第五章通风安全VIP免费

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—0.19ml/克·燃，瓦斯中可燃气体含量0.00—0.11%，CO2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（△TO）一般在18—30℃，除Ⅴ—2煤层为较易自燃煤外，Ⅱ—3、Ⅲ—2、Ⅳ—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2.44℃/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1.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。1.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q采=K1·K2·K3·mm0(X-Xc)式中：q采——回采工作面瓦斯涌出量，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；值为0.85；K2＝1.18K3——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；m——煤层厚度，m；m0——煤层开采厚度，m；X——煤层原始瓦斯含量，m3/t；X=100−8.68−7.61100×0.19=0.16m3/t；XC——煤层残存瓦斯含量，m3/t，XC=·XC′式中XC′——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%；Wad——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XC=100−8.68−7.61100×0.0248=0.020则3号煤层q采=1.20×10.85×0.74×(0.26-0.02)=0.15m3/t；因此，生产工作面开采煤层瓦斯相对涌出量为0.15m3/t。(2)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1＋q掘2q掘1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/minq掘2—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/minq掘1=D·V·q0·(2√-1)式中：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，0.019m/min；L——掘进巷道长度，2000m；q0——暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/m2·min；q0＝aX[0.0004(Vdaf)2+0.16]=0.026×0.26×[0.0004×36.342＋0.16]=0.005m3/m2·minVdaf——煤的挥发分，%；取36.34%；X——煤层瓦斯含量，m3/t；取0.26m3/t；a取值为0.026；则q掘1＝(2×3.5＋5.0)×0.019×0.005×(2×√10000.019－1)＝0.52m3／min；q掘2＝S·V·ρ·(X-Xc)式中：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，t/m3；ρ=1.37则：q掘2＝17.5×0.019×1.32×(0.26－0.02)＝0.10m3/min；所以：q综掘＝q掘1＋q掘2=0.52+0.10=0.62m3/min。②炮掘工...