织金县苦李树煤矿10701回采工作面方案设计说明书.doc

织金县苦李树煤矿
10701回采工作面方案设计

说 明 书

二○一五年十一月十日

目 录

第一章 概况 3
第二章 施工技术条件 3
第一节 地质概况 3
第二节 水文情况 4
第三节 其它施工技术条件 5
第三章 施工方案 6
第一节 巷道布置及施工顺序 6
第二节 施工机械设备配备 9
第四章 主要生产系统 9
第一节 通风系统 9
第二节 压风系统 12
第三节 综合防尘系统 13
第四节 安全监控 13
第五节 供电系统 14
第六节 排水系统 ┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄15第七节 运输系统 ┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄15
第八节 通信 ┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄16
第五章 劳动组织和主要经济技术指标 16
第一节 劳动组织 16
第二节 作业循环方式 18
第六章 安全技术措施 20
第一节 一通三防 20
第二节 顶板管理 25
第三节 爆破管理 26
第四节 防治水 29
第五节 机电管理 29
第六节 运输管理 ┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄30
第七章 灾害应急措施及避灾路线 32

第一章 概 况

苦李树煤矿为年设计生产能力9万吨/年的生产矿井，采用平硐开拓，中央并列抽出式通风，现开采一采区+1942m水平（10701运输巷）。
矿井主要通风机功率为2×75kw，总进风量达2400m3/min；瓦斯抽放泵功率为110kw（高、低负压同等功率，主管直径315mm，支管直径200mm）。
现有采掘工作面：10604采面及10702回采备用工作面，10703运输巷掘进工作面。
10701采面布置于7号煤进风下山以西的7号煤层，其运输巷标高+1942m，计划走向长540米，倾斜100米（视具体情况），预计储量为12.92万吨。

第二章 施工技术条件

第一节 地质概况
10701采面位于7号煤进风下山以西的7号煤层，回采标高+1942.2ｍ～+1974m。7号煤距6号煤层间距20米，煤层顶板以细砂岩、泥质粉砂岩为主，稳定性较好。岩石物理力学分析结果表明：干容重2.65～3.03t/m3重平均2.78t/m3；吸水率0.03～3.23﹪，平均1.13﹪；含水量0.01～2.78﹪，平均0.96﹪；孔隙率0.09～11.01﹪，平均3.33﹪；抗压强度15.31～50.36Mpa，平均28.17Mpa；抗拉强度3.01～42.09Mpa，平均7.94Mpa。底板为泥岩，遇水易底鼓。
10701回风巷上部为技术改造巷和7号煤回风大巷，此两巷以上为7号煤层采空区。
第二节 水文情况
一、地层含水层
主要为碳酸盐岩类岩溶水，其次是碎屑岩类裂隙水，松散岩类孔隙水仅零星分布于低洼地带，现叙述如下：
1、松散岩类孔隙水
赋存于第四系（Q）中，岩性为残、坡积成因的粘土、亚粘土、砂土等，分布于矿区低凹地段，厚度小于10m，属松散岩类孔隙水，由于其分布面积小，厚度较薄，含水较弱，故无大的水文地质意义。
2、基岩裂隙水
基岩裂隙水主要赋存于三叠系下统大冶组第一段（T1d1）及吴家坪组第一段 (P3w1) 之泥页岩细至粉砂岩、粘土岩中，现分叙如下：
1）三叠系下统大冶组第一段（T1d1）弱含水层岩组
岩性为灰黄至褐黄色泥岩、钙质粘土岩，时夹灰至灰黄色薄层泥质粉砂岩，局部夹泥灰岩透镜。厚约15～30m。分布于矿区西部。根据区域及邻区水文地质资料，含碎屑岩类风化裂隙水，富水性弱。泉流量丰季平均为0.682L/S, 枯季平均为0.043L/S。为相对隔水层。
2）二叠系上统吴家坪第一段(P3w1）弱含水层岩组
岩性为灰色薄层至中厚层细至粉砂岩、粘土岩夹炭质页岩和煤线，偶夹透镜状灰至深灰色中至厚层燧石灰岩。厚约50～65m。根据区域水文地质资料，含碎屑岩类构造与风化裂隙水，富水性弱，为相对隔水层。泉流量丰季平均为11.971L/S, 枯季平均为1.83L/S。为相对隔水层。
二、地表水体情况
相对应地表位置为山区，东高西低，地面标高为＋2110.0m～＋1296.8m，无河流、湖泊、水库等水体
三、充水因素分析
充水的直接来源是10701回风巷上部地表渗透水。

第三节 其它施工技术条件
根据2013年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，本矿井瓦斯绝对涌出量为6.47 m3/min，瓦斯相对涌出量29.77 m3/t；二氧化碳绝对涌出量1.64m3/min，二氧化碳相对涌出量7.55 m3/t。
根据贵州省煤炭管理局文件，黔煤生产字【2008】712号，《关于毕节地区煤炭局<关于请求审批织金县三塘镇苦李树煤矿6号、7号、16号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告>的批复》，苦李树煤矿7号煤层+1990以浅无突出危险性。
矿井一采区有两层煤可采，即6号煤层和7号煤层。10701运输巷标高为+1942m，低于鉴定标高，故本采面按煤与瓦斯突出矿井设计及管理。
根据六枝工矿（集团）恒达勘察有限公司实验室所作的织金县苦李树煤矿煤尘爆炸性鉴定报告表，本矿井7号煤层煤尘无爆炸性，按煤尘无爆炸性设计及管理。
根据六枝工矿（集团）恒达勘察有限公司实验室所作的织金县苦李树煤矿煤炭自燃倾向性鉴定报告表，7号煤层为三类，即不易自燃煤层，按煤层不易自燃设计及管理。

第三章 施工方案

第一节 巷道布置及施工顺序
10701回采工作面走向长计划540米，所需施工巷道有：10701运输巷专用回风巷、10701运输巷专用回风底板绕道、10701运输巷、10701回风巷、10701回风巷专用回风底板绕道、10701切眼（附：巷道布置图），具体施工顺序为：
一、10701运输巷
我矿10701运输巷在7号煤进风下山变平点标高+1942m处开口，以方位角α：50°、倾角β：沿7号煤层底板施工。该巷道掘20米后，再掘进10701运输巷专用回风巷。
该巷道预计总长530米，采用工字钢梯形棚支护，为机轨合一巷道，断面6.5㎡，用于10701采面进风、行人及运输用。棚距0.7米。
二、10701运输巷专用回风巷
该巷道在10701运输巷掘进18米后开口，以方位角α：304°沿7号煤层施工煤巷30米后，然后按倾角42°进入顶板掘进10701运输巷专用回风顶板绕道26米，最后转平按倾角0°掘进30米，与7号煤层回风大巷贯通。
该巷道总工程量86米，采用工字钢梯形棚支护，断面为梯形，巷道规格：上净宽2.0米，下净宽3.0米，净高2.0米，棚距0.7米。

（附：巷道断面图）。
10701运输巷专用回风巷（底板绕道）断面图
（1：50）

三、10701回风巷
该巷道在7号煤进风下山开口，距离技术改造巷17.5米处为中，以方位角α：43°沿7号煤层施工。该巷道预计总长550米，采用工字钢梯形棚支护，净断面6.0㎡，用于10701采面回风、行人用。
该巷道采用工字钢梯形棚支护，断面为梯形，巷道规格：上净宽2.0米，下净宽3.0米，净高2.0米，棚距0.7米。
10701回风巷断面图
（1：50）

四、10701回风巷专用底板绕道联络巷
该巷道在10701回风巷掘进37米后开口，以方位角α：304°，坡度34º进入7号煤层顶板施工10701回风巷专用顶板绕道18米，然后转平按方位角α：304°，坡度0º掘进10701回风巷专用顶板绕道15米，与7号煤回风大巷贯通。
该巷道总工程量33米，采用工字钢梯形棚支护，断面为梯形，巷道规格：上净宽2.0米，下净宽3.0米，净高2.0米，棚距0.7米。
五、10701切眼
10701运输巷到位后改方位施工10701切眼，即以方位角α：320°沿7号煤层施工110米与10701回风巷贯通。
该巷道采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，总工程量110米。
切眼断面为矩形，其规格为：净宽3.0m，净高1.8m（原则上跟煤层施工）。支护方式为单体柱配铰接顶梁（附：巷道断面图）。

10701切眼断面图
（1：50）

第二节 施工机械设备配备
炮掘工作面配备气腿式凿岩机、煤电钻、局扇、锚杆钻机及刮板输送机等设备。

第四章 主要生产系统

第一节 通风系统
一、通风方式
采用压入式通风，用2×15kw对旋式轴流局部通风机送风。供风距离600m。
二、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100×q×k=100×0.6×1.4 =84m3/min
式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min;
100——单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8％的换算值;
q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.6m3/min;（根据掘进工作面瓦斯涌出量最大值计算，经实测）
k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4。
2、按炸药量计算：
Q=25A=25×7.8=195m3/min
式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min;
25——每千克炸药不低于25m3的配风量;
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg;
3、按人数计算：
Q=4×n=4×9×2=72m3/min
式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min;
4——每人每分钟不低于4m3/min的配风量;
n——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、确定掘进工作面实际需要风量：
确定掘进工作面实际需要风量：190m3/min。
5、掘进工作面风量、风速测算：
（1）根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算煤巷风速为：V=Q/S=190/(5.0×60)=0.7m/s＞0.25 m/s
式中： V——巷道风速，m/s;
Q——巷道 风量，m3/min;
S——巷道净断面，m2;
（2） 根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许4m/s，以上计算出的巷道风速为0.52m/s，符合《煤矿安全规程》规定。
三、设备选型及局部通风机的安装地点
根据以上计算，选用FBD-N0：5.6/2×15局部通风机两台，风量230～280m3/min，采用Φ600mm的抗静电阻燃柔性风筒导风。局扇通风机必须实现双风机、双电源、自动切换和风电、瓦斯电闭锁的控制方式，一台工作，一台备用。
局部安装在全风压新鲜风流中、距回风口至少10米处，局扇安设高度离巷道底板不低于0.3m。
10701运输巷（包括切眼）局扇安装在7号煤层进下山距回风巷入口约15米处，10701回风巷局扇安装在7号煤运输下山与7号煤层进下山联络巷内。（附：通风系统示意图）。
四、 通风线路
1、10701运输巷（包括10701运输巷专用回风巷）
主平硐（新鲜风流）→进风行人大巷→进风运输下山→技术改造巷→7号煤进风下山→导风筒（经过防突风门）→10701运输巷（导风筒）→掘进工作面
掘进工作面（乏风）→10701运输巷（10701运输巷专用回风巷）→7号煤进风下山与7号煤运输下山二联巷→6#煤进风上山→10604运输巷→10604采面→10604回风巷→10604回风石门→7号煤回风大巷→风井→地面。
或者（10701运输巷专用回风巷已贯通7号煤回风大巷）：掘进工作面（乏风）→10701运输巷→10701运输巷专用回风巷→10701运输巷专用回风底板绕道→7号煤回风大巷→总回风巷→地面。
2、10701回风巷（包括10701回风巷专用回风底板绕道）
主平硐（新鲜风流）→7号煤运输下山→7号煤进风下山与7号煤运输下山一联巷→导风筒（经过风门）→7号煤进风下山（导风筒）→10701回风巷（导风筒）→10701回风巷掘进工作面
掘进工作面（乏风）→10701回风巷（10701运输巷专用回风巷）→7号煤进风下山→7号煤进风下山与7号煤运输下山二联巷→6#煤进风上山→10604运输巷→10604采面→10604回风巷→10604回风石门→7号煤回风大巷→总回风巷→地面。
或者（10701回风巷专用回风绕道 已贯通7号煤回风大巷）：掘进工作面（乏风）→10701回风巷→10701回风巷专用回风底板绕道→10701运输巷专用回风底板绕道→7号煤回风大巷→总回风巷（风井）→地面。
附：通风系统示意图

第二节 抽采系统
一、区域防突措施
10701运输巷标高为+1942m，低于鉴定标高，故本采面按煤与瓦斯突出矿井设计及管理。
区域防突措施有两种，一是开采保护层，二是预抽煤层瓦斯，根据我矿具体实际情况，选择开采保护层区域性防突措施。
（一）、开采保护层区域防突措施
1、保护层的确定及有效范围
全区可采煤层6层，编号分别为6号、7号、16号、30号、32号、35号。一采区仅有6号、7号两层煤，6号煤层不突出，我矿把6号煤层作为保护层先开采。
保护层与被保护层之间的有效垂直距离见表3-13。
表3-13 保护层与被保护层之间的有效垂直距离
名称
上保护层(m)
下保护层(m)
缓斜及倾斜煤层
<50
<100
根据地质资料,我矿煤层倾角α=22°，为缓倾斜煤层。
根据煤层赋存条件、装备水平，并结合矿区范围进行分析，从中可以发现，6、7号煤层间距较小，平均为20m， 30与32号煤层之间层间距为21m，32与35号煤层间距平均为22m。初期6煤层作为7煤层的保护层进行开采。
一采区开采时，当6号煤层在区段范围内回采完毕，同区段内7号煤层的突出危险则得到解放，消除突出危险，由于提供的资料可靠性不高，实际操作中必须检验保护层的实际保护效果，必须采取防治突出的补充措施。

2、保护层作用的有效范围的确定
1）倾斜解放范围的确定。
解放层开采以后，岩层沿斜方向的移动是沿着最大下沉角θ0方向发展的，因此倾斜方向的解放范围，按卸压角δ划定。卸压角的大小应采用矿井实测数据，如无实测数据，参照设计资料确定。

图3-9 沿倾斜保护范围
从图3-9中可知，上伏6号煤层开采后，对同区段标高的下伏7号煤层起到保护作用。但在未保护范围内进行采掘活动时，必须采取“四位一体”的防突措施。
2）走向解放范围：正在开采的保护层工作面超前于被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的3倍，并不得小于100m。

图3-10 沿走向保护范围
3、开采保护层区域防突措施应当符合下列要求
1）开采保护层时，同时抽采被保护层的瓦斯；
2）开采近距离保护层时，采取措施防止被保护层初期卸压瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层；
3）正在开采的保护层工作面超前于被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的3倍，并不得小于100m；
4）开采保护层时，采空区内不得留有煤(岩)柱。特殊情况需留煤(岩)柱时，经煤矿企业技术负责人批准，并作好记录，将煤(岩)柱的位置和尺寸准确地标在采掘工程平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图应当标出煤(岩)柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作前，首先采取预抽煤层瓦斯区域防突措施。
苦李树煤矿一采区现按无突出危险区管理，但我矿在6号煤层作业时，必须进行区域验证，验证无突出危险后，还必须采取安全防护措施方可作业。
一采区开采时，当6号煤层在区段范围内回采完毕，同区段内7号煤层的突出危险则得到解放，消除突出危险。
由于7号煤层上邻近层为6号煤层，在10701采面上部范围内为10603采面（6号煤层），10603采面已回采，10701采面的7号煤层的突出危险则得到解放，消除突出危险。

（二）预抽煤层瓦斯
由于7号煤层上邻近层为6号煤层，在10701采面上部范围内为10603采面（6号煤层），10603采面已回采，10701采面的7号煤层的突出危险则得到解放，消除突出危险。
根据2008年6月11日中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室出具的《苦李树煤矿6号煤层、7号煤层、16煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，结果为苦李树煤矿在开采标高+1990米以浅的7号煤层无突出危险性。因此可认为矿井7号煤层已采取了开采保护层的区域防突措施。采用预抽巷道条带煤层瓦斯区域防治突出措施，进一步预抽煤层瓦斯。
顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯应当符合下列要求：
1、顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。本煤层属缓倾斜煤层，因此要求巷道两侧轮廓线外至少各15m（为沿层面的距离）；
2、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m；
3、当煤巷掘进工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果有效范围的前方边界不得小于20m；
4、预抽煤层瓦斯钻孔应当在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应当根据实际考察的煤层有效抽放半径（一般情况下为抽放钻孔直径的50倍，具体视瓦斯实际抽放效果，在此暂定为2.45m，下同）确定。
5、预抽瓦斯钻孔封堵必须严密，封孔段长度不得小于8m。
6、应当做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。预抽瓦斯浓度低于30%时，应当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。
（三）抽采设计
1、抽放钻孔设计
1）、抽放半径的确定
根据《防治煤与瓦斯突出规定》和《织金县苦李树煤矿安全专篇》及以往抽放经验，此次抽放半径确定为2.45m，即钻孔终孔间距为4.9m，从理论讲钻孔间距越小抽放效果越好，能达到的预抽率也越高，考虑到钻孔施工工程量、施工成本的因素，不可能无限缩小钻孔间距，所以本次设计确定终孔距为4.9m。
2）、抽采设计
采用顺层预抽煤巷条带煤层瓦斯方式。
7号煤层属缓倾斜煤层，钻孔应控制的条带长度不小于70m，要求钻孔控制巷道外侧的范围为巷道两侧轮廓线外至少各15m（为沿层面的距离）。
钻场的规格应根据巷帮瓦斯抽放钻孔布置的要求, 选用钻机的外形尺寸及钻杆长度而定。抽放钻孔设计控制范围：钻孔终孔位置控制范围，巷道上帮控制15米，下帮控制15米。循环抽采设计：10701运输巷、10701运输巷专用回风巷、10701回风巷每循环70米段（其中允许掘进距离为50米，超前距离为20米），本次共设计11个钻孔，所有钻孔均布置在工作面迎头抽放，分一排布置，1至6号孔开口处布置在巷道的中部及右帮向上位置（面向迎头），1号沿巷道中线布置，其方位与巷道方位一致，控制范围为运输巷本身宽度及运输巷轮廓线上帮15米，7至11号孔开口处布置在巷道的左偏下部（面向迎头），控制范围为运输巷轮廓线下帮15米。抽放钻抽放钻孔设计有效抽放半径：φ75mm的钻孔的有效抽放半径为2.45米； 孔终孔间距设计为4.9米，孔深设计≥70米，孔径设计75毫米，单一钻场每循环钻孔进尺681.2米。钻孔工程量见瓦斯抽采钻孔设计参数表见表一。钻孔布置煤层中部，钻孔眼口间距0.24-0.3米，开口距底板0.8米。
抽放钻孔设计图见附图3 ： 10703运输巷抽放钻孔设计图
表一 预抽钻孔设计参数表
序号
开孔位置
终孔
间距
（m)
设计抽采时间（天）
封孔
长度
（m)
与中线的夹角（°）
倾角（°）
孔深（m）
备注
距中线
（m)
距底板
（m)
1
0
0.8
4.9
10
8
0
0
70
钻机型号为TXU—150型，钻孔直径均为75mm。现巷道中线方位为261º
2
-0.24
0.8
4.9
9.7
8
+3.8
+1
70.2
3
-0.48
0.8
4.9
9.4
8
+7.6
+2
70.7
4
-0.72
0.8
4.9
9
8
+11.3
+3
71.4
5
-0.96
0.8
4.9
8.8
8
+16.1
+4
55
6
-1.2
0.8
4.9
8.6
8
+23.1
+5
38.3
7
+0.24
0.8
4.9
8.3
8
-3.8
-1
70.2
8
+0.48
0.8
4.9
8
8
-7.6
-2
70.7
9
+0.72
0.8
4.9
7.7
8
-11.3
-3
71.4
10
+0.96
0.9
4.9
7.4
8
-16.1
-4
55

11
+1.2
1
4.9
7
8
-23.1
-5
38.3

合计

681.2

备注：（1）、抽放钻孔开孔间距距巷道中线，左为“+”，右为“-”。
（2）、抽放钻孔方位以巷道中线为参考，偏角，左偏为“-”，右偏为“+”。
（3）、抽放钻孔倾角，仰角为“+”，俯角为“-”。
（4）、当煤层沿走向有起伏时，根据具体的情况对钻孔倾角进行修正。

2、施工设备
（1）、防突专用钻机
配有3台防突专用钻机。钻机型号：ZL-150型；钻杆直径：Ф42mm；，钻孔直径：Ф75mm（开孔直径：Ф89mm；终孔直径：≥Ф65 mm）；钻进深度：75～150m；电机功率：5.5kw。钻孔角度：0～360°。全液压钻机2台：型号：ZDY -620型；钻杆直径：65mm；钻孔直径：Ф75mm，钻进深度：100～350m；电机功率：15kw。 钻孔倾角：0～±90°。
（2）、参数检测仪器仪表
配有3台WTC突出危险性参数检测仪，煤电钻ZM15D（A）型2台、麻花钻杆20m（钻孔直径Φ42mm）。瓦斯抽放综合检测仪CJZ70型配备1台，对管道流量、负压、温度、浓度测量。瓦斯含量直接测定装置DGC型1套。
（3）、设备设施表
序
号
设备及材料名称
型号及规格
单位
数量
备注
1
防突专用钻机
ZL-150型
台
3

2
瓦斯突出参数仪
WTC
套
3

3
瓦斯含量直接测定装置
DGC型
套
1

4
瓦斯压力测定仪
ACW－1
台
2

5
瓦斯放散初速度测定仪
WFC-2
套
1

6
煤坚固性系数测定仪器
MJC
套
1

7
煤电钻
ZM15D（A）
台
2

8
麻花钻杆
Φ42mm

20m

9
普通压力表（测量瓦斯压力）
0～1Mpa
台
8

10
全液压钻机
ZDY -620
台
2

5、施工要求：
一）、准备工作
（1）、每个钻场安装电话、水管、压风装置。在距离打钻地点25-40的地点安装第1组压风自救装置，自救袋数量不少于4个，每个自救袋压风不少于0.1m3/min。按其标准安装并完善10703运输巷“六大系统”。
（2）、通往施钻地点的电气设备要安装甲烷断电仪。报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜0.8%。
（3）、搬运钻机时应注意的安全事项：钻机应牢固地固定在材料车上，运输时，必须慢行。钻机在搬运过程中，应防止碰撞而损坏（包括挤压）机械或油管，斜坡提升应编制相应安全措施。散件运输时，保护好油管及螺纹接口，防止泥沙、煤渣进入。需要使用葫芦时，要确认挂钩和起吊钢丝绳是否牢固，且人员要远离钻机一定的安全距离。
（4）、清理水沟。
（5）、所有下井人员要配戴隔离式（化学氧）自救器。
（6）、加固钻场，并准备好固定钻机的顶柱及其他材料。
（7）、检查钻场内的瓦斯浓度，确保在0.8%以下，否则，要采取措施，进行处理。
二）、施工要求
（1）、由于在煤层中打钻，应采用传统工艺，即水力排屑湿式钻进法。
（2）、打钻过程中，要测定瓦斯涌出量，观察孔口涌水情况、喷孔现象等，并做好记录。
（3）、钻孔施工采用ZDY-620钻机进行施工钻孔。抽放钻孔直径均采用Φ75mm。为提高钻孔的抽放效果，采用聚氨酯封孔，在煤层中开孔封孔段长度不小于8米；在岩层中开孔时封孔段长度不小于5米。
（4）、封孔工艺：钻孔采用直径Φ40mm的PVC管封孔。筛孔管外壁用6mm的钻头打孔，筛孔段长3m。封孔管露出钻孔孔口段不小于200mm，然后利用负压胶管与瓦斯抽放管路的“汇流器”相连。
采用聚氨酯和水泥注浆封孔，封孔深度为5m，封孔段长度为5米，每个钻孔采用高压软管与汇流器连接，然后汇流器与巷道内的Ф150mm支管路连接。
（5）、瓦斯抽放管路采用 Ф315mm的PE管作为干管路。支管采用Ф150mm的PE管。进入巷道管路安装的高度不低于1.8m，各钻场必须要有放水器，孔板流量计，钻孔管理牌板，抽放管理牌板。
(6)、钻孔施工完成后，应及时绘制抽放钻孔竣工图及瓦斯抽放量统计表。并进行瓦斯抽放量测定，记录。

6、抽放量及抽放效果预期
1）、预计钻孔控制范围
根据钻孔施工设计，控制巷道下、上帮轮廓线外15m。
钻孔控制宽度26.4m，控制煤层条带长度为70m，其钻孔的控制面积为：
S=70×（15+15+3.75）=2363m²
2）、煤层储量、瓦斯资源储量：
（1）控制范围内煤层储量：
煤层储量按下式计算
V=S·h·d
V—储量，单位：t。
S—面积，单位：m²。
H—煤厚，单位m取1.65 m。
D—视相对密度（容重）：单位t/m³　取1.45。
则V=2363×1.65×1.45=5653.5t
（注:长度70m，倾斜长度33.75m，煤层平均厚1.65m，容重:1.45t/m³）
（2）范围内瓦斯总含量
经实测7号煤层原始瓦斯含量为7.9m³/t。
因此该条带瓦斯总含量为：
Q气 =V×q原
=5653.5×7.9=44663m³
式中：Q气——工作面煤体瓦斯总含量，m³
V ——工作面总煤量 t
q原 —— 7号层原始瓦斯含量，m3/t
3)、瓦斯抽放量及残余瓦斯含量
采用预抽煤层瓦斯达标的有效性指标，应根据矿井实测资料确定。7号煤层原始瓦斯含量为7.9m³/t，根据《煤矿瓦斯抽放标规范》和织金县相关文件要求，抽采后残余瓦斯含量应低于4.5m³/t。抽采率不得低于30%则此掘进头此次抽放量为：
Q抽= V ×（Q抽- q原）
= 5653.5×（7.9-4.5）
=19222 m³
式中：Q抽——工作面应抽瓦斯量，m3
V ——工作面总煤量 t
q原——工作面原始瓦斯含量 m³/t
30% ——《煤矿瓦斯抽采基本指标》要求抽采率不低于30%
则此掘进头抽采率为：
q残 = q抽÷q原
=19222÷44663=43%＞30%
7、预计预抽时间
瓦斯抽采钻孔按照“打一个、封一个、抽一个”的管理原则，按照毕节市有关文件规定、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》瓦斯预抽时间差异系数不得大于30%及钻孔施工进度计划，预抽时间最长的钻孔抽采天数为9天，
掘进工作面最后一个钻孔预抽煤层瓦斯时间为7天，预抽时间差异系数为（9-7）÷9=22.2%<30%。设计符合要求。
8、 预期效果
1）预抽瓦斯效果应当满足如下标准：
1）、对于突出煤层，当评价范围内所有测点测定的煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量都小于预期的防突效果达标瓦斯压力或瓦斯含量、且施工测定钻孔时没有喷孔、顶钻或其他动力现象时，则评判为突出煤层评价范围预抽瓦斯防突效果达标；否则，判定以超标点为圆心、半径100m范围未达标。预期的防突效果达标瓦斯压力或瓦斯含量按煤层始突深度处的瓦斯压力或瓦斯含量取值；没有考察出煤层始突深度处的煤层瓦斯压力或含量时，分别按照0.74MPa、8m³/t取值。
2）、必须严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》进行消除突出危险性效果验证，按照《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》进行抽采达标评判。
根据《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》第27条、28条，本工作面采用工作面瓦斯抽采率、残余瓦斯压力、残余瓦斯含量进行抽采达标评判。
残余瓦斯压力应小于0.74Mpa。残余瓦斯含量应小于8m³/t。
3）、严格进行抽采达标评判。
采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的，严禁进行采掘活动。
4）、预期效果
（1）工作面瓦斯抽采率大于30%；
（2）工作面残余瓦斯含量降到4.5 m³/t以下；

（四）、瓦斯抽采
1、瓦斯抽采系统
（1）通过井下抽放管路接入矿井地面瓦斯永久抽采系统。
（2）地面抽放泵：
根据瓦斯泵的流量等参数,地面泵站选用大功率110KW的水环式真空泵。
（3）管路铺设线路：
10701运输巷→7号煤进风下山→7号煤回风大巷→总回风巷→地面抽放泵站。
2、封孔
每施工完一个钻孔后，立即进行封孔，封孔方法采用玛丽散封孔，封孔长度8m，封孔前应将孔内积水、岩屑清理干净，以保证封孔质量，封孔工艺如下：
1）封孔采用专用的PE 封孔管。
2）准备好封孔使用的毛巾布（要求宽度大于0.5m）、玛丽散等。
玛丽散封孔材料使用步骤 
步骤一、透孔
由于钻孔内有时会有较多浮煤甚至塌孔现象，为保证封孔时封孔管能够顺利送入孔内，在封孔前最好使用封孔管透孔或者用风管将孔内浮煤吹出。 
步骤二、绑袋
用棉纱或透明胶带将封孔袋按照以下要求绑缚在封孔管上。第一组使用两袋产品，按照横向对称绑缚在距离花管0.5m左右处，且第一个封孔袋前方适当的缠绕棉纱以阻挡马丽散材料向花管孔内流入。第二组使用一袋，袋的前端距离第一组末端0.5m-1m绑缚，第三组使用一袋，袋的前端距离第一组末端0.5m-1m处与第二组上下对称绑缚，后面的封孔袋依次上下对称进行绑缚。 
步骤三、揉搓
绑袋完成后，从花管侧第一个封孔袋开始，抽下封孔袋上的分隔条，双手用适当的力上下揉搓20-30下，揉搓的时间15-25秒，使袋中材料充分混合。依次不间断进行。全部封孔袋的揉搓时间之和不应超过封孔袋胀破时间。 
步骤四、送管
边揉搓边送管，依次揉搓完成后，由另一操作者迅速将瓦斯抽采管送入钻孔内，封孔袋在孔内膨胀爆开，材料在抽采管和孔壁空间完成反应，在孔壁间膨胀固化密封钻孔。 
步骤五、封口 
由于材料具有膨胀性能，为提高封孔效果和防止材料从孔口流料或喷出，应在送官完毕后迅速用棉纱、棉布缠绕形成一个挡圈或者木楔等进行封口。30分钟左右材料完全固化后即可直接接入抽放系统进行瓦斯抽采。 
3）封孔时孔口管外露200mm 即可。
钻孔封孔参见如下钻孔连接示意图。

3、抽放管
矿井目前的瓦斯抽放系统主管管径为315mm，支管管径为150mm，均采用PVC管，且已铺设到掘进工作面迎头，因此高负压抽放管管径能满足要求。钻场内的抽放管径为50mm，管路连接设计图见下图:
钢丝骨架胶管
封孔铁管
胶管
阀门
主抽放管路
观测孔（螺帽焊通，用
螺钉封堵）
钻孔
封孔管
弯头
阀门
抽放管
图3-1-1 掘进工作面钻孔与抽放瓦斯管路连接示意图
抽放钻孔
封孔材料

4、瓦斯自动计量装置
在10701运输巷和10701回风巷工作面的起点及迎头各安装一台瓦斯自动计量装置，迎头安装的瓦斯自动计量装置必须为此抽采自动计量所用，严禁与其它管路共用。10701运输巷的起点自动计量装置为计量此工作面所抽放的瓦斯及本煤层抽放瓦斯计量所用。

五、 组织管理

一）、成立瓦斯抽采工作领导小组。
组 长：蔡昌悦（矿 长）
职 责：负责制定防突工作规章制度，加大防突工程资金投入，配备防突仪器、设备、仪表，合理调配人员，组织技术力量强大、责任性强的钻机队伍。
副组长：朱伯荣（总工程师） 孙跃武（安全矿长） 费显财（生产矿长）
丁德登（机电矿长） 张应富（通防副总） 吴军（安全副总）
职 责：
总工程师:组织编制瓦斯抽采设计及安全技术措施，对瓦斯抽放及钻孔施工负技术责任。
安全矿长：全面负责瓦斯抽采施工过程中的安全管理及安全培训。
生产矿长：合理组织人员，安排、落实瓦斯抽采工作相关制度、设计标准和安全技术措施。
机电矿长：负责瓦斯抽采施工的安全供电工作和相关机械、电气设备的正常运转工作。
通防矿长：全面负责10701运输巷、10701回风巷掘进工作面顺层条带瓦斯抽放工作。
瓦斯抽采施工工作领导小组主要职责：
合理组织人员，落实防突工程技术标准和质量管理，协调井下施钻与其它掘进工作（人员调配、运输管理、现场的安全管理等等）。监督施钻工程质量和安全管理。编制切合实际的施钻安全技术标准，对施钻工作进行技术指导，收集并监督施钻方面的各种记录。合理安排机电人员，协助钻机队进行施钻作业，及时处理、维修钻机出现的问题，确保钻机正常运转。
成 员：防突队、安全员、其它副矿长
职 责：落实防突工程管理各项规章制度、规程和措施。并做好现场施钻原始记录。负责现场施钻过程中的安全管理。
瓦斯抽放钻孔施工领导小组下设办公室，办公室设在调度室，办公室主任由欧愿担任。
二）、钻机队伍建设
每小班人员组成如下；
班长（兼现场记录员）1人、打钻工1人、打钻副手1人、电钳工1人、安全员1人、瓦检工1人，每小班共6人。
钻机队伍人员编制如下：队长1人，副队长1人，打钻工（包括现场记录员）12人，技术员1人。共计15人。

六、 安全技术措施

一）、准备工作：
（1）钻机运输及拆装：
①首先检查安装地点的顶板及两帮的不安全因素，必须进行处理；在起吊前必须检查起吊锚杆的牢固性及导链的可靠性，有无退扣，滑链现象，保证导链完好，严禁用其他物品代替起重梁；起吊过程中必须由专人统一指挥，除起吊人员外其他人应远离钻机，在落下过程中应缓慢下放，下放时严禁用手托；钻机在拆卸过程中，应拆卸成几个部分，要使用手拉葫芦配合起重锚杆起吊，严禁人工硬抬硬扛。
②钻机移设前必须切断电源，严禁钻机带电搬运。
③拆、卸、安装钻机大型部件时，身体站立的位置必须能避免失手的伤害。
二）、泵站和钻孔观测
（1）瓦斯泵运行后，三班必须设泵站司机，司机必须持证上岗，严格按照抽采泵的操作规程进行操作，在泵运行过程中，若有异常情况，必须立即停止泵的运转，然后汇报矿调度和通风区，若遇其它情况需停泵时，应先请示，征得同意后，方可停泵。发现安全隐患，及时汇报处理，确认无误后方可开泵，并严格执行现现场交接班制度。
（2）瓦斯泵站必须设一部直通矿调度室的电话，并有检测瓦斯浓度、流量、抽采负压、流量等必要的仪器仪表；泵站司机每一小时测定一次，并向通风调度汇报，所有记录本要记录齐全、清楚。
（3）瓦斯泵前后 20ｍ范围内不得有易燃易爆物品，且泵站必须设有４只灭火器和0.5m³黄砂，所有工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法。
（4）每天设专人对抽采系统进行检查，发现漏气等现象及时汇报处理。
（5）保证地面抽放系统管路的防回火、防回气和防爆炸作用的安全装置完好，因井下管路或地面检修等原因停泵时，及时打开被检修泵的地面放空阀。检修管路前，必须先检查瓦斯浓度，管路中瓦斯浓度降至0.7%以下时才准工作。
（6）地面泵房内设监控分站一台，并与矿安全监控系统相连，随时对瓦斯泵站运行参数进行监控。泵站司机必须密切注意流量表和压力表的变化，并