某煤矿通风与安全初步设计

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1、某煤矿通风与安全初步设计6-57第六章通风与安全第一节瓦斯资源分析及瓦斯涌出量计算一、瓦斯资源分析（一）本矿井瓦斯赋存状况各煤层瓦斯含量测定成果汇总见表6-1-1。各煤层瓦斯含量测定成果汇总表表6-1-1煤层瓦斯含量（ml/g可燃质）自然瓦斯成分（％)自然瓦斯分带CO2CH4C2-4N2CO2CH4C2-430.02～0.200～0.05079.63～98.311.66～14.330～6.040～0.03二氧化碳～氮气带100.03～0.070～0.050～微量80.86～99.420.58～10.340～8.800二氧化碳～氮气带110.04～0.340

2、～0.07087.29～98.901.10～12.710～2.760二氧化碳～氮气带120.10.01083.414.562.040二氧化碳～氮气带18下0.02～0.060～微量091.48～98.441.51～8.500～0.820二氧化碳～氮气带根据各煤层的瓦斯自然成分确定，本井田各可采煤层CH4含量为0.00～8.80%（指标CH4＜10%）。属于低瓦斯矿井。但是瓦斯的赋存与运移条件、围岩特征、埋藏深度等因素都有密切的关系，在空间上不是均匀分布于煤层之中。所以、尽管测试结果瓦斯含量极微弱，但在生产时，仍需加强对瓦斯的监测，以免发生事故。（二）相邻矿

3、井瓦斯等级本矿区银星一井已开工建设，根据资料可知其也是低瓦斯矿井。6-57二、瓦斯涌出量计算本矿井各煤层瓦斯含量较低，但煤炭产量很大。为确保矿安全生产，综合考虑矿井首采煤层埋藏深度及赋存条件、矿井开拓方式、开采工艺、生产规模及通风方式等因素，设计10煤层瓦斯含量取最大值0.07ml/g·燃，来预测本矿井开采时的最大瓦斯涌出量，并以此作为矿井瓦斯等级、通风系统设计及瓦斯管理的依据。设计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采1和回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q采2两部分组

4、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采1q采1=K1·K2·K3·(W0-Wc)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，10煤综采值均为0.95；K3——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；240m；h——掘进巷预排等值宽度，h=0.808T0.55；T——巷道煤壁暴露时间，500d；经计算h=25m；m——开采层厚度，10煤3.96m；M——工作面采高，1

5、0煤3.96m；W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；W0=·W0′WC——煤层残存瓦斯含量，m3/t，WC=·Wc′式中：W0′——纯煤原始瓦斯含量，10煤取W0′=0.07m3/t·燃；6-57Wc′——纯煤残存瓦斯含量，m3/t·燃，WC′=10.385e-7.207/W0Aad——原煤中灰份含量；10煤取平均值9.48%；Mad——原煤中水分含量；10煤取平均值6.47%；故10煤：W0=×0.12=0.101WC′=10.385e-7.207/0.101=0.076WC=×0.076=0.06410煤工作面瓦斯涌出量q采1分别为：10煤：q采1=1

6、.20×(1/0.95)×××(0.101-0.064)=0.037m3/t；（2）回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q采2首采采区10煤层之下的11煤层与开采煤层平行分布，对10煤开采影响较大。q采2=×Ki×(W0i-Wci)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，11煤1.34m；M——开采煤层的厚度，10煤平均为2.87m；Woi——第i个邻近煤层的瓦斯含量，11煤为0.41m3/t；Wci——第i个邻近煤层的残存瓦斯含量，按全部放出考虑，即Wci＝0；Ki——第i个邻近煤层受采动影响的瓦斯排放率。Ki=1-

7、hi/hp；hi——第i个邻近煤层距开采层的垂直距离。根据地质报告为6.82m；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。10煤邻近煤层瓦斯涌出量q采2：q采2=×（1-）×0.41=0.164m3/t由上可得回采工作面的瓦斯涌出总量为：10煤：q采=q采1+q采2=0.037+0.164=0.201m3/t；2、掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘6-57（1）工作面巷道综掘工作面瓦斯涌出量q巷掘q巷掘＝q掘1＋q掘2q掘1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/mi

8、n，q掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min。q掘1=D·V·