06-巴彦高勒初设 通风与安全C1811B.doc

巴彦高勒矿井初步设计 第六章 通风与安全中煤国际工程集团武汉设计研究院 6-1第六章第六章 通风与安全通风与安全第一节第一节 瓦斯资源分析及瓦斯涌出量计算瓦斯资源分析及瓦斯涌出量计算一、瓦斯资源分析一、瓦斯资源分析据钻孔瓦斯测定成果（见表 6-1-1） ，煤层甲烷含量在 0.00～0.13ml/g·燃之间自然瓦斯成分中甲烷在 0.00～23.24%之间，瓦斯分带为二氧化碳～氮气带及氮气～沼气带各煤层瓦斯含量均较低，应属低瓦斯矿井钻孔瓦斯测试成果表钻孔瓦斯测试成果表 表 6-1-1瓦斯含量(ml/g.燃)自然瓦斯成分(%)煤 层 号CH4CO2C2-C6CH4CO2N2C2-C6瓦斯分带2-10.01 0.01（1）0.02 0.02（1）3.69 3.69（1）0.66 0.66（1）95.65 95.65（1）0.00 （1）二氧化碳-氮气带2-2 中0.03 0.03（1）0.02 0.02（1）4.43 4.43（1）3.77 3.77（1）91.81 91.81（1）0.00 （1）二氧化碳-氮气带3-10.00-0.11 0.042（7）0.02-0.05 0.04（7）0.00-9.27 2.38（7）0.72-6.53 3.23（7）89.16-98.85 94.39（7）0.00 （7）二氧化碳-氮气带4-10.00-0.03 0.02（4）0.01-0.07 0.03（4）0.00-2.73 1.38（4）0.95-8.69 4.63（4）88.57-97.70 94.00（4）0.00 （4）二氧化碳-氮气带4-1 下 0.04 0.04（1）0.03 0.03（1）0.69 0.69（1）5.02 5.02（1）94.28 94.28（1）0.00 （1）二氧化碳-氮气带4-2 上0.03-0.13 0.08（2）0.01-0.14 0.08（2）0.47-4.52 2.50（2）1.78-2.41 2.10（2）93.07-97.75 95.41（2）0.00 （2）二氧化碳-氮气带4-2 中0.03 0.03（9）0.03 0.03（1）5.20 5.20（1）4.84 4.84（1）89.96 89.96（1）0.00 （1）二氧化碳-氮气带5-10.00-0.11 0.05（4）0.01-0.07 0.03（4）0.92-23.24 7.20（4）1.16-7.71 3.97（4）74.11-96.34 88.83（4）0.00 （4）二氧化碳-氮气带 氮气-沼气带二、瓦斯涌出量计算二、瓦斯涌出量计算设计依据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006） 》 ，采用分源法预测回采及掘进工作面瓦斯涌出量。

1、回采工作面瓦斯涌出量 q采 巴彦高勒矿井初步设计 第六章 通风与安全中煤国际工程集团武汉设计研究院 6-2回采工作面瓦斯涌出量 q采由开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量 q 1和回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量 q 2两部分组成，即：q采＝q采 1+q 采 2 （1）开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量 q 1q采 1＝K1·K2·K3· （W0-Wc）Mm式中：q采 1——开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t； K1——围岩瓦斯涌出系数，取 K1＝1.2； K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2＝1/η，η 为工作面回采率，3-1 煤取 0.93K3——准备巷道预排瓦斯影响系数，K3＝（L-2h）/L ；式中：L——回采工作面长度； 工作面长度均为 300m；h——掘进巷预排等值宽度，取 h＝23m代入各参数：K3 ＝（300-2×23）/300＝0.85m——开采层厚度，3-1 煤 5.8m；M——工作面采高，3-1 煤 5.8m；W0——煤层原始瓦斯含量，3-1 煤 0.00～0.11m3/t，取 0.11 m3/t；WC——煤层残存瓦斯含量，3-1 煤取 0.004m3/t；11 盘区 3-1 煤一个工作面瓦斯涌出量 q1：q采 1（3-1）=1.20×1.08×0.85××(0.11-0.004)=0.117m3/t。

8 . 5 8 . 5（2）回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量 q211 盘区 3-1 煤层之下的 4-1 煤层与开采煤层平行分布，因此设计考虑 4-1 煤层瓦斯涌出量对 3-1 煤开采的影响 Q采 2= ×Ki×(W0i- Wci) nii Mm1式中：q采 2——回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量，m3/t； mi——第 i 个邻近煤层的厚度，4-1 煤 2.52m；巴彦高勒矿井初步设计 第六章 通风与安全中煤国际工程集团武汉设计研究院 6-3M——开采煤层的厚度，3-1 煤平均为 5.38m； Woi——第 i 个邻近煤层的瓦斯含量，4-1 煤为 0.03m3/t； Wci——第 i 个邻近煤层的残存瓦斯含量，取，即 Wci＝0.004； Ki——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根据地质报告：首采区内 3-1 煤距离4-1 煤约为 35m； hP——受开采层采动影响，临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》 ，hp=35～60，取平均值 48。

3-1 煤邻近煤层 4-1 煤瓦斯涌出量 q2：q采 2（3-1）=×（1-）×（0.03-0.004）=0.003m3/t 38. 552. 24835则 3-1 煤回采工作面的瓦斯涌出总量为： q采=q采 1+ q采 2=0.117+0.003=0.120m3/t；2、掘进工作面瓦斯涌出量预测 q掘（1）顺槽综掘工作面瓦斯涌出量 q顺掘q顺掘＝q掘 1＋q掘 2式中：q掘 1——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min， q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掘 1：q掘 1＝D·V·q0·（2×-1）VL式中：D——巷道断面内暴露煤面的周边长度，取 11.5m； V——巷道平均掘进速度，0.02 m/min； L——掘进巷道长度，本矿巷道均采用全封闭式支护，暴露段长度按 5m 计； q0——暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，取 0.005m3/m2·min；q掘 1（3-1）＝11.5×0.02×0.005×（2×-1）＝0.035m3/min； 02. 05② 掘进巷道落煤瓦斯涌出量 q掘 2巴彦高勒矿井初步设计 第六章 通风与安全中煤国际工程集团武汉设计研究院 6-4q掘 2＝S·V·ρ·（W0-Wc）式中：S——掘进巷道断面积， 3-1 煤取 21.2m2； V——巷道平均掘进速度，0.02m/min； ρ——煤的密度，3-1 煤 1.27t/m3；W0——煤层原始瓦斯含量，3-1 煤 0.00～0.11m3/t，取 0.11 m3/t；WC——煤层残存瓦斯含量，3-1 煤取 0.004m3/t；代入各参数：q掘 2（3-1）＝21.2×0.02×1.27×（0.11-0.004）＝0.057m3/min；综合上述计算结果，顺槽综掘工作面瓦斯涌出量为：q顺掘（3-1）＝0.035+0.057＝0.092m3/min3、生产盘区瓦斯涌出量预测 q盘＝K′·（·Ai+1440·）/A0 n1i iq采 n1iiq掘式中：q盘——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 1.2； q采 i——第 i 个回采面的瓦斯涌出量，3-1 煤综采面为 0.12m3/t；Ai——第 i 个回采面的平均日产量，3-1 煤综采面为 12455t/d；q掘 i——第 i 个掘进工作面的瓦斯涌出量，3-1 煤综掘面为 0.092m3/min； A0——生产盘区平均日回采煤量和掘进煤量之和，13606t/d。

设计初期以 1 个生产盘区、1 个综采工作面、3 个综掘工作面、1 个普掘工作面保证矿井的设计生产能力和生产接替生产盘区相对瓦斯涌出量：Q采＝1.20×(0.12×12455+1440×0.092×4)/13606＝0.179m3/t4、矿井相对瓦斯涌出量预测 q矿＝K″··A0i/ ni 1iq盘 n10iA i式中：q矿——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t； 巴彦高勒矿井初步设计 第六章 通风与安全中煤国际工程集团武汉设计研究院 6-5K″——已采采空区瓦斯涌出系数，取 1.20 代入各参数：q矿＝1.20×0.179＝0.21m3/t； 矿井最大绝对瓦斯涌出量预测：Q＝0.21×13606/（24×60）＝2.03m 3/min 按照《煤矿安全规程》第一百三十三条规定，本矿井相对瓦斯涌出量为 0.21m3/t，绝对瓦斯涌出量为 2.03m3/min，矿井属于低瓦斯矿井三、其它开采技术条件三、其它开采技术条件（一）煤尘井田内各可采煤层的挥发分产率较高，一般在 30～40%，属易爆炸煤层。

WJ03、WJ14、BJ08 号钻孔中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 60～75%，说明井田内各煤层的煤尘均有爆炸危险性二）煤的自燃据钻孔煤芯样自燃趋势测试结果（见表 1-2-5）：煤吸氧量在 0.67～0.86cm3/g，自燃等级为Ⅰ～Ⅱ级，自燃倾向性为容易自燃～自燃三）地温据对 8 个钻孔进行的简易地温测量结果表明：最大地温梯度为 2.9℃/100m，最小地温梯度为 2.2℃/100m，均小于 3℃/100m，属正常地温区，无高温异常但深部地温最大超过 30℃，对开采有一定程度影响第二节第二节 矿井通风矿井通风一、通风方式和通风系统一、通风方式和通风系统根据矿井开拓方式、盘区布置及接替安排，结合通风系统，确定矿井通风方式为中央并列式抽出式通风矿井投产时，11 盘区一个 3-1 煤工作面，保证矿井 4.00Mt/a 的巴彦高勒矿井初步设计 第六章 通风与安全中煤国际工程集团武汉设计研究院 6-6生产能力矿井通风系统为主、副立井进风，经井底车场→主运输、辅助运输大巷→主、辅助运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风大巷，回风立井回风。

矿井初期和后期通风系统见图 6-2-1、 6-2-2二、风井二、风井本矿井初期设一个回风立井，服务一、二、五盘区后期增加一回风立井，服务三、四盘区三、掘进通风及硐室通风三、掘进通风及硐室通风巷道掘进采用局部通风机压入式通风每个掘进工作面配备 2 台局部通风机，1用 1 备井下爆炸材料库、盘区变电所、加油硐室等采用独立通风，其它硐室均采用串联和扩散通风四、矿井风量、负压及等积孔的计算四、矿井风量、负压及等积孔的计算（一）矿井风量计算矿井风量按投产 11 盘区 1 个 3-1 煤工作面，并配备 3 煤巷综掘工作面和 1 个普掘工作面进行计算1、按井下同时工作的最多人数计算Q总=4NK=4×200×1.5=1200 m3/min=20m3/s式中：Q总——矿井总风量，m3/s；4——每人每分钟供风标准，4m3/min；N——同时下井人数，200 人（交接班时最多人数） ；K——漏风系数，1.5巴彦高勒矿井初步设计 第六章 通风与安全中煤国际工程集团武汉设计研究院 6-7巴彦高勒矿井初步。