采掘工作面瓦斯抽放设计.docx

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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