第5章矿井通风与安全已完Word下载.docx

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（9）

4-1

0.00-0.09

0.04（10）

0.00-0.16

0.06（10）

0.00-20.03

6.40（10）

0.95-19.36

7.25（10）

70.61-97.70

86.35（10）

（10）

二氧化碳-氮气带氮气-沼气带

4-2中

0.03

（1）

5.20

4.84

89.96

5-1

0.00-0.01

0.01（3）

0.90-1.64

1.15（3）

0.83-7.71

4.37（3）

91.38-98.28

94.48（3）

（3）

5-2

0.00-0.06

0.02（4）

0.01-0.36

0.12（4）

0.00-11.12

3.44（4）

1.26-11.05

5.53（4）

87.62-98.16

91.04（4）

6-2上

0.01-0.02

0.02

（2）

0.01

（2）

0.00-7.56

3.78

（2）

2.42-14.47

8.45

（2）

85.53-90.02

87.78

（2）

6-2中

0.01

（2）

0.19-1.34

0.77

（2）

3.10-14.44

8.77

（2）

84.21-96.71

90.46

（2）

（二）煤尘

根据H092、HM05号钻孔中煤芯样煤尘爆炸性试验结果，当火焰长度＞400mm时，抑止煤尘爆炸最低岩粉量为70～80%，各可采煤层的挥发分产率较高，一般在30～40%，煤尘均有爆炸性，属易爆炸煤层。

煤尘爆炸性鉴定结果见表5-1-2。

（三）煤的自燃

煤的自燃等级为Ⅰ～Ⅱ级，自燃倾向性为容易自燃～自燃。

根据对部分电厂用煤调查结果表明，东胜煤田各煤层的自燃发火期一般为40～60天。

自燃趋势试验成果祥见表5-1-3。

表5-1-2煤尘爆炸性鉴定报告表

钻孔号

煤层号

原样编号

化验编号

爆炸性试验

爆炸性结论

火焰长度

（mm）

抑止煤尘爆炸

最低岩粉量（%）

H092

灰1

2006-13346

＞400

75

有爆炸

3-1

合1

13346

合2

13348

4-2下

合3

13350

70

灰13

13352

灰14

13353

HM05

HM05-1M

2007-33645

2007-33646

M4

2007-33647

5

2007-33648

6

2007-33649

80

7

2007-33650

8

2007-33651

9

2007-33652

10

2007-33653

表5-1-3各煤层自燃趋势试验成果表

煤吸氧量cm3/g

自燃等级

自燃倾向

2-2中

0.62-0.74

0.70（5）

Ⅰ－Ⅱ

容易自燃～自燃

0.69-0.77

0.73（6）

0.47-0.97

0.63-0.67

0.65

（2）

Ⅱ

自燃

0.65-0.81

0.73（3）

0.75-0.91

0.80（5）

Ⅰ

容易自燃

0.67-0.77

0.72（5）

0.72-0.86

0.77（4）

（四）地温

本井田最大地温梯度为2.9℃/100m，最小地温梯度为1.6℃/100m，平均2.2℃/100m，基本属于地温正常区。

但由于本区可采煤层埋藏深度较大，在各可采煤层赋存深度范围内，地温普遍达到了二～一级高温区的温度，故确定本区地温对矿井开采有一定的地热危害。

钻孔测温成果祥见表5-1-4。

表5-1-4钻孔测温成果统计表

项目

孔号

始点温度（℃）

恒温带（℃）

终点温度（℃）

近似地温梯度

（℃/100m）

深度

温度

HM10

17.5

40

15.8

827

28.4

1.6

HM11

（1）

12.2

15.7

840

32.6

2.1

HM11

（2）

15.1

32.7

H102

未测

5.34

910

30.36

2.9

平均

2.2

二、瓦斯涌出量计算

根据《内蒙古自治区东胜煤田呼吉尔特矿区母杜柴登井田煤炭勘探报告》，井田内2-2中号煤层瓦斯含量0.00～0.02ml/g.daf、CO2含量0.00～0.20ml/g.daf，3-1号煤层瓦斯含量0.00～0.22ml/g.daf、CO2含量0.00～0.21ml/g.daf，4-1号煤层瓦斯含量0.00～0.09ml/g.daf、CO2含量0.00～0.16ml/g.daf。

从瓦斯解析结果来看，井田内3-1号煤层瓦斯含量较大，综合考虑本矿井各煤层的埋藏深度、赋存条件、开拓方式及开采工艺、生产规模及矿井通风方式等因素，为了保证矿井安全生产，设计取各煤层瓦斯含量取本煤层瓦斯含量大值，来计算本矿井的最大瓦斯涌出量，并以此确定矿井瓦斯等级和进行通风系统设计。

据此，按照《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）的要求采用“分源法”预测矿井瓦斯涌出量。

矿井移交时在3-1煤302盘区中布置1个大采高综采工作面、1个连掘工作面和1个掘锚一体机工作面，在2-2中煤201盘区中布置1个中厚煤层综采工作面、1个连掘工作面和1个掘锚一体机工作面。

（一）302盘区瓦斯涌出量

1.大采高30201综采工作面瓦斯涌出量

（1）开采煤层工作面瓦斯涌出量q1

q1＝K1·

K2·

K3·

（X-Xc）

式中：

q1—开采煤层瓦斯涌出量，m3/t；

K1—围岩瓦斯涌出系数，取K1=1.20；

K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/η，η为工作面回采率取0.93；

K3—盘区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数

K3=

=

=0.88；

L—回采工作面长度，L=300m；

h—巷道预排瓦斯带宽度，查《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》表1-6-2取h=18.0m；

m——煤层厚度，m；

4.8m；

m0——煤层开采厚度，m；

X——煤层原始瓦斯含量，m3/t；

X＝

·

X’；

Aad—原煤中灰分含量，％，3-1煤灰分6.99%；

Wad—原煤中水分含量，％，3-1煤水分3.79%。

×

0.22=0.196m3／t，

Xc—煤层残存瓦斯含量，由于煤层瓦斯含量较低，设计Xc取0m3／t，

则

=0.223m3/t

（2）回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q2

q2=

Ki（Xi-Xic）

q2—回采煤层邻近煤层瓦斯涌出量，m3/t；

mi—第i个邻近层的煤厚，m，2-2中号煤层平均厚度1.88m，4-1号煤层平均厚度3.75m；

m0—开采煤层的开采厚度，m，3-1号煤开采厚度4.8m；

Xi—第i个邻近层的瓦斯含量，m3/t；

X2-2中＝

0.20=0.175m3/t，

X4-1＝

0.16=0.143m3/t，

2-2中煤灰分8.90%，2-2中煤水分3.63%；

4-1煤灰分6.73%，4-1煤水分3.75%。

Xic—邻近层的残存瓦斯含量，m3/t；

一般取与开采层相同；

Ki—第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率，第i个邻近煤层受采动影响的瓦斯排放率，Ki=1-hi/hp；

hi——第i个邻近煤层距开采层的垂直距离。

在302盘区开采3-1号煤层时邻近煤层主要有2-2中号煤层与4-1号煤层，3-1号煤与2-2中号煤层间距平均为30.43m，3-1号煤与4-1号煤层间距平均为42.22m；

hP——受开采层采动影响，邻近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。

根据《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》对下邻近层，hp=35～60，取大值60。

，

开采3-1煤时,2-2中号煤和4-1号煤层层瓦斯涌出量分别为：

q2-2=

m3/t

q4-1=

q2=0.034+0.034＝0.068m3/t

（3）30201综采工作面瓦斯涌出总量q回

q回＝q1+q2=0.223+0.068=0.291m3/t

2.302盘区连掘进工作面瓦斯涌出量q连掘

Q连掘＝q连掘1＋q连掘2

q连掘1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

q连掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；

（1）掘进巷道煤壁瓦斯涌出量

Q连掘=D·

V·

q0·

D——巷道断面内暴露煤面的周边长度，m；

V——巷道平均掘进速度，0.035m/min；

L——掘进巷道长度，3600m；

q0——暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/m2·

min；

q0＝0.59·

X/1440＝0.59×

0.196/1440=0.00008m3/m2·

min

取0.196m3/t；

则q连掘1＝（2×

3.8＋5.4）×

0.035×

0.00008×

（2×

－1）＝0.024m3/min；

（2）掘进巷道落煤瓦斯涌出量

Q连掘2＝S·

ρ·

（X-Xc）

S——掘进巷道断面积，m2；

V——巷道平均掘进速度，m/min；

ρ——煤的密度，取1.28t/m3；

则：

q连掘2＝20.5×

1.28×

0.196＝0.180m3/min；

（3）302盘区连掘工作面瓦斯涌出总量q连掘

Q连掘=q连掘1＋q连掘2=0.024+0.180=0.204m3/min。

3.302盘区掘锚一体机工作面瓦斯涌出量q掘锚机

Q掘锚机＝q掘锚机1＋q掘锚机2

q掘锚机1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

q掘锚机2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；

Q掘锚机1=D·

V——巷道平均掘进速度，0.030m/min；

L——掘进巷道长度，2500m；

则q掘锚机1＝（2×

1.6＋5.4×

1.57）×

0.030×

－1）

＝0.017m3/min；

Q掘锚机2＝S·

ρ——煤的密度，t/m3；

ρ=1.28

q掘锚机2＝20.8×

0.196＝0.157m3/min；

（3）302盘区掘锚机工作面瓦斯涌出总量

Q掘锚机=q掘锚机1＋q掘锚机2=0.017+0.157=0.174m3/min。

4.302盘区瓦斯涌出量预测

q301盘区——302盘区相对瓦斯涌出量，m3/t；

K′——生产盘区采空区瓦斯涌出系数，取1.30；

q采i——第i个回采工作面的相对瓦斯涌出量，m3/t；

Ai——第i个回采工作面的平均日产量，t/d；

q掘i——第i个掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min；

A0——生产盘区回采煤量和掘进煤量之和，t/d；

则q31盘区＝1.30×

[0.291×

13333+1440×

（0.204+0.174）]/13788＝0.420m3/t。

（二）201盘区瓦斯涌出量

1.中厚煤层20101综采工作面瓦斯涌出量

K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/η，η为工作面回采率取0.95；

2.0m；

Aad—原煤中灰分含量，％，2-2中煤灰分8.90%；

Wad—原煤中水分含量，％，2-2中煤水分3.63%。

Xc—煤层残存瓦斯含量，由于煤层瓦斯含量较低，设计Xc取0m3/t，

q2—回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量，m3/t；

mi—第i个邻近层的煤厚，m，3-1号煤层开采厚度4.8m；

m0—开采煤层的开采厚度，m，2-2中号煤开采厚度2.0m；

X3-1＝0.196m3/t；

在201盘区开采2-2中号煤层时邻近煤层主要有3-1号煤层，3-1号煤与2-2中号煤层间距平均为30.43m；

开采2-2中煤时,3-1号煤层瓦斯涌出量

（3）20101综采工作面瓦斯涌出总量q回

q回＝q1+q2=0.195+0.231=0.426m3/t

2.201盘区连掘进工作面瓦斯涌出量q连掘

Q连掘1=D·

0.175/1440=0.00007m3/m2·

取0.175m3/t；

2.85＋5.4）×

0.00007×

－1）＝0.018m3/min；

ρ——煤的密度，取1.29t/m3；

q连掘2＝15.4×

1.29×

0.175＝0.122m3/min；

（3）201盘区连掘工作面瓦斯涌出总量q连掘

Q连掘=q连掘1＋q连掘2=0.018+0.122=0.140m3/min。

3.201盘区掘锚一体机工作面瓦斯涌出量

＝0.014m3/min；

0.175＝0.141m3/min；

（3）201盘区掘锚机工作面瓦斯涌出总量

Q掘锚机=q掘锚机1＋q掘锚机2=0.014+0.141=0.155m3/min。

4.201盘区瓦斯涌出量预测

q201盘区——201盘区相对瓦斯涌出量，m3/t；

则q201盘区＝1.30×

[0.426×

5394+1440×

（0.140+0.155）]/5848＝0.605m3/t。

5.移交时矿井瓦斯涌出量预测

Q矿—矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；

K〃—已采采空区瓦斯涌出系数，取1.3；

q区i—第i个生产盘区的瓦斯涌出量，m3/t；

A0i—第i个生产盘区的产煤量，t/d；

则矿井相对瓦斯涌出量：

Q矿＝1.3×

（0.420×

13788+0.605×

5848）/19636＝0.618m3/t

矿井绝对瓦斯涌出量：

综合上述计算结果，矿井相对瓦斯涌出量小于10m3/t，绝对瓦斯涌出量小于40m3/min，根据《煤矿安全规程》（2010年版）中的矿井瓦斯等级分类，该矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。

第二节瓦斯抽采

矿井相对瓦斯涌出量小于10m3/t，绝对瓦斯涌出量小于40m3/min，每个回采工作面瓦斯涌出量均小于5m3/min，每个掘进工作面瓦斯涌出量均小于3m3/min，为低瓦斯矿井。

根据现行《煤矿安全规程》（2010年版）第一百四十五条规定，矿井无需建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。

第三节矿井通风

一、矿井通风方式及通风系统

（一）通风方式及通风系统

根据井田开拓布置，矿井大巷呈东西翼“一字形”布置，开采现有井田范围内的资源时，布置三条井筒，三条井筒均布置在矿井中央的工业场地内，矿井主、副立井服务全矿井，矿井中央回风立井服务矿井现有采矿权区域。

矿井初期采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法。

考虑到矿井后期有将井田东西边界外的资源纳入本矿井统一开采的可能，后期井田东、西翼边界风井需要重新统一考虑，后期边界风井服务矿井扩大区。

矿井后期采用分区式通风方式，抽出式通风方法。

（二）掘进通风和硐室通风

矿井掘进工作面采用独立通风，选用局部扇风机对其进行压入式供风。

井下爆炸材料库、盘区变电所和无轨胶轮车加油及检修硐室采用独立通风。

井下中央变电所、水泵房、消防材料库等硐室采用扩散通风方式。

（三）矿井风量

矿井需要的风量分别按井下同时工作的最多人数计算和按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算，并取其中的最大值。

1.按井下同时工作的最多人数计算

Q矿=4·

N·

K矿通/60

Q矿—矿井需要的风量，m3/s；

N—井下同时工作的最多人数，人；

4—每人供风标准，m3/min；

K矿通—矿井通风系数，取1.20。

Q矿＝4×

276×

1.20/60=22（m3/s）

2.按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算

Q矿=（∑Q采+∑Q接续+∑Q掘+∑Q硐+∑Q胶轮车+∑Q其它）·

K矿通

∑Q采—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；

∑Q接续—接续工作面实际需要风量的总和，m3/s；

∑Q掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；

∑Q硐—独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/s；

∑Q胶轮车—冲淡无轨胶轮车尾气实际需要风量的总和，m3/s；

∑Q其它—矿井除采煤、掘进、硐室外的其它通风地点需要的风量总和，m3/s；

（1）3-1煤层大采高综采工作面实际需要风量计算

①根据瓦斯含量计算工作面风量

Q采＝100×

q回×

Kc

Q采——采煤工作面需要风量，m3/s；

Q回――回采工作面瓦斯绝对涌出量，0.291×

4.4×

106/（330×

24×

60）＝2.7m3/min；

Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。

取1.2

Q采=100×

2.7×

1.2=324m3/min=5.4m3/s。

②按工作面温度计算

矿井初期开采深度区域基本属于地温正常区，根据钻孔测温成果初期开采3-1号煤层区域采掘工作面地温主要介于24-26℃，局部区域达到26-28℃。

工作面宜适当提高风速以降低工作面温度。

Q采＝Vc×