某某矿井瓦斯抽采设计.docx

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某某矿井瓦斯抽采设计

瓦斯抽放设计

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科长

总工程师

xxxxx通风科

目录

1.1概述1

1.2设计的指导思想3

1.3抽采效果预计3

2.1交通位置3

2.2地形地貌3

2.3地表水4

3.1煤层瓦斯基本参数4

3.2采区瓦斯储量5

4.1瓦斯抽放的必要性8

4.2瓦斯抽放的可行性14

5.选择瓦斯抽采方法的依据15

5.2采区瓦斯来源分析15

5.3抽放方法选择16

5.4钻孔及钻场布置及封孔方法16

6.1抽放管路选型及阻力计算19

6.2瓦斯抽放泵选型25

6.3辅助设备25

7.1瓦斯抽采参数检测26

7.2地面抽采泵房监测监控26

7.3抽采泵断电控制28

1绪论

1.1概述

地理位置：

xxxxx公司xxxxx为xxx煤炭产业集团下属xxxxxx（集团）有限责任公司所属二级单位，具有独立采矿权人的国有煤炭生产企业。

生产能力：

xxxxx矿井以生产原煤为主，矿井于1988年12月正式投产，设计生产能力30万吨/年，并于2005年经xxx省经济贸易委员会以xxx函[2005]734号文《xxx省经济贸易委员会关于xxx（集团）xxx煤矿和xxxxx生产能力核定的批复》之中审批，xxxxx矿井综合生产能力核定为50万吨/年。

井田地处xxx煤田北部，北与xxx田相联，南与xxx井田相接，南北走向长7.8km，东西宽3.5km。

井田所处构造部位属新华夏系xxx沉降带川东褶皱带的中山背斜北段，井田内断层裂隙发育，采区内主要开采煤层受F35、F38等大断层和中山背斜轴的影响和破坏。

上以+400m标高为界，下以-200m标高为界。

煤系地层属三迭系须家河组（T3xj），可采和局部可采煤层共有9层，其中内连、外连为井田内主采煤层。

煤层均为低硫、特低磷的1/3焦煤。

井田内煤系地层为陆相沉积，岩性变化大，含煤层数多，加上古河流冲蚀，稳定性差；煤系地层的沉积环境具有明显的冲积旋回征，旋回下部为河道滞留及边滩沉积，与下伏岩石冲刷接触，旋回上部为泛滥平原沉积。

至2005年末，矿井煤层地质储量（A+B+C+D）为1265.7万吨，工业储量（A+B+C）为1181.8万吨，其中高级储量（A+B）为569.9万吨，可采储量为844.2万吨。

服务年限20年。

xxxxx水文地质类型属简单类型。

矿区内基本以中山背斜所形成的山脊为地表分水岭，分水岭东、西两侧横向溪沟发育。

东侧溪沟分布稀少，汇集了分水岭以东泉水及井水和斯耳子沟、夏家沟、刘家湾等地表溪沟水，并汇入明月江。

西侧溪沟分布较密集，汇集了分水岭以西泉水及井水和王家沟、龙沟、汪家沟、代家湾、黑子沟、廖家沟等地表溪沟，并汇入铜堡河，最后均汇入洲河。

矿区以中山背斜划分为南东、南西两个水文地质单元，及北西次级水文地质单元、北东次级水文地质单元。

矿区内共有6个含水层，其中一个为隐伏含水层，在±0m水平东翼石门已揭露,并出现较大突水。

划分含水层和隔水层的依据主要是岩性，灰岩、白云岩、介壳灰岩、砂岩均视为含水层，泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩则视为隔水层。

矿区内主要隔水岩组有侏罗系中统沙溪庙组（J2s）、侏罗系中统新田沟组（J2x）、侏罗系中下统自流井组大安寨段（J1-2z3）、马鞍山段（J1-2z2），三叠系上统须家河组第六段第四亚段（T3xj6-4）、第六段第二亚段（T3xj6-2）、第五段第五亚段（T3xj5-5）、第三亚段（T3xj5-3）、第一亚段（T3xj5-1）。

地表无大的水源，矿井总的正常涌水量为203m3/h。

瓦斯：

根据2012年xxx省安监局给xxxxx的瓦斯等级鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量为13.87m³/min（其中抽放标况纯量为6.79m³/min），相对瓦斯涌出量15.70m³/t；绝对二氧化碳涌出量为3.82m³／min，相对二氧化碳涌出量为3.37m³／t。

属高瓦斯矿井。

煤尘：

煤尘有爆炸危险性。

自燃：

煤层自燃发火倾向为三类（即不易自燃）。

地温：

矿井通过对控制深部的钻孔进行井温测定，发现地温变化由南向北地温梯度值由低逐渐增高，深部地温西翼（xxx采区）高于东翼（101采区），浅部地温西翼（xxx采区）低于于东翼（101采区）。

+200m水平地温两极值为20--26.2℃，平均23.6℃；±0m水平两极值24.2--31℃，平均27.8℃；由此可见，随着埋藏深度的增加，地温明显增高，在标高-100m左右开始出现一级高温区。

1.2设计的指导思想

结合xxxxx的现有的开采技术条件，依靠科技进步，树立“事故可防可控、必防必控”的核心安全理念，贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”和瓦斯治理“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针，以“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯治理工作体系，以“瓦斯超限就是事故”的理念，加强瓦斯综合治理工作，努力建设成本质安全型矿井。

1.3抽采效果预计

1.3.1瓦斯抽采率

根据上述瓦斯参数，结合矿区实际抽采效果和xxx集团公司相关文件的要求，确定本矿的瓦斯抽采率不小于30%。

1.3.2矿井瓦斯抽采量

xxx采区的瓦斯抽采量主要包括回采工作面、掘进工作面、±0m西北大巷钻场、±0m西北配风巷及xxx瓦斯探巷等地点瓦斯抽采量。

2井田概况

2.1交通位置

xxxxx公司xxxxx位于xxx省xxxxxxxxxx乡境内，井田属xxxxx乡、江阳乡、亭子乡接合地带，距xxxxx南外10km。

襄渝铁路从西部通过，可达湖北武汉市。

矿井生产原煤通过汽车运到xxx洗选厂，入选后装车外运。

另有公路与国道相连，与高速公路相连，交通十分方便，xxxxx地理座标：

东经107°29′～34′，北纬31°05′～10′。

2.2地形地貌

张口石一带，为松林地及耕地相间分布。

地面基本为耕地，受开采影响很小，地表不会出现下沉情况。

2.3地表水

井田范围内无天然河流和水库，区内山间冲沟发育，地表排泄条件良好。

3矿井瓦斯赋存

3.1煤层瓦斯基本参数

根据xxxxx相关资料和某某大学关于xxxxxxxx斯赋存规律及治理方案研究制定xxx斯抽放设计，该采区瓦斯抽采基础参数如下：

一、煤层瓦斯压力

由xxx轨道上山所测得的瓦斯压力数据作为xxx采区抽采基础参数：

xxx轨道上山下段1.11MPa；xxx轨道上山中段0.9MPa；xxx轨道上山上段1.0MPa；计算平均瓦斯压力梯度为0.002748MPa/m。

二、煤层瓦斯含量

xxx采区煤层分为内连煤层和外连煤层。

内连煤层瓦斯含量预测值为9.6584m3/t；

外连煤层瓦斯含量预测值为9.1179m3/t。

三、煤层透气性系数

xxx采区煤层透气性系数平均为16.04㎡/（MPa²·d），相当于0.xxx0mD。

四、钻孔瓦斯流量

2008年3月某某大学xxxxxxxx斯赋存规律及治理方案研究课题组对±0m西北运输大巷和xxx轨道上山每个试验钻孔的初流量、终流量进行了统计，统计结果见表3-1。

表3-1钻孔瓦斯流量（m³/h）随时间延长变化数据

孔号及位置

第一天

第二天

第三天

第四天

第五天

第六天

1#±0m西北大巷靠运输石门一侧

0.708

0.078

5.91

3#±0m西北大巷靠轨道上山一侧

2.742

2.076

1.962

2.154

2.01

2.124

11#xxx轨道上山下段

6.66

4.992

5.016

4.836

4.842

4.944

12#xxx轨道上山中段

4.908

3.168

5.802

2.616

2.664

13#xxx轨道上山上段

1.47

1.404

1.314

1.566

1.392

预计xxx采区单个钻孔瓦斯流量与xxx轨道上山实测的单个钻孔瓦斯流量钻孔数据相近，取xxx采区单个钻孔瓦斯的初流量为2.742～6.66m³/h。

五、瓦斯抽采率

根据本矿实际抽放率及xxx集团公司要求，并参照《矿井瓦斯抽放管理规范》，确定xxx斯抽放率＞30%。

3.2采区瓦斯储量

3.2.1采区瓦斯储量

根据某某大学对xxxxxxxx采区所做的煤层瓦斯含量和储量，内连煤层瓦斯含量为9.6584m3/t，煤炭可采储量为1.0297Mt；外连煤层瓦斯含量为9.1179m3/t，煤炭可采储量为0.2246Mt。

xxx斯储量按下式计算：

W=W1+W2+W3（3-1）

=（9.6584×1.0297+9.1179×0.2246）+0

+0.2（9.6584×1.0297+9.1179×0.2246）

=14.392Mm3

式中：

W—采区瓦斯储量，Mm3；

W1—采区可采煤层瓦斯储量，Mm3；

W2—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层瓦斯储量，Mm3；

（3-2）

A2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，Mt；

X2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3/t；

W3—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，W3=K（W1+W2）

K—围岩瓦斯储量系数，取0.2。

3.2.2瓦斯抽放率

根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.3条规定：

设计瓦斯抽放率，可根据煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出情况、采用的抽放瓦斯方法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。

抽放率指标应符合现行的《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定。

根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第8.6.3条规定：

瓦斯抽出率：

——预抽煤层瓦斯的矿井：

矿井抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；

——邻近层卸压瓦斯抽放的矿井：

矿井抽出率应不小于35%，回采工作面抽出率应不小于45%；

——采用综合抽放方法的矿井：

矿井抽出率应不小于30%；

对于设计来说，瓦斯抽放率的确定应符合以上标准的要求，也可以参照《AQ1027-2006矿井瓦斯抽放管理规范》中第42条进行选取。

1井（或采区）瓦斯抽放率的测定与计算：

在瓦斯抽采站的抽采主管上安装瓦斯计量装置，测定矿井每天的瓦斯抽采量。

矿井瓦斯抽采量包括井田范围内地面钻井抽采、井下抽采（含移动抽采）的瓦斯量。

每月底按式（3-3）计算矿井月平均瓦斯抽采率。

（3-3）

式中

—矿井月平均瓦斯抽采率，%；

—矿井月平均瓦斯抽采量，m3/min；

—矿井月平均风排瓦斯量，m3/min

2作面瓦斯抽放率的测定与计算：

工作面回采期间，在工作面瓦斯抽采干管上安装瓦斯计量装置，每周测定工作面瓦斯抽采量（含移动抽采）。

每月底按式（3-4）计算工作面月平均瓦斯抽采率。

（3-4）

式中：

—工作面月平均瓦斯抽采率，%；

—回采期间，工作面月平均瓦斯抽采量，m3/min；

—工作面月平均风排瓦斯量，m3/min。

xxxxx采用的是综合抽放方法，矿井瓦斯抽放率为30%。

3.2.3可抽期

根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.4条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第5.3.5都规定：

矿井或水平的抽放年限应与其抽放瓦斯区域的开采年限相适应。

根据瓦斯可抽量及年瓦斯抽放量，xxx采区服务年限为6a。

符合设计规范的有关规定。

4瓦斯抽放的必要性和可行性论证

4.1瓦斯抽放的必要性

1、矿井瓦斯抽放可有效地降低风流中瓦斯浓度，减少矿井风量，降低通风费用。

2、xxx斯含量高，根据本矿井和邻近小河嘴煤矿的生产经验，若不采取有效措施，则必然造成工作面瓦斯浓度超限，从而严重影响矿井安全生产及工作面产量的提高。

建立瓦斯抽放系统可有效地降低风流中瓦斯浓度，从而解决瓦斯超限问题。

3、xxx采区为高瓦斯区域，随着开采深度的增加，瓦斯压力还将逐渐增大，有可能形成煤与瓦斯突出，瓦斯抽放是防治煤与瓦斯突出的主要措施之一。

4、xxx瓦斯探巷掘进施工时曾发生68次瓦斯超限报警，后在邻近岩巷±0m西北大巷施工钻场，采用钻场对附近煤层进行穿层抽放后再施工半煤巷，未出现瓦斯超限报警。

综上所述，从矿井安全生产方面考虑，建立xxx斯抽放系统是十分必要的。

4.1.1建立抽放瓦斯系统的规定

根据《煤矿安全规程》第145条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第4.1.1~4.1.3条规定：

有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统：

（1）1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。

（2）xxxxxxxx采区的采煤工作面相对瓦斯涌出量大于5m3/min，矿井已于2009年在地面矸石山建立了永久抽放瓦斯系统。

4.1.2通风最大排出瓦斯量

当一个矿井、采区或工作面的绝对瓦斯涌出量大于通风所能允许的瓦斯涌出量时，就要抽放瓦斯，即：

=5.76（4-1）

式中：

q—矿井采区（或工作面）的瓦斯涌出量，m3/min；

qf—通风所能承担的最大瓦斯涌出量，m3/min；

v—通风巷道（或工作面）允许的最大风速，240m/min；

S—通风巷道（或工作面）断面积，10m2；

C—xxxxx规定的允许巷道风流中的瓦斯浓度，0.8%；

K—瓦斯涌出不均衡系数1.5~2.0，取值为2.0。

根据结果可知，通风能够解决的瓦斯涌出量小于采区或工作面的绝对瓦斯涌出量，需要抽放瓦斯来解决剩余瓦斯。

4.1.3xxx斯涌出量预测

1、外连煤层回采工作面瓦斯涌出量预测

因xxx采区分为内、外连两个煤层，预计先采外连煤层，再回采内连煤层，故在预测回采工作面瓦斯涌出量时将内连煤层作为邻近煤层。

xxx采区内，内连煤层厚0.4~1.95m，平均1.8m，采高为1.8m，倾角21°~55°，平均为43°，含2~3层夹矸；外连煤层厚0.4~1.35m，平均为0.78m，采高为0.8m，倾角20°~53°，平均42°，夹矸为炭质泥岩及泥岩。

两煤层的间距约7.2m，xxx采区倾斜长度326m，预计回采面长度为100m。

按瓦斯含量计算工作面的瓦斯绝对涌出量，其计算如下：

（1）开采外连煤层瓦斯涌出量计算

（4-2）

=1.2×1÷0.95×1.26×

（8.43-2）×400/（24×60）

=2.772m3/min

式中：

q1—本煤层开采涌入工作面的瓦斯量，m3/min

k1—围岩瓦斯涌出系数，取1.2

A—外连煤层采面工作面预计日产量，400t/d

W0—煤的瓦斯原始含量，8.43m3/t

Wc—煤的残存瓦斯含量，m3/t，取经验值WC=2

k2—工作面丢煤系数，取回采率的倒数，k2=1/0.95；

k3—工作面巷道瓦斯预排影响系数，k3=（L+2h）/L≈1.26

m—开采层厚度，外连煤层厚度m=0.78m；

M—开采层采高，M=0.8m；

L—工作面长度，100m；

h—掘进巷道预排等值宽度，13m。

（2）邻近层瓦斯涌出量计算

邻近层瓦斯涌出量计算为

q2=

（4-3）

=

=2.566m3/min

式中：

q2—邻近层瓦斯涌出量，m3/min；

ki—邻近层瓦斯排放率，取K=60%；

mi—邻近层厚度，内连煤层厚度mi=1.8m；

M—开采层采高，M=0.8m。

A—外连煤层采面工作面预计日产量，400t/d。

（3）外连采煤工作面瓦斯涌出量计算

q=q1+q2（4-4）

=2.772+2.566

=5.338m3/min

xxx采区外连煤层采煤工作面瓦斯涌出量超过规定，故必须对采煤工作面进行瓦斯抽采。

2、内连煤层采面开采期间瓦斯涌出量预测

开采内连煤层瓦斯涌出量计算

（4-5）

=1.2×1÷0.95×0.8×

（8.84-2）×1000/（24×60）

=4.8m3/min

式中：

q1—本煤层开采涌入工作面的瓦斯量，m3/min

k1—围岩瓦斯涌出系数，取1.2

A—内连煤层采面工作面预计日产量，1000t/d

W0—煤的瓦斯原始含量，8.84m3/t

Wc—煤的残存瓦斯含量，m3/t，取经验值X1=2

k2—工作面丢煤系数，取回采率的倒数，k2=1÷0.95

k3—工作面巷道瓦斯预排影响系数，取0.8。

xxx采区内连煤层采煤工作面瓦斯涌出量即将达到规定要求，为确保矿井安全生产，对采煤工作面进行瓦斯抽采。

3、掘进工作面瓦斯涌出量预测

（1）外连煤层掘进工作面

a、外连煤层掘进落煤瓦斯涌出量

（4-6）

=1.76×0.0069×1.31（8.43-2）

=0.1023m3/min

式中：

s—掘进端头见煤面积，m2；

V—平均掘进速度，m/min；

r—煤的容重，t/m3；

W0—煤层瓦斯含量，m3/t；

Wc—煤层残存瓦斯量，m3/t。

外连煤层掘进巷道的煤断面积取2.2×0.8=1.76㎡，巷道平均掘进速度预计为10m/d（0.0069m/min），煤密度为1.31t/m³，残存瓦斯含量为2m3/t.

b、煤壁瓦斯涌出量

（4-7）

=2×0.80×0.0069×0.1113（2×

）

=0.8356m3/min

式中：

n—暴露煤面个数，单巷掘进时n=2；

m—开采煤层厚度，0.80m；

V—平均掘进速度，0.0069m/min；

L0—巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，800m；

qv=0.026[0.0004（Vr2）+0.16]W0

=0.026×[0.0004×29.492+0.16]×8.43

=0.1113

式中：

Vr—煤的挥发份，29.49%；

qj=qL+qm=0.1023+0.8356=0.9379m3/min

式中：

qj—掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；

qL—掘进落煤瓦斯涌出量，m3/min；

qm——掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min。

（2）内连煤层掘进工作面

内连煤层掘进时，工作面瓦斯绝对涌出量计算过程如下：

a、内连煤层掘进落煤瓦斯涌出量

（4-8）

=3.96×0.0069×1.31（8.84-2）

=0.2448m3/min

内连煤层掘进巷道的煤断面积取2.2×1.8=3.96㎡，巷道平均掘进速度预计为10m/d（0.0069m/min），煤密度为1.31t/m³，残存瓦斯含量为2m3/t.

b、煤壁瓦斯涌出量

（4-9）

=2×1.8×0.0069×0.1167（2×

）

=1.9712m3/min

式中：

qv=0.026[0.0004（Vr2）+0.16]W0

=0.026×[0.0004×29.492+0.16]×8.84

=0.1167

qj=qL+qm=0.2448+1.9712=2.216m3/min

xxx采区内连煤层掘进工作面若采用风排瓦斯，巷道内空气中瓦斯浓度在0.5%以下，需443.2m3/min新鲜风量。

根据xxxxx现有的通风系统和生产情况，给xxx采区内连煤层掘进工作面配443.2m3/min新鲜风量比较困难，故先对掘进工作面进行预抽，降低煤层中的瓦斯含量。

（3）岩巷掘进工作面

由于围岩瓦斯储量只占煤层瓦斯储量的0.05～0.2，掘进过程中瓦斯涌出量很小，可以忽略。

4、xxx斯涌出量

xxx斯涌出量由各采面瓦斯涌出量与各掘进面瓦斯涌出量组成。

q=5.3380+4.8000+0.9379+2.2160=13.292m3/min。

经计算xxx采区绝对瓦斯涌出量为13.292m3/min。

通过上述计算与分析，根据瓦斯涌出量预测结果，若xxx采区采用风排瓦斯，瓦斯浓度在0.5%以下，至少需要新鲜风量2658.4m3/min，矿井现目前通风系统满足不了xxx采区风排瓦斯的条件，故只有在抽放后，残余瓦斯通过风排才可以保证xxx采区安全生产。

4.2瓦斯抽放的可行性

4.2.1开采层抽放瓦斯的可行性

根据邻近422K采区的瓦斯资料和开拓回采布置情况，确定xxx采区内、外连煤层以顺层抽放为主，进行先抽后掘、先抽后采等综合抽放瓦斯方法。

4.2.2邻近层抽放瓦斯的可行性

根据煤层赋存条件及开拓开采布置，内、外连煤层间距约7.2m，但煤层之间岩石透气性较差，故xxx采区煤层均采用开采层瓦斯抽放。

4.2.3抽放难易程度

根据某某大学对xxxxxxxx斯赋存规律及治理方案中，对±0m西北大巷和xxx轨道上山所做的煤层透气性统计来看：

有两个钻孔煤层透气性系数在0.1㎡/（MPa²·d）到10㎡/（MPa²·d）之间，其余孔则大于10㎡/（MPa²·d），平均为0.xxx0mD，为可以预抽到容易抽放；而钻孔瓦斯流量衰减系数有一个孔小于0.003d-1，一个孔在0.05d-1到0.003d-1当之间，其余均大于0.05d-1，即多为较难抽放，少数为可以预抽到容易抽放。

统计流量测定值时测得的钻孔瓦斯流量为2.742~6.66m³/h,抽放管内浓度为40～50%。

最终确定xxx采区煤层瓦斯预抽难易程度为：

可以抽放。

5抽放方法

5.选择瓦斯抽采方法的依据

根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第4.1.1条规定：

选择抽放瓦斯方法，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数、瓦斯利用要求等因素经技术经济比较确定。

xxxxx抽放瓦斯工程系统简单，有利于维护和安全生产，建设投资省，抽放成本低。

结合《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第7.1.2条规定和矿井实际情况，xxxxx采用开采煤层瓦斯抽放、和穿层钻孔预抽煤层瓦斯。

5.2采区瓦斯来源分析

矿井瓦斯来源是确定抽放方法的主要依据，因此，应尽量详细地做好以下测量工作：

――必须测定出掘进、采煤与采空区的瓦斯涌出量分别占全矿井瓦斯涌出量的比例；

――必须准确地判断出采区工作面的瓦斯主要来自本煤层还是邻近层。

一般把回采工作面老顶初次冒落前的平均瓦斯涌出量是本煤层的瓦斯涌出量，而将老顶初次冒落后的平均瓦斯涌出增加量认为是邻近层的瓦斯涌出量。

由于xxx采区内、外连煤层均采用开采层瓦斯抽放，故抽放的瓦斯大部分为本煤层中的瓦斯含量。

5.3抽放方法选择

根据上面建立的抽放瓦斯的必要性指标和可行性指标，依据规程、规范的规定论述xxxxx采用地面钻孔抽放瓦斯系统。

抽放瓦斯方法、方式的选择，根据瓦斯及煤层赋存情况，瓦斯来源、巷道布置方式、矿井开采技术条件、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定。

（1）为提高瓦斯抽放率xxx采区采用开采层瓦斯抽放方法；

（2）井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采层本身，采用开采层瓦斯抽放；

（3）xxx采区回采巷道掘进时，必须在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽的方法稀释煤层中的瓦斯含量；

（4）若围岩瓦斯涌出量大，以及溶洞、裂缝带储存有高压瓦斯并喷出时，另行制定围岩瓦斯抽放措施。

由于xxx采区内、外连煤层均采用开采层瓦斯抽放，为降低回采时的绝对瓦斯涌出量，控制采面瓦斯超限事故，以及xxxxx现有的瓦斯抽放条件，xxx采区煤层选择的抽放方法为：

回采巷道打顺层平行钻孔预抽的瓦斯抽放方法。

5.4钻孔及钻场布置及封孔方法