矿井瓦斯灾害防治与利用课程设计..docx

矿井瓦斯灾害防治与利用课程设计1、矿井概况和煤层赋存条件1.1、矿井概况矿井位于平原地区，地面标高+150m，井田走向长4.0km，倾斜长1.8km，井田上界-100m，下界-860m，两翼以断层为界。可采储量60000万吨，井型为年产90万吨，服务年限67年。井田采用立井多水平上山开拓方式，分区式通风。第一水平回风水平-100m，运输水平-260m，水平服务年限14年。矿井开拓系统见图1、图2所示。水平运输大巷及采区集中上山布置在煤层地板石灰岩层内，每翼一个采区，采区走向长度2000m（采区每翼长度1000m）。1.2、煤层赋存条件井田内煤层赋存稳定，有可采煤层三层，自上而下分别是k11(3.0m)K10(1.5m)K9(3.2m)，煤层地层柱状图见图3，经上级批准K11、K9煤层有煤与瓦斯突出。煤层倾角20。。2、抽放瓦斯设计的基础参数经测定第一水平回风水平（-100）各煤层的瓦斯压力1.5MPa，运输水平（-260）为3.1MPa(绝对压力)。煤层温度20°C，煤的真比重1.43，假比重1.3。在30°条件下煤样的吸附常数为a=21.5m3/t，b=1.1MPa，煤的工业分析，挥发分V=21.5%，灰分A=16.5%，水分W=1.5%；运出采区煤样残留瓦斯压力0.1MPa（绝对压力），煤柱残留瓦斯压力0.5MPa（绝对压力）。K10煤层的透气性系数等参数如下表所示。瓦斯参数特性表煤层编号原始煤层透气系数m2/MPa2.d75mm钻孔排放特性煤层坚固系数f瓦斯放散初速度△P出势比瓦斯流量m3/m2.d瓦斯流量衰减系数d-1排放半径m14天时28天时K1010*10-20.40.041.82.20.8~1.082.1、瓦斯含量Xy＝VpT0/(Tp0ξ)（2-1）式中V——单位重量煤的孔隙容积，m3/t；p——瓦斯压力，Mpa；T0、p0——标准状况下的绝对温度(273K)与压力(0.101325MPa)；T——瓦斯的绝对温度，T＝273+t，t瓦斯的摄氏温度(℃)；ξ——瓦斯压缩系数，；Xy——煤的游离瓦斯含量，m3(标准状况下)／t(煤)根据所给数据，得:P=(1.5+3.1)/2=2.3V=1/1.3×[（1.43-1.3）/1.43]=0.07m3/t，ξ取1.04所以，Xy=0.07×2.3×273/(293×0.101325×1.04)=1.424m3/t（2-2）式中 t0——实验室测定煤的吸附常数时的试验温度，℃。t——煤层温度，℃。n——经验系数，n=p——煤层瓦斯压力；a,b——煤的吸附常数；A,W——煤中灰分和水分，%；XX——煤的吸附瓦斯含量，m3/t；根据所给数据，得，XX=10.361m3/t由上式可计算出煤层瓦斯含量X= XX+Xy＝10.361+1.424=11.785m3/t2.2、瓦斯储量根据《GB50471—2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第4.0.1条规定，矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。可按下式计算：（2-3）（2-3-1）（2-3-2）（2-3-3）式中—矿井瓦斯储量，Mm3；W1——可采煤层的瓦斯储量（Mm3）；W2——受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量（Mm3）；W3——受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量（Mm3），实测或按式4.0.1-4计算；A1i——矿井可采煤层i的资源量（Mt）；X1i——矿井可采煤层i的瓦斯含量（m3/t）；A2i——受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的资源量（Mt）；X2i——受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的瓦斯含量（m3/t）；K——围岩瓦斯储量系数，可取0.05～0.20；当围岩瓦斯很小时，可取W3=0；若含瓦斯量较多时，可按经验取值或实测确定。因此，10号可采煤层瓦斯储量W1=2000m×165m×1.5m×1.43t/m3×m3/t=9.396Mm3不可采煤层的瓦斯储量：W2=0围岩瓦斯储量：W3=0.15×（W1+W2）=3.458 Mm3（K取0.15）最后得到，煤层瓦斯总储量W=W1+W2+W3=9.396+0+3.458=12.854Mm32.3、瓦斯涌出量对于改（扩）建矿井及生产矿井，矿井瓦斯涌出量可以实测；对于新建矿井，矿井瓦斯涌出量要进行预测，预测依据《AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法》，采用分源预测法预测工作面瓦斯涌出量，论证是否需要抽放；薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量可由下式计算。（2-4） 式中：Q1——开采层相对瓦斯涌出量，m/t；K1——围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1～1.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶板K1取1.2；