第06章 通风与安全

宋新庄煤矿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第六章通风与安全第一节瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算一、瓦斯资源分析1、本矿井瓦斯赋存状况煤芯样瓦斯测试结果表明，本区煤中瓦斯含量,甲烷（CH4）为0.00ml/g，二氧化碳（CO2）为0.02～0.11ml/g，氮气(N2)为0.58～2.28ml/g，其它烃类（C2-4）为0.00～0.03ml/g。煤中自然瓦斯成分，甲烷为0.00～0.22%，二氧化碳为2.45～13.30%，氮气（N2）为86.70～97.37%。可采煤层自然瓦斯分带均为二氧化碳--氮气带。本区各可采煤层瓦斯含量沿煤层倾向、走向以及上下各煤层均没有明显的变化。煤层瓦斯含量较低，见表6-1-1。表6-1-1主要可采煤层瓦斯含量、成分及分带煤层瓦斯含量（ml/g可燃质）最小～最大（点数）自然瓦斯成分（％)最小～最大（点数）自然瓦斯分带N2CO2CH4C2-4N2CO2CH4C2-411.37（1）0.11（1）0.00（1）0.00（1）86.70（1）13.30（1）0.00（1）0.00（1）二氧化碳～氮气带4上0.58（1）0.03（1）0.00（1）0.00（1）88.79（1）11.01（1）0.00（1）0.20（1）二氧化碳～氮气带40.94（1）0.02（1）0.00（1）0.00（1）91.61（1）7.53（1）0.00（1）0.86（1）二氧化碳～氮气带51.12～2.09（2）0.07～0.09（2）0.00(2)0～0.01(2)90.91～94.03(2)4.81～5.94(2)0.00(2)0.03～4.28(2)二氧化碳～氮气带102.28（1）0.05（1）0.00（1）0.00（1）97.28（1）2.71（1）0.00（1）0.01（1）二氧化碳～氮气带120.91～1.80（2）0.07（2）0.00(2)0.00(2)88.53～96.67(2)3.01～10.81(2)0.00(2)0.32～0.668(2)二氧化碳～氮气带18上2.22（1）0.05（1）0.00（1）0.02（1）96.32（1）3.33（1）0.22（1）0.13（1）二氧化碳～氮气带181.38～2.59（2）0.07～0.08（2）0..00(2)0.00～0.03(2)95.45～97.37(2)2.45～4.55(2)0.00～0.01(2)0.00～0.17(2)二氧化碳～氮气带2、相邻矿井瓦斯斯等级根据积家井矿区第一个开发建设的银星一井矿井瓦斯分析的资料可知，该矿井属于宋新庄煤矿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低瓦斯矿井。3、本矿井瓦斯含量梯度预计地质资料未提供本矿井瓦斯含量梯度资料，因本矿井为低瓦斯矿井，预计瓦斯梯度变化不大。二、煤层气资源可采性评价本次勘探对煤层气资源进行了综合勘查和评价，井田内各可采煤层气体含量较低，气体成分以N2为主，各可采煤层瓦斯分带基本属二氧化碳～氮气带，因此，井田内煤层气无工业利用价值，亦无进一步开采价值。三、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，设计根据瓦斯含量最大的五煤的最大瓦斯含量值0.05ml/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·Mm(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，五煤综采值均为0.95；K3——准备巷道预排瓦斯影响系数；宋新庄煤矿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6-3K3=（L-2h）/L；式中：L——回采工作面长度；250m；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，五煤1.63m；M——工作面采高，五煤1.63m；W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；W0=100Wad-Aad-100·W0′WC——煤层残存瓦斯含量，m3/t，WC=100Wad-Aad-100·Wc′式中：W0′——纯煤原始瓦斯含量，五煤取W0′=0.05m3/t·燃；Wc′——纯煤残存瓦斯含量，m3/t·燃，WC′=10.385e-7.207/W0Ad——原煤中灰份含量；五煤取平均值7.98%；Mad——原煤中水分含量；五煤取平均值7.34%；故五煤：W0=1007.34-7.98-100×0.12=0.102WC′=10.385e-7.207/0.102=0.075WC=1007.34-7.98-100×0.075=0.064五煤工作面瓦斯涌出量q采1为：q采1=1.20×(1/0.95)×250252-250×63.11.63×(0.102-0.064)=0.038m3/t；（2）回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量q采2首采采区五煤层之上的四煤层与开采煤层平行分布，对五煤开采影响较大。q采2=niiMm1×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，四煤2.06m；M——开采煤层的厚度，五煤平均为1.63m；Woi——第i个邻近煤层的瓦斯含量，四煤为0.01m3/t；宋新庄煤矿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6-4Wci——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-hi/hp；hi——第i个邻近煤层距开采层的垂直距离。根据地质报告约为11.59m；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。五煤邻近煤层瓦斯涌出量q采2：q采2=63.106.2×（1-4859.11）×0.01=0.0096m3/t由上可得回采工作面的瓦斯涌出总量为：五煤：q采=q采1+q采2=0.038+0.0096=0.048m3/t；2、掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘（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/min，q掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min。q掘1=D·V·q0·(2×VL-1)式中：D——巷道断面内暴露煤面的周边长度，取4.9+2×2.9=10.7m；V——巷道平均掘进速度，0.01m/min；L——掘进巷道长度，1500m；q0——暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/m2·min；五煤一个掘进工作面：q0＝a×[0.0004(Vdaf)2+0.16]×W0式中：Vdaf——煤的挥发分，%；取平均值34.56%；W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；取0.05m3/t；a取值为0.026；q0＝0.026×[0.0004×0.34562＋0.16]×0.12=0.0004m3/m2·minq掘2＝S·V·ρ·(W0-Wc)宋新庄煤矿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6-5式中：S——掘进巷道断面积，五煤14.2m2；V——巷道平均掘进速度，0.01m/min；ρ——煤的密度，t/m3；ρ=1.36q掘1＝10.7×0.01×0.0004×(2×01.01500-1)＝0.033m3／min；q掘2＝14.2×0.01×1.36×(0.102－0.064)＝0.0073m3/min；则:q巷掘＝2×（q掘1＋q掘2）=2×（0.033+0.0073）=0.040m3/min。3、生产采区瓦斯涌出量预测q盘＝K′·(n1iiq采·Ai+1440·n1iiq掘)/A0式中：q盘——采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K′——生产采区采空区瓦斯涌出系数，取1.25；q采i——第i个回采工作面的瓦斯涌出量，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——生产采区平均日回采煤量和掘进煤量之和，t/d。设计初期以1个采区、1个综采工作面、2个综掘工作面保证矿井的设计生产能力和生产接替。则合计：q盘＝1.25×[0.048×5455+1440×0.040]/5455＝0.073m3/t。4、矿井瓦斯涌出量预测q矿＝K″·ni1iq盘·A0i/n10iAi式中：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1.2。q矿＝1.2×0.073＝0.088m3/t；宋新庄煤矿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矿井最大绝对瓦斯涌出量预测:Q＝0.088×5455/(24×60)＝0.33m3/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0.088m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.33m3/min。瓦斯涌出量计算主要参数均选取最大值进行计算，因此，本矿井按低瓦斯矿井设计。第二节矿井通风一、通风方式和通风系统的选择1、通风方式本矿井采用机械抽出式通风方式。2、通风系统根据矿井开拓布置，确定矿井初期通风系统为中央并列式。矿井初期通风系统为主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。通风线路：主斜井、副斜井→中车场→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风斜井。矿井投产时回风斜井的通风容易和困难时期的通风系统见图6-2-1、6-2-2。二、掘进通风与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。采区变电所采用独立通风，其它硐室采用串联或扩散通风。三、矿井风量、风压及等积孔的计算1、矿井风量计算1）按井下同时工作的最多人数计算宋新庄煤矿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宋新庄煤矿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6-8宋新庄煤矿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6-9Q总=4NK=4×109×1.5=654m3/min=10.9m3/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，按109人考虑；K——漏风系数，取1.5。2）按采、掘工作面、硐室及其它地点实际需风量计算Qkj=（∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj+∑Qqt）Kkt式中：Qkj——矿井的总进风量（m3/min）；∑Qcj——采煤工作面实际需要风量的总和（m3/min）；∑Qjj——掘进工作面实际需要风量的总和（m3/min）；∑Qdj——独立通风硐室实际需要风量的总和（m3/min）；∑Qqt——其它井巷需要通风风量的总和（m3/min）；（1）综采工作面所需风量Q采①按瓦斯涌出量计算经上述计算，煤层开采时回采工作面瓦斯的最大相对涌出量为0.048m3/t，则最大绝对瓦斯涌出量为0.048×3636/（24×60）=0.121m3/min；Q采=100×q采×Kc式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量0.114m3/min；Kc——备用风量系数，取1.5。Q采=100×0.121×1.5=18.2m3/min=0.30m3/s②按工作面温度计算为保证采煤工作面有适宜的清晰度，工作面应具有适宜的风速，一般为1.0～1.5m/s。Q采=V采×S采式中：V采——采煤工作面适宜风速，1.0～1.5m/s，取1.2m/s；S采——采煤工作面的平均有效断面，三煤平均12.0m2；Q采=V采×S采＝1.2×12.0=14.4m3/s；宋