【正文】 畢業(yè)論文（設計） 第 16 頁表 礦山壓力及地質(zhì)測量類儀表、設備配置 序號 設備名稱 型號規(guī)格 單位 數(shù)量 單價（萬元/臺或套 ) 一 采煤機 (雙滾筒 ) MG300W1 臺 1 210 二 刮板輸送機 SGB620/80 臺 2 70 三 轉載機 Q2P160A 臺 1 25 四 可伸縮帶式輸送機 DSJ65/20/2 22 臺 1 32 五 帶式運輸機 DTS65/20/+30 臺 2 54 六 單體液壓支柱 DZ35 根 1000 89 七 金屬鉸接頂梁 HDJA1200 根 1500 30 八 主要通風機 FBCZ6No16B75kw 臺 2 620 九 乳化液泵 XRB2B80/200 套 2 36 十 空氣壓縮機 SM475A 臺 2 16 十一 主要通風機 FBCZ6No16B75kw 臺 2 430 其他小型設備 600 總計 2212 ********畢業(yè)論文（設計） 第 17 頁 ********畢業(yè)論文（設計） 第 18 頁第 3 章 瓦斯災害防治 瓦斯災害因素分析 瓦斯賦存狀況 （ 1)煤與瓦斯突出危險性 通過 根據(jù)相關的資料 在 J409 號鉆孔中對部分煤層 作的 煤的堅固性系數(shù)，根據(jù) 得出 試驗結果 △ p 和 f 的比值（ K=△ p/f)作出判定 ，在所試驗的 19煤中， 均為具有煤與瓦斯突出危險的煤層（ K＞ 15 為有煤與瓦斯突出危險性 ) （ 2)煤塵爆炸和煤的自燃傾向 煤塵爆炸危險性 在該礦井范圍內(nèi)存在 爆炸危險性。 （ 3)煤的自燃傾向性 煤層均為自燃煤層 ， 煤層氧化溫度最低 為 340 ℃ ，最高還原溫度為 389℃，溫差 7～ 40℃，屬于不自燃到易自燃煤層。 井田內(nèi)煤種多樣，有焦煤、瘦煤、貧瘦煤及瘦煤．煤質(zhì)變化情況：全井田以原煤灰分、硫分標準衡量，灰分標準差為 ，硫分標準差 ,屬煤質(zhì)變化大 。 計算各煤層瓦斯含量： 根據(jù) AQ 標準（ AQ1027— 2021）計算各煤層瓦斯含量： ?KPMMAbPabPX adadad 11001001 ???????? （ 31） 式中： X— 煤層瓦斯含量， m179。 / t； a— 吸附常數(shù)，試驗溫度下的極限吸附量， m179。 / t；一般為 15~25 m179。 / t，本設計取中間值 20 m179。 / t； b— 吸附常數(shù)， MPa1；一般為 ~；本設計取 3 MPa； P— 煤層絕對瓦斯壓力 MPa；因無實測值，根據(jù) 相關的資料中得出 經(jīng)驗公式進行計算： P=（ ~） H (H 為垂深，本礦井在開采 +975 水平時距地表垂深為 1370975＝ 395m)，（ ~）系數(shù)取中間值 ，那么 P== 395=； Aad— 煤的灰分， %； Mad— 煤的水分， %； ********畢業(yè)論文（設計） 第 19 頁K— 煤的孔隙體積， m179。/t；根據(jù)采礦設計 手冊中同類煤質(zhì)水分進行選取 表 煤質(zhì)與孔隙率關系 煤的牌號 揮發(fā)份 % 灰份 % 水分 % 比重 容重 t/m3 孔隙率 M3/t % 瘦煤 ~ ~12 ~ ~ ~ ~ ~ 焦煤 ~ ~22 ~ ~ ~ ~ ~ 取 m179。/t ；γ — 煤的視密度。 A: M19 煤層瓦斯含量計 : ?KPMMAbpabpXadadad 11001001 ???????? （ 32） 1100 ??????????? ???X =+=( tm/3 ) 煤層的瓦斯含量匯總見下表 . 表 各煤層瓦斯含量 煤層編號 瓦斯含量（ tm/3 ） M19 回采工作面瓦斯涌出量 采用分源預測法 q 采 19=q1+q2 （ 33） 式中 q 采 —— 開采層回采工作面相對瓦斯涌出量， m179。/t； q1—— 開采層相對瓦斯涌出量， m179。/t； q2—— 鄰近層相對瓦斯涌出量， m179。/t； (1)在薄及中厚煤層不分層開采時，開采層瓦斯涌出量可由式下式計算： )( 03211 cWWMmKKKq ?????? （ 34） 式中 q1—— 開采層相對瓦斯涌出量， m179。／ t； K1—— 圍巖瓦斯涌出系數(shù)； K1 取范圍為 ～ ； K1 取 ； K1取 ；K1取 ；砂質(zhì)泥巖等致密性圍巖 K1 取值可偏??；因本礦井采 用全部陷落法管理頂板，故取 K1=。 ********畢業(yè)論文（設計） 第 20 頁 K2—— 采煤工作面 丟煤瓦斯涌出系數(shù)，用回采率的倒數(shù)來計算； 即該礦井所有煤層有為薄及中厚煤層 .其中 M6,M23,M26為中厚煤層，工作面回采率為85%， K2＝ 1247。 ＝ ；其余的工作面為薄煤層，回采率為 80% K2＝ 1247。 ＝ 。 L hLK 23 ?? 102150 ???? （ 35） 式中 L—— 工作面長度， m； h—— 掘進巷道預排等值寬度， m，無煙煤取 10； m— 開采層厚度， m； M—— 工作面采高， m； W0—— 煤層原始瓦斯含量， m179。／ t； Wc—— 運出礦井后煤的殘存瓦斯含量， m179。／ t；取 179。/t 因此 對 M19煤層： ?1q ()=(m179。／ t) 掘進工作面瓦斯涌出量預測 按照 資料與 標準及該礦井掘進工作面瓦斯涌出來源（掘進巷 道煤壁和掘進巷道落煤瓦斯涌出量組成），掘進面瓦斯涌出量計算公式為： 43 qqq ??掘 （ 37） )12(03 ????? vLqvDq （ 38） )( 04 CWWvSq ????? ? （ 39） 020 /])([ WVq T ?? 式中： 掘q —— 掘進工作面絕對瓦斯涌出量， m179。/min； 3q —— 掘進工作面巷道煤壁絕對瓦斯涌出量， m179。／ min； 4q —— 掘進工作面落煤時絕對瓦斯涌出量， m179。／ min。 D—— 巷道斷面內(nèi)暴露煤壁面的周邊長度， m；對于薄及中厚煤層， D=2m0， ********畢業(yè)論文（設計） 第 21 頁m0為開采層厚度；對于厚煤層， D=2h+b， h及 b分別為巷道的高度及寬度； 該礦井的所有可采煤層都為薄及中 厚煤層，因此 19MD ＝ 2m0＝ 2 ＝ m，23MD ＝ 2m0＝ 2 =, 26MD ＝ 2mo＝ 2 ＝ m。 L—— 巷道長度， m；為了簡化計算過程，根據(jù)上述公式及各煤層參數(shù)，掘進巷道的長度均為 1100m， q0—— 巷道煤壁瓦斯涌出量初速度， m179。／ (m2?min)； Vr—— 煤中揮發(fā)分含量，％； S—— 掘進巷道斷面積， m2； S=； υ —— 巷道平均掘進速度， m／ min；υ =； γ —— 煤的視密度， ****************可采煤層 M19，其視密度為 179。， M23，其視密度為 179。， M26，其視密度為 179。 W0—— 煤層原始瓦斯含量， m179。／ t； Wc—— 運出礦井后煤的殘存瓦斯含量，取 179。／ t； M19 煤層： 020 /])([ WVq T ?? =[ +]/ =179。／ (m2?min)； )12(03 ????? vLqvDq=（ 2 1 ?） = m179。／ min； )( 04 CWWvSq ????? ? =(－ 7) = m179。／ min； 因此 9 3 41q q q??掘 =＋ 2 =179。／ min； 礦井瓦斯涌出量預測 本礦井設計由一個采區(qū)、一采回采工作面， 2個掘進工作面來完成 15 萬噸 /年的設計產(chǎn)量，在計算礦井瓦斯涌出量時，按照上述計算中采煤工作面的最大瓦 ********畢業(yè)論文（設計） 第 22 頁斯涌出量和掘進工作面最大瓦斯涌出量進行計算。計算如下： 01 1)1 4 4 0(39。AqAqKqqnini iii? ?? ???? 掘采區(qū)井 （ 39） q 井 —— 礦井相對瓦斯涌出量， m179。/t； q 區(qū) —— 生產(chǎn)采區(qū)相對瓦斯涌出量； m179。/t； K′ —— 生產(chǎn)采區(qū)內(nèi)采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，取 ； q 采 i— 第 i個采回采工作面相對瓦斯涌出量， m179。/min； Ai—— 第 i個回采工作面的日產(chǎn)量， t； q 掘 i—— 第 i個掘進工作面絕對瓦斯涌出， m179。/t； A0—— 生產(chǎn)采區(qū)平均日產(chǎn)量， t； 根據(jù)本礦實際生產(chǎn)情況 :A0 為 Ai 為 1406t/d 01 1)1440(39。AqAqKqqnini iii? ?? ???? 掘采區(qū)井 (310) ))(144036024( ????????區(qū)井 qq m179。 /t 如意煤礦的 絕對瓦斯涌出量： m i n)/( 3mq ????? ?? 日產(chǎn)量相對瓦期涌出量絕井 根據(jù)上述預測計算結果，得出礦井相對瓦斯涌出量 m179。 /t,絕對瓦斯涌出量為 179。 /min。 Q 采 19= m179。 /t10m179。 /min，可以判定該 礦井為高瓦斯礦井。 瓦斯災害治理措施選擇 采掘工作面需要采取瓦斯抽放的必要性判斷標準是：在給定的巷道通風斷面條件下，采掘工作面設計通風能力小于稀 釋瓦斯所需的風量，抽放瓦斯才是必要的。 （ 1） 采掘工作面最大供風量計算 根據(jù)采煤工作面巷道面積 S 和最大限定風速 4m/s，計算理論最大供風量。 ********畢業(yè)論文（設計） 第 23 頁為了便于案例講解，我們暫設 Q 采 max=Svmax60=460=179。/min。 （ 2） 采煤工作面最大風排瓦斯量計算 工作面回風流瓦斯?jié)舛劝?％，計算風排瓦斯量 Qpmax。 Q 采 p=Q 采供 C 采回 = 。 而采煤工作面絕對瓦斯涌出量為 ，如不抽放瓦斯，則工作面的瓦斯?jié)舛葘⒊蓿?尚需抽放瓦斯量 Q 剩 ＝ Q 絕 Qp==,工作面瓦斯?jié)舛炔拍芫S持 ％ 。 （ 3） 抽放的可行性 ********對于 本煤層瓦斯抽放進行預抽的可能性，衡量本煤層 的 瓦斯預抽是否可行可參照下表：按λ、α和判斷本煤層瓦斯抽放可行性標準如表 示。 表 本煤層預抽瓦斯難易程度分類表 煤層抽放瓦斯難易程度 鉆孔流量衰減系數(shù)（ d1） 煤層透氣性系數(shù) （ m2/Mpa2 d） 容易抽放 10 可以抽放 ～ 10～ 較難抽放 λ＝ （ m2/) 根據(jù)已知條件， 19 號煤層透氣性系數(shù)λ＝ （ m2/)， 19號煤屬于可以抽采煤層，我們要選取合適的抽采方案來防治采掘工作面的瓦斯超限。 防爆措施 巷道布置、采掘工藝對礦井瓦斯涌出的影響 1）巷道布置的影響 （ 1） 本礦井開拓巷道均布置在巖層內(nèi)，石門為穿層布置，其它回采巷道均沿煤層布置，煤巷掘進瓦斯涌出量將較大，過后對其周圍的瓦斯排放有利； （ 2） 礦井采用抽出式通風，礦井瓦斯涌出量隨負壓的升高而增大，隨風壓的降低而減 少； （ 3） 工作面采用長壁式采煤，采煤工作面均設有進、回風巷道，能保證工作面通風。 2）采掘工藝的