【文章內容簡介】 Pa煤層埋深m瓦斯壓力MPaM0194M13200347M14195359M151973762）礦井煤層瓦斯含量及梯度計算采用經(jīng)驗公式計算煤層瓦斯含量Wh=Wx+WyWx=（100AfWf）247。（247。P+b）（Vr）（1+）100Wr=fnp247。r式中：Wx煤的瓦斯吸附量，m3/t；Wf、Af、Vr分別為煤的水分、灰分、揮發(fā)分，0/0；P實測瓦斯壓力，MPa（由于沒有實測值，采用預測值）；en溫度系數(shù)，按瓦斯壓力查表得1/en（《采礦設計手冊》）；+； Vr；Wr 游離瓦斯量，m3/t；fn煤的孔隙率，0/0；r煤的容重，t/ m3；各煤層在各標高的瓦斯含量及梯度計算及結果見表612～614表612 各煤層各開采標高吸附瓦斯含量計算表煤層標高水分灰分揮發(fā)分埋深壓力系數(shù)1/enab吸附含量（m）wfAfVrHWxM0+1400194M13+1400200+1280347表613 各煤層各開采標高游離瓦斯含量計算表煤層標高（m）容重t/m3孔隙率%壓縮系數(shù)埋深m壓力系數(shù)游離含量m3/tM0+14006194M13+14008200+12808347表613 各煤層各開采標高瓦斯含量及梯度計算表煤層標高Wx（m3/t）Wrm3/t）Whm3/t）含量梯度（m3/t）100m）M0+1400M13+1400+1280二、煤塵經(jīng)貴州省煤田地質局實驗室鑒定，M0、M13煤層均無煤塵爆炸性，～，其爆炸性指數(shù)按下式計算：Vr =Vf247。100AgWf100式中：Vf 工業(yè)分析揮發(fā)分，0/0；Ag工業(yè)分析揮灰分，0/0；Wf 工業(yè)分析揮灰分，0/0；各煤層的爆炸指數(shù)計算結果如下：表615煤層爆炸指數(shù)計算表煤層水分灰分揮發(fā)分煤塵爆炸指數(shù)M0%M13%三、煤的自然2005年10月貴州省煤田地質局對民族煤礦M0煤層和普南煤礦M1M1M15煤層自然發(fā)火性進行了鑒定，M0 M1M15煤層為自然煤層（Ⅱ級），煤層為不易自然煤層（Ⅲ級）。四、地溫該地區(qū)地溫正常，無地熱危害。五、煤與瓦斯突出危險性礦井未進行煤與瓦斯突出危險性鑒，定礦開采多年，未發(fā)生過煤與瓦斯突出事故及瓦斯動力現(xiàn)象。但隨著向深部開采，特別是進入向斜軸部的開采，礦井瓦斯壓力增加，煤層瓦斯含量增加，必須請有資質的單位進行鑒定，以便采取相應的措施和對策。根據(jù)黔安監(jiān)管辦字【2007】345號文件，本次按煤與瓦斯突出礦井設計。第二節(jié) 礦井瓦斯涌出量預測一、瓦斯賦存和涌出特點井田內開采煤層傾角5～260，為近水平～傾斜煤層設計范圍內M0煤層為一不對稱向斜構造，M1M1M15煤層為單斜構造，淺部煤層傾角較大，越到深部越緩，含煤地層為二疊系上統(tǒng)龍?zhí)督M，煤層埋藏由淺至深，礦井最低開采標高+1280m的煤層最大埋深達376m，越到深部越不利于瓦斯的自然散逸，瓦斯含量越高。距向斜軸部越近，瓦斯壓力越大。從本礦井歷年側定的瓦斯涌出量資料可知，礦區(qū)的瓦斯涌出量較大，礦井多為煤層開采，采煤工作面的瓦斯涌出主要來源于本層瓦斯涌出、上下鄰近層瓦斯涌出及采空區(qū)的瓦斯涌出。且隨著開采深度和礦井開采面積的增加，工作面瓦斯涌出量會逐漸增加。從本章第一節(jié)對各煤層瓦斯含量的預測，M14煤層的瓦斯含量最高，但首采煤層為M13煤層，兩層煤的平均間距為12m，首采層開采后，M14煤層向上層的涌出量在500/0以上，M15煤層向M13煤層的涌出量在30 0/0以上，因此，首采層的瓦斯涌出量最大。二、礦井瓦斯涌出量預測結合礦井的實際情況和瓦斯資料，采用中華人民共和國安全生產(chǎn)行業(yè)標準的“礦井瓦斯涌出量預測方法”（AQ10182006）中的分析預測法對礦井設計水平（+1400m水平）M13煤層采煤工作面的瓦斯涌出量進行預測。開采M13煤層回采工作面相對瓦斯涌出量計算Q采=q1+q21）開采層相對瓦斯涌出量按下式計算：q1=K1K2K3（m/M）（W0Wc）式中：Q采回采工作面相對瓦斯涌出量，m3/t；q1開采層相對瓦斯涌出量，m3/t；q2鄰近層相對瓦斯涌量，m3/t；K1圍巖瓦斯涌出系數(shù)，M13煤層頂?shù)装鍨殁}質粉砂巖和粘土巖互層，致密性較高，；K2工作面丟煤瓦斯涌出系數(shù)，用回采率的倒數(shù)來計算；K2=1/=K3采區(qū)內準備巷道預排瓦斯涌出影響系數(shù)；由于本礦采用后退式回采，按以下公式計算。K3=（L2h）/LL工作面長度，m，L=100m；h掘進巷道預排等值寬度，m；按“礦井瓦斯涌出量預測方法”=9；K3=（10029）/100=M工作面采高，m；M=m開采層厚度，m；m=；W0煤層原始瓦斯含量，m3/t；按表614選取，M13煤層+ m3/t；Wc 運出礦井后煤的殘存瓦斯含量，m3/t，參照“礦井瓦斯涌出量預測方法”中的附錄C選??；Wc =5 m3/t。=（）（）= m3/t2）鄰近層相對瓦斯涌量本礦首先開采M13煤層，然后開采M1M15煤層，最后開采上煤組M0煤層，由于各煤層與開采層的層間距不同，各煤層涌入的相對瓦斯量也不同，M0煤層為首采層的上鄰近層，層間距151m,其排放率為0。下鄰近層相對瓦斯涌量按下式計算： q2=∑ni=1（W0iWci）（mi/M）ni式中：mi 第i個鄰近層煤層厚度，m；M工作面采高，m；ni 第i個鄰近層瓦斯排放率，0/0，參照附錄D選??；Woi第i個鄰近層煤層原始瓦斯含量，m3/t，按表614選?。籛ci第i個鄰近層煤層殘存瓦斯含量，m3/t。M13煤層為下煤組的上煤層，對其瓦斯涌出量有影響的是下鄰近層。下鄰近層的相對涌出量計算結果見表621。，開采M13煤層時，其回采工作面在+，按回采工作面設計生產(chǎn)能力（456t/d）計算，則M13煤層+。預測的相對瓦斯涌出量比實測的相對瓦斯涌出量低，但絕對瓦斯涌出量大于實測的絕對瓦斯涌出量，設計考慮在實測時因產(chǎn)量變化大的因素，采用預測的絕對瓦斯涌出量（最大值）。表621 開采M13煤層時鄰近層涌入瓦斯量表鄰近層類型鄰近層編號水平鄰近層參數(shù)開采層采高鄰近層相對瓦斯涌出量煤層厚度（m）瓦斯含量m3/t殘存瓦 斯含量m3/t距開采 層距離（m）瓦斯排放率（0/0）（m）（m3/t）下鄰 近層M14+1400m512522M15+1400m727232計合+1400m掘進工作面絕對瓦斯涌出量按下式計算Q掘=q3+q4式中：Q掘掘進工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；q3掘進工作面巷道煤壁絕對瓦斯涌出量，m3/min；q4掘進工作面落煤絕對瓦斯涌出量，m3/min；1）掘進工作面巷道煤壁絕對瓦斯涌出量按下式計算q3=DVq0（2√L/V1）式中：q0煤壁瓦斯涌出強度，m3/（m2min）；q0=（（Vr）2+） W0 W0 –煤層原始瓦斯含量，m3/t，按表614選取 D巷道斷面內暴露煤壁面的周邊長度，m，礦井開采煤層為中厚煤層，為開采層厚度的2倍。 M開采層厚度，m。 V巷道平均掘進速度，m/min； L巷道長度，m； Vr煤中揮發(fā)分含量，0/0；將有關數(shù)據(jù)代入上式計算得出各掘進工作面的煤壁瓦斯涌出量，見表622。2）掘進工作面落煤絕對瓦斯涌出量按下式計算：q4=SVY（W0Wc）式中：S掘進巷道，m2；Y煤的密度，t / m3。將有關數(shù)據(jù)代入上式，計算得到各煤層掘進工作面的落煤瓦斯涌出量，見表623。表622 各煤層巷道掘進工作面煤壁絕對瓦斯涌出量計算表煤層水平瓦斯含量W0掘進速度V巷道長度L煤厚M煤壁面長度D揮發(fā)分Vr瓦斯涌出強度q0巷道煤壁瓦斯涌出量m3/tm/minmmm0/0m3/（m2min）m3/minM0+1400m230M13+1400m23024M14+1400m230M15+1400m230表623掘進工作面落煤絕對瓦斯涌出量計算表煤層水平瓦斯含量Wo殘存瓦斯含量Wc巷道斷面S掘進速度 v煤的密度 Y落煤涌出量（m3/t）（m3/tr）（m2）（m/min）（t/m3）（m3/min）M0+14006M13+14005M14+14005M15+14007將掘進巷道煤壁瓦斯涌出量與掘進落煤的瓦斯涌出量相加即為掘進工作面瓦斯涌出量，見表624。表624 掘進工作面瓦斯涌出量表煤層水平巷道煤壁瓦斯涌出量掘進落煤的瓦斯涌出量掘進工作面瓦斯涌出量（m3/min）（m3/min）（m3/min）M0+1400mM13+1400mM141400mM151400m生產(chǎn)采區(qū)瓦斯涌出量q區(qū)=K1（∑ni=1q采iAi+1400 ni=1q掘i）式中：q區(qū)生產(chǎn)采區(qū)相對瓦斯涌出量，m3/t；K1生產(chǎn)采區(qū)內采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，；q采i第i個回采工作面相對瓦斯涌出量，m3/t；Ai第i個回采工作面的日產(chǎn)量，456t；q掘i 第i個掘進工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；A0生產(chǎn)采區(qū)平均日產(chǎn)量，t；含掘進煤，投（達）產(chǎn)采區(qū)采區(qū)平均日產(chǎn)量為470t。達產(chǎn)期，礦井布置采區(qū)生產(chǎn)，布置M13煤層采煤工作面一個，M13煤層掘進工作面二個，按上式計算。礦井瓦斯涌出量礦井瓦斯涌出量按下式計算： q井=K11（∑ni=1 q區(qū)iAoi）/∑ni=1Aoi式中：q井礦井相對瓦斯涌出量，m3/t；K11已采采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，；q區(qū)i第i個生產(chǎn)采區(qū)相對瓦斯涌出量，m3/t；Aoi第i個生產(chǎn)采區(qū)平均日產(chǎn)量，t。礦井達產(chǎn)期布置1個采區(qū)生產(chǎn)，按上式計算， m3/t。第三節(jié) 礦井通風通風方式及通風系統(tǒng)一、通風方式及通風系統(tǒng)礦井為多煤層分組聯(lián)合布置，且上煤組（M0煤層）為一向斜構造，地質構造中等，各采區(qū)較為分散，設計采用分離式通風（分區(qū)回風）方式，通風方法為機械抽出式。首采區(qū)通風系統(tǒng)：副斜井為礦井的主要進風井，主斜井為礦井的主要運輸井筒，配適量進風新鮮風流由主斜井和副斜井進入一采區(qū)運輸石門和一采區(qū)下車場，經(jīng)一采區(qū)軌道上山和材料行人上山進入?yún)^(qū)段甩道石門進入各煤層區(qū)段運輸平巷和軌道平巷，清洗工作面形成污風，經(jīng)區(qū)段回風平巷和回風石門進入回風上山和回風斜井，同地面主要通風機將污風由其引風道抽出地面。上煤組（M0煤層）分向斜南、北兩翼布置回風井，其進風井均為主斜井和副斜井，各采區(qū)分別由各自的回風井回風，礦井形成分區(qū)回風的通風系統(tǒng)。二、風井數(shù)目、位置、服務范圍及服務時間風井數(shù)目根據(jù)開拓布置，設計南一號回風斜井，南二號回風斜井北翼回風平硐三個風井。風井位置南一號回風斜井位于礦區(qū)南翼邊界的跳場壩，位于原普南煤礦主平硐以北70m，井口坐標為X=2930087，Y=35588640，Z=+1618m；南二號回風斜井位于礦區(qū)南翼M0煤層底板，井口坐標為X=2930475,Y=35588307,Z=+1570m。各風井與主、副斜井分布于礦區(qū)不同地點，出口之間的距離大于50m，符合（煤礦安全工程）的規(guī)定。風井服務區(qū)域及服務時間南一號回風斜井為下煤組（一采區(qū)）服務；南二號回風斜井為上煤組向斜南翼采區(qū)服務；北翼回風硐為上煤組向斜北翼采區(qū)服務。三、首采工作面通風線路礦井首采工作面為11301工作面，其通風線路為：新鮮風流 主斜井和副斜井 一采區(qū)運輸石門 一采區(qū)運輸上山 +1550m運輸石門 11301運輸平巷和區(qū)段軌道平巷 11301采煤工作面 11301回風平巷 +1600m回風石門 南一號回風斜井 地面。四、掘進工作面及硐室通風掘進通風：掘進工作面采用局部通風機壓入式通風，風量260～171m3/min,全壓980～2800a,2KW。局部通風機安設在距其回風流不小于10m的新鮮風流中，其回風直接進入采區(qū)專用回風上山，全部為獨立通風。硐室通風：井下水泵房和中央變電所和采區(qū)絞車硐室位于新鮮風流中，采用礦井負壓通風。機車充電硐室布置在一采區(qū)下車場南側，采用礦井負壓通風，其回風流直接引入采區(qū)專用回風上山。五、礦井風量、風壓及等級孔計算（一）風量計算按井下同時工作的最多人數(shù)計算