毕节市杨家湾煤矿综合防突措.docx
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毕节市杨家湾煤矿综合防突措
毕节市杨家湾煤矿
综合防突措施
编制人:
技术负责人:
矿长:
日期:
2010.9.10
会审意见栏
单位
参加会审人员签字
分管矿领导
技术科
安监科
通防科
机运科
采煤队
掘进队
调度室
办公室
工程师审批意见
矿长审批
意见
目录
会审意见栏2
目录3
第一章概况6
第一节地质概况6
一、地层6
二、地质构造7
三、煤层7
㈠可采煤层7
㈡煤质7
第二节水文地质条件8
第三节开采安全、技术条件10
第四节生产系统概况11
一、井田开拓布置情况11
二、通风系统12
三、排水系统13
四、提升、运输运输系统13
五、供电系统13
第二章区域防突措施13
第一节区域突出危险性预测13
一、区域突出危险性预测方法13
㈠预测煤层瓦斯压力13
㈡测定煤层的原始瓦斯含量14
第二节区域防突措施14
一、开采保护层14
二、预抽煤层瓦斯14
㈠瓦斯抽放必要性及可能性14
⒈抽放瓦斯的必要性14
⒉瓦斯含量计算14
⒊工作面瓦斯涌出量预测15
⒋抽放瓦斯的可能性17
⒌瓦斯抽放难易程度分析18
㈡抽采控制范围和指标18
㈢矿井瓦斯来源分析19
㈣瓦斯抽放方法19
⒈抽放方案19
⒉煤巷掘进工作面先抽后掘20
⒊回采工作面本煤层先抽后采21
⒋采空区瓦斯抽放22
⒌石门揭煤预抽瓦斯23
⒍邻近层抽采方法23
㈤抽放钻机23
㈥封孔方式、封孔材料及工艺、封孔设备、主要检测仪表23
⒈封孔方式、封孔材料及工艺23
⒉其封孔工艺如下:
24
⒊封孔的操作方法:
24
⒋封孔设备24
㈦抽放系统设备选择25
⒈瓦斯抽采量的确定25
2.瓦斯泵的选型25
3.瓦斯抽采系统设备、材料见下表26
第三章防治突出措施的效果检验26
第一节区域防突措施效果检验26
一、区域防突措施效果检验26
二、区域验证29
第二节工作面效果检验29
第三节防止误穿煤层的措施32
第四章安全防护措施33
一、采区采区避难所的设置要求34
二、反向风门的设置要求34
三、防突挡栏的设置要求36
四、远距离放炮36
五、压风自救硐室或自救点的设置要求37
六、其它安全防护措施38
第五章防突管理38
一、机构设置及防突管理38
㈠机构设置38
㈡管理制度40
㈢突出记录及程序管理42
二、技术培训42
三、防突装备43
第六章附录44
毕节市杨家湾煤矿
综合防突措施
第一章概况
第一节地质概况
一、地层
矿区出露地层有二叠系上统龙潭组(P3l)、长兴组(P3c),三叠系下统飞仙关组(T1f)及第四系(Q)。
由老至新分述如下:
⒈二叠系上统(P3)
⑴龙潭组(P3l):
为本区的主要含煤地层,由泥质粉砂岩、细砂岩、粘土岩、粉砂岩、夹泥岩及煤层,按岩性及含煤组合特征,可化分为三段。
本组与下覆地层呈假整合接触。
第一段(P311):
灰色、中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩及粘土岩,共含煤2--8层,煤层厚度小,变化大,属不可采或局部可采,底部含星点状,团块状黄铁矿凝灰质粘土岩,厚2—4.9米,本段厚54.2—85.8米。
产植物化石及碎片。
第二段(P3l2):
灰色中厚层状粉砂岩、细砂岩、夹泥质粉砂岩,泥岩及粘土岩,共含煤2—4层,煤层厚度小,变化大,均不可采。
底部为中厚层状细砂岩,厚2.0—6.8米,全区稳定,为二段和一段的分层标志层。
本段地层厚41.9—76米。
产植物化石碎片。
第三段(P3l3):
灰色、浅灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩,夹细砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及粘土岩,共含煤5--12层,其中M1⒏M23为全区可采煤层,煤层较稳定,结构单一,煤层厚度变化大,不稳定,顶部M18煤层,层位固定,特征明显,为长兴同龙潭组第三段分界的标志层,底部为灰色中厚层状细砂岩,为三段和二段的分层标志,本段地层厚60--76米。
为本矿区含煤地层,产植物化石。
⒉长兴组(P3c):
上部灰色、深灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩夹细砂岩、石灰岩、泥灰岩;下部灰色中厚层状泥质粉砂岩夹细砂岩、泥岩及粘土岩,含煤2--5层,厚度小,全区均不可采,产腕足类化石。
本段厚43.6--73.0米.
⒊三叠系下统(T1)
飞仙关组第一段(T1f1):
灰绿色粉砂岩、粉砂质夹泥质粉砂岩、泥岩。
含瓣腮类及腕足类化石。
厚65--70米。
与下伏地层呈假整合接触。
飞仙关组第二段(T1f2):
紫红色、暗紫色粉砂岩、粉砂质泥岩夹细砂岩、泥岩及灰岩薄层,底部夹中层状灰岩,含瓣腮类化石。
厚385—405米。
⒋第四系(Q)
主要为坡积、残积、冲积物,岩性以粉质粘土、亚粘土为主,见泥灰岩、砂岩转块,多覆盖于煤系地层之上,厚度0—10m。
属松散岩工程岩组,结构松散,其力学强度低,稳定性差。
二、地质构造
矿区位于长春铺向斜北西翼,总体呈单斜构造,地层走向为南西—北东,倾向南东,倾角一般6—12°,沿走向出现波状起伏。
⑴褶皱构造
矿区内褶皱构造不发育。
⑵断裂构造
矿区内断裂构造不发育。
根据国土资源部2003年3月1日实施的《煤、泥地质勘查规范》(DZ/T0215-2002),矿区内的构造复杂程度属简单类型。
三、煤层
㈠可采煤层
矿区内可采煤层为M18,M23煤层,位于龙潭组第三段,各可采煤层的主要特征见下表。
可采煤层主要特征表
煤层编号
煤层厚度
(m)
煤层平
均厚度
(m)
煤层
倾角
(°)
煤层平均间距
(m)
煤层
结构
煤层稳
定性
顶底板岩性
顶板
底板
M18
2.0——2.5
2.24
9
较简单
稳定
粉砂岩
粘土岩
6
M23
1.4——1.6
1.5
9
较简单
稳定
泥质粉砂岩
粘土岩
㈡煤质
⒈ 煤的物理性质
主要可采煤层物理性质及其煤岩特性大体相同,外观为灰黑色,条痕黑色,具有玻璃光泽,棱角状断口。
主要为亮煤及镜煤组成,夹少量的暗煤及丝炭。
煤的质地教疏松,含硫低、无烟。
无机物主要为石英,次为粘土,偶见球状黄铁矿,矿物质主要集中在煤层下部。
⒉ 煤的化学性质
根据各煤层样品原煤的分析结果,有关煤质指标见下表。
主要可采煤层煤质指标汇总表
煤层
编号
煤样
类别
工业分析(%)
Qgr.d
(MJ/kg)
水份(Mad%)
灰份(Ad%)
挥发份(Vdaf%)
硫份(St.d%)
发热量
M18
原煤
3.08
11.75-11.81
11.78
8.36-8.45
8.41
1.06-1.16
1.10
30.797-30.807
30.803
M23
原煤
1.81
19.38-19.45
19.43
7.83-7.91
7.88
0.16-0.21
0.19
28.471-28.478
28.474
⒊煤类的确定
根据地质报告提供的各煤层煤质指标,按GB/T15224.1-200⒋GB/T15224.2-200⒋GB/T15224.3-2004标准分别对各煤层煤质评价如下:
本矿M18号煤层原煤属低中灰分、低中硫、特高热值无烟煤,M23号煤层原煤属低中灰分、特低硫、特高热值无烟煤。
可作为民用、化工及民用等用煤。
第二节水文地质条件
⒈矿区含水带划分及富水性
根据岩性、岩溶裂隙发育程度,地下水补给、排泄条件及富水性由新至老叙述如下:
A、第四系孔隙水含水带:
岩性为黄色、黄褐色粘土、亚粘土及植物根系,含砾砂、砂岩、泥岩碎块,一般厚度0—10米。
该带透水性好,地下水易于排泄,动态变化大,大部分是季节性泉水,富水性弱。
B、三叠系下统飞仙关组(T1f):
为一弱含水层组,是矿床顶板间接充水岩组。
岩性为灰绿色、紫红色泥岩、泥质粉砂岩及泥灰岩。
厚度435—480米。
含裂隙水及基岩裂隙水。
C、二叠系上统长兴组(P3c):
为一弱含水岩组,是矿床顶板间接充水岩组。
岩性为灰色、深灰色中厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩为主,夹细砂岩、泥岩及粘土岩,本段厚43.6--73.0米。
含基岩裂隙水。
D、二叠系上统龙潭组(P3l):
为一弱含水层组,是矿区直接充水层。
岩性为一套砂岩、泥岩、粘土岩夹薄层泥灰岩及煤层(线)组成,厚度150.0—235.0米。
含基岩裂隙水,为弱含水岩组。
⒉地下水类型及其赋存特征
受地层、岩性、构造、地貌、气象及水文等因素的控制,区内地下水类型及赋存特征如下:
①基岩层间裂隙、溶隙水:
二叠系上统龙潭组:
岩性为一套砂岩、泥岩、粘土岩夹薄层泥灰岩及煤层(线)组成,含水性及导水性中等,富水性较强中等。
②孔隙水:
主要分布于矿区中部山腰、缓坡地段及北部的沟谷、低洼地段,主要为残坡积土,为透水而不含水层。
③地下水物理性质及化学成份
调查区内地下水一般无色、无味、无臭,水温正常,水质多为碳酸钙镁型水。
地下水和地表水对水泥制品和钢构件无腐蚀—弱腐蚀。
⒊矿坑充水因素分析及涌水量调查
⑴充水水源:
①地下水:
矿区内第四系含裂隙水,区内部分煤层埋藏较浅,裂隙水对矿区开采有一定的影响。
②老窑积水:
矿区内原有老窑以斜井为主,开采深度100-500米不等,为数较多,开采时间较长,基本形成封闭状态,均汇聚有一定的老窑积水,且位于拟建矿井开采煤层的较高地段,是矿床充水水源之一,对拟建矿井的生产安全会构成一定的威胁。
③地表水:
矿区内地表水主要为雨季性溪沟流水,受季节性影响,因此要防止雨季溪沟水渗入矿坑而成为充水水源,对各煤层的开采构成威胁。
⑵充水方式:
大气降水是矿坑充水的主要因素,大气降水多沿节理裂隙渗入矿井,矿井涌水量雨季有所增加,并且裂隙越发育,涌水量越大。
⑶充水矿床普探类型:
矿床的部分矿体开采下限位于当地侵蚀基准面以下,会受到地表水体的威胁。
该矿床水文地质条件简单型。
。
⒋矿区水文地质条件评价
综上所述,矿区水文地质条件简单,矿床以裂隙充水岩层为主,水文地质类型可列为“二类一型”。
矿区内主要煤层(M18、M23)小部分矿体位于当地侵蚀基准面以上,且本矿开采下限位于当地侵蚀基准面以下,区内地形有利于自然排水,当开采标高在当地侵蚀基准面以上时,地表水对其影响不大,当开采标高在当地侵蚀基准面以下时,地表水就可能通过裂隙、溶隙、漏斗等渠道渗入矿井,水文地质条件属简单类型。
根据本矿以往的生产实际中和《贵州省毕节市11号矿权煤矿资源/储量核实报告》推测,矿井正常涌水量约10m3/h,最大涌水量约30m3/h。
建议矿井在建设生产中注意收集有关水文地质资料,对矿井的充水因素,补给条件、涌水量进行分析和测定,以便为矿井的生产提供指导,达到安全生产的目的。
第三节开采安全、技术条件
⒈煤层顶底板条件
煤层直接顶板为为粉砂岩、泥质粉砂岩,总体稳定性较好,但在小断层发育地段,顶板稳定性稍差,有局部产生冒顶脱落的可能。
直接底板为粘土岩,遇水会产生底鼓。
综上所述,矿山工程地质条件复杂程度属于简单至中等类型。
因此,在采掘过程中应加强底板软岩管理及破碎地段顶板的支护。
在今后生产过程中,应根据实际情况,编制相应的作业规程,并根据顶板矿压显现和采高调整支护密度,以便更好的保证工作面的生产安全。
⒉瓦斯
根据贵州省煤炭管理局文件,黔煤生产字[2008]1457号,《对毕节地区2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》,由于杨家湾煤矿属于新建矿井,没有相对瓦斯涌出量和绝对涌出量,鉴定结论为高瓦斯。
本矿未作煤与瓦斯突出鉴定,根据黔安监管办字【2007】345号文件,全矿井按照煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。
在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录,防止局部瓦斯积聚,必须关注瓦斯涌情况,根据情况采取措施。
矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定,并定期进行瓦斯等级鉴定。
同时本矿应及时请资质单位进行煤与瓦斯突出性鉴定,以便更好指导矿井的安全生产。
⒊煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验2006年8月提交的《煤尘爆炸性鉴定报告》,M18和M23煤尘无爆炸性。
在开采煤层时,须采取综合防尘措施,使井下巷道空气中的粉尘浓度降低到安全标准以下。
⒋煤炭自燃倾向性:
根据贵州省煤田地质局实验2006年8月提交的《煤层自燃倾向性鉴定报告》,该矿M18和M23煤层为Ⅲ类不易自燃煤层,。
⒌地温情况
本井田无地温异常现象,属于正常地温矿井。
⒍冲击地压
地质资料中未提供冲击地压的相关资料,本矿区内无冲击地压的历史记录,根据开采方案设计,矿井冲击地压危险性较小。
第四节生产系统概况
一、井田开拓布置情况
㈠开拓方式及井筒数量
矿井采用斜井开拓方式。
布置有主斜井、副斜井、回风斜井三个井筒。
㈡水平及采区划分
⒈水平划分
根据煤层的赋存情况及矿井开拓方式,矿井划分为一个水平开拓,上下山开采,水平标高为+1665m。
⒉采区划分
沿煤层走向进行划分,矿区西南面划分一采区,矿区东面划分为二采区。
详见开拓系统平、剖面图。
⒊开采顺序
⑴采区间开采顺序:
一采区→二采区。
⑵区段间开采顺序:
区段间采用下行式开采。
⑶区段内开采顺序:
段内采用后退式开采。
⑷煤层间的开采顺序:
根据矿井实际情况,本矿有2层煤,从上往下为M18、M23,煤层间距4—6m,首先开采上部的M18煤层,后开采下部的M23煤层。
㈢采煤方法及回采工艺
⒈采煤方法
采用走向长壁后退式采煤法,爆破落煤,全部陷落法管理顶板。
⒉回采工艺
⑴工作面支护及顶板管理
本矿首采工作面布置在M18煤层中,煤层顶板为粉石岩,顶板稳定好;底板为粘土岩,易鼓底;按设计采用全部垮落法管理顶板,根据掘进揭露煤层为2.6—3.0m,工作面配备DW3.15-30/100型外注式单体液压支柱,支撑高度2600~3100mm,工作阻力为25t/根,选用HDJA——1200型金属铰接顶梁。
按设计“三、四”控顶,排距1.2m,柱距0.7m,最小控顶距3.8m,最大控顶距5.0m。
放顶步距1.2m,回柱绞车选用JH-8型。
直接顶不稳定时,可根据实际情况,加强支护;老顶坚硬难冒时,可采取强制放顶措施,若底板吸水后易膨胀,支护时可在支柱底部加柱鞋,防止支柱插入底板。
①基本支护
工作面支护采用DW28—30/100,DW31.5-30/100型单体液压支柱,配HDJA—1200型金属铰接顶梁,走向一梁一柱支架。
②特殊支护
在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱(一窝三柱)、戗柱切顶。
在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护,贴帮柱柱距1.6m。
③在上、下安全出口20米范围内采用单体液压支柱打成托梁加强支护。
④回柱放顶:
在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护,禁止先回后打。
支柱卸载时,必须使用回柱器,卸载后的支柱用回柱绞车拉出,回下的支柱必须支撑承载,顶梁必须堆码整齐,不得影响退路。
⑤初次来压和周期来压放顶
在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱,必要时加打木垛(木垛每6米打一个,呈“井”字形)切顶。
由于目前该矿尚未进行矿压观测,暂无矿压观测资料,待今后进行矿压观测后,利用矿压观测资料,进行合理的采场选型设计。
⑵采煤工作面机械配置及运输方式
回采工作面配GMZ—12型煤电钻2台,采用钻眼爆破法落煤,工作面运输采用SGB620—40T刮板运输机进行运输,采面下出口选用刮板SGB620—40T刮板运输机进行转载,运输巷设计采用型号为DTL80\20\2X55皮带进行运输煤炭,但因运输巷遇断层巷道直线长度不够,而变更为安装SGB620—40T刮板输送机运输。
二、通风系统
㈠通风方式:
中央并列式。
㈡通风方法:
机械抽出式。
㈢通风设备
1.主扇通风机:
风井安装两台FBCDZ№17/2×110KW抽流式通风机,一台工作,一台备用。
2.矿井总排风量:
3200m3,总有效风量3100m3。
三、排水系统
井底水泵房安装水泵46D—30×8型水泵3台,副井井筒布置主排水管路2趟。
井底水仓容量500m3。
四、提升、运输运输系统
㈠运煤:
主斜井安装DTL—100/40型矿用胶带运输一台;
㈡运料、排矸:
副斜井安装JTP1.6×1.5单滚筒绞车串车提升材料
五、供电系统
由地面变电所供给,地面低压自主斜井双回路电源电缆下井至井下各配电点后,对工作面及掘进面等进行供电。
第二章区域防突措施
第一节区域突出危险性预测
根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年04月10日《贵州毕节市杨家湾煤矿M18、M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》及黔能源煤炭[2011]473号《关于对毕节市杨家湾煤矿M18、M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复》,
鉴定结论为:
(1)杨家湾煤矿在鉴定范围内(法定矿界0-7号拐点圈定区域内,标高+1664米以上)M18煤层有突出危险。
(2)杨家湾煤矿在鉴定范围内(法定矿界0-7号拐点圈定区域内,标高+1664米以上)M23煤层有突出危险。
鉴定结果:
认定毕节市杨家湾煤矿M18、M23煤层为煤与瓦斯突出煤层,认定毕节市杨家湾煤矿为煤与瓦斯突出矿井。
一、区域突出危险性预测
㈠预测煤层瓦斯压力
掘进工作面开门5米起,在掘进迎头布置3个Φ75mm孔径,深70m的超前预测钻孔,封孔测定煤层瓦斯压力P,P<0.74MPa为无突出危险区,否则为突出危险区。
预测(防突措施效果检验)钻孔布置图(图2)
㈡测定煤层的原始瓦斯含量
取样化验煤层原始瓦斯含量W<8m3/t为无突出危险区,否则为突出危险区。
第二节区域防突措施
区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。
一、开采保护层
本矿现开采M18煤层,无保护层开采,
二、预抽煤层瓦斯
㈠瓦斯抽放必要性及可能性
⒈抽放瓦斯的必要性
根据《煤矿安全规程》(2010版)第145条规定,有下列情况之一,必须建立地面永久瓦斯抽放系统。
⑴1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min,或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min,用通风方法不能解决瓦斯的问题的。
⑵矿井绝对瓦斯涌出量达以下条件的:
①大于或等于40m3/min;
②年产量1.0~1.5Mt的矿井,大于30m3/min;
③年产量0.6~1.0Mt的矿井,大于25m3/min;
④年产量0.4~0.6Mt的矿井,大于20m3/min;
⑤年产量小于或等于0.4Mt的矿井,大于15m3/min。
⑥开采有煤与瓦斯突出煤层的。
⒉瓦斯含量计算
⑴M18煤层瓦斯含量计算
根据煤层瓦斯含量经验公式计算煤层瓦斯含量
可采煤层煤质分析表
煤层编号
水分
(Mad)%
灰分
(Ad)%
挥发分
(Vdaf)%
全硫
(St,d)%
M18
3.08
11.78
8.41
1.10
M23
1.81
19.43
7.88
0.19
M18煤层
Wh=Wx+Wy
+
=14.7m3/t
式中:
Wx——煤的瓦斯吸附量,m3/t;
Wf、Af、VΓ——M18号煤的水分3.0⒏灰分11.7⒏挥发分8.41,%;
P——瓦斯压力,MPa;P=(2.03~10.13)H,H为垂高,本矿开采到最低准采标高时,H为260m;按P=6H=6×260=1.56MPa
en——温度系数,查表得1/en=0.671;
e——自然对数底;
n——
=0.39;
a——2.4+0.21VΓ=2.42;
b——1-0.004VΓ=0.99;
Wy——游离瓦斯量,m3/t;
fn——煤的孔隙率,%,查表取7;
γ——煤的容重,γ=1.39t/m3;
KY——相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数,查表得KY=1.04;
t——温度,取t=20℃。
⑵M23煤层瓦斯含量计算
同理,M23煤层原煤瓦斯含量16.5m3/t
⒊工作面瓦斯涌出量预测
⑴开采层相对瓦斯涌出量
矿井开采的煤层为薄及中厚煤层,一次采全高,按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算:
q1=K1×K2×K3×
(W0-WC)=1.3×1÷0.95×0.93×2.24÷2.24×(14.7-4)=13.6m3/t
⑵邻近层相对瓦斯涌出量计算
q2=
=
=[16.5—6)×1.5÷2.24×0.80=5.6m3/t
mi------第i个邻近层煤层厚度,m;
M-------工作面采高,m;
----------第i个邻近层瓦斯排放率,取30%;
---------第i个邻近层煤层原始瓦斯含量,m3/t;
--------第i个邻近层煤层残存瓦斯含量,m3/t;
故Q采=q1+q2=13.6+5.6=19.2m3/t;
经上述计算,首采M18号煤层工作面相对瓦斯涌出量为34.1m3/t,绝对瓦斯涌量为19.2×145000÷330÷24÷60=5.85m3/min。
⑶掘进工作面瓦斯涌出量预计
按照AQ1018—2006标准及本矿井掘进工作面瓦斯涌出来源(掘进巷道煤壁和掘进巷道落煤瓦斯涌出量组成),掘进面瓦斯涌出量为:
Q掘=Q1+Q2m3/min
式中:
Q掘:
掘进工作面瓦斯涌出量,m3/min;
Q1:
掘进煤壁瓦斯涌出量,m3/min;
Q2:
掘进巷道落煤瓦斯涌出量,m3/min;
Q1=DVQ0[2(L/V)0.5—1]m3/min
式中:
D:
巷道断面的周长(半煤岩巷时只是煤层内的周界),m;
V:
巷道平均掘进速度,m/min;
Q0:
煤壁瓦斯涌出初速度,按以下经验公式计算:
Q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]/ω0m3/min
Vr:
原煤挥发分;
ω0:
煤层瓦斯含量,m3/t;
L:
巷道长度,m。
Q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]×ω0m3/min
=0.026×(0.0004×8.412+0.16)×21.2
=0.104m3/min
则:
Q1=9.8×0.0025×0.104×[2×(500/0.007)0.5—1]
=1.35m3/min
B、落煤瓦斯涌出量Q2
Q2=SVr(ω0—ωc)m3/min
式中:
S:
掘进巷道断面积(半煤岩巷时为掘进端头见煤面积),5.5m2;
ωc:
煤层残存瓦斯量m3/t;可根据各煤层的平均挥发分从(AQ1018-2006标准附录C)中进行插值选取。
r:
煤的容重t/m3。
纯煤的残存瓦斯含量取值表
煤的平均挥发分Vdaf(%)
6-8
8-12
12-18
18-26
26-35
35-42
42-56
可燃质残存瓦斯含量W1c(m3/t.r)
9-6
6-4
4-3
3-2
2
2
2
Q2=6.5×0.007×1.43×(8.41—4)
=0.28m3/min
根据矿井开拓布置及掘进工作面推进速度安排,经计算:
掘进工作面瓦斯涌出量:
Q掘=1.35+0.28=1.63m3/min。
本矿井正常生产为2个掘进工作面,则Q掘总=2×1.
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