一号煤矿无煤柱开采技术研究与应用实施方案

一号煤矿无煤柱开采技术研究与应用实施方案一号煤矿生产技术部二○一六年五月黄陵矿业有限公司一号煤矿无煤柱开采技术研究与应用实施方案目录第一章无煤柱开采技术发展及应用经历 图3-2501工作面S126号孔钻孔柱状图图3-3501工作面S135号孔钻孔柱状图二、501工作面无煤柱开采总体方案设计501工作面沿空留巷总体方案说明如下：1.501回采期间，超前工作面一定范围施工恒阻锚索和切顶爆破孔，对501二号进风顺槽主帮侧顶板进行预裂爆破，形成预裂切缝线。工作面推过后，在矿山压力和顶板岩体碎涨特性的作用下，将顶板沿预裂切缝自动切落形成巷帮，既隔离了采空区又保持了巷道的完整性。2.501工作面超前采用超前液压支架进行支护，沿空留巷滞后段巷道须采用专用的挡矸液压支架进行支护，支架须具备自动移架、自动铺网的功能，以实现机械化施工目的。3.沿空留巷采用Y型通风方式进行通风，在沿空留巷的尾巷内施工高位钻场，进行采空区瓦斯抽放。4.留巷段巷道稳定后，回撤巷道内的临时支护，对巷道进行落底整型、喷砼支护，确保所留巷道能够满足使用。5.施工期间，须做好沿空留巷巷道的矿压观测、有害气体监测以及防治水等工作，确保施工安全。三、501工作面巷道断面选择及设备布置本方案只针对501二号进风顺槽沿空留巷段巷道，其余相关巷道根据用途和设备配套情况确定，本方案不做详细说明。（一）巷道断面选择现阶段501一号进风顺槽已施工，顺槽宽度4.8m，高度2.8m。从501工作面巷道布置平面图可以看出，一号进风顺槽被2#措施巷分割为两段，两段顺槽不再一条直线上；另外回采650m后需延长工作面，多功能车须从一号进风顺槽进入。综上考虑，回采期间一号进风顺槽作为辅助运输巷使用，二号进风顺槽作为主运输巷使用。按照生产接续计划，501综采工作面安装我矿第一套智能化综采设备，从设备配套角度考虑，501二号进风（运输）顺槽的宽度要求不小于5m，高度不低于2.8m。从其它煤矿的实践经验看，采用“切顶卸压自动留巷”无煤柱开采技术后，所留巷道宽度收敛在400mm左右；而所留巷道作为502一号进风（辅助运输）顺槽使用，顺槽内除设备列车、超前支架外，一般没有其他大型设备，巷道宽度在一般要求不小于4.2m即可。综上，501二号进风顺槽巷宽取5m、巷高取2.8m。（二）巷道设备布置由于要施工恒阻锚索和切顶爆破孔，从哈拉沟煤矿实施经验分析，501二号进风顺槽主帮至少要留够1.5m宽的施工空间。另外根据我矿的回采经验，运输顺槽在回采期间一般没有大型车辆进入。综上考虑，本方案将皮带沿巷中布置，设备列车布置在501一号进风顺槽。设备布置如图4-3。图4-3501二号进风顺槽设备布置图四、501工作面巷道掘进支护设计（一）巷道支护设计顶板支护：二号进风顺槽顶板采用锚杆+T140钢带+塑钢网联合支护，锚杆规格：φ20×2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，中间四排锚杆间距800mm，靠帮侧两排锚杆间距900mm，锚杆排距为1000mm，“六--六”矩形布置，每孔消耗L=350mm树脂3节；T140型钢带长4.6m，间距1m，每根钢带采用四根锚索固定，锚索采用φ17.8×10300mm钢绞线，锚深10000mm，每孔消耗L=700mm树脂3节；顶部挂塑钢网。（顶板支护详见图4-4、图4-5）副帮支护：采用锚杆+T140钢带+塑钢网支护，锚杆规格：φ20×2500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距700×1000mm，“四--四”矩形布置，每孔消耗L=350mm树脂3节；T140钢带长2.6m，间距1m，钢带采用四根锚杆固定；帮部挂塑钢网，网孔50×55mm。主帮支护：采用锚杆+塑钢网支护，锚杆规格：φ20×2500mm玻璃钢锚杆，间排距800×1000mm，“三—三”矩形布置，每孔消耗L=350mm树脂3节，每根锚杆除使用配套托板外，另增加350×200×50mm的木托板一块；帮部挂塑钢网，网孔50×55mm。（帮部支护详见图4-6、图4-7）（二）支护参数校核1.锚杆长度校核顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3式中L——锚杆总长度，m；图4-4501二号进风顺槽支护断面图（留巷段）图4-5501二号进风顺槽支护平面图（留巷段）图4-6501二号进风顺槽主帮锚杆支护图（留巷段）图4-7501二号进风顺槽副帮锚杆支护图（留巷段）L1——锚杆外露长度（含钢带、托板、螺母厚度），m，取0.05m；L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c），m；（二）支护参数校核1.锚杆长度校核顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3式中L——锚杆总长度，m；L1——锚杆外露长度（含钢带、托板、螺母厚度），m，取0.05m；L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c），m；L3——锚入岩（煤）层内深度，m，取1m。其中围岩松动圈冒落高度（1.1）式中B、H——巷道掘进巷宽、巷高，分别取为5m，2.8m；——顶板岩石普氏系数，2-3.2，取2.5；——两帮围岩的似内摩擦角，。（1.2）经计算得b=1.22m，c=0.54m，顶锚杆长度L=2.27m，帮锚杆长度L=1.59m。设计选取锚杆长度均为2.5m，均满足要求。2.锚索长度校核锚索长度应满足：（1.4）式中——锚索总长度，m；——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，mm；=1655mm式中——安全系数，取为2；——锚索直径，mm，取17.8mm；——锚索抗拉强度，N/mm2，查表为1860N/mm2；——锚索与锚固剂的粘合强度，N/mm2，取10N/mm2；——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m，取6m；——托板及锚具的厚度，m，取为0.1m；——外露张拉长度，m，取为0.3m；则=1.7+6+0.1+0.3=8.1m，锚索长度符合要求。五、切顶爆破预裂设计501工作面回采期间，须超前工作面300m对顶板进行爆破切缝欲裂，形成切缝线。切缝预裂孔采用切缝钻机施工，距主帮0.2m，眼距0.5m，孔径Φ48mm。为掌握不同参数的切缝效果，对切缝预裂孔采取分段设计，其中1-200#孔深8m、200-400#孔深9m、400-600#孔深10m，每种孔又分别按与铅垂线夹角10°、20°、25°三种角度施工进行施工，最终从现场顶板的冒落结果，得出最优的施工参数。装药结构：为掌握最佳爆破效果，在试验段应采用多种装药结构进行切缝爆破，从而选取最佳装药结构。（详见图4-8）六、沿空留巷支护设计（一）恒阻锚索支护设计502二号进风顺槽掘进断面：宽×高=5m×2.8m，留巷后设计断面：宽×高=4.6m×2.8m。回采前须在原支护基础上，采用“T140钢带+恒阻锚索”对顺槽顶板加强支护，补强支护要求超前工作面300m。T140钢带长4.4m，钢带间距1m，每根钢带采用5根恒阻锚索固定；恒阻锚索采用φ21.8×10300mm钢绞线，锚深10000mm，每孔消耗L=700mm树脂3节；恒阻锚索预紧力要求达到28t。（支护详见图4-9、图4-10）（二）恒阻锚索支护参数校核加强锚索数目的校核应满足（1.6）式中——锚索数目；——安全系数，2；——锚索最低破断力，kN，钢绞线直径为φ21.8mm时504kN；——被悬吊岩石的自重，kN；（1.7）式中——巷道掘进宽度，m，5m；——锚索间排距，m，取1m；——悬吊岩石厚度，m，考虑到锚杆作用，取8m；——悬吊岩石平均容重，kN/m3，24kN/m3。计算得3.8，即排距1m，巷宽5m范围锚索数量最少为4根，从安全角度考虑增加1根锚索，即增加锚索1根/m。综上，恒阻锚索支护满足要求。（三）恒阻锚索保护方案在“切顶卸压留巷”施工过程中，需对顺槽顶板锚索进行保护（详见图4-8）。具体方案如下：1.工作面推至留巷位置前，提前调整工作面支架，逐渐将3#端头支架向机尾偏移，使3#端头架侧护板与501二号进风顺槽主帮对齐，与巷图4-8501二号进风顺槽沿空留巷平面示意图PAGE0PAGE45图4-9501二号进风顺槽恒阻锚索支护断面图图4-10501二号进风顺槽恒阻锚索支护平面图道锚索间距不得小于400mm，以免移架时撞坏锚索。2.工作面推采到留巷位置后，将1#端头支架回撤，同时将2#端头支架向机尾偏移，与3#断头支架间距为1m，留出挂网空间。3.重新加工焊接2#端头支架推拉头，并在2#端头支架上方焊接加高垫块，保护顺槽锚索不被破坏。（四）沿空留巷超前支护设计采用两组ZQL2×3200/18/35超前支架支护顶板，超前支护距离39m，每循环移架距离为1.6m。超前支架移架步骤为：前架降柱—伸推移（推前架）—前架升柱—后架降柱—缩推移（拉后架）—后架升柱。移超前支架时，须做好顶帮锚杆、锚索的保护工作。（五）沿空留巷滞后支护设计1.滞后支护距离确定沿空留护巷的矿压函数变量不仅是空间，而且还有时间变量，根据我国煤矿沿空留巷实践经验，沿空留巷矿压分布规律如图4-11。通过分析我们可以知道，沿空留巷的巷道顶板都要经受回采超前动压、回采过程动压、以及老空顶板冒落后的动压并逐渐趋于稳定的过程，一般顺槽在经受回采过程动压后就遭到严重破坏，并在老空顶板冒落形成的剧烈矿压过程中彻底崩溃而垮落。图4-11沿空留巷矿压分布规律曲线图根据切顶短壁梁理论，采用顶板“预裂切缝”技术后，切断了顶板的压力传递，将工作面顶板转化为“切顶短壁梁”，预计工作面周期来压的强度会减小、来压步距会增大，沿空留巷超前段、滞后段巷道的底鼓、片帮现象会减弱，但受采动压力距离和时间相对变长。根据矿压观测资料，我矿综采工作面周期来压步距一般在15-20m之间，结合神东公司哈拉沟煤矿实践经验分析，预计我矿采用110工法后综采工作面周期来压步距应在25-30m之间。根据沿空留巷的来压规律和老空顶板冒落情况，我们可以将采面向后约120m巷道分为以下四个区段：第一区段：正在冒落区段，位于工作面向后0-30m范围巷道，受到工作面回采第一轮周期来压的影响，工作面后方老空顶板处于正在冒落阶段。第二区段：相对冒落度区段，位于工作面向后30-60m范围巷道，受到工作面回采第二轮周期来压的影响，局部没有冒实的顶板继续冒落，并逐渐压实。第三区段：相对稳定区段，位于工作面向后60-90m范围巷道，该段巷道已全部冒落、压实，但受到工作面回采第三轮周期来压的影响，巷道处于相对稳定阶段，巷道帮部收敛、底鼓量进一步加大。第四区段：稳定区段，位于工作面向后90-120m范围巷道，该段巷道受工作面回采周期来压的影响较小，巷道压力及收敛情况已基本区域稳定。根据以上分析，沿空留巷滞后段巷道至少要支护三个周期来压步距，即支护距离不得少于90m。因我矿初次采用沿空留巷施工工艺，为确保施工安全本次设计方案滞后段巷道选择至四个周期来压，即滞后段巷道支护120m。2.滞后支护方式及参数在沿空留巷试验段100m范围内，采用单体配合铰接顶梁进行支护顶板。试验段留巷结束后，工作面转载机、运输机均位于502切眼前方，随工作面推进一段距离后，挡矸液压支架由502切眼进入502二号进风顺槽安装，安装后逐渐替代单体进行支护。回采期间，对501二号进风顺槽靠采空区侧巷道采用迈步式液压挡矸支架进行挡矸、支护，支护距离120m，移架步距1.6m。移架支护前须在主帮侧挂10#铁丝菱形网，铺网时采用架前铺网，网片紧贴3#端头支架铺设，顶板处采用尼龙绳与塑钢网连接，帮部网片搭接宽度200mm，搭接处采用14#铁丝扭结，扭结不少于三圈。迈步式液压挡矸支架移过后，对留巷段巷道进行落底、整型，并对所留巷帮喷砼，喷砼厚度80-100mm，强度C20。（详见图4-8、4-12）图4-12501二号进风顺槽留巷滞后支护断面示意图七、通风、运料及供排水（一）通风回采前，须改造北一H5联巷，整体调整501、502工作面通风系统，形成全负压“Y”新通风系统，风流为两进一回，即：新风由501一号、二号进风顺槽进入，乏风由501二号进风顺槽留巷段、502切眼、502二号进风输出闹回至北一回风巷，最终经北一回风巷、二盘区回风巷、二号回风斜井回至地面。为保证风压均衡，尽量减少采空区漏风，二号、一号进风顺槽风量按照1:2～3进行分配，一号进风顺槽风量设计1200m3/min，二号进风顺槽风量设计600m3/min。由于501二号进风顺槽处于巷道压力集中释放区，可能导致巷道底鼓、帮部收敛严重等情况，势必造成巷道断面变小，影响通风。因此必须做好尾巷的落底、排渣工作，保证尾巷的运输通畅，同时确保尾巷瓦斯浓度不得超过1%，超过1%必须断电，并停止作业、撤出人员，查明原因，并进行处理后方可恢复生产。（通风系统见图4-13）（二）运料及排渣501二号进风顺槽沿空留巷施工材料、排渣均由防爆无轨胶轮车进行运输，所需材料由502二号进风顺槽、502切眼进入施工地点，排渣路线相反。（三）供排水501二号进风顺槽沿空留巷供排水系统必须经502二号进风顺槽、502切眼接入，以确保供排水系统运行可靠。随工作面回采，须不断向工作面方向延伸供排水系统。图4-13501工作面沿空留巷通风系统示意图PAGE0PAGE58八、沿空留巷施工组织（一）施工步骤及工艺流程1.回采前，根据现场情况重新设计、审批施工方案。2.对501二号进风顺槽留巷段进行恒阻锚索补强支护。3.在工作面501二号进风顺槽留巷段主帮侧施工切缝孔。4.超前工作面一定距离，进行预裂爆破，形成切顶卸压预裂切缝线。5.架前铺网，紧跟端头支架进行挡矸支护和留巷段加强支护。6.顶板垮落稳定后，对501二号进风顺槽尾巷进行落底、整型和喷砼，并延伸供排水管路。7.做好留巷段巷道的矿压观测及采空区有害气体监测工作。（二）劳动组织采用“三八”制作业形式，早班检修，四点班、零点班组织生产。早班检修时，对501二号进风顺槽尾巷进行落底、整型和喷砼，并延伸供排水管路；四点班、零点班生产时，做好尾巷的移架支护工作，保证施工安全。第六章灾害治理方案一、矿压监测及防治方案（一）测点布置及监测内容501二号进风顺槽（留巷段）内每隔50m设置一个测点，分别安装顶板离层仪、锚索（杆）载荷监测仪；工作面内，每8架设置一个测点，安装工作面支架压力监测仪，所有监测数据均可通过通讯光缆传至地面矿压监测系统主机。主要监测内容有：1.留巷前后，二号进风顺槽的收敛变形情况监测；2.留巷前后，二号进风顺槽顶帮的锚杆、锚索受力情况监测；3.工作面、两顺槽的压力显现情况及动压变化规律监测。（二）监测方法及数据处理由综采队每班的验收员具体负责当班的矿压监测工作，并如实填写矿压监测记录表，升井后将矿压监测记录表按时交区队，区队技术员对当天的记录数据进行整理后统一报送至生产技术部。生产技术部结合矿压监测系统对矿压数据进行整理和分析，分析周期来压的步距、周期等规律，并进行总结和对比，按月发布矿压监测报表，用于指导实际生产。（三）矿压防治处理方案采用顶板“预裂切缝”技术后，切断了顶板的压力传递，将工作面顶板转化为“切顶短臂梁”，预计工作面周期来压的强度会减小、来压步距会增大，超前段巷道的底鼓、片帮现象会减弱。但是所留巷道在顶板初次来压前受压强度大，后期受采动压力影响的时间和距离均变长，因此须加强501二号进风顺槽尾巷的维护管理工作。二、防灭火方案工作面采用“Y”型通风方式后，采空区漏风范围和漏风带与“U”型通风方式不同，采空区漏风带扩大，漏风风量增加。为防止回采过程采空区遗煤自燃，必须采用综合预防采空区自燃方案。一是在采空区预埋CO探头和束管系统，加强火灾标志性气体的监测工作；二是在502切眼、501二号进风顺槽尾巷内铺设一趟注氮专用管路，在工作面正常回采过程中对采空区进行预防性注氮，抑制遗煤自燃；三是对尾巷墙体进行喷浆，减少采空区漏风；四是回采过程严格按规定对采空区及架间喷洒阻化剂，同时在设备列车配置移动注凝胶系统，防范于未然。（工作面注氮系统详见6-1）图6-1501沿空留巷注氮系统示意图三、粉尘防治方案工作面采用“Y”型通风方式后，501一号、二号进风顺槽均为新鲜风流巷道，501二号进风顺槽尾巷为乏风巷道，工作面的割煤、落煤扬尘均进入尾巷，粉尘防治工作的重点为改善尾巷空气质量，保证在尾巷作业人员的生命健康，因此必须采用综合防尘方案。一是在工作面装配高效抑尘剂降尘系统；二是在煤机上增配风水联动喷雾降尘系统；三是对转载点进行封闭降尘；四是按规定配置架间喷雾及顺槽喷雾。四、瓦斯防治方案501工作面回采期间，采用本煤层边采边抽+底板3#煤瓦斯预抽+高位裂隙抽放的综合方法治理瓦斯。（一）本煤层预抽方案根据瓦斯地质图可知，501工作面本煤层瓦斯含量在2.26m3/t左右，瓦斯含量较大，因此需要加强本煤层瓦斯预抽工作。1.本煤层钻场布置在501二号进风顺槽掘进时，沿顺槽掘进方向距停采线向里60m处的巷道主帮施工第一个瓦斯抽放钻场，顺槽前进方向主帮每隔60m布置一个瓦斯抽放钻场，钻场断面为三角形，高度与巷道高度相同。在501二号进风顺槽里每个钻场内共布置6个钻孔，2个先抽后掘钻孔（1#、2#孔），4个本煤层预抽钻孔（3#、4#、5#、6#）。另在501二号进风顺槽副帮（每个钻场对面）施工2个掘前预抽孔（副1#、副2#）。所有钻孔沿煤层布置，钻孔开口离巷道底板1.4m，使用Ф113钻头施工抽放孔，封孔长度不得小于8m。施工区队要根据煤层底板变化情况调整每一个钻孔的仰角或俯角，巷道瓦斯涌出量发现异常时，适当添加瓦斯抽放钻孔。（详见图6-2）2.油型气探测孔在501二号进风顺槽的每个钻场内共布置2组4个顶底板油型气探测孔，一组（7#、8#）以巷道中线为基准，偏45°布置；一组（9#、10#）垂直于工作面布置。钻孔参数如表1，钻孔平面布置图如上图所示。3.钻孔参数（详见表6-1）表6-1501二号进风顺槽钻孔说明表孔号孔径夹角(°)距底板高度（m）仰角(°)孔深(m)备注11139°1.4沿煤层走向调整钻孔仰俯角。120钻孔夹角以502二号进风顺槽中线为基准。211316°1.4120311334°1.4220411353°1.4220511372°1.4220611390°1.4220副11139°1.4120副211316°1.4120711345°0.5-18°90811345°2.8+18°90911390°0.5-18°1301011390°2.8+18°1301111390°0.5-18°130图6-2501工作面本煤层预抽孔布置示意图4.钻孔施工要求及封孔要求工程开工前，施工单位必须编制钻场及钻孔施工安全技术措施，报矿总工程师和各部门审批。钻孔施工前必须将瓦斯抽放管路延伸至钻场并具备抽放条件后方可施工，施工过程严格按照《一号煤矿瓦斯抽放设施施工管理规定》执行。施工钻孔时必须先施工1#、2#、副1#、副2#、7#、8#先探后掘钻孔，再施工3#、4#、5#、6#号本煤层预抽钻孔，最后施工9#、10#、11#后巷油型气探查钻孔。每施工完一个钻孔必须立即封孔并通过混合分流器接至主管路进行抽放。封孔采用速凝膨胀剂（LHFK-1型）封孔工艺，封孔管为φ75mmPVC管，长度不小于8m，连接管采用φ75mm的钢丝软管。（二）底板3#煤瓦斯预抽根据附近309、1001、619已采工作面的情况，预计顶板1#煤层瓦斯含量在1.5m³/t左右，底板3#的瓦斯含量在2.5m³/t左右,顶板1#煤层距离2#煤层距离为22m左右，底板3#煤层距离可采煤层的距离在6m左右，顶板1#煤层距离2#煤层远，且位于可采煤层上方，在回采过程中，可用高位钻孔进行抽放。而底板3#煤层距离2#煤层近，且位于2#煤层的下方，在回采过程中3#煤层瓦斯势必涌入到501工作面，对工作面瓦斯治理影响较大，因此必须对底板3#煤层瓦斯进行预抽。（详见图6-3、图6-4）1.钻孔布置在501一号、二号进风顺槽的每个本煤层钻场内施工3个底板3#煤瓦斯预抽钻孔，钻孔开口离巷道底板0.5m，使用千米钻机施工钻孔，封孔长度不得小于8m。2.钻孔参数（详见表6-2）表6-2501工作面底板3#煤预抽钻孔说明表孔号孔径夹角(°)距底板高度（m）仰角(°)孔深(m)备注111345°0.5-18°200钻孔夹角以501一号、二号进风顺槽中线为基准。211360°0.5-18°200311380°0.5-18°200图6-3501工作面底板3#煤瓦斯预抽钻孔布置平面示意图图6-4501工作面底板3#煤瓦斯预抽钻孔布置剖面示意图3.钻孔施工要求及封孔要求工程开工前，施工单位必须编制钻场及钻孔施工安全技术措施，报矿总工程师和各部门审批。钻孔施工前必须将瓦斯抽放管路延伸至钻场并具备抽放条件后方可施工，施工过程严格按照《一号煤矿瓦斯抽放设施施工管理规定》执行。每施工完一个钻孔必须立即封孔并通过混合分流器接至主管路进行抽放。封孔采用速凝膨胀剂（LHFK-1型）封孔工艺，封孔管为φ75mmPVC管，长度不小于8m，连接管采用φ75mm的钢丝软管。（三）高位裂隙抽放工作面采用“Y”型通风方式后其两条顺槽均为新鲜风流巷道，尾巷为乏风巷道，瓦斯防治工作的重点为做好尾巷的瓦斯防治工作。在Y型通风条件下，为防止尾巷瓦斯浓度超限，必须采取高位裂隙抽放系统进行抽放。该方法是利用瓦斯比重比空气轻的性质，不断将裂隙带内游离的瓦斯抽出，治理回采过程中采空区来源于上、下临近煤层和围岩等瓦斯源的瓦斯，进而防止瓦斯涌出到工作面的治理方法，501高位裂隙抽放设计如下：1.高位钻场高位钻场设计在501尾巷中，当工作面回采过后，在尾巷中施工高位钻孔，高位裂隙抽放的首个钻场位置在501二号进风顺槽正头距回采线10m处，为1#钻场，向外沿前进方向依次为2#、3#、4#钻场，钻场间距为45m。每个钻孔在巷道顶板中线位置开口，钻孔间距为1m，每个钻场施工钻孔7个，呈扇形布置，钻孔水平覆盖范围为顺槽中线向主帮内30m，钻孔垂直覆盖范围为顶板向上35m。（详见图6-5、图6-6）2.封孔及连接用3寸PVC管封孔，缠绕白布带，封孔长度不小于8m，封孔材料采用马丽散和新型封孔材料相结合方式进行封孔，封完后及时连接到分流器。图6-5501工作面高位钻场布置平面示意图图6-6501工作面高位钻场布置剖面示意图3.501工作面高位钻孔参数。（详见表6-3）表6-3501二号进风顺槽高位钻场钻孔施工参数编号夹角（o）仰角（o）孔深（m）垂直距离（m）备注1-8218019夹角以501二号进风顺槽中线为基准，左偏为+，右偏为-。2-1222.58021.23-16248023.54-20258026.15-24268028.76-28278031.47-30288034.8（四）后巷采空区抽放利用高位裂隙的1#、2#钻孔作为采空区的抽放钻孔。在高位裂隙钻孔拆除时，留下1#、2#两个较低成层位的钻孔，对后巷采空区的瓦斯进行泄压抽采，以此减少后巷采空区瓦斯向巷道内涌出的量。五、防治水方案（一）探放水设计在501工作面回采前，为确保回采安全，应对其顶板进行直流电法物探及钻探验证，提前疏放含水异常区。直流电法物探在501一号、二号进风顺槽实施，采用10m的步距，对顶板向上105m范围内的岩层进行探查，查明含水异常，划分含水异常区域，分析含水层导通可能及充水通道，并且进行探放水工程设计，对含水异常区域进行验证和预疏放，提前消除水害隐患，确保工作面安全回采。（二）排水系统1.501一号进风顺槽：利用顺槽掘进原有的排水管路和水仓设水泵接力排水，要求排水系统排水