煤层。前端胶圈距煤层1—1.5m为宜。装配时在所有胶圈处的内管外壁上抹上黄油，以减少胶圈移动时的摩擦力，为了保证内外管不漏气，在其接口处要缠上适量的生料带。 （3）当封孔器的封孔段送到预定位置时，转动加压手轮，使两组胶圈受压膨胀，当感到胶圈膨胀与孔壁接触紧密后停止加压。 （4）在孔口打上防滑楔，以策安全。 （5）连接注液罐，并将预先准备好的粘液倒入罐中，封闭罐口，检查系统无误后，打开粘液罐上的注气阀门，加以1.0Mpa的压力，将粘液压入钻孔封孔段。然后关闭阀门，再次向罐中补充粘液，补液后打开阀门加压，并使注液罐中的压力在整个测压过程中始终略高于预计的煤层压力。 （6）安装压力表。安装时要仔细检查压力表密封垫圈是否合格，为可靠起见，最好也缠绕适量的生料带。 （7）为缩短测压时间，可向测压室内注入适量的气体（CO2或N2）注气压力大致控制在预计的瓦斯压力值左右。 （8）封孔完毕后要用肥皂水检查整个系统接口处有无渗漏现象，若有渗漏要及时处理。 （9）测压孔为下向孔时，封孔完毕后要将孔口盖住，以防掉入孔内杂物，造成测压器回收困难。 （10）在整个测压过程中，每天要观察各压力表的数据，并根据情况向测压室补气，若发现有异常情况要及时处理。 （11）如果瓦斯压力连续三天无变化，则可认为这个稳定压力就是煤层瓦斯压力值。 近几年来中国矿业大学又研制成功并生产胶囊粘液封孔器，所不同的是用胶囊代替了胶圈。由于胶囊的弹性大，与孔壁可以全面紧密接触，密封粘液的性能要优于胶圈，不仅适应于封岩石钻孔，而且也能封较硬煤层中的煤孔，这两种封孔器都可以回收复用，但复用前，一定要在井上进行耐压检漏试验。 第2章​ 煤层瓦斯含量测定 煤层瓦斯含量测定可分间接测定法和直接测定法两种，间接测定法主要是测定煤层的其他瓦斯参数，通过瓦斯含量与诸参数的关系计算出煤层瓦斯含量。直接测定法则是通过钻孔采取煤样，用解吸法测定煤样的实际瓦斯含量来确定煤层的瓦斯含量。解吸法主要用于在勘探钻孔中采取煤芯测定煤层瓦斯含量及瓦斯成分。中华人民共和国煤炭工业部1984年制定了部颁标准（MT77—84），近几年来，不少地方将此方法引用到井下，通过垂直煤层的岩石钻孔采取煤芯，测定煤层瓦斯份。 1、​ 采取煤样及瓦斯解吸速度测定 1、遇煤前应通知采样人员到达采样现场，做好采样前的准备工作； 2、钻孔遇煤后，可采用普通岩芯管采取煤芯，但煤芯直径不应小于50mm。 3、当钻煤完了，煤芯提到孔口时，尽快地从煤芯管中取出煤芯，采取中间完整部分，装入罐中密封。这段时间应控制在2分钟之内。煤芯中如混合有夹矸及杂物时应与剔除。煤样不得用水清洗，保存原状装罐，不可压实。煤样距罐口留10mm的间隙为宜，煤样约400g左右。 4、将煤样罐与HFJ—2型解吸仪连接（见图4）进行现场解吸，一般在现场解吸进行两个小时。开始观测头一个小时内，第一点间隔2分钟，以后每隔3—5分钟读数一次；第二个小时内，每隔10—20分钟读数一次。 5、如果解吸过程中，量管体积不足以容纳煤样的解吸瓦斯，可以中途用弹簧夹6将排气管夹紧，通过吸气球2，重新将液面提升至量管零点，然后再打开弹簧夹，继续测定。 6、现场解吸完成后，拔出针头，将取样罐拧紧，泡在水中检查是否有漏气现象，若有渗漏应及时处理。然后送到实验室进行再次解吸和脱气。 7、在上述采样和解吸过程中除要记录采样时间、采样地点、采样深度外，还要务必记清钻孔遇煤时间，钻进时间，起钻时间，钻具提到孔口时间，煤样装罐时间，开始解吸测定时间，以及解吸测定时的气温，水温和大气压力。 2、​ 计算采样过程中的损失瓦斯量 1.​ 解吸时间的确定 在地面钻孔取样时， 煤芯在提升过程中，当瓦斯压力超过孔内泥浆静水压力时，瓦斯便开始向外释放。因为煤层瓦斯压力是个未知数，所以不能精确判定瓦斯开始释放的时间。美国的方法是假定煤芯提到钻孔一半处开始释放瓦斯，根据这个假定得出的测定结果，经过与间接方法对比，两种方法得到的结果是接近的，证明这样的假定是可以在工业上应用的，我国在地勘过程中取样目前仍沿用这个假定。 煤样装罐前解吸瓦斯时间时煤样在钻孔内解吸时间t1与其在地面空气中解吸时间t2之和，即： t0 ＝t1＋ t2 （2—1） 式中： t1——通过地面钻孔采样时，取整个提钻时间的二分之一； 通过井下岩巷采样时，取煤样从揭露至提升到孔口时间，（分） t2——煤样提到孔口至装罐密封时间（分） 煤样总的解吸瓦斯时间T0是装罐前的解吸时间t0与装罐后解吸瓦斯时间t之和，即 T0 ＝t0＋ t （2—1） 2.​ 瓦斯损失量计算 计算之前要首先将瓦斯解吸观测中得出的每次量管读数按（２—４）式换算为标准条件下的体积，瓦斯损失量可用图解法或数学解析法求得。 图解法是以煤总解吸时间的平方根( )为横坐标，以瓦斯解吸量（V0）为纵坐标，将全部测点[V0， ]绘制在坐标纸上，将测点的直线关系延长与纵坐标轴相交，直线在纵坐标上的截距即为所求的瓦斯损失量。见图５。 解吸法是根据煤样在解吸瓦斯初期，解吸瓦斯量V0与T＝ 呈现直线关系而求出瓦斯损失量的，即 V0＝ａ＋ｂ ＝ａ＋ｂT　　　　　　　　（２—３） 式中： ａ，ｂ为特定常数。当＝０时，V０＝ａ，ａ为直线与纵坐标的截距，也就是所要求算的损失瓦斯量。 求算ａ，ｂ时，可采用平均值法，即将大致呈直线关系的各测点。 对应值（V０，T）代入上式中，这样可以得出几个方程，然后把这些方程分成两组，每一组对应项相加，合并后得到两个方程，这两个方程联立求解可得出ａ，ｂ值。 ａ，ｂ值也可以采用最小乘二法进行求得。 3、​ 残余瓦斯含量测定 煤样送到实验室之后，要经过两个步骤来测定煤样的残余瓦斯含量。即打开密封罐之前进行的真空加热脱气，及煤样粉碎后的真空加热脱气，加热温度为95℃。煤样脱气是利用FH—4型脱气仪进行的。见图６。 仪器包括两大部分：脱气部分和储气部分，储气瓶的有效容积2120毫升，足以满足本试验一般脱气的需要。 1、第一阶段脱气一般需要5—6小时，脱气完了要计量，并为ｈ(mm)条件下量筒内气体体积读数(ml)； B——大气压力 （mmHg）； Lw——量管内水温 （℃）； Hw——量管内液面距下部基准水面的高度 （mm）； W——在t下饱和水蒸气压力 （mmHg）； 2、两次脱气中抽出的气体换算为标准条件下的体积。 V′0 = +(B－ －W′)V′ (2—5) 式中：V0——换算为标准条件下气体体积 （ml）； V′——在室温tn′大气压力B条件下储气瓶内气体体积读数 (ml); t0——气压表的温度 （℃）； W′——在室温下量管内饱和食盐水的饱和蒸汽压力。 （mmHg）。 3、通过气体分析，已知混合瓦斯中某种气体组分的体积百分浓度之后，安下式计算体积： VX＝ 　　　　　　　　　　(2—6) 式中：VX——换算为标准状态下混合瓦斯中某种组分的体积 (ml); Ax——混合瓦斯中某种组分的浓度 （%）； 4、煤中可燃物质重量近似计算 Gr=G (2—7) 式中：Gr——煤样中可燃物质重量 （g）； G——煤样重量； （g）； Af 、Wf ——煤中灰、水分含量 （%）。 5、煤的瓦斯含量计算 首先按下式分别计算试验各阶段（现场解吸瓦斯含量，损失瓦斯量，粉碎前脱气量，粉碎后脱气量）的瓦斯含量。 　　Xｉ＝ 　　　　　　　　　　　(2—8) 　　式中：Xｉ、Vｉ——分别为某种气体组分的含量(ml/g)和体积(ml)，然后将(2—8)式计算所得各段的瓦斯含量相加，即得总的瓦斯含量(x) X=X1+X2+X3+X4 (2—9) 式中：X1、X2、X3、X4为某种气体成份各试验阶段（现场解吸瓦斯含量，损失瓦斯量，粉碎前脱气量，粉碎后脱气量）的瓦斯含量（ml/g可燃质或m3/t可燃质）。 第3章​ 瓦斯含量系数测定 1、​ 测定原理 瓦斯含量测试表明，煤层瓦斯含量与瓦斯压力之间，大致存在着抛物线关系： 　　　　X＝ａ （3—1） 式中： 　　　X——煤层瓦斯含量　　　(m3/m3)； 　　　ａ——瓦斯含量系数　　m3/( m3.Mpa0.5)； 　　　P——煤层瓦斯压力　　　Mpa； 按(3—1)式计算的误差一般小于10%，但瓦斯压力小于0.2Mpa时误差较大。 2、​ 测定方法 (1)在工作面新暴露煤壁上，用电钻钻取１m处的煤屑，选取粒度在0.18—0.2mm煤样，装满测定罐(罐体积约130—140ml，可装煤屑60—80g)并密封。 (2)为避免罐内残留空气对煤屑的氧化，应先用瓦斯清洗，即向测定罐注气和排气，往复2—3次。 (3)用高压气瓶内的高浓度瓦斯(与煤层内的瓦斯浓度相等)充入测定罐，压力达到2Mpa以上时，关闭罐上阀门。 (4)在衡温水槽内保持测定罐处于煤层温度，衡温８小时后，记录罐内瓦斯压力P1。 (5)慢慢打开罐体阀门，放出部分瓦斯，并用水准瓶和集气瓶测定放出的瓦斯量Q1-2，见图７。 (6)放气后将测定罐再放入衡温水槽内８小时，然后记录稳定的瓦斯压力P2。为使测定值具有代表性，可重复上述过程，多次排放，直至罐内压力降至0.2Mpa左右。 (7)按下式计算瓦斯含量系数，并取平均值 　　ａ＝ （3—1） 式中：ａ——瓦斯含量系数　　　　　m3/( m3.Mpa0.5)； 　　　　G——测定罐内煤样重量　　　ｇ； 　　　　γ——煤的容重 g/ml； P1、P2——测定罐排放瓦斯前、后稳定的瓦斯压力，Mpa； 　　　　Q1-2——瓦斯压力由P1降至P2排出的瓦斯量，ml； 　　　　V——测定罐的容积，ml； 　　　　Pa——大气压力　　Mpa。 第4章​ 煤层透气性系数的测定与计算 煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志，测定煤层瓦斯透气性系数与测定瓦斯压力、流量一样，都是很重要的。在井下直接测定煤层透气性系数的方法中以中国矿院大学法较为简便，介绍如下： 1、​ 计算公式 径向不稳定流动的计算公式如表4—1 流 量 准 数 Y 时 间 准 数 系数 a 指数 b 煤层透气性系数 λ 常数 A 常数 B 10-2～1 1～10 10～102 102～103 103～105 105～107 1 1 0.93 0.588 0.512 0.344 -0.38 -0.28 -0.20 -0.12 -0.10 -0.065 表中 Y——流量准数，无因次； F0——时间准数，无因次； a、b——系数与指数，无因次； P0——煤层原始的绝对瓦斯压力，（表压力加0.1MPa） P1——钻孔内排放瓦斯时的瓦斯压力，一般为0.1MPa（通大气时）； γ——钻孔半径，m； λ——煤层透气性系数，m2/ MPa2.d）； q——在排放瓦斯时间为t时的钻孔煤壁单位面积瓦斯流量，m3/m2.d，可由下式确定； q=Q/2πP1L; Q——在时间t时的钻孔总流量，m3/d； L——煤孔长度，一般等于煤层厚度，m； t ——从开始排放瓦斯到测量瓦斯流量q时的时间间隔，d； a——煤层瓦斯含量系数， m3/（m3.MPa0。5）； 2、​ 测定与计算步骤 1）从岩巷向煤层打钻孔，孔径不限，钻孔与煤层的夹角尽量接近90о。记录钻孔的方位角、仰角和钻孔在煤层中的长度。记录钻孔见煤和打完煤层的时间（年、月、日、时、分），取这两个时间的平均值作为钻孔开始排放瓦斯时间的起点。终孔后应清除空内的煤屑。 2）封孔。要求封孔严密不漏气，岩孔封孔长度≮3m，以便测得煤层的真实瓦斯压力值。测压导管直径不应过小，可使用内径大于10mm的钢管。上压力表之前要测定钻孔瓦斯流量，并记录流量与测定流量的时间（年、月、日、时、分）。 3）压力表指示出煤层的真实煤层瓦斯压力或稳定值后，即可进行煤层透气性系数的测定。 4）卸下压力表排放瓦斯，测定钻孔瓦斯流量，在测定时要记录时间（年、月、日、时、分）即卸表大量排放瓦斯时间与每次测定瓦斯流量的时间，两者的时间差即为时间准数中的值。为了安全卸表与排气，可使用带有排气孔的压力表接头，（图8），测压时压力表丝扣将排气孔堵死防漏而在卸表排气时由于压力表丝扣逐渐退出压力表接头，使测压导气管与排气孔沟通而控制排气量。对于风量不大的测压巷道，卸表时有大量瓦斯排放出来，会造成巷道瓦斯浓度超限，为了安全起见，可在压力表接头的排气孔上焊一段小管，用胶管将排出的瓦斯引入瓦斯管路或回风巷中。 测量流量的仪表，当流量大时可用小型孔板流量计或浮子流量计；而流量小时可用0.5m3/h的湿式气体流量计（煤气表）。 封孔后上表前测的流量也可用来计算透气性系数。 5）计算透气性系数时，因表4—1中的公式较多，究竟用哪个公式进行计算？可采用试算法，即先用其中任何一个公式计算出λ值，再将这个λ值带入F0=Bλ中校验F0值是否在原选用的公式范围内，结果正确；如果不在所选公式范围，则根据算出的F0值，选其所在范围的公式进行计算。一般t<1d时先用F0=1~10之公式；t>10d，可选用F0=102>103公式进行试算。 例 1974年为考察天府局磨心坡矿开采远距离上解放层2号层对突出危险煤层9号层的解放效果，测定了解放层开采对9号层的透气性影响，情况如下：平均厚度为3.5m，参间距75－80m，中间夹有16m坚硬石灰岩，煤层倾角60－65o，在2号层开采时，分别测定了9号层常压带、应力集中带和卸压带的透气性系数。其结果如表4－2 表4-2 例如214钻孔。Po＝4MPa a＝13.27m3/( m3MPa0.5) γ＝5×102m，1974年9月18日12时钻孔穿9号煤层，10月29日12时测钻孔流量Q＝3.53m3/d，由于排放瓦斯时间长，钻孔煤孔长度取煤原3.5m。算得q＝3.21m3/(m2·d) t＝41d P1＝0.1MPa。则 A＝ ＝ ＝0.01 B＝ ＝ ＝3.95478×104 由于时间较长，选用F0＝103～105公式λ＝2.1A1.11B1/9 λ＝2.1×0.011.11(3.95478×104)1/9=0.041m2/(MPa·d)， 代入校检公式F0=Bλ=3.95478×104×0.041=1622, F0在103～105内，公式适用，结果正确。 3、​ 测定中的注意事项： (1)测定透气性系数的钻孔要注意喷出煤粉现象，如有的话，应记录喷煤的数量，以便折合计算钻孔孔径。值得引起注意的是喷煤粉后的钻孔壁附近煤体已经卸压变形，因而在排放瓦斯时间短时，即求得的煤层透气性系数偏大，所以在测定时应使排瓦斯较长，使流动场扩大，以减少孔壁卸压区的影响。但是，在解放层开采后，因煤层已普遍卸压，喷孔对钻孔透气性系数的影响则相对来说已减小。 (2)测定流量的时间：在瓦斯压力为真实压力时，排瓦斯在一日以上较好，在压力低于真实压力时，以排瓦斯时间在一小时内到几小时为好。如测定前对压力的真实程度缺乏了解，此时可以在不同的时间多测几个流量值，这样可以分析压力的真实性和距钻孔不同距离煤层透气性系数的变化规律。在煤层透气性系数比较大，测定流量时间较长时，钻孔长度可以取煤层厚度；在透气性系数小．而测定流量时间亦校短时，钻孔长度可取钻孔见煤长度。 (3)瓦斯压力和流量的测定必须尽量准确。 如瓦斯压力测定值偏低，则测出的透气性系数将随时间的增长而偏大。测定流量时，气体的压力和温度与760毫米水银柱、煤层温度T oC相差校大时，可给予校正。 在一般情况下，因气状态态引起的误差不大，可不加校正。 (4)如测压管径太小．仅几个毫米，测定卸压煤层透气性系数时，因流量小管道压力损失大，钻孔内瓦斯大于1个大气压，而且随流量而变化，这对测定透气性系数是有影响的，但可以选用流量比较稳定时的数值进行计算。考虑到瓦斯在测压管内呈紊流状态流动，而且损失常达几个大气压，故用下式求得钻孔瓦斯压力： P= (4－1) 式中： PH――测压管排端的大气压力 at； S1――0 oC与760毫米汞柱时，瓦斯的比重(与空气相比)等于0.554； L――测压管的长度 m； T――瓦斯的绝对温度， oC；T＝273＋t oK t――摄氏温度， oC； Q――0 oC与760毫米水柱时，每小时沿测压管流动的瓦斯量，m3/h ； d――测管的内径， cm ； 例：某矿井＋420m水平北一石门的测压孔1＃，测压管长L＝6m，测量时瓦斯温度t＝20oC，即T＝273＋20＝293，管内直径d＝0.6m，1978年8月1日10时10分卸下压力表，11时55分测得钻孔瓦斯流量Q0=0.273m3/分＝16.4m3/时，测压管排气端接入抽放管路，抽放负压－115mmHg，即： － ＝－0.15 (at) 巷道大气压力为1at， 则PH=1－0.15＝0.85 (at)，S1=0.554 因此，11时55分钻孔内的瓦斯压力为： P＝ ＝ at (5)如果测得卸压后的煤层透气性系数，最好在测定钻孔20m范围内无抽放钻孔，否则，测定的透气性系数有误差。 (6)封孔测压安压力表之前，所测定的瓦斯流量Q0、t0，在已知煤层透气性系数时，可反求煤层的原始瓦斯压力P0。但已知的透气性系数的排放瓦斯时间t应和t0相近。 总之，这种策算煤层透气性系数的方法，井下的测定工作较为简单，室内的计算工作稍复杂，但只要实践几次，是能够掌握的。 4、煤层的可抽放性分类，煤层透气性系数是衡量煤层可抽放性的重要参数，具体见表4－3 表4－3 煤层的可抽放性分类 指标 分类 钻孔百米流量衰减系数(d-1) 煤层的透气性系数（m2/MPad） 容易抽放 ＜0.005 ＞10 勉强抽放 0.005～0.05 10～0.1 难以抽放 ＞0.05 ＜0.1 第5章​ 煤的坚固性系数测定 1、​ 测定原理 煤的坚固性用坚固性系数的大小来表达。其测定方法较多，这里介绍常用的落锤破碎测定法，简称落锤法。 这个测定方法是建立在脆性材料破碎遵循面积力能说的基础上。这个学说是雷延智在1867年提出来的，他认为“破碎所消耗的功(A)与破碎物料所增加的表面积(ΔS)的ｎ次方成正比”即 　　A∝(ΔS)ｎ 最近试验表明，ｎ一般为１ 以单位重量物料所增加的表面积而论，则表面积与粒子的直径D成反比： 　　S＝∝ = (5—1) 设Dq与Dh分别表示物料破碎前后的平均尺寸，则面积就可以用下式表示： 　　 A＝K 　　　　　　　　　　(5—2) 式中： K——比例常数，与物料的强度(坚固性)有关。 (5—2)式可以写为： 　　 K＝ 　　　　　　　　　　　　　　(5—3) 　　 式中：ｉ=Dq/Dh，ｉ称为破碎比，ｉ＞1。 从(5—2)式可知，当破碎功A与破碎前的物料平均直径为一定值时，与物料坚固性有关的常数K与破碎比有关，即破碎比ｉ越大，K值越小，反之亦然。这样，物料的坚固性可以用破碎比来表达。 2、​ 测定方法与步骤 在现场采下煤样，从中选取块度为10—15mm的小煤块分成5份，每份重40g，各放在测筒内进行落锤破碎试验，测筒包括落锤(重2.4kg)，圆筒及捣臼组成。测料及量具如图9所示。 测定时，将各份煤样依次倒入圆筒8及捣臼9内，落锤自距臼底600mm高度自由下落，撞击煤样，每份试样落锤1—5次，可由煤的坚固程度决定。5份煤样全部捣碎后，倒入0.5mm筛孔的筛子内，小于0.5mm的筛下物倒入直径23mm的量筒内，测定粉末的高度h，试样的坚固性系数按下式求得 f10-15＝20n/h (5—4) 式中： f10-15――煤样粒度10－15mm的坚固性系数测定值； 　n――落锤撞击次数，　次； 　h――量筒测定粉末的高度，　mm。 如果煤软，所取得煤样粒度得不到10－15mm时，可采取粒度1～3mm煤样进行测定，并按下式进行换算： 当f1-3＞0.25时　f10-15＝1.57 f1-3－0.14　　　(5—5) 当f1-3≤0.25时　f10-15＝f1-3　　　 (5—6) 式中：f1-3――煤样粒度1－3mm的坚固性系数测定值。 第6章​ 煤的瓦斯放散指数测定 1、​ 测定仪器 测定瓦斯放散指数ΔP仪器的构造如图10所示。仪器两侧有两个圆筒形玻璃杯1，其内径18mm，高60mm，上端内部磨口，杯1内装煤样3.5g；2是水银压力计，高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。 2、​ 测定步骤 当仪器接好真空泵和瓦斯(甲烷)罐，而且玻璃塞的磨口上涂好真空油后，仪器即可工作。首先把煤样3.5g装入杯内，煤样的粒度决定于煤的牌号，对于无烟煤粒度为2－3mm，其它煤种为0.25－0.5mm。煤样上放入一个小棉花团，将装好试样的杯口涂真空油并安在玻璃塞上。 煤样脱气。打开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1.5小时。 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，使煤在0.1Mpa条件充甲烷1.5小时。 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　同一水平线上，若不在同一水平线上，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10。 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，立即开动秒表，10秒钟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P1，玻璃塞保持中立位置35秒钟，即第45秒时再把玻璃塞扭转到使测杯与水银压力计相通位置15秒钟。在第60秒时停止秒表，把玻璃塞扭到中立位置，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： 　　　ΔP＝P2－P1 煤样一般要求1.5－2.0Kg，其中以部分作工业分析、坚固性系数以及煤的空隙率测定作用。欲作ΔP的煤样在过筛取得符合要求的粒度后，应蜡封保存、备用，以防煤样氧化改变ΔP的性能。试验温度要求20℃。 第7章​ 瓦斯吸附常数测定 1、​ 瓦斯含量与瓦斯吸附量、瓦斯压力及温度之间的关系 瓦斯以两种状态存在煤体之中，即吸附状态和游离状态。在煤的瓦斯含量中，一般吸附瓦斯占80－90％以上，吸附瓦斯量的多少，决定于煤对瓦斯吸附能力和瓦斯压力、温度等条件。瓦斯含量欲瓦斯压力及温度之间的关系见图11和图12。 从图上可以看出，由吸附瓦斯和游离瓦斯组成的瓦斯含量随着温度的升高而降低(大约温度增加1℃，每克可燃物吸附瓦斯可减少0.05－0.065ml)；随着压力的增高。这是因为在一定温度下，当瓦斯压力增高时，意味着单位体积内瓦斯分子数增加，这就增加了瓦斯分子与煤体吸附的机会。但吸附力随着吸附瓦斯分子层的增厚而降低，因此，吸附量增加到一定程度后就会逐渐趋于饱和。 煤的吸附瓦斯量一般用朗格缪尔方程计算： Xx = (7－1) 式中： Xx――在瓦斯压力为P，煤层温度为t℃时，煤的吸附瓦斯量　　P――绝对瓦斯压力　　MPa； a 、 b――煤的吸附常数。 煤的游离瓦斯量在目前开采深度的温度条件下，可以按理想气体等温压缩公式计算： Xy＝KP (7－2) 式中： Xy――煤的游离瓦斯量，m3/t; K――煤的空隙率，％； 煤的总瓦斯含量(X)与瓦斯压力(P)之间的关系为： Xx = ＋kp (7－3) 从(7－3)式可以知道，只要能测定出煤样的吸附常数a 、 b值和煤的空隙率，瓦斯压力和瓦斯含量之间便可以换算。 2、​ 采用容量法测定等温吸附曲线计算a 、 b值的原理 煤在变质过程中生成瓦斯和排出挥发性物质的同时，凝胶化作用，使煤形成芳香核为基本单元的聚合体，致使煤成以多孔物质，因而它是一种很好的吸附剂。 所谓容量法就是在一定的压力和温度下，测定吸附剂微孔中所容纳的瓦斯量。 所谓等温吸附曲线就是在某一温度下，吸附得到平衡时，吸附量与压力关系的曲线。 采用容量法测定等温吸附曲线时，要将预先加工好的煤样放在吸附容器中，在真空加热下脱气，测定其中的死空间(包括吸附剂的微孔、颗粒间空隙、试验容器的残余空间等)体积，然后，在一定的温度下往容器中注入一定体积的气体，在容器中形成相应的压力。部分气体被吸附，最终建立一个吸附平衡状态。然后测定该气体的压力和体积。根据气体的起始体积和最终体积的差值即可计算出在给定温度和气体压力下被吸附的气体体积。为了保证测试精度，在测试曲线前段(低压吸附)时采用先注入高压气体，待达到吸附平衡后，进行多次排气，并记录煤层的平衡压力和排气量，直至瓦斯压力降为1at左右。根据上述测定中瓦斯吸附平衡压力和吸附量的对应关系，可计算出a、b值。测定装置示意图如图13所示。 3、​ 测定过程 １、用60－80目筛子筛取新鲜煤样80－100g，在100℃恒温下干燥2小时，称重后装入吸附罐中； ２、将吸附罐与真空泵连接，在60℃下脱气6小时，并用真空计检测真空度，使达到约10-2mmHg； ３、低压吸附测定，首先将测量系统抽至真空度约10-2mmHg，充入高浓度瓦斯使测量系统内压力稍高于1个大气压，然后打开吸附罐阀门，记录有关数据，计算吸附气体量； ４、高压吸附测定，将高浓度瓦斯充入吸附罐，使平衡压力达到6Mpa；然后分8－10次将吸附罐内的瓦斯放出，并记录各次放气前的压力平衡值，分别计算出每次放出的瓦斯量； ５、测定煤样的水分、灰分、真比重等，计算出煤的可燃质重量及吸附罐内死体积； ６、计算a、b值，公式如下： a＝ 　　　　　　(7－4) 式中： 　　Pi――各点吸附平衡压力，　(Kg/cm2) Xi――各点吸附瓦斯量，　　(ml/g) n——排气次数。 第8章​ 预测瓦斯突出危险性参数测定 1、​ 单项参数测定及计算 1.​ c值的测定与计算 目前我国生产的解吸仪有：煤炭科学总院抚顺分院研制的MD－2型煤钻屑瓦斯解吸仪和焦作矿务局科研所研制的DWJ－1型多管瓦斯解吸仪，分别见图14、15 现以DWJ－1型瓦斯解吸仪为例介绍Δh2和c值的测定过程： (1)在井下使用前，要选择一处顶板好，无淋水的地方将仪器放平，打开仪器箱，调整支承杆9使U型水柱计保持垂直，每个液面均在零位置上，并把U型管的一端通过胶管与三通阀c孔接通； (2)用普通φ42mm煤电钻打孔，在打孔前要预先确定好采样的深度。当打到预定的孔深时立即开启秒表。此时煤电钻要均匀向前推进，钻杆不得或高或低； (3)根据采样深度的不同，计算采样点的钻屑排至孔口的时间(t1)，根据经验，t1=0.1×钻孔深度m，（分）。 (4)待钻屑排到孔口时，用煤样筛筛取1－2mm的煤屑约10克左右装入煤样瓶中，用瓶塞将瓶口塞住，同时旋转三通阀，使A、B两孔相通，使瓶中煤屑解吸出的瓦斯排入大气中。该段时间为t1、t2＝2分钟。 (5)待秒表计时达3分钟(t1+t2=3分钟)时再次转动三通阀，切断A、B两孔的通路，使A、C两孔相通，煤样瓶中解吸出的瓦斯通过乳胶管进入U型管中，此后U型管中的液面逐渐发生位移； (6)待秒表计时达5分钟时，记录U型管中液面的压差，即 (7) 待秒表计时达13分钟时，记录U型管中液面的压差，即Δh’10。 (8)煤样井下测定结束后，将煤样按孔位、孔深编上号码，带到井上称量煤样重量，计算Δh2和C值，计算公式如下： Δh2＝ (8－1) Δh10＝ (8－1) Δh2＝ (8－1) 式中： Δh‘2、Δh‘10――分别为井下实测所取煤样在2分钟和10分钟内的实际解吸瓦斯量，(mmH2O)； Δh2、Δh10――10克煤样在2分钟和10分钟的解吸量，mmH2O； G――所取煤的重量，　g; C――瓦斯衰减系数。 2.​ K1值的测定与计算： (1)测定过程：K1值的整个测定过程基本与Δh2相同，但要求煤样瓦斯向U型管内解吸过程中，每分钟记录一次液面压差，并换算为每克煤实际的瓦斯解吸量(ml/g)。 (2)计算过程： 根据《防治煤与瓦斯突出细则》可知， K1＝ 　　　　　　　　　　　　　(8－4) 式中： 　Q――煤样在解吸仪内，每克煤样实测的瓦斯解吸量，　ml/g； 　W――测定前每克煤样已解吸出的瓦斯量，(即瓦斯损失量，　ml/g； 　　K1――钻屑解吸指标(特征)，即煤样自煤体脱落暴露在大气中解吸的第一分钟内，每克煤样的瓦斯总解吸量，ml/g·min1/2； t――煤样自煤体脱落到解吸后的总解吸时间，min； t＝t1＋t2＋t3 其中：t1、t2――意义同前，t1＋t2＝3min， 　　　t3――煤样在解吸仪内解吸的时间，min； 在(8－4)中，Q、t为实测值，W为未知数。W可用图解法求出： 依据Q与W是和 成正比的基本规律，以Q为纵坐标， 为横坐标，绘制曲线图如16 解吸开始：　　 t1＝0，　　t＝t1＋t2　　　 Q＝0 解吸1分钟后： t3＝1，　　t＝t1＋t2+1　　　Q＝Q1 解吸2分钟后： t3＝2，　　t＝t1＋t2+2　　　Q＝Q2 …………　依此类推。 解吸1分钟后： t3＝3，　　t＝t1＋t2+1　　　Q＝Q1 根据在井下实测的t1和Q1可在坐标图上绘出直线AB延长AB交纵坐标于0点，可得煤样总的瓦斯损失量W值。 W＝ (8－5) 式中： 　　　　　　G――煤样重量，　g； 其实在实际计算K1值时，并不必专门求算W值。 从图16可知，设∠Aoc’=α K1= =tgα (8－6) 则从ΔABC看 tgα= =K1 (8－7) 因此，从三角形关系上也可以求出K1值。另外，也可以用最小乘二法依据公式Q＝a+bt求出瓦斯损失量W值(a、b为待定常数)。 若采用煤炭科学院研究总院重庆分院研制的ATY型瓦斯突出预测仪，将有关数据输入仪器后，计算机可以直接计算出K1值。 3.​ q值测定： (1)测量要求：根据国内外专家证实，当煤孔打完以后，瓦斯涌出流量的变化规律如图17所示的曲线。 图17 钻孔瓦斯涌出初速度变化曲线图 t0－打孔时间 tn－封孔时间 tH－达到最大q值时间 当打眼结束后2min时，瓦斯涌出流量可达到最大值，即q＝qH。因此，我们测定钻孔瓦斯涌出初速度时，封孔测定工作必须在2min内完成，读数时间在打眼后2min进行较为理想。 (2)操作过程： ①采用φ42mm煤电钻在预测地点打孔，钻孔打到预定深度后，将孔中钻屑排净，立即将钻杆拉出钻孔； ②用封孔器的排气管将封孔器送到钻孔预定位置，前方留出以定的测量气室长度（0.5m，1m）。 ③用打气筒向封孔器充气，使表压力达到0.2Mpa左右。 ④将ZLD－1型多级流量计与排气管连接。 前述四项工作要求在2min内完成，见图18 ⑤观察流量计读数约3分钟，待流量计稳定时读取最高流量值； ⑥在测定流量之前，要预先估计所测流量的大小，以便选取合适的量程； ⑦当钻孔中煤粉排不净时，在推拉封孔器的过程中会造成封孔器前端堵塞，测不出流量，此时可用打气筒向排气管中充气，吹开堵塞的煤粉，再测定流量，但时间不得过长。 4.​ S值测定： (1)用φ42mm麻花钻杆打钻，钻进速度要均匀，约1m/min，钻杆不得或高或低； (2)当钻进到取样位置时，在孔口收集每米钻进的全部钻粉量。 (3)用弹簧称或量杯称量每米钻孔钻粉量的重量或体积。 2、​ 区域预测 (1)区域预测应预测新水平，新采区每次的突出危险性，当新水平、新采区开拓时，在不同位置、不同标高处，至少测定三组包括煤层瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数等参数，以便作为划分突出危险性的依据。 (2)突出煤层经区域预测，可划分为突出危险区域或突出威胁区域。采掘工作面经预测后，可划分为突出危险工作面或突出威胁工作面。在突出威胁区域内，采掘工作面每推进50－100ｍ，应连续进行不少于两次的检验性工作面预测。其中任何一次预测为有突出危险时，该工作面预测为突出危险工作面该区域应改划为突出危险区域。 在突出威胁工作面进行采掘作业时可不采取防突措施，但必须按防突要求采取安全防护措施。 (3)区域预测采用瓦斯地质统计法和综合指标法同时进行，预测结果报矿务局总工程师批准。两种方法任何一种方法预测为突出危险时，该区域应为突出危险区域。 采用综合指标法进行区域预测时，应符合下列要求： ①在岩石工作面向突出煤层至少打两个测压钻孔，测定煤层瓦斯压力。 ②打测压孔过程中，每米煤孔采取一个煤样，测定煤的坚固性系数。 ③将两个测压孔得的坚固性系数(f)最小值加以平均作为煤层软分层的平均坚固性系数。 ④将坚固性系数最小的两个煤样混合后，测定煤的瓦斯放散初速度指标(ΔP)。 煤层区域突出危险性，按下列两个综合指标判断： D＝（0.0075H/f－3）（P－0.74） (8－8) K＝ΔP/f　　　　　　　　　　　　 (8－9) 式中： D――煤的突出危险性综合指标之一； K――煤的突出危险性综合指标之二； H――开采深度，ｍ； P――煤层瓦斯压力，取两个测压孔实测瓦斯压力的最大值，Mpa； f――煤层软分层的平均坚固性系数。 D和K的区域突出危险临界值，应根据本矿实测数据确定。无实测数据是，可参照表(8－1)中所列的临界值确定区域突出危险性。 如果测压孔所取得的煤样粒度达不到测定f值所要求的粒度时，可采取粒度为1－3mm的煤样进行测定，并按下式进行换算： 当f1-3>0.25时，f=1.57 f1-3－0.14 当f1-3<0.25时，f= f1-3 表8—1 综合指标D和K预测突出危险性临界值 D K 区域突出危险性 ＜0.25 — 突出威胁区域 ≥0.25 ＜15 ≤0.25 ≥15 突出危险区域 注：如果式(1)中两个括号的计算值都为负值时，则不论D值大小，都为突出威胁区域。 3、​ 工作面预测 1.​ 石门揭煤前预测： 石门揭煤前，一般应选用综合指标法预测工作面突出危险性。采用综合指标法进行预测时，其方法同前。 2.​ 煤巷掘进工作面预测： (1)有突出危险的煤巷掘进工作面，可采用下列方法之一预测突出危险性： ①钻孔瓦斯涌出初速度法。 ②R值指标法。 ③掘进钻屑指标法。 (2)采用钻孔瓦斯涌出初速度法进行预测时，应按下列步骤进行： ①在掘进工作面距两帮0.5m处，各打一个平行巷道方向，直径42mm、深3.5ｍ的钻孔。 ②用专门的封孔器封孔，封孔后测量室长度应为0.5ｍ。 ③钻孔瓦斯涌出初速度的测定，必须在打完钻孔2min内完成。 ④判断突出危险性的钻孔瓦斯涌出初速度的临界值ｑm，应根据本矿实测资料分析确定，无实测资料时，可参用表(8－2)中的临界值ｑ。当实测的ｑ值等于或大于标(8－2)中所列的临界值ｑm时，应预测为突出危险工作面；实测的ｑ值小于表中所列的ｑm时，则应预测为突出威胁工作面。 ⑤用钻孔瓦斯涌出初速度法预测时，掘进工作面每掘进2ｍ进行一次预测，并填写预测通知单。 判断突出危险性的钻孔瓦斯涌出初速度临界值（qm） 表8—2 煤的挥发份 qr (%) 5～20 15～20 20～30 >30 q L/min 5.0 4.5 4.0 4.5 (3)采用R值指标法预测突出危险性时，应按下列步骤进行： ①在掘进工作面打三个直径为42ｍｍ，深5.5～6.5ｍ的钻孔，钻孔应布置在软分层中，其中一个钻孔位于工作面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔应位于巷道轮廓线外1.5ｍ处。 ②每打1ｍ钻孔，测定钻屑量体积和钻孔瓦斯涌出初速度，测定瓦斯涌出初速度时，测量室长度为1ｍ，根据最大钻屑量和最大瓦斯涌出初速度，按下式确定R值： R＝（Sｍａｘ－1.8）（ｑｍａｘ－4）　　　　　(8－10) 式中： 　Sｍａｘ――每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量　L/m； ｑｍａｘ――每个钻孔沿孔长每米的最大瓦斯涌出初速度，L/min.m。 ③判断突出危险性的临界值Rｍ，应根据本矿实测资料确定。无实测资料时，取Rｍ＝6；当实测的任何一钻孔中R值>6时，预测为突出危险工作面，反之为突出威胁工作面。 ④采用R值指标法时，工作面每推进4－5ｍ，应预测一次，并填写预测通知单。 (4)采用掘进钻屑指标法预测突出危险性时，应按照下列步骤进行： ①在掘进工作面打3个直径为42ｍｍ，深8－10ｍ的钻孔，钻孔布置与钻孔瓦斯涌出初速度法规定相同。 ②每打1ｍ钻孔测定钻屑量一次，每隔2ｍ测定一次瓦斯解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑瓦斯解吸指标K1值、Δh2、C预测工作面的突出危险性。 ③各项指标的突出危险临界值，应根据现场实测资料确定。无实测资料时，可参照表(8－3)中的数据确定工作面的突出危险性。 ④用掘进钻屑指标法预测突出危险时，工作面每推进6－8ｍ应预测一次，并填写预测通知单。 掘进工作面钻屑指标法预测突出危险性的指标 表8—3 最大钻屑量Smax 钻屑解吸指标 突出危险性 Kg/m L/m Δh2· mmH2O C K1 Ml/g·min1/2 ≥0.35 ＜0.35 ≥6 ≥5.4 ≥20 ≥2.3 ≥0.7 ≥0.5 突出危险工作面 ＜6 ＜5.4 ＜20 ＜2.3 ＜0.7 ＜0.5 突出威胁工作面 3.​ 回采工作面预测 (1)回采工作面突出危险性预测可采用瓦斯涌出初速度法。沿回采工作面每隔10－15ｍ布置一个预测钻孔，孔深不小于3.5ｍ，测定方法及判断突出危险性的临界值同前。 (2)回采工作面采用瓦斯涌出初速度法预测，回采工作面每推进2.4ｍ预测一次，并填写预测通知单。 4、​ 防突措施效果检验 1.​ 石门工作面防突措施的效果检验 石门防突措施执行后，应采用综合指标法检验措施的效果，至少打两个检验孔，且应位于措施孔之间。 检验结果如各项指标都在突出危险的临界值以下，可认为措施有效；反之，认为措施无效。检验后应填写措施效果检验单报矿总工程师审阅。 2.​ 煤巷掘进工作面防突措施的效果检验 煤巷掘进工作面执行防突措施后，应采用钻孔瓦斯涌出初速度法、R指标法、掘进钻屑指标法的其中一种方法进行措施效果检验。检验孔应布置在措施孔之间，检验孔除检验巷道前方外，同时还必须检验巷道两帮轮廓线以外2ｍ处的措施效果。检验测得的各项指标都在突出危险的临界值以下时，则认为措施有效；反之，认为措施无效，检验后必须填写措施效果检验单报矿总工程师审阅。 3.​ 回采工作面防突措施的效果检验 (1)经采用预抽、边采边抽措施后，可选用钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法、掘进钻屑指标法三种方法的其中一种对措施效果进行检验。并填写措施效果检验单报矿总工程师审阅。 (2)回采工作面采用浅孔松动爆破或浅孔注水措施时，应采用钻孔瓦斯涌出初速度法检验措施效果。 采用钻孔瓦斯涌出初速度法检验措施效果时，检验孔应打在措施孔之间，测定方法及判断突出危险性的临界值同前规定。检验孔应留1.5ｍ的超前距离，工作面前方卸压带宽度为1.5ｍ时，必须重新采用防突措施。 第9章​ 瓦斯储量、可抽量及抽放率计算 1、​ 瓦斯储量计算 瓦斯储量系指矿田开采过程中能够向矿井排放的煤岩所储存的瓦斯量： 　W=W1+W2+W3+W4 (9―1) 式中： 　　 W－－矿井瓦斯储量，　ｍ3； 　　 W1――可采煤层的瓦斯储量，ｍ3； 　　 W2――局部可采煤层的瓦斯储量，ｍ3； 　　 W3――采动影响范围内不可采邻近层的瓦斯储量，ｍ3； 　　 W4――采动影响范围内围岩瓦斯储量，ｍ3。 各煤、岩层的瓦斯储量按下式计算： 　　 Wi＝AiXi 　 式中： Wi――含瓦斯煤层i或围岩i的瓦斯储量，ｍ3； Ai――含瓦斯煤层i或围岩i的地质储量，ｔ； Xi――煤层或围岩i的瓦斯含量，ｍ3/t。 2、​ 可抽瓦斯量概算 可抽瓦斯量是指瓦斯储量中可能被抽放出来的瓦斯量，可按下述公式概算： Wk＝Wdk/100　　　　　　　　　　　(9―2) 式中： 　　 Wk――矿井可抽瓦斯量，ｍ3； 　　 W――矿井瓦斯储量，ｍ3； 　　 dk――矿井抽出率，　％。 3、​ 抽放率 1.​ 矿井（或采区）抽放率 矿井(或采区)的抽放率是指矿井(或采区)的抽出瓦斯量占其风排瓦斯量与抽放瓦斯量之和的百分比，即： 　　dk＝ 　　　　　　　　　(9―3) 式中： 　　 dk――矿井抽放率，　％； 　　 Qky――矿风排瓦斯量，m3/min； 　　 Qkc――矿井抽放瓦斯量，m3/min； 2.​ 工作面本开采层的抽放率 工作面本开采层的抽放率是指从开采层工作面抽出的瓦斯量占开采层工作面的瓦斯储量的百分比，即： dB＝ (9―4) 式中： 　　dB――工作面本开采层的抽放率，　％； 　　QBC――从开采层工作面抽出的瓦斯量，ｍ3； 　　WBM――开采层工作面的瓦斯储量，ｍ3； 3.​ 工作面邻近层抽放率 邻近层的抽放率是指从邻近层抽出的瓦斯量占邻近层涌出及其抽放量瓦斯量之百分比，即： 　 dl＝ 　 (9―5) 式中： 　　 dl＝――邻近层的抽放率，　％； 　　 Qlc――从邻近抽出的瓦斯量，m3/min； 　　 Qly――从邻近涌出的瓦斯量，m3/min。 第10章​ 抽放管路中的瓦斯流量测定与计算 瓦斯量是一种气体，用来测定气体流量的仪表形式和种类较多，但在矿井抽放瓦斯管路中大都使用孔板流量计，其结构如图19所示。 1、​ 参数测定 (1)测定孔板上风端的绝对压力(Pl),可用真空表(负压表)或U型汞柱计直接测定，并按下式计算： 　 Pl＝Pa－P (10―1) 式中： 　　　　Pl＝――孔板上风端的绝对压力，　　(mmHg) Pa――大气压力，　　　　　　　　　(mmHg) 　　　　P――表压力或水银柱高差，　　　　(mmHg)。 (2)测定管内气体温度(ｔº　)，可近视取测量地点温度。 (3)测定孔板前后端压差(Δh)，用U型水柱计测量。 (4)测定管内瓦斯浓度(x)，气样可用高负压抽气筒采集，见图20。采用时，抽气筒的进气口和平衡压力口分别通过胶管与孔板前后的气咀相连通，起着平衡负压和保证抽气筒前方压力大于后方压力的作用，因而避免了经活塞漏入空气。在打气时，瓦斯经气门芯排到高浓度瓦斯检定器中。 2、​ 流量计算 　　　 Q＝Kb 　　　　　　　　　(10－2) 式中： 　　　 Q流――用标准孔板观测时混合瓦斯流量，m3/min； 　　　 K――孔板实际流量系数， 　　　 K＝189.76aomD2 (10－3) ao――标准孔板流量系数； 　　　　m――截