井下瓦斯爆炸爆源特征尺寸计算方法的分析
井下瓦斯爆炸爆源特征尺寸计算方法的
分析
1前言发生在煤矿井下的瓦斯爆炸事故是最严重的煤矿灾害，通常造成大量的人员伤亡和巨大的经济损失，不论是事故的防治，还是进行事故的调查、处理都要了解和研究瓦斯爆炸发生的特征参数。衡量煤矿井下瓦斯爆炸的特征参数有多种，但爆源的特征尺寸是主要的特征参数之一。因此，准确地计算爆源特征尺寸，不仅在理论研究上有重要的应用价值，对采取具体措施防治瓦斯爆炸事故，保证矿井安全生产也有着十分重要的意义。2目前爆源特征尺
1 前言
发生在煤矿井下的瓦斯爆炸事故是最严重的煤矿灾害，通常造成大量的人员伤亡和巨大的经济损失，不论是事故的防治，还是进行事故的调查、处理都要了解和研究瓦斯爆炸发生的特征参数。衡量煤矿井下瓦斯爆炸的特征参数有多种，但爆源的特征尺寸是主要的特征参数之一。因此，准确地计算爆源特征尺寸，不仅在理论研究上有重要的应用价值，对采取具体措施防治瓦斯爆
炸事故，保证矿井安全生产也有着十分重要的意义。
2 目前爆源特征尺寸的计算方法及存在问题
爆源的特征尺寸，即井下积聚瓦斯空间的体积在爆炸后比爆炸前增大的倍数，
目前是根据下面关系式计算：（略）
式中：V1——爆炸前的体积，m3；
V2——爆炸后的体积，m3；
T1——爆炸前的热力学温度，K；
T1=273+t1，t1为爆炸前的摄氏温度，℃；
T2——爆炸后的热力学温度，K；
T2=273+t2，t2为爆炸后的摄氏温度，℃。
设t1=27℃，t2=2027℃,则
T1=273+27=300K,T2=273+2027=2300K，
根据（1）式得：（略）
由上述计算可知，爆炸后的体积V2是爆炸前体积V1的
7.7 倍，但实验巷道的测试数据（以火焰锋面到达的位置为依据）通常小于
上述计算值，一般V2只达到（3～5）V1，由此可见，用（1）式计算爆炸后的体积V2比爆炸前的体积V1膨胀增大的倍数比实验巷道测试的数据偏高，这个理论计算值比实际测试值偏高的问
题没有得到解决。下面将分析导致这一问题的主要原因。
3 原因分析及解决方法
井下空间的瓦斯气体，在爆炸前、后各参量的关系用下式表示：（略）
式中：P2——爆炸后的压力，MPa；
P1——爆炸前的压力，近似为0.1MPa；
V2——爆炸后的体积，m3；
V1——爆炸前的体积，m3；
T2——爆炸后的热力学温度，K；
T2=273+t2，t2为爆炸后的摄氏温度，℃；
T1——爆炸前的热力学温度，K；
T1=273+t1，t1为爆炸前的摄氏温度，℃；
n——积聚（爆炸）瓦斯的摩尔数，mol；
a——反映瓦斯分子引力的常量，Nm4mol-2；
b——反映瓦斯分子体积的常量，m3mol-1；
在（2）式中，令a=0,b=0,则（2）式成为：（略）
在（3）式中，令P2=P1，则（3）式成为（1）式：
（略）
由上面推演可知，（2）式变为（1）式的条件有2个：（1）
a=0,b=0,（2）P2=P1；
不管瓦斯爆炸的过程如何复杂，但其爆炸前后的参量关系是满足（2）式的，因此，用（2）式来计算V2当然比用（1）式计算更符合实际，由（2）式成为（1）式的两个条件可知，用（1）式来计算V2与实际偏高的原因
也可能有2个：一是令a=0,b=0,即不考虑瓦斯气体常量a、b对V1、V
2的影响，二是令P2=P1，即不考虑P2比P1增大对V2的影响，根据井下瓦斯爆炸的特征，结合分子物理学知识，对以上两个可能原因作如下分析：
（1）a=0，b=0。井下瓦斯爆炸的浓度一般为5%～16%，这样的浓度瓦斯分子之间的平均距离是较大的，瓦斯分子之间的引力以及瓦斯分子本身的体积对V1、V2的影响是很小的，加之爆炸后温度又很高，所以，反映瓦斯分子之间引力的常量a,以及反映瓦斯分子体积的常量b 对V2的影响不是
主要因素。即令a=0,b=0不是对V2影响的主要原因。
（2）P2=P1。瓦斯爆炸的过程是升温升压的过程，由（3）式可直观看出，爆炸后的压力P 2比爆炸前的压力P1增大是对V2影响的主要
因素，对于这一点，可通过实验巷道测定的数据进行定量计算加以验证。
根据国家有关部门在重庆实验巷道进行的爆炸实验，瓦斯浓度9.5%，体积100，测得的最大压力为0.18MPa。据此测得的，和前面所述的，代入（3）式得：（略）
由此可见，用（3）式计算的值比用（1）式计算的值更接近实际（实测（3～5）１）。
通过上面定性分析和定量计算可知，目前的方法计算值比实际偏高的主要原因是没有考虑到比大对的影响。
明确了导致问题的原因后，解决问题的方法也就显而易见了，即在（1）式的右边乘以一个修正系数（略），问题就解决了。这样，修正后计算的公
式成为：（略）；
应当说明的是，井下瓦斯爆炸的浓度是一个较大的区间，正常条件下弱火源为5%～15% ，强火源为2%～75%，其爆炸的体积也是大小不等的，少则几十立方米，多则几百立方米，在不同的浓度、不同的体积下，爆炸后产生的压力是不同的。因此，用上面（4）式计算出的值也是不同的，那么，目前我们说爆炸后的压力比爆炸前的压力升高多少；爆炸后的体积比爆炸前的体积增大多少倍是以什么条件为标准呢？这一问题目前国内外尚无统一定论，不过，实验分析和理论研究表明，瓦斯浓度为9.5%时，爆炸的化学反应最完全，所以瓦斯浓度应取9.5%为标准，又因为瓦斯浓度取百分比浓度（即中所含有的瓦斯），所以体积也应取与之对应，即体积应以为标准，因此，上面定量验证所取的重庆实验巷道爆炸实验的数据（瓦斯浓度及其体积）是标准的，所测得的值，计算得的值也是标准的，是能说明问题的。
转自：中国煤炭
瓦斯爆炸事故的应急救援.
瓦斯爆炸事故的应急救援 瓦斯爆炸是在极短时间内大量瓦斯被氧化，造成热量积聚，在爆源处形成高温、高压，然后急剧向外扩散，产生巨大的冲击波和声响。 瓦斯爆炸是煤矿事故中破坏力最大的事故之一。瓦斯爆炸时，瓦斯浓度在5％。16％之间，氧浓度在12%以上，爆炸的引火温度为650～750~C。爆炸时自由空间瞬时温度可达1850~C，封闭空间可达2650~C；爆炸所产生的最大压力约为炸前的9倍，出现很大的冲击波；爆炸后生成大量一氧化碳，是造成人员大量伤亡的原因。 1)瓦斯爆炸事故应急处理的要点： (1)以抢救遇难人员为主，必须做到有巷必人，本着先活者后死者、先重伤后轻伤、先易后难的原则进行。 (2)在进入灾区侦察时要带有干粉灭火器材，发现火源及时扑灭。确认灾区没有火源不会引起再次爆炸时，即可对灾区巷道进行通风。应尽快恢复原有的通风系统，加大风量排除瓦斯爆炸后产生的烟雾和有毒有害气体。迅速排除这些气体，既有利于抢救遇难人员，减轻遇难人员的中毒程度，又可以消除对井下其他人员的威胁。因此，在灭火抢救遇难人员的同时，对灾区巷道恢复通风，排除有毒有害气体是一项十分重要的工作。 (3)清除巷道堵塞物，以便于救人。 (4)寻找火源，扑灭爆炸引起的火灾。 (5)做好灾区侦察、寻找爆炸点、灾区封闭等工作。 2)救护队在处理瓦斯爆炸事故时应注意的问题：
(1)问清事故性质、原因、发生地点及出现的其他情况。 (2)切断通往灾区的电源。 (3)进入灾区时须首先认真检查各气体成分，待不再有爆炸危险时再进入灾区作业。 (4)侦察时发现明火或其他可燃物引燃时，应千方百计立即扑灭，以防二次爆炸。 (5)有明火存在时，救护队员的行动要轻，以免扬起煤尘，发生煤尘爆炸。 (6)救护队员穿过支架破坏地区或冒落堵塞地区时应架设临时支护，以保证队员在这些地点的往返安全。
瓦斯抽采指标计算方法
l 一评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度, m ； 附录瓦斯抽采指标计算方法 A1预抽时间差异系数计算方法: 预抽时间差异系数为预抽时间最长的钻孔抽采天数减去预 抽时间最短的钻孔抽采天数的差值与预抽时间最长的钻孔抽采 天数之比。预抽时间差异系数按式（1）计算: max 式中：一预抽时间差异系数，％ T max —预抽时间最长的钻孔抽采天数， d ； T min —预抽时间最短的钻孔抽采天数， do A2瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算 按公式（2）计算： W )G Q (2) 式中： W 一煤的残余瓦斯含量，m 3/t ； （7.9594） W ）—煤的原始瓦斯含量，m/t ； Q 一评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m 3; G 一评价单元参与计算煤炭储量，to 评价单元参与计算煤炭储量 G 按公式（3）计算： G L H 1 H 2 2R l n 技 R m （3） 式中：L 一评价单元煤层走向长度，m ； max T min 100% (1)
H i、H2 一分另U为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，m如果无巷道则为0; h i、h2 一分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m如果无巷道则为0; R 一抽采钻孔的有效影响半径， m； m一评价单元平均煤层厚度，mi 3 —评价单兀煤的皆度，t/m。 H i、H2、h i、h2应根据矿井实测资料确定，如果无实测数据，可参照附表1中的数据或计算式确定。 附表1巷道预排瓦斯等值宽度
A3抽采后煤的残余瓦斯压力计算方法: 煤的残余相对瓦斯压力(表压)按下式计算: ab P CY 0.1 100 A d M ad 1 P CY 0.1 W CY ■- ■- 1 b(P CY 0.1) 100 1 0.31 M ad P a (4) 式中：W L残余瓦斯含量，”/t ; (7.9594) a，b一吸附常数；a=20.7739,b=1.6280 P CY一煤层残余相对瓦斯压力，MPa ，(0.101325 MPa) p a 一标准大气压力 A d 一煤的灰分，% (1.04) M ad 一煤的水分，% (11.09) 一煤的孔隙率，m3/ m3; (4.23) 一煤的容重(假密度)，t/ m 3。(1.45) A4可解吸瓦斯量计算方法： 按公式(5)计算： W W CY W CC j (5) 式中：W j 一煤的可解吸瓦斯量，mvt ； 3 一 W CY一抽米瓦斯后煤层的残余瓦斯含也，m/t； W Cc 一煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式 (6)计算。 …0.1ab 100 A d M ad 1 兀 W Cc ------------------------ ------------------------------------- ------------------------------- -------- 1 0.1b 100 1 0.31M ad (6)
瓦斯爆炸事故的应急处理.
瓦斯爆炸事故的应急处理 瓦斯爆炸是在极短时间内大量瓦斯被氧化，造成热量积聚，在爆源处形成高温、高压，然后急剧向外扩散，产生巨大的冲击波和声响。瓦斯爆炸是煤矿事故中破坏力最大的事故之一。瓦斯爆炸时，瓦斯浓度在5％。16％之间，氧浓度在12%以上，爆炸的引火温度为650～750~C。爆炸时自由空间瞬时温度可达1850~C，封闭空间可达2650~C；爆炸所产生的最大压力约为炸前的9倍，出现很大的冲击波；爆炸后生成大量一氧化碳，是造成人员大量伤亡的原因。 1)瓦斯爆炸事故应急处理的要点：(1)以抢救遇难人员为主，必须做到有巷必人，本着先活者后死者、先重伤后轻伤、先易后难的原则进行。(2)在进入灾区侦察时要带有干粉灭火器材，发现火源及时扑灭。确认灾区没有火源不会引起再次爆炸时，即可对灾区巷道进行通风。应尽快恢复原有的通风系统，加大风量排除瓦斯爆炸后产生的烟雾和有毒有害气体。迅速排除这些气体，既有利于抢救遇难人员，减轻遇难人员的中毒程度，又可以消除对井下其他人员的威胁。因此，在灭火抢救遇难人员的同时，对灾区巷道恢复通风，排除有毒有害气体是一项十分重要的工作。(3)清除巷道堵塞物，以便于救人。(4)寻找火源，扑灭爆炸引起的火灾。(5)做好灾区侦察、寻找爆炸点、灾区封闭等工作。2)救护队在处理瓦斯爆炸事故时应注意的问题：(1)问清事故性质、原因、发生地点及出现的其他情况。(2)切断通往灾区的电源。(3)进入灾区时须首先认真检查各气体成分，待不再有爆炸危险时再进入灾区作业。(4)侦察时发现明火或其他可燃物引燃时，应千方百计立即扑灭，以防二次爆炸。(5)有明火存在时，救护队员的行动要轻，以免扬起煤尘，发生煤尘爆炸。(6)救护队员穿过支架破坏地区或冒落堵塞地区时应架设临时支护，以保证队员在这些地点的往返安全。
尺寸链计算方法
第十章装配精度与加工精度分析任何机械产品及其零部件的设计，都必须满足使用要求所限定的设计指标，如传动关系、几何结构及承载能力等等。此外，还必须进行几何精度设计。几何精度设计就是在充分考虑产品的装配技术要求与零件加工工艺要求的前提下，合理地确定零件的几何量公差。这样，产品才能获得尽可能高的性能价格比，创造出最佳的经济效益。进行装配精度与加工精度分析以及它们之间关系的分析，可以运用尺寸链原理及计算方法。我国业已发布这方面的国家标准GB5847—86《尺寸链计算方法》，供设计时参考使用。 第一节尺寸链的基本概念 一、有关尺寸链的术语及定义 1．尺寸链 在机器装配或零件加工过程中，由相互连接的尺寸形成的封闭尺寸组，称为尺寸链。尺寸链分为装配尺寸链和工艺尺寸链两种形式。 （a）齿轮部件（b）尺寸链图（c）尺寸链图 图10-1 装配尺寸链示例 图10-1a为某齿轮部件图。齿轮3在位置固定的轴1上回转。按装配技术规范，齿轮左右端面与挡环2和4之间应有间隙。现将此间隙集中于齿轮右端面与挡环4左端面之间，用符号A0表示。装配后，由齿轮3的宽度A1、挡环2的宽度A2、轴上轴肩到轴槽右侧面的距离A3、弹簧卡环5的宽度A4及挡环4的宽度A5、间隙A0依次相互连接，构成封闭尺寸组，形成一个尺寸链。这个尺寸链可表示为图10-1b与图10-1c两种形式。上述尺寸链由不同零件的设计尺寸所形成，称为装配尺寸链。 图10-2a为某轴零件图（局部）。该图上标注轴径B1与键槽深度B2。键槽加工顺序如图10-2b所示：车削轴外圆到尺寸C1，铣键槽深度到尺寸C2，磨削轴外圆到尺寸C3（即图10-2a中的尺寸B1），要求磨削后自然形成尺寸C0（即图10-2a 中的键槽深度尺寸B2）。在这个过程中，加工尺寸C1、C2、C3和完工后尺寸C0构成封闭尺寸组，形成一个尺寸链。该尺寸链由同一零件的几个工艺尺寸构成，称为工艺尺寸链。
精选-瓦斯抽采指标计算方法
附录瓦斯抽采指标计算方法 A1预抽时间差异系数计算方法: 预抽时间差异系数为预抽时间最长的钻孔抽采天数减去预 抽时间最短的钻孔抽采天数的差值与预抽时间最长的钻孔抽采 天数之比。预抽时间差异系数按式（1）计算: max 式中：一预抽时间差异系数，% T max —预抽时间最长的钻孔抽采天数， d ； T min —预抽时间最短的钻孔抽采天数， d o A2瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算 按公式（2）计算: 式中：W C Y —煤的残余瓦斯含量，m/t ; （7.9594） W ）—煤的原始瓦斯含量，m/t ; Q —评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m ； G —评价单元参与计算煤炭储量，t o 评价单元参与计算煤炭储量 G 按公式（3）计算： G L H 1 H 2 2R l h 1 h 2 R m （3） 式中：L —评价单元煤层走向长度，m max T min 100% (1) W CY W 0G Q G (2)
I—评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，m； H i、H2 —分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等 值宽度，m如果无巷道则为0; h i、h2 —分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m。如果无巷道则为0； R —抽采钻孔的有效影响半径，m； m—评价单元平均煤层厚度，m 3 —评价单元煤的密度，t/m。 H i、H2、h i、h2应根据矿井实测资料确定，如果无实测数据，可 参照附表1中的数据或计算式确定。 附表1巷道预排瓦斯等值宽度
(6)计算。 W CC 0.1ab 100 A d M ad 1 0.1b 100 1 1 0.31M ad A3抽采后煤的残余瓦斯压力计算方法: 煤的残余相对瓦斯压力(表压)按下式计算: ab P C Y 0.1 100 A d M ad 1 P CY 0.1 W CY 1 b(P C Y 0.1) 100 1 0.31M ad P a ⑷ 式中：W Y—残余瓦斯含量，m/t ; (7.9594) a，b—吸附常数；a=20.7739,b=1.6280 P CY—煤层残余相对瓦斯压力，MPa p a —标准大气压力，(0.101325 MPa) A—煤的灰分，% (1.04) M ad —煤的水分，% (11.09) —煤的孔隙率，m/ m 3; (4.23) —煤的容重(假密度)，t/ m 3。(1.45) A4可解吸瓦斯量计算方法: 按公式⑸计算: W j W CY W CC (5) 式中：W j —煤的可解吸瓦斯量，m/t ； 3 W CY—抽米瓦斯后煤层的残余瓦斯含量，m/t ； W C C—煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式
瓦斯抽采指标计算方法
附录 瓦斯抽采指标计算方法 A1 预抽时间差异系数计算方法： 预抽时间差异系数为预抽时间最长的钻孔抽采天数减去预抽时间最短的钻孔抽采天数的差值与预抽时间最长的钻孔抽采天数之比。预抽时间差异系数按式（1）计算： %100max min max ?-=T T T η （1） 式中：η—预抽时间差异系数，%； m ax T —预抽时间最长的钻孔抽采天数，d ； m in T —预抽时间最短的钻孔抽采天数，d 。 A2 瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算 按公式（2）计算： 0CY W G Q W G -= （2） 式中：CY W —煤的残余瓦斯含量，m 3 /t ；(7.9594) 0W —煤的原始瓦斯含量，m 3 /t ； Q —评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m 3 ； G —评价单元参与计算煤炭储量，t 。 评价单元参与计算煤炭储量G 按公式（3）计算： ()()12122G L H H R l h h R m γ=--+--+ （3） 式中：L —评价单元煤层走向长度，m ； l —评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度， m ；
H、2H—分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等 1 值宽度，m。如果无巷道则为0； h、2h—分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值 1 宽度，m。如果无巷道则为0； R—抽采钻孔的有效影响半径，m； m—评价单元平均煤层厚度，m； —评价单元煤的密度，t/m3。 H、2H、1h、2h应根据矿井实测资料确定，如果无实测数 1 据，可参照附表1中的数据或计算式确定。 A3 抽采后煤的残余瓦斯压力计算方法：
煤的残余相对瓦斯压力（表压）按下式计算： ()()0.10.110011(0.1) 10010.31d ad CY CY CY ad CY a ab P P A M W b P M P πγ++--=??++++ (4) 式中：W CY ─残余瓦斯含量，m 3 /t ；(7.9594) b a ,─吸附常数；a=20.7739,b=1.6280 CY P ─煤层残余相对瓦斯压力，MPa ； a P ─标准大气压力，(0.101325 MPa) d A ─煤的灰分，%；(1.04) ad M ─煤的水分，%；(11.09) π─煤的孔隙率，m 3/ m 3；(4.23) γ ─煤的容重(假密度)，t/ m 3 。(1.45) A4 可解吸瓦斯量计算方法： 按公式(5)计算: CC CY j W W W -= （5） 式中：j W ─煤的可解吸瓦斯量，m 3 /t ； CY W ─抽采瓦斯后煤层的残余瓦斯含量，m 3 /t ； CC W ─煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式 （6）计算。 0.1100110.110010.31d ad CC ad ab A M W b M γ --=??+++π （6） A5 采煤工作面瓦斯抽采率计算方法：
某煤矿特大瓦斯爆炸事故案例分析
某年某煤矿发生一起特大瓦斯爆炸事故，14人死亡。矿井通风方式为分区抽出式，矿井需要总风量4700M2/min，总入风量5089M2/ min，总排风量5172M2/min。该矿2000年经瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。事故地点位于-水平某采区左翼已贯通等移交的准备采煤工作面。事故调查组确认这是一起特大瓦斯爆炸责任事故，其中事故的原因是： 1、事故直接原因：两掘进工作面贯通后，回风上山通风设施不可靠，严重漏风，导致工作面处于微风状态，造成瓦斯积聚;作业人员违章实验放炮器打火引起瓦斯爆炸。(不安全状态，不安全行为) 2、事故间接原因(为什么会有不安全状态，不安全行为) (1)安全管理松散，安全责任制不落实。两掘进工作面贯通后，矿各级领导没有按照《煤矿安全规程》规定对巷道贯通和贯通后通风系统调整实施现场指挥。风门没有专人管理，致使风门打开，风流短路，造成准备采煤工作面微风，导致瓦斯积聚。 (2)瓦斯检查制度不健全，瓦斯检测员漏岗、漏检。没有制定瓦斯检测员交接制度，没有按规定检查瓦斯、漏检、假检。在没有对工作面进行瓦斯检查情况下，违章指挥工人进入工作面作业。
(3)违规作业。贯通后的通风系统构筑物未按设计规定材质要求安设木质调风门，而是设挡风帘，漏风严重，造成准备工作面风量不足。 (4)“一通三防”管理工作混乱。瓦斯检测员未经矿务局培训就上岗作业;瓦斯日报无人检查和查看，记录混乱;通风调度水平低下，不能协调指挥生产。 (5)技术管理不到位。巷道贯通和通风系统调整计划与安全措施等，矿总工程师未按规程规定组织有关人员进行审批，导致作业规程编制内容不全，无针对性安全措施和明确的责任制，无法指挥生产。 (6)安全投入不足。全矿共有9个作业地点，仅有14台便携式报警仪使用，全矿无瓦斯报警矿灯，二道防线不健全。 (7)采煤工作面接续紧张，导致只注意进尺，不注意安全，无规程作业，违章指挥现象经常发生。 问题：
瓦斯涌出量的计算
1、回采工作面瓦斯涌出量 回采工作面瓦斯涌出量由开采层（包括围岩）和邻近层两部份组成，计算公式如下： q 采=q 1+q 2 式中：q 采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m 3/t ； q 1——开采层相对瓦斯涌出量，m 3/t ； q 2——邻近层相对瓦斯涌出量，m 3/t ； 1、开采层瓦斯涌出量 )(q 03211c W W M m K K K －?? ??= 式中：K 1——围岩瓦斯涌出系数； K 2——回采工作面丢煤涌出系数，其值为回采率的倒数； K 3——顺槽掘进预排系数，后退式回采，K 3=（B-2b ）/ B ； B ——回采工作面长度，m ； b ——顺槽瓦斯预排宽度，m ； m ——开采层厚度，m ； M ——工作面采高，m ； W 0——煤层原始瓦斯含量，m 3/t ； W c ——煤层残存瓦斯含量，m 3/t 。 2、邻近层瓦斯涌出量 )(q 012ci i i n i i W W M m -??=∑ =η 式中：q 2—— 邻近层相对瓦斯涌出量，m 3/t ； i η——邻近层瓦斯排放率，%； W 0i ——各邻近层原始瓦斯含量，m 3/t ； W ci ——各邻近层残存瓦斯含量，m 3/t ； m i ——各邻近层煤厚，m ； 其余符号意义同前。 2、掘进面瓦斯涌出量计算
掘进工作面瓦斯涌出来源包括两部份，一是暴露煤壁涌出瓦斯，二是破落煤块涌出瓦斯，其涌出量计算公式如下： q 掘=q 3+q 4 q 3=D×V×q 0×(2 1V L -) q 4=S×V×γ×(W 0－W c ) 式中：q 掘——掘进面绝对瓦斯涌出量，m 3/min ； q 3——掘进巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m 3/min ； q 4——掘进巷道落煤绝对瓦斯涌出量，m 3/min ； D ——巷道断面内暴露煤壁面周边长度，m ； V ——巷道平均掘进速度，m/min ； L ——掘进煤巷长度，m ； q 0——掘进面煤壁瓦斯涌出初速度，m 3/（m 2·min）； q 0=0.026 [ 0.0004×(V r )2+0.16 ] ×W 0 式中：V r ——掘进煤层原煤挥发份，% S ——掘进煤巷断面积，m 2 ； γ——原煤容重，t/m 3； 其余符号意义同前。 3、采区瓦斯涌出量计算 1 i 1A 1440K ? ?? ??+=∑∑==n n i i i i q A q q 掘采‘ 区 式中：q 区——生产采区相对瓦斯涌出量，m 3/t ； K′——生产采区内采空区瓦斯涌出系数； q 采i ——第i 个回采工作面相对瓦斯涌出量，m 3/t ； A i ——第i 个回采工作面的日产量，t ； q 掘i ——第i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m 3/min ； A o ——生产采区平均日产量，t ； 4、矿井瓦斯涌出量
尺寸链典型案例计算分析报告
尺寸链分析报告 工艺过程： 1、橡胶圈由分离机构从直振中拉出到固定位置。 2、视觉拍照，找橡胶套中心位置。 3、机器人理线工位辅助理线，配合机器人夹具将探 头sensor 线理直好插入橡胶圈。 已知条件： 1、橡胶套的内圆公差中心半径公差(理论中心与实际安装中 心的差值)mm A 15.015.010+-=2、探头的外圆半径公差(理论中心与实际安装中心的差 值)mm A 05.005.020+-=3、机器手抓取重复放置精度(理论中心与实际安装中心的差 值)mm A 05.0030+=4、相机本身引导误差mm A 05.00 40+=5、人工示教的容差mm A 2.01.050++=问题描述： 已知安装探头sensor 时机器探头中心与硅胶套中心的偏差， 即半径差值0.5mm ，即（探头能够安装进去橡胶套的最大偏 差值0.5mm 能够安装成功） 求：安装探头sensor 时机器探头中心与硅胶套中心的偏差， 即半径差值0 A 求解：根据题意，增环：1A ，2A ，3A ，4A ，5A ， 减环：无 封闭环：0 A 方法：尺寸链计算步骤及方法（统计法） 1.尺寸链的分析建立如图：
2.计算封闭环的基本尺寸： 封闭环的基本尺寸等于所有增环的基本尺寸和减去所有减环的基本尺寸和。 0=A 3.计算封闭环的公差： 批量生产条件下，组成环与封闭环的实际偏差均服从正态分布，且实际尺寸分布范围与公差带宽度一致。此时，封闭环的公差平方值等于所有组成环公差平方值之和。 4 .0, 16.01.005.005.01.03.0, 022222202 52423222120==++++=++++=T T T T T T T T 公差：公差：公差：4.计算封闭环的中间偏差。 封闭环中间偏差等于所有增环中间偏差之和减去所有减环中间偏差之和。 注：中间偏差等于上下偏差代数和再除以2.2 .0, 15.0025.0025.000, 00543210=?++++=??+?+?+?+?=?中间偏差：中间偏差：中间偏差：5.计算封闭环的极限偏差。 上偏差等于中间偏差加上二分之一公差值；下偏差等于中间偏差减去二分之一公差值。4.00 00000000, 02/4.02.02/)(, 4.02/4.02.02/)(+==-=-?==+=+?=A T A EI T A ES 偏差：下偏差：上偏差：答：满足装配精度要求,最大公差0.4mm,小于理论偏差0.5mm. 例2：感谢百度作者qq1473114691经验分享的方法： (2) (3)
煤矿瓦斯爆炸事故发生原因及控制措施(正式)
编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 煤矿瓦斯爆炸事故发生原因及控制措施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-6288-17 煤矿瓦斯爆炸事故发生原因及控制 措施(正式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 在煤炭开采过程中，瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出、中毒、矿井火灾、透水、顶板冒落等多种灾害事故时有发生。在这些事故中尤以瓦斯爆炸造成的损失最大，从每年的事故统计中来看，煤矿发生一次死亡10人以上的特大事故中，绝大多数是由于瓦斯爆炸，约占特大事故总数的70%左右，为此，瓦斯称为煤矿灾害之王。因此，分析瓦斯爆炸原因，制订防治对策，显得特别重要。 1 瓦斯爆炸原因分析 1.1 瓦斯爆炸特点 根据多年对煤矿瓦斯爆炸事故统计分析，可以发现有以下特点：①瓦斯爆炸多为大事故；②事故地点多发生在采煤与掘进工作面；③瓦斯爆炸造成的破坏
波及范围大；④多为火花引爆；⑤高瓦斯矿井、低瓦斯矿井均有发生；⑥瓦斯爆炸多发生在乡镇煤矿。 1.2 事故原因分析 煤矿发生瓦斯爆炸事故与许多因素有关，但总的来说，主要与自然因素、安全技术手段、安全装备水平、安全意识和管理水平等有关，发生瓦斯爆炸事故往往是以上因素相互作用所导致的。 1.2.1 煤矿开采条件差。我国煤矿井下开采条件普遍较差，井下空间狭小，煤层地质条件复杂，煤层在形成过程中均有伴生的瓦斯存在，大多煤矿煤尘且有爆炸性。 1.2.2 瓦斯积聚的存在。煤矿井下造成瓦斯积聚的原因很多，其中通风系统中和局部通风管理不完善是瓦斯积聚的主要原因。通风系统不合理，存在风流短路、多次串联和循环风，便造成供风地点风量不足、风流中瓦斯浓度增加，而引起瓦斯积聚。这是采煤工作面发生瓦斯事故的重要原因；另外就是局部通风管理方面，如局部通风机安装位置不当、风筒未延
某矿“4.2”瓦斯爆炸事故
某矿“4.21”瓦斯爆炸事故一、事故基本情况 2001年4月21日0:40分，多种经营公司二号井西下山发生瓦斯爆炸，死亡48人。 工作面概况： 下峪口煤矿多经公司二号井开采井田范围内1#、2#、3#煤层。地质储量128.61万吨。原设计为一对立井开拓，1996年开始建设，1997年元月副井建成，井底在3#煤层底板。1997年10月，经矿务局批准，下矿收回二号井，将二号井副井作为进风井，与下矿460总回付巷贯通形成通风系统，与下矿3#溜煤眼贯通形成运输系统。1998年7月，该系统建成投产开采3#煤层，由下矿上采区供电、供水、供风、技术、安全、生产由下矿统一管理，由残采队队长吴某某承包生产。 由于3#煤层为煤与瓦斯突出煤层，1998年12月24日，下矿多经公司召开经理办公会议，决定建主井开采2# 煤层以解放3#煤层。但因公司资金短缺，决定由个人投资。主井于1999年上半年建成，井底在2#煤层底板。 至此，形成2#煤和后来开采的1#煤的独立运输、提升、销售系统。该井在未领取生产许可证和营业执照的情 况下违法生产。2#煤层采用走向长壁采煤方法，首采工作面于1999年8月投产，2000年5月结束。第二个回 采工作面2000年4月准备，至今仍未投产。1999年8月经巷探发现1#煤层可采且煤质好，二号井承包者擅自 决定采用巷道采煤方法开采1#煤层。事故前，分南、北两区同时生产，爆源所在南区有6个以上采煤面同时生产，安装4台通风机供风，矿井供风量172立方米/分。 二号井1#、2#煤由主井提升，主井、副井进风，下矿460总回付巷回风。 1#、2#煤层开采由承包人经营，自行销售。 二、事故经过 2001年4月21日零时40分，二号井信号工南永东在副井井口听到爆炸声后，立即用电话向该矿生产副矿长朱某某汇报。朱某某立即带人下井抢救，发现事故严重，无法抢救，于2时12分报告下峪口煤矿。下峪口煤矿3
煤矿瓦斯燃爆事故案例分析及防范措施
煤矿瓦斯燃爆事故案例分析及防范措施 第一章采煤工作面瓦斯燃爆事故 案例1：山西焦煤屯兰煤矿2009.2.22瓦斯爆炸事故 2009年2月22日凌晨2时17分，山西焦煤屯兰煤矿井下南四盘区12403工作面发生瓦斯爆炸事故，当时在井下的矿工有436人，共造成74人死亡，114人受伤(其中重伤5人)，直接经济损失2386.94万元。 事故经过：事故发生在南四盘区12403综采工作面区域，该工作面开采2＃、3＃煤层，煤层厚度4.26米，采用综合机械化采煤方法，一次采全高，工作面绝对瓦斯涌出量37.77 m3/min，瓦斯抽放率44.13%。采用“二进一回”（皮带巷、轨道巷进风，尾巷回风）的通风方式。在1号联络巷安装有两部2×30kw局部通风机和4台风机开关向工作面尾巷14号联络巷密闭施工点供风，在1号联络巷靠尾巷侧约6m处设一料石密闭墙，密闭墙上设有一个调节风窗。2月22日凌晨2时17分，12403工作面发生瓦斯爆炸。 事故原因：1、12403采煤工作面1号联络巷微风或无风，局部瓦斯积聚，达到爆炸浓度界限。 2、引爆瓦斯的火源是12403工作面1号联络巷内风机开关内爆炸生成物冲出壳外，引爆壳外瓦斯。爆炸破坏瓦斯抽放管路，管路内瓦斯参与爆炸并沿瓦斯抽放管路传爆。 案例2：余吾煤业2011.6.22瓦斯燃爆事故
2011年6月22日，余吾煤业N1203工作面发生一起瓦斯燃爆事故，未造成人员伤亡。 事故经过：N1203工作面位于北一采区，瓦斯相对涌出量为 12.1m3/t，煤层平均厚度为6.6m，采用大采高低位放顶煤综合机械化开采，采高3.2m，放煤高度3.4m。工作面长度301.67m，推进长度1024.3m，工作面采用“两进两回”通风系统，工作面总风量为5592 m3/min（回风巷1420 m3/min、瓦排巷4172m3/min）。回采至停采线约80m处时，工作面距煤溜机头45-60架左右发生瓦斯燃爆。 事故原因：直接原因：事故发生前，工作面有明显的顶板来压声响，同时工作面煤墙有片帮漏矸现象。经综合分析认为，顶板周期来压造成工作面机组后滚筒附近顶梁上部瓦斯突然大量涌出，同时遇火（可能是顶部煤矸冒落摩擦支架前梁或其他原因产生火源）引起局部瓦斯爆燃。 间接原因：瓦斯抽采未真正实现高瓦斯矿井变低瓦斯矿井；对支架顶梁上部等非可控范围内局部瓦斯积聚的危害性认识不到位，对支架顶梁上部岩石垮落与支架前梁摩擦或采煤机滚筒切割石头产生火 源可能导致事故的严重性认识不足，且相关安全制度和技术措施不完善；防治瓦斯燃烧应急装备、措施不完善。 综合防范措施 1、依据初采期间采空区顶煤可能大面积冒落最大瓦斯绝对涌出量计算工作面配风量，工作面各条巷道的风速和风量要根据瓦斯涌出量情况合理调配。严禁风量不足作业和超通风能力生产。 2、高瓦斯、突出矿井要建立瓦斯抽采达标评判体系，严禁超瓦斯抽采能力生产。 3、严禁在微风、无风的联络巷、硐室等处和瓦排巷、专回等瓦斯易积聚区域安设电气设备。安在采掘工作面回风巷的电气设备每班至少检查一次瓦斯。
矿井需风量计算及风速验算分配
矿井需风量计算及风速验算分配 （一）矿井需风量计算 对设计矿井的风量，可按两种情况分别计算： 一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时，矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算，并取其中最大值。在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算，根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量，结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量，再计算矿井需风量。 另一种是依据邻近生产矿井的有关资料，按生产矿井的风量计算方法进行。其原则是：矿井的供风量应保证符合矿井安全生产的要求，使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合《规程》有关规定。创造良好的劳动环境，以利于生产的发展。课程设计是在收集实习矿井资料基础上进行的，故可按此种方法计算矿井风量。即按生产矿井实际资料，分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量，得出全矿井需风量，即“由里往外”计算方法。 1、生产工作面、备用工作面 每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。 (1)、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定需要风量，其计算公式为： cw cc cg jb c K K K Q Q ???= 式中：Q c ——采煤工作面需要风量，m 3/s ； Q jb ——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m 3/s 。 Q jb ——工作面控顶距×工作面实际采高×70%(工作面有效断面积)×适宜风速（不小于1m/s ）； K cg ——回采工作面采高调整系数（见表5-1）； K cc ——回采工作面长度调整系数（见表5-2）； K cw ——回采工作面温度调整系数（见表5-3）。 表5-1 K ——回采工作面采高调整系数 表5-2 K ——回采工作面长度调整系数 表5-3 K ——回采工作面温度与对应风速调整系数
煤矿瓦斯爆炸事故防治(2021版)
( 安全技术 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 煤矿瓦斯爆炸事故防治(2021 版) Technical safety means that the pursuit of technology should also include ensuring that people make mistakes
煤矿瓦斯爆炸事故防治(2021版) 煤矿瓦斯爆炸事故防治 ◆瓦斯（CH4）及其性质 瓦斯是指井下以甲烷(CH4)为主要成分的有毒、有害气体的总称。瓦斯特性●无色、无味、无臭、比空气要轻。●有很强的扩散性、渗透性。●具有燃烧性和爆炸性。●当井下的瓦斯浓度过高，还会引起人的窒息死亡。 特别提示:瓦斯容易积聚在巷道顶部、冒落空洞和上山迎头等处。 ◆瓦斯爆炸的条件 （1）瓦斯浓度。瓦斯浓度达5%-16%时具有爆炸性。（2）点燃瓦斯的火源。引爆火源温度为650℃-750℃。（3）空气中的氧气含量。混合气体中的氧气含量不低于12%。以上三个条件必须同时具备。
◆瓦斯爆炸前的预兆及应急处理 瓦斯爆炸前，附近的空气有颤动的现象发生，有时还发出“咝咝”的空气流动的声音。发现瓦斯爆炸预兆，应立即停止作业，迅速撤离，并立即报告。 ◆发生瓦斯爆炸事故时的应急避险 （1）当听到或感觉到爆炸声响和空气冲击波时，要立即背朝声响和气浪传来方向，脸朝下，双手置于身体下面，闭上眼睛迅速卧倒。头部要尽量低，有水沟的地方最好趴在水沟边上或坚固的障碍物后面。 （2）要立即屏住呼吸，用湿毛巾捂住口鼻。用衣服将自己身上的裸露部分尽量盖严。同时迅速取下自救器戴好。（3）高温气浪和冲击波过后应立即辨别方向，尽快逃离灾区。（4）无法逃离灾区时，应立即进入避难硐室，设法发出求救信号。 ◆瓦斯治理“十二字方针” “先抽后采、监测监控、以风定产”的“十二字方针”概括了瓦斯治理的三个最基本环节：“先抽后采”，是瓦斯防治的基础性措
矿井通风能力核定的计算方法
矿井通风能力核定的计算方法 根据国家发改委[2006]819 号文规定，矿井通风能力核定有两种计算方法， 即总体核算法和由里处外核算法，依据矿井具体条件选用其中一种算未能。 1)方法一 总体核算法（适用于产量在 30 万 t/a 以下的矿井）。 (1)公式一（适应于低瓦斯矿井）： A = Q ? 330 q ? k ?104 式中 A ——矿井生产能力，万 t/a ； Q ——矿井总进风量，m 3/min ，矿井实际进风量必须满足矿井的总需 要风量，按核定时矿井总进风量计算； q ——平均日产吨煤需要的风量，m 3/min·t，用下式计算： q = Q 1 A 1 式中 Q 1——矿井上年度实际需要风量（m 3/min ），矿井实际需要风量为矿 井采煤工作面，掘进工作面、硐室和其他用风巷道需要风量之和； A 1——矿井上年度平均日产煤量，t 。 参数选取和计算时，首先应对上年度矿井供风量的安全、合理、经济性运 行认真分析与评价，对上年度生产安排的合理性进行必要的分析与评价，对串 联一瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足，要加以修正，并考虑近三年矿井 生产情况和通风系统的变化，限其合理值。 K ——矿井通风能力系统，取 1.30～1.50，取值范围不得低于此取 值范围，并结合当地煤炭企业实际情况恰当选取确保瓦斯不超限的系数。当矿 井等积孔小于 1㎡时，k 取 1.50；矿井等积孔大于 1㎡而小于 2㎡时，k 取 1.40；矿井等积孔大于 2㎡时，k 取 1.30。 (2)公式二(适用于高瓦斯矿井、突出矿井、有冲击地压矿井)： A = Q 进 ? 330 0.0926 ? q 相 ? ∑ k ?104 式中 Q 进——矿井总进风量，m 3/min ； 0.0926——总进回风巷按瓦斯浓度不超过 0.75%核算为单位分钟的 常数； q 相——矿井平均相对瓦斯涌出量，m 3/t ；在通风能力核定时，当矿 井有瓦斯抽放时，q 相取值不小于 10，小于 10 时按 10 计算。 扣减瓦斯抽放量应符合下列要求： ①与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的确抽放量不得扣减（如封闭 已开采结束的采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等） ②未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除；
矿井瓦斯抽放率计算
矿井瓦斯抽放率计算 （１）矿井（或采区）抽放率 １００ｑkc ｄk ＝－－－－－－（％） ｑkc ＋ｑkf 式中，ｑkc——矿井抽放瓦斯量，立方米／ｍｉｎ； ｑkf——矿井风排瓦斯量，立方米／ｍｉｎ。 （２）工作面（开采层）瓦斯抽放率 １００Ｑg ｄgk＝－－－－－（％） Ｗg 式中，Ｑg ——在一定时间内开采层抽出的总瓦斯量，万立方米； Ｗg ——抽放工作面（开采层）的瓦斯储量，万立方米。 （３）工作面（邻近层）瓦斯抽放率 １００ｑlc ｄgl＝－－－－－－（％） ｑ1 ｃ＋ｑy 式中，ｑ1c——邻近层瓦斯抽放量，立方米／ｍｉｎ； ｑy ——邻近层涌向工作面的瓦斯量，立方米／
ｍｉｎ。 ６．抽放量（标量）换算 Ｐ1 Ｔ标 Ｑ标＝Ｑ测－－－－ Ｐ标Ｔ1 式中，Ｑ标——标准状态下的抽放瓦斯量立方米／ｍｉｎ； Ｑ测——测得的抽放瓦斯量，立方米／ｍｉｎ； Ｐ1 ——测定时管道内气体绝对压力，ＭＰａ； Ｔ1 ——测定时管道内气体绝对温度，（２０＋２７３）℃； ｔ——测定时管道内气体摄氏温度，℃； Ｐ标——标准绝对压力，０．１ＭＰａ； Ｔ标——标准绝对温度，（２０＋２７３）℃。 ７．钻孔瓦斯流量衰减系数： 钻孔瓦斯流量随着时间延续呈衰减变化关系的系数（ａ），可作为评估开采层预抽瓦斯难易程度的一个指标。 测算方法：选择具有代表性的地区打钻孔，先测其初始瓦斯流量ｑo ，经过时间ｔ后，再测其瓦斯流量ｑt ，然后以下式计算之。 －ａｔ ｑt ＝ｑo ?ｅ
－１式中，ａ——钻孔瓦斯流量衰减系数，ｄ； ｑo ——钻孔初始瓦斯流量，立方米／ｍｉｎ； ｑt ——经ｔ时间后，钻孔瓦斯流量，立方米／ｍｉｎ； ｔ——时间，ｄ。
煤矿瓦斯爆炸事故防治示范文本
文件编号：RHD-QB-K3761 （安全管理范本系列） 编辑：XXXXXX 查核：XXXXXX 时间：XXXXXX 煤矿瓦斯爆炸事故防治 示范文本
煤矿瓦斯爆炸事故防治示范文本操作指导：该安全管理文件为日常单位或公司为保证的工作、生产能够安全稳定地有效运转而制定的，并由相关人员在办理业务或操作时进行更好的判断与管理。，其中条款可根据自己现实基础上调整，请仔细浏览后进行编辑与保存。 煤矿瓦斯爆炸事故防治 ◆瓦斯（CH4）及其性质 瓦斯是指井下以甲烷(CH4)为主要成分的有毒、有害气体的总称。瓦斯特性●无色、无味、无臭、比空气要轻。●有很强的扩散性、渗透性。●具有燃烧性和爆炸性。●当井下的瓦斯浓度过高，还会引起人的窒息死亡。 特别提示:瓦斯容易积聚在巷道顶部、冒落空洞和上山迎头等处。 ◆瓦斯爆炸的条件 （1）瓦斯浓度。瓦斯浓度达5%-16%时具有
爆炸性。（2）点燃瓦斯的火源。引爆火源温度为650℃-750℃。（3）空气中的氧气含量。混合气体中的氧气含量不低于12%。以上三个条件必须同时具备。 ◆瓦斯爆炸前的预兆及应急处理 瓦斯爆炸前，附近的空气有颤动的现象发生，有时还发出“咝咝”的空气流动的声音。发现瓦斯爆炸预兆，应立即停止作业，迅速撤离，并立即报告。 ◆发生瓦斯爆炸事故时的应急避险 （1）当听到或感觉到爆炸声响和空气冲击波时，要立即背朝声响和气浪传来方向，脸朝下，双手置于身体下面，闭上眼睛迅速卧倒。头部要尽量低，有水沟的地方最好趴在水沟边上或坚固的障碍物后面。 （2）要立即屏住呼吸，用湿毛巾捂住口鼻。用
衣服将自己身上的裸露部分尽量盖严。同时迅速取下自救器戴好。（3）高温气浪和冲击波过后应立即辨别方向，尽快逃离灾区。（4）无法逃离灾区时，应立即进入避难硐室，设法发出求救信号。 ◆瓦斯治理“十二字方针” “先抽后采、监测监控、以风定产”的“十二字方针”概括了瓦斯治理的三个最基本环节：“先抽后采”，是瓦斯防治的基础性措施，是从源头上治理瓦斯灾害的治本之策和关键之举；“监测监控”，是对整个矿井瓦斯情况进行实时监测和监控，是预防瓦斯事故的重要防线和保障措施；“以风定产”在通风能力允许的情况下生产，是防治瓦斯最重要的管理措施，也是防止井下瓦斯积聚的先决条件。 煤与瓦斯突出事故防治
瓦斯抽采指标计算方法
I —评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度， m ； 附录瓦斯抽采指标计算方法 A1预抽时间差异系数计算方法： 预抽时间差异系数为预抽时间最长的钻孔抽采天数减去预 抽时间最短的钻孔抽采天数的差值与预抽时间最长的钻孔抽采 天数之比。预抽时间差异系数按式（1）计算: max 式中： —预抽时间差异系数，% T max —预抽时间最长的钻孔抽采天数， d ； T min —预抽时间最短的钻孔抽采天数， d A2瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算 按公式（2）计算： 式中：W —煤的残余瓦斯含量，m/t ； W ）—煤的原始瓦斯含量，m/t ； Q —评价单元钻孔抽排瓦斯 总量，m ； G —评价单元参与计算煤炭储量，t o 评价单元参与计算煤炭储量 G 按公式（3）计算： G L H 1 H 2 2R l h 1 h 2 R m （3） 式中：L —评价单元煤层走向长度，m H i 、H 2 —分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等 max T min 100% (1) W CY W 0G Q G (2)
值宽度，m如果无巷道则为0； h i、h2 —分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m。如果无巷道则为0； R —抽采钻孔的有效影响半径，m； m—评价单元平均煤层厚度，m 3 —评价单元煤的密度，t/m。 H i、H2、h i、h2应根据矿井实测资料确定，如果无实测数据，可参照附表1中的数据或计算式确定。 附表1巷道预排瓦斯等值宽度 A3抽采后煤的残余瓦斯压力计算方法:
(6) 煤的残余相对瓦斯压力(表压)按下式计算: 式中：W Y —残余瓦斯含量， m/t ; a ，b —吸附常数；a=,b= PcY —煤层残余相对瓦斯压力， MPa p a —标准大气压力， MPa) A —煤的灰分， M ad —煤的水分， —煤的孔隙率， % % 3 3 m/ m —煤的容重(假密度)，t/m A4可解吸瓦斯量计算方法: 按公式⑸计算: W j W CY W cc (5) 式中：W j —煤的可解吸瓦斯量，m/t ； 3 W CY —抽米瓦斯后煤层的残余瓦斯含量， m/t ； W Cc —煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式 (6)计算。 W cc 0.1ab 100 A d M ad 1 n 1 0.1b 100 1 0.31M ad A5采煤工作面瓦斯抽采率计算方法: W CY ab &丫 0.1 100 A M ad 1 b(P cY 0.1) 100 1 1 0.31M ad P cY 0.1 P a
瓦斯抽采指标计算方法
瓦斯抽采指标计算方法 A1 预抽时间差异系数计算方法： 预抽时间差异系数为预抽时间最长的钻孔抽采天数减去预抽时间最短的钻孔抽采天数的差值与预抽时间最长的钻孔抽采天数之比。预抽时间差异系数按式（1）计算： %100max min max ?-=T T T η （1） 式中：η—预抽时间差异系数，%； max T —预抽时间最长的钻孔抽采天数，d ； min T —预抽时间最短的钻孔抽采天数，d 。 A2 瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算 按公式（2）计算： 0CY W G Q W G -= （2） 式中：CY W —煤的残余瓦斯含量，m 3 /t ； 0W —煤的原始瓦斯含量，m 3/t ； Q —评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m 3； G —评价单元参与计算煤炭储量，t 。 评价单元参与计算煤炭储量G 按公式（3）计算： ()()12122G L H H R l h h R m γ=--+--+ （3） 式中：L —评价单元煤层走向长度，m ； l —评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，m ； 1H 、2H —分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，m 。如果无巷 道则为0； 1h 、2h —分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m 。如果无巷道 则为0； R —抽采钻孔的有效影响半径，m ； m —评价单元平均煤层厚度，m ； γ—评价单元煤的密度，t/m 3 。 1H 、2H 、1h 、2h 应根据矿井实测资料确定，如果无实测数据，可参照附表1 中的数据或计算式确定。
附表1 巷道预排瓦斯等值宽度 A3 抽采后煤的残余瓦斯压力计算方法： 煤的残余相对瓦斯压力（表压）按下式计算： ()()0.10.110011(0.1) 10010.31d ad CY CY CY ad CY a ab P P A M W b P M P πγ++--=??++++ (4) 式中：W CY ─残余瓦斯含量，m 3 /t ； b a ,─吸附常数； CY P ─煤层残余相对瓦斯压力，MPa ； a P ─标准大气压力，0.101325 MPa ； d A ─煤的灰分，%； ad M ─煤的水分，%； π─煤的孔隙率，m 3/ m 3； γ─煤的容重(假密度)，t/ m 3。 A4 可解吸瓦斯量计算方法： 按公式(5)计算: CC CY j W W W -= （5） 式中：j W ─煤的可解吸瓦斯量，m 3 /t ； CY W ─抽采瓦斯后煤层的残余瓦斯含量，m 3/t ； CC W ─煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式（6）计算。 0.1100110.110010.31d ad CC ad ab A M W b M γ --=??+++π （6）