某煤矿主立井施工组织设计

1、目 录前 言3第一章 概况11第二章 施工方案及施工工艺32第三章 凿井辅助系统39第四章 劳动组织41第五章 施工工期43第六章 工程质量保证体系57第七章 安全生产77第八章 重大事故应急预案83第九章 环境保护及文明施工措施86前 言一、施工组织设计原则和依据本施工组织设计遵循下列法律、法规及行业的有关规定和要求，作为本项工程施工的依据。1. 国家关于工程建设现行的有关法律、法规及行业的有关规定。2. 国家关于工程建设现行的规范、标准及行业的有关规定。3. 矿山井巷工程施工及验收规范4. 煤矿井巷工程质量检验评定标准5. 混凝土结构工程施工及质量验收规范6. 工程建设标准强制性条文矿山部

2、分7. 锚杆喷射混凝土支护施工技术规范8. 液压滑动模板施工安全技术规程9. 煤矿安全规程10. 砖石工程施工及验收规范11. 机械设备安装工程施工及验收规范12. 煤矿机电安装工程质量标准及检验评级试行办法13. 煤矿立井井筒装备防蚀技术规范14. 煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定15. 煤炭工业煤矿井巷工程、建筑安装工程单位工程质量保证资料评级办法二、编制原则和指导思想1. 认真执行国家现行的规范、标准及行业的有关规定，在确保安全和工程质量的前提下，科学合理安排工程进度，优质、快速施工。2. 科学合理安排各工序施工顺序，优化施工方法，采取技术组织措施和质量保证措施，精心组织三类工程平行

3、交叉作业。3. 提高矿井机械化水平，改善劳动条件，提高劳动生产率。4. 认真贯彻“安全第一，预防为主”的方针，制定可行的安全技术措施，确保施工人员的安全和矿井施工的顺利进行。把防水、防瓦斯、防爆炸、防井邦片落、防坠物等工作贯穿到各工序中，做到防治结合。第一章 概 况1.1工程概况井田位置山西方山金晖凯川煤业有限公司位于方山县县城西南直距22km的大武镇下庄村，行政隶属于大武镇。地理坐标：东经11106071110648，北纬374154374249。交通条件井田位于方山县城西南直距22km的大武镇下庄村，东南直距大武镇7.5km，省道s218在井田东部南北方向穿越井田，沿省道s218东南行6.

4、5km即与国道g209相接，距孝柳铁路离石煤焦集运站31km，交通较为方便。自然地理井田位于吕梁山脉中段的西麓，为一中山丘陵区，属典型的吕梁山系黄土高原地貌，地表切割较强烈，井田总体呈西高东低之势，最高处位于西北部山顶，标高为1254.80m，最低处在井田东南部沟底，标高为1070.00m，相对高差为184.8m。气象及地震本区为暖温带大陆性季风气候，属半湿润地区。据方山县气象资料显示，年平均降水量为500mm，最大降水量744.8mm，蒸发量大于降水量，年平均气温在8.9，最高气温达36.4，最低气温30.5。每年10月底起降雪冻冰，最大冻土深度117cm，翌年3月底开始解冻，冰冻期160天

5、以上。风向：全年多西北风，少东南风(7、8、9月)，风速一般为1.7-2.6m/s，最大风速21m/s。（五）井筒工程概况主立井井筒设计净直径4.0m，井筒设计深度176.814m。标段内井筒及相关工程见下表1.1：井壁及相关工程表1.1序号部位（m）工程量(m)厚度(mm)/强度钢筋备注环筋竖筋一井筒176.81401010500/c30108070500/c3080150.2480.24300/c304150.24157.747.5500/c305157.74160.662.92300/c30160.66166.165.5500/c30166.16176.8140.654500/c301.

6、2工程地质及水文地质概况工程地质概况井田位于河东煤田中段离石国家规划矿区北部，中阳离石向斜北段褶曲的东翼，在离石详查区的北部，所含地层由老至新有奥陶系中统峰峰组（o2f），石炭系中统本溪组（c2b）、上统太原组（c3t），二叠系下统山西组（p1s），下石盒子组（p1x），上第三系上新统（n2）、第四系中上更新统（q2+3）、全新统（q4）。现将各地层简述如下：(1)奥陶系中统峰峰组（o2f)奥陶系中统黄家沟组为厚层状灰白色石灰岩，偶为白云质灰岩，裂隙发育，为方解石脉充填，本组厚度大于100m。(2)石炭系中统本溪组(c2b)本溪组上部以灰色、深灰色的泥岩、砂质泥岩为主，少量中粒砂岩，下段以泥岩

7、、铁铝质粘土岩为主。本组厚度为15.00-25.00m，平均为20.00m，与下伏地层呈平行不整合接触。区域煤层特征表表2-1-2煤层厚度（m）最小-最大平均间距（m）最小-最大平均结构（夹石）稳定性可采性010-0.430.070极不稳定不可采3.02-11.745.30020-0.530.260-1极不稳定不可采1.80-10.997.03030-1.500.610-3不稳定局部可采2.45-12.287.3910-0.550.090不稳定不可采0.63-9.614.9020-0.970.350-3不稳定局部可采2.40-9.006.0330-1.570.570-1不稳定局部可采1.42-

8、17.809.6040-2.370.910-1较稳定局部可采2.30-8.615.314下0-0.600.190不稳定不可采2.92-13.126.9550-5.411.230-3较稳定局部可采0.53-5.722.925下0-0.770.160不稳定不可采2.20-17.1011.8860-1.890.900-2较稳定局部可采5.80-15.0912.4870-1.070.470-1不稳定局部可采7.20-24.7014.6980-1.670.550-2不稳定局部可采0-12.537.1090.58-3.071.390-2较稳定局部可采0-10.686.62102.25-7.124.730-

9、6稳定全区可采1.40-8.204.81110-0.730.140-5极不稳定不可采5.20-9.707.09120-0.400.040极不稳定不可采 (3)石炭系上统太原组(c3t)本组地层由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰岩及煤层组成，为一套海陆交互相含煤沉积。本组旋回结构清楚，厚度较稳定，为80.00-98.00m，平均90.00m。从沉积特征来看，太原组煤层形成于海进过程中，聚煤作用发生于滨海平原上，海侵之初将潜水面抬升，致使海滨平原沼泽化，大面积沼泽分布，堆积了泥炭层，海侵的发生为泥质层埋藏保存创造条件。根据沉积旋回及其含煤特征可分为二段：下段：自太原组底部晋祠砂岩(k1

10、)底至(l1)灰岩底之间的一段地层，除k1砂岩外，主要为：深灰色泥岩、砂质泥岩、灰岩和9、10号煤层组成，9、10号煤均为稳定可采煤层。上段：从l1灰岩底至l5灰岩顶之间的一段地层，由深灰色灰岩、中粗粒砂岩、砂质泥岩、粘土岩及6、7号煤层组成，煤层不稳定不可采。本组含有大量的植物茎叶化石，以k1砂岩为底界标志层与下伏地层呈整合接触。(4)二叠系下统山西组(p1s)山西组是以陆相沉积为主的含煤沉积，主要由灰黑色砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、灰色细砂岩及煤层组成，厚度稳定性较太原组稍差，本组厚度为54.00-72.00m，平均为61.00m。本组从沉积特征看，形成于海退过程中，聚煤作用发生于海退的滨海

11、三角洲、平原及湖泊、泻湖、潮坪环境中。本组的砂岩层较太原组发育一些，而石灰岩则不发育。按其沉积特征和旋回结构可分上、下两段：下段：包括自山西组底部砂岩至3号煤层顶之间的一段地层，岩性主要为：灰色泥岩、砂质泥岩及4、4下、5、5下号煤层组成，5号煤层为稳定可采煤层，其余为不可采煤层。上段：从3号煤层顶至山西组顶部之间的一段地层，由灰黑色中细粒砂岩、砂质泥岩、粘土岩、泥岩和03、2、3号煤层组成，其中3号为稳定可采煤层，2号煤为不稳定局部可采，03号煤层不稳定不可采。本组含大量的植物茎叶化石，与下伏地层呈整合接触。 (5)二叠系下统下石盒子组(p1x)岩性上部和中部以紫红、浅灰、灰黑色的泥岩、砂质

12、泥岩、砂岩为主；下部以灰白、灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩为主。该组厚度为残留厚度20.00-50.00m，平均为30.00m。与下伏山西组地层呈整合接触。(6)上第三系上新统(n2)岩性为红色、黄红色的粘土，底部为砾石层。厚度为0-60.00m，平均30.00m。与下伏上石盒子组地层呈角度不整合接触。(7)第四系中上更新统(q2+3)为淡黄色粉砂土、棕黄色砂质粘土，夹棕红色粘土条带及3-5层钙质结核，厚度为0-70.00m，平均35.00m。与下伏地层呈角度不整合接触。(8)第四系全新统(q4)为河流冲积物、残坡积物，厚度0-13.00m，平均7.00m。与下伏地层呈角度不整合接触。水文地质概况

13、井田位于河东煤田北部黄河流域三川河系北川河支流东侧。区域位于黄河东岸，属吕梁山系，为典型的黄土高原地貌，地势东、北高，西、南低，经过长期剥蚀和堆积形成现在的一个似簸箕状向西南开口的地形形态，地表水系也随地形形态发育，河流、沟谷以主河道为轴向两岸切割地层，形成河谷两岸的黄土、基岩侵蚀中等山地地形以及河谷堆积地形。1、地表水区域内河流属黄河流域，以黄河为主干随地形发育，呈树枝状分布，较大河流有湫水河和三川河。湫水河发源于兴县黑茶山南麓由北向南经临县、三交镇流向西南至碛口镇注入黄河，全长107km，据林家坪水文站资料，河流量历史实测最大值3670m3/s（1967年8月22日），多年平均3.216m

14、3/s，最大月平均54.5 m3/s，1986年平均1.01 m3/s，1988年7月18日最大1090 m3/s，湫水河属季节性河流，雨天河水猛涨，雨后迅速减退，枯水季节流量甚小，7-9月份流量占全年的50%-70%。三川河由北川河、小东川河、大东川河、南川河等支流，分别自北向南，自东向西，自南向北汇流而成，由东向西经柳林注入黄河。三川河最大流量2260 m3/s，年平均5.34-9.54 m3/s。黄河从本区西缘由北向南流过，河底高程610-700m，据吴堡水文站1952-1977年资料，年平均流量924.4 m3/s，最大流量19500 m3/s。2、含水层(1)奥陶系中统峰峰组(o2f

15、)石灰岩岩溶水含水层离石详查区外围广泛出露，岩性为蓝灰色致密状灰岩，常夹泥灰岩、泥岩和石膏等。本层在区内无泉出露，在详查区以西约16km的柳林镇有泉涌出。钻孔揭露此层39-223m，根据岩芯所见裂隙不发育，仅有少量峰窝状溶洞。3号孔钻穿该层6.5m时，发现漏水，水位从原来的数米突降至134m（标高811.87m）。51号孔钻穿该层32m时曾漏水，水位亦随之下降，但很快被岩粉堵塞而回升，说明裂隙（溶洞）不大，该孔抽水试验结果：水位标高为877.70m，单位涌水量为0.00076l/s.m，渗透系数0.0047m/d。206孔钻穿该层223m，水位无变化，仅消耗量略有增加。上述情况说明该组含水层裂

16、隙、溶洞不发育，含水微小，个别地方可能含水稍多。(2)石炭系上统太原组（c3t）碎屑岩类及碳酸岩类裂隙含水层本组主要由3组石灰岩组成，其平均厚度l5是3.11m，k2是7.73m，l1是8.74m。其间距多在10m内，中间主要隔以泥岩，或者有少量砂岩。遇k2和l2时消耗量及水位明显变化的钻孔占29%，遇l5有显著变化的占4%。这些孔多位于浅部。本含水层组k2和l1为主。含水性因地而异，相差悬殊，浅裂隙发育，含水性强，深部则截然相反。例如位于浅部的37、39号孔k2和l1涌水，q=1.073l/s.m；而位于深部的51、78号孔q=0.0009l/s.m左右，35号孔则无水。本组抽水试验结果：水

17、位标高874.93-961.67m，浅部高，深部低；q为0.0009-1.073l/s.m，最大为最小的1200倍，k为0.0056-9.00m/d，最大为最小的1600倍。水质属重碳酸盐-硫酸盐型，为软的淡水。(3)二叠系下统山西组（p1s）砂岩裂隙含水层岩性主要由砂岩组成，厚度不大，且不稳定，含水微少。4次抽水试验中就有两次是水位下降几十米后不再出水，其余两次q值0.00012-0.0022l/s.m，k值0.0012-0.012m/d，水位标高881.23-1025.42m。水质属重碳酸盐-氯化物型，为硬的淡水。(4)二叠系石盒子组（p1x-p2s）砂岩裂隙含水层本组厚砂岩较多，且位于浅

18、部，易于接受补给，故含水性较山西组稍强，出露的下降泉较多，流量多为0.1-0.5l/s，最大1.1 l/s。有10%的钻孔发现本组涌水。试验结果：q值为0.0025-0.061l/s.m，k值为0.0032-0.22m/d，水位标高882.36-1069.35m。水质属重碳酸盐-硫酸盐型，为软的淡水。(5)上新统砾岩含水层上新统的底砾岩，常为半胶结状， 渗透性好，多位于沟谷侵蚀基面以上，当埋藏较深时，由于有红土覆盖，而含承压水。地表有不少小泉出露，水量多在0.2-0.4l/s间，钻孔遇该层涌水的有2、92、33号，涌水量0.26-1.8l/s。(6)全新统冲积砾石含水层本层广泛分布于三川河河谷

19、中，砾石多为滚圆状，透水性好，含水较丰富。潜水水位多在10m内，其年变化幅度不大，为0.33-0.93m；7-10月最高，1-3月最低。离石县城和马茂村有该层泉水涌出，流量分别为35 l/s、20l/s，水质属重碳酸盐-氯化物型，为微硬的淡水。3、隔水层(1)太原组底部的砂质泥岩、泥岩和铝土混合体、泥岩、砂质泥岩为主的本溪组地层具有良好的隔水性能，是奥灰水与煤系地层含水层之间良好隔水层。(2)煤系地层各含水层之间的泥岩、砂质泥岩也具有良好的隔水性能，是煤系地层各含水层之间隔水层。4、地下水的补、径、排条件(1)奥陶系灰岩岩溶水奥陶系岩溶水属柳林泉域。其主要补给来源是区域内出露部分，大气降水通过

20、裂隙或间接通过松散层的入渗补给岩溶水。受地质构造控制，岩溶水从向斜两翼汇集于向斜轴部，进而沿主径流带从北、南两个方向流向柳林泉集中排泄，另一个方式是区内人工开采。（见柳林泉域图）(2)灰岩岩溶裂隙水、砂岩裂隙水石炭系上统太原组灰岩岩溶水、二叠系砂岩裂隙水，主要靠大气降水的入渗补给和上覆含水层的渗漏补给。其地下水的径流方向和通道，受地形或岩层产状控制，大部分沿出露排向的沟谷中。深层承压水主要受地质构造控制，接受裸露区补给，沿岩层倾向运移。由于深层裂隙不发育，岩层倾斜角度不大，地下水径流缓慢，各含水层之间水力联系较弱。其主要排泄方式是生产矿井的矿排排水。(3)上覆松散岩类孔隙水松散岩类孔隙水主要接

21、受大气降水和河流补给，地下水流向一般和地表一致，径流途径短，地上水和地下水联系密切，呈互补互排关系。另外，上新统含水层水在沟谷中易形成泉水排泄。第二章 施工方案及施工工艺2.1施工准备2.1.1施工准备原则1. 施工准备期间，各工序、各工种之间交叉频繁，采用统筹的方法，运用网络技术，紧抓关键工程，采取交叉平行作业。2. 技术准备是工程准备和其它各项准备的前提，将在施工准备前期完成。3. 建筑安装工程采取交叉平行作业，安排工程进度时，考虑劳动力和设备的平衡。2.1.2四通一平施工现场“四通一平”基本完成，具备施工条件。供水：工业广场附近有水源井，满足生产和生活需要。供电：施工期间，利用矿方提供1

22、0kv电源接口，我公司在井口附近设临时变电所，供生产生活用电。通讯：由施工单位负责自行解决。道路：施工道路已通至施工场地，交通通畅。2.1.3施工准备的内容1.技术准备组织技术与管理人员勘测现场，认真审阅图纸，学习技术规范，组织图纸会审，并在此基础上编制井筒施工组织设计及专项施工措施。绘制施工总平面布置图、井筒平面布置图、稳绞车布置图、天轮平台、翻矸平台、锁口盘、吊盘、大模板等非标制作图。准备好各种技术资料和表格，做好各项技术交底和安全技术培训工作。2.设备和人员进场根据合同约定的时间，项目部管理人员、技术人员、物资供应人员及部分机电工和相应设备进场，进行施工现场前期准备工作（稳绞车基础、压风

23、、供电、生活临建等），待单身宿舍等生活设施满足要求后，机电安装人员、部分矿建施工人员进场，全面开展各项施工准备工作，其余人员和完好设备根据工作进展按计划陆续进场，并进行必要的安全培训工作。3.组织测量人员做好测量资料接收、复测工作，按业主提供的导线点、水准点进行全面复核校验，并标定井筒十字中心线及标高点。4.非标件加工及材料准备根据施工进度计划编制非标件制作计划和材料供应计划，并保证非标件制作按期完成。提前落实各种材料的货源及采购，特别是钢材、木材、水泥以及砂、石等大宗材料，并做好原材料复检实验工作。5.施工准备期应完成如下工作内容：开挖及浇筑稳、绞车基础，井架基础，砼搅拌站基础，安装稳绞车、

24、凿井井架、天轮平台、卸矸平台、砼搅拌站、并调试稳绞车、压风机等凿井设备。新建机修车间、材料库房、职工住房等临时建筑。修筑施工场地内的临时便道。硬化砂石料堆放场地。井筒浅部20m掘砌成井，并安装吊盘、封口盘、中心回转抓岩机等设施的安装、管线吊挂工作。2.2施工方案井筒施工采用综合机械化配套施工方案，短段掘砌、混合作业方式。井筒施工布置jkz-2.82.2/15.5e型绞车1套单钩提升，5m3吊桶出矸，座钩式自动翻矸，地面汽车排矸。采用fjd6a型伞钻打眼，中深孔光面爆破。1台hz-6型0.6m3中心回转抓岩机装矸，施工砼由井口2台js500型强制搅拌机搅拌，pld800型自动计量装置上料，由3m

25、3底卸式吊桶下放到吊盘通过分灰器入模，整体下移金属模板砌壁，段高4.0m，一掘一砌，通过滚班制作业方式，实现井筒优质、快速施工。井筒内设置二层凿井钢结构吊盘，层间距4.0m，下层吊盘安设hz-6型中心回转抓岩机，上层吊盘设排水水箱、卧泵用于井筒排水。2.3施工方法2.3.1锁口及表土段施工若有永久锁口施工图，则按永久锁口施工，否则预留临时锁口，红砖砌筑。锁口及表土段采用yc35-7（g）型挖掘机挖土装桶，人工风镐辅助刷帮。必要时采用井圈背板临时支护。金属组装模板砌壁，掘砌段高以1.32.3m为宜。每段掘够高度后，即可按设计绑扎钢筋，为防止已砌好的井壁下沉，施工时根据实际情况增加小型壁座，掘进下

26、个段高时，及时对上一段高不少于8个方向打好点柱。施工中专人负责安全检查，确保施工安全及工程质量。2.3.2基岩段施工掘进在三盘吊挂前采用7655型风动凿岩机打眼，钻爆法掘进。当井筒三盘吊挂完成后，采用伞钻凿岩，配ygz-70型导轨式高频凿岩机6台，25mm中空六角钢2.7m长钎杆，55mm“十”字或“一”字型钻头打眼，炮眼深度2.5m，直眼掏槽，掏槽眼深度2.7m。选用高威力水胶炸药，毫秒延期电雷管爆破，放炮母线采用不小于16mm2的铜芯电缆，随悬吊钢丝绳下放至吊盘上，吊盘以下至工作面选用4mm2铜芯母线电缆，在地面采用380v交流电源起爆。a.炮眼布置见图；b.爆破原始条件表2.1c.爆破参

27、数见表2.2d.预期爆破效果见表2.3爆破原始条件表2.1序号名 称单 位数 量备 注1井筒净直径m4.02井筒荒径m5和4.63井筒掘进断面m219.64岩石条件f465雷 管毫秒延期电雷管6炸 药水胶炸药爆破参数表表2.2序号炮眼名称眼号眼数（个）圈径(m)炮眼角度炮眼位置(mm)炮眼长度（m）装药量（kg）起爆顺序联线方式眼距圈距每眼每圈每眼每圈1掏槽眼1881.79050004.737.63.5282辅助眼920122.9906006004.5543.542并联3辅助眼2137174.1906006004.576.52.847.64辅助眼3859225.3907506004.5992.

28、861.65辅助眼6086276.5907506004.5121.52.875.66辅助眼87118327.7907506004.51442.889.67周边眼119173558.988.55005004.5247.52.1115.5合计173780.1459.9预期爆破效果表表2.3序号项目名称单位数量备注1炮眼深度m4.52炮眼利用率%903每循环进尺m4.04每循环炮眼消耗量m780.15每米井筒炮眼消耗量m/m1956每循环雷管消耗量个1737每米井筒雷管消耗量个/m43.38每循环炸药消耗量kg459.99每米井筒炸药消耗量kg/m11510每循环爆破实体岩石m3254.411单位原

29、岩炸药消耗量kg/m31.812单位原岩雷管消耗量个/m30.7出矸采用1台hz-6型中心回转抓岩机装矸，5.0m3吊桶出矸，座钩式吊桶自动翻矸，落地后由铲车装入自卸汽车运至矿方指定地点。a.为提高出矸速度，采取以下措施i. 合理安排抓岩路线及顺序，首先抓出水窝和桶窝，使吊桶低于碴面，人工辅助扒出井帮矸石，工作面使用坐底吊桶，缩短吊桶在工作面停留时间。ii. 为便于装岩，除排水泵外，其它管路不得伸出吊盘以下。iii. 抓岩机司机应提前进行培训，使其熟悉其结构性能，班前规划好抓岩路线，施工中正确操作。iv. 工作面有足够照明。v. 加强工作面排水工作，为抓矸创造条件。b.抓岩机的操作注意以下事项

30、：i. 试车：试车前检查机器各部情况是否正常，所有紧固件是否可靠。空载运转35个循环，重载试抓23次，并检查提升制动的可靠性。ii. 正常操作：试车操作正常后，即可正式装岩。iii. 抓斗离吊桶位置较远时，通过操作机架回转和臂杆的升降使抓斗准确地摆到吊桶的上方，迅速将抓斗张开。抓斗卸矸时，要根据吊桶口径的大小，控制抓斗张开的程度。iv. 抓装距抓岩机较远的矸石时，通过操作臂杆的升降和机架的回转利用抓斗的移动惯性，将抓斗甩到远处的矸石堆上，抓取矸石。v. 抓岩机装岩过程中，一般井筒四周的余矸较多，人工将四周矸石集中一起，用抓斗将堆积的矸石装入吊桶。c.抓岩机操作规程：i. 操作时应按厂家使用维护

31、说明书进行。ii. 必须配以专职司机和熟练的维修人员。iii. 当工作面下移，需要回落吊盘前，必须先回抓斗，以免吊盘压到抓斗，造成事故。iv. 当抓斗在悬空状态下的设备故障处理期间，井下工作面不得有人。v. 当工作面出现特殊问题，抓斗较长时间不使用时，必须将抓斗拆到地面。悬吊抓岩机专用钢丝绳，必须定期进行检查，并符合要求。vi. 在该设备的使用过程中，使用人员应及时总结经验、教训。一旦发现问题，采取有效的防范措施，并向有关部门汇报。基岩段砌壁钢筋的绑扎：井筒掘进段高、断面符合要求后，便可绑扎钢筋，井筒竖向钢筋建议采用等强度直螺纹钢筋套筒连接方式，环向钢筋采用搭接方式绑扎，搭接长度竖筋40d、环

32、筋30d，且钢筋接头不得在钢筋拐弯处，位于同一连接区内钢筋搭接接头面积百分率不大于25%，并应均匀分布，保证钢筋搭长度、砼保护层厚度符合设计。井壁砌筑：整体模板在未安装前，使用组装式金属模板砌壁，段高以1.32.3m为宜。当整体下移金属模板安装完成后，使用整体下移金属模板砌壁。砌壁选用mjy4.0/8.0型整体金属下行钢模板，砌壁段高为4.0m，与中深孔光爆相结合，实现了一掘一砌正规循环作业。模板由地面稳车悬吊，模板下部设计斜面刃脚，模板上部设有68个导向槽钢，防止上、下两段井壁出现井壁砼错台。砌壁模板的立模工艺：在工作面掘够一个段高，经检查井帮荒径符合要求，先将刃脚落下，用中线和水准仪找正调

33、平，然后绑扎钢筋，用砂子挡住竖向钢筋的搭接空隙部分，最后落直模找正稳固牢靠后，打开模板上的脚手架杆，将脚手架杆支好，模板组立完成，便可浇注砼，砼应分层对称浇注，随浇注随振捣。砌壁砼由井口强制搅拌机制作，通过底卸式吊桶送至吊盘，通过砼分灰器输入模板内。混凝土施工注意事项：、在浇注砼前，必须把井壁接茬处粘着的矸石等杂物清理干净，模板刃脚与井帮荒径用砂填实以防跑浆，确保井壁砼接茬质量。、浇注砼时要垂直入模，下料要均匀，对称连续分层浇注，振捣工作要定人、分区分层振捣，分层厚度不超过300mm，且均匀布置振点，间距一般为300400mm。随浇注随振捣，确保砼饱满密实。、井壁接茬处必须加强砼捣固，确保井壁

34、接茬严密。、浇注砼结束后，拆除脚手架杆，对模板组件进行必要的清理和保护。2.3.3掘砌作业制度及循环图表井筒施工实行一掘一砌作业方式，炮眼深度2.5m，炮眼利用率取90%，循环进尺4.0m，循环时间24小时，循环率取80%，井筒平均月成井96m，满足合同进度要求。为提高专业化水平，将施工分为凿眼、出矸、砌壁、出矸清底四大工序，相应成立四个专业班组，实行滚班制作业，基岩段循环图表见表2.4。井筒作业循环图表表2.4班次工序名称工时时 间（小时）时分123456789101112131415161718192021222324打眼班交接班10下伞钻打眼准备30打眼530伞钻收拢升井20装药连线放炮

35、30通风30出碴班交接班10清扫盘、落盘20安全检查、出矸准备30出碴、刷帮430砌壁班交接班10绑筋、落模、 找正130回盘下分灰器30浇筑混凝土330清模板20接管及风筒（30）清底班交接班10出矸准备30出矸刷帮清底4202.3.4为提高爆破效率应采取如下措施1) 技术人员应根据岩石变化情况以及爆破效果及时调整爆破参数，并贯彻到施工班组，施工人员严格按技术人员提供爆破图表中规定的炮眼位置、深度、倾角、装药量操作，除掏槽眼外，其它炮眼都应落在同一水平上。2) 装药前应将炮眼内的岩粉清除干净，使炸药能装到眼底。3) 在非煤层段采用反向装药结构，当井筒揭煤或在煤层中掘进时采用正向装药结构。装药

36、时要防止药卷之间夹入岩粉、碎石造成拒爆。4) 装药后，炮泥要按规定填满填实，不准用碎石粉或其它易燃物代替炮泥。5) 提高联线质量，联线人员应将手洗干净，放炮员应仔细检查联线情况，避免漏联、错联、虚联而产生瞎炮。2.3.5伞钻操作打眼注意事项下井前的准备工作：a. 每班下井前须将各油雾器都加满油之后将油盖拧紧。b. 检查各管路部分是否渗漏，发现问题及时处理。c. 操纵推进油缸使凿岩机上下滑动，看其运行是否正常。d. 检查钎头、钎杆水眼和凿岩机水针是否畅通，钎杆是否直，钎头是否磨损。e. 检查吊环部分是否可靠，有无松动等现象。f. 检查操纵手柄是否在“停止”位置，检查机器收拢位置是否正确，注意软管

37、外露部分是否符合下井尺寸，以免吊盘嗽叭口碰坏管路系统。g. 用两根钢丝绳套分别在推进器上部和下部位置捆紧，防止意外松动。h. 下井前，将环形分风分水器放在钻架顶端，伞钻通过行车沿工字梁轨道运送至井盖门附近，然后将其转挂到提升钩头上。i. 按井筒中线测定井筒中心，在井底工作面井筒中心放好伞钻座。j. 通知绞车司机、井口、吊盘、工作面信号工，说明伞钻下井到各水平时的注意事项，各岗位人员必须精心操作，密切配合。k. 伞钻在井上转挂钩时，井盖门必须关闭。伞钻下井及固定：a. 用以升降、悬吊伞钻的提升绞车、悬吊稳车、钢丝绳、钩头等提升系统，必须满足伞钻整机重量要求，防止过载。b. 升降伞钻的运行速度要平

38、稳，伞钻通过吊盘喇叭口时，应停下检查是否有凸出部分碰撞吊盘。c. 伞钻下放到井底后，将伞钻推至井筒中心，安放在伞钻座上，吊盘上的工作人员将伞钻用专用提升钩头或提升机钩头悬吊稳固，操作人员接上风水管路，即可开风。d. 先开动油泵风泵，根据工作面高差，操作调高油缸，调整钻架高度；撑起支撑臂，将伞钻固定好，并将悬吊钩头稍松一点，以防止因凿岩时钢丝绳收缩，凿岩机的压力作用使伞钻上升，造成支撑臂变形或油管断裂。e. 支撑臂的固定位置应避开吊桶运行路线；在操作调高油缸时，注意观察支撑臂受力情况，防止受力变形过大而折断。f. 固定钻架时，要使伞钻中央立柱垂直于工作面，以减少炮眼倾斜。三个支撑臂必须牢固地撑在

39、井帮上。伞钻打眼：a. 伞钻打眼时，悬吊钩头一定要钩住伞钻吊环；伞钻动臂移动到新眼位后，下放推进器时速度不要太快。找正新眼位时，将风动把手放在正常给风位置，使顶尖顶紧工作面，避免错位。b. 风源压力应在0.50.7mpa范围之内；展开各动臂时小心勿碰坏风水管路及油管。c. 伞钻打眼必须定人、定机、定区域、定眼位，严格按照爆破图表施工。d. 打眼过程中，随时注意岩石变化、排粉屑情况，并根据钎杆转动速度和凿岩机上下跳动情况，判断打眼是否正常。如排粉不畅，钎杆转动过慢时，应减慢钻进速度和停止推进；应分析是否钎头脱落、炮眼偏斜、阻力太大、凿岩机回转部分出现故障以及钎头进入岩层裂隙和泥层中等原因所致。e

40、. 打眼过程中，驱动油泵马达应关闭，动臂动作时再开动，避免溢流阀动作频繁而失效。f. 打眼时，应注意伞钻避免推进丝杆挤伤手指；开眼前，先开排粉风阀，直到炮眼打完，钎杆拔出后才能关闭排粉风阀。g. 开眼时，小风量开动回转马达及凿岩机冲击部分，不可开动太猛太快，以免眼位偏斜。当定好眼位钻入岩石后，再加大风门，一般回转部分手柄推至最大给风位置，冲击部分根据岩石软硬情况，随时调整风量避免卡钎。h. 冲击部分要尽量减少“空打”现象，以免损坏机件。i. 拔钎时应关闭冲击部分，回转部分要适当控制转速，防止钎杆甩动过大。伞钻凿岩收尾工作：a. 炮眼打完后，先将各动臂收拢，然后将支撑臂油缸收回，再将调高油缸收回

41、，换至提升钩头上，防止钻架偏斜，最后收拢支撑臂并捆绑牢固。b. 通知绞车司机、信号工、看盘人员注意，做好伞钻升井的准备。伞钻在工作面稍稍提起后停下，检查井筒内有无障碍物以及吊挂是否牢固可靠，开始上提速度为：0.1米/秒。过盘口后要平稳提升。c. 伞钻升井前，应将钎子全部取下，拆下风水管路，并捆牢。升井后由提升钩头转挂到井口棚内工字钢行车上，推至井口棚一侧安放。d. 提伞钻时，井口由专人指挥，井盖门周围清扫干净。e. 井口棚内伞钻检修起重梁位置要适当，定期检查。其它要求：a. 操作工必须经过培训，方准操作伞钻。b. 伞钻下井前必须认真检查，确认完好后，方准入井。c. 井上下工作人员，登高时必须佩

42、带安全带、安全帽，井下人员戴好劳动防护用品。d. 下放伞钻时，工作面提升范围严禁有人，伞钻经过吊盘口时，吊盘上必须有专人检查伞钻是否安全通过。e. 非伞钻操作工，严禁乱动机械设备；连接风水管路一定要牢固，并用铁丝连接上下端。f. 伞钻在提升孔投影范围内工作时，禁止吊桶运行，若吊桶正在运行中到达吊盘位置，必须打信号停车。g. 伞钻上、下井由带班长统一指挥，信号工要目接目送。h. 操作工操作各支臂时，要准确判断支臂伸缩情况，以免碰伤自己和他人。i. 在工作前，吊盘一定要支撑稳固，不得摆动。2.3.6与井筒相关硐室施工方案与井筒相关硐室：标段内工程:休息硐室标段外工程:煤仓上口通风巷、管子道、马头门

43、、带式输送机硐室、箕斗装载硐室、煤仓漏斗、清理撒煤巷。硐室施工采用先拱后墙，下行分层掘进，上行砌筑，与井筒一并作出的施工方案。具体施工方法为：当井筒掘砌至硐室顶板12m时停止砌筑砼井壁，井筒继续下掘，掘至拱基线时，先将拱部掘出24m，根据岩性情况，井筒及硐室采用锚网喷临时支护，随后下掘井筒至硐室底板，并掘出硐室的墙部。然后再掘支硐室剩余部分，边掘边锚网喷临时支护，直至设计位置。最后由里向外组立模板，利用砼输送泵浇注硐室砼，与井筒相连硐室部分，与井筒同时支立模板浇注砼，使井筒与硐室浇注成一整体，确保工程质量。经验收合格后，方可进行下道工序施工。硐室工程，施工前由项目部根据实际施工情况编制专项施工

44、方案，经相关职能部门及领导审批后施工。2.3.7井筒过破碎岩层时的施工措施在井筒施工过程中可能局部遇岩层裂隙发育、破碎，岩层稳定性较差等，为防止井帮片落、掉块伤人等现象发生，保证安全快速通过，根据施工经验，拟采取如下施工措施：掘进时，根据围岩破碎的程度，爆破时采用多打眼、打浅眼、少装药、放小炮的控制爆破法，采取减小周边眼圈径进行放炮，减少对围岩的震动破坏。对岩层不稳定井帮，采取网喷或锚网喷临时支护，临时支护厚度不计入井壁砼厚度，严禁空帮作业。如围岩特别破碎或松软，锚网喷支护效果不好，可采用井圈背板等方法通过。或采用双层井壁支护及提高砼强度等方法加强支护。在岩层特别破碎，普通支护效果不明显时，对

45、破碎带岩层进行工作面注浆加固。施工中加强与科研、设计部门、建设单位的信息交流，针对本矿井地质情况，及时调整施工方法，确保施工质量和安全。2.3.8井筒综合防治水方案（一）综合防治水方案施工中必须坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘”的原则及“截、导、排、堵”的施工方案施工，必须根据井筒实际揭露岩性及井筒预测柱状图对照分析，做好防治水措施。井筒揭露可疑含水层之前，利用潜孔钻机超前探水。当探水钻孔涌水，且预计井筒涌水量小于5m3/h时，可随矸石通过吊桶排出；当井筒涌水量大于5m3/h，小于10m3/h时，工作面涌水用潜水泵排至吊盘上水箱通过高扬程卧泵排至地面。当预计井筒涌水量大于10m3/h时，采取

46、工作面预注浆法施工。若采用工作面预注浆法施工，施工前另行编制施工组织设计。其他防治水措施：1）堵水对基岩壁后涌水采取充填注浆法封堵。该法是利用风钻施工42mm注浆孔。预埋40mm无缝钢管作注浆管，无缝钢管顶端安装高压球阀，在工作面利用注浆泵进行注浆堵水、加固。2）截水当井壁淋水较大时，应在工作面上方设临时截水槽，收集淋水导入吊盘水箱中经卧泵排出井外。3）导水对于井壁上的大于0.5m3/h的集中出水点，安设导水管，将水导到截水槽内。当吊盘通过该位置时，在吊盘上用注浆泵将壁后涌水封堵。4）排水：当井筒涌水量较小时，可使用风动潜水泵将水直接排至吊桶内随矸石将水排至井外。当井筒涌水量大于10m3/h时

47、，用水泵将工作面水排至吊盘上的水箱内，用吊盘上安设的卧泵将水排至地面。（二）掘进工作面遇有下列情况之一，必须根据实际情况编制防治水方案，进行探放水：接近水淹或者可能积水的井巷、老空或者相邻煤矿；接近含水层、导水断层、暗河、溶洞和导水陷落柱；打开防隔水煤（岩）柱进行放水前；接近可能与河流、湖泊、水库、蓄水池、水井等相通的断层破碎带；接近有出水可能的钻孔；接近水文地质条件复杂的区域；掘进破坏影响范围内有承压含水层或者含水构造、煤层与含水层间的防隔水煤（岩）柱厚度不清楚可能发生突水；接近有积水的灌浆区；接近其他可能突水的地区。2.3.9井筒揭过煤层施工方案施工方案该矿井为低瓦斯矿井，为确保揭煤安全，

48、在井筒施工中，严格按高瓦斯矿井要求管理，严格按防治煤与瓦斯突出规定及煤矿安全规程有关规定：井筒穿过厚度超过0.3m以上煤层，井筒揭穿煤层前必须采取“突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施”四位一体的综合措施。本井筒揭煤采取先探放、后揭露的施工方案。主要措施为：根据地质预测柱状图及实际岩性揭露情况，准确控制各煤层层位。在工作面距煤层10m（若地质构造复杂、岩石破碎的区域20m）外，至少打个前探钻孔，测定瓦斯压力（p）、瓦斯放散初速度指标（p）、煤的坚固性系数（f）等基本参数，查明煤层赋存情况，并预测工作面突出危险性。在工作面距煤层法线5m外，至少打2个穿透煤层全厚钻孔

49、，进一步对工作面的突出危险性进行预测。当预测无突出危险或突出煤层厚度小于0.3m时，采用震动放炮揭穿煤层；当预测煤层为突出危险，且煤层厚度大于0.3m煤层时，打直径90130mm的瓦斯排放钻孔，进行瓦斯排放，必要时进行瓦斯抽排。若采用钻孔排放措施施工，钻孔在工作面内均匀布置，钻孔一次性穿过煤层。通过钻孔排放瓦斯，当瓦斯压力降至0.74mpa以下，工作面风流中瓦斯浓度和二氧化碳浓度分别在1%和1.5%以下，施工瓦斯排放效果检验的各项指标符合要求后，最后采用地面远距离放炮揭开煤层。若煤层瓦斯情况比较复杂，请建设单位、监理单位、瓦斯科研部门等共同研究探讨，采取可靠的安全技术措施。井壁支护视煤层稳定性

50、情况，采取必要的临时支护措施。可采用挂井圈、背板、网喷等措施对煤层井帮进行封闭加固，防止片帮。若煤层较软，则采用短段掘砌。过煤层的施工一定要快速，尽可能减小井帮围岩的暴露时间。必要时对煤岩分界处和煤层段的井壁，要提高井壁砼的支护强度及厚度。施工安全措施井筒揭穿煤层，施工前必须完成下列准备工作：1) 距井口20m范围内及井下各种电气设备设专人检查，符合揭煤要求；2) 井筒中必须安装瓦斯监控系统，工作面、吊盘下等易出现瓦斯积聚的地点按规定设ch4、co传感器，当瓦斯超限时能自动报警和切断所控制设备的电源，实现“三专两闭锁”；3) 井下应采用不延燃橡胶电缆和抗静电、阻燃风筒；4) 加强通风与瓦斯检查工作，井下工作面保持正常通风，每班有专人检测瓦斯浓度；5) 工器具使用时确保不产生火花，井底工作面严禁风镐作业；6) 下井工作人员按规程随身带矿灯和自救器；井下工作面悬挂便携式瓦斯检测仪；7) 揭过煤层时，必须采用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药和瞬发雷管，当采用毫秒雷管时，最后一段延期时间不超过130ms。爆破时，人员必须撤至井口50m外安全地带，爆破后门首先检查井口附近瓦