879回风石门揭煤安全技术措施129剖析.docx
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879回风石门揭煤安全技术措施129剖析
淮北矿业股份有限公司
石门揭煤工作面安全技术措施
矿别：
朱仙庄煤矿
措施名称：
879回风石门揭煤
安全技术措施
编制单位：
瓦斯办
编制日期2015年1月23日
审批记录
措施名称：
879回风石门揭煤安全技术措施2015年1月日
编制
单位
编制人
瓦斯办
审
批
单
位
技术科
通风区
地测科
防突区
安监处
掘进一区
机电科
保运二区
南二风井
矿山救护队
安全信息中心
分
管
领
导
地质副总
通风副总
技术副总
机电副总
掘进副总
安全副总
总工程师
备注
87采区879回风石门揭煤
安全技术措施
根据矿生产接替安排及地测科下发的掘进工作面揭煤预报，879回风石门将从原停头位置（距煤法距10.5m）继续向前施工，预计施工10.5m（斜）处揭露8煤层，为了确保施工安全，特编制石门揭煤安全技术措施。
一、概况
1、巷道工程
（1）879工作面位于87采区南翼第五区段，南至朱仙庄矿与芦岭矿的井田边界，北到F5-1断层，上邻四区段877工作面（已回采完毕）,下邻二水平Ⅱ5采区南翼Ⅱ851工作面（未开采）。
工作面标高为-350.0⊥～-408.0⊥，其中石门揭煤处标高为-353.6m⊥。
（2）879回风石门拨门后向前施工22.16m甩车场，设计为半圆拱形断面，净宽×净高＝4.6×3.5m，后断面为净宽×净高＝4.6×3.5m，巷道优先采用锚网喷支护，围岩破碎时采用同等规格U型棚+喷浆支护。
综合平面布置图见附件1。
2、施工组织
879回风石门设计从876集中巷GB点前16.2m处拨门，拨门方位为56°34′57″，巷道以3‰坡度施工22.16m，再按15°下山施工47.2m，最后变平施工17.3m至超过风巷拨门位置3m处，设计全长86.7m。
现石门已施工至迎头H0测点前18m处停头（距8煤法距为10.5m），向前施工4m平巷然后变15°下山施工至H0测点前28.5m（斜）处将揭露8煤层，向前施工完全进入8煤层，至超过风巷拨门位置3m处结束。
该工程计划由矿掘进一区2队负责施工。
3、防突工程
879回风石门在拨门口向前施工8.5m处（距煤层法距20m）施工了超前地质探查孔，并在距煤法距10.5m处实施了煤层原始瓦斯含量及压力的测定，同时根据煤层赋存状况设计并施工了穿层预抽钻孔，预抽1个半月后实施了区域瓦斯治理效果检验，其检验石门段残余瓦斯含量和残余瓦斯压力均小于突出危险临界值。
2015年1月22日由矿长组织相关部门对石门区域瓦斯治理工程进行了验收，经验收各项防突工程质量符合设计要求，石门已达到预抽消突目标，可以进行石门揭煤。
二、防突设计执行情况
1、前探钻孔
为掌握石门段煤层赋存情况，879回风石门在拨门前距煤法距20m位置，由地测科设计了7个控制巷道前方及两侧的地质探查孔（探查孔设计见附件2），由于实际施工时前方煤层赋存情况较为复杂，后有补充施工了6个地质探查孔，共计施工了13个地质探查孔，探明了揭煤处的煤层赋存情况。
根据探查资料，绘制了石门探查地质剖面图，其石门巷道见煤点标高预计为-353.5m,煤厚15m。
该处施工地质钻孔期间未出现瓦斯喷孔等动力现象，但受断层构造影响，煤层被拉伸的较厚，揭煤时要加强顶板管理，强化金属骨架施工及煤体固化。
（20m位置前探钻孔成果图及煤、岩层综合柱状图见附件3）；
图1：
探查钻孔成果平、剖面图
2、预测预报
（1）为掌握揭煤段煤层瓦斯压力参数，在距煤法距10.5m的位置施工了4个测压钻孔，并取煤芯对瓦斯含量进行了测定，钻孔施工完成后安装JD-WFK-2型速凝膨胀剂套件实施压力测定。
测压孔布设见附件4。
瓦斯压力测定方法：
在探查钻孔施工中，准确记录钻孔参数、钻孔见煤时间、终孔时间，钻孔见煤深度等。
安装测压管和回浆管：
测压管为8×1.5mm的PA11尼龙压力管，测压管的总长度与钻孔长度一致，测压管最前端用纱布包裹，防止煤渣进入测压管；回浆管为2m一节的PVC管，用管箍相连，胶水密封，回浆管末端带有阀门；将测压管和回浆管一起送入钻孔，回浆管在煤层底板位置设置三通，三通下方用棉线缠绕,棉线沿回浆管缠绕长度为500mm，厚度10mm。
安装注浆管：
注浆管为4m长的黑布胶管，带有阀门和高压胶管快速接头，钻孔施工到位后将注浆管送入钻孔。
密封钻孔口：
为了防止注浆时浆液流出钻孔，提前对钻孔孔口采用聚胺脂、毛巾等进行密封。
注浆：
待聚胺脂凝固后，用注浆泵把水泥浆通过注浆管注入钻孔，直至回浆管有浆液流出后停止注浆关闭注浆管阀门。
瓦斯压力观测：
瓦斯压力观测采取定期观测记录，直至瓦斯压力稳定为止。
即各钻孔在封孔后前5天每小班观测并记录压力表读数和观测的时间，以后每1-2天观测一次，压力观测累计不少于15天。
瓦斯压力测定示意图见图2。
图2：
瓦斯压力测定示意图
瓦斯压力测定结果：
在测压过程中，表压上升平稳无异常波动，测压期间孔内有少许积水，前一周内表压成均匀上升状态，后期表压趋于稳定，其实测最大瓦斯压力0.5MPa，测定煤层赋存瓦斯含量为4.0464m³/t。
瓦斯压力测定及瓦斯含量实测结果见表1。
（压力测定表见附件7）
瓦斯压力测定和瓦斯含量测定值表1
位置
孔号
瓦斯压力P/MPa
瓦斯含量W/（m3*t-1）
法距
10.5m
1#
0.5＜0.74
2.9018＜8.0
2#
0.2＜0.74
3.0106＜8.0
3#
0.43＜0.74
4.0464＜8.0
4#
0.14＜0.74
3.4226＜8.0
（2）石门距煤法距10.5m位置施工测压孔期间，为收集煤层f值及a、b吸附常数，工业指标，瓦斯含量等参数，通过测压孔1#、2#、3#、4#见煤段采用套管实施取芯，通过通防实验室对相关参数进行化验。
DGC瓦斯含量测定方法：
煤层瓦斯含量测定采用直接测定法，主要通过井下取芯、井下解吸，煤样取出送达地面后，在实验室通过对煤样地面解析、煤样称重、粉碎、水分测定等对煤样瓦斯含量进行综合测定，从而得出煤层瓦斯含量。
同时在钻孔施工期间确定取芯钻孔倾角、方位、钻头直径、开孔高度、取芯管及钻机型号，并做好相关记录。
通过对钻孔煤样化验分析，测得煤样f值、a、b吸附常数和瓦斯含量值等。
（瓦斯参数测定指标见附件8）
（3）预测预报结论：
矿井8煤层为突出煤层，根据七采区8煤区划资料，879回风石门位于8煤突出危险区，经石门段压力和瓦斯含量等参数测定，该石门揭煤处实测最大瓦斯压力0.5MPa，煤层赋存瓦斯含量为4.0464m³/t，无突出危险性。
由于该揭煤处位于断层带附近，为保证安全揭煤，仍继续施工预抽钻孔对揭煤区域瓦斯进行预抽。
3、防突措施
（1）石门预抽防突钻孔施工情况
在距离煤层法距10.5m位置处，施工底板穿层钻孔，预抽钻孔孔径为113mm，按照矿井8煤层有效抽放半径2.5m标准，钻孔布设轴间距3m。
钻孔控制范围为巷道两帮不小于12m、石门揭煤处巷道上下沿层面距离不小于12m（钻孔控制范围,还必须同时满足巷道轮廓线上下不小于5m）。
（钻孔设计施工图见下图3和附件9）
预抽钻孔设计平面图预抽钻孔设计剖面图
图3：
预抽钻孔设计平、剖面图
石门预抽钻孔施工联管情况：
预抽钻孔于2014年11月19日开始施工，2014年12月15日施工结束，累计施工钻孔125个，工程量4632m，钻孔施工完毕后即封孔联入抽放系统实施抽放。
钻孔竣工图见附件10。
（2）钻孔施工状况
石门预抽钻孔施工期间，所有钻孔均采用水力冲孔工艺，累计冲煤量147t，冲煤率0.72％，水力冲孔和钻孔穿煤期间无喷孔现象。
（3）钻孔验收和成孔情况
根据矿瓦斯治理钻孔验收管理规定，钻孔施工期间要加强验收力度，严格记录钻孔施工参数，防突区施工人员认真记录钻孔穿煤和冲煤量。
（4）钻孔竣工
根据预抽钻孔现场记录施工参数，由瓦斯办技术人员在钻孔施工结束后即对钻孔进行上图分析，根据钻孔分析结果确定补孔参数，对出现异议和施工不到位的进行及时补孔施工，确保预抽钻孔无空白带，同时为保证钻孔施工质量，在施工预抽钻孔期间提取一定钻孔进行测斜，经测定石门段预抽钻孔控制范围满足要求，孔间距控制在3m以内，符合防突设计要求。
（5）预抽瓦斯情况
根据879回风石门揭煤段煤层赋存资料，预抽钻孔控制区域内赋存煤量约为2.04万吨，煤层赋存瓦斯总量预计在8.3万m³。
按照钻孔2014年12月15日施工结束至2015年1月16日止，累计抽放瓦斯总量为3.2万m³，瓦斯预抽率38.6％，钻孔所控范围瓦斯抽排效果较好，符合规定。
4、防突措施效果检验
（1）区域措施效检方法
校检指标规定：
根据《防治煤与瓦斯突出规定》五十二条规定，为验证实施预抽煤层瓦斯区域防突措施效果，采用直接测定残余瓦斯压力和瓦斯含量方法，对预抽钻孔控制区域煤层残余瓦斯压力和含量进行测定，同时在检验期间记录钻孔施工过程中发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。
考察确定的突出临界值评判标准为：
预抽区域煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa、残余瓦斯含量小于8m3/t，确定为无突出危险，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效；但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。
同时对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。
校检钻孔布设参数：
在879回风石门迎头施工5个区域效果检验钻孔，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧，其中2个钻孔位于预抽放区域内接近边缘的部位，即位于边缘线内侧不大于2米处。
效检孔布设保证每个钻孔避开已施工的区域预抽钻孔，检验测试点布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、排放时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各排放钻孔。
（效检钻孔设计参数及平、剖面见附件9）
校检测定过程：
根据石门揭煤区域防突设计，经预抽钻孔预抽后，于2015年1月16日-1月21日，在石门巷道距煤层法距10.5m位置施工5个校检钻孔，所有钻孔均实施取煤芯方式，采用直接测定法测定石门段预抽区域煤层残余瓦斯含量，同时通过校检孔安装JD-WFK-2型速凝膨胀剂套件实施残余瓦斯压力测定，测压装置安设和测定方法如上措施4、5页说明。
校检钻孔质量：
通过对校检钻孔实际施工资料、抽采时间及钻孔上图分析，879回风石门共设计施工5个效检钻孔，经单孔测斜，校检钻孔方位、倾角施工均符合设计要求（钻孔竣工图见附件10）。
区域效果检验钻孔布置设计和施工参数见表2。
效果检验钻孔布置设计和施工参数表表2
孔
号
方位（°）
设计参数
施工参数
倾角（°）
见煤深度（m）
穿煤深度（m）
顶板长度（m）
孔深（m）
倾角（°）
见煤深度（m）
穿煤深度（m）
顶板长度（m）
孔深（m）
1#
56°36′
49.3
15.5
11
0.5
27
49
17
10.1
1.0
28.1
2#
56°36′
11.3
13.5
16
0.5
30
11
12
13.5
1.0
31
3#
56°36′
-13.8
46
15
61
-13.5
51
15
66
4#
34°54′
12
14
10
0.5
24.5
12
13
11
1.5
28.5
5#
73°54′
12
15.5
12.5
0.5
28.5
12
14
13.5
1.0
31.5
校检指标参数测定结果：
残余瓦斯含量测定：
残余瓦斯含量采用DGC瓦斯含量直接测定法，即通过井下取芯、井下解吸，煤样取出送达地面后，在实验室通过对煤样地面解析、煤样称重、粉碎、水分测定等对煤样瓦斯含量进行综合测定，从而得出煤层瓦斯含量。
残余瓦斯含量测定结果见表3，残余瓦斯含量校检测定记录表见附件12。
残余瓦斯含量测定结果表3
孔号
1#
2#
3#
4#
5#
瓦斯含量W/（m3*t-1）
3.2777
3.0156
2.7022
2.9064
2.4702
残余瓦斯压力测定：
利用5处校检孔实施煤层残余瓦斯压力测定，在测压过程中，表压上升幅度较小，所测压力值无异常波动，测压期间孔内有少许积水，前2天内测压表压力值成均匀上升状态，后期表压趋于稳定，其实测最大瓦斯压力为0.32MPa，实测煤层残余瓦斯含量最大为3.27m³/t。
瓦斯压力测定结果见表4，压力测定校检记录表见附件11。
残余瓦斯压力测定结果表4
孔号
1#
2#
3#
4#
5#
瓦斯压力P/MPa
0.23
0.26
0.08
0.32
0.30
（2）校检钻孔施工状况
石门校检钻孔施工期间，钻孔在穿煤期间迎头瓦斯情况正常，未出现顶钻、吸钻、喷孔等瓦斯动力现象，在穿煤期间供风量400m3/min，其回风流瓦斯浓度在0.6%以下。
（3）瓦斯抽采参数
根据石门V锥自动计量实时监控数据和钻孔人工实测参数比对，石门预抽钻孔在施工结束后，预抽瓦斯浓度在30%以上，瓦斯抽采量保持在1m3/min，单孔瓦斯抽采浓度30%以上，单孔抽采流量达0.0267m3/min，随抽采时间延长，预抽瓦斯量和单孔抽采量均有所降低，其后期石门预抽瓦斯浓度保持在20%左右，瓦斯抽采量保持在0.7m3/min，单孔瓦斯抽采浓度15%以上，单孔最低抽采流量保持在0.0373m3/min以上。
（4）预抽瓦斯消突评价
根据879回风石门瓦斯赋存等基础资料，结合石门区域预抽瓦斯量和措施效果检验结果，得出以下主要结论：
①通过对879回风石门预抽钻孔填图分析，钻孔控制预抽范围大于巷道轮廓线以外12m，钻孔间排距3×3m，底板预抽穿层钻孔施工符合设计要求。
②采用石门底板穿层密集预抽区域性瓦斯治理措施，879回风石门预抽钻孔控制煤量2.04万吨，采用水力冲煤147t，冲煤率0.72%；石门预抽时间达到1个月以上，累计预抽瓦斯量3.2万m3，瓦斯抽放率为38.6％。
经计算石门揭煤段钻孔预抽区域8煤层瓦斯含量由4.0464m3/t降至2.5m3/t；经直接测定石门揭煤段煤层残余瓦斯含量最大为3.27m3/t，测定煤层残余瓦斯压力最大为0.32MPa。
经区域措施效果检验，879回风石门区域治理措施有效。
通过以上预抽指标和校检参数，879回风石门预抽瓦斯量和实测残余瓦斯含量、压力等参数均已满足解突要求，实现消突目标。
三、保证控制煤层层位措施
石门在揭煤期间，为有效控制煤层层位防止误揭煤层，在掘进施工过程中必须采取“先探后掘，边探边掘”超前探查措施，严格控制距煤法距，具体要求如下：
1、地质科根据探查资料，绘制石门揭煤预想剖面，并下发近煤掘进预报单，明确施工至距煤法距5m、3m、2m及揭煤相应进尺距离，防止误掘超掘。
2、生产单位在向前施工期间，应注意观察迎头岩性变化和瓦斯情况，发现异常变化时，需及时向瓦斯办、技术科及相关部门反馈信息，确保相应防范措施跟进。
3、施工单位配齐不少于8m长锚索钎子，施工机具保持完好。
从现巷道迎头距8煤层法距10.5m开始，每次爆破前必须准确探明煤层层位，其探查孔位置设计在巷道底板向上1.0m处，按照巷中与巷道方向一致施工一个10°探眼，巷帮两个外偏15°按0°施工探眼，每次探眼探至见煤为止。
在打探眼的过程中，留心观察钎子的见煤距离与钻进速度，专人观察，并在探眼记录台账上写明探眼情况。
4、施工探眼期间对出现的夹钎、顶钻、出现压力水、瓦斯喷孔等异常情况，必须立即停止作业，但不得拔出钎子，情况紧急时，立即撤除所有受威胁的人员，并向安全信息中心和区值班人员汇报。
探查钻孔布置见下图4。
图4：
探查钻孔布置图
四、石门揭煤局部防突管理
石门揭煤期间，当石门分别施工至距煤法距5m和2m处时，需施工穿透全煤的预测钻孔，采用钻屑指标法，测定瓦斯解吸指标K1和△h2，对石门前方煤体进行突出危险性预测，只有经预测确定无突出危险后，方可采取远距离爆破方式直至揭开煤层。
1、距煤法距5m位置防突管理
根据煤层探查资料，在石门掘进至距煤层法距5m处时，采用钻屑指标法实施煤层突出危险性预测。
（1）突出危险性预测
在石门工作面掘进至煤层法距5m时，石门停止掘进，并加强对迎头顶部和山墙支护，同时根据探明的煤层赋存资料，设计施工5个直径为94mm的穿透全煤预测钻孔（预测钻孔设计平、剖面见图5和附件13），并在钻进煤层时，用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标（
或
），测定方法严格按照《防突规定》所列的石门揭煤工作面突出危险预测的方法进行的规定进行。
5m处预测钻孔平面布置图5m处预测钻孔剖面布置图
图5：
距煤法距5m处预测钻孔平面布置图
（2）验证参数临界值
经验证无突出危险性，方可采取远距离爆破措施掘进至距煤层法距3m处。
当瓦斯解吸指标超过临界值规定，或在区域验证过程中出现喷孔、顶钻等突出预兆时，工作面即判定为突出危险工作面需要采取5m处局部防突措施。
预测指标临界值见下表5。
钻屑瓦斯解吸指标法突出临界值表5
煤样
钻屑解吸指标临界值
△h2/Pa
/mL/g.min1/2
干煤
200
0.5
湿煤
160
0.4
（3）距煤层法距5m前防突措施设计
在石门揭煤施工至距煤法距5m前进行突出危险性预测时，所测指标接近或超过突出危险临界值或效检孔施工过程中出现喷孔、顶钻等突出预兆时，在法距5m的位置采用迎头施工排放钻孔对煤层瓦斯实施排放，消除该区域内煤层的突出危险性。
排放钻孔设计孔径94mm，孔底间距4m，钻孔控制巷道轮廓线两侧和上下不小于5m，钻孔总数56个，排放钻孔施工过程中采用水力冲孔工艺。
排放钻孔在施工结束并自然排放满8小时后，采用钻屑指标法进行防突措施效果效检，经检验确认措施有效后，方可采取先探后掘控制煤层层位和远距离爆破措施掘进至距煤法距3m处。
（排放、校检孔平、剖面布置见图6和附件14）
排放、效检钻孔平面布置图排放、效检钻孔剖面布置图
图6：
排放、效检钻孔平、剖面设计图
2、距煤层法距3m位置防突管理
879回风石门揭煤位置煤层受断层拉伸，煤厚较厚,因此在距煤层法距3m前开始采用金属骨架实施煤体固化措施，并继续先探后掘执行远距离爆破措施。
距煤法距3米后，施工单位开始停止使用钢丝绳牵引的耙矸机进行出货，改为人工出货的方式，以保证揭煤过程中的生产安全。
（1）金属骨架
为了防止巷道顶部煤体在矿山压力、煤体自重及煤体松软结构的作用下发生压出和冒顶等事故，在石门上部0.5～1.0m范围内布置骨架孔。
骨架孔应穿过煤层并进入煤层顶板至少0.5m，当钻孔不能一次施工至煤层顶板时，则进入煤层深度不应小于15m。
骨架参数如下：
①骨架钻孔直径94mm；
②骨架钻孔数目为29个；
③骨架间距不大于0.2m；
④金属骨架采用直径50mm的钢管，每节长度4m；
⑤骨架钻孔向上倾角为8°；
⑥每个骨架钻孔打完之后，立即将孔内残渣清除干净，随后把预先准备好的钢管（直径50mm）插入到孔底，在固化结束之后注水泥浆进行加固和密封。
骨架露在孔外一端应架设并固定在坚固的U型棚上。
⑦骨架在掘进头距煤层法线距离3m之前开始施工，揭煤后不得拆除金属骨架。
（2）煤体固化
利用金属骨架孔注入固化材料，
其措施要求：
石门掘至距8煤法距3m时，开始实施煤体固化。
利用专用注液泵进行注液，该泵注液压力10ＭPa以上。
此揭煤石门工作面注固化材料预计8吨左右。
（金属骨架钻孔布置平、剖面设计图具体见图7和附件15）
金属骨架钻孔布置剖面图金属骨架钻孔布置平面图
图7：
金属骨架钻孔布置平、剖面设计图
3、距煤层法距2m位置防突管理
石门巷道掘进施工至距煤层法距2m位置时，石门停止掘进加强迎头支护，同时按设计施工4个直径为94mm的穿透全煤预测钻孔，2m处实施最后验证，即按照《防突规定》所列突出危险预测的方法，在钻进煤层时采用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标（
或
）。
检验有效后方可采取远距离爆破和浅进浅掘措施直至揭开煤层。
（预测钻孔设计平、剖面见下图8和附件16）
2m处验证钻孔平面布置图2m处验证钻孔剖面布置图
图8：
距煤法距2m位置验证钻孔平、剖面布置设计图
4、石门穿煤段防突管理
石门揭开煤层及巷道未完全进入煤层前的放炮破岩，均需采用远距离爆破要求执行，在巷道揭开煤层后，即采用工作面连续突出危险性预测的方式实施局部防突管理。
预测钻孔设计施工4个，钻孔直径42mm，预测钻孔分别布置在巷道上部、中部和两侧，钻孔控制在巷道顶和两侧2～4m位置。
钻孔采用风动钻机施工，按照《防突规定》规定，采用钻屑指标法进行突出危险预测，即采用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标
指标（钻屑瓦斯解吸指标法突出临界值见下表6），经检验无突出危险性后，每循环保留≮2m的预测投影超前距，并采取安全防护措施实施掘进作业。
钻屑瓦斯解吸指标法突出临界值表6
煤样
钻屑解吸指标临界值
△h2/Pa
Smax/kg
干煤
200
6
湿煤
160
/
在采用钻屑指标法进行预测过程中，当测定瓦斯解吸指标
接近或超过临界值时，需立即停止采掘作业，施工排放钻孔等局部防突措施，并经连续两次校检均不超标情况下，方可恢复生产。
（预测钻孔设计见附件16、排放钻孔设计见附件17）
五、各类钻孔施工保障及安全技术措施
1、各类钻孔施工前，防突区均根据现场环境和设计要求，编制相应安全技术措施，并严格措施要求，组织钻孔施工。
2、井下搬运钻机时由安全责任人统一指挥。
起吊钻机时把车皮固定掩实。
用起重设备装卸钻机和其它重物时，首先检查起重设备以及钢丝绳结和承载点的可靠性和牢固性，起重工作时要有专人指挥，起落范围内不得有人员活动。
3、搬运钻机时，手拉葫芦可用不低于4′的钢丝绳连结在起吊锚杆上。
操作手拉葫芦时要均匀，不能硬拉硬拽。
无论是往上拉，还是向下松，钻机下方不得有人。
人员在钻机一侧，距离不少于0.5米。
4、钻机要安装平稳，压车柱要正规、牢固、可靠，能确保钻机安全钻进。
管线及电缆要吊挂好，钻场周围环境要保持整洁，后路要畅通。
5、地测科负责现场给钻孔确定方位，防突区施工人员开孔时要准确校正钻孔方位及倾角，严格按照钻孔方位线施工。
并钻进加尺时，要认真检查钻杆质量，弯曲或坏扣钻杆不准使用。
6、打钻前和打钻过程中，班长要经常检查钻机周围的气体情况，符合规定方可钻进。
7、钻孔施工过程中，操作人员要按照钻机操作规程和钻孔施工参数的要求精心施工，严格控制钻进速度，钻机不得在无人看管的情况下运转。
在停机状况下用铁锤敲击，须将锤头用水沾湿。
8、必须使用风水联动装置，实现风、水快速切换，当孔内出现冒烟、高温等隐患时，必须及时停止钻进，孔口用湿衣物或黄泥封堵，并改为向孔内注水。
严禁在水管没有水时用压风穿煤。
9、钻孔施工用风排渣时，必须在孔口下风侧1米范围内悬挂CO报警仪，并且施工地点需要配备不少于2台CO2灭火器或干粉灭火器。
打钻时，钻场下风处必须悬挂便携式瓦斯报警仪。
一旦瓦斯超限，要立即停止钻进，及时撤出人员，一切正常后再恢复施工。
10、在钻
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