抽放巷穿层预抽C6煤层条带瓦斯抽放设计.docx
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抽放巷穿层预抽C6煤层条带瓦斯抽放设计
桐梓县茅石乡永兴煤矿
（专用抽放巷穿层预抽1602进回巷条带瓦斯）
瓦斯抽放设计
矿长：
总工程师：
安全矿长：
生产矿长：
防突矿长：
机电矿长：
编制：
二0一三年八月二十八日
目 录
第一章工程概况3
第一节工程位置3
第二节地形地势3
第三节水源情况3
第四节供电情况3
第五节煤层特征4
第六节地层及地质构造4
第七节瓦斯情况6
第八节煤尘爆炸性6
第九节煤的自燃倾向性6
第十节地温6
第十一节冲击地压6
第二章矿井开拓与开采7
第一节开拓方式7
第二节通风情况7
第三节开采顺序8
第三章专用抽放巷穿层预抽1501进回风巷条带瓦斯抽放方案-9-
第四章专用抽放巷穿层预抽1501进回风巷条带瓦斯抽放方法-9-
第五章抽放设备安装-11-
第六章抽放管路安装-11-
第一节瓦斯抽放管路敷设注意事项-11-
第二节瓦斯抽放管路的安全防护措施-12-
第七章抽放监测-12-
第八章抽放的组织管理-12-
第一节组织管理-12-
第二节组织机构-12-
第一章概况
桐梓县茅石乡永兴煤矿位于桐梓县茅石乡，隶属桐梓县茅石乡。
设计生产规模为15万t/a。
高瓦斯矿井。
“六证”齐全，属合法的生产矿井。
现正对1101回采工作面进行回采，但储量仅2.29万吨，为了确保矿井生产接替的正常，矿井决定对1104m水平的C5煤层进行提前预抽。
根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监督局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字【2007】345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见。
认真贯彻执行“先抽后采、监测监控、以风定产”的安全生产管理方针。
严格执行《防治煤与瓦斯突出管理规定》，执行区域和局部两个“四位一体”防突措施，根据矿井瓦斯特点，编制《1104抽放巷穿层抽采1501运输巷条带瓦斯设计》。
第一节工程位置
专用抽放巷位于矿井一采区中段，标高+1104m、+1155m，负责1501进、回巷条带瓦斯抽采，设计南翼走向400m，北翼350m。
南翼进回风巷均掘进到250m，由于诸种原因，便形成了通风系统，倾向65m，垂高51m。
1501进回巷标高+1104m，+1155m，C5煤层厚度基本上正常，平均1.2m，倾角52度左右，煤层顶底板局部地段有较小变化。
第二节地形地势
矿区属低中山区，海拨高程987.1～1490.5m，相对高差为503.4m，地势北低南高，中部为一近南北向槽谷，宽100-300m。
矿区所在地总体地貌为裸露型岩溶垄岗槽谷地貌，微地貌有剥蚀堆积地貌及冲积地貌。
第三节水源情况
矿区北部一条常年流水的浑水河，由东向西流经矿区。
浑水河床最低标高为1000m，为当地最低侵蚀基准面标高（1000m），煤层产出标高为1350—550m，大部分在侵蚀及准面以下，所以水文地质条件复杂。
浑水河水流量随季节性变化明显，大气降水是影响该河水流变化的重要因素。
暴雨季节最大涌水量500m3/小时,干旱季节最小涌水量50m3/小时,年平均涌水量100m3/小时。
第四节供电情况
该矿井电源一回路电源由东周变电站以10kv电压经东天支线引入矿区，电源距矿井约9.5km左右，使用LGJ-70钢芯铝绞线，另一回路电源由东周变电站以10kv电压经东黄支线引入矿区作为备用电源，供电电源距矿井约9.5km左右，使用LGJ-70钢芯铝绞线。
矿井与供电单位已经签订供电协议。
矿井建成投产前，请业主必须与供电部门协商、调整、落实双回路电源。
保证矿井可靠用电。
，
选择2台S9—630/10-0.4型变压器供地面电器设备，一台使用，一台备用。
变压器中性点接地。
地面向井下供电采用10kv，地面变电所电缆经副斜井入井，选择2台KBSG—100/10-0.69型变压器向井下局部通风机专用供电，选择2台容量为KBSG—315/10-0.69型变压器向局部通风机以外的其它设备供电，变压器中性点不接地。
第五节煤层特征
矿区内含煤岩系为二叠系上统龙潭组（P31），总厚70—73米，平均厚度71米，根据矿山提供资料，共含煤层及煤线5层，含煤总厚4.02米，含煤率5.66％，含可采煤层3层，平均总厚3.64米，可采煤层含煤率5.12％。
矿区内含煤地层从上到下有C6、C5、C1三层可采煤层。
C6煤层：
上距长兴组灰岩35～39米，一般37米，煤层厚0.8～1.25米，平均厚度1.0米，煤层全区稳定可采。
为褐黑色、黑色半暗～半亮型煤为主，油脂光泽,半坚硬，中～细条带状结构，粉末状、碎块状构造。
主要为碎块状亮煤、半亮煤，结构单一，内生裂隙发育。
块度5～15cm，无夹矸，体重1.45g／cm3。
C5煤层：
上距C6煤层18～22米，一般20米，煤层厚0.7～0.9米，平均厚度0.8米，煤层全区稳定可采。
为褐黑色、黑色半暗～半亮型煤为主，油脂光泽,半坚硬，中～细条带状结构，粉末状、碎块状构造。
主要为碎块状亮煤、半亮煤，结构单一，内生裂隙发育。
块度10～20cm，无夹矸，视密度1.45g／cm3。
C1煤层：
下距茅口组2～5米，一般3米，煤层厚0.7～0.9米，平均厚度0.8米，煤层全区稳定可采。
视密度1.47g／cm3。
各煤层特征详见表2-1-1。
表2-1-1煤层特征表
煤层
编号
煤层厚
度（m）
煤层间
距（m）
煤层
稳定性
容重
（m3/t）
煤层
倾角（º）
顶底板岩性
顶板
底板
C6
1.0
较稳定
1.45
54
炭质
页岩
页岩
20
C5
0.8
较稳定
1.45
54
炭质页岩
泥质
粉砂岩
45
C1
0.8
较稳定
1.47
54
泥质
粉砂岩
粉砂质
泥岩
第六节地层及地质构造
一、地层
区内出露的地层有三叠系下统夜郎组,二叠系上统长兴组、龙潭组,二叠系中统茅口组。
现从新至老简述如下:
下三叠统夜郎组（T1y）：
自上而下分为九级滩段、玉龙山段、沙堡湾段三个岩性段。
九级滩段（T1y3）为紫红色、黄绿色、灰绿色粘土岩、页岩、粉砂岩，夹泥灰岩、泥质灰岩、灰岩，厚300米，分布于矿区外东部。
玉龙山段（T1y2）下部为灰～浅灰色薄层灰岩，中上部为灰～浅灰色厚层状灰岩夹少量泥质灰岩，厚145米，分布于矿区东部。
沙堡湾段（T1y1）为黄褐、灰绿色页岩、粘土岩，上夹灰色薄层泥灰岩，厚6米，分布于矿区东部。
与下伏二叠系上统长兴组呈整合接触。
二叠系上统长兴组（P3c）：
下部为灰～深灰色薄～中厚层状含燧石灰岩，中上部为深灰色中厚层灰岩夹硅质岩，局部含燧石，厚54米。
二叠系上统龙潭组（P31）：
由硅质岩、粉砂岩、粘土岩、泥灰岩、煤、黄铁矿粘土岩交互组成。
厚度71米。
与下伏地层呈假整合接触。
二叠系中统茅口组（P2m）：
主要为浅灰、灰色厚层状灰岩及生物灰岩，厚度大于100米。
二、地质构造
矿区位于茅石向斜东翼中段。
地层单斜产出，倾向255—270°，倾角52～57°，平均倾角55°。
矿区范围内无大的构造，地质构造复杂程度为简单类型。
第七节瓦斯情况
一、煤层瓦斯赋存情况
矿井内可采煤层3层（C6、C5、C1煤层），根据国家安全生产监督管理总局发布的《中华人民共和国安全生产行业标准<矿井瓦斯涌出量预测方法>（AQ1018-2006）》和《采矿工程设计手册》进行预算。
矿井1501进回风巷标高为+1104m、1155m水平，抽采标高为+1094m水平以上，瓦斯含量相对较低。
根据瓦斯变化规律：
垂直向上，煤层瓦斯含量随深度的增加而增长；平面上煤层露头处瓦斯含量较低；深部瓦斯含量较高，浅部瓦斯含量较低。
二、预抽煤层瓦斯含量预测
根据国家安全生产监督管理总局发布的《中华人民共和国安全生产行业标准<矿井瓦斯涌出量预测方法>（AQ1018-2006）》和《采矿工程设计手册》进行预测：
1）1501运输巷条带瓦斯压力计算
根据P=（2.03--10.13）H计算矿井瓦斯压力，永兴煤矿开采+1104m水平时各煤层垂深211m—155m，经计算，取P=1.88—1.95Mpa。
2）1501运输巷条带预抽瓦斯含量计算
《安全专篇》根据矿井煤质指标，按经验公式计算矿井抽采煤层时的瓦斯含量、瓦斯压力结果
（1）1501运输巷条带预抽瓦斯涌出量
q1=K1·K2·K3·
·（WO-WC）
式中：
q1—矿井相对瓦斯涌出量，m3/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1.2；
K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，K2=1/0.95=1.05；
K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；参照附录D选取。
K3=（L-2h）/L=（250-2×10.0）/250=0.78
L—预抽长度，L=250m
h—掘进巷道预排等值宽度，参照附录D选取，h=10.0m。
m—开采层厚度m，
M—预抽斜长m，30m
WO—煤层原始瓦斯含量，m3/t；
WC—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，
计算得：
17310.8m3
（2）邻近层瓦斯涌出量
q2=
式中：
q2—回采工作面邻近层瓦斯涌出量，m3/t；
mi—第i个邻近层的煤厚，m；
M—开采煤层的开采厚度，m；
Woi—第i个邻近层的瓦斯含量，m3/t，一般取与开采层相同值；
Wei—邻近层的残存瓦斯含量，m3/t，一般取与开采层相同值；
ηi—第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率。
ηi值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。
用下列公式计算各个邻近层的Ki值。
ηi＝1－hi/hp
式中：
hi—第i个邻近层与开采层之间的垂直距离，m；
hp—受开采层采动影响，邻近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。
hp按下式计算：
对于上邻近层：
hp＝Ky·m0（1.2－cosa）
式中：
m0—开采层的开采厚度，m；
a—煤层倾角，度；
Ky—取决于顶板管理方式的系数。
邻近层瓦斯涌出量：
邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线
计算得：
3462.2m3
+1104m水平抽采1501进回风巷条带瓦斯含量
地点
1501进回风巷条带
临近层C6
合计
设计抽采率
抽出量
瓦斯量（m3）
207729
62318
270047
35%
94516.5
二、煤与瓦斯突出危险性
根据贵州省能源局黔能源[2010]701号《对遵义市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》文件，桐梓县茅石乡永兴煤矿绝对瓦斯涌出量为2.27m3/min，相对瓦斯涌出量为27.48m3/t。
属高瓦斯矿井。
第八节煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室2006年6月提供的《遵义市桐梓县永兴煤矿煤尘爆炸鉴定报告》，矿区内C6、C5、C1煤层煤尘无爆炸危险性，本专篇按煤尘无爆炸危险性矿井进行设计和管理。
第九节煤的自燃倾向性
根据贵州省煤田地质局实验室2006年6月提供的《遵义市桐梓县永兴煤矿煤炭自燃倾向性等级鉴定报告》，矿区内C6、C5、C1煤层自燃倾向性等级属Ⅲ类，不易自燃煤层。
本专篇按不易自燃煤层的矿井设计管理。
第十节地温
本井田属地温正常区，未发现地热害影响。
第十一节冲击地压
永兴煤矿资源储量核实报告中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，浅部可暂按无冲击地压危险考虑，但必须加强冲击地压的观测，特别是深部。
第二章矿井开拓与开采
第一节开拓方式
一、井筒的设置及功能
主平硐、副斜井（进风井口）布置在矿区中部的茅口组灰岩中，两井筒相距400m左右，坡度较缓，空气新鲜，无有害气体、粉尘的地方。
主、副井口范围内无其它工矿企业，矿区内地温正常。
矿井采用平硐、斜井混合开拓方式，并列式通风，划分为两个水平、三个采区开拓全井田，采用双翼布置。
主平硐、副斜井服务全矿井各煤层的开采，回风平硐服务一采区各煤层的开采，在二、三采区开采时，重新布置后期回风斜井。
1）、主平硐
主平硐布置开口处布置在茅口组中，长893m，掘进断面积7.58m2,净断面积6.71m2；井口和顶板较差地段采用砌碹支护，其余地段采用锚喷支护。
敷设22kg/m型轨道，单轨运输，敷设水泥轨枕。
每隔500m布置一个错车场，车场内采用双轨运输。
主要用于煤炭、矸石、材料、设备运输。
进风、行人、排水、敷设管线等任务。
2）、副斜井
副斜井开口处布置在茅口组灰岩中。
长135m，净断面6.03m2，掘进断面6.85m2。
井口和顶板较差地段采用砌碹支护，其余地段采用锚喷支护。
主要用于行人、进风，敷设管线等任务。
3）、回风平硐
回风平硐开口处布置在茅口组灰岩中。
长338m，净断面6.71m2，掘进断面7.58m2。
井口和顶板较差地段采用砌碹支护，其余地段采用锚喷支护。
主要用于回风，不安设轨道。
第二节通风情况
矿井通风方式为分列式通风式，机械抽出负压通风。
该矿按煤与瓦斯突出矿井设计，选用高效节能型防爆轴流式通风机满足矿井通风要求。
反风时采用风机反转反风。
安设有FBCDZ№-18/2×90KW型防爆抽出式对旋轴流通风机两台，一台工作，一台备用。
电机功率2×90KW（660V）。
本矿井筒数目为三个，即主平硐、进风斜井、回风斜井。
主平硐、进风斜井担任进风、回风斜井专作回风用。
专用抽放巷通风路线为：
主平硐→材料上山→专用抽放巷→回风石门→回风斜井→引风道→地面。
第三节开采顺序
2、采区划分
1）、采区及煤层开采顺序
针对原有煤矿的开采情况和煤层赋存条件、采煤工艺和小型煤矿特点等综合分析。
提出全矿井划分为两个水平，三个采区开拓全井田，一水平标高＋1042m，二水平标高＋796m；＋1042m标高以上为一采区，＋796-＋1042m标高之间为二采区，＋796m标高以下为三采区。
采区分界线以水平标高为界；一水平标高以上划分为两个区段，二水平标高以上划分为四个区段，二水平标高以下划分为四个区段。
开采顺序为先采一采区，后采二、三采区，区段下行式开采。
每个区段垂直距离为47m，工作面斜长90m，（倾角平均31°）采区保护煤柱斜长23m。
采煤工作面为伪倾斜走向长壁后退式回采。
2）、采区接替关系
矿井在一采区即将开采完毕时，提前布置二采区的所有生产系统，为确保矿井采掘接替工作正常进行，保证矿井达到设计生产能力，避免矿井采掘失调，矿井按采掘比为1：
2组织生产、掘进工作。
第三章专用抽放巷穿层预抽1501进回风巷条带瓦斯抽放方案
专用抽放巷布置在C1-C5煤层之间，南翼设计长度400m，北翼设计350m，距C5煤层法距15m，由于诸种原因，南翼抽放巷掘至250m处与1155抽放南翼巷贯通形成了系统。
矿井在1104抽放巷南翼一石门20米处布置1﹟钻场，每隔30米布置一个抽放钻场，共7个穿层钻场。
每个钻场布置施工25个穿层钻孔对C5煤层相对应的运输巷进行条带瓦斯预抽，钻孔不能覆盖的盲点和1104北翼抽放巷，在巷内每8m实施一组穿层钻孔，每组六个，孔径为75mm的抽放钻孔的抽放钻孔，沿煤层层面上帮控制距离20米，下帮控制距离10米。
1155抽放巷内每8m实施一组穿层钻孔，每组六个，孔径为75mm的抽放钻孔的抽放钻孔，沿煤层层面上帮控制距离20米，下帮控制距离10米。
采用高负压抽放方法，在抽放有效消突进行效果检验验证后才能对C5煤层相对应的进回风巷掘进作业。
第四章专用抽放巷穿层预抽C5煤层进回风巷条带瓦斯抽放方法
1、1104南翼抽放巷每个抽放钻场施工25个孔深为16.35～28.8米、孔径为75mm的抽放钻孔的抽放钻孔，沿煤层层面上帮控制距离20米，下帮控制距离10米（见1104南翼抽放巷穿层预抽钻孔布置示意图）。
2、1104北翼抽放巷内每8m实施一组六个穿层抽放钻孔，孔深为16.35～26.8米、孔径为75mm的抽放钻孔的抽放钻孔，沿煤层层面上帮控制距离20米，下帮控制距离10米（见1104北翼抽放巷穿层预抽钻孔布置示意图）。
3、1155南北两翼抽放巷内每8m实施一组六个穿层抽放钻孔，孔深为16.35～26.8米、孔径为75mm的抽放钻孔的抽放钻孔，沿煤层层面上帮控制距离20米，下帮控制距离10米（见1155南北两翼抽放巷穿层预抽钻孔布置示意图）。
瓦斯穿层抽放设计采用钻孔间距为5～8m，即排放半径为2～4m。
本设计采用钻孔预抽煤层瓦斯，预抽区段煤层瓦斯区域的钻孔应控制区段内的整个开采块段，本设计钻孔直径取75mm。
本煤矿应当根据附录11防突措施有效半径的测定方法进行实际考察的煤层有效抽放半径确定。
预抽时间根据煤层瓦斯含量和抽放效果而定，预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。
穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m。
应当做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。
钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。
4、封孔工艺
钻孔采用聚氨酯作封孔材料，原理是聚氨酯在发泡膨胀后，与钻孔围岩粘结形成封闭圈（对聚氨酯的发泡时间、发泡倍数、固化后的强度、可塑性等均有一定的要求）。
施工时，在钻孔内7.0m处开始封孔，钻孔密封段长度为7m。
聚氨酯封孔材料膨胀倍数在20倍以上，聚氨酯发泡均匀、细小，孔隙不联通，又有可塑性，适于动压区封孔；在抽放瓦斯负压60～80kPa、正压2MPa下，钻孔密封严实不漏气。
聚氨酯封孔采用卷缠药液法,缠药方法及钻孔内封孔管结构如图所示。
抽放管为φ25mm焊缝钢管，长度8m，在管前端焊上铁档板，套上软木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈1m处，再套上软木塞和橡胶垫圈，并用铁线缠紧固定，在1m间距内的抽放管上固定一块毛巾布（1m×0.7m）。
封孔操作程序为：
先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽放管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约5min后，药液开始发泡膨胀，20min后停止发泡，逐渐硬化固结。
其外采用水泥砂浆灌注。
为了避免封孔管幌动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。
封一个钻孔的聚氨酯用量约为1kg左右。
钻孔与管路的连接：
聚氨酯封孔1h后，便可与抽放管路连接。
钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。
连接管采用胶管。
抽放钻孔封孔结构见图所示。
聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图
5、设备选型及主要检测仪表
①钻机
选用国产DZY-750防爆型钻机2台，其钻进深度可达150m，开孔直径110mm，终孔直径为75mm，给进方式为液压式，电动机功率5.5kw。
②主要检测仪表见下表。
矿井主要检测仪表
序号
设备及材料名称
型号及规格
单位
数量
备注
1
光学瓦斯检定器
GWJ-1A，
台
2
2
光学瓦斯检定器
GWJ-2，
台
2
3
便携式瓦斯指示报警仪
AZJ-92
台
5
4
管道瓦斯综合参数计量仪
套
1
第五章抽放设备安装
高负压抽放泵型号为2BEC-420型（2台）泵流量：
160m3/min,最低吸绝压：
16hpa,电机型号：
电机功率为110Kw。
低负压抽放泵型号为2BEA-420型（2台）160m3/min,最低吸绝压：
16hpa，电机型号：
电机功率为110Kw。
主管路的管径为315mm，支管选择管径为200mm。
高低管道的材质为PVC（聚氯乙烯抗静电煤矿瓦斯抽放管）。
瓦斯抽放管敷设从风井入井至专用抽放巷。
第六章抽放管路安装
第一节瓦斯抽放管路敷设注意事项
1、抽放瓦斯管主管沿回风井筒底板敷设，间隔6~9m设置一个混凝土支承；抽放瓦斯支管视巷道情况，采用沿巷道底板、悬臂支承等方式敷设。
瓦斯抽采管路敷设的强制性要求为：
2、抽采管理应具有良好的气密性、足够的机械强度，并应采取防冻、防腐蚀、防漏汽、防砸坏、防静电和雷电措施。
3、沿巷道底板敷设管路时，应采用高度0.3m以上的支撑墩，并应保证每节管子下面有两个支撑墩；
4、在敷设倾斜管道时，应采用管卡将管子固定在巷道支架上。
在巷道倾角小于或等于30°时，管卡间距宜采用15～20m；在巷道倾角大于30°时，管卡间距宜采用10～15m。
5、管路宜平直敷设，并宜减少弯头等附属管件，同时宜避免急转弯；管路应保持一定的坡度，其坡度应根据巷道的坡度确定，不宜小于1‰。
6、当管路敷设在运输巷道内时，应将管路牢固地悬挂或架在专用支架上，在人行道侧管路架设高度不应小于1.8m，管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m。
7、敷设的管路应能排除管路中的积水。
8、井下敷设管路，宜采用法兰盘或快速接头连接。
法兰盘中间应夹有橡胶垫，且垫的厚度不宜小于5mm。
9、新敷设的管路应按规定进行漏汽检验。
10、瓦斯抽采管路不得与动力电缆敷设在巷道的同一侧。
11、地面瓦斯抽采管路宜避免布置在车辆通行频繁的主干道旁，不得将管路和其他管线敷设在同一条地沟内，不得从地下穿过房屋或其他建（构）筑物，一般不得穿过其他管网，当必须穿过其他管网时，应按有关规定采取措施。
第二节瓦斯抽放管路的安全防护措施
1、瓦斯抽放管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm，以防底鼓损坏管路。
2、倾斜巷道的瓦斯管路，应用卡子将管子固定在巷道支架上，以免下滑，在倾角在28°以下的巷道中，一般应每隔15～20m设一个卡子固定。
3、管路敷设时应平直、避免急弯，且要求尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器。
4、专用抽放巷道的瓦斯管路架设高度不得小于1.8m。
5、瓦斯管路需涂防腐剂，新敷设的管路要进行气密性检查。
6、瓦斯主管距建筑物的距离应大于5m，距动力电缆应大于1m，距水管和排水沟应大于1.5m。
第七章抽放监测
永兴煤矿设计安装矿井集中安全监控系统，型号为KJ90-NA型。
在瓦斯抽放站内设一个监测分站，对瓦斯泵开停、吸入管道瓦斯浓度、流量、抽放负压、温度以及瓦斯泵房内的瓦斯浓度等进行监测。
抽放泵房按每2小时测定一次，钻场管道每班记录一次。
并做好记录：
（1）泵房值班记录；
（2）抽放参数测定记录。
第八章抽放的组织管理
第一节组织管理
1、建立抽放瓦斯的专门机构，配备专业施工队伍，负责瓦斯抽放工作的的施工和日常管理工作。
所有人员必须经过培训合格后才能上岗。
2、瓦斯泵房的设备和管路系统除日常维护外，应建立定期检查维修制度。
3、在抽放主管和分支管路上要配备专人定期检查瓦斯浓度、负压、压差等，以便掌握不同地点的抽放状况。
此外，还应配有专人进行放水和管路维修，处理管路积水和漏气，以保证管路畅通。
4、对抽放方法和有关参数，需在抽放实践中进一步考察和验证，以便确定合理的综合抽放方法，达到合理布置，提高抽放效果。
5、抽放泵站的司机或值班人员必须经过专门培训，使其熟悉有关瓦斯抽放的规定，掌握各种安全、监控仪表和设备的用途及其操作程序。
第二节组织机构
有了抽放系统，矿井就必须相应的成立抽放瓦斯队伍，为了加强矿井瓦斯抽放管理，矿井应配备抽放管理人员、抽放工程技术人员及相关业务人员。
这些人员在瓦斯抽放方面的作用大致可分为：
1、管理人员。
专门负责瓦斯抽放的人员、事务管理。
2、技术人员。
负责抽放方面的技术方案、措施的制定和落实到位，提高抽放效果，改进抽放工艺。
3、井下打钻施工人员。
负责井下瓦斯抽放钻孔的施工（兼其他钻探施工）。
4、管线工程施工、维修人员。
负责瓦斯管
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