采掘工作面瓦斯抽放设计.docx
《采掘工作面瓦斯抽放设计.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《采掘工作面瓦斯抽放设计.docx(20页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。
![采掘工作面瓦斯抽放设计.docx](https://file1.bdocx.com/fileroot1/2023-1/7/f0e27c39-07b4-448c-92da-86fdbdc1a7e4/f0e27c39-07b4-448c-92da-86fdbdc1a7e41.gif)
采掘工作面瓦斯抽放设计
新疆拜城天辰矿业有限公司
鑫源煤矿
采掘工作面
瓦
斯
抽
放
设
计
编制日期:
2010年2月
鑫源煤矿瓦斯抽放设计审批表
机电副矿长
签字:
2010年2月日
生产副矿长
签字:
2010年2月日
安全副矿长
签字:
2010年2月日
总工程师
签字:
2010年2月日
矿长
签字:
2010年2月日
第一节、工作组织…………………………………………..4
第二节、瓦斯抽放条件和指标……………………………..5
第三节、矿井概况…………………………………………..9
第四节、钻场钻孔布置……………………………………..15
第五节、管路敷设…………………………………………..20
第六节、抽放设备…………………………………………..23
第七节、其他措施…………………………………………..26
第八节、避灾路线…………………………………………..29
鑫源煤矿采掘工作面瓦斯抽放设计
为了贯彻落实“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理方针,采掘工作面的瓦斯采用边采边抽或边掘边抽,就是利用通风方法解决不了瓦斯超限的问题,也为了有效遏制瓦斯事故的发生,确保生产安全,结合矿井的实际,制定本设计。
第一节、工作组织
一、组织机构
1、成立瓦斯抽放工作领导小组,以矿长任组长的瓦斯抽放责任体系,以总工程师任副组长为技术核心的瓦斯抽放技术管理体系,成员由各副矿长、职能部门负责人、安全员、测风员、瓦检员等组成,从行政上纵向到底,从技术上横向到边,不留死角,加大瓦斯抽放的管理力度,常抓不懈,并打好瓦斯治理的攻坚战。
2、组长:
陈华(矿长)副组长:
王长龄(总工程师)
3、成员:
秦小川(安全副矿长)曾安根(生产副矿长)
赵聪章(机电副矿长)各职能部门负责人。
4、瓦斯抽放组织工作管理体系
矿长
通风副总安全副矿长总工程师生产副矿长机电副矿长
安全科技术科调度室班长机电科
安全员瓦检员测风员技术员调度员组长电钳工
职工
二、瓦斯抽放组织工作职责
1、矿长是瓦斯抽放工作的第一责任人,负责瓦斯抽放的全面工作。
2、矿总工程师是瓦斯抽放为技术核心的技术责任人,负责组织制定瓦斯抽放设计和贯彻实施,并落实瓦斯抽放资金的安排使用。
3、各分管副矿长和职能部门负责人负责分管领域内的瓦斯抽放工作。
4、安全科和技术科负责瓦斯抽放工作,并现场直接的监督管理,收集各项记录,并由安全科存档。
5、所有参与人员严格按照设计规范和技术要求操作,并做好记录。
第二节、瓦斯抽放条件和指标
一、瓦斯抽放条件和指标
1、1个采煤工作面的瓦斯涌出量>5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量>3m3/min,用通风方法解决瓦斯问题不合理的。
2、矿井瓦斯涌出量大于或等于40m3/min。
3、每1个瓦斯抽放系统的抽放量预定在可保持在不小于>2m3/min。
4、预计瓦斯抽放系统服务在5年以上。
5、具备以上1、2项条件时,建立瓦斯抽放系统。
二、瓦斯涌出量参考指标
1、绝对瓦斯涌出量指标:
q绝=(V.S.C×60)/K≈0.46V.S
式中:
q绝—工作面绝对瓦斯涌出量指标,m3/min;
V—工作面风速,m/s;S—工作面断面,m2;
C—回风流中最大瓦斯浓度,取1%;K—瓦斯涌出不均衡系数取1.3。
2、相对瓦斯涌出量指标:
q相=(1440×60.V.S.C×60)/A.K≈665(V.S)/A
式中q相—工作面相对瓦斯涌出量,m3/T;A—工作面产量T/d。
3、邻近层瓦斯涌出量参考指标:
q邻=(V.S.C×60)/K-q本≈0.46V.S-q本
式中:
q邻—临近层向开采层瓦斯涌出量指标,m3/min;
q本—开采本层瓦斯涌出量或经本煤层抽放后的瓦斯。
4、本煤层瓦斯参考指标:
W=(1440.Q.C)/(100.A.K)+WC
式中:
W—通风可以解决的瓦斯含量指标,m3/T;
Q—工作面配风量,m3/min;WC—残存瓦斯量,m3/T。
5、抽放瓦斯难易程度分类
煤层抽放瓦斯难易程度
钻孔流量衰减系数(d—1)
煤层透气性系数(m2/mpa.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
三、瓦斯基础参数计算
1、瓦斯压力计算
(1)、推算法:
p=p0+pm(H-H0)
式中:
p—瓦斯压力,mpa;p0—风化带瓦斯压力,取0.196mpa
pm—瓦斯压力梯度,mpa/m;H—垂深,m;
H0—瓦斯风化带的垂深,m。
(2)、根据经验公式计算瓦斯压力:
p=0.098×(KHa-b)
式中:
p—瓦斯压力,mpa;K—系数
H—测定瓦斯压力地点的垂深,m;a—指数常数;b—常数
2、煤层瓦斯含量计算
(1)、间接计算法:
Wh=Wx+Wy
式中:
Wh—煤层瓦斯含量,m3/T;
Wx—在瓦斯压力为p、煤层温度为t时煤的吸附瓦斯量,m3/T;
Wy—游离瓦斯量,m3/T。
(2)、经验公式计算:
Wy=(fnp)/9.8Kyr
式中:
Wy—煤的瓦斯吸附量,m3/T;fn—煤的孔隙率,%;
P—实测瓦斯压力,mpa;t—温度,0C;
Ky—相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数r—煤的容重,t/m3;
3、瓦斯储量计算:
W=W1+W2+W3
式中:
W—矿井瓦斯储量,Mm3;W1—矿井可采煤层瓦斯储量,Mm3;W2—受采动影响后能向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量,Mm3;
W3—受采动影响后能向开采空间排放的围岩瓦斯储量,Mm3;
4、瓦斯涌出量计算
(1)、采煤工作面瓦斯涌出量计算:
qf=μKpWn
式中:
qf—开采本煤层瓦斯涌出量,m3/t;μ—落煤系数,取0.8m;
Kp—瓦斯放出系数;Wn—煤层瓦斯含量,m3/t。
(2)、掘进工作面瓦斯涌出量计算:
qj=qm+qL
式中:
qj—掘进工作面瓦斯涌出量,m3/min;
qm—掘进煤壁瓦斯涌出量m3/min;qL——落煤瓦斯涌出量,m3/min。
(3)、采区瓦斯涌出量计算:
qa=(∑qf+∑qj+qk)/A
式中:
qa—采区瓦斯涌出量,m3/t;
∑qf—采区采煤工作面瓦斯涌出量总和,m3/d;
∑qj—采区掘进工作面瓦斯涌出量总和,m3/d;
qk—采区采空区瓦斯涌出量,m3/d;A—采区日产煤量,t/d。
(4)、矿井瓦斯涌出量计算:
qk=[1440T(Q1C1+Q2C2+…..QnCn)/nA
式中:
qk—矿井月平均瓦斯涌出量,m3/t;T—该月中生产天数,d;Q1…..n—进行测定时的回风量,m3/min;
C1…..n—进行测定时回风流中的瓦斯浓度,%;
N—测定次数;A—采煤量,t/月。
(5)、采空区瓦斯涌出量计算:
qk=K(qc+qj)
式中:
qk—采空区瓦斯涌出量,m3/t;
K—采空区瓦斯涌出系数,取0.15~0.25;
qc—采出煤的瓦斯涌出量,m3/t;
qj—掘进煤的瓦斯涌出量,m3/t;
5、百米钻孔瓦斯流量衰减系数计算:
α=(1nq0—1nq)/t
式中:
α—百米钻孔瓦斯流量衰减系数;
q0——百米钻孔初始瓦斯流量,m3/min.100m;
1nq0、1nq)—为q0、q的自然对数;t—时间、d。
6、瓦斯抽放率计算
(1)、矿井(采区)瓦斯抽放率计算:
ηk=(100Qk)/(Qk+Qz)
式中:
ηk—矿井(采区)瓦斯抽放率,%;
Qk—矿井(采区)瓦斯抽放量,Mm3/a;
Qz—矿井(采区)总回风绝对瓦斯涌出量,Mm3/a。
(2)、工作面(有邻近层)瓦斯抽放率:
ηn=(100qn)/(qn+qg)
式中:
ηn—工作面(有邻近层)瓦斯抽放率,%;
qn—邻近层瓦斯抽放量,m3/min;
qg—工作面回风顺槽风流中瓦斯含量,m3/min。
7、瓦斯抽放量计算
(1)矿井瓦斯抽放量计算:
Q抽=Q测PtTt/P标T标
式中:
Q抽——矿井瓦斯平均抽放量,m3/min;
Q测—矿井测得的瓦斯平均抽放量,m3/min;
Pt——测定时管道内气体绝对压力,Mpa;
Tt—测定时管道内气体绝对温度,K,(Tt=t+273);
P标——标准绝对压力,104.325Kpa;
T标——标准绝对温度,(20+273)K。
(2)、工作面瓦斯抽放量计算:
Q抽=Q测PtTt/P标T标
式中:
Q抽——工作面瓦斯平均抽放量,m3/min;
Q测—工作面测得的瓦斯平均抽放量,m3/min;
Pt——测定时管道内气体绝对压力,Mpa;
Tt—测定时管道内气体绝对温度,K,(Tt=t+273);
P标——标准绝对压力,104.325Kpa;
T标——标准绝对温度,(20+273)K。
第三节、矿井概况
一、交通位置:
新疆拜城天辰矿业有限公司鑫源煤矿位于拜城县城东北45Km的天山南麓,库拜盆地北缘的低山区,行政区划属于拜城县黑英山乡管辖;从矿区到拜城县的简易公路(48公里),可与307省道及314国道相接,通往阿克苏、喀什等地;与217(独库公路)省道相接,可以通往库车、伊犁等地,交通便捷;矿井中心地理坐标:
东经82°14′15″、北纬42°07′09″。
二、建矿始:
矿井建于1985年8月,原生产能力为3万吨/年;现改扩建后生产能力为9万吨/年。
三、井田储量:
工业储量654.5万吨,可采储量382.6万吨,设计服务年限30.4年。
四、地质构造:
矿区为向南倾斜的单倾构造(与区域构造的方向一致),地层走向近东西,地层倾向178°-184°,地层倾角在80°-89°之间,为急倾斜地层,含煤地层及煤层沿走向、倾向角度变化不大,煤层产状较稳定。
没有大的断层,仅在矿区中部发现一条小型平推断层,编号f1,该断层在矿区范围延伸300余米,断层面倾向东92°左右倾角85°左右,平推断距21米,上盘(东)向北平移21米,梅斯布拉克煤矿四号井一、二水平东巷见该断层;该断层地表出露较好,根据侏罗系底板砂砾岩标志层和A3煤层底板砂岩、老底砂砾岩标志层平移断距可以直接量取;矿区没有岩浆侵入,构造类别属于第二类:
“中等”构造类型。
五、可采煤层:
1、A3煤层:
根据煤矿开采和钻孔资料,A3煤层厚度7.80-8.97米、平均厚度8.07米,含夹矸1层,岩性为粉砂岩,厚度0-3.00米,平均厚度0.64米,自西向东变薄在梅斯布拉克煤矿四号井立井处消失,结构简单,煤层变异系数1.7%,可采系数1,煤层顶底板均为粉砂岩,属于全区可采的稳定煤层。
2、A5煤层:
根据煤矿开采和钻孔资料,A5煤层厚度1.80-2.20米、平均厚度1.93米,结构简单,煤层变异系数2.9%,可采系数1,煤层顶底板均为粉砂岩,属于全区可采的稳定煤层。
3、A6煤层:
根据煤矿开采和钻孔资料,A6煤层厚度1.50-2.80米、平均厚度2.17米,含夹矸1层,岩性为粉砂岩,厚度0-0.45米,平均厚度0.23米,结构简单,煤层变异系数11.2%,可采系数1,煤层顶板为厚层状砾岩、含砾粗砂岩,底板均为粉砂岩,属于全区可采的稳定煤层。
4、A7煤层:
根据煤矿开采和钻孔资料,A7煤层有益厚度4.18-4.50米、平均厚度4.40米,含夹矸1-2层,岩性为粉砂岩,厚度0.75-1.10米,平均厚度0.94米,结构简单-较简单,煤层变异系数2.0%,可采系数1,煤层顶底板均为粉砂岩,属于全区可采的稳定煤层。
5、A9煤层:
根据钻孔资料,A9煤层厚度2.92米,结构简单,煤层顶底板均为炭质泥岩,由于见煤点少,煤层的稳定性难以评述。
6、煤矿区主要开采煤层A3、A5、A6、A7为全区可采的稳定煤层,结构简单-较简单,煤层沿走向、倾向厚度变化不大,有规律性,因此本矿区煤层的稳定型别属于第一型:
“稳定”型。
六、煤类:
矿区五层煤均属于中变质程度煤类,其中A3煤层煤质属于中灰、特低硫、低磷、高发热量焦煤,牌号为24-25JM焦煤;A5煤层属于中灰、特低硫、特低磷、高发热量焦煤,牌号25JM-35号1/3JM焦煤;A6煤层属于富灰、特低硫、特低磷、高发热量不粘煤-焦煤,牌号31BN-35号1/3JM;A7煤层属于中灰、特低硫、特低磷、高发热量焦煤,牌号25JM;A9煤层属于低灰、特低硫、特低磷、高发热量中粘煤,牌号33号1/2ZN中粘煤。
七、煤的工业用途:
矿区五层可采煤层均属于中变质程度的焦煤,A3煤层属于中灰、特低硫、低磷、高发热量焦煤、A5煤层属于中灰、特低硫、特低磷、高发热量焦煤、A6煤层属于富灰、特低硫、特低磷、高发热量不粘煤-1/3焦煤、A7煤层属于中灰、特低硫、特低磷、高发热量25焦煤、A9煤层属于低灰、特低硫、特低磷、高发热量331/2ZN中粘煤。
可以作为炼焦用煤和动力用煤。
八、煤层顶底板:
1、A3煤层顶底板:
该煤层直接顶板为粉砂岩,厚度1.00-2.50米左右;老顶多为泥质胶结细砂岩,干燥情况下岩石较坚硬,力学强度较高,但遇水后强度降低,故其稳定性较差;老底为细砂岩-粗砂岩和含砾粗砂岩;根据测试结果,直接底板在饱和状态下单轴抗压强度平均值为58.8Mpa。
属中等坚硬岩石。
2、A5煤层顶底板:
该煤层直接顶板细砂岩和粉砂岩,厚度一般在4.0米左右;据测试天然状态下单轴抗压强度平均值为33.6Mpa,饱和状态下单轴抗压强度平均值为15.7Mpa,抗拉强度平均值为2.3Mpa,属软弱岩石;直接底板为粉砂岩,厚度不稳定,一般在0.60-1.0米左右,大部分地段与老底的细砂岩直接接触;据测试泥岩在饱和状态下单轴抗压强度平均值为2.83Mpa,属软弱岩石。
3、A6煤层顶底板:
该煤层直接与老顶含砾砂岩接触,厚度25米左右,无直接顶,但局部地段存在泥岩,泥质粉砂岩伪顶,老顶岩石多以泥质-钙质胶结为主,岩石在干燥条件下力学强度较高;煤层直接底板为泥岩,粉砂岩,厚度不稳定,一般在0.5-1.0米之间,局部地段与老底细砂岩接触。
底板稳定性好,据测试天然状态下单轴抗压强度平均值为33.6Mpa;饱和状态下单轴抗压强度平均值为15.7Mpa,抗拉强度平均值为0.7Mpa;属软弱岩石。
4、A7煤层顶底板:
煤层直接顶板为粉砂岩,厚度一般在0.60米左右。
据测试在天然状态下单轴抗压强度为39.0Mpa,在饱和状态下单轴抗压强度平均值为2.9Mpa,抗拉强度平均值为0.0Mpa,属软弱岩石;煤层直接底板粉砂岩,厚度不稳定,一般在0.60米左右,大部分地段与老底的细砂岩直接接触;据测试泥岩在饱和状态下单轴抗压强度平均值为6.0Mpa,抗拉强度为0.8Mpa,属软弱岩石。
5、A9煤层顶底板:
煤层伪顶为0.10米左右的炭质泥岩,已垮落,属于软弱岩石,直接顶板粉砂岩和细砂岩,厚度约0.2-3.0米左右,老顶以细砂岩为主;据测试细砂岩在天然状态下单轴抗压强度平均值为47.3Mpa,在饱和状态下单轴抗压强度平均值为17.6Mpa,抗拉强度平均值为0.6Mpa,属软弱岩石;煤层伪底为0.10米左右的炭质泥岩,已垮落,属于软弱岩石,直接底板为粉砂岩,厚度一般在1.30米左右;据测试在天然状态下单轴抗压强度平均值为45.2Mpa;在饱和状态下单轴抗压强度平均值为3.8Mpa,抗拉强度为0.2Mpa,属软弱岩石。
九、矿井涌水量:
(1)、正常涌水量148m3/d;
(2)、最大涌水量171m3/d。
十、瓦斯等级和二氧化碳涌出量:
根据新煤行管发[2009]145号文件,绝对瓦斯涌出量1.69m3/min,相对瓦斯涌出量8.88m3/t,绝对二氧化碳涌出量1.84m3/min,相对二氧化碳涌出量9.67m3/t,为低瓦斯矿井。
十一、煤尘爆炸指数:
火焰长度280mm,最低岩粉量45%,有爆炸性。
十二、煤层自燃倾向性和发火期:
吸氧量0.63Cm3/g干煤自燃,发火期为3—6个月。
十三、矿井开拓:
矿井为斜井开拓,主副斜井通过井底车场、运输石门和煤层巷道与各采区的回风巷联通,形成完整的井下通风、运输和提升等系统;目前为东翼开采。
十四、通风系统:
1、矿井通风系统为中央并列式,通风方法为机械抽出式,主要通风机型号为FBCZ№12,电动机功率37KW,同等能力两台,一台工作,另一台备用;掘进工作面采用压入式通风,使用YBT—52—2型11KW局部通风机。
2、由主斜井为进风井,副斜井为回风;运输巷在+2050m水平,回风巷在+2080m水平。
3、A5煤层采煤工作面通风路线:
主斜井→+2050m水平井底车场→+2050m水平A7煤层运输巷→+2050m水平A5煤层运输巷→采煤工作面→+2080m水平A5煤层回风巷→+2080m水平A7煤层回风巷→+2080m水平回风石门→风井→地面。
4、A3煤层备用采煤工作面通风路线:
主斜井→+2050m水平井底车场→+2050m水平A7煤层运输巷→+2050m水平A3煤层运输巷→通风上山→+2080m水平A3煤层运输巷→采煤工作面→+2080m水平A3煤层回风巷→+2080m水平A7煤层回风巷→+2080m水平回风石门→风井→地面。
5、+2060m水平A9煤层掘进工作面通风路线:
主斜井→井底车场→运输石门→+2050m水平A7煤层运输巷→+2050m水平A9煤层运输巷→局部通风机→掘进工作面→通风上山→+2060m水平A9煤层运输巷→+2090m水平A9煤层回风巷→+2080m水平A7煤层回风巷→+2080m水平回风石门→风井→地面。
6、+2090m水平A9煤层掘进工作面通风路线:
主斜井→井底车场→→+2050m水平A7煤层运输巷→+2050m水平A9煤层运输巷→局部通风机→通风上山→+2090m水平A9煤层回风巷→掘进工作面→+2090m水平A9煤层回风巷→→+2080m水平A7煤层回风巷→+2080m水平回风石门→风井→地面。
十五、采掘工作面布置:
1、A5煤层采煤工作面布置在+2050m水平A5煤层运输顺槽—+2080m水平A5煤层回风顺槽,长度为280m,为后退式伪斜柔性掩护支架回采,顶板管理为全部跨落法。
2、A3煤层采煤工作面布置在+2080m水平,同水平回采,长度为330m,为后退式ZF2800/15/24F型放顶煤液压支架回采,顶板管理为全部跨落法。
3、第一掘进工作面布置在+2060m水平A9煤层运输巷,长度为250m。
4、第二掘进工作面布置在+2090m水平A9煤层回风顺槽,长度为250m。
第四节、钻场钻孔布置
一、钻场布置
1、掘进工作面为边掘边抽,在工作面迎头布置钻场。
2、采煤工作面为边采边抽,在+2050m水平的运输顺槽中,每间隔60m布置一个钻场,依次类推;当工作面推进前,不提前边采边抽,钻孔的方向与开采推进方向相迎时,造成采动破坏钻孔。
3、钻场应设置在顶板侧,为梯形断面,深度为1.5m,宽度为2.0m,高度为2.0m,但钻场掘挖平整,达到安全质量标准。
4、掘进钻场爆破作业和敲帮问顶严格按照《规程》的规定执行。
5、掘进钻场采用锚网支护,间排距为0.6m和0.8m,但应符合《掘进作业规程》的支护要求,严禁空顶作业。
6、装运严格按照《掘进作业规程》的要求执行。
7、钻场断面示意图
1.6m1.5m
2.0m
2.4m
二、钻机安装
1、采用ZMH2008矿用井巷钻机,钻孔直径为Ф0.8m。
2、在入井前首先检查钻机和材料车是否完好,机械设备吊装在车上时,必须用绳索或铁丝捆绑牢固,不得偏斜、超宽、超高。
3、平巷运送时,要有专人跟车,不得碰撞缆线、管路和支架。
4、卸车地点要有足够的空间,搬运要号令一致,步伐要统一,防止挤手碰脚。
5、钻机安装平稳,底座支撑立柱带帽与顶板必须拧紧,支撑固定牢固底座,防止运转时移动对人员造成伤害或折断钻杆。
6、支设好挡煤(矸)板,但钻机运行时,严禁观望钻孔,防止飞煤飞石伤害,并带好安全帽和作装整齐。
7、在钻场附近安装专用电话。
8、钻机安装好后,应开机试运转,发现问题,停车及时处理。
顶板
图2
煤壁立柱
钻杆套管、、、水闸阀
、、、
、、、、、、、、、、钻机、、、、、、、、、、、
放水管底板
三、钻孔布置
测量人员要确定钻孔的位置、方位、角度、深度、数目,并及时填绘和记录有关技术数据,有关参加人员应积极配合。
(一)、掘进工作面
1、在工作面迎头上、中、下扇形布置钻孔,上钻孔仰角为100,但不得见顶板;中钻孔应与巷道平行,下钻孔的俯角为100,并不得见底板,故钻机钻不动岩石造成钻孔报废;钻孔深度均为60m;每个钻孔
完成后,及时封孔进行瓦斯抽放。
2、布置的抽放孔主要对掘进范围内的瓦斯进行抽放,一般布置为3个抽放孔,也可根据瓦斯的抽放浓度,适当增加抽放孔,达到应抽尽抽,抽放达标。
3、每次掘进到终孔的距离为5m时,再布置一循环抽放钻孔,始终是抽放→掘进→再抽放→再掘进的方式进行依次循环,图3。
顶板
上
孔
中孔巷道
下孔
底板
钻机
(二)、采煤工作面
1、在+2050m水平运输顺槽中,每间隔60m布置一个钻场,在钻场内向上呈扇形布置钻孔,先布置1—4钻孔,后布置5—6钻孔;每个钻孔布置完后,依次封孔抽放。
2、1和7号钻孔仰角为200,2和6号钻孔仰角为450,3和5号钻孔为700,4号钻孔为900;并不得见底板或顶板,钻孔深度均为30m。
3、布置的抽放钻孔主要对采煤工作面回采范围内的瓦斯抽放,一般布置为7个抽放孔,也可根据瓦斯的抽放浓度,适当增加抽放孔,达到应抽尽抽,抽放达标,图4。
+2080m水平回风顺槽
采
煤采
5432工空
6作区
71面
+2050m水平运输顺槽
30m钻场30m
四、钻机操作
1、钻场悬挂钻孔施工图,钻孔前根据各钻孔的方位角,采用坡度仪测量每个孔的角度,无特殊情况或未经测量人员允许,不得随意改变钻孔角度和深度;钻孔方位和倾角允许误差±100mm,深度允许误差±500mm;由测量人员负责跟班确定、验收,记录存档。
2、首先检查钻机的支护和挡煤板是否可靠,钻机各部件是否完好,电气设备是否达到防爆性能,缆线是否悬挂符合要求。
3、开机点动推进固定钻杆,应先供水,后开机,操作推进要看压力表不得超过1Mpa,如果压力正常,无异响声,方可正常开钻。
4、在一根钻杆推进完后,应先停机,后停水,并冲洗干净煤(岩)粉,防止卡钻杆。
5、连接钻杆必须等钻机停稳后,拧松卡盘,再接钻杆并拧牢固,开机时先供水,后开钻。
6、钻机在运转过程中,周围的人员必须离开运转范围。
7、操作人员要观察运转情况,发现问题,必须立即停机处理。
8、钻机运行时,严禁观望钻孔,防止飞煤飞石伤害。
9、在钻进过程中,施工人员要按照操作规程和钻孔参数的要求,控制好钻进速度,防止卡钻,操作人员在钻机运行中不得离开岗位。
10、中途停机或下班,必须停电闭锁。
11、在钻进过程中要有准确的测量深度,采用清点钻进的钻杆数和每节钻杆的长度之和,核实合计钻孔的深度,钻到位后,停机拆出钻杆。
12、钻孔布置完后,必须停电闭锁拆出钻机。
五、封孔
1、分支抽放瓦斯管路采用直径Φ100mm的钢管,封孔钢管与连接分支管路采用相同的直径,封孔长度为5m,孔内的钢管长度不得少于6m,外露长度不得少于0.5m,便于连接。
2、孔内的钢管采用木楔固定,在孔内上方5m的地点,采用烂风筒布填堵,避免喷浆时超过距离堵