赫章縣羅州煤礦
1750西底板瓦斯抽放巷瓦斯抽放設計
2012年9月
赫章縣羅州煤礦
1750西翼底抽巷瓦斯抽放設計
編 製:
總工程師:
生產礦長:
安全礦長:
機電礦長:
礦 長:
編 製 日 期：二0一二年九月二十一日
1750西翼底抽巷瓦斯抽放設計會審表
參加部門 簽字 日期 參加部門 簽字 日期
會審意見：
技術負責人意見：
簽字： 日期：
礦長意見：
簽字： 日期：
羅州煤礦1750底板瓦斯抽放巷瓦斯抽放設計
前 言
羅州煤礦為煤與瓦斯突出礦井，根據各級政府與煤礦安全生產管理部門的重要指示精神，為搞好煤礦瓦斯防治工作，防止煤與瓦斯突出事故的發生，認真落實“先抽後采，監測監控，以風定產”瓦斯治理方針和“管理到位、抽采達標、通風可靠、監控有效、隱患排除、綜合利用”的瓦斯防治體係，我礦深入開展瓦斯抽采工作。因我礦各可采煤層為煤與瓦斯突出煤層，以預抽煤層瓦斯為作為區域防突措施。
礦為了保證防治煤與瓦斯突出工作安全有序地開展，達到抽、采、掘平衡，保證煤礦健康、穩定地發展，為確保1750西翼底板抽放巷充分發揮瓦斯抽采工作效能，特編製1750西翼底板抽放巷抽放設計。
一、設計依據
《中華人民共和國煤炭法》（1996.8）；
《中華人民共和國安全生產法》（2002.6.29）；
《中華人民共和國礦山安全法》（1992.11.7）；
《煤礦瓦斯抽放規範》（AQ1027—2006）（2006-11-02） 中華人民共和國安全生產行業標準；
《煤礦瓦斯抽采基本指標》（AQ1026—2006）（2006-11-02） 中華人民共和國安全生產行業標準；
《礦井瓦斯湧出量預測方法》（AQ1018—2006）（2006-02-27） 國家安全生產監督管理總局；
《煤礦建設項目安全設施設計審查和竣工驗收規範》（AQ1055—2008）中華人民共和國安全生產行業標準；
《煤礦安全規程》（2010） 國家安全生產監督管理局、國家煤礦安全監察局；
《防治煤與瓦斯突出規定》國家安全生產監督管理總局令第19號；
赫章縣羅州煤礦《采掘進工程平麵圖》；
工程技術人員在羅州煤礦現場調查收集的其它資料；
貴州省動能煤炭技術發展服務有限公司2012年2月編製《羅州煤礦開采方案設計（變更）》。
13．貴州省動能煤炭技術發展服務有限公司2012年12月編製了《羅州煤礦開采方案設計（變更）安全專篇》；
14．《貴州省赫章縣羅州煤礦防治煤與瓦斯突出設計》；
15．《貴州省赫章縣羅州煤礦瓦斯抽采設計》；
二、指導思想
1、在符合規範要求、滿足使用的前提下，盡可能降低成本，節省工程投資；
2、設備、管材選型留有餘地，能充分滿足礦井安全生產的需要；
3、采用的工藝技術具有先進性，且符合礦井實際情況。
三、存在的主要問題及建議
根據貴州省安全生產監督管理局、貴州煤礦安全監察局、貴州省煤炭管理局黔安監管辦字〔2007〕345號文件精神，本礦為國家劃定的煤與瓦斯突出礦區，未進行煤與瓦斯突出鑒定及未對瓦斯基礎數據進行測試（未取得煤層抽放所需的瓦斯含量、瓦斯壓力、煤層透氣性係數、百米鑽孔瓦斯流量衰減係數等數據），建議盡快找有資質的部門進行測定，為今後的瓦斯抽放提供必要的依據。
由於目前所獲得的資料不夠全麵，因此本設計未涉及到的內容有待於今後在生產過程中進一步補充和完善。
目錄
第一章 礦井概況 7
第一節 概 況 7
一、地理概況 7
二、礦井地質 8
三、開采技術條件 12
第二節 礦井開拓與開采 13
第三節 礦井瓦斯 14
第四節 礦井瓦斯抽采設備 20
第二章 抽放巷道工程概況 21
第三章 抽放方法與工藝 21
一、抽采方式 22
二、鑽場、鑽孔布置及參數 22
三、設備選型及主要檢測儀表 23
四、測定相關區域的煤層原始瓦斯參數 24
五、瓦斯抽采應達到的指標 24
六、封孔方法和技術要求 24
第四章 抽放管道安裝 28
一、抽放管材的選擇和管徑 28
二、瓦斯抽放管路與抽放孔的聯接 28
三、管路敷設 32
第五章 抽放實時監測與檢測 34
第六章 鑽孔施工安全技術措施 35
第七章 瓦斯抽放管理 37
第一節 組織管理 37
第二節 瓦斯抽放組織機構管理 38
第三節 抽放鑽場管理 38
第四節 報表管理 40
第一章 礦井概況
第一節 概 況
一、地理概況
礦井位置及交通情況
羅州煤礦位於赫章縣城的西麵，地理坐標為：東經104°30′01″—104°31′16″，北緯27°06′40″—27°07′39″；行政區劃屬赫章縣羅州鄉管轄，羅州煤礦南部距羅州鄉政府約3.0km。赫章—威寧326國道從羅州煤礦的南東約12km處通過，由羅州煤礦至赫章縣城約40km，由羅州煤礦至羅州鄉政府約3.0km，交通條件好。羅州煤礦為在建礦井，地址：赫章縣羅州鄉；經濟類型為：私營獨資企業；開采礦種為：煤；生產規模：15萬噸/年；礦區範圍由以下6個拐點圈定：礦區呈不規則多邊形，走向長約2250m，傾斜寬約1150m，麵積2.278平方公裏。開采深度由+1950米到+1000米。
2、地形地貌
礦區位於雲貴高原烏蒙山區，最高點位於礦區西部，海拔標高2193.8m，最低點位於礦區外北東部農科小河，海拔標高1654m（視為當地最低侵蝕基準麵標高），屬高原侵蝕地貌，地形切割較深，相對高差539.8m左右，屬高原中低山地貌。
4、氣象
礦區屬亞熱帶季風氣候區，年平均氣溫為13℃，最高34.0℃，最低—4.5℃，年平均降雨量879.1mm，多集中在6—8月，此段時間內降雨量累計可達785.5—1068.0mm，平均風速2.3m/s，最高風速20.0m/s，另外區內還有春旱、倒春寒、凝凍、冰雹等災害天氣。風向以東北風為主，亦常見西南風。最大風速多為西南風，一般出現在每年的春季。
礦區交通見下圖。
二、礦井地質
1、礦區地質
1）礦區地層
礦區及周邊出露的地層由老至新有二疊係中統茅口組（P2m）、上統峨眉山玄武岩組（P3β）、宣威組（P3X）、三疊係下統飛仙關組（T1f）、永寧鎮組（T1yn）及第四係（Q）殘坡積層。以上各地層由老至新簡述如下：
（1）二疊係中統茅口組（P2m）：岩性為淺灰、深灰色厚層狀、塊狀灰岩，夾白雲質灰岩、燧石灰岩。厚大於150m。
（2）二疊係上統峨眉山玄武岩組（P3β）：灰綠色、暗綠色、杏仁狀、氣孔狀、致密塊狀玄武岩。厚50—100m。
（3）二疊係上統宣威組（P3X）：深灰、灰黑色粉砂岩、泥質粉砂岩、粘土岩、少量灰岩及煤層組成。根據地表追索和井下觀測，宣威組地層厚度151.98m，按含煤岩係及岩性組合特征將其分為2段：
a）第1段（P3X1）
灰—灰黃色粉砂質泥岩、泥質粉砂岩、粉砂岩為主，夾細砂岩、泥岩、粘土岩及煤層，含煤5—7層，可采煤層為M9、M18煤層，其餘為局部可采及不可采煤層，底部為褐灰色粉砂質泥岩和厚0.45m的煤層，含菱鐵礦結核。宣威組1段厚71m。
b）第2段（P3X2）
灰、灰黃色泥質粉砂岩為主夾粘土岩、頁岩及煤層，含結核狀、似層狀菱鐵礦，含煤1—3層，均為不可采的煤線，底部為厚約2.14m的紫紅—褐紫色玄武質凝灰岩（B12）。產植物化石及碎片，宣威組2段厚80.98m。
（4）三疊係下統飛仙關組（T1f）：灰綠、紫紅色砂岩、粉砂岩、砂質粘土岩夾灰岩。厚450—550m。按岩性組合特征可分為二個段：
①第一段（T1f1）
灰、灰綠色（風化呈褐黃）中厚層、厚層狀含鈣質、粘土質粉砂岩與泥質粉砂岩。厚95—120m。
②第二段（T1f2）
褐黃、紫紅色中厚層、厚層狀泥質粉砂岩、粉砂質泥岩、細砂岩，局部夾灰色中厚層狀灰岩。厚360—380m。
（5）三疊係下統永寧鎮組（T1yn）
灰色薄至中厚層狀灰岩、泥質灰岩及鈣質泥岩，頂部為白雲岩。厚大於200m。
（6）第四係（Q）
分布零星，岩性為泥礫、砂礫。粘土及砂、礫石等殘積及衝積層。厚0—20m。
2）礦區構造
礦區在區域構造上為軸向近東西向可樂向斜的南翼，北翼傾角5°—20°，南翼傾角20°—48°。區內地層呈單斜產出，傾向為50°—70°左右，平均60°;傾角為25°—38°，平均33°左右；礦區M9拐點外有F1正斷層通過。F1正斷層長約2km，傾向北西，傾角為68°，F1斷層對礦區內中煤層的開采影響較小，礦區內未發現較大的斷裂構造。綜上所述，礦井構造複雜程度屬中等類型。
3）礦區煤層
礦區內含煤地層為二疊係上統宣威組（P3X）總厚度151.98m。含煤約7—9層，煤層總厚6.87m，含煤係數4.52％，可采煤層2層，可采總厚度約2.26m，可采煤層含煤率為1.49％。其它為零星或不可采煤層。
礦區可采煤層為M9、M18煤層，煤層特征如下：
（1）M9煤層
M9煤層：黑色，碎塊狀，為半暗及半亮型煤及鏡煤條帶，結構單一，一般不含夾矸，煤層厚0.80～0.88m，平均厚0.82m，頂板為灰色泥質粉砂岩，底板為深灰色泥岩，位於宣威組第四段中部，區內由3個小礦井工程(Jl、J2、J3)及原貴州省地礦局113地質大隊施工的KTCll探槽進行控製。為礦區主采煤層，屬穩定可采煤層。
（2）M18煤層
M18煤層：黑色，條帶狀構造，由暗淡一半亮型煤及半暗型煤窄條帶相間組成，煤層結構較簡單，局部含1層夾矸，煤層厚1.16～1.65m，平均厚1.44m。項板為灰色粉砂質泥岩，底板為灰色粘土岩。上距M9煤層15—28m，區內由3個小礦井(Jl、J2、J3)及原貴州省地礦局113地質大隊施工的KTCll探槽工程進行控製。為礦區主采煤層，屬穩定可采煤層。
M9、M18煤層的頂底板，抗壓強度低，水穩性差，遇水極易軟化膨脹，可能發生底鼓及支柱下陷。煤層特征見表2-3-1。
表2-3-1 煤 層 特 征 表
煤層
名稱 煤層厚度
平均（m） 煤層
結構 煤層傾角（°） 煤層
間距
（m） 頂底板 穩定
程度
頂板 底板
M9 0.8—0.88
0.82 簡單 33 22 泥質粉砂岩 泥岩 穩定
M18 1.16—1.65
1.44 簡單 33 粉砂泥質岩 粘土岩 穩定
4)煤質
（1）物理性質及煤岩特征
M9煤層：黑色，條痕為灰黑色。煤岩組分為以半亮型煤為主的條帶狀貧瘦煤，呈參差狀斷口，條帶狀、層狀構造，局部內生裂隙發育，煤層節理麵上有方解石薄膜被覆，屬無煙煤。
M18煤層：黑色，條痕為灰黑色。煤岩組分為半亮型煤為主，半暗型次之的條帶狀貧瘦煤，呈參差狀、貝殼狀斷口，條帶狀、層狀結構，局部內生裂隙發育，煤層節理麵上有方解石薄膜被覆及黃鐵礦結核，屬無煙煤。
M9、M18各煤層煤岩特征大致相似：該煤層主要由有機組份和無機組份組成。無機組分主要為粘土礦物、黃鐵礦次之，少量石英、方解石。粘土礦物：多為團塊狀、浸染狀，部分呈細條帶狀、透鏡狀，少量充填胞腔。黃鐵礦：多呈微粒狀、球粒狀、細粒狀、星散狀分布於基質鏡質體中，少量充填胞腔。石英：呈微細粒狀、細粒狀分散分布。方解石：呈細脈狀充填裂隙；有機組分占87～96%，鏡質組普遍為基質鏡質體、均質鏡質體，少量結構鏡質體。惰質組以半絲質體、氧化絲質體及碎屑絲質體多見，少量微粒體，偶見分泌體。
（2）化學性質
礦區內各層煤的元素組成均基本相同，以碳為主，其次為氫、氧、硫等元素。
①工業分析
根據報告，各煤層樣品原煤的分析結果詳見煤質特征表。
表2-3-2 煤質主要特征表
煤 層
編 號 煤 樣
類 別 工 業 分 析
Mf（%） Ag（%） Vr（%） SgQ（%） QrDW（MJ/kg）
M18 原 煤 0.55 15.70 8.47 1.01 29.84
M9 原 煤 0.68 24.8 10.70 1.24 25.91
①有益有害組分
煤層氣是有益礦產，未作煤的其它有益、有害成分測定，建議礦山盡快補做。
③煤岩的工業類型
根據原煤灰份、硫份、發熱量分析化驗結果，煤岩的工業類型為：M9煤層中灰、低中硫、高熱值無煙煤（MA,SHS,SHQ）；M18煤層為低中灰、低中硫、特高熱值無煙煤（MA,SHS,SHQ）WY3；
三、開采技術條件
一)、煤層頂底板
M9煤層：直接頂板為泥質粉砂岩,比較穩定。煤層底板為泥岩,工程條件差，開采時須加以注意。
M18煤層：直接頂板為粉砂泥質岩,比較穩定。煤層底板為粘土岩，工程條件差，開采時須加以注意。
主采煤層的頂底板屬半堅硬岩組和軟弱岩組，抗壓強度低，水穩性差，遇水極易軟化膨脹，可能發生底鼓及支柱下陷。
二)、瓦斯、煤塵和煤的自燃傾向、煤與瓦斯突出及地溫
（1）瓦斯
本礦為煤與瓦斯突出礦井。
（3）煤塵爆炸性
根據貴州省煤田地質局實驗室2007年7月16日所做煤塵爆炸性鑒定報告、M9 M18 煤層煤塵均無爆炸性。按無爆炸性進行設計和管理。
（4）自燃傾向性
根據貴州省煤田地質局實驗室2007年7月16日所做煤炭自燃傾向等級鑒定報告，M9、 M18煤層煤炭自燃傾向等級為Ⅲ級，是不易自燃煤層。本次變更設計M9、 M18煤層按不易自燃煤層進行設計和管理。
（5）地溫
礦內平均地溫梯度1.97～2.90℃/100m，均在3℃/100m以下，屬正常地溫梯度。當開采深度增大時地溫相應會增大。
4、衝擊地壓
地質報告及礦方提供的資料中均沒有提及關於衝擊地壓的資料，該礦區內也無衝擊地壓的曆史記錄，目前設計開采各煤層淺部資源，開采深度不大暫按無衝擊地壓礦井考慮。
隨著礦井逐漸往深度開采，需配備地音監測係統等衝擊地壓監測儀器，密切注意衝擊地壓了生的可能性，采取有針對性的預測和防治措施。
第二節 礦井開拓與開采
礦井開拓：
本礦開拓方式為斜井開拓與平硐混合開拓。
主斜井、副斜井、回風斜井均布置在M18號煤層底板岩層。主斜井井口坐標為：X：3000240.4，Y：35451648.8，Z：+1793m，按提升方位β：205°，傾角α：21°從煤層的底板岩層掘進至+1625m標高；副斜井井口坐標為：X：3000255.7，Y：35451618.0，Z：+1795，按提升方位β：205°，傾角α：21.5°從煤層的底板岩層掘進至+1625m標高；回風斜井井口坐標為X：3000225.9，Y：35451679.5，Z：+1795，按方位β：205°，傾角α：21.5°從煤層的底板岩層掘進至+1625m標高。在+1625m標高施工聯絡巷貫通各井筒，形成通風係統後，布置水倉係統進行排水。
材料平硐擔負一采區一區段的材料運輸任務，位於M18煤層底板穿層至M9煤層。巷道斷麵為直牆半圓拱，表土段采用砌镟支護，基岩段采用錨噴支護；材料平硐138m，井筒內鋪設22kg/m道軌。
2、水平及采區劃分
走向長約2250m，傾斜寬約1150m。東翼煤層賦存淺部出露標高+1850m左右，深部標高1400m左右。井田劃分為一個水平上下山開采，水平標高+1625m，即東翼和西翼均以+1625m水平劃分上、下二個采區，共四個采區。水平及采區劃分見開拓方式布置平麵圖。
3、大巷、硐室及水泵房、水倉
後期在+1625標高布置一條水平運輸大巷。
井下各硐室均布置在岩層中，在一區段軌道石門附近布置有一采區的消防材料庫，在二區段布置井下采區避難硐室，井底布置水泵房硐室。采區避難所采用錨噴支護，巷道長度30m，淨斷麵6.0²；消防材料庫采用錨噴支護，巷道長度30m，淨斷麵6.0²；水泵房采用砌镟支護，巷道長度46m，淨斷麵8.0²；水倉采用錨噴支護，巷道長度68m，淨斷麵6.0²。
4、通風方式、方法
通風方式：中央並列式；通風方法：機械抽出式通風。
5、開采順序
（1）一采區→二采區→三采區→四采區；區段開采順序：區段下行式。
（2）煤層間的開采順序：M9→M18。
第三節 礦井瓦斯
本礦屬煤與瓦斯突出礦井，未進行煤層瓦斯含量測定。
1、本礦井瓦斯含量梯度預計
M9煤層+1625水平時瓦斯含量19.0m3/t，最大埋深時瓦斯含量21.3m3/t， 根據瓦斯梯度數計算公式（采礦工程設計手冊）：
式中：--瓦斯梯度數，m3/t.m；
--H垂深的瓦斯量，m3/t；
--風化帶內瓦斯量，一般取2m3/t或查表；
H—最大埋深，m；
H0—瓦斯風化帶深度，30m；
n—梯度指數，在現代開采條件下等於1。
經計算，M9煤≈0.06（m3/t.m）；最大埋深時，≈0.040（m3/t.m）。
同理計算得：
M18煤≈0.052（m3/t.m）；最大埋深時，≈0.033（m3/t.m）。
根據該含量值計算出的瓦斯梯度在開采前期和後期變化梯度大。但由於數據為預測，故要求礦井在回采時，要重新對礦井瓦斯梯度進行校核。
2、礦井瓦斯湧出量預測
A、預抽前礦井瓦斯湧出量
1）M9煤層瓦斯湧出量計算
（1）M9煤開采層本層瓦斯湧出量
工作麵瓦斯湧出量由本煤層、臨近層和圍岩三部份組成，采用瓦斯湧出量預測法計算瓦斯湧出量，瓦斯湧出量計算公式：
qf=qb+qn
式中：
qf——開采層瓦斯湧出量，m3/t；
qb——開采層本層瓦斯湧出量，m3/t；
qn——鄰近層瓦斯湧出量，m3/t。
①本層開采瓦斯湧出量：
按照AQ1018—2006標準及本礦井開采層瓦斯湧采用下式計算：
q采=K1·K2·K3·（m/M）·（Wh-Wc）
式中：q ：開采層相對瓦斯湧出量，m3/t；
K1：圍岩瓦斯湧出係數，取1.15；
K2：工作麵丟煤瓦斯湧出係數，用回采率的倒數計算；
K3：采區內準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯湧出影響係數,K3=（L-2h）/L=（100-2×15）/100=0.82；
m：開采層厚度，m；
M：工作麵采高，m；
Wh：煤層原始瓦斯含量，m3/t；
Wc：煤的殘存瓦斯含量，m3/t。則+1625m水平時：
Qb=K1·K2·K3·（m/M）·（Wh-Wc）
=1.15×1/0.97×0.82×（0.82/0.82）×（19.0-4.6）
=11.9m3/t
Wc--運出礦井後煤的殘存瓦斯含量，m3/t，無實測值時按照《AQ1018-2006》附錄C取值；由於《AQ1018-2006》附錄C中殘存瓦斯含量單位m3/t.r，按可燃質殘存瓦斯含量進行換算：WC＝，換算後為4.6m3/t。
② 鄰近層瓦斯湧出量
＝［1.44÷0.82× (15.6-3.7) ×0.50］＝10.4m3/t
式中：
mi——鄰近煤層厚度，m；
m0——工作麵采高，m；
W0——鄰近層瓦斯含量，m3/t；
Wc——鄰近層殘餘瓦斯量，按可燃質殘存瓦斯含量進行換算， m3/t；
Li——鄰近層瓦斯排放率， %。
則M9煤層回采麵瓦斯湧出量為：qf=qb+qn=11.9+10.4=22.3m3/t；
計算M18煤層的瓦斯湧出量時，上覆M9煤層已形成采空區，M18煤層部分瓦斯已釋放，M18煤層計算時按釋放後的瓦斯含量進行計算，查表得排放率為50%，釋放後+1625m水平時的瓦斯含量為15.6×50%＝7.8（m3/t），最大埋深時的瓦斯含量為18.1×50%＝9.05（m3/t）。
參照上述計算過程，可采煤層的回采瓦斯湧出量見表4-1-4、表4-1-5：
表4-1-4 +1625m水平時煤層采麵瓦斯湧出量計算表
煤層 K1 K2 K3 煤厚 采高 Wh
（m3/t） Wc
（m3/t） 本層瓦斯湧出量qb （m3/t） 鄰近層瓦斯湧出量qn（m3/t） 采麵瓦斯湧出量q相
（m3/t） 湧出絕對量q采絕
（m3/min）
M9 1.15 1.03 0.7 0.82 0.82 19.0 4.6 11.9 10.4 22.3 6.9
M18 1.15 1.03 0.82 1.44 1.44 7.8 3.7 4.0 0 4.0 1.23
表4-1-5 最大埋深時采麵瓦斯湧出量計算表
煤層 K1 K2 K3 采用煤厚 采高 Wh
（m3/t） Wc
（m3/t） 本層瓦斯湧出量qb 鄰近層瓦斯湧出量qn 采麵瓦斯湧出量q采相
(m3/t) 湧出絕對量
q采絕
(m3/min)
M9 1.15 1.03 0.7 0.82 0.82 21.3 4.6 13.8 10.4 24.2 7.4
M18 1.15 1.03 0.82 1.44 1.44 9.05 3.7 5.2 0 5.2 1.6
（2）M9煤層掘進麵瓦斯湧出量計算
掘進工作麵瓦斯湧出qj來源包括兩部份：一是暴露煤壁湧出瓦斯，二是破落煤塊湧出瓦斯。其湧出量計算公式如下：
qj= qm + qL
式中：
qj——掘進工作麵瓦斯湧出量，m3/min；
qm——掘進煤壁瓦斯湧出量，m3/min，其計算公式如下：
qm=n×m×V×qv×（）（m3/min）；
qL——落煤瓦斯湧出量，m3/min，其計算公式如下：qL=s×V×γ（Wh－WC)；
n——暴露煤麵個數，單巷掘進時n=2；
m——煤層厚度，m；
V——巷道平均掘進速度，0.001m/min；
qv——煤壁瓦斯湧出初速度，m3/（m2·min），參照如下公式：
qv=0.026〔0.0004×（Vr）2+0.16〕·Wh
Vr——煤的揮發份， %；
Wh——煤層瓦斯含量，m3/t；
L0——巷道瓦斯湧出量達到最大穩定值時的巷道長度，根據經驗取100m；
s——掘進端頭見煤麵積，2.7m2；
γ——原煤容重，1.45t/m3；
WC——煤層殘存瓦斯含量，按可燃質殘存瓦斯含量進行換算， m3/t。
則：qv=0.026〔0.0004×（Vr）2+0.16〕·Wh
＝0.026×［0.0004×8.472+0.16］×19.0＝0.10
qm=n×m×V×qv×（）
＝2×0.82×0.001×0.10（2×＝0.10 （m3/min）
qL=s×V×γ（Wh－WC)＝2.7×0.001×1.45×（19.0-4.6）＝0.06（m3/min）
則M9煤掘進工作麵絕對瓦斯湧出量為0.10+0.06＝0.16m3/min。
參照上述計算過程，計算可采煤層掘進瓦斯湧出量見表4-1-6、表4-1-7：
表4-1-6 +1625m水平時煤層掘進瓦斯湧出量計算表
煤層 n L0 V 煤厚 揮發份
qv
qm Wh
（m3/t） Wc
（m3/t） qL 掘進瓦斯湧出量qj
m3/min
M9 2 100 0.001 0.82 8.47 0.10 0.1 19 4.6 0.06 0.16
M18 2 100 0.001 1.44 10.7 0.08 0.15 7.8 3.7 0.02 0.07
表4-1-7 最大埋深時掘進瓦斯湧出量計算表
煤層 n L0 V 煤厚 揮發份
qv
qm Wh
（m3/t） Wc
（m3/t） qL 掘進瓦斯湧出量qj
(m3/min)
M9 2 100 0.001 0.82 8.47 0.11 0.11 21.3 4.6 0.07 0.18
M18 2 100 0.001 1.44 10.7 0.09 0.16 9.05 3.7 0.021 0.072
3、采區瓦斯湧出量計算
q區=（q采+qj）K（m3/min）
式中：K——采空區瓦斯湧出係數，取1.2；
采區瓦斯湧出量計算結果見表4-1-8：
表4-1-8 采區瓦斯湧出量預測計算表
煤層 掘進湧出量
(m3/min) 回采瓦斯湧出
(m3/min) 采空區瓦斯湧出係數 采區瓦斯湧出絕對量q區
(m3/min) 瓦斯湧出相對量
m3/t
M9 2×0.16 6.9 1.2 8.7 26.7
M18 2×0.07 1.23 1.2 1.64 5.2
4、預測礦井瓦斯湧出量計算
Q預礦=K•q區（m3/min）
式中：K——瓦斯湧出不均衡係數，取1.2；
礦井瓦斯湧出量計算結果見表4-1-9：
表4-1-9 最大埋深時礦井瓦斯湧出量計算表
煤層 掘進湧出量
(m3/min) 回采瓦斯湧出
(m3/min) 采空區瓦斯湧出係數
采區瓦斯湧出量q區
(m3/min)
采區瓦斯湧出係數k 礦井瓦斯湧出相對量
(m3/t) 礦井瓦斯湧出絕對量
(m3/min)
M9 2×0.18 7.4 1.2 9.3 1.2 34.2 11.2
M18 2×0.072 1.6 1.2 2.1 1.2 2.5 7.9
5、礦井瓦斯抽采的可行性
衡量煤層可行性的指標主要有三項：煤層的透氣性係數、鑽孔瓦斯流量衰減係數、鑽孔瓦斯極限抽放量。由於本礦瓦斯資料欠缺，未能獲得煤的孔隙率、煤層透氣性係數、鑽孔瓦斯流量衰減係數等資料，無法定量分析瓦斯抽采難易程度，但據以前的抽采經驗，赫章煤礦區瓦斯抽采效果較好，分析認為該礦進行瓦斯抽采是可行的。
6、礦井瓦斯抽采的必要性
根據《煤礦建設項目安全設施設計審查和竣工驗收規範》（AQ1055-2008）第3.4.4.1條規定，礦井必須進行瓦斯抽采。有下列情況之一的礦井必須進行瓦斯抽采：
1個采煤工作麵的瓦斯湧出量大於5m3/min 或1個掘進工作麵瓦斯湧出量大於3m3/min，用通風方法解決瓦斯問題不合理的；高瓦斯或煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出的。根據黔府辦發［2008］83號文件，瓦斯含量達到或超過8.0立方米/噸的煤層（區域）、瓦斯壓力達到或超過0.74MPa煤層（區域）必須預抽煤層瓦斯，消除瓦斯隱患後，再安排采掘作業。
根據預測結果，可采煤層最小瓦斯含量：15.6m3/t，最小瓦斯壓力：1.74MPa，預抽前最大瓦斯湧出量為11.2m3/min；預抽達標後最大瓦斯湧出量為5.6 m3/min，符合瓦斯抽采要求，對礦井回采工作麵、掘進工作麵以及礦井瓦斯湧出量的預測結果看出，在不進行抽采的情況下，礦井回采工作麵、掘進工作麵以及礦井的瓦斯湧出量較大，如果不對煤層瓦斯進行預抽，單采用通風的手段難以解決瓦斯超限問題，難以保證礦井的安全生產；礦井按有煤與瓦斯突出危險進行設計，從防突的角度，必須進行瓦斯抽采。
7、瓦斯抽采
1）礦井瓦斯抽采的可行性
衡量煤層可行性的指標主要有三項：煤層的透氣性係數、鑽孔瓦斯流量衰減係數、鑽孔瓦斯極限抽放量。由於本礦瓦斯資料欠缺，未能獲得煤的孔隙率、煤層透氣性係數、鑽孔瓦斯流量衰減係數等資料，無法定量分析瓦斯抽采難易程度，但據以前的抽采經驗，赫章煤礦區瓦斯抽采效果較好，分析認為該礦進行瓦斯抽采是可行的。建議該礦今後補充煤層的透氣性係數、鑽孔瓦斯流量衰減係數、鑽孔瓦斯極限抽放量等參數，便於下一步的瓦斯抽采專項設計時能采取針對性的抽采措施。
2）礦井瓦斯抽采的必要性
根據《煤礦建設項目安全設施設計審查和竣工驗收規範》（AQ1055-2008）第3.4.4.1條規定，礦井必須進行瓦斯抽采。有下列情況之一的礦井必須進行瓦斯抽采：
1個采煤工作麵的瓦斯湧出量大於5m3/min 或1個掘進工作麵瓦斯湧出量大於3m3/min，用通風方法解決瓦斯問題不合理的；高瓦斯或煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出的。根據黔府辦發［2008］83號文件，瓦斯含量達到或超過8.0立方米/噸的煤層（區域）、瓦斯壓力達到或超過0.74MPa煤層（區域）必須預抽煤層瓦斯，消除瓦斯隱患後，再安排采掘作業。
根據預測結果，可采煤層最小瓦斯含量：15.6m3/t，最小瓦斯壓力：1.74MPa，預抽前最大瓦斯湧出量為11.2m3/min；預抽達標後最大瓦斯湧出量為5.6 m3/min，符合瓦斯抽采要求，對礦井回采工作麵、掘進工作麵以及礦井瓦斯湧出量的預測結果看出，在不進行抽采的情況下，礦井回采工作麵、掘進工作麵以及礦井的瓦斯湧出量較大，如果不對煤層瓦斯進行預抽，單采用通風的手段難以解決瓦斯超限問題，難以保證礦井的安全生產；礦井按有煤與瓦斯突出危險進行設計，從防突的角度，必須進行瓦斯抽采。
第四節 礦井瓦斯抽采設備
1、瓦斯抽采量
根據本章第（一）節預測計算，預抽瓦斯純量5.6 m3/min，考慮其它影響因素，本次按16m3/min進行抽采設計，其中高負壓抽放10m3/min，低負壓抽放6m3/min。
抽采率：5.6÷11.2＝50%。
2、抽放管材的選擇和管徑
礦井高負壓抽放主管管徑為300mm；高負壓抽放支管選擇管徑為200mm；低負壓抽放主管管徑為300mm，低負壓抽放支管管徑為200mm。管材選擇無縫鋼管與PVC煤礦井下用聚氯乙烯管。
3、瓦斯抽采泵
瓦斯抽放泵房已安裝2台高負壓2BE3－303型水環式真空泵，功率90kw，抽氣量43～62m3/min，極限真空度3300Pa。結合上麵瓦斯泵選型計算結果，分析認為，現已安裝的瓦斯泵流量隻能滿足首采區高負壓抽采要求。
礦井選擇2台低負壓2BE3－420型水環式真空泵，功率110kw，抽氣量68～110m3/min，極限真空度33hPa。
瓦斯抽放設備冷卻：采用循環水冷卻方式，選用冷卻水泵：IS80－50－200型2台（一台工作，一台備用），配套防爆電動機YB100L1-4、2.2kW、380V。
電控設備：選用隔爆饋電開關KBZ-400/380，三台；隔爆啟動器 QBZ-200/380，四台，對瓦斯泵進行控製。
抽放泵站附屬設施與安全保護裝置齊全，
第二章 抽放巷道工程概況
1750西翼底板抽放巷布置在第一采區第一區段（標高為+1750米）西翼 ，在M18煤層底板物穩定岩層中，距M18煤層的水平距離達60-80米，距M9煤層120-140米。
1750西翼底板抽放巷為淨寬4.6米，淨高3.6米的半圓拱型斷麵，淨斷麵積14.3㎡。巷道采用錨噴支護。該巷道設計長度為1300米。
1800西翼底板抽放巷的作用有四個：一是區域性預測；二是區域措施效果檢驗；三是主要為一采區第一區段西翼各煤層煤巷條帶瓦斯服務，施工瓦斯抽放鑽場采用穿層鑽孔預抽煤層瓦斯；四作為1750西翼集中運輸巷。
第三章 抽放方法與工藝
本礦為煤與瓦斯突出礦井，嚴格執行先抽後掘 ，在1750底板抽放巷預抽煤層瓦斯的同時，還必須按防突規定要求落實“四位一體”的綜合防突措施：進行區域性突出危險預測；防治突出措施；防治突出措施的效果檢驗，並經措施效果檢驗無煤與瓦斯突出危險後，方可在該區域的消突範圍內開展煤巷掘進施工。在煤巷掘進施工時必須進行區域驗證及開展局部防突工作。
一、抽采方式：
底板抽采巷穿層抽采
該底板抽采巷對M9、M18煤層同時進行瓦斯預抽，即對抽采保護層M9煤的同時，又抽采被保護層M18煤的瓦斯。由抽采巷向工作麵區域施工網格穿層鑽孔預抽瓦斯，掘進條帶內布置的穿層鑽孔數量是非掘進條帶鑽孔數量的兩倍，非掘進條帶區域的鑽孔終孔間距按10m布置鑽孔。掘進條帶內鑽孔終孔點間距按5m布置鑽孔，確保在掘進施工前，能有效地預抽控製掘進條帶內瓦斯抽采率達到規範的要求。穿層鑽孔終孔點必須達到煤層頂板岩石內不小於0.5m，采用聚氨脂封孔或水泥注漿泵封孔。
圖4-1-1 底板抽放巷布置鑽孔預抽瓦斯示意圖
二、鑽場、鑽孔布置及參數
鑽場布置：
在1750西翼底板放巷每隔30米布置一個底板抽采鑽場 ，鑽場高為2.8米寬為3.2米的半圓拱形斷麵，淨斷麵積為7.86㎡，鑽場深度為4米。
鑽孔直徑
采用ZYD3200鑽機打眼，鑽孔直徑Ø96mm。
②鑽孔長度
鑽孔從鑽場開孔後穿透各可采煤層打入M9煤層頂板，進入M9煤層頂板不少於0.5米，各抽放鑽孔必須在鑽場設計時，根據地層產狀與控製範圍等參數計算出鑽孔傾角與、方位、長度等參數。
④鑽孔布置及封孔材料
鑽孔布置：鑽孔必須在鑽場設計時均勻布置，並按設計參數進行施工，作好鑽孔竣工參數記錄。
封孔材料：采用水泥漿封孔泵封孔，封孔材料采用礦井允用的工程塑料管，采用425水泥與水攪拌製成，水灰比1：1，鑽孔封孔長度為5m。抽放鑽孔的封孔設備選用KFB型封孔泵，其額定壓力1.2MPa，流量為0.5m3/h。
三、設備選型及主要檢測儀表
鑽機選擇
對於抽放鑽孔的打鑽設備，選用ZDY—3200型全液壓坑道鑽機。主要技術參數 單位 ZDY-3200型 最大鑽進深度 400m 開孔直徑 94/133/153 mm 終孔直徑 94/113 mm 鑽杆直徑 63/73 mm 鑽孔傾角 -90 °～+90 ° 額定輸出轉速 70/160/min 額定輸出轉矩 3200/1400.m 額定功率 45 kW 額定電壓 380/660 V 額定電流 83/48 給進力 120 kN 起拔力 90kN 錨固力 4× 45kN 正常進給速度 0～1.5 m/min 進給行程 850 mm 適應煤岩堅固性係數 f≤10 噪聲 ≤96dB(A) 主機外形尺寸 2240×1000×1478mm 整機重量（不含鑽杆） 約2810Kg
其技術參數如下表
鑽機型號 鑽孔深度 開孔直徑 終孔直徑 鑽孔角度範圍 功率 電壓
ZDY-3200 300m 94/133/155mm 65/133mm -90º～90º 45Kw 380/660V
根據礦井的開拓布置和瓦斯抽采強度，配置了如表4-1-15所示的設備和儀器。
表4-1-15 瓦斯抽采主要裝備表
序號 設備名稱 設備型號 單位 數量
1 液壓鑽機 ZYD3200型 台 2
2 封孔泵 KFB型 台 1
3 空盒氣壓計 DYM 台 1
4 U型壓差計 0.3m、0.5m、1m 支 各1
5 4寸孔板流量計 塊 5
6 皮托管 支 1
7 氣體取氧管 支 2
8 鑽杆 m 200
四、測定相關區域的煤層原始瓦斯參數
通過1750底板抽放巷施工穿層鑽孔測定煤層瓦斯壓力。
五、瓦斯抽采應達到的指標
突出煤層工作麵采掘作業前必須將控製範圍內煤層的瓦斯含量降到煤層始突深度的瓦斯含量或將瓦斯壓力降到煤層始突深度的煤層瓦斯壓力以下。若沒能考察出煤層始突深度的煤層瓦斯含量或壓力，則必須將煤層瓦斯含量降到8m3/t以下，或將煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下。控製範圍如下：
六、封孔方法和技術要求
抽放鑽孔封孔方式主要有水泥注漿泵封孔、聚胺脂封孔，設計使用聚胺脂封孔方法，但煤礦也可結合本礦的實際情況采用其它兩種合理有效的封孔方法。封孔段長度：封孔長度大於5m，。現將幾種封孔方式介紹如下：
1、采用水泥注漿泵封孔，封孔長度容易達到設計要求，封孔效率高，效果好，但操作較為複雜。
可采用KFB型礦用封孔泵進行封孔。KFB型礦用封孔泵主要應用於煤礦瓦斯抽放封孔，同時還廣泛應用於煤層注水封孔、注漿封孔及其它各種類型鑽孔的封孔。該泵自身具有攪拌功能，封孔質量可靠，封孔工藝簡單，使用方便，易於維護。其額定壓力1.2MPa，流量為0.5m3/min。
圖3-3-1 封孔泵結構圖
KFB型礦用風封孔泵其主要由（圖3-3-1所示）電動機（1）、安全離合器（2）、變速係統（3）、攪拌機（4）、離合器（5）、離合器操作手柄（6）、送漿泵（7）及機座（8）組成。
封孔管采用抗靜電的煤礦抽放專用PVC管或金屬管。回采工作麵預抽鑽孔封孔長度為5m，掘進工作麵邊掘邊抽鑽孔封孔長度為5m（同時將上循環抽放鑽孔的殘孔封孔8m），封孔材料采用425#矽酸鹽水泥，配比為1：0.4；孔內抽放管長度6m，封孔長度為5m，抽放管在孔內端鑽10—20個直徑10mm的小孔，並用雙層鐵篩網紮好。
1——注漿泵 2 ——封堵材料 3——連接管
圖3-3-2 注漿泵與被封鑽孔的連接圖
封孔工藝過程：
一般在打鑽將要結束時就可開始準備水泥沙漿。水泥沙漿一般應加入適量的膨脹劑，以避免凝固後收縮出現裂縫。當鑽孔傾角較小時可適當增大漿液的濃度。
注漿泵與所封鑽孔的連接如圖3-3-2所示，井下封孔操作方法為：
a.檢查封孔泵是否完好，封孔所需用的工具，配件等是否帶全；
b.檢查抽放鑽孔所需抽放管是否齊全，長度是否達到要求（ф40mm，長度6m）；
c.根據井下順層抽放鑽孔的封孔深度，計算所需要的水泥量，在該礦封5m的孔一般是用一包水泥，水泥：水=1：0.4（重量比）；
d.直接將井下裝水泥的袋子纏繞在抽放管上，送入鑽孔內封住孔口，其做法如圖3-3-3所示：
圖3-3-3 井下水泥沙漿注漿封孔方法示意圖
——將抽放管的一端與注漿管擺放在一起，其重疊處約30cm左右；
——準備編織袋（將水泥倒入封孔泵的攪拌器內後，就可空出）；
——將袋子開口端向孔口處，如圖3-3-3所示將抽放管與注漿管纏繞；
——用麻繩或麻線等，將抽放管、注漿管及編織袋捆緊；
——如圖所示送入孔內：
——按照泵的操作規程，開動泵攪拌水泥漿，均勻後並開始注漿，如圖所示，
水泥漿先將編織袋脹大，並封住鑽孔，繼續注漿直到注完為止，注漿時，孔口可
能會漏一些漿，但不會影響整個封孔質量；注完漿後即可直接將注漿膠管拔出。
按以上方法進行下一個孔的注漿封孔；所有要封的鑽孔封完後，要對封孔泵進行清洗幹淨。
2、聚氨酯封孔（推薦采用）
聚氨酯封孔就是用異氰酸酯和聚醚並添加幾種助劑反應而生成硬質泡沫體進行密封鑽孔。聚氨酯封孔材料膨脹倍數20倍以上，聚氨酯發泡均勻、細小，孔隙
又不聯通，還有可塑性，適於動壓區封孔；在抽放瓦斯負壓60～80KPa、正壓2MPa下，鑽孔密封嚴實不漏氣。
聚氨酯封孔采用卷纏藥液與壓注藥液2種工藝方法。現主要應用的是卷纏藥液法，封孔深度一般為3—6m。
鑽孔采用聚氨酯封孔，對於井下封孔而言，主要要求聚氨酯在發泡後，其內所形成的孔為封閉孔，另外對發泡時間、發泡倍數、固化後的強度，可塑性等均有一定的要求。可選用聚氨酯封孔材料，在鑽孔內6.4～7.5m深度封孔，鑽孔密封段長度僅1m，既能保證密封嚴密，又可節省封孔材料。
聚氨酯封孔（見圖3-3-4）即是在孔內抽放管的前端套上鐵檔板、木塞和橡膠墊圈，在距抽放花孔端的橡膠墊圈1m處，再套上木塞和鐵檔板，並用鐵線纏緊固定，在間距1m內的抽放管上固定一塊毛巾布（1m×0.7m）。封孔操作程序為：先稱出封一個孔的甲、乙組成藥液，分別裝入兩個容器，再將藥液同時倒入混合桶，立即用棒快速攪拌均勻，當藥液由黃褐色變為乳白色時，停止攪拌，將藥液均勻倒在毛巾布上，邊倒藥液邊向抽放管上卷纏毛巾布，並把卷纏好藥液的封孔管迅速插入鑽孔，大約5分鍾後，藥液開始發泡膨脹，20分鍾後停止發泡，逐漸硬化固結。為了避免封孔管晃動影響封孔質量，孔口處用木塞楔緊。封一個鑽孔的聚氨酯用量約為1Kg左右。
鑽孔與管路的連接：聚氨酯封孔1小時後，便可與抽放管路連接。鑽孔與管路連接處應設置流量計和閥門。鑽孔封孔器與抽放管路的連接（見圖3-3-5）所示。連接管采用膠管。
1-鐵擋板.2-木塞.3-橡膠墊圈.4-毛巾布.5-鐵線.6-抽放管.7-鑽孔.8-聚氨酯密封段.9-水泥沙漿.7-鑽孔
第四章 抽放管道安裝
一、抽放管材的選擇和管徑
礦井高負壓抽放主管管徑為300mm；高負壓抽放支管選擇管徑為200mm；低負壓抽放主管管徑為300mm，低負壓抽放支管管徑為200mm。管材選擇無縫鋼管與PVC煤礦井下用聚氯乙烯管。
二、瓦斯抽放管路與抽放孔的聯接
用彈簧軟管將鑽孔瓦斯抽放管與鑽場彙流管相連，彙流管與鑽場瓦斯管連接後與巷道中的瓦斯抽放管聯接。如圖所示。
瓦斯抽放鑽孔連接示意圖
1-煤層；2-鑽孔；3-封孔材料；4-膠管（彈簧軟管）；5-流量計；6、9、10、11-閘門；
7-彙流管：8-放水器；12-分區瓦斯抽放支管
當使用煤礦瓦斯抽放金屬鋼管作為瓦斯抽放主管道時，瓦斯抽放主管道均采用法蘭盤螺栓緊固連接，中間夾像膠密封圈，為安裝方便，抽放管路拐彎處也可采用彈簧軟管代替鐵管。
當使用礦用聚氯乙烯PVC-Kw專用煤礦瓦斯抽放管作為瓦斯抽放主管道時，管道連接可采用承插粘接的方法連接（如圖4-2-2和圖4-2-3所示），也可采用全塑活套平承法蘭連接的方法連接（如圖4-2-4）。
1、礦用塑料管材與鋼管的連接：
礦用塑料管材與鋼管的連接，可視其管道壓力的大小，采用全塑活套平承法蘭連接，也可采用塑料法蘭體與鐵法蘭片配合的法蘭連接方法進行連接。
所有與管材配套的管件，均采用注塑工藝成型後再在其內外表麵塗上抗靜電塗料，其強度、耐壓及抗靜電等技術指標都能達到標準規定，能滿足使用要求。
圖4-2-2 煤礦PVC-Kw專用抽放塑料管道安裝結構示意圖
圖4-2-3 塑料管道與塑料管件安裝結構示意圖
注：1.25MPa以上塑料管道建議定做金屬管件。
圖4-2-4 礦用管與鋼管連接安裝示意圖
2、搶修、快速安裝
如遇搶險或救災等情況，可按附圖4-2-5、6、7的方法進行快速安裝，即在承插粘結處用壓環卡緊，短時間內即可使用。
圖4-2-5 搶修用快速連接安裝示意圖如上
圖4-2-6 搶修用快速連接安裝示意圖如左
圖4-2-7 搶修用快速安裝示意圖如右
3．換管：
若塑料管被利物撞破了口或塑料管被撞斷，則需要換管，具體換管步驟：
a）關閉管道斷口兩端閥門；
b）用割管器或鋼鋸把需要換管的兩端截齊；
c）根據庫房庫存材料，選擇圖4-2-2至圖4-2-4的方法進行換管；
e）塗上粘結劑並且用壓環壓緊，不必待粘結劑完全固化，即可恢複管道運行。
三、管路敷設
A管路敷設
管路聯接是瓦斯抽采管網係統中重要環節，是係統中主要漏氣點。法蘭聯接較焊接具有安裝、拆卸方便、安全可靠等優點而廣泛應用。本設計選用法蘭聯接管路。法蘭盤在瓦斯管道的兩端，井下管路聯接時兩管路法蘭盤間加橡膠密封圈，用螺栓緊固。管路敷設及安裝要符合下列要求：
瓦斯管路應采取防腐、防鏽蝕措施，在安設之前必須對管路的內外部進行防腐處理（選用煤礦專用抽放鍍鋅鋼管或煤礦專用PVC-Kw瓦斯抽放管的，不受此限）
管路敷設要求平直，盡量避免急彎抽采管路通過的巷道曲線段少、距離短。若采用無縫鋼管則必須進行防腐處理，外部塗紅色以示區別。
與巷道壁的距離應滿足檢修要求；抽采瓦斯管件的外緣距巷道壁不宜小於0.1m。
主管、幹管及其與鑽場連接處應裝設瓦斯計量裝置。
抽采鑽場、門框架、低窪、溫度突變處及沿管路適當距離（間距一般為200m～300m，最大不超過500m），應設置放水器。
在抽采管路的適當部位應設置除渣裝置和測壓裝置。
抽采管路分岔處應設置控製閥門，閥門規格應與安裝地點的管徑相匹配。
主管上的閥門應設置在井下主要分區點，確保每點進行撤安管路時，不影響其它區域的正常抽采，並便於人員操作。
抽采管路應根據巷道保持一定的坡度，一般不小於3‰的流水坡度。
凡遇跨越有運輸任務的巷道時，抽采管路安裝設置門框架；門框架設置要求以不影響行車、行人為準。
管路要托掛或墊起，吊掛要平直，拐彎處設彎頭，不拐急彎。管子的接頭接口要擰緊，用法蘭盤連接的管子必須加墊圈，做到不漏氣、不漏水。
在傾斜和水平巷道中安設管路時，必須先安管子托，管托間距不大於10m，並把接好的管子用卡子或 8～10號鐵絲卡在或綁在預先打好的管子托架上。
在有電纜的巷道內鋪設管路時，應鋪設在電纜的另一側，嚴禁瓦斯管路與電纜同側吊掛。
新安裝或更換的管路要進行漏氣和漏水實驗，凡漏氣和漏水的不能使用。拆除或更換瓦斯管路時，必須把計劃拆除的管路與在使用的管路用閘閥或閘門隔開，瓦斯管路內的瓦斯排除後方可動工拆除。
B管路安裝
采用巷道側幫吊掛敷設管路的安裝方式。采用巷道側幫吊掛方式時，其吊掛高度應為
0.5～1.8m之間
C抽放管路鋪設路線
抽放管路敷設路線為：
管路（DN250mm）敷設路線：1750回風石抽放幹管→1750底抽巷回風繞道→1750西翼底抽巷。
四、瓦斯管路的附屬裝置
為了便於管路係統負壓的調節，掌握各抽放地點瓦斯抽出量、瓦斯濃度的變化情況以及保證管網的正常抽放，設計在各主、幹、分支管路上分別安設閥門、流量計、放水器、除渣器，此外，在瓦斯泵房和地麵管路上還安設有防爆、防回火裝置及排空管等。
1、閥門
抽放泵進出口、瓦斯抽放管路分岔處和鑽場連接管上均應安設閥門，其主要目的是用來調節和控製各抽放點的抽放量、抽放濃度、抽放負壓等。
每個鑽場中，在每個抽放鑽孔外安設一個閘閥。
2、放水器
在抽放鑽場、管路拐彎、低窪、溫度突變處及沿管路適當距離（間距一般為200m～300m，最大不超過500m）應設置放水器，及時排放管路中的水，提高抽放係統效率。放水器采用人工放水器。
人工放水器如圖4-2-10所示，其特點是：加工簡單、安設容易，但需安排專人放水。多設於井下瓦斯主管係統和積水量較大，負壓較高的地點。
人工放水器結構圖
第五章 抽放實時監測與檢測
一、抽放管道實時監測應具備以下功能：
1、以分鍾、小時、班、天為單位，統計瓦斯抽放混合量和純量；
2、分析瓦斯動態抽放量變化趨勢，評價監測點抽放措施的有效性。
3、當監測點瓦斯濃度突然下降時，及時發出管道漏風警報。
為保證瓦斯抽放係統的安全運行和礦井的安全生產，瓦斯抽放係統設計時必須具備完善的安全監測係統
二、計量裝置及抽放參數檢測
在井下與主管道彙合的抽放支管處安設一個瓦斯抽放綜合參數測定儀，計量支管的瓦斯抽放量。同時在每個鑽場中安設一個瓦斯抽放綜合參數測定儀，並有專職抽放參數檢測人員定期檢測各鑽場及鑽孔的瓦斯抽放參數(便攜式瓦斯抽放綜合參數測定 )。
第六章 鑽孔施工技術安全措施
為確保施工鑽孔的工作順利進行，製定如下技術安全措施：
（一）一般要求：
（1）認真組織貫徹學習安全措施、《煤礦安全規程》相關內容以及《ZDY—500型全液壓坑道鑽機使用說明書》，人人都必須考試合格後，方可上崗。
（2）提高班前會質量，每班都要執行手上交接，做到上不清、下不接，當班隱患當班必須處理，遺留問題必須向下一班交代清楚，跟班人員把好三大關：即：生產、質量、安全三方麵。
（3）施工隊注意掌握煤層及頂底板岩性的變化情況，及時反饋信息，地質部門收集各種地質資料，為施工服務。
（4）在巷道的下幫掏水溝，水溝流水要暢通，確保巷道無積水。
（5）施工隊必須嚴格按要求的鑽孔方位、傾角、開孔位置、孔徑施工鑽孔，煤礦有關部門（如防突隊、通風隊等）負責鑽孔施工質量驗收，每孔必檢，對鑽孔方位、傾角、長度及見煤、噴孔等參數必須準確收集並作好記錄。
（6）在鄰近區域放炮需撤人時，施鑽人員必須按要求撤離現場，並將鑽機電源切斷。
（二）施工鑽孔的管理和規定：
（1）鑽孔施工前，必須做好施工前的一切準備工作。鑽機運輸必須嚴格按運輸的有關規定執行。鑽機移動注意如下安全：
a、鑽機移動前必須切斷電源，嚴禁鑽機帶電搬運。
b、拆、卸安裝鑽機大型部件時，身體站立的位置必須避免失手的傷害。
（2）進入現場施工前，必須嚴格檢查現場巷道內的瓦斯情況，隻有在瓦斯濃度低於0.8%時，方可進行作業。
（3）進入現場施工前，班組長必須對工作地點的安全情況進行一次全麵檢查，確認無危險後，方準其餘人員進入作業地點，每個作業人員必須經常認真檢查作業地點的頂板、幫壁、支護等情況，當發現情況危險時，必須立即采取措施，進行處理，嚴格敲幫問頂製度。
（4）施工前，必須將鑽機安設牢固，嚴禁用鑽杆抵鑽機，嚴格按設計參數放線布孔。
（5）作業人員必須攜帶便攜式瓦斯檢測報警儀（2台）和隔離式自救 |
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