第五章通风安全.doc.docx

PAGE PAGE # 第五章 通风与安全 第一节 概况 一、瓦 斯 边家壕井田地质勘探选择 9个钻孔，共采取了 25 件煤层瓦斯样 进行了测试， 从其瓦斯测试成果可看出， 矿区主要可采煤层可燃物中 气体含量很低，为 0.08 — 0.19 ml/克?燃，瓦斯中可燃气体含量 0.00 — 0.11%, CO含量 3.81 —12.43%, N2 含量 87.57 — 96.19%,瓦斯 分带均属氮气带。因此本矿井属低沼气矿井。 二．煤 尘 矿区煤层具有很高的挥发分,各煤层煤尘爆炸性指数在 37—46 之间,远大于 10 的界限指标,属于易爆炸煤层。据详查时所采煤尘 样及生产大样试验结果： 其火焰长度均大于 400 毫米,抑制爆炸的岩 粉量 65—73.33%。表明各煤层均有爆炸性危险。 三、 煤的自燃 据详查阶段煤层自燃发火趋势样的测试结果： 各煤层还原样与氧 化样之差（AT。）一般在18—30C,除V— 2煤层为较易自燃煤外， II — 3、皿一2、W — 2、V — 1煤层均为易自燃煤。 四、 地 温 对部分钻孔简易测温表明，地温梯度平均 2.44C/100m,恒温带 一般为40—80m,因此，地温正常，无异常区。 第二节 矿井通风 一、通风方式及通风系统 通风系统 大地精煤矿现有三条井筒，分别利用作为主斜井、行人斜井、一 号回风斜井。本次矿井初期新设计一条副斜井。主斜井、副斜井、作 为进风井，一号回风斜井作为回风井。矿井通风系统为中央并列式， 通风方式为抽出式。矿井后期补充一条进风立井，并且作为矿井安全 出口用。 2?掘进通风及硐室通风 矿井掘进工作面均采用独立通风，设计掘进工作面均采用局扇压 入式通风。 井下硐室通风，中央变电所及水泵房风流混入进风风流中， 个别 硐室其长度小于6m时，可采用扩散通风。 二、矿井瓦斯涌出预测及矿井瓦斯等级确定 根据地质资料解析，区内各煤层瓦斯含量 0.25?0.31（ml/g ?可 燃质），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，为了保证矿安全生产， 设计取各煤层瓦斯含量最大值 0.19ml/g ?可燃质来计算本矿井的最 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。 用分源法预测矿井最大瓦斯涌出量 （1）回采工作面瓦斯涌出量预测 回采工作面瓦斯涌出量q采 m q 采二K ? K2 ? K3 ?花（X-Xc） 式中： q采一一回采工作面瓦斯涌出量， m/t ； K――围岩瓦斯涌出系数，取 K = 1.2 ; K2――工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/ n, n二为工作面回采 率；值为 0.85 ； K2 = 1.18 L-2h &――准备巷道预排瓦斯影响系数，K3= — =0.74 ; 式中：L――回采工作面长度，取 L=150m; 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=19.7 ; mi—煤层厚度，m; mo 煤层开采厚度，m; X——煤层原始瓦斯含量,3=0.16m/t ;mi X——煤层原始瓦斯含量, 3=0.16m/t ; mi/t ; X= 100 8.68 100 7.61 x 0.19 3 100-Aad-Wad 人 Xc 煤层残存瓦斯含量， m/t , Xc= 100 ? XC 式中X：'――纯煤残存瓦斯含量，查《煤矿瓦斯灾害防治及利 用技术手册》表1-6-1计算得Xc' =0.0248m3/t燃 Aad原煤中灰份含量，％;根据地质报告煤芯煤样化验资 料取7.61%; Wd――原煤中水分含量，％;根据地质报告煤芯煤样化验资料 8.68%; 3 号煤层 X：=100 8.68 7.61 x 0.0248=0.020 100 则 3 号煤层 q 采=1.20 x 丄 x 0. 74X(0.26-0.02)=0.15m 3/t ; 0.85 因此，生产工作面开采煤层瓦斯相对涌出量为 0.15m3/t 掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘 本矿井共设一个综掘和一个炮掘工作面 ① 综掘工作面瓦斯涌出量q综掘 q综掘=q掘i + q掘2 q掘1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，mVmin q掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，mVmin 丄 q 掘 i=D ? V ? qo ? (2 a/ v -1) 式中：d一一巷道断面内暴露煤面的周边长度， m V ——巷道平均掘进速度，0.019m/min ; L ――掘进巷道长度，2000m; q o 暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，mVm2 ? min; qo= aX[0.0004(V daf)2+0.16] 2 3 2 =0.026 x 0.26 x [0.0004 x 36.34 + 0.16]=0.005m /m ? min 血一一煤的挥发