毕业设计安全专题部分

安全专题 瓦斯灾害防治

1.1瓦斯灾害因素分析

1.1.1 瓦斯赋存状况

山西吕梁中阳付家焉煤业有限公司施工补充钻孔时，在503号钻孔中采取4号煤层1个瓦斯样、9号煤层2个瓦斯样和10号煤层2个瓦斯样委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行了瓦斯含量和瓦斯成分分析，并搜集了北侧相邻炭窑坪煤业公司扩勘孔（203、204）瓦斯分析资料，详见表1-1-1。

表1-1-1 各煤层瓦斯测试成果表

测试结果表明: 井田内9号煤层瓦斯含量 (2.53-3.01 cm3/g.daf)。井田内10号煤层瓦斯含量 (1.73-4.73 cm3/g.daf), 瓦斯含量变化较大。瓦斯分布不均一，故在今后生产中应加强瓦斯监察。

另外，关于井田瓦斯分带情况，从钻孔瓦斯成分含量情况，10号煤层井田北部应属氮气-甲烷带，南部应属氮气带。9号煤层应属氮气-甲烷带，4号煤层属氮气-甲烷带。

另据晋安监煤字[2006]427号文件和吕煤安字[2008]571号文件批复，重组整合前井田各煤矿2006、2005、2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果见表1-1-2。

表1-1-2 矿井瓦斯等级鉴定表

由上表得知，井田原裕安煤业公司开采4号煤层矿井瓦斯等级为低瓦斯高管矿井，裕祥煤业公司开采10号煤层属高瓦斯矿井。

1.1.2 瓦斯涌出量预测及变化规律分析

据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2010]193号文件批复，该矿2010年2月委托山西省煤炭工业局综合测试中心对矿井10号煤层瓦斯涌出量进行了预测，预测结果为付家焉煤业公司开采10号煤层生产能力达到120万t/a时，矿井最大相对瓦斯涌出量为40.60 m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为107.65m3/ min。

瓦斯涌出量计算内容如下： 1．回采工作面瓦斯涌出量预测

回采工作面瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量和邻近层瓦斯涌出量。

q回=q开+q邻

式中：

q回q开q邻

—回采工作面吨煤瓦斯涌出量，m3/t ； —开采层瓦斯涌出量，m3/t； —邻近层瓦斯涌出量，m3/t。

1）开采层相对瓦斯涌出量（包括围岩瓦斯涌出量） 计算瓦斯涌出量时按下式计算：

m

q开=k1⋅k2⋅k3(x0-x1)

m0

式中：

q开

—开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；

k1—围岩瓦斯涌出系数，综采取k=1.3；

1

k2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，综采取k=1.2；

2

k3

—准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，按下式计算： K3=L-2h

L

L—工作面长度，取150m； h—巷道预排瓦斯宽度，取14m；

m—煤层厚度，5.74m；

m0—煤层开采厚度，5.74m； x0

—煤层瓦斯含量，12.20 m3/t；

x1—煤的残存瓦斯含量，取3.25 m3/t。

2）邻近层相对瓦斯涌出量

n

m

q邻=∑ii⋅(x0i-x1i)

i=1m1

式中：

q邻

－邻近层瓦斯涌出量，m3/t；

mi

－第

i个邻近层厚度，m；

m1－开采层的开采厚度，m； x0ix1i

－第i 邻近层的瓦斯含量，m3/t； －第i 邻近层的残存瓦斯含量，m3/t；

－第i邻近层瓦斯排放系数，根据开采煤层与邻近层之间距离、开采层顶底板岩

ki

性等关系选取。

1—上邻近层 2—缓倾斜煤层下邻近层 3—倾斜、急倾斜煤层下邻近层

图1-1-1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线

10号煤层开采时可向该煤层涌出瓦斯的邻近层有4、4下、5、6、7、8、9号6个上邻近煤层和11号下邻近层。其瓦斯涌出量计算详见表1-1-4。

表1-1-3 10号煤层各邻近层瓦斯涌出量计算表

表1-1-4

2.掘进工作面瓦斯涌出量预测

掘进工作面的瓦斯主要来源于煤壁和落煤两部分，其计算公式为：

q掘=qB+qL

式中：qB－煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

qL－落煤瓦斯涌出量，m3/min。

1) 掘进工作面煤壁瓦斯涌出量

在巷道掘进过程中，巷道周围煤层中的瓦斯压力平衡状态遭到破坏，煤体内部到煤壁间存在着压力梯度，瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向巷道泄出。单位时间内单位面积暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）随着煤壁暴露时间的延长而降低。通常暴露6个月后煤壁瓦斯涌出基本稳定。

其计算公式为：

q3=D∙v∙q0∙(2

v

-1)

式中 q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

D—巷道断面内暴露煤壁面周长长度，m；厚煤层D=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度，综掘顺槽工作面D=2×3.2+4=10.4m；

v—巷道平均掘进速度；按设计的300m/mon即0.007m/min； L—掘进巷道长度；取800m；

q0—煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min,按下式计算：

q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]W0

式中 Vr—煤中挥发份含量；取采样实测值15.79%；

W0—煤层瓦斯含量，m3/t；一采区顺槽掘进取16.00 m3/t，二采区顺槽掘进取12.20m3/t；

q01=0.026×(0.0004×(15.79)2+0.16)×16.00=0.108m3/m2·min q02=0.026×(0.0004×(15.79)2+0.16)×12.20=0.082m3/m2·min 一采区煤壁瓦斯涌出量：

q3=10.4×0.007×0.108×(2×(800/0.007)1/2-1)=5.31 m3/min； 二采区煤壁瓦斯涌出量：

q3=10.4×0.007×0.082×(2×(800/0.007)-1)=4.03 m3/min；

1/2

2) 掘进工作面落煤瓦斯涌出量

q4=S⋅v⋅γ⋅(Wo-Wc)

式中 q4—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；

v—巷道平均掘进速度，按设计的500m/mon即0.011m/min； S—掘进巷道断面积，m2，S=3.2×4=12.80； γ—煤的密度 t/m3；取1.32 t/m3；

W0—煤层瓦斯含量，m3/t；一采区顺槽掘进取16.00 m3/t，二采区顺槽掘进取12.20m3/t；

WC—煤层残存瓦斯含量，m3/t，WC取3.25m3/t。 一采区落煤瓦斯涌出量：

q4=12.80×0.007×1.32×(16.00-3.25)=1.51 m3/min； 二采区落煤瓦斯涌出量：

q4=12.80×0.007×1.32×(12.20-3.25)=1.06 m3/min；

表1-1-5 掘进工作面瓦斯涌出量预测结果

从以上各式可看出，掘进工作面瓦斯涌出量在煤层瓦斯含量不变的情况下，与巷道掘进速度有关，掘进速度越快，其瓦斯涌出量越大；在煤巷掘进速度相同的情况下，所掘进煤层的瓦斯含量越大，巷道绝对瓦斯涌出量越大。按付家焉煤矿各煤层巷道的瓦斯含量及掘进速度情况，预计各煤层瓦斯涌出量计算结果见表1-1-5。

3. 采区瓦斯涌出量预测

生产采区瓦斯涌出量系采区内所有回采工作面、掘进工作面（巷道）和生产采空区瓦

斯涌出量之和，按下式计算：

n

⎛n⎫K' ∑q回iAi+1440∑q掘i⎪

i=1=⎝i=1

q采区

0i

式中：q采区—生产采区瓦斯涌出量，m3/t； K' —生产采区采空区瓦斯涌出系数；

q回i—第i个回采工作面的瓦斯涌出量，m3/t； Ai —第i个回采工作面的平均日产量，t/d；

q掘i—第i个掘进工作面（巷道）的瓦斯涌出量，m3/min；

A0i—生产采区回采煤量和掘进煤量的总和，t/d。

表1-1-6 生产采区瓦斯涌出量预测结果

4.矿井瓦斯涌出量预测

矿井瓦斯涌出量是矿井内全部生产采区和已采采空区瓦斯涌出量之和，按下式计算：

K"∑q采区i⋅A0i

i=1n

q矿井=

∑A

i=1

n

0i

式中：q矿井—矿井瓦斯涌出量，m3/t；

K" —已采采空区瓦斯涌出系数，根据本矿实际取1.25； q采区i—第i个生产 采区的瓦斯涌出量，m3/t； A0i —第i个生产采区的产煤量，取3818t。

表1-1-7 矿井瓦斯涌出量预测结果

由表1-1-7可以看出，矿井初期的绝对瓦斯涌出量为107.65 m3/min。

1.1.3瓦斯灾害治理措施选择

本矿瓦斯涌出量较高，瓦斯抽采和通风是降低矿井瓦斯浓度的行之有效的方法，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。

1.2防爆措施

1.2.1预防瓦斯积聚的措施

1）通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。

2）采煤工作面采用二进二回独立的双“U”型通风方式，掘进工作面采用局部通风机压入式通风方式，采掘工作面满足《煤矿安全规程》要求风速前提下，按设计最大风量供给，确保矿井瓦斯浓度不超限。

3）加强局部通风管理，保证局部通风机正常运转，局部通风机安设风筒，风筒口距工作面不大于5m，掘进工作面供风量保证工作面具有足够的风量，按风机最大吸风量进行计算，禁止掘进工作面扩散通风，临时停工的地点不得停风，否则必须断电源，设置栅栏防止人员进入。

4）加强通风设施管理，保证通风设施完好，合理进行通风，减少通风设施漏风、提高矿井有效风量率。

5）禁止无风和微风作业，保证采掘工作面最低风速不低于0.25m/s。

6）采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是采煤工作面上隅角等地点，应加强检测与处理，废弃的巷道及时密闭。

1.2.2局部瓦斯积聚的处理措施

1)利用挡风帘将工作面上隅角做成弧形。一方面防止采空区的瓦斯从上隅角处涌出，另一方面有利于架后的瓦斯排放。

2)在回采工作面进风和回风上隅角挂风障和挡风板引导巷道风流从瓦斯积聚处经过稀释和冲淡积聚的瓦斯，这种方法既简单又方便有效，需注意的是，处理局部瓦斯积聚时必须对出风侧进行检测，一旦发现瓦斯超限应立即减少风量或停风检查。

3)密闭墙前瓦斯积聚处理。在处理封闭墙前的瓦斯积聚时，一方面加强有效堵漏措施，消除根源，另一方面采用伸缩骨架风筒，利用矿井风压导风方法处理积聚的瓦斯，必要时也可采用均压等方法进行处理。

处理局部瓦斯积聚必须制定相应的安全技术措施。 4)采煤工作面采煤机附近瓦斯积聚处理

加大工作面进风量，在采取相应降尘措施的条件下，提高工作面最大允许风速值，但最大风速不超过4m/s。

降低瓦斯涌出不均衡性，提高采煤机在每一班中的工作时间和增加一昼夜的工作班次，使采煤机以较小的速度和浅截深连续采煤。

5)巷道顶板附近瓦斯层状积聚的处理

增大巷道中的风速，防止瓦斯层状积聚的风速应大于0.5～1m/s。 增加顶板附近的风速，可采用导风法、铁风筒消除积聚的方法。 6)巷道或掘进工作面局部冒顶处瓦斯积聚的处理

用分支导风筒吹散瓦斯；用导风板冲淡瓦斯；用充填法消除积存瓦斯。 7)恢复有瓦斯积存的盲巷或打开密闭时瓦斯的处理

盲巷恢复生产或打开密闭时，一般用局部通风机排放其中瓦斯。排放时注意以下几点： (1)采用限制向盲巷内送入风量的措施。

局部通风机送入风量应使盲巷或密闭区排出的风流在全风压风流混合处的瓦斯浓度不超过1%，二氧化碳不超过1.5%，有专职瓦斯检查人员经常检查。

(2)盲巷或密闭区的回风系统内切断电源，撤出人员。

(3)排放后经检查证实盲巷中瓦斯浓度不超过1%，二氧化碳浓度不超过1.5%，氧浓度不低于20%，经过30min稳定后，瓦斯或二氧化碳浓度没有变化，方可恢复正常通风。

(4)排放工作最好在非生产班进行。

1.2.3瓦斯检测监控

1)准确地确定矿井瓦斯涌出量，是有的放矢地保证矿井安全生产的关键。建议矿方移交生产前对矿井瓦斯涌出量进行实测，或请专业部门对矿井瓦斯做进一步检测工作，以达到准确确定矿井瓦斯涌出量的目的。并在此基础上，制定相应的防治爆炸措施，有效保证矿井安全生产。

2)矿井必须建立完善的瓦斯检查制度，每班配备通风检测专职人员8人，跑地区的检测人员4人，所有采掘工作面每班至少检查3次。所有采掘工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都应纳入检查范围。

3)瓦斯检查人员必须建立瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须计入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》有关条文的规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次，挡风墙外的瓦斯每周至少检查1次。

矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。

4)建立安全监控系统，在采掘工作面设置甲烷传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面监控室，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源，此外安监人员配备个体检测设备。

5)安全监控设备使用前和大修后，必须按产品使用说明书的要求测试、调校合格，并在地面试运行24h-48h方能下井。

采用载体催化原理的甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪、甲烷检测报警矿灯等，每

隔7d必须使用校准气体和空气样，按产品使用说明书的要求调校一次。其他气体监控设备应采用空气样和标准气样按产品说明书进行调校。风速传感器选用经过标定的风速计调校。温度传感器选用经过标定的温度计调校。

每隔7d必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。

1.2.4施工或生产中瓦斯管理措施

1)掘进工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止用电钻打眼;爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。

采掘工作面及其他作业地点风流中,电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时,附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时,方可通电开动。

2)采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

3)掘进巷道贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏和警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个在掘工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。

4)矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.70 %时，必须立即查明原因，进行处理。

5)启封密闭和巷道贯通时，首先探放密闭巷道内的瓦斯浓度和有毒有害气体，确保安

全后方可启封。

6)实行爆破的掘进工作面，必须采用湿式打眼和放炮使用水炮泥，其实质是将装满水的塑料袋装填在炮眼内，爆破时水袋被爆破，并将水压入煤的裂隙和雾化，达到防尘的目的。同时应注意，放炮必须检查煤电钻电缆接口，电缆和放炮母线是否裸露失爆。确认没问题后才可以实施爆破作业，放炮前后应喷雾、洒水等。封孔深度要符合《煤矿安全规程》的要求，并使用合格的炸药，放炮前后要洒水和冲洗巷帮，掘进工作面实行放炮喷雾。

矿井配有足够的爆破专业人员，必须使用专用放炮器放炮，严禁使用固定母线，爆破工作面应备有放炮警示绳、牌等。放炮要严格执行“一炮三检”“三人连锁放炮”制度，班长、放炮员、瓦检员当班不许兼职，躲炮距离、时间、瞎炮的处理符合《煤矿安全规程》规定。每放一次炮填写一次放炮日志，不准下班后一次总填写。

7)掘进工作面局部通风机采用“三专、两闭锁”双风机、双电源自动切换供电方式。

8)开拓新水平的井巷第一次接近开采煤层时,必须按掘进工作面距煤层的准确位置,在距煤层垂距10m以外开始钻探,钻孔超前工作面的距离不得小于5m,并有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯,岩巷掘进遇到煤线或接近地质破坏带时,必须有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯,发现瓦斯大量增加或其它异状时,必须停止掘进,撤出人员,进行处理。

9)防止瓦斯灾害事故扩大，回风井井口设置防爆门，以防瓦斯爆炸事故冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施。

10)入井人员必须戴安全帽、随身携带自救器和矿灯，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒。

11)井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火取暖。暖风道必须用不燃性材料砌筑，并应至少装设2道防火门。

12)井筒与大巷的连接处及井底车场，主要绞车道与主要运输巷的连接处，井下机电设备硐室，都必须用不燃性材料支护。在井下和井口房，严禁采用可燃性材料搭建临时操作间、休息间。

13)井下严禁使用灯炮取暖和使用电炉。

14)井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。

15)矿井必须配有专职瓦斯检查工。

16)综采工作面采煤机，综掘掘进机配备有专用的机载瓦斯断电仪。

17)工作面专职瓦斯员

（1）工作面配备专职瓦斯员每班一人，并必须培训合格后上岗。

（2）专职瓦斯员现场交接班，严格按“三大规程”有关规定进行瓦斯检查和处理工作，实行一班多检，检查次数不少于3次；检查二氧化碳浓度的次数每班不少于2次。

（3）瓦斯员执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须瓦斯检查班报和检查地点的瓦斯牌板上，严禁瓦斯超限作业和空班、漏检和假检。

一旦发现工作面瓦斯超限，有权责令现场工作人员立即停止作业，撤到安全地点，并向通风科、调度指挥中心汇报。

1.2.5临时停工点瓦斯管理

矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风,排除瓦斯和送电的安全措施,恢复正常通风后,所有受到停风影响的地点,都必须经过通风、瓦斯检查人员检查,证实无危险后,方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内,都必须检查瓦斯,只有瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的规定后,方可开启即机电设备。

临时停工的地点,不得停风;否则必须切断电源,设置栅栏,提示警标,禁止人员进入,并向矿调度报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其他有害气体浓度超过《煤矿安全规程》第100条的规定不能立即处理时,必须在24h内封闭完毕。

局部通风机因故停止运转,在恢复通风前,必须由专职的瓦斯检查员检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时,必须制定安全排瓦斯措施,报矿技术负责人批准。

对停风巷道要及时密闭，并对挡风墙外的瓦斯浓度每周至少检查一次。对采空区要进行永久性密闭。

1.2.6排放瓦斯的措施

1)恢复已封闭的停工区或采掘工作面接近这些地点时,必须事先排除其中积聚的瓦斯,排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。排除瓦斯时不能一风吹。

2)在排出瓦斯过程中,排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%,且采区回风系统内必须停电撤人,其它地点的停电撤人范围应在措施中明确规定,只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1.0%和二氧化碳浓度不超过1.5%时,方可人工恢复局部通风机供风、巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。

3)恢复已封闭的停工层或停工区，在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,在瓦斯排放时，必须有救护队参与方可进行瓦斯排放。

4)加强瓦斯管理。启封密闭、瓦斯排放、巷道贯通要认真制定专项措施，按规定审批并严格实施；通风设施设置要合理、可靠，定期检查和维护。加强盲巷和采空区密闭管理，坚决杜绝私自开启密闭行为。

1.2.7预防瓦斯引燃的措施

严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。井下电气设备搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，在轨道回风顺槽风流中瓦斯浓度低于1%，再用与电源电压相适应的验电笔检验；确认无电后，方可进行导体对地放电。本设计井下选用的所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作。井下携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的地点使用，并同时监测使用环境的瓦斯浓度。

防止引爆火源措施：

1)所有下井人员严禁携带烟草及点火物品，严禁穿化纤衣物入井。严禁在井下拆卸敲打矿灯。

2)井下电器设备必须使用防爆、隔爆型电气设备。电气设备必须有MA标志，杜绝失

爆，经常检查电气设备金属面，表面温度不得大于75℃，井下变电所的漏电保护每日必须试验一次，煤电钻综合保护，必须坚持每班试验制度。井下电缆、风筒必须为不延燃型材料。

3)坚持使用漏电保护及综合保护。严格按操作规程操作电气设备。井下动火、动焊，必须经矿长批准，并有瓦斯检查员现场检查气体。

4)掘进爆破采用毫秒爆破，炸药选用煤矿安全炸药，爆破必须使用水炮泥。爆破及处理瞎炮必须按《煤矿安全规程》规定执行。

5)密闭区、盲巷实行“三断”，杜绝杂散电流导入密闭区、盲巷。

6)井下使用的棉纱布头和纸等，必须存入在盖严的铁桶内，不得乱丢乱放。严禁将剩油、废油洒在巷道内或硐室内。

7)井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。暖风道和通风风硐必须用不燃性材料砌筑，并应至少设2道防火门。

进风井井口设置防火门，一旦地面有火灾可及时关闭防火门，可避免地面火灾引入井下。

8)井筒、井底车场，主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处，井下机电设备硐室，主要巷道内带式输送机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。

9)井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。

10)井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并遵守下列规定：

(1)指定专人在场检查和监督。

(2)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。上述工作地点应至少备有2个灭火器。

(3)在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。

(4)电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。

(5)电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状，立即处理。

(6)煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。

1.2.8瓦斯安监系统

在采掘工作面设置甲烷传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面安全监测系统控制室，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。在采煤机上、掘进机上各安装机载式瓦斯断电仪1个。当瓦斯浓度超限时，及时自动切断采煤机、掘进机电源。此外安监人员配备个体检测设备。

1.2.9井下电气设备及保护的选择

1)井下电力网的短路电流小于其井下使用的控制用断路器的开断能力。

2)井下电气设备必须具有“产品合格证、防爆合格证、检验合格证”并选用带“MA”标志的产品。

3) 井下变电所10kV高压配电设备选用PBG-10Y矿用隔爆永磁型高压真空配电装置；干式变压器选用KBSG矿用隔爆型变压器；移动变电站选用KBSGZY矿用隔爆型移动变电站；1140（660）V低压配电设备选用KBZ矿用隔爆型真空馈电开关（带选择性漏电保护）；其它配电点馈电开关采用KBZ矿用隔型真空馈电开关；采煤机采用的QJZ型智能化矿用隔爆兼本质安全型组合开关可与甲烷传感器相连，用于检测采掘工作面的瓦斯浓度，当其超限时起动器跳闸；其它配电点及控制设备均为QBZ矿用隔爆型磁力起动器；照明灯具选用EXJ-18/27、127V 18W矿用隔爆型节能荧光灯；通讯设备选用矿用防爆兼本安型设备。

4）掘进工作面局部通风机采用“三专、两闭锁”双风机、双电源连续供电方式，采用2台专用移动变电站，作为局部通风机的专用电源，选取矿用隔爆型双风机双电源组合

式开关，实现局部通风机主、备互投、自动切换，并结合瓦斯监控系统，完成“风电、瓦斯电”闭锁功能。

5）KBZ矿用隔型真空馈电开关采用数字化单片机技术，具有过载、短路、欠压、失压保护；选择性漏电保护；分支开关漏电保护的后备保护及漏电闭锁保护功能。可做为供电系统的总开关和配电支路首末端的分支开关使用。

6）井下40kW及以上的电动机控制设备，采用真空磁力起动器。具有失压、过压、过载、短路、断相、及漏电闭锁保护功能。

7）井下固定敷设的高压电缆选用MYJV22-8.7/10kV煤矿用交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护

套钢带铠装电力电缆；去采煤、掘进工作面移动变电站的电缆选用MYPTJ-8.7/10kV煤矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆；采煤机、掘进机电缆选用MCPTJ-0.66/1.14kV采掘机屏蔽橡套软电缆；其余动力设备电缆选用MYP-0.66/1.14kV、MYP-038/0.66kV煤矿用阻燃移动屏蔽橡套软电缆。

8）矿用隔爆型移动变电站高压侧为隔爆型高压负荷开关箱，设有观察孔、急停按钮和安全联锁按钮组成的联锁保护装置；低压侧为隔爆型低压馈电开关箱，设有空气、真空管式两种断路器，它们具有检漏、过载、短路、欠电压、延时等保护性能，另外还具有电压、电流、漏电指示及变压器器温度保护装置；变压器为隔爆型干式变压器，空气自冷，B级绝缘。

9）井下供电网络为中性点不接地系统。由地面10kV主变电所至井下中央变电所的电缆线路上装设有零序电流互感器和选择性的单相接地保护装置；井下变电所的高压馈线回路上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。井下低压馈电线上均装设有选择性的检漏保护装置。由上述装置对井下电网的绝缘状况进行连续检测，当电缆线路发生接地故障时，可及时切断电源，以保证矿井安全生产。每天必须对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验。40kW及以上的电机均选用矿用隔爆型真空磁力起动器控制，井下所有电机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制功能。

10）电钻选用ZBZ型矿用隔爆电钻综合保护装置，设有检漏、漏电闭锁、短路、过负

荷、断相、远距离起动或停止电钻的功能。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。

11）为保证井下照明安全，选用保护齐全的BZX-4.0型矿用隔爆型照明变压器综合保护装置供给127V照明电源。

12）井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。

（1）工作面搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，在用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电。

（2）所有开关设备的闭锁装置能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。

13）操作井下电气设备应遵守下列规定：

（1）非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。

（2）手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。

（3）井下不准拆卸矿灯。

14）井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。

15）为防止静电产生的电火花引起瓦斯、煤尘爆炸，主要采取以下措施：

（1）保护接地，将带电物体上产生的静电荷通过接地导线引入大地，避免出现高电位，减少物体对地的电压差。

（2）加静电剂或导电填料，在矿井中使用抗静电管材。

（3）增加作业空间的湿度。

16）本矿井井下供电系统为中性点不接地系统，采用保护接地的方式。为了安全，在井下装有电气设备的硐室、低压配电点或装有3台以上电气设备的地点等处，均设局部接地极，在主、副水仓中各埋设1块主接地极，接地极面积大于0.75mm2，厚度不小于5mm。并利用铠装电缆金属外皮和橡套软电缆的接地芯线，把分布在井下各处的局部接地极连接

起来，并和主接地极连接构成总接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω。当接地芯线断裂时，靠近工作面的局部接地极的接地电阻在主接地芯线断后不应超过80Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。

17)矿井因停电和检修，主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏后，矿方必须严格执行制定的恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，符合《煤矿安全规程》的规定后，方可启动机电设备。

总之，矿井在生产和建设过程中，要对瓦斯引起高度的重视，严格执行《煤矿安全规程》之规定，采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。

1.2.10地面储、装、运等辅助生产系统防爆措施

为改善工作环境，防止筒仓内发生煤尘和瓦斯爆炸，在每个筒仓顶部设两台T35-11系列轴流风机，并安装全自动瓦斯监控探头。

地面生产系统的各转载点和装车点均安设喷雾洒水装置，以降尘和防止煤尘浓度超限，引起煤尘爆炸，在原煤筒仓设喷雾洒水装置。

1.3隔爆措施

本矿为高瓦斯矿井，本次设计采用对井下巷道设置隔爆水棚，对井下瓦斯煤尘爆炸进行隔爆。

1.3.1隔爆水棚设置地点

1)与井筒相联接的主要运输大巷和回风大巷等巷道中，设置集中式主要隔爆水棚；

2)采区运输巷道和回风巷道中，设置集中式主要隔爆水棚；

3)采区内的煤层掘进巷道中，采煤工作面进回风顺槽设置集中式辅助隔爆水棚；

4)在井底煤仓上下口相连的巷道设置集中式主要隔爆水棚。

1.3.2隔爆水棚

1）水棚的结构与选型

设计主要水棚采用隔爆水袋，其型号为GBSD-60，规格为60L，结构参数为900mm×400mm×250mm；辅助水棚也用隔爆水袋，其型号为GBSD-40,规格也为40L，结构参数为600mm×400mm×250mm。

2）水棚的布置与计算

水棚的布置方式为：架设高度不低于1.8m，棚距1.2～2.5m，水棚首架棚设置一般距容易爆炸地点距离为60～200m，主要隔爆棚的棚区长度不小于30m，辅助隔爆棚的棚区长度不小于20m，水棚距离巷帮不小于100mm，距巷道地面不小于1.8m；棚组内的各排水棚的安装高度一致，棚区处的巷道需要挑顶时，其断面积和形状应与其前后各20m长度的巷道保持一致，水棚设置在巷道的直线段内。

3)水棚设置地点及每组水棚水量

根据采区巷道布置，设计共设置主要隔爆水棚9组，240架；辅助隔爆水棚共6组，210架。水棚设置地点及数量、位置及棚区长度详见图AZ1095-150-01。

每组水棚水量依下式计算：

G=gS

式中：

G——总水量，kg；

g——每m2巷道需水量，L/m2，主要隔爆水棚400L/m2，辅助隔爆水棚200L/m2

S——巷道断面积，m2。10号煤层：胶带运输大巷、轨道大巷（集中轨道大巷）、进风行人大巷（集中进风大巷）、回风大巷断面积均为14.7 m，10号煤层胶带机顺槽、轨道顺槽和回风顺槽（进风顺槽）断面积均为12.0 m2。4号煤层：胶带运输大巷、轨道大巷、回风大巷断面积均为7.0 m2，4号煤层胶带机顺槽、轨道顺槽断面积均为7.0 m2。

经计算，胶带运输大巷、轨道大巷（集中轨道大巷）、进风行人大巷（集中进风大巷）、回风大巷每组主要隔爆水棚总水量：

2

G10号胶带运输大巷=400×14.7=5880L G10号轨道大巷=400×14.7=5880L G10号进风行人大巷=400×14.7=5880L G10号回风大巷=400×14.7=5880L G4号胶带运输大巷=400×7.0=2800L G4号轨道大巷=400×7.0=2800L G4号回风大巷=400×7.0=2800L

工作面胶带进风顺槽、轨道回风顺槽每组辅助隔爆水棚总水量： G10号煤层胶带机顺槽=200×12=2400L G10号煤层轨道顺槽=200×12=2400L G10号煤层回风顺槽（进风顺槽）=200×12=2400L G4号煤层胶带机顺槽=200×7.0=1400L G4号煤层轨道顺槽=200×7.0=1400L 4）水棚给水系统

水棚给水水源为井下消防洒水给水系统，在设有隔爆水棚的地点，均有井下消防洒水管路通过，管路每隔100m(带式输送机巷每隔50m)设有一支管和闸阀，水棚可由其给水或补水。

隔爆水棚安装示意图详见图1-3-1。

图1-3-1 隔爆水棚安装示意图

1.4瓦斯抽采

1.4.1 瓦斯抽放的必要性

1. 从瓦斯涌出现状及预测情况看抽放瓦斯的必要性

从生产现状看，如前所述2006年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：煤层瓦斯相对涌出量为135.16m3/t，绝对涌出量为42.07m3/min。从预测瓦斯涌出状况看，付家焉煤矿10#煤层一采区工作面相对瓦斯涌出量为17.83m3/t，日产3636t/d时工作面绝对瓦斯涌出量为45.02m3/min。一采区作为首采区，在掘进工作和以后的回采工作中靠通风方法稀释工作面瓦斯比较困难且不合理，按照“先抽后采”的方针，应采用抽放。故从矿井瓦斯涌出情况看，建立抽放瓦斯系统是非常必要的。

2. 从通风能力看抽放瓦斯的必要性

采掘工作面实行瓦斯抽放的必要性判断标准是：采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需要的风量，即下式成立时，抽放瓦斯才是必要的。

100·Q·KQ0＜

C

式中 Q0——采掘工作面供风量，m/min； Q——采掘工作面瓦斯涌出量，m3/min； K——瓦斯涌出不均衡系数，取1.5； C——采掘工作面允许的瓦斯浓度，％。

掘进工作面通风量在400m3/min左右，根据上式计算通风所能解决的瓦斯量为2.67m3/min左右，而根据涌出量预测一采区10#煤层运输顺槽掘进工作面最大瓦斯涌出量为6.82m3/min，单独依靠通风不能解决掘进工作面的瓦斯问题；同时，10#煤层工作面的通风量在1200m3/min左右，根据上式计算通风所能解决的瓦斯量为8m3/min左右，而根据涌出量预测采煤工作面的瓦斯涌出量为52.59m3/min，单独依靠通风不能解决采煤工作面的瓦斯问题，所以需要建立瓦斯抽放系统来抽放通风无法解决剩余瓦斯。

3. 从资源利用和环保角度看抽放瓦斯的必要性

瓦斯是一种优质洁净能源，将抽出的瓦斯加以利用，可变害为利，改善能源结构，保护环境，取得显著的经济和社会效益。根据前面的计算，付家焉煤矿瓦斯总储量758330km3，可开发瓦斯量435280km3。表明付家焉煤矿瓦斯资源较丰富，同时可开发瓦斯量亦比较可观，为瓦斯利用提供充足的气源。因此，从资源利用和环保角度看建立瓦斯抽放系统是必要的。

3

1.4.2 瓦斯抽放的可行性

付家焉煤矿实测的10#煤层的百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.042d-1；10#煤层透气性系数为0.511m2/MPa2·d。根据上面的数据综合分析可知付家焉煤矿开采煤层属于可以抽放煤层。通过以上分析，付家焉煤矿具备建立地面永久瓦斯抽放系统的条件。

1.4.3 建立矿井地面永久抽放瓦斯系统的结论

付家焉煤矿符合建立地面永久瓦斯抽放系统的条件：1.瓦斯抽放系统的抽放量可稳定在2m3/min以上；2.瓦斯资源可靠、储量丰富，预计瓦斯抽放服务年限在5年以上。

1.4.4 瓦斯抽放方式

1. 瓦斯抽放方法概述

根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2009年10月编制的瓦斯抽放设计，本矿井选择的瓦斯抽放方式主要有开采层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放。

1）回采工作面瓦斯来源及构成

根据工作面瓦斯涌出量构成预测结果，工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯，另一部分来源于采空区丢煤解吸的瓦斯和围岩、邻近层涌出的瓦斯。工作面瓦斯主要来源于采空区（含采空区丢煤、围岩及邻近层）和开采层涌出的瓦斯。

2）开采层瓦斯抽放

付家焉煤矿为高瓦斯矿井，10#煤层透气性系数为0.511m2/MPa2·d，为可以抽放煤层，并且付家焉煤矿开采层瓦斯涌出量占回采工作瓦斯涌出量的77%左右，开采层是工作面瓦斯涌出的最主要来源，为了保证矿井安全高效开采，应进行采前预抽。同时，为了保证抽放效果，付家焉煤矿应加强边采边抽，并适当加大布孔密度和增加抽放时间的方式来提高预抽效果，也可采用预裂爆破等强化抽放的方式来提高预抽效果。

付家焉煤矿掘进工作面瓦斯涌出量较大，可采用边掘边抽的抽放方法治理工作面瓦斯。

3）邻近层瓦斯抽放

根据工作面瓦斯涌出量预测结果，付家焉煤矿邻近层瓦斯涌出量占回采工作瓦斯涌出量的22%左右，邻近层是工作面瓦斯涌出的来源之一，据付家焉煤矿的煤层赋存与开采条件，可采用由开采层层内钻场向邻近层打穿层钻孔抽放邻近层瓦斯。

4）采空区瓦斯抽放

根据10#煤层煤层赋存条件和巷道布置情况，付家焉煤矿可采用顶板高位钻孔、斜交钻孔法、采空区插管法等抽放方法治理现采空区及邻近层瓦斯。抽放过程中应根据抽放效果不断调整抽放参数，提高瓦斯抽放效果。

付家焉煤矿老采空区瓦斯涌出量较大，应选用全封闭式抽放方法。在抽放过程中必须经常检测抽放管路中CO浓度和气体温度等相关参数的变化。发现有自然发火征兆时，必须采取防止煤自燃的措施。

2. 可选瓦斯抽放方法及参数设计

根据抽放方法的选择原则，结合付家焉煤矿各煤层的赋存、瓦斯来源等特点，考虑到工作面所需的抽放量，提出付家焉煤矿较合理的抽放方法。

1）斜向钻孔抽放

（1）抽放方法：在工作面回风侧打顺层斜向钻孔，工作面开采前进行煤层瓦斯预抽，开采时进行采动卸压抽放。

（2）抽放钻孔布置：钻孔技术参数见表1-4-2，抽放钻孔布置见图1-4-1。 表1-4-2 斜向钻孔技术参数表

注：以上技术参数供工作面试验用，须根据实际效果考察来确定合适的参数。

卸压带

图1-4-1 斜向钻孔布置图

（3）封孔工艺

钻孔采用聚氨酯封孔，封孔深度5～9m，封孔段长度1m，封孔管为直径φ50mm的PE

管（阻燃、抗静电），再用铠装胶管连接到支管上，再连接到主管上，最后到达地面泵房。抽放钻孔间距应进一步考察，确定合理钻孔间距，预抽时间预计为9个月。

聚氨酯是聚氨荃甲酸酯的简称。它的种类繁多，根据原料配方不同，可以制成多种不同产品。对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，不漏气，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。聚氨酯封孔采用卷缠药液法及钻孔内封孔管结构，见图1-4-2。

铁档板

木塞橡胶垫圈毛巾布铁线抽放管钻孔聚氨脂密封段水泥沙浆10花孔

图1-4-2 聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图

（4）抽放管路管理

工作面开采后，随着工作面的推进，靠近切眼的抽放钻孔不断报废，当钻孔距工作面切眼60m时，预计抽放钻孔进入卸压区，进行卸压抽放，随着抽放管路不断变短，靠近切眼的管路要逐段卸下来，端头用法兰片密封。由于工作面在回采时，回风巷需进行超前支护大约20m，为了不影响生产，需提前拆除管路，给瓦斯管路的管理造成一定困难，所以可以考虑在靠近工作面切眼30m内的钻孔用软胶管与抽放管相连，抽放管未端特制一段2～3m长的短管，短管上做几个变径三通，与靠近工作面的钻孔用软管相连，钻孔报废后再向

前移动短管，保持短管始终在抽放管路的末端，这样一来，工作面的预抽钻孔可以抽取大量的卸压瓦斯，使本煤层预抽取得较好的抽放效果。

3）、采空区（上隅角）插管抽放

上隅角瓦斯抽放的主要原理是在工作面上隅角形成一个负压区，使该区域内瓦斯由抽放管路抽走，这可以避免因工作面上隅角处局部位置因风流不畅（或微风）引起的瓦斯超限，还可解决因漏风使采空区向上隅角涌出瓦斯而造成的瓦斯超限。为操作方便，靠近采面上隅角段管路可采用6m长的铠装软管与主抽放管路连接，将铠装软管插入上隅角，为保证软管吸入口处于上隅角的上部（上部瓦斯浓度较高），抽放软管与木棒绑在一起，用铁丝吊挂在支架上，为提高抽放浓度，上隅角处应采用挡风帘，提高抽放效果。随着工作的推进，拆下前端一段主管路，移动抽放软管，如此反复。软管可采用8吋管。抽放管伸入上隅角长度及位置应根据实际抽放效果，不断调整，得到合理的参数。

如前所述，上隅角插管瓦斯抽放是制造一个负压区，让周围瓦斯向负压区流动，然后通过排放管路，抽出工作面，负压区在什么地方最合适，顶板岩性不同，顶板的冒落程度不同，对负压区的选择都将有较大影响，为确保抽放点的合适位置（使吸入口瓦斯浓度较高），在抽放管路负压始端的接一个带4～8个分支的一段管路，分支出几个支管，支管出口接4吋或6吋胶皮软管，软管插入上隅角后呈发散排列，可提高抽放效果，如图1-4-3所示。

支架

铠装软管

1002工作面

1002回风巷

抽放管

挡风帘

铠装软管

图1-4-3（1）上隅角插管抽放瓦斯示意图

挡风帘

抽放管路1002回风巷

扩散器

单体支架

胶管

1002工作面

1002回风巷

抽放管扩散器

挡风帘铠装软管

图1-4-3（2）上隅角分支插管抽放瓦斯示意图

4）、全封闭采空区抽放

付家焉煤矿老采空区瓦斯涌出量较大，是矿井主要的瓦斯来源之一，为防止采空区向矿井、采区涌出瓦斯，打密闭墙时，向采空区密闭墙内插管，进行老采空区瓦斯抽放。抽放方法详见图1-4-4。

（1）密闭墙插管布置参数

采空区闭墙插管抽放瓦斯，是解决采空区瓦斯向外涌出的一项行之有效的措施，但要求闭墙密闭性好，以保证抽放瓦斯的浓度。密闭墙两端用料石或普通建筑用砖砌成，里外围墙，厚度不小于0.3m。密闭墙总厚度为2.5m，为保证密闭性，将巷道四周墙壁挖出深约0.4m的槽沟，将料石镶嵌进去，中间留有不小于lm的空间用土夯实，将瓦斯管放在闭墙的上部。瓦斯管外口安设阀门，未抽放前将阀门关闭，以免向外泄漏瓦斯。

（2）插管与主管的连接与管理

由于采空区密封性较差，瓦斯浓度不会太高，并且波动很大，为确保整个抽放系统的瓦斯不低于安全浓度以下，所以插管与主管连接处必须设阀门，节流孔板和浓度检测口，

图1-4-4 全封闭采区瓦斯抽放示意图

5）、掘进工作面瓦斯抽放

根据对付家焉煤矿10#煤层煤巷掘进工作面瓦斯涌出量预测达5m3/min以上，仅靠通风方法解决不合理，特别是在掘进工作面进入地质构造区域内时，掘进工作面涌出量可能

增大，应边掘边抽，其优点是抽放时不影响掘进，且抽放效果较好，以便减轻工作面的通风负担，掘进工作面抽放瓦斯采用钻场抽放。钻场规格尺寸为：宽3.5m，长4m，高2.5m，钻场掘成后，在开口处架设一架抬棚进行支护，钻场间距为25m。抽放方法，见图1-4-5，参数见表1-4-3。

图1-4-5 掘进面边掘边抽示意图

表1-4-3 边掘边抽钻孔技术参数表

注：以上技术参数只供试验参考，须根据效果考察来确定最适合的参数。

（1）钻场钻孔布置原则

①钻场的布置应免受采动影响，避开地质构造带，便于维护，利于封孔，保证抽放效果。

②尽量利用现有的开拓、准备和回采巷道布置钻场。 （2）钻孔与抽放管路连接

钻孔与抽放管路连接方式，见图1-4-6。

封孔材料

钻孔

软管

阀门

抽放管路

图1-4-6 边掘边抽钻孔与管路连接示意图

（3）封孔工艺

封孔工艺与斜向钻孔相同。

6）、高位钻孔抽放采空区或邻近层瓦斯（钻场布置在煤层内）

高位钻孔抽放邻近层瓦斯技术就是针对高瓦斯无煤柱（无尾巷），综采或综放工作面的特点，为解决瓦斯超限问题，采用沿开采层走向布置迎面定向水平长钻孔代替顶板瓦斯巷抽放上邻近层瓦斯或采空区瓦斯。

钻场及钻孔布置

（1）抽放方法：采用高位钻孔抽放采空区或邻近层及围岩的瓦斯。

（2）钻场施工：沿回风顺槽每隔50m布置一个钻场，钻场长4m，宽3m，高与巷道相同。

（3）钻孔布置：每个钻场内布置8个钻孔，呈扇形布置。钻孔及钻场布置，见图1-4-7；钻孔参数，见表1-4-4。

A

B－B 剖面

A－A 剖面

图

1-4-7 高位钻孔（钻场布置在煤层内）抽放采空区或邻近瓦斯层示意图 表1-4-4 钻孔技术参数表

7）工艺及钻场通风

在孔内插入直径50mm的PE管（阻燃、抗静电）作为抽放瓦斯管，封孔可采用聚胺酯封孔。由于10#煤层较厚，所以必须保证足够的封孔长度（4~6m）才能取得较好的抽放效果。

8）酯封孔工艺

与斜向钻孔封孔工艺相同。 9）通风

为防止钻场内瓦斯集聚需用局部通风机采用分支风管法对钻场进行通风（因钻场在扩散通风范围内，必要时采用局扇通风）。

3.抽放方法确定

选定瓦斯抽放方法，见表1-4-5。

表1-4-5 抽放方案选择

1.4.5 瓦斯抽放效果

1、本煤层抽放量预计

付家焉煤矿开采10#煤层时，工作面走向长1500m，切眼长150m，钻孔间距5m，钻孔长度140m。

一个回采工作面及一个备用工作面共布置600个钻孔，单孔平均瓦斯抽放量预计为0.06m3/min左右，工作面抽放量为36m3/min左右。

2、采空区抽放量预计

付家焉煤矿回采工作面现采空区瓦斯（包括围岩、邻近层瓦斯）涌出量占工作面总涌

出量的10%，付家焉煤矿若采用高位钻孔抽放、上隅角插管抽放等措施，采空区瓦斯抽放率一般为20~70%。

付家焉煤矿抽放采空区及邻近层瓦斯，属于卸压抽放，抽放量较大。若采用高位钻孔抽放与现采空区上隅角插管相结合的方法治理现采空区瓦斯，现采空区抽放率按50%计算，现采空区抽放量为6m3/min左右。

为防止老采空区瓦斯涌出，需采用全封闭采空区方法抽放老采空区瓦斯。设计对两个老采空区进行抽放，根据该矿区经验，每个老采空区抽放量为4 m3/min左右，则老采空区瓦斯抽放量为8m3/min左右。付家焉煤矿采空区瓦斯抽放量可达到14m3/min。

3、掘进工作面抽放量预计

付家焉煤矿10号煤层共布置2个掘进工作面，每个掘进工作面有3个抽放钻场起作用，每个钻场布置4个钻孔，则共有24个边掘边抽钻孔同时抽放，单孔平均抽放量取0.1m3/min，掘进面抽放量为2.4m3/min左右。

4、矿井瓦斯抽放量

付家焉煤矿矿井瓦斯总涌出量为107.65m3/min，矿井瓦斯抽放量为52.4m3/min，矿井瓦斯抽放率约为48.7％。

详见矿井瓦斯抽放系统布置图3－4－8。

1.4.6 抽放管路布置及选型

1、瓦斯抽放管路系统的选择原则

（1）抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角度不应大于50°。

（2）尽量避开运输繁忙巷道，首选回风巷内铺设；若敷设在主要运输巷道内，在人行道侧其架设高度不小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；瓦斯抽放管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m。

（3）管路发生故障，管道内的瓦斯不得流入采掘工作面、机房或机电硐室内。 （4）抽放管道与地上、下建（构）筑物及设施的间距，应符合《工业企业总平面设

计规范》的有关规定。

（5）瓦斯抽放管路的管径应按最大流量分段计算，并与抽放设备能力相适应，抽放管路按全流速为5～15m/s和最大通过流量来计算管径，抽放系统管材的备用量可取10%。

（6）当采用专用钻孔敷设抽放管路时，专用钻孔直径应比管道外形尺寸大100mm；当沿竖井敷设抽放管路时，应将管道固定在罐道梁上或专用管架上。

（7）抽放管路系统中必须安装调节、控制、测定、防爆、防回火装置。 2、瓦斯管路敷设路线

付家焉煤矿瓦斯抽放管网敷设路线为：

（1）、低负压系统（抽放上隅角和老采空区瓦斯）

采空区→回风巷→风井→地面瓦斯抽放管路→抽放泵站→放空（或用户） （2）、高负压系统（抽放本煤层、邻近层瓦斯即采掘面预抽和邻近层抽采瓦斯） 工作面钻孔→工作面回风顺槽→回风巷→风井→地面瓦斯抽放管路→抽放泵站→放空（或用户）

3、瓦斯抽放管径选择

瓦斯抽放管径选择是否合理，对瓦斯抽放系统的建设投资及抽放系统效果有很大影响。直径太大，投资费用增加；直径过小，管路阻力损失大，同时参照抽放泵的实际能力使之留有备用量。

为说明方便，将低负压系统地面、风井、回风巷的管路称为主管低，用于抽放现采空区及老采空区的管路称为支管低；将高负压系统用于地面、风井、回风巷的瓦斯抽放管路称为主管高，本煤层及邻近层的管路称为支管高。抽放管径一般采用下式计算：

D=0.1457（Q/V）1/2 式中 D—瓦斯抽放管内径，m；

Q—瓦斯管中混合瓦斯流量，m3/min；

V—瓦斯管中混合瓦斯平均流速，一般V=5～12m/s。

依据矿井、工作面的瓦斯抽放量预计结果，低负压系统主要进行老采空区、上隅角抽

放，抽放纯量为11m/min左右，抽放浓度预计为10%左右，上隅角插管抽放纯量为3m/min左右，抽放浓度预计为10%左右；高负压系统主要进行本煤层（预抽）、高位钻孔抽放，抽放纯量为41.4m3/min左右，抽放浓度预计为30%左右，本煤层预抽纯量（两个工作面）为36m3/min左右，抽放浓度预计为30%左右。按上式计算并留有一定余量。

4、瓦斯管的连接方式

抽放专用钻孔内钢管采用法兰盘螺栓紧固连接，其它管路采用快速管接头连接。 5、管网阻力计算

瓦斯抽放管路阻力包括摩擦阻力和局部阻力。计算管网阻力应在抽放管网系统敷设线路确定后，按其最长的线路和抽放最困难时期的管网系统进行计算。

根据付家焉煤矿巷道布置情况，抽放最困难时期低负压系统瓦斯抽放主管路长3000m，支管路长1500m；抽放最困难时期高负压系统主管路长3000m，支管路长1500m。

1、摩擦阻力计算

9.81Q2γL

H摩=

KD5

3

3

式中 H摩—管路的摩擦阻力，Pa；

L—管路长度，m；

γ—混合瓦斯对空气的密度比； K—与管径有关系数； D—瓦斯管内径，cm； Q—抽放混合瓦斯量，m3/h。 （1）低负压系统摩擦阻力：

1）地面和风井、回风巷主管路的摩擦阻力（H主管低）

H主管低

2

9.81Q2γL9.81⨯（132⨯60）⨯0.933⨯3000 ===2872（Pa）55

KD0.71⨯61

2）工作面抽放支管路摩擦阻力（H支管低）

2

9.81Q2γL9.81⨯（48⨯60）⨯0.933⨯1500

H支管低=

KD

5

=

0.71⨯36.3

5

=2545（Pa）

从工作面到地面抽放系统泵站之间管线的总摩擦阻力（H摩低）为：

H摩低= H主管低 + H支管低

H摩低=2872+2545=5417( Pa) （2）高负压系统摩擦阻力：

1）地面和风井、回风巷主管路的摩擦阻力（H主管高）

H主管高

2

9.81Q2γL9.81⨯（165.6⨯60）⨯0.866⨯3000 ===4196（Pa）55

KD0.71⨯61

2）工作面抽放支管路的摩擦阻力（H支管高）

H支管高

29.81Q2γL9.81⨯（72⨯60）⨯0.866⨯1500===5314（Pa）

KD50.71⨯36.35

从工作面到地面抽放系统泵站之间管线的总摩擦阻力（H摩高）为：

H摩高= H主管高 + H支管高 H摩高=4196+5314=9510( Pa)

2、局部阻力（H局）

抽放管网系统中管件局部阻力（H局），按管道总摩擦力阻力的15％考虑，则： （1）低负压系统局部阻力

H局低=0.15·H摩低

H局低=0.15×5417=813(Pa)

（2）高负压系统局部阻力

H局高=0.15·H摩高

H局高=0.15×9510=1427(Pa)

（3）瓦斯抽放管网系统的总阻力（H总）

H总低=H摩低+H局低=5417+813=6230(Pa) H总高=H摩高+H局高=9510+1427=10937(Pa)

6、管路敷设及附属装置 1、井下管路敷设要求

煤矿井下的环境条件较恶劣，且巷道高低不平，坡度大小不一，巷道受压变形，空气湿润易锈蚀等，为此对煤矿井下瓦斯抽放管路的敷设有如下要求：

（1）瓦斯管路应采取防腐、防锈蚀措施；

（2）管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm，以防止底鼓损坏管路； （3）倾斜巷道的瓦斯管路，应用卡子将管道固定在巷道支护上，以免下滑； （4）管路敷设要求平直，尽量避免急弯；

（5）主要运输巷道中的瓦斯管路架设高度不小于1.8m；

（6）管路敷设时，要考虑流水坡度，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器；

（7）新敷设的管路要进行气密性。 2、地面管路敷设要求

地面敷设管路除符合井下管路的有关要求外，尚需符合下列要求： (1)冬季寒冷地区应采取防冻措施；

(2)瓦斯管路不宜沿车辆来往繁忙的主要交通干线敷设；

(3)瓦斯管路不允许与自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆和电话电缆等敷设于一个地沟内；

(4)在空旷地带敷设瓦斯管路时，应考虑到未来的发展规划和建筑物的布置情况； (5)瓦斯主管距建筑物的距离大于5m距动力电缆大于1m，距水管和排水沟大于1.5m，距铁路大于4m，距木电线杆大于2m；

(6)瓦斯管路与其它建筑物相交时，其垂直距离大于0.15m，与动力、照明电缆及电话线大于0.5m且距相交构筑物2m 范围内，管路不准有接头和布置管件；

(7)瓦斯管不准在地下穿过房屋和其它建筑物，以及同其它建筑物位于同一平面位置，即上下重叠；

(8)瓦斯管不准穿过其它管路，确需穿过时，应加钢套管。 3、井下管路安装

井下瓦斯抽放管路包括抽放风井管路、回风巷管路和工作面管路。风井管路沿井筒敷设，采用托挂安装方式；回风巷管路采用沿巷道底板敷设；工作面管路采用巷道侧帮吊挂安装方式。

（1）风井管路安装

根据上述要求，结合付家焉煤矿的实际情况，风井瓦斯抽放管路安装选择沿井筒托挂敷设方式。每隔120m在风井壁安装一个托梁支撑瓦斯抽放管路，并且瓦斯抽放管路固定在风井梯子的横梁上（间距6m），以便扶正瓦斯抽放管路。

（2）回风巷管路安装

管路敷设采用沿巷道侧帮敷设。管路用混凝土支撑墩垫起，墩高0.5m，管路距侧帮0.2m，每隔6m设一个墩，12m设一个并用半圆卡固定支撑墩上，防止管路下滑。

（3）工作面瓦斯抽放管路安装

工作面瓦斯抽放管路安装采用侧帮吊挂方式。用8#铁丝将瓦斯抽放管路吊挂在侧帮锚杆上。

4、地面管路安装

付家焉煤矿瓦斯抽放泵房位于地面风井工业广场内。地面管路安装采用沿山坡地表架空敷设方式，架空高度0.5m，每隔6m设置一个支撑架，并在支撑架上设有半圆形管卡固定管路，防止管路下滑。

5、管路防腐、防锈

地面和井下金属管路外表均要先涂刷二层樟丹，地面管路再涂刷一层油性调和漆；埋入土壤的管路再涂一层热沥青，外缠玻璃丝布和聚氯乙烯；井下管路再涂二层煤焦沥青漆。

6、附属装置

（1）阀门：在瓦斯抽放管路（主、支管）上和钻孔的连接处，均需安设阀门，主要用于调节与控制各个独立抽放地点的抽放负压、瓦斯浓度、抽放量等，同时修理和更换瓦斯管时可关闭阀门切断回路。

设计选用的阀门为截止阀。

（2）在主、支管以及钻孔连接装置上均应设置测压嘴，以便经常观测抽放管内的压力。测压孔高度设计为80mm，选用内径6mm的紫铜管，在安装管路之前预先焊上，平时用密封罩罩住或用细胶管套紧捆死，以防漏气。

测压嘴还可作为取气样孔，取出气体进行气体成分分析。 （3）计量装置

瓦斯流量是瓦斯抽放工作中的一个重要参数，较准确的测定瓦斯流量才能真实地反映瓦斯抽放效果。目前瓦斯计量方法的种类很多，应用条件也各不相同。本设计选用孔板流量计作为计量装备，安装与使用要求如下：

①安装孔板时，孔板的孔口必须与管道同心，其端面与管道轴线垂直，偏心度小于1~2%；

②孔板前（按气流方向，下同）0.5D（管径）和孔板后半部D处预先焊接两个测压嘴，直径6mm，材料为紫铜管；

③安装孔板的管道内壁，在孔板前边D的范围内，不应有凸凹不平、焊缝和垫片等； ④孔板流量计的前端，管道直线段的长度不小于20D，后端的长度不小于10D； ⑤要经常清洗孔板前后的积水和污物，孔板锈蚀要及时更换； ⑥瓦斯抽放量有较大变化时，应根据流量大小更换相应的孔板。 ⑦孔板使用1年后，要对孔板进行校正，以减小计量误差。 (4)钻孔连接方式

回采工作面预抽钻孔与抽放管路的连接是利用胶管连接，胶管的一端连接到钻孔封孔管上，另一端与瓦斯抽放管路连接，构成抽放系统。

采空区抽放的插管与支管用标准法兰(或管接头)直接对接，但必须安装阀门、孔板流量计和浓度、压差检测口，以观测和调整抽放参数。

（5）放水装置

放水装置的种类很多，根据付家焉煤矿瓦斯抽放实际情况，抽放管路内涌水量小，设计的放水装置全部选用自动放水器。

3.4.7 抽放设备布置及选型 1、选型原则

1）、瓦斯泵的流量必须满足矿井抽放期间预计最大瓦斯抽出量的需求； 2）、瓦斯泵的负压能克服管路系统的最大阻力； 3）、具有良好的真空度；

4）、抽放设备配备电机必须防爆。 2、抽放泵流量计算

瓦斯抽放泵流量必须满足抽放系统服务年限之内最大抽放量的需要

Q泵=100·QZ·K/（x·η） （5-3）

式中：Q泵—瓦斯抽放泵的额定流量，m3/min；

QZ—矿井瓦斯抽放总量（纯量），m3/min； x—矿井瓦斯抽放浓度，％； K—备用系数；

η—瓦斯抽放泵的抽放效率。

低负压系统所需抽放总量QZ=11m3/min，x=10，K=1.2，η=0.8计算抽放泵所需的额定流量为165m3/min。

高负压系统所需抽放总量QZ=41.4m3/min，x=30，K=1.2，η=0.8计算抽放泵所需的额定流量为207m3/min。

3、瓦斯抽放泵压力计算

瓦斯抽放泵的压力是克服瓦斯从井下抽放孔口起，经抽放管路到抽放泵，再到释放点所产生的全部阻力损失

H泵=K（H总+H孔+H正） （5-4）

式中 H泵—瓦斯抽放压力，Pa；

H总—抽放系统管网总阻力，Pa； H孔—抽放钻孔所需负压，取13000Pa；

正按上式计算瓦斯抽放泵的最大压力：

低负压系统：H泵空=1.2×(6230+5000)

=13476（Pa）

高负压系统： H泵高=1.2×(10937+13000+5000)

=34724（Pa）

4、瓦斯泵的真空度计算（I）

低负压系统：i=100H泵空/101325=100×13476/101325=13（%）

当地大气压按101.325kPa计算，泵的绝对压力为：101.325-13.476=87.849(kPa)，取88kPa。

高负压系统：i=100H泵高/101325=100×34724/101325=34（%）

当地大气压按101.325kPa计算，泵的绝对压力为：101.325-34.724=66.601(kPa)，取67kPa。

5、抽放泵选型

根据抽放泵的选型原则和前面计算的瓦斯泵所需抽放流量（Q泵）泵压力（H泵）和真空度（i），考虑到井下瓦斯抽放管网较长，阻力损失较大，故选择水环式真空泵为宜。

按上述计算结果：低负压系统所需Q泵空=165m3/min，H泵空=13476Pa，真空度i=13%；高负压系统所需Q

泵空

=207 m3/min，H

泵空

=34724Pa，真空度i=34%。根据上述计算结果，查有

关厂家的真空泵性能曲线即可确定抽放泵的型号。因为目前我国的真空泵曲线都是按工况状态的流量绘制的，所以还要把标准状态下的的抽放泵流量换算成工况状态下的流量。用下式换算：

Q标=Q测 P1T标/（p标 T1）

式中 Q标——标准状态下的瓦斯抽放量，m3/min；

Q测——测得的瓦斯抽放量，m3／min； P1—— 测定时管道内气体绝对压力，kPa；

lT1=t+273

t —— 测定时管道内气体摄氏温度，℃； p标——标准绝对压力，101.325KPa； T标——标准绝对温度，(20+273)K。

低负压系统在88kPa条件下，抽放泵工况状态下所需的流量为189m3/min；高负压系统在67kPa条件下，抽放泵工况状态下所需的流量为312m3/min。

高、低压系统抽放泵可选择淄博水环真空泵厂有限公司生产的2BEC72型水环真空泵。当转速为240r/min，真空度i= 13%时，泵抽气量约为450m3/min左右；当转速为240r/min，真空度i= 34%时，泵抽气量约为450m3/min左右。能满足抽放瓦斯的需要。泵房按安装四台瓦斯泵设计，两台工作，两台备用及检修。2BEC72型水环式真空泵性能规格表及气速率、轴功率曲线见下。

图 2BEC72型水环式真空泵抽气速率、轴功率曲线

2BEC72型水环式真空泵性能规格表

2BEC72型水环式真空泵选择功率560kW，电压10kV，转速为240r/min的配套电机。 2BEC72型水环式真空泵供水采用FSR-100型自吸泵3台，其中一台工作，一台备用，一台检修。FSR-100型自吸水泵性能规格，详见下表。

FSR-100型自吸泵性能规格表

6、瓦斯抽放泵房主要附属设施

瓦斯抽放泵站除应配置管路系统的控制阀门、测压嘴、孔板流量计和负压放水器等附属设施外，还应配置下列附属设施：

1、瓦斯泵的进、出气端的管道上，均设置防回火装置、水封式防爆器，以防止井下管路瓦斯爆炸或地面放空管雷击燃烧波及范围扩大，设计选用防回火装置与水封式防爆器以熄灭燃烧火焰和释放爆炸能量，减小波及范围。

2、为防止停泵后管路内积水、瓦斯倒流，在管路的正压端与负压端应设置防回水、防回气装置。

3、泵站的进、出气端设置放空管，用来排放井下抽出的瓦斯，放空管与泵站的进、出气端用连通管连通，实现一管两用，来排放井下抽放管路自然排出瓦斯和泵站抽出的瓦斯。

安设放空管应注意以下几点：

（1）放空管直径不得小于瓦斯泵出、入口的主管直径，设计选用φ630mm的无缝钢管；

（2）为防止雨水或其它杂物进入放空管，其上端管口应设放防护罩； （3）为便于操作，放空管阀门距地表1~1.5m； （4）放空管周围不允许有易燃物；

（5）放空管的高度需超过泵房屋脊3m以上，与泵房墙壁距离为0.5~1m为宜，最远不得超过5m。

4、放管路正压端低洼处要安装正压放水器。

5、在泵房内抽放管路上（进、入口）配置控制阀门、测压嘴、孔板流量计，对瓦斯抽放系统进行计量和测定。

6、泵房和放空管附近设置避雷装置，本设计中放空管较高，泵房所占面积较大，采用单针避雷保护面积不够，拟采用双支等高避雷针保护，根据避雷针在泵房的布置，放空管在避雷针外侧。

7、泵房内采用FSR-100型自吸水泵给2BEC72型水环式真空泵供应工作用水并冷却水环式真空泵的轴温，设计选用三台，一台工作，一台备用，一台检修。

8、由于付家焉煤矿水质较硬，管路中需安装软化水装置，可选用JK200-400型自动软水器。

9、泵房内除配置U型管水柱计、U型管汞柱计、瓦斯检定器、气压计等检测仪表外，还应配备瓦斯抽放泵站监测系统，设立检测分站，对瓦斯抽放真空泵的供水、抽放泵的轴温进行监控，同时对抽放瓦斯浓度、负压和流量等进行监测，瓦斯抽放泵站监测系统的设计安装由提供矿井环境监测系统厂家提供设计。

10、泵房内设置防爆照明灯和按钮。

11、泵房内配置砂箱、灭火器和其他灭火工具。

参考文献

1、矿井瓦斯抽放理论与技术 2、通风安全学 3、毕业设计指导书

4、山西吕梁中阳付家焉煤业有限公司资源整合120万吨/年项目初步设计 5 、AQ1027－2006《煤矿瓦斯抽放规范》 6、《煤矿安全规程》（2011版）

致 谢

在本次设计中，衷心感谢李国瑞老师在百忙之中，抽出大量宝贵时间对设计进行精心指导，倾注了大量精力和心血，给出了很多宝贵意见。为此，谨对李国瑞老师致以衷心的感谢。

在本次设计过程中，单位领导给予我大力支持，不但使我能够从日常工作中解脱出来，而且热心帮助我收集相关技术资料做参考，为做设计提供了充足的时间保障和素材保障。在此，谨对单位领导致以崇高的敬意。

在论文即将完成之际，我的心情依旧无法平静，从开始进入设计专题到论文的顺利完成，有多少可敬的师长、同学、朋友给了我无言的帮助，在这里请接收我诚挚的谢意！最后我还要感谢培养我长大成人、含辛茹苦的父母，谢谢你们！

目 录

安全专题 瓦斯灾害防治 .................................................... 1 1.1瓦斯灾害因素分析 ...................................................... 1 1.1.1 瓦斯赋存状况 ........................................................ 1 1.1.2 瓦斯涌出量预测及变化规律分析 ........................................ 2 1.1.3瓦斯灾害治理措施选择 ................................................ 8 1.2防爆措施 .............................................................. 8 1.2.1预防瓦斯积聚的措施 .................................................. 8 1.2.2局部瓦斯积聚的处理措施 .............................................. 9 1.2.3瓦斯检测监控 ....................................................... 10 1.2.4施工或生产中瓦斯管理措施 ........................................... 11 1.2.5临时停工点瓦斯管理 ................................................. 13 1.2.6排放瓦斯的措施 ..................................................... 14 1.2.7预防瓦斯引燃的措施 ................................................. 14 1.2.8瓦斯安监系统 ....................................................... 16 1.2.9井下电气设备及保护的选择 ........................................... 16 1.2.10地面储、装、运等辅助生产系统防爆措施 .............................. 19 1.3隔爆措施 ............................................................. 19 1.3.1隔爆水棚设置地点 ................................................... 19 1.3.2隔爆水棚 ........................................................... 20 1.4瓦斯抽采 ............................................................. 22 1.4.1 瓦斯抽放的必要性 ................................................... 22 1.4.2 瓦斯抽放的可行性 ................................................... 23 1.4.3 建立矿井地面永久抽放瓦斯系统的结论 ................................. 23 1.4.4 瓦斯抽放方式 ....................................................... 23 1.4.5 瓦斯抽放效果 ....................................................... 33 1.4.6 抽放管路布置及选型 ................................................. 34 参考文献 ................................................................. 47 致 谢 ................................................................... 48