煤矿技改扩能工程二采区瓦斯综合治理可行性分析报告.docx
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煤矿技改扩能工程二采区瓦斯综合治理可行性分析报告
煤矿技改扩能工程（二采区）瓦斯综合治理
可行性分析报告
目录
1总论1
1.1项目基本情况1
1.2项目业主介绍2
1.3编制依据2
1.4研究结论4
1.5主要技术经济指标5
2项目概况及建设的必要性6
2.1项目概况6
2.2项目建设的必要性13
3建设规模及建设内容16
3.1垃圾量预测16
3.2建设内容20
4建设选址及建设条件23
4.1建设选址23
4.2建设条件29
5垃圾收运系统方案设计31
5.1设计原则31
5.2垃圾收运模式简介31
5.3垃圾收运方案设计34
6垃圾收运系统工程设计35
6.1垃圾收集点35
6.2垃圾收集站36
6.3转运站38
7总图运输和公用辅助工程48
7.1总图布置48
7.2公用辅助工程53
8环境影响分析64
8.1项目环境现状64
8.2施工期主要环境影响及控制措施64
8.3运行期主要环境影响及控制措施66
8.4环境影响评价结论67
9消防及节水节能措施68
9.1消防措施68
9.2节能措施68
9.3节水措施68
10劳动安全及卫生70
10.1劳动安全及卫生70
10.2主要危害因素分析70
10.3防范措施70
11组织机构与劳动定员72
11.1组织机构72
11.2劳动定员72
12项目实施进度74
12.1项目实施74
12.2建设工期74
12.3项目实施进度74
13投资估算及资金筹措75
13.1投资估算75
13.2资金筹措77
14成本分析79
14.1垃圾收运系统燃料及辅料费用79
14.2工资及福利费79
14.3折旧费及摊销费79
14.4日常维护费和设备大修费80
14.5管理及其他费用81
14.6成本费用测算结果81
15工程效益82
15.1环境效益82
15.2经济效益82
15.3社会效益82
16结论与建议84
16.1结论84
16.2建议85
第一章矿井基本情况
第一节概况
宏兴煤业有限公司所属的某煤矿位于普安县楼下镇禹歇村境内，是生产能力为6万吨∕年的合法生产矿井。
矿井开采的主要煤层是C17、C19、C24号无烟煤，井田面积1.4331平方公里，核实可利用储量1257万吨，可采储量901.12万吨。
根据煤炭市场的需求情况和企业发展的需要，于2005年委托设计单位编制矿井技术改造开采方案，经贵州省煤炭局《关于对普安县某煤矿开采方案设计的批复》（黔煤规字〔2005〕136号）文件批准，同意某煤矿技改为30万吨∕年，目前正在进行新系统技改扩能工程建设施工。
交通位置：
矿井由主干公路北到普安县城66Km接320国道，南至兴义市52Km接国道；南昆铁路从矿区西南方向通过，距威舍站40Km距清水河站20Km，对外交通较为方便。
井田范围：
井田走向长约1.1km，倾向宽1.4km，面积1.4331km2，核实可利用储量1257万吨，可采储量901.12万吨，矿界的9个拐点坐标为：
A：
X=2809070Y=35486130；B：
X=2809900Y=35487030；
C：
X=2808960Y=35487540；D：
X=2808110 Y=35487090；
E：
X=2808170Y=35486630；F：
X=2808320 Y=35486820；
G：
X=2808700 Y=35486550；H：
X=2808500 Y=35486210；
I：
X=2808810 Y=35486060；
第二节地质构造及煤层特征
矿区总体为台地地貌，属中高山地形。
地面植被较发育，灌木、杂草丛生，小冲沟较多，并呈树枝状展布，主要冲沟的走向与地层倾向基本一致。
矿区北部为飞仙关组中下部地层，井田内最高点标高海拔+1415m，最低点标高海拔+1075m，相对高差在340m。
含煤地层多被滑坡及第四系坡积物覆盖，滑坡一般有两级台阶，台阶内地形相对平缓，矿区内无大河流。
一、地层及主要地质构造
1、地质特征
含水层岩组：
为第四纪和下三叠统飞仙关组。
其中第四纪为混杂有冲击、残积、坡积的重力堆积物，厚度0～15m。
由滑移岩石块体及砂、泥和砾石组成，主要分布在沟谷和山麓地带，形成覆盖面大的孔隙含水层，由大气降雨直接补给。
飞仙关组为薄至中厚层状砂岩、粘土质粉砂岩夹少许粘土岩、灰岩，厚度大于253m，是位居含煤地层之上含孔隙水的弱含水层，常形成高山、陡坡。
隔水层岩组：
为二叠系上统龙潭组。
龙潭组以钙质砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、硅质岩夹煤层、煤线等组成，厚度大于263m。
由于钙质砂岩、粉砂岩等的孔隙水、裂隙水常被粉砂质泥岩和煤层阻隔，因而龙潭组视为相对隔水层。
补给、径流、排泄条件：
主要含水层为第四纪，所偏含孔隙水主要由大气降雨补给，之后经地表溪流排泄于区外，其流量随季节和降水的变化而变化，一般为17升/秒。
2、地质构造
楼下镇某煤矿在地质构造单元分区上属扬准地台黔北台隆六盘水断陷普安旋扭构造变形区的黔西南涡轮构造，具体位于该构造单元内的牛角向斜之南西扬起端了附近。
褶皱及断裂构造发育。
（1）、褶曲
单斜构造是矿区的总体构造格架，岩性主要为二迭系上统龙潭组含煤岩系，岩层产状：
倾向150°～260°，倾角9°～13°，但在矿区范围内由于受南东侧、北西侧及中产部三条断层的影响，致使单项斜构造被破坏，局部段发生褶曲。
（2）、断层构造
F1断层：
出露于矿区北西侧小营上一带，地貌上形成沟堑，地表延伸约1100m，呈北东向展布，倾向南东，倾角63°，断距50m；两盘均为龙潭组，为正断层。
F2断层：
出露于矿区中侧小营上一带，地貌上形成沟堑，地表延伸约1300m，呈北西向展布，倾向南西，倾角70°，断距65～85m；两盘均为龙潭组，破坏了矿区内煤层的连续性和完整性，为正断层。
F3断层：
出露于矿区东侧，地貌上形成沟堑，地表延伸约1300m，呈北东向展布，倾向北西，倾角23°～45°，断距50m；两盘均为龙潭组，为逆断层。
F4断层：
出露于矿区南西侧，地貌上形成沟堑，地表延伸约1000m，呈北西向展布，倾向北东，倾角45°～70°，断距50m；两盘均为龙潭组，为逆断层。
由于矿区范围内断层构造发育，破坏了区内煤层的完整性，因此，矿区构造复杂。
二、煤层及煤质
该矿井煤岩以条带状、粒状结构为主，由镜质组分及镜质显微组分，惰性组分及惰性显微组分和矿物杂质组成，在煤岩中有机组分转化成的有益组合—凝胶化、丝炭化产物较多；有害组分—氧化矿石、硫化物、盐类矿物较少。
区内煤岩以块状为主，粉（土）状次之。
在矿区含煤地层中，可采煤层有3层，自上而下依次为：
C17、C19、C24号煤层，煤质均为无烟煤，各煤层特征如下：
C17号煤层：
平均厚度3.51m，煤层结构为层状，较稳定，煤层倾角一般小于15°，多为9°～13°，一般在煤层中或中上部夹一层厚10cm的炭质页岩、炭质泥岩中含星点状（小量团块状）黄铁矿。
煤层最大厚度7～8m，最小厚度1.85m，属低灰中硫特低磷无烟煤。
C19号煤层：
为矿区可采煤层之一，厚度1.44～2.20m，平均1.86m，产出较稳定，煤层呈似层状产出，产状与顶、底板产状基本一致，倾角小于15°，煤层内部结构简单，为单层煤、常夹有一层厚约8cm的炭质页岩、炭质粘土岩和豆夹状夹矸，夹矸在走向和倾向上延伸一般小于1.5～2.0m，属低灰中硫特低磷无烟煤。
C24煤层：
煤层主要呈似层状，局部呈透镜状产出，是全矿区产出较稳定煤层之一，煤层产状与围岩一致，倾角10°左右。
在煤层的中部通常夹一层不稳定和含黄铁矿炭质页岩或炭质泥岩，其厚度小于1.20m。
为此，C24煤层在当地有C24上、下煤层之分。
煤层厚度1.30～4.00m，平均厚度2.52m。
属低灰富硫特低磷无烟煤。
C18、C20、C25、C28煤层：
该4层煤层在本矿区范围内均属不稳定或较稳定型，表现为煤层的厚度小，结构复杂，并在空间上变化较大，在矿区内局部地段可供开采。
三、矿井瓦斯、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性
瓦斯：
根据贵州创新矿冶开发有限公司2005年8月的鉴定报告，本矿为高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为15.88m3／t。
在开采过程中要加强矿井通风和瓦斯管理，采取有效的防治瓦斯措施，确保不发生瓦斯事故。
煤尘：
根据煤炭科学总院重庆分院对某煤矿C17煤尘爆炸性鉴定报告，本矿C17煤层无煤尘爆炸性，矿井应对C19和C24煤层补作鉴定。
矿井仍要采取综合防尘措施，使井下巷道空气中的含尘浓度降到安全标准以下，以保证井下作业环境符合规程要求。
煤层自燃：
根据煤炭科学总院重庆分院对某煤矿C17煤层自燃倾向等鉴定报告本矿C17煤层自燃倾向等级为三类。
矿井应对C19和C24煤层自燃倾向等级补作鉴定，在生产管理中要注意观察自燃发火征兆，加强管理。
同时要加强外因火灾的防治工作。
煤与瓦斯突出：
根据煤炭科学总院重庆分院鉴定，矿井C17号煤层为突出煤层。
在开采过程中加强管理，采取有效的“四位一体”的防突措施的，确保不发生事故。
本区无冲击地压的记录，地温无异常。
第三节勘探程度及可靠性
一、勘查地质工作
1、1969～1972年，贵州省地质局区域地质调大队对该区进行过区调工作，提交了1：
20万盘县幅区域地质调查报告。
2、1965～1966年，六盘水地区煤矿地勘公司、煤炭科学院西安研究所和中国科学古生物研究所对包括本矿区在内的盘县相区西侧羊场坡至土城一带的上二迭系含煤地层进行了研究，将该相区煤层进行了分层编号，本次工作所采用的煤层编号基本与之对应。
3、1998年12月，贵州地勘局一○六地质大队在该区开展过勘查地质工作，提交了《普安县楼下镇煤矿区地质简测报告》基本查明了该区煤层的赋存特征及构造特征，估算资源储量26838.89万吨,本次核实的普安县楼下镇某煤矿为其中一部份。
4、2005年3月，中化地质矿山总局贵州地质勘查院在贵州地勘局一○六地质大队提交的《普安县楼下镇煤矿矿区地质简测报告》的基础上，根据某煤矿生产矿井资料和现场调查资料以及矿方提供的资料，采用1：
10000地形图利用AutoCAD放大成1：
2000地形图为底图，开展与核实报告有关的地表地质工作，并采用经纬仪及手持式GPS全球卫星定位仪对采矿巷道地表出口进行准确定位，采用经纬仪对采矿工程进行系统的测量，完成如下工作：
（1）、1：
5000地形地质图1.4331km2；
（2）、1：
2000地质剖面测量4828m/3条；
（3）、采矿工程测量：
3155m；调查采样点坐标测量33点；
（4）、煤矿调查采样33处；
对某煤矿的矿区范围内各可采煤层资源量类别进行了划分，并计算了保有资源量，主要结论为：
（1）煤矿资源赋存于晚二迭世龙潭组地层中，缓倾斜煤层，含全区可采煤层3层（C17、、C19、C24），含局部可采煤层4层（C18、、C20、C25、C28），其中，全区可采煤层C17、、C19、C24平均厚度分别为3.51m、1.86m、2.52m。
（2）、矿井水文地质条件为简单类型。
（3）、矿区煤质牌号均为无烟煤。
（4）、核实截止2006年4月1日，普安县楼下镇某煤矿矿区范围C17、C19、C24煤层保有资源量：
1257万吨。
其中：
控制的内蕴经济资源量（332）：
329万吨
推断的内蕴经济资源量（333）：
872万吨
预测的资源量（334）？
：
56万吨，并编写成《资源储量核实报告》。
二、资源储量的可靠性
上述《资源储量核实报告》已于2006年4月1日，由黔西南州国土资源局主持的聘请矿产资源储量评估师和有关专家组成的评审小组的评审。
第四节矿井开拓与开采
开拓方式：
矿井采用斜井开拓，分层布。
共设置三个井口：
主斜井、副斜井、回风斜井。
主斜井作为运煤的皮带斜井；副斜井用为提升矸石、运送材料、进风等；回风斜井用为矿井总回风井。
各井口坐标：
主斜井：
X：
2809007，Y：
35486709，Z：
+1249，倾角：
16○
副斜井：
X：
2808999，Y：
35486748，Z：
+1250，倾角：
20○
回风斜井：
X：
2809708，Y：
35487083，Z：
+1372倾角：
20○
矿井共划分为两个采区，F2断层以南为一采区，以北为二采区。
目前一采区还在开采，二采区正在进行矿井技改扩能新系统建设施工。
主斜往下掘进至C17号煤层后，继续往下掘进60m作井底煤仓，主井与煤仓上口用联络巷联接，从井底煤仓往采区皮带上山掘进皮带运输平巷；副斜井穿过C17号煤层后掘至C19号煤层，分别在C17号煤层、C19号煤层往东掘进运输大巷至采区上山下部车场，然后按设计沿煤层掘进采区皮带上山、采区轨道运输上山、采区回风上山至采区上部，先在采区上部布置回采工作面进行回采。
采煤方法与顶板管理：
采煤方法为走向长壁后退式采煤，爆破落煤，全部垮落法管理顶板。
第五节目前矿井瓦斯治理情况
矿井通风方式：
采用分区式抽出式，矿井目前生产的一采区设计风量为720m3/min，实际总风量约为1100m3/min；二采设计风量为2880m3/min。
目前矿井生产的一采区，由于产量不大，风量充足，在矿井瓦斯治理方面，主要是采用矿井通风的方法稀释矿井瓦斯并排出地面；其次是矿井安装瓦斯监测监控系统，加强对矿井瓦斯的监测监控，实行矿井风、电闭锁，瓦斯、电闭锁；在矿井防治煤与瓦斯突出方面，严格执行“四位一体”的防突措施，但采用的防突工程措施主要是采用钻孔自然排放瓦斯；在安全防护方面主要是对下井人员配戴隔离式自救器；在矿井瓦斯管理方面，严格执行矿井瓦斯管理的各种制度、措施，加强矿井的瓦斯检查管理，确保矿井的安全生产。
第二章瓦斯治理的必要性
根据贵州创新矿冶有限公司2005年对矿井生产采区瓦斯鉴定报告，相对瓦斯涌出量为15.88m3/t，鉴定为高瓦斯矿井；根据煤炭科学总院重庆分院鉴定，矿井C17号煤层为煤与瓦斯突出煤层。
矿井瓦斯是极易引发煤矿重、特大灾害性事故的重大危险源之一，为确保矿井的安全生产，必须采用各种有效措施，对矿井瓦斯进行综合治理，是有效预防矿井瓦斯重、特灾害事故发生的重要手段。
开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井，建立防突专业队伍，配备适量的技术人员和施工队伍，保持队伍的稳定性，负责掌握突出动态和规律，制定和实施防突措施，填写突出卡片，为矿井的防突工作积累经验；采用钻机向煤层打一定数量的钻孔，对煤层的瓦斯进行抽放或排放，可以降低煤层中的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层的收缩变形，使煤层的地应力下降、透气性增大，地应力和瓦斯压力梯度减小，煤体的强度增大，使煤层突出的主动力减弱，抵抗突出的阻力增强，从而起到消除或削弱煤与瓦斯突出危险性的效果；煤矿井下安装使用瓦斯监测监控系统，对井下瓦斯实现实时监测监控，能随时掌握井下瓦斯变化情况，并且实现瓦斯超限自动断电功能，能有效地预防矿井重大瓦斯事故的发生，实现矿井的安全生产；开采有煤与瓦斯突出的矿井，采取在井下建立临时避难硐室与压风自救系统、下井人员配带隔离式自救器等安全防护措施，当井下一旦发生瓦斯、火灾等矿井灾害事故时，灾区人员戴上隔离式自救器后，可以顺利地撤出灾区，当一时无法撤出灾区时，可以撤到安装有压风自救系统的避难硐室等待救援，能有效地保障矿工的生命安全，最大限度地减少灾害事故所造成的损失。
开采有煤与瓦斯突出危险的煤层，采取措施对矿井瓦斯实行综合治理，是保障矿井安全生产的需要，也是国家法律法规的要求。
第三章瓦斯综合治理方案
二采区技改扩能工程俊工投产后，矿井的生产能力为30万吨/年，矿井的瓦斯绝对涌出量会较大；同时矿井在开采有煤与瓦斯突出煤层的突出危险区时，采取防突工程时能更及时、更有效地消除煤与瓦斯突出危险，使矿井的正常采、掘作业保持正常，必须采取各种措施对矿井瓦斯进行综合治理，确保矿井的安全生产。
根据国内开采高瓦斯的矿井及开采有煤与瓦斯突出危险的矿井的对矿井瓦斯综合治理的成功经验，以及国家对开采高瓦斯矿井、开采有煤与瓦斯突出危险矿井的技术、法规要求，在矿井开采时，议采用如下的瓦斯综合治理方案：
建立专门的防治煤与瓦斯突出防突队伍，加强对矿井区域性煤与瓦斯突出危险性的预测预报，对采掘工作面的瓦斯采取钻孔预排放与瓦斯预抽放相结合的综合治理措施；在井筒施工或石门施工揭露煤层前，采取预打超前钻孔探煤，远距离松动爆破的揭煤措施；安装井下瓦斯监测监控系统，加强对井下瓦斯的监测监控；在井下建立临时避难硐室与压风自救系统，下井人员配带隔离式自救器等安全防护措施。
一、建立瓦斯专业防突队伍
1、瓦斯专业防突队伍的职责范围：
（1）对矿井煤与瓦斯突出危险进行区域性的预测预报，负责掌握突出动态和规律，制定和实施防突措施，填写突出卡片，积累资料；
（2）负责井下瓦斯钻孔排放和钻孔抽放的钻孔施工和其它钻探施工；
（3）负责瓦斯抽放管路及抽放系统各种设施的安装、维护、调整、更换等；
（4）负责对矿井瓦斯抽放系统、钻场、管线、主要设备、设施的日常检查和抽放系统的测试、调整、试验，数据、资料的记录和整理等安全技术管理工作。
（5）负责对瓦斯排放孔、瓦斯抽放孔、钻场、瓦斯抽放管路铺设的施工设计，编制安全措施，并贯彻执行。
2、劳动定员：
根据岗位设置，成立瓦斯防突队，由矿通风部管理，定员为20人，详见下表：
类别
出勤人数
替补人数
在籍人数
备注
夜班
日班
中班
小计
队长
1
1
技术人员
1
1
钻探工
3
3
3
9
9
瓦斯观测工
1
1
1
3
3
放水、维修工
2
2
泵站值班人员
1
1
1
3
3
电气检修工
1
1
合计
20
20
二、采掘工作面瓦斯抽放防突
本矿井技改扩能设计年产量为30万吨，属高突矿井，根据国家煤矿安全监察局要求，必须进行瓦斯抽放。
本矿瓦斯抽放的专项设计已委托煤炭科学研究总院重庆分院设计完成并已在一采区安装实施抽放，矿井应按照煤炭科学研究总院重庆分院的瓦斯抽放专项设计和矿井防治煤与瓦斯突出的专项设计要求在二采区安装进行瓦斯抽放。
1、瓦斯抽放方法
（1）本矿在地面建瓦斯抽放系统，采取回采工作面预抽、掘进巷道抽放、采空区抽放相结合的办法。
抽放管路安装在采面回风顺槽、机巷和掘进巷道内，由回风上山，风井引至地面瓦斯抽放站，抽放的瓦斯排放到大气中。
（2）钻场和钻孔布置：
在采面机巷、回风巷和掘进巷内每隔15米设一钻场，在每个钻场内向煤层中打一个孔，钻孔方向斜向采面布置，钻孔与巷道的夹角为60度，钻孔深度70米。
在风巷斜向下打钻孔，在机巷斜向上打钻孔。
采面斜长120米，钻孔深度与夹角及钻孔距离按上述要求布置，基本可以达到抽放瓦斯的效果。
若采面斜长增大时必须增大钻孔深度。
（3）封孔：
封孔时先将一根长9米的无缝钢管放入孔中，孔口外留0.2～0.3米以便扎接胶管，然后将膨胀水泥利用压风注入孔中，封孔长度5～8米。
封孔后在孔外一段无缝钢管上扎接胶管，连接压力表、阀门、放水器和流量计，最后接在抽放瓦斯管上。
2、瓦斯抽放系统的计算选型
（1）瓦斯抽放管路的选择
①瓦斯抽放浓度、抽放量的确定
瓦斯抽放浓度C按35％考虑。
由于瓦斯抽放站主要是抽放开采煤层瓦斯，其抽放纯量为回采工作面瓦斯涌出量，煤层相对瓦斯瓦斯涌出量按20m3∕t计算，则绝对瓦斯涌出量为20×900∕﹝24×60﹞﹦12.5m3∕min。
煤层瓦斯涌出系数，一般取0.8，则瓦斯涌出量为0.8×12.5﹦10﹝m3∕min﹞。
本矿瓦斯抽放率按30％计算，瓦斯抽放浓度C按35％考虑。
瓦斯抽放的混合量：
Q混﹦Q纯∕C﹦10×30％∕35％﹦8.6m3∕min。
②瓦斯抽放管的管径
d=0.1457﹝Q∕V﹞1∕2
式中：
d—瓦斯抽放管径，m
Q—瓦斯抽放管内流量，m3∕min，取Q﹦Q混﹦8.6m3∕min
V—瓦斯抽放管内流速，m∕s，一般取5～15m∕s。
瓦斯抽放管的管径为
d=0.1457×﹝8.6∕10﹞1∕2﹦0.135﹝m﹞取d=200mm
故瓦斯抽放管选型为：
DN200的无缝钢管，长度500m。
③瓦斯抽放管路阻力计算
hf=9.8×△×L×Q2∕﹝K×d5﹞
△﹦﹝p1×n1＋p2×n2﹞∕p2
式中：
hf—管路阻力﹝Pa﹞△—混合瓦斯对空气的相对密度
L—管路长度，m，取L﹦500m
Q—混合瓦斯流量，m3∕h
Q混﹦8.6m3∕min﹦516m3∕h
K—管径系数，取K﹦0.6；d—管路内径，cm
p1—瓦斯密度，取0.715kg∕m3
p2—空气密度，取1.293kg∕m3
n1—混合瓦斯中的瓦斯浓度，按40％考虑
n2—混合瓦斯中的空气浓度。
则混合瓦斯对空气的相对密度△﹦﹝p1×n1＋p2×n2﹞∕p2
△﹦﹝0.715×0.4＋1.293×0.6﹞∕1.293﹦0.821
瓦斯抽放管路阻力hf=9.8×△×L×Q2∕﹝K×d5﹞
hf=9.8×0.821×500×5162∕﹝0.6×205﹞﹦558﹝Pa﹞
局部阻力h局=hf×15％﹦558×15％﹦84﹝Pa﹞
④瓦斯泵流量及压力
瓦斯泵流量：
Qp﹦K×Q纯∕﹝X×η﹞﹦1.2×10×30％﹝0.35×0.8﹞﹦12.85﹝m3∕min﹞
瓦斯泵压力：
Hp﹦KB×﹝hf＋h局＋h孔﹞﹦1.2×﹝558＋84＋20000﹞﹦20642﹦20.642kPa。
X—瓦斯泵入口处瓦斯浓度，《煤矿安全规程》规定X≥0.3
η—瓦斯泵的机械效率，η=0.8
K—抽放备用系数，一般取K=1.2
h孔—抽放孔口压力，本矿确定采用高负压抽放取h孔﹦20000﹝Pa﹞
（2）瓦斯抽放泵的选择
选用SKW—20型水环真空抽放泵2台（1台工作，1台备用）。
其最大抽气量20.4m3∕min，极限负压100kPa，配套电动机功率37KW，水耗6.5～8m3∕h。
（3）管路敷设要求
管路的连接方式采用CDU—2.5∕219快速接头，抽放管路要具有良好的气密性、足够的机械强度，并要防腐，要和动力电缆、照明电缆和通讯电缆分开敷设。
（4）钻机
钻机选用MYZ—100型多功能钻孔，钻杆规格Φ50mm开口直径85mm，终孔直径65mm，最大钻深100m，电动机功率11KW。
（5）抽放瓦斯管路及附属装置
抽放瓦斯管路要具有良好的气密性、足够的机械强度，并要防腐，要和动力电缆、照明电缆和通讯电缆分开敷设。
抽放管路在抽放泵负压侧安装旋涡式流量计，检测抽放泵的流量。
抽放管路拐弯、低洼、温度突变处安装自动放水或人工放水器。
抽放泵进出管路上安装测压装置，并在进出管上安装控制闸门。
3、提高抽放瓦斯效果的主要措施
本矿无抽放瓦斯的可行性论证资料，因此本设计仅为本矿抽放瓦斯的初步的方案设计。
抽放瓦斯巷、钻孔深度、钻孔孔数、钻孔方位、孔距、封孔长度等均应通过实践来验证和调整。
要达到预想的抽放率，提高抽放效果，保证抽放后采面达产时，瓦斯不超过规定。
应采取以下主要措施。
（1）要按设计布置钻场、钻孔深度、方向、个数都必须达到设计要求。
（2）封孔要严实，封孔长度达到要求，不得有漏气现象。
（3）抽放瓦斯泵和抽放瓦斯管路及其附件必须按设计要求安装，并保证抽放管路系统不漏气。
（4）如果在抽放瓦斯后回采工作面瓦斯仍然超限，必须采取增加钻
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