“一通三防”基础知识及相关公式

第一章   通风瓦斯

一、测风计算

1、检验三次测量结果误差是否超过5%

E=（最大读数-最小读数）÷最小读数×100%＜5%

2、计算表风速

V表=（n₁+n₂+n₃）/t

式中： V表—风表测得表速，r/s

n—风表刻度盘的读数，r/min

t—测风时间，一般60s

3、计算出的V表利用风表校正曲线或校正公式求得真实风速V真

4、为消除人体对风速的影响，应将所测得的平均风速进行校正，校正系数如下：K=(S－0.4)/S

式中： S为测风巷道断面积，m²

0.4为测风员人体所占巷道断面面积，m²

5、将真实风速乘以测风校正系数K，即得实际平均风速V_均

6、Q= V_均S

式中：Q—所测巷道通风风量，m³/min

S—测风巷道断面面积，m²

V_均—巷道实际平均风速，m/min

二、常见巷道断面积计算

1、矩形 S=B×h m²

2、梯形 S=(B1+B2)/2×h m²

3、圆形 S=∏D²/4; S=0.7854D² m²

4、三心拱 S=B(0.262B+h) m²

5、半圆形 S= ∏B²/8+Bh或B(0.39B+h ) m²

6、圆弧拱 S=B×(0.24B+h) m²

三、矿井等积孔

定义:假定在一个无限的空间有一薄板(壁),在薄板(壁)上开一面积为A(m²)的孔,当孔口通过的风量等于矿井风量Q,孔口两侧的静压差等于矿井通风阻力h,则这个孔的面积A称为等积孔。
    1、单台主要通风机矿井的等积孔计算公式如下:

m²

式中 H-主扇系统的通风阻力,Pa;Q-主扇系统的风量,m³/s.

2、多台主要通风机矿井的等积孔计算公式如下:

A=1.19/

式中 Hi-各台主扇系统的通风阻力,Pa;Qi-各台主扇系统的风量,m³/s。

矿井通风难易程度的分级指标

我矿峁上风井等积孔为3.4 m²，马庄风井为3.66 m²。

四、通风网络中风流流动的三大定律

风流在通风网络中流动时，可以认为是连续的、稳定的流动。因此，任何通风网络都遵守阻力定律、风量平衡定律和风压平衡定律三个基本定律。这些规律对于任何形式的网络，无论其中的风路是按需分配还是自然分配，都能适用，故称为普遍规律。

五、通风网络基本形式及其特性

1、串联风路及其特性

两条或两条以上的网络分支彼此首尾顺序相联，中间没有分叉的联接形式称为串联通风网络。也称“一条龙”通风。

串联风路的总风量与各分支的风量相等。

串联风路的总风压等于各分支风压之和。

串联风路的总风阻等于各分支风阻之和。

串联风路的总等积孔平方的倒数，等于各分支的等积孔平方的倒数之和。

2、并联风路及其特性

两条或两条以上的分支从同一个支点分开，又在另一节点同时汇合的通风网络称为并联通风网络。

并联风路的总风量等于各分支的风量之和。

并联风路的总风压等于任一分支的风压。

并联风路的总风阻平方根的倒数等于并联各分支风阻平方根倒数之和。

并联风路的总等积孔等于各分支等积孔之和。

3、角联风路及其特性

角联网络是指在两条并联网络中间又有一条或一条以上分支与两并联分支相通，不与并联的公共节点相联的网络。

六、风筒百米漏风率计算

P=×10000

P—风筒百米漏风率; Q吸—局扇风机吸风量；

Q出—局扇风机风筒出风量；L—掘进工作面的风筒长度

风筒百米漏风率符合以下规定（集团公司规定）

    七、瓦斯涌出量计算

1、绝对瓦斯涌出量：单位时间涌出的瓦斯体积，单位m³/min。

Qg=Q×C（CH₄）

式中 Qg-绝对瓦斯涌出量， m³/min; Q-风量，m³/min;C（CH₄）-风流中的平均瓦斯浓度，%。

2、相对瓦斯涌出量：平均日产一吨煤同期所涌出的瓦斯量，单位 m³/t 。

qg=1440×Qg/ Td

式中 qg-相对瓦斯涌出量，m³/t;Qg-绝对瓦斯涌出量，m³/min;Td-与瓦斯涌出量相应区域的平均日产煤量，t/d。

八、瓦斯修正值计算和二氧化碳测定方法

光学瓦斯测定器是在1个标准大气压（1.01×10⁵Pa）温度20℃的条件下标定刻度的。当被测地点大气压力超过（1.01×10⁵±100）Pa、温度超过（20±2）℃范围时，应当进行修正。修正的方法是将已测得的瓦斯或二氧化碳浓度值乘以校正系数K’。

K’=101.325/p·T/293=345.82T/P

式中T—测定地点绝对温度，绝对温度T与摄氏温度t的关系为：T=t+273

    P—测定地点的大气压力，Pa

使用光学瓦斯测定器测定二氧化碳浓度

用光学瓦斯测定器测定二氧化碳浓度时，要首先测出瓦斯浓度，然后去掉二氧化碳吸收管，在测定出瓦斯和二氧化碳混合气体的浓度，后者减去前者，再乘以0.955的校正系数（由于二氧化碳的折射率与瓦斯折射率相差不大，一般测定时，也可不校正）即为所要测定的二氧化碳浓度。

九、矿井瓦斯等级划分和认定

1、矿井瓦斯等级划分为：

（1）煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井（以下简称突出矿井）；

（2）高瓦斯矿井；

（3）瓦斯矿井。

2、同时满足下列条件的矿井为瓦斯矿井：

（1）矿井相对瓦斯涌出量小于或等于10m³/t；             

（2）矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40m³/min；

（3）矿井各掘进工作面绝对瓦斯涌出量均小于或等于3m³/min；

（4）矿井各采煤工作面绝对瓦斯涌出量均小于或等于5m³/min

一的矿井为出形式、。

3、具备下列情形之一的矿井为高瓦斯矿井：

（1）矿井相对瓦斯涌出量大于10m³/t；

（2）矿井绝对瓦斯涌出量大于40m³/min；

（3）矿井任一掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m³/min；

（4）矿井任一采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m³/min。

4、具备下列情形之一的矿井为突出矿井：

（1）发生过煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的；

（2）经鉴定具有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出煤（岩）层的；

（3）依照有关规定有按照突出管理的煤层，但在规定期限内未完成突出危险性鉴定的。

十、矿井风量富裕系数相关知识（以我矿为例）

1、风量富裕系数

我矿目前总进风量为16786m³/min，总回风量为17068 m³/min，我矿一采区需风量为6342 m³/min，三采区需风量为7690 m³/min，按照山西焦煤集团矿井通风能力富裕系数不小于1.5要求，一采区需配风量为9513m³/min，三采区需配风量为11535 m³/min，现我矿一采区实际配风量为8074m³/min，三采区实际配风量为8712m³/min，一采区实际风量富裕系数为1.27，三采区实际风量富裕系数为1.13。

目前矿井风量情况统计表

备注：

需风量：根据矿井采掘工作面、硐室及其他巷道所有用风地点，按照现场条件及相关规定，计算所得需配的风量；

实际配风量：矿井所有用风地点实际配备风量（此数据能反应实际风量富裕系数,即实际配风量与需配风量的比值）；

应配风量：根据山西焦煤集团矿井应配风量按需风量1.5富裕系数计算所得（应配风量＝需风量×1.5）。

通风富裕系数：平衡矿井内部漏风和配风不均匀等因素而采用的系数，高瓦斯矿井k值取1.20。（根据国家AQ1028-2006标准规定）

2、矿井有效风量率

我矿现有效风量为15257m³/min，总进风量为16801m³/min，有效风量率为90.8%。（根据省厅安全质量标准化标准规定矿井有效风量率应87%）。

（1）、矿井有效风量：送到采掘工作面、硐室、和其他用风地点的风量总称。

（2）、矿井有效风量率：矿井有效风量占矿井总进风量的百分数。

十一、相关通风参数规定值

矿井有害气体最高允许浓度

井巷中的允许风流速度

矿井通风阻力要求

第二章   抽采、防突方面

一、名词解释

矿井瓦斯涌出量

从煤层和岩层以及采落的煤（岩）体涌入矿井中的气体总量，矿井进行瓦斯抽放时应包括抽放瓦斯量。

绝对瓦斯涌出量

单位时间内从煤层和岩层以及采落的煤（岩）体所涌出的瓦斯量，单位采用m³/min。

相对瓦斯涌出量

平均每产1t煤所涌出的瓦斯量，单位为m³/t。

残存瓦斯量

常压状态下，煤样解吸后残留在煤样中的瓦斯量。

损失瓦斯量

煤样从暴露到开始测定解吸量期间所遗失的瓦斯量。

粉碎前自然解吸瓦斯量

在常压状态下，煤样井下解吸后运送到实验室粉碎前所解吸的瓦斯量。

粉碎前脱气量

在负压状态下，煤样在粉碎前所解吸的瓦斯量。

粉碎后自然解吸瓦斯量

在常压状态下，煤样在粉碎机中粉碎到95%以上煤样粒度小于0.25mm时所解吸的瓦斯量。

粉碎后脱气量

在负压状态下，煤样在粉碎机中粉碎到80%以上煤样粒度小于0.25mm时所解吸的瓦斯量。

常压不可解吸瓦斯量

在常压状态下，粉碎解吸后仍残存在煤样中不可解吸的瓦斯量。

抽采煤量

通过抽采后达标的煤量。

卸压瓦斯抽采

抽采受采动影响和经人为松动卸压煤（岩）层的瓦斯。

强化抽采

针对一些透气性低、采用常规的预抽方式难以奏效的煤层而采取的特殊抽采方式。

矿井瓦斯储量

煤田开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤层和岩层中赋存瓦斯的总量。

高位钻孔

指在风巷向开采煤层顶板施工的抽采钻孔（进入裂隙带）。

高抽巷

在开采层顶部处于采动影响形成的裂隙带内掘进的专用抽采瓦斯巷道。

水力压裂

在钻孔内以高压水作为动力，在无自由面的情况下使煤体裂隙畅通的一种措施。

深孔预裂爆破

在工作面采掘前施工一定深度的钻孔，并在钻孔内装填炸药，利用炸药爆破作为动力，使煤体裂隙增大，提高煤层透气性的一种措施。

矿井瓦斯储量

指矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。

瓦斯抽采量

指矿井抽出瓦斯气体中的纯瓦斯量。

可抽瓦斯量

指瓦斯储量中在当前技术水平下能被抽出来的最大瓦斯量。

煤层透气性系数

表征煤层对瓦斯流动的阻力、反映瓦斯沿煤层流动难易程度的系数。

钻孔瓦斯流量衰减系数

表示钻孔瓦斯流量随时间延长呈衰减变化的系数。

二、有下列情况之一的矿井必须进行瓦斯抽采，并实现抽采达标：

1、开采有煤与瓦斯突出危险煤层的；

2、一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m³/min或者一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m³/min的；

3、矿井绝对瓦斯涌出量大于或等于40m³/min的；

4、矿井年产量为1.0～1.5Mt，其绝对瓦斯涌出量大于30m³/min的；

5、矿井年产量为0.6～1.0Mt，其绝对瓦斯涌出量大于25m³/min的；

6、矿井年产量为0.4～0.6Mt，其绝对瓦斯涌出量大于20m³/min的；

7、矿井年产量等于或小于0.4Mt，其绝对瓦斯涌出量大于15m³/min的。

三、瓦斯抽采矿井必须满足以下八项基础条件，不符合下列情况之一的，应当判定为抽采基本条件不达标：

1、经矿井瓦斯涌出量预测或者矿井瓦斯等级鉴定、评估符合应当建立瓦斯抽采系统的矿井，矿井瓦斯抽采设计及抽采系统工程报省煤炭工业厅备案或审批、验收合格，且系统运行稳定；建立移动抽采系统的矿井，抽采设计及抽采系统工程报集团公司通风处审批、验收合格，且系统运行稳定。

2、抽采泵站的装机能力和管网能力应当满足瓦斯抽采达标的要求。备用泵能力不得小于运行泵中最大一台单泵的能力；运行泵的装机能力不得小于瓦斯抽采达标时应抽采瓦斯量对应工况流量的2倍。

3、矿井在编制生产发展规划和年度生产计划时，必须同时组织编制相应的瓦斯抽采达标规划和年度实施计划，确保“抽、掘、采平衡”。

4、矿井瓦斯抽采设计应当符合相关规定。采掘工作面抽采工程必须由矿编制专项设计，经矿总工程师审核，报集团公司总工程师批准。

5、采掘工作面抽采工程竣工后，必须由矿总工程师组织相关部门进行验收，相关负责人签字；并绘制抽采工程竣工图和记录保存施工过程中的异常现象（如喷孔、顶钻、卡钻）等内容。

6、瓦斯抽采矿井必须建立瓦斯抽采达标自评价工作体系和瓦斯抽采管理制度。

7、建立、完善瓦斯抽采监控系统，实时监控管网瓦斯浓度、压力或压差、流量、温度等参数及设备的开停状态进行监测。计量测点应布置在泵站、主管、分（支）管、采区支管及需要单独评价的区域分支、钻场等测点，抽采瓦斯计量装置应当符合相关计量标准要求，定期检测。

8、建立瓦斯抽采效果评判测试技术分析实验室、且仪器、仪表配备齐全。

四、瓦斯抽采量计算

1、工况状态下混合量及纯量计算公式

(1)工况状态下混合量计算公式

式中：Q工混—工况状态下所抽出的混合气体的总量，m³/min

H—孔板前后压差（节流），mmH₂O

K—孔板流量系数

(2)工况状态下纯量计算公式

式中：Q_工混—工况状态下所抽出的各种混合气体的总量，m³/min

Q_工纯—工况状态下所抽出的纯瓦斯气体量，m³/min

X—抽采管道中的瓦斯浓度，%

2、标况状态下混合量及纯量计算公式

（1）标准状态下混合量计算公式为：

Q_标混=K××××

（2）标准状态下纯量计算公式为：

Q_标纯=Q_标混×X

五、煤层可解析瓦斯含量的确定

Wj=W-Wc

式中：W—煤层原始瓦斯含量，m³/t   Wc—煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量

Wj—煤的可解析瓦斯含量

六、瓦斯抽采方面相关规定值

中兴矿各煤层主要参数汇总表

煤层可抽放性分类表

综上分析：我矿2#、4#、5#煤层均属于难抽放煤层，6、8、9煤层均为勉强抽放煤层。

采煤工作面回采前煤的可解吸量应达到的指标

矿井瓦斯抽采率应达到的指标

七、掘进工作面瓦斯抽采效果评判应根据下列规定进行：

1、瓦斯预抽时间不小于6个月；

2、评价单元瓦斯可解析量降至原始含量的50%以下；

3、评价单元瓦斯压力降至原始瓦斯压力的50%以下；

4、工作面同时满足风速不超过4m/s、回风流中瓦斯浓度低于0.5%。

八、采煤工作面瓦斯抽采效果评判应根据下列规定进行：

1、煤层瓦斯预抽时间必须大于6个月以上（以最后抽采钻孔计算）；

2、评价单元瓦斯可解析量降至原始含量的50%以下；

3、评价单元瓦斯压力降至原始瓦斯压力的50%以下。

4、对瓦斯涌出量主要来自于邻近层或围岩的采煤工作面，工作面抽采效果达标评判可根据同一煤层相邻工作面开采时瓦斯量计算工作面抽采率，当采煤工作面瓦斯抽采率满足（下表）规定时，工作面同时满足风速不超过4m/s、回风流中瓦斯浓度低于0.5%时，瓦斯抽采效果判断为达标。

采煤工作面瓦斯抽采率应达到的指标

九、防突方面相关知识

（一）区域突出危险性预测方法

1、单项指标法

采用煤的破坏类型，瓦斯放散初速度（△p），煤的坚固性系数（f）和煤层瓦斯压力（P）作为预测指标，各种指标的突出危险临界值应根据实测资料确定，无实测资料时可参考下表所列数据。只有全部指标达到或超过其临界值时方可划为突出煤层。

预测煤层突出危险性单项临界指标值

煤的破坏类型分类表

2、瓦斯地质统计法。

根据已开采区域的煤层赋存和地质构造情况以及突出分布规律，划分出突出危险区、突出威胁区。

突出危险区应符合下列条件：

①上水平发生过一次突出的区域；下水平的垂直对应区域应预测为突出危险区；

②根据上水平突出点分布；地质构造情况；突出点距断层最远距离线情况；上水平地质构造分布，推测下水平或下采区的突出危险性情况（如下图）；

③未划定的其他区域为突出威胁区。

3、综合指标法预测突出危险性计算公式

D=(0.0075H/f-3)·(p-0.74)

K=△P/ f

式中D—煤层突出危险性综合指标

K—煤的突出危险性综合指标

H—开采深度，m

P—煤层瓦斯压力，取两钻孔瓦斯压力最大值，MPa

△P—软分层煤的瓦斯放散初速度指标

f—软分层煤的坚固性系数

综合指标预测煤层区域突出危险性的临界指标

注：（1）、如果D=(0.0075H/f-3)·(p-0.74)式中，两括号内计算都为负值时，无论D值大小，都为突出威胁区。

（2）、地质勘探和新建井进行突出预测时，突出威胁区视为无突出危险煤层。

（3）、采用综合指标法对煤层进行区域预测时，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孔，测定瓦斯压力（P），取其最大值；

②在打测压孔过程中，每米煤钻孔采取一个煤样，测定煤的坚固性系数（f），将两个测压孔所测得的坚固性系数量最小值加以平均，作为该煤层平均坚固性系数；

③将坚固性系数最小的两个煤样混合后，测定煤的瓦斯放散速度指标（△p）；

④测定后，填写综合指标法预测区域突出危险性报告表，见下表。

综合指标预测区域突出危险性报告表

4、地质构造指标法

煤与瓦斯突出与地质构造有明显关系，这实践证明的。但是，由于煤与瓦斯突出机理比较复杂，各地区、矿区、矿地质构造又有很大不同，做出准确的定量判断很困难。

我国研究煤与瓦斯突出的校所，摸索出一整套方法，通过地质构造进行预测，虽然不能做出准确预测，但在作为定性判断，还是很有参考价值的。

①倾角标准差：

用煤层倾角变化，反映局部褶曲发育情况。α越大越危险。

式中   α——倾角标准差；

      Xi——每一测量点的倾角；

      ——统计地区平均倾角；

      n——测量点数。

②变形系数：

用煤层相对变形大小，判断突出可能性。越大越危险。

式中   K_B——变形系数；

      L′——剖面中煤层顶（底）板上两点实际变形长度；

      L——两点的水平变形长度。

③小断层密度：

用单位面积或长度内的小断层个数，判断突出危险性。越大越危险。

④煤厚标准差：

用煤的厚度变化，判断突出危险性。越大越危险。

式中   Hm——煤厚标准差；

      Hmi——某一测点煤厚；

      ——统计区域内平均煤厚；

      n——观测点数。

⑤煤厚变异系数：

用煤厚变化幅度，判断突出危险性。

⑥煤层揉皱系数：

用煤层被揉皱情况，判断突出危险性。

式中   K₁₀——揉皱系数；

      h2——二类结构煤厚度；

      h3-4——三、四类结构煤厚度和；

      M——煤层总厚度。

（二）工作面突出危险性预测

工作面突出危险性预测，也称局部预测。它主要是对石门揭煤、煤掘工作面和采煤工作面的危险性进行预测。

局部预测指标主要有：钻孔钻屑量（S）、瓦斯解吸指标（△h₂或K₁）、钻孔瓦斯涌出初速度（q）、R值及钻屑温度、煤体温度、煤层瓦斯涌出量等。最常用的指标有：S、△h₂或K₁、q、R。

1、石门揭煤工作面突出危险性预测。

石门揭煤工作面可采用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或经过实验证实有效的其他方法预测突出危险性。

①综合指标法。见区域突出危险性预测方法。

②钻屑瓦斯解吸指标法。钻孔瓦斯解吸指标是反应瓦斯压力，瓦斯含量和煤层特征的一个指标。当煤层瓦斯压力大，瓦斯含量高，煤层吸附瓦斯能力强时，更容易突出。但直接测定煤层这种瓦斯解吸能力又很困难。人们通过研究，采用试验模拟方法，间接进行测量，提出了△h₂或K₁概念。

在石门工作面距煤层最小垂距为3～10m，利用探明煤层赋存条件和瓦斯情况的钻孔或至少打两个直径为50～75mm的预测钻孔，在其钻进煤层时，用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定其瓦斯解吸指标△h₂或K₁。

△h₂：即在固定炭粒度（1～3mm），固定煤炭重量（10g），固定暴露时间（3min）和固定测量时间（2min）情况下，测定瓦斯解吸量。但直接测量解吸量很困难，而测量产生的瓦斯压力更容易，于是就产生了△h₂。

K₁：是煤样从煤体脱落暴露后，第1分钟内，每克煤的累积瓦斯解吸量。它的理论依据是：

式中   Q——煤样解吸测定开始后，t分钟时，解吸每克煤样累积瓦斯解吸量；

      W1——解吸测定开始前，煤样在暴露时间内损失的瓦斯解吸量，mL/g；

      t1——取样到启动仪时间，min；

      t2——解吸测定时间，min；

      t3——煤样从煤体脱落到钻孔口时间（一般取0.1L，L为钻孔长度，m），min。

由于式中有两个未知数，K₁和W₁，需要用作图法或试算法获得。

钻屑瓦斯解吸指标的突出临界值，应根据实测数据确定；如无实测出数据可参照规定：两项指标满足下表规定值，为突出危险工作面。

钻屑指标法预测石门工作面突出危险的临界值

2、煤巷掘进工作面突出危险性预测。

在突出区域中的煤巷掘进工作面，可采用以下方法之一预测其突出危险性；钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法、钻屑指标法和其他经实验实有效的方法（如钻屑温度、煤体温度、爆破后的瓦斯涌出量等）。

①钻孔瓦斯涌出初速度法。钻孔瓦斯涌出初速度是测定钻孔自然涌出瓦斯多少的一个指标。它相当于间接地表明了瓦斯含量、瓦斯压力及解吸能力等情况。它的定义是钻孔打完后，立即封钻孔，在2min内，测得的自然涌出瓦斯流量（L/min）。

采用钻孔瓦斯涌出初速度预测煤巷掘进工作面突出危险性时，应按下列步骤进行：

在掘进工作面的软分层中，靠近巷道两帮，各打一个平行于巷道掘进方向，直径42mm、深度为0.5m（如左图）；

用专门的封孔器封孔，封孔后的测量室长度为0.5m。

钻孔瓦斯涌出初速度的测定，必须在打完钻孔2min内完成；

钻孔瓦斯涌出初速度的临界值qm与煤的挥发分有关，应根据实测资料分析确定；如无实测资料，可参照下表中的临界值qm。当时测的q值等于或大于qm时，煤巷掘进工作面有突出危险；否则，预测为无突出危险工作面。

钻孔瓦斯涌出初速度临界值

②R值指标法。R值是综合预测指标。它是反应地应力、煤质特征、瓦斯赋存状况的指标。

采用R值指标预测煤巷掘进工作面突出危险性时，应按下列步骤进行：

在煤掘工作面打2个(倾角和急倾斜煤层)或3个(缓倾斜煤层)直径为42mm、孔深5.5～6.5m钻孔。钻孔应布置在软分层中。1个钻孔打在工作面中部并平行掘进方向，另1个钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2-4m处。

钻孔每打1m，测得一次钻屑量和钻孔瓦斯涌出初速度，测量室的长度取0.5m。取每个钻孔最大Smax和qmax，按下列公式算出Rmax：

R=（Smax－1.8）×（qmax－4）

式中   R ——综合指标；

Smax——测量钻孔单位长度（m）最大钻屑量（L/m）；

qmax——测量钻孔单位长度（m）最大瓦斯涌出初速度（L/m·min）。

判断突出危险性的临界指标Rm应根据实测资料确定，如无实测资料，可取Rm=6，当任何一个钻孔的R≥6时，工作面为突出危险工作面；当R≤6时为无突出危险工作面；当R为负值时，应用正值项单项指标。

采用R值指标法预测为无突出危险时，每预测循环应留有2m的预测超前距。

③钻屑量指标法。钻孔钻屑量指标（S）是反应地应力大小、煤的结构特征的指标。地应力大、煤质松软、钻屑量就大。

一般正常钻孔钻屑量：

式中   S₀——钻孔正常钻屑量，kg/m或L/m；

      π——3.1416；

      R——钻孔直径，m；

      d0——煤的密度，取1400kg/m3；

      1.3——钻头在钻孔中超切削系数。

当钻头为42mm时，正常钻屑量为1.8L/m或2.4kg/m。

当钻孔每米钻屑量大于或等于3倍正常钻屑量，即Smax≥3S₀时（5.4L/m或6kg/m），认为有突出危险。

采用钻屑量指标法预测煤掘工作面突出危险性时，应按下列步骤进行：

在煤掘工作面打2个（倾斜和急倾斜煤层）或3个（缓倾斜煤层）直径为42mm、孔深8～10m的钻孔。钻孔应布置在软分层中，1个钻孔打在工作中部并平行掘进方向，另1个钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2～4m处。

钻孔每打1m测定一次钻屑量，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K₁或△h₂预测工作面突出危险性。Smax、K₁或△h₂的突出危险临界值，应根据实测数据确定，如无实测资料可参照下表数据判断工作面的突出危险性。

钻屑量突出危险性临界值

预测得到的任一指标Smax、K₁或△h₂值等于或大于临界值时，该工作面预测为突出危险工作面。

采用钻屑量指标法预测突出危险性，当预测为无突然危险时，每预测循环应留有2m的预测超前距。

3、采煤工作面突出危险性预测。

采煤工作面突出危险性预测按下列步骤进行：

①沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，钻孔深度根据工作面的条件而定，但不得小于3.5m；

②可采用煤巷掘进工作面突出危险性预测的方法，如钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法、钻屑指标法等；

③当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有2m超前距。

（三）两个“四位一体”综合防突措施是指区域综合防突措施和局部综合防突措施。

1、区域综合防突措施包括下列内容：

（1）、区域突出危险性预测；

（2）、区域防突措施；

（3）、区域措施效果检验；

（4）、区域验证。

2、局部综合防突措施包括下列内容：

（1）、工作面突出危险性预测；

（2）、工作面防突措施；

（3）、工作面措施效果检验；

（4）、安全防护措施。   

第三章   防灭火方面基础知识

一、煤自燃倾向性等级分类及分类指标

1、煤自燃倾向性等级分类

煤自燃倾向性等级分为三类：Ⅰ类容易自燃、Ⅱ类自燃和Ⅲ类不易自燃。

2、煤自燃倾向性分类指标

以每克干煤在常温（30℃）、常压（1.0133×10⁵Pa）下的吸氧量作为分类的主指标，煤的自燃倾向性指标如表1、表2。

表1   煤样干燥无灰基挥发分Vdaf＞18%时自燃倾向性分类

表2   煤样干燥无灰基挥发分Vdaf≤18%时自燃倾向性分类

二、我矿各煤层自燃倾向性和发火期鉴定结果汇总

（02、2、4+5、）煤层自燃倾向性和发火期鉴定结果汇总表

三、煤尘爆炸性鉴定结果的评定和我矿各煤层爆炸性鉴定结果

1、在5次鉴定试样试验中，只要有1次出现火焰，则该鉴定为“有煤尘爆炸性”。

2、在10次鉴定试样试验中均未出现火焰，则该鉴定试样为“无煤尘爆炸性”。

3、凡是在加热器周围出现单边长度大于3mm的火焰（一小片火舌）均属于火焰；而仅出现火星，则不属于火焰。选取5次试验中火焰最长的1次的火焰长度作为该鉴定试样的火焰长度。

4、以加热器为起点向管口方向所观测到的火焰长度作为本次试验的火焰长度；如果这一方向未出现火焰，而仅在相反方向出现火焰时，应以此方向确定为本次试验的火焰长度；选取5次试验中火焰最长的1次的火焰长度作为该鉴定试样的火焰长度。

5、在添加岩粉试验中，混合粉尘刚刚不出现火焰时，该混合粉尘中的岩粉用量百分比即为抑制煤尘爆炸所需的最低岩粉用量。

（02、2、4+5、）煤层煤尘爆炸性鉴定结果汇总表

四、封闭火区时，密闭过程要遵守下列规定：

1、进、回风巷道的全部闭墙应同时构筑，特别是最后一个进风闭墙严禁超前最后一个回风闭墙封闭。

2、火区密闭墙上应埋设适当管径的管路供密闭期间通风使用，待闭墙工程全部完成后，进回风巷同时封堵通风孔。防灭火密闭墙应埋设灌浆管路和观察孔，闭墙内有水的应设反水池。

3、在砌筑密闭期间必须设专人检查各种气体的变化情况，特别是在瓦斯浓度迅速增加时，必须保证施工人员的安全，必要时可远距离大面积封闭，当火区稳定后再进行缩封。

4、当火区各闭墙采用同时封口的方法时，必须统一指挥，密切配合，用最少的人员和时间同时封堵，封口后立即撤离至安全地点。

五、启封火区前应做好下列准备工作。

1、必须提前制定启封方案，并由集团公司审批后方可实行。

2、做好把火区的回风直接引入回风巷的准备。火区回风所通过的巷道内不准有人员工作或停留，电源要切断。

3、在有瓦斯爆炸和煤尘爆炸危险的矿井中，与火区相连的巷道内应仔细地撒布岩粉或采取其它隔爆措施。

4、准备好足够的启封火区和重新封闭火区所需的一切材料设备和灭火器具。

六、封闭的火区，只有经取样化验证实火己熄灭后，方可启封或注销。火区同时具备下列条件时，方可认为火已熄灭：

1、火区内的空气温度下降到3℃以下，或与火灾发生前该区的日常空气温度相同。

2、火区内空气中的氧气浓度降到5.0%以下。

3、火区内空气中不含有乙烯、乙炔，一氧化碳浓度在封闭期间内逐渐下降，并稳定在0.001%以下。

4、火区的出水温度低于25℃，或与火灾发生前该区的日常出水温度相同。

5、上述4项指标持续稳定的时间在1个月以上。

第四章   防尘相关知识

一、名词解释

分散度：分散度是指各种粒度的尘粒在粉尘总量中所占的百分比。

粉尘浓度：粉尘浓度是指单位体积的空气中所含浮尘的数量。

二、煤矿井下粉尘测定时间规定

对井下每个测点的粉尘浓度每月测定两次。

粉尘粒度分布每半年测定一次，采掘工作面有变动时，应及时进行游离SiO₂测定。

粉尘中游离SiO₂含量每半年测定一次。

三、防尘用水的水质应符合下列要求

1、悬浮物含量不得超过150mg/L；

2、悬浮物的粒子直径不得大于0.3mm；

3、水的PH值应在6.0—9.5范围内。

四、我国通常将粉尘的粒度分为四级：小于2μm、2μm—5μm、5μm—10μm、和大于10μm。只有粒度小于5μm的粉尘，才能进入人体的肺部内。

五、煤矿尘肺因吸入粉尘成分的不同分为三类：

矽肺：吸入游离二氧化硅含量较高的岩尘所引起的尘肺。

煤肺：长期接触煤尘的采煤工所患的尘肺。

煤矽肺：由煤尘和含游离二氧化硅的岩尘共同作用所引起的尘肺。

六、K值计算公式

K值是矿井粉尘平均浓度与国家卫生标准的比值。

K值是矿井粉尘浓度一个衡量值，K值越小，表明矿井平均粉尘浓度越小，矿井粉尘管理和控制得越好。

K=L/3×（Y/2N₁+M/10N₂+S/6N₃）

式中Y—岩尘的粉尘浓度之和，mg/m³;

    M—煤尘的粉尘浓度之和，mg/m³;

    S—水泥的粉尘浓度之和，mg/m³;

    N₁—岩尘的测点数，个；

    N₂—煤尘的测点数，个；

        N₃—水泥尘的测点数，个；

        L—当只测岩尘、煤尘、水泥尘一种时取3，当三种都测时取1，当只测两种时取1.5；

    2、6、10—国家卫生标准，mg/m³;

    注：当煤尘中的游离SiO₂含量大于10%时，按岩尘计算；当岩尘中的游离SiO₂含量小于10%时，按煤尘计算。

作业场所空气中粉尘浓度标准

七、管路尺寸知识：DN-公称直径、Ф－外径

DN80（3寸管）、DN100（4寸管）、DN125（5寸管）、DN150（6寸管）、DN200（8寸管）

DN80-ф89mm、 DN100-ф114mm、DN125-ф140mm、DN150-ф168mm、

DN200-ф219mm

第五章   监测监控

第六章、其他

各井口地面和井底标高值

进、回风井特征表

主要单位换算：

1个大气压（atm）=760 mmHg=10332.3 mmH₂O=101325Pa;

1毫米汞柱（mmHg）=13.6毫米水柱=133.322Pa;

1毫米水柱（mmH₂O）=9.80665Pa;

1标准大气压（atm）=1.03125×10⁵Pa;