瓦斯课程设计杨旭 2.docx
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瓦斯课程设计杨旭 2.docx
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瓦斯课程设计杨旭2
课程设计
课程名称:
瓦斯抽放课程设计
学院:
矿业学院专业:
安全工程
姓名:
杨旭学号:
0908010057
年级:
092任课教师:
江泽标
2013年01月13日
目录
第一章矿井概况3
1、1地理概况3
1、2矿井基础资料3
1、3、矿井开拓、开采概况4
第二章矿井瓦斯储量及可抽量预测5
2、1瓦斯储量计算5
2、2可抽量预测计算7
2、3瓦斯抽放年限7
第三章、瓦斯涌出量预测计算8
3、1煤层瓦斯主要参数8
3、2矿井瓦斯涌出量预测计算8
第四章矿井抽放瓦斯的必要性和可行性分析11
4、1矿井瓦斯来源分析11
4、2抽放瓦斯的必要性11
4、3抽放瓦斯的可行性分析11
4、4抽放瓦斯效果预计11
第五章矿井抽放瓦斯方法的选择13
5、1矿井瓦斯抽放方法的选择13
5、2矿井瓦斯抽放系统选择13
5、3瓦斯抽放参数的确定13
5、4封孔方式、材料及工艺13
第六章、瓦斯抽放系统管路和设备布置及选型14
6、1抽放管路布置及选型计算14
6、2抽放设备布置及选型16
6、3抽放管路、设备的安装要求16
第七章瓦斯抽放安全技术措施18
7、1抽放系统安全措施18
7、2抽放瓦斯站安全措施18
第八章、瓦斯的综合利用及瓦斯抽放的配套设施19
8、1抽放瓦斯的综合利用及评价19
8、2给排水、采暖及供热(地面抽放瓦斯时)19
8、3供电及通信19
8、4监测监控系统19
参考文献20
第1章矿井概况
1、1地理概况
1、1、1矿井地理位置
本矿区位于贵州盘县煤田土城矿区鲁那井田西南部,矿区范围由9个拐点圈定,形状为一西宽东窄的不规则多边形,面积2.875km2,煤矿勘探深度至+1200m标高,勘探垂深约500m。
其南北长79.7公里,东西宽59.5公里,面积4742平方公里。
盘西铁路从井田西部通过,转运我矿生产的煤炭;两水公路从矿区周边穿过,往北至水城、往南至昆明,交通及为方便。
1、1、2矿区特征
矿区属构造剥蚀山区地貌,以中低山为主,总体为中北部高四周低,中偏西部为S—N向延伸的脊状山脉,为区内的分水岭,由于岩层抗风化程度的差异,地形呈北陡南缓的单面山地形。
本地区属亚热带高原性季风气候区,气候温和湿润,冬无严寒,夏无酷暑,雨量充沛,主要灾害性天气有春旱、暴雨、冰雹、倒春寒、秋绵雨、凝冻等。
矿区位于珠江流域的北盘江水系乌柳河支流的上游,区内有多条小河多为季节性冲沟河,流量受大气降水控制,大多雨季暴涨,旱季多数干涸,本矿区的最低侵蚀基准面以矿区排泄区的南东部的沟谷地带的最低标高确定,即+1500m。
区内无地震资料记载,近年来也未发生地震灾害。
电源主要由盘江煤电(集团)有限责任公司的火铺矸石电厂和矿井附件主要电源点有110kV电源π接盘县电厂组成双回路电源,区内没有小煤矿生产,但附近有较多煤矿生产,本区可采煤层较多,区外小煤矿及老窑开采各煤层的均有。
由于目前其开采深度不大,对本区煤层影响较小,矿区内目前没有地质灾害现象。
1、2矿井基础资料
1、2、1地质构造
本矿区位于盘县煤田内,盘县煤田大地构造位于扬子准地台,属黔北台隆—六盘水断陷一部分,主要褶皱构造运动发生于燕山期,现今的构造形态与之密切相关,煤矿处于北东走向的新寨沟倾向正断层(F31)和东西走向的上午平推正断层(F29-2)之间。
断层主要集中在煤矿西北面和东南面。
煤矿矿权范围内及邻近发现断层11条。
其中落差≥30m的有5条,编号为F2、F7、F10、F29-2、及F31;其余断层落差均
30m,本矿区区域上属于上扬子板块黔南坳陷六盘水断坳,盘县弧形构造北西向(华夏系)构造变形区,煤矿位于照子河向斜北东翼东段,为一向南南西倾斜的单斜构造。
矿区内峨眉山玄武岩组主要属火山喷发基性岩,该玄武岩组为龙潭组含煤地层的沉积基底,对含煤地层的沉积岩性、岩相有一定影响,对含煤地层无破坏作用。
其中,上部的沉凝灰岩为沉积型火山喷出岩,对该组内煤层煤质有一定的影响。
1、2、2含煤地层及煤层
区内主要含煤地层为龙潭组和峨眉山玄武岩组上段,含煤地层中,煤层多为变质煤,区内可采煤层共14层,编号中可采煤层1、6-3、12、15-1、16、17、18、25、26、29-2、32号为全区可采煤层,3、6-1、27-1号为大部可采煤层。
煤层顶底板多为砂岩和泥岩为主,煤层结构简单、稳定,矿区内部没发现煤层露头。
钻孔中的煤层,通过鉴定煤层的宏观煤岩特征及物性特征来看,未发现煤层风化现象。
1、2、3矿井煤层瓦斯情况
区内共采取煤芯瓦斯样25件,在开采范围内的煤层均无爆炸性,本矿未作煤与瓦斯突出鉴定,应委托有资质的单位进行鉴定。
本矿应按煤与瓦斯突出矿井设计。
区内未发现地温异常区,地温正常。
其中主采煤层瓦斯含量及自燃倾向如下:
表1-2-10瓦斯含量统计表
煤层
瓦斯成分(%)
瓦斯含量(ml/g﹒r)
N2
CO2
CH4
CO2
CH4+(重烃)
1
14.77~22.08
18.825
(2)
1.08~1.11
1.095
(2)
71.88~77.55
74.715
(2)
0.97~0.21
0.1535
(2)
7.042~9.21
8.126
(2)
3
26.87~61.02
43.915
(2)
0.98~2.11
1.545
(2)
33.61~65.1
49.36
(2)
0.17~0.376
0.273
(2)
5.038~8.982
7.01
(2)
6-3
40.57~45.42
42.995
(2)
1.19~1.44
1.315
(2)
48.34~54.86
51.6
(2)
0.144~0.157
0.1505
(2)
3.909~7.904
5.9065
(2)
12
23.74~35.23
29.485
(2)
0.83~1.09
0.96
(2)
59.34~72.2
65.77
(2)
0.086~0.166
0.131
(2)
6.843~8.844
7.8435
(2)
15-1
28.66~45.48
37.07
(2)
0.74~1.16
0.74
(2)
53.05~66.58
59.85
(2)
0.073~0.166
0.1195
(2)
6.579~7.476
7.0275
(2)
17
38.82~40.44
39.63
(2)
0.34~0.44
0.39
(2)
59.7~55.14
57.42
(2)
0.043~0.053
0.048
(2)
5.955~7.63
6.7925
(2)
18
27.72~53.45
40.585
(2)
0.8~1.2
1.01
(2)
40.2~68.3
54.25
(2)
0.114~0.116
0.115
(2)
9.927~4.877
7.372
(2)
29-2
37.08
2.20
57.23
0.201
5.126
32
29.91
1.39
66.30
0.163
7.27
全区
35.499
1.1828
59.611
0.1505
6.942
可采煤层煤的自燃倾向等级鉴定结果如下表:
序号
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
煤层编号
1
3
6-1
6-3
12
15-1
16
17
18
25
26
27-1
倾向等级
II
II
II
II
I
II
II
II
II
II
II
样品数
3
3
3
2
2
1
1
1
1
1
1
1、2、4井田水文地质
矿区属低中山地形,总体为中部高四周低,以侵蚀溶蚀地貌为主,本矿床属第二类一型,即充水水源以含煤层基岩裂隙充水为主,充水方式以顶板孔隙、基岩裂隙充水为主,水文地质条件为简单的煤矿床,矿区内含煤地层中的断层多为弱导水断层,富水性弱,大气降水是区内地表水主要补给来源。
1、3、矿井开拓、开采概况
矿区范围由9个拐点圈定,井田走向长1.19~2.34km,倾斜宽1.46~1.82km,矿区面积2.875km2;开采深度:
+1200m标高以上,矿井采用斜井单水平上下山开拓,全矿井设置3条井筒,即主斜井、副斜井和风井,主副井口距离32m,副风井口距离75m,井口之间距离均满足大于30m要求。
采煤方法:
煤层倾角13~20°,多在16~20°,采用倾斜长壁不够合理,本设计采用走向长壁后退式采煤法,机采工艺,按照煤矿安全规程设计和施工矿井生产系统。
第二章矿井瓦斯储量及可抽量预测
2、1瓦斯储量计算
矿井瓦斯储量可按下列公式计算:
式中W——矿井瓦斯储量(Mm3);
W1——可采煤层的瓦斯储量(Mm3);
W2——受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量(Mm3);
W3——受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量(Mm3),实测或按式4.0.1-4计算;
A1i——矿井可采煤层i的资源量(Mt);
X1i——矿井可采煤层i的瓦斯含量(m3/t);
A2i——受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的资源量(Mt);
X2i——受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的瓦斯含量(m3/t);
K——围岩瓦斯储量系数,可取0.05~0.20;当围岩瓦斯很小时,可取W3=0;若含瓦斯量较多时,可按经验取值或实测确定。
瓦斯含量表
工业资源/储量计算见表
阶段划分及水平设置表
1号煤层瓦斯含量:
3号煤层瓦斯含量:
6-1号煤层瓦斯含量:
6-3号煤层瓦斯含量:
可采层瓦斯储量:
因采区内无不可采煤层所以
=0.1(14209.63+0)=1420.96万
(注:
本矿区K=0.1)
矿井瓦斯储量:
2、2可抽量预测计算
矿井可抽量按矿井瓦斯储量乘以瓦斯抽放率计算,公式如下:
式中:
——矿井瓦斯可抽量,万m3;
——矿井瓦斯抽放率;
——矿井瓦斯抽采率(%)。
按目前我国的抽采技术水平,预抽煤层瓦斯时,可取25%~35%;抽采上下邻近层瓦斯时,可取35%~45%;取30%。
=15630.59×0.30=4689.18万m3
矿井瓦斯储量和可抽量计算结果见表4-4-1。
表4-4-1瓦斯储量和可抽量汇总表
类别
煤层编号
地质储量(万t)
瓦斯可解析储量(万m3)
抽放率(%)
瓦斯可抽量(万m3)
开采层
1、3、6-1、6-3
1444
15630.59
30
4689.18
2、3瓦斯抽放年限
服务年限公式如下:
T=Zk/AK
式中:
T—服务年限,a;
Zk—矿井可采储量,万t;
A—矿井设计生产能力,45万t/a;
K—储量备用系数。
根据本采区实际情况K取1.4。
一采区服务年限
已知二采区服务年限为12.3年。
综上抽采系统服务年限因为11.36+12.3=24年,年瓦斯抽放量为
。
第三章、瓦斯涌出量预测计算
3、1煤层瓦斯主要参数
煤层瓦斯主要参数实测值:
包括瓦斯风氧化带深度;煤层瓦斯压力;煤层瓦斯含量;煤中残存瓦斯含量;煤的孔隙率;瓦斯含量分布梯度;煤层透气性系数;百米钻孔瓦斯流量及其衰减系数;瓦斯放散初速度。
因矿井资料未给出具体数据,目前无法测定。
3、2矿井瓦斯涌出量预测计算
3.2.1回采工作面瓦斯涌出量预测计算
回采工作面瓦斯涌出量由开采层(包括围岩)和邻近层两部份组成,计算公式如下:
式中:
q采——回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;
q1——开采层相对瓦斯涌出量,m3/t;
q2——邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t;
1开采层瓦斯涌出量:
式中:
K1——围岩瓦斯涌出系数,由采矿设计手册
;
K2——回采工作面丢煤涌出系数,其值为回采率的倒数;
K3——顺槽掘进预排系数,后退式回采,K3=(B-2b)/B=(160-2*14)/160=0.825;
B——回采工作面长度,B=160m;
b——顺槽瓦斯预排宽度,由采矿手册取b=14m;
m——开采层厚度,1.48m;
M——工作面采高,1.77m;
W0——煤层原始瓦斯含量,
m3/t;
Wc——煤层残存瓦斯含量,由采矿手册本矿煤是焦煤
m3/t。
m3/t
2邻近层瓦斯涌出量:
式中:
q2——邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t;
——邻近层瓦斯排放率,5%;
W0i——各邻近层原始瓦斯含量,
m3/t;
Wci——各邻近层残存瓦斯含量,采矿手册焦煤取3m3/t;
mi——各邻近层煤厚,1.25m;据AQ标准受采动影响范围,上邻近层取50-60m,下邻近层取20-30m,因此只有3号煤层能涌入开采层,其余符号意义同前。
m3/t;
综上,回采工作面瓦斯涌出量:
m3/t
3.2.2掘进工作面瓦斯涌出量预测计算
掘进工作面瓦斯涌出来源包括两部份,一是暴露煤壁涌出瓦斯,二是破落煤块涌出瓦斯,其涌出量计算公式如下:
q掘=
+q4
=D×V×q0×(2
)
q4=S×V×γ×(W0-Wc)
式中:
q掘——掘进面绝对瓦斯涌出量,m3/min;
q3——掘进巷道煤壁绝对瓦斯涌出量,m3/min;
q4——掘进巷道落煤绝对瓦斯涌出量,m3/min;
D——巷道断面内暴露煤壁面周边长度,(12.2+11.2)/2=11.7m;
V——巷道平均掘进速度,0.0045m/min;
L——掘进煤巷长度,766m;
q0——掘进面煤壁瓦斯涌出初速度,m3/(m2·min);
q0=0.026[0.0004×(Vr)2+0.16]×W0=0.026*[0.0004*
+0.16]
m3/(m2·min)
式中:
Vr——掘进煤层原煤挥发份,
%
S——掘进煤巷断面积,
m2;
γ——原煤容重,1.54t/m3;
其余符号意义同前。
掘进巷道煤壁绝对瓦斯涌出量:
=D×V×q0×(2
)=11.7*0.0045*0.043*(
)=1.87(m3/min)
掘进巷道落煤绝对瓦斯涌出量:
q4=S×V×γ×(W0-Wc)=10.7*0.0045*1.54*(10.36-3)=0.55(m3/min)
掘进工作面瓦斯涌出量:
q掘=
+q4=2*(1.87+0.55)=4.84(m3/min)
3.2.3采区工作面瓦斯涌出量预测计算
采区工作面瓦斯涌出量计算公式如下:
式中:
q区——生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t;
K′——生产采区内采空区瓦斯涌出系数,由采矿手册K′=1.2;
q采i——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量,11.02m3/t;
Ai——第i个回采工作面的日产量,1259.70t;
q掘i——第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,3.93m3/min;
Ao——生产采区平均日产量,1259.70+126.0=1385.70t;
m3/t
3.2.4矿井瓦斯涌出量预测计算
矿井瓦斯涌出量计算公式如下:
式中:
q井——矿井相对瓦斯涌出量,m3/t;
q区i——第i个生产采区相对瓦斯涌出量,24.09m3/t;
Aoi——第i个生产采区平均日产量,1385.70t;
K"——已采采空区瓦斯涌出系数,有采矿手册K"=1.2.
=1.2*24.09=28.91m3/t.
第四章矿井抽放瓦斯的必要性和可行性分析
4、1矿井瓦斯来源分析
由于本矿未作煤与瓦斯突出鉴定,因此对本矿井瓦斯来源分析是十分必要的,矿井瓦斯来源主要有主井进回风大巷、采区进回风巷83%、掘进巷11.6%、回采工作面29.1%、采空区以及受采动影响的邻近煤岩层42%,由以上分析采区瓦斯来源主要来自于本开采邻近煤层,而回采工作面主要来自采空区和回采面,部分来至于水仓释放出、井下空气与煤岩等反应的产物等等。
4、2抽放瓦斯的必要性
按照《煤矿安全规程》规程的有关规定及”先抽后采,以风定产,监测监控”的十二字方针,无论高瓦斯矿井的井型大小,也不管煤层有无煤与瓦斯突出危险性,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.因此,必须建立瓦斯抽放系统.《煤矿安全规程》、《矿井瓦斯抽放管理规范》以及《煤炭工业设计规范》有关条款规定:
当一个回采工作面的
绝对瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘井工作面瓦斯涌出量大于3m3/min时,采用通风方法解决瓦斯不可能或不合理时应采用瓦斯抽放措施。
本矿回采工作面或掘进工作面的瓦斯涌出量都超过规定值,必须建立抽放系统。
4、3抽放瓦斯的可行性分析
煤层瓦斯抽放的可能性主要取决于煤层的自然透气性,其评价指标有两个:
煤层的透气性系数(λ)和钻孔瓦斯流量衰减系数(α)。
由于该矿煤层透气性系数未测定,各煤层预抽瓦斯难易程度还不清楚。
应用高压水射流扩孔、深孔控制预裂爆破等方法来进一步提高煤层的透气性系数。
适当加大钻孔密度、延长抽放时间等方式来提高和确保抽放效果,本煤层抽放瓦斯也是可行的。
4、3、1邻近层抽放瓦斯的可能性
煤矿开采的1号煤层与下邻近层3号煤层间距较小,约为12.71m,1号煤层开采后,相对于3号煤层而言,起到卸压作用。
而3号煤层的下邻近层1号和3号煤层与其间距较大,在35.58m左右,1号煤层开采后,3号煤层均处于充分卸压区,为邻近层抽采创造了条件。
因此,邻近层抽放瓦斯可行。
4、3、2煤层抽放瓦斯难易程度分类
根据《煤矿瓦斯抽放技术规范》MT/T692-1997,对未卸压的原始煤层,瓦斯抽放的难易程度可划分为三类,详见表3-6。
表3-6煤层瓦斯抽放的难易程度划分表
分类
钻孔流量衰减系数
d-1
煤层透气性系数
m2/MPa2·d
容易抽放
<0.003
>10
可以抽放
>0.003~0.05
<10~0.1
较难抽放
>0.05
<0.1
由于该矿煤层透气性系数未测定,各煤层预抽瓦斯难易程度还不清楚。
但随着矿井抽放系统的建立,瓦斯抽放将长期化、规范化。
矿井可在抽放过程中,对抽放技术、工艺、参数进行不断的改进和完善,从而提高抽放效果。
4、4抽放瓦斯效果预计
4、4、1矿井(采区)瓦斯抽放率
根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-200⑥的要求,矿井绝对瓦斯涌出量
20m3/min
Q
40m3/min时,矿井(采区)瓦斯抽放率不小于30%,本矿本矿井矿井绝对瓦斯涌出量为26.19m3/min(采区)瓦斯抽放率取30%。
4、4、2矿井瓦斯抽放量
矿井设计生产能力45万t/a,投产时布置一个采区、一个采煤工作面、两个掘进工作面,抽放率按照30%考虑,通风可以稀释的瓦斯涌出量约为50%。
根据上述基本情况,采用下列公式预计矿井年抽采量。
Qa=Qd×N
式中:
Qa——矿井设计年瓦斯抽放量,万m3/a;
Qd——矿井设计日瓦斯抽放量,经计算得万0.592m3/d;
N——矿井设计年工作日数,330d。
Qa=0.59×330=195.4万m3/a
4、4、3回采工作面瓦斯抽放量
回采工作面瓦斯抽放量计算公式如下:
式中:
——回采工作面瓦斯年抽放量,万m3/a;
——采区瓦斯相对涌出量,m3/t;
Q——采区年采量,万t;
——瓦斯抽放率,取30%。
万m3/a
4、4、4掘进工作面瓦斯抽放量
掘进工作面瓦斯抽放量计算公式如下:
——掘进工作面瓦斯年抽放量,万m3/a;
Q——掘进工作面年产量,万t;
——采区瓦斯绝对涌出量,m3/t;
——瓦斯抽放率,取30%。
万m3/a
4、4、5瓦斯抽放年限
利用可抽量计算矿井瓦斯抽放年限如下:
A=Q可/Qa
式中:
A——瓦斯抽放年限,a;
Q可——矿井可抽瓦斯量,万m3/a;
Qa——矿井设计年瓦斯抽放量,万m3/a。
A=4689.18/195.38=24a
4、4、3瓦斯抽出率
瓦斯抽出率应符合以下要求:
——预抽煤层瓦斯的矿井:
矿井抽出率不小于20%,回采工作面抽出率不小于25%;
——邻近层卸压瓦斯抽放的矿井:
矿井抽出率不小于35%,回采工作面抽出率不小于45%:
——采用综合抽放方法的矿井:
矿井抽出率不小于25%;
——煤与瓦斯突出矿井,预抽煤层瓦斯后,突出煤层的瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。
第五章矿井抽放瓦斯方法的选择
5、1矿井瓦斯抽放方法的选择
选择抽放方法的原则矿井瓦斯抽采方法应依据矿井煤层赋存条件、瓦斯基本参数、瓦斯来源、开采顺序、巷道布置、瓦斯抽采的目的及利用要求等因素确定,并遵循以下原则:
⑴尽可能利用开采巷道抽采瓦斯,必要时可设专用瓦斯抽采巷道;⑵能适应煤层的赋存条件及开采技术条件;⑶有利于提高瓦斯抽采率;⑷抽采的瓦斯量和浓度能满足利用要求;
⑸尽量采用综合瓦斯抽采方法;⑹瓦斯抽采工程系统简单,易于维护,建设投资省,抽采成本低;⑺减小或消除突出危险和减少风排瓦斯涌出量及减轻矿井通风负担,为煤炭开采提供安全生产环境。
瓦斯抽放不仅需要解决矿井瓦斯超限问题,同时需要考虑矿井防突问题。
因此,根据矿井的煤层和瓦斯赋存状况、矿井开拓及抽放瓦斯的目的,结合抽放瓦斯方法选择的原则,确定矿井抽放瓦斯方法,本矿井煤层无开采解放层所以主要采用穿层钻孔预抽为主多种辅助措施为辅的方针,根据本矿开采要求与煤矿瓦斯抽放规范规定相结合,目前主要考虑采用高负压抽放,由于考虑一采区采完后可能对其抽放就要用低负压抽放,在以后瓦斯泵选型时考虑一个扩增富裕系数。
确定矿井抽放瓦斯方法如下:
1)穿层钻孔预抽,穿层钻孔预抽是一种施工简单、掘进巷道少,针对未卸压、层间距不大煤层瓦斯抽放,通过瓦斯抽放巷对煤层打穿层钻孔进入煤岩巷对煤层瓦斯预抽,是煤层瓦斯压力、含量和瓦斯压力梯度减弱,减少煤层突出危险,
2)本煤层预抽根据当地瓦斯抽放的经验和本煤层抽放的效果,采用本煤层抽放能有效解决采煤工作面的瓦斯涌出量,因此,本次设计采用本煤层预抽的抽放方法。
当1号煤层采煤工作面形成后(即准备工作面),在工作面运输顺槽布置钻场向本煤层打顺层钻孔,采用水泥砂浆或膨胀水泥封孔,封孔长度3~5m。
3)石门揭煤预抽石门掘进到离煤层一定距离(15~20m)时布置钻场,再从石门向煤层打穿层钻孔对煤层瓦斯进行预抽,采用膨胀水泥封孔,封孔长度3~5m。
4)煤巷(半煤巷)打超前排放孔,掘进工作面瓦斯涌出量不大,采用通风方法可以将工作面涌出的瓦斯稀释到1%以下,因此,采用在掘进工作面顺层布置超前瓦斯排放孔,不进行瓦斯抽放。
超前排放距离不小于20m,降低瓦斯压力,膨胀水泥封孔,封孔长度7~9m。
详见CAD煤巷掘进工作面超前排放钻孔布置示意图。
5)采空区抽放,在走向长壁采面回风尾巷安设PE管作为瓦斯抽放管(抽放管前端兼作埋管),随着工作面的推进,抽放管管口伸入采空区30~50m,用于工作面回采后将采空区瓦斯抽出,并使采空区气体向埋管口流动,以此治理工作
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