煤矿专项防突设计

按下式计算：
ｑ 1=K1 × K2 × K3 × m （ W0-WC ） =1.3 × 1 ÷ 0.95 × 0.93 × 1.66 ÷ 1.66 × M
(10.1-3)=9.04m3/t
式中：ｑ1：开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m3/t；
K1：围岩瓦斯涌出系数，与围岩岩性、围岩瓦斯含量及顶板管理方法
力、瓦斯含量、矿井瓦斯涌出量等数据，计算、校正矿井瓦斯涌出梯度和煤层瓦
斯压力梯度，按规定进行矿井瓦斯等级鉴定。及时收集煤层瓦斯压力、瓦斯含量、
3
矿井瓦斯涌出量、突出动力现象等资料，绘制矿井瓦斯地质图，将煤层瓦斯压力、 瓦斯含量、各地点瓦斯涌出量、出现动力现象的地点标在瓦斯地质图上，将突出 区域、预测突出危险区域用红线标出。
=0.0004m3/min
7
则：
Q1 =8.0×0.0042×0.0004×[2×（600/0.0042）0.5 —1] =0.009m3/min
B、落煤瓦斯涌出量 Q2 Q2=SV r（ω0—ωc）
式中：
m3/min
S：掘进巷道断面积（半煤岩巷时为掘进端头见煤面积），5.5m2；
（二）瓦斯涌出形式 该矿瓦斯涌出为普通涌出，瓦斯从煤层表面非常微细的缝隙中缓慢、均匀 而持久地涌出，首先是游离瓦斯涌出，而后是吸咐瓦斯解吸转为游离瓦斯涌出， 这是该矿瓦斯涌出的主要形式。 (三)矿井瓦斯涌出量计算
1、矿井瓦斯涌出量预测 （1）瓦斯含量计算 C501 号煤： Wh=Wx+Wy
65.5(100 A f W f )
第一章 瓦斯概述
一、 矿井煤层特征及地质构造 一）、煤层特征屑砂岩为主、夹菱铁矿及煤层。中部岩性为灰色及灰绿色细
砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩、灰色及紫灰色菱铁质鲕状粘土岩、页岩及煤层； 下部岩性为细砂岩、页岩、炭质页及含铁绿泥粘土岩、煤层等组成。总厚度 280—350m，平均 320m，共含煤 10～20 余层，煤层平均总厚度 19.57m，平均含 煤系数 3.65%，其中可采煤层为 3 层（C407、C409、C501）。
粉砂岩、泥 1.42 砂岩、砂质 粘土页岩
页岩 粉砂岩、泥 1.40 砂岩、砂质 粘土页岩
页岩
18 C407
1.15～2.03 1.42
1.42 可采 250 简单
砂岩、粘土 粘土质页 1.40 质砂岩、粉 岩、页岩、
砂岩 泥质页岩
二）地质构造 矿区位于大河边向斜北东翼。区内发育两条正断层（F1、F2）。 F1断层:断层从矿区东侧通过，在矿区范围内为一弧形，切割大河与煤层。为 区域一较具规模的正断层，倾向北东，倾角60°-75°，落差大于300m，走向长 2-3km，断层上盘为P2m+q灰岩，下盘为P3β玄武岩及煤系地层。上盘灰岩节理裂 隙及岩溶发育，下盘玄武岩柱状节理发育，呈球状风化。 F2 断层：该断层位于矿区西部边界附近，走向长 1-2km，倾向西、倾角 70°-85°。为一正断层。上盘灰岩产状较，倾角为 55—60°：下盘则稍缓 43—48°，区内地层呈单斜构造。 总体上，矿区地质构造条件属中等构造类型。 二、 矿井瓦斯赋存状态
矿区主要可采煤层为 C407、C409、C501 三层，由上往下叙述如下；
C501 煤层：
位于龙潭组上含煤组上部。距 C409 煤层底部约 8—15 米，煤层厚度相对稳 定，煤层结构复杂，煤层厚度 0.96～1.23m，平均 1.08m。该煤层呈层状，产状 与地层产状一致。该煤层局部含 1 层夹矸，岩性为灰黑色炭质粘土岩。结构较简 单，煤层层位较稳定，属较稳定煤层。
顶底板为粉砂岩、泥砂岩、砂质页岩，裂隙较发育，抗剪强度较低，稳定性 较差：
底板为粘土页岩，强度较低，遇水易软化，易发生底鼓现象，为不稳定底板。 C409 煤层 位于龙潭组中含煤组顶部，煤层厚度变化不大，煤层结构简单，煤层厚度 0.93～1.12m，平均厚度 1.02m。 顶底板为粉砂岩、泥砂岩、砂质页岩，裂隙较发育，抗剪强度较低，稳定性 较差： 底板为粘土页岩，粘土页岩强度较低，遇水易软化，易发生底鼓现象，为不 稳定底板。 C407 煤层 位于含煤地层龙潭组第二段（P31）下部，全区稳定可采。上距 C409 煤层约 18m。煤层厚度 1.15～2.06mm，平均 1.42m。 顶板为砂岩、粘土质砂岩、粉砂岩，裂隙较发育，抗剪强度较低，稳定性较 差： 底板为粘土质页岩、页岩、泥质页，强度较低，遇水易软化，易发生底鼓现
煤系地层内岩石体的孔隙率一般较低,孔隙内含有的瓦斯量都较少。
二）煤层中瓦斯垂直分带
当煤层直达地表或直接为透气性较好的第四系冲积层覆盖时，由于煤层中
瓦斯向上运移和地面空气向煤层中渗透，使煤层内的瓦斯呈现出垂直分带特征。
垂直分为四带：
CO2- N2 带、N2 带、N2—CH4 带、CH4 带。
名称
气带成因
6
÷1.85×0.30 =5.57m3/t mi------第i个邻近层煤层厚度，m； M-------工作面采高，m；
i ----------第i个邻近层瓦斯排放率，取0.30；
Woi ---------第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；
Wci --------第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t；
Wy——游离瓦斯量，m3/t；
fn——煤的孔隙率，%，查表取 7； γ——煤的容重，γ=1.42t/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℃。
同理计算得，C409 煤瓦斯含量 10.9m3/t，C407 煤瓦斯含量 11.6m3/t。
2、工作面瓦斯涌出量预测
矿井必须做好防治煤与瓦斯突出措施，在建设和生产过程中必须严格执行 《防治煤与瓦斯突出细则》的规定。
四、 矿井相对瓦斯涌出量、矿井瓦斯绝对涌出量、瓦斯涌出形式 （一）矿井瓦斯涌出量 我矿为没有相关瓦斯涌出量的资料，只能参照相邻生产矿井。 最为相邻的矿井为六盘水市钟山区大河镇宏龙寨煤矿，根据黔煤行管字
[2007]67号《对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，矿井绝 对瓦斯涌出量为1.75m3/min，相对瓦斯涌出量为15.75m3/t。二氧化碳绝对涌出量 为0.20m3/min，相对涌出量为1.80m3/t。根据AQ1018-2006标准对矿井瓦斯涌出进 行预测，瓦斯等级为高瓦斯矿井。矿井按照突出矿井进行设计和管理。
P——瓦斯压力，MPa；P=（2．03～10．13）H，H 为垂高；按 P=6H ＝6×600＝3.6 MPa
en——温度系数，查表得 1/en=0.671；
e——自然对数底；
n——
0.02t
＝0.13；
0.993 0.007P
a——2.4+0.21VΓ＝7.67；
b——1-0.004VΓ＝0.89；
对围岩层内瓦斯的分布起着不同的作用,赋存于有裂隙缝的石灰岩中的瓦斯以及
赋存于弱胶结的和透气性好的砂岩中的瓦斯,均比含粘土的密实岩层中的瓦斯具
有更好的脱气性。煤体的瓦斯含量是根据热力学条件和煤的变质程度来决定的,
而岩石体的瓦斯含量是根据在相同条件下它们各自的聚气性能来决定的,其量的
大小取决于围岩体的孔隙率、瓦斯压力、温度。
故Q采=ｑ1+ｑ2=9.04+5.57=14.61m3/t； 经上述计算，首采C501号煤层工作面相对瓦斯涌出量为14.61m3/t，绝对瓦
斯涌量为14.61×146000÷330÷24÷60＝4.49m3/min。
3）掘进工作面瓦斯涌出量预计
按照 AQ1018—2006 标准及该矿井掘进工作面瓦斯涌出来源（掘进巷道煤壁
涌入工作面的瓦斯,一部分来自煤层,另一部分来自围岩。瓦斯在煤体和岩体
内在存在形式是不同的,前者瓦斯以吸咐状态存在为主要形式,后者瓦斯则主要以
游离状态存在于孔隙中。岩石体内的瓦斯含量与岩石的聚集性质有关。决定含煤
地层中岩石瓦斯含量的主要因素是孔隙率,吸附瓦斯含量占很小比例。岩石的吸
附瓦斯量主要取决于所含碳化物质的数量。煤系地层围岩的岩石组成和聚集性质
1）设计以一个采区、一个炮采工作面达到设计生产能力，工作面布置在 C501
煤层，矿井有 3 层可采煤层，所以开采时，瓦斯涌出主要来源于本煤层和下临近
煤层。
根据 AQ1018-2006 标准，矿井瓦斯涌出量采用下式计算：
n
n
Q 井= K″ q 区 i·Aoi Aoi
i1
i 1
式中：Q井：矿井瓦斯涌出量，m3/t； K″：已采区采空区瓦斯涌出系数， ｑ区ｉ:第i个生产分区的瓦斯涌出量，m3/t; Aoi:第i个生产分区的产煤量，t/d .
+ fn P ＝10.1m3/t
0.098a
b V Γ
0.146en 1 0.31W
f
100
9.8K y
P
式中：Wx——煤的瓦斯吸附量，m3/t； 根据中化地质矿山总局贵州地质勘查院2008年11月提供的《贵州省水城县龙 泰煤矿补充勘查地质报告》：
4
Wf、Af、VΓ——煤的平均水分 0.41、平均灰分 19.17、平均挥发分 25.1，%；
W0：煤的原始瓦斯含量，10.1m3/t；
mi------第i个邻近层煤层厚度，m；
M-------工作面采高，m；
WC：煤的残存瓦斯含量，3m3/t。
（2）邻近层相对瓦斯涌出量计算
邻近层相对瓦斯涌出量计算。
ｑ2=
n i 1
(Woi
Wci )
mi M
i =[10.9—3)×1.78÷1.85×0.30+(11.6-3)×2.36
一）瓦斯在煤体内存在的状态 瓦斯在煤体中存在的状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。 在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占 90%，以游离状态贮存 的占 10%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。