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文档简介
1、第五章通风、降温与安全第一节概况一、瓦斯本井田3上煤层采取1件瓦斯样,3(3下)煤层采取13层点14件瓦斯样,分析 结果(见表5-1-1)表明:其瓦斯(CH4)成分和含量最高分别为9.80%和0.262cm3/g r, 二氧化碳(CO2)成分和含量最高为10.83%和0.238cm3/g r,氮气(N2)成分和含量最高 为99.00%和3.859cm3/g r。根据钻孔测得的瓦斯含量资料分析,3上、3(3下)煤层 瓦斯成分以氮气为主,次为二氧化碳、甲烷气体;瓦斯含量普遍低,应属瓦斯风化带 范畴。井田西部有岩浆侵入,煤变质程度普遍增高,煤层有产生气体的条件,某些地段 如果赋存条件良好,瓦斯含量可
2、能会相对聚集,因此,在生产过程中应加强瓦斯管理, 以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。表5-1-13(3下)煤层瓦斯等成分及含量表项目 煤层瓦斯及其他气体成分两极值/平均(点%数)瓦斯及其他气体含量cm /g - r两极值/平均(点数)CHCQN2及其它CHCQNb及其它3上0.15(1)1.48(1)98.37(1)0.003(1)0.050(1)2.703(1)3(3 下)0.00 9.800.95 10.8386.29-99.000.000-0.2620.020-0.2381.6873.8591.18(13)4.85(13)93.97(13)0.0280.090(13)2.370(8)二、煤尘
3、煤尘爆炸性试验结果(见表5-1-2)表明:2、3上、3(3下)煤、6煤层的火焰长度 变化在50600mn之间,扑灭火焰的岩粉量变化在 37.786.5%之间,可燃基挥发分 为33.4344.81%,根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数为39.2244.83,因此,以上煤层均为有煤尘爆炸危险性煤层。3(3下)煤焦的火焰长度变化在0300mn之间, 扑灭火焰的岩粉量变化在5.040.0%之间,可燃基挥发分为7.94%,根据挥发分和固 定碳计算的煤尘爆炸指数变化在9.77,因此,3(3下)煤焦为无有爆炸危险性,天然焦无煤尘爆炸危险性。表5-1-22、3上、3(3下)、6煤层煤尘、煤的自燃试验成果表煤
4、层 (点数)火焰长度(mm)岩粉量(%)煤尘爆炸 指数爆炸 危险性2 (2)35057050.075.044.83有3 上(2)400 60062.065.039.22有3(3 下)煤(8)50 60037.786.540.79有煤焦(2)0 3005.040.09.77无有6 (1)63080.044.77有三、煤的自燃根据本井田煤样测试结果(见表5-1-3),各煤层煤的原样着火温度变化在 314 411C之间,还原样与氧化样着火点之差为 522C。2、3上煤层属不易自然发火; 3(3下)煤层属不易自然自然发火煤层;3(3下)煤焦、天然焦均属不易自然发火煤 层;6煤层属自然发火煤层。因此,在
5、今后矿井开采过程中应严格采取防火措施,以 防煤层自燃现象发生。表5-1-3各煤层煤的自燃试验成果表煤层(点数)原样(C)还原样(C)氧化样(C) T(C)自燃等级2 (2)327352330358324344614出3 上(2)359 36236337035235411 16出3(3 下)煤(10)314358317364312350516川、n煤焦(5)38941139542338340512 20出天然焦(4)427440440469422436719出6 (1)34734932722n四、地温勘探阶段未做专门恒温点(带)的确定工作,沿用了巨野煤田普查地质报告确 定的恒温点的深度50m、温
6、度18.9 C o全区非煤系地层的平均地温梯度 (Q+N+P2)2.63C /100m,煤系地层(P1s+C2P1t)平均地温梯度3.57 C /100m。随沉积环境、构造和水文地质条件的不同以及岩浆岩侵入, 地温梯度变化有一定的差异,全孔 地温梯度1.814.11 C/100m,全区平均地温梯度3.0C /100m。煤系基底广布着奥 陶系石灰岩含水层,据揭露奥灰钻孔简易测温资料统计,地温梯度一般在1.50 C/100m 土,地温梯度较小,说明导热性能较好。全区地温梯度呈西北高东南低的趋势,3煤层沉缺区及其附近地温梯度较低。但 随沉积环境、构造和水文地质条件的不同,地温梯度变化有一定的差异。从
7、3(3下)煤层底板温度等值线图可以看出,等温线与煤层底板等高线基本平行,即煤层埋藏越 深温度越高。但同一深度,由于所处构造部位不同以及受其它地质因素的影响不同, 地温也有所不同,根据3煤层底板温度等值线图,3煤层主要处于一或二级高温区, 且大部分为二级高温区,Y-28号钻孔见最高温度为55.91 C ;仅3煤层埋藏较浅处, 零星分布着几个小的正常地温区。总之,本区平均地温梯度3.01 C/100m,属地温梯度异常区。3(3下)煤层西部局 部赋存区处于一级高温区,东部大部处于二级高温区。第二节矿井通风一、矿井通风方式根据开拓部署,针对本矿井埋藏较深、地温较高的特点,采取分区通风的方式, 矿井开采
8、前期采用中央并列抽出式通风方法。中、后期分别在南部和北部再增打进、回风井,解决由于开采范围扩大引起通风 负压过大的问题,实现分区通风。二、矿井通风系统矿井开采前期新鲜风流由副井(主井进少量风)进入井底车场,经轨道石门、轨 道顺槽、清洗工作面。乏风从回采工作面经胶带顺槽、回风石门至风井排出地面。矿井初期通风系统见 图 5-2-1。三、矿井风量计算根据煤矿安全规程(2004)规定,结合兖州矿区“矿井风量计算方法”,矿井 需要的风量,按下列要求分别计算,并取其最大值。1. 按井下同时工作的最多人数计算:Q矿井=4NK矿通式中:N井下同时工作的最多人数,人;K矿通-矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风
9、不均匀等因素,取K矿通二1.25Q矿井=4X 200X 1.25 = 1000( m3/min ),即 16.7 m3/s.2. 按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:Q矿井=(刀Q采+刀Q掘+刀Q硐+刀Q其它)X K矿通式中:刀Q采采煤工作面实际需要风量总和,m3/s ;刀Q掘一掘进工作面实际需要风量总和,m3/s ;刀Q硐一硐室实际需要风量的总和, m3/s ;刀Q其它一矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总 和, m3/s ; 采煤工作面实际需要风量,按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算: 按工作面温度和合适风速计算Q采 i=60 XV 采 i
10、XS 采 i xk 长 i (m3/min )式中:Q采i-第i个采煤工作面实际需要的风量,m3/min ;V采i -第i个采煤工作面风速,m/s (见表5-2-1 ),考虑降温需要,并适当留 有富余系数,本值取大值;S采i-第i个采煤工作面的平均断面积,m2,估算为10.0 m2;K长i-第i个采煤工作面面长调整系数(见表 5-2-2 );Q采 i=60 X2. 0X 10.0 X 1.2=1 440 m3/min 按人数计算实际需要风量3Q 采 i=4Ni m /min式中:Ni-第i个采煤工作面同时工作的最多人数,人;3Q 采i=4X70=280 m /min表5-2-1采煤工作面空气温
11、度与合适风速对应表米煤工作面空气温度(°C)米煤工作面风速(m/s)15 180.818 200.8 1.020 231.0 1.323 261.3 1.626 281.6 2.0>282.0 2.5表5-2-2采煤工作面面长调整系数表米煤工作面长度(m)<5050100100160160200200260260300>300k长0.80.91.01.11.21.31.4 按瓦斯涌出量计算Q= 100 冯 ><ki式中:q采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m3/ min ;由于郓城矿井为新矿井,没有实测的瓦斯绝对涌出量,参照济宁三号矿井实测的2.68m3/min
12、计算;ki采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.5。3Q= 100>xki = 100X2.68 >.5= 402m /min经计算,按工作面的气温和风速计算出的风量最大,参照邻近兖州、济宁等矿 区综采工作面的实际风量,回采工作面风量推荐为30m3/s,实际生产过程中可根据瓦 斯涌出和井下气温条件进行适当调整。另外,按回采工作面风量的50%考虑接续工作面风量为15m3/s。3采煤实际需要风量为: EQ采=30 +15= 45m /s。掘进实际需要风量按矿井各个需要独立通风掘进工作面实际需要风量的总和(Q掘)计算:式中n3,Q掘=匚 Q掘im /m ini 4Q掘i第i个掘进工作面实际需要风量,m3/min。按掘进工作面实际需要最低风量计算:Q 掘=60XVXSXKt , m3/min式中Q掘一掘进工作面实际需要风量,m3/min ;V 掘进工作面的最低风速 m/s。煤巷、半煤岩巷掘进工作面V取0.25 m/s; S掘进工作面断面积,m2;Kt掘进工作面温度调整系数,从表 5-2-3中查取,考虑温度因素,适当留 有富余系数,取大值。各工作面 Kt取1.15。表5-2-3掘进工作面温度调整系数表掘进工作面空气温度C)<2020 26&g
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