煤矿井筒施工组织设计.docx

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1、 XXXXX组织设计XXXXXX煤矿XXXX井筒工程施工组织设计XXXXXXXXXXXX年XX月XX日前 言一、矿井概况XXXXXX井位于XXXX中部,行政区划属XXXXX县管辖,井田地理位置座标:北纬 XXXXXXXXXXXX;东经XXXXXXXXXXXX主斜井开口位置：X=XXXX,Y= XXXX,Z=+ XXXX。方位角为XXXX度，坡度为XXXX ，主斜井长度为XXXX m；副斜井开口位置：X=XXXX,Y= XXXX,Z=+ XXXX。方位角为XXXX度，坡度为XXXX ，主斜井长度为XXXX m.二、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

2、本施工组织的依据。（一）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。（二）国家关于工程建设现行的规范、标准及行业的有关规定。（三）根据山西美盛物资贸易有限公司提供的招标文件和答疑。（三）施工及验收规范、规程及标准矿山井巷工程施工及验收规范GBJ213-90煤矿井巷工程质量检验评定标准MT5009-94混凝土结构工程施工质量验收规范GB50204-2002工程建设标准强制性条文矿山工程部分建标200192号混凝土外加剂应用技术规范GJ119-88混凝土强度检验评定标准GBJ107-87锚杆、喷射混凝土支护技术规范GB50086-2001煤矿建设安全规定（试行）97年版煤矿安全规程200

3、4年版施工现场临时用电安全技术规范JGJ46-88三、编制原则和指导思想1、认真贯彻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，立足高标准，早投产。2、科学合理安排各工序施工顺序，优化施工方法，精心组织三类工程平行、交叉作业，采取技术组织措施和质量保证措施。3、提高矿井施工机械化水平，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，制定切实可行的安全技术措施，确保施工人员的生命安全和矿井施工的顺利进行。把防水、防瓦斯、防爆炸、防冒顶等自然灾害防治工作贯穿到各单位工程各道工序中，做到防治结合，万无一失。1、井田概况. .

4、. 1.1地理位置. . . 1.2地形地貌、水文. . 1.3气象地震. 1.4地质及地质构造2、施工准备. 2.1施工准备原则. 2.2四通一平2.3施工准备内容2.4施工准备3、井筒施工方案和施工方法及施工工艺3.1井筒设计参数3.2井筒施工方案及施工方法3.3新技术、新工艺、新材料、新装备的应用3.4技术要求3.5过断层及构造带施工3.6探、揭煤措施3.7防洪、防雷电措施3.8冬雨季施工措施3.9测量4、辅助生产系统4.1主、副斜井提升系统4.2主、副斜井排水系统4.3主、副斜井压风系统4.4主、副斜井供电系统4.5主、副斜井通风系统4.6主、副斜井排矸系统4.7主、副斜井通讯系统5、

5、工程进度计划安排5.1工程排队5.2进度指标5.3工期保证措施5.4质量控制与质量保证措施6、施工劳动组织7、安全技术措施.8、竣工验收后保修工作的措施和承诺.9、降低造价措施及成品保护的保证措施.9.1降低造价措施9.2成品保护的保证措施10、文明施工及环境保护措施10.1文明施工措施10.2环境保护措施1、井田概况1.1交通位置XXXXXX井位于XXXX中部,行政区划属XXXXX县管辖,井田地理位置座标:北纬 XXXXXXXXXXXX;东经XXXXXXXXXXXX矿井场地南距XX县城约XXKm，北距西XXX级公路XXKm，由此公路往南到达XX县城后经XXX道向东北可达XXX，向西可达XXX

6、，矿区交通较为便利。1.2地形地貌、水文本井田属XX山系，为典型的黄土高原地貌。按其形态类型分为侵蚀地形及堆积地形。侵蚀地形表现为强烈切割的梁峁壮黄土丘陵，分布于井田内大部分地区。冲沟密集而狭窄，形态多呈“V”型，与黄土梁、峁、相间分布，常见陡崖黄土残柱及陷穴等微地貌景观。沟谷两侧及谷底有基岩零星出露，井田内由于植被稀少，致使水土流失严重，堆积地形主要发育在湫水河谷，为冲积、洪积堆积。湫水河河谷宽阔、平坦，一般宽200米左右，两岸断续分布着级阶地。综观井田地形，大致东高西低，黄河河谷及湫河河谷为低凹地带，主支沟基本垂直湫水河和黄河河谷，在井田北部呈南东北西向分布，中部及南部呈东西向分布。井田内

7、地形最高点位于井田东北部，标高1035.20。最低点位于井田西南部，标高652.70。一般相对高差100150。本井田河流属于黄河水系。湫水河为流经井田北缘的河流，发源于兴县黑茶山南麓，经阳坡水库入临县境内在注入黄河。该地区多年平均流量3.22，最大月平均流量0.01。枯水的冬、春季节，流量甚小，主要靠小泉水汇成细流。黄河从井田西部边缘流过，流经距离约10K。河流高程650.00-664.00，流向由北向南，根据吴堡水文站1952-1977年资料，年平均流量924.4，最大流量19500。1.3气象及地震井田地处晋西北黄土高原，为大陆性季风气候，属暖温带半干旱地区。气候变化昼夜悬殊，四季分明。

8、降雨量有限，多呈干旱状态。冬春两季多西北风少雪雨，而夏季雨量集中，有时出现洪水灾害；年平均气温8.8，1月份最低，平均-7.6，极值为-24.8，7月份最高，平均为22.6，极值为37，平均值相差30.2。一般降至0时间在10月份中旬，回升至0的时间在翌年4月份中旬；截止1993年，平均年降水量513.9，最大降水量在7月份，为119.2，最小在1月份，为4.5。日最大降水量在1970年8月9日，为162.5。雨量集中于7、8、9月份，占全年的59。蒸发量最大在6月份，平均362.3，年平均值为2141.9；风向多为西北风，风速历年平均2.5，最大月平均3.1，最小月平均2.2；初霜期在10月

9、上旬，综霜期在翌年3月底。平均无霜194天。初雪期平均11月下旬，终雪期为翌年3月底，一次最大积雪143，深处最早冻结期在11月26日，最晚解冻为翌年4月1日。井田内最大冻土深度1.11。根据2001年中国地震峰值加速度图，本区地震峰值加速度为0.05。1.4、地质及地质构造地质资料不详2、施工准备2.1施工准备的原则（1）施工准备时间，各工种、工序之间交叉频繁，采用统筹方法，运用网络技术，紧抓住关键工程，采取平行交叉作业。（2）技术准备是工程准备和其他各项准备的前提，将在施工准备前期完成。（3）建筑安装工程采取平行交叉作业，安排工程进度时，考虑劳动力和物质的平衡。2.2四通一平施工现场“四通

10、一平”基本完成，具备施工条件。(1)供水：在贺龙沟附近建一口水井以满足生产和生活需要。(2)供电：工程施工期间，利用甲方提供10KV的双回路电源，在井口附近设以10KV临时变电所，供主、副二个井筒施工用电。(3)通讯：由施工单位通过手机、自行解决通信问题。(4)临时道路通至施工所在地，交通通畅。2.3施工准备内容 施工准备工作主要包括技术准备、工程准备、器材准备及劳动力准备和对外协调工作。具体内容为：（1） 定位工作。（2） 必要的生活福利设施和工业设施。（3） 落实施工准备和物资供应，按劳动力需用计划，组织施工人员进场，并进行必要的培训工作。2.4施工准备2.4.1施工准备施工准备工作是影响

11、井筒建设速度和工期的主要因素，只有充分做好施工准备工作，才能保证井筒的顺利开工和正常施工，才能避免或减少停工、窝工现象，才有可能加快井筒建设速度，缩短建井工期。我方进场后，要立即组织人员进行临时设施工程和凿井措施工程的施工，以便尽快完成所有的准备工作。 我方需要完成生活和施工所需的供水、供电、供风等管线和地面大临设施、凿井措施工程的施工等。本着在满足施工需要的前提下，尽量减少临时工程的原则，根据实际所需，建设临时设施工程。详见临时工程一览表，工程材料进场计划表，准备期施工安排表，施工机械进场计划表。2.4.2施工总平面布置施工总平面布置的主要依据：（1）临时建筑工程的位置和面积，场区内供水、压

12、风、供电、通讯、排水等管沟网和料场、库房、加工车间、排矸场地的安排等；（2）国家有关建筑规程、规范、防火、防汛、防雷电和环境保护等。施工平面布置应遵循的原则：a、各临时建筑物的相互位置要符合施工工艺要求，动力设施要靠近负荷中心；b、尽量避免人流、物流的交叉、倒流，避免器材的长距离搬运；c、不占用永久建筑位置。具体见平面布置图。主、副斜井临时工程一览表序号名 称建筑面积（m）结 构小计备注1绞车房砖混332主副斜井合用2压风机房砖混150主副斜井合用3配电房砖混100主副斜井合用4矿灯房砖混30主副斜井合用5更衣室砖混80主副斜井合用6水泥库砖混120主副斜井合用7木工房砖混30主副斜井合用8机

13、电维修加工房砖混60主副斜井合用9锅炉房及澡堂砖混60主副斜井合用10炸药房砖混20主副斜井合用11通风钉道房砖混20主副斜井合用12门卫室砖混20主副斜井合用13办公用房砖混160主副斜井合用14职工住房砖混1200主副斜井合用15材料库砖混80主副斜井合用16食 堂砖混60主副斜井合用1718主、副斜井凿井措施工程一揽表序号名称规格单位数量1压风机基础m3402压风机基础m3203压风机安装台24压风机安装台15提升绞车基础m31606提升绞车基础安装台27搅拌台基础m3508搅拌台安装套29翻矸台基础m36010翻矸台安装套21110KVA临时变电所安装项212地面车场轨道铺设m若干13

14、矿灯房配置及安装项114电机车维修间M26015上料棚M2300161718主、副斜井工程材料的进场计划序 号名 称单 位数 量时 间1电缆M1600工程开工后7天进场2水管M1500工程开工后7天进场3砖块50000工程开工时7天进场4水泥t120工程开工时7天进场5砂M150工程开工时7天进场6石子M400工程开工时7天进场7木材M10工程开工时7天进场8钢材t40工程开工后10天进场主、副斜井准备期施工安排表序号工 作 内 容时 间（天）510152025303540451进场52明槽403水泥库土建104变电所建安55砼搅拌系统形成26绞车基础及养护77绞车房108绞车安装调试259压

15、风机基础710压风机房511压风机安装调试712卸矸架基础513卸矸架安装714砌筑矸石仓1215其他土建30163、施工方案、施工方法及施工工艺3.1井筒设计参数主斜井开口位置：X=XXXXX,Y=XXXXXX,Z=+XXXX。方位角为XXX度，坡度为XX。主斜井长度为XXXXm,主斜井（表土段）井筒荒断面为XXXXX，净断面为XXXX m，采用混凝土砌碹支护，支护厚度为XXXmm；主斜井（基岩段）井筒荒断面为XXXXm，净断面为XXXX m，采用锚网喷支护，锚杆采用三花排列方式，间排距为XXXmmXXXmm，喷射砼厚度XXXmm，喷射砼标号为CXX。（见巷道特征表）副斜井开口位置：X=XX

16、XXXY=XXXX,Z=+XXXX。方位角为XXX度，坡度为XXX。副斜井长度为XXXXm，副斜井（表土段）井筒荒断面为XXXXm，净断面为XXXm，采用钢筋混凝土砌碹支护，支护厚度为XXXmm；副斜井（基岩段）井筒荒断面为XXXXm，净断面为XXXXm，采用锚网喷支护，锚杆采用三花排列方式，间排距为XXXmmXXXmm，喷射砼厚度XXXmm，喷射砼标号为CXX。（见巷道特征表）主斜井巷道基本特征表序号煤岩硬度支护形式倾角长度断面（m）每米耗材净掘喷 砼（m）砌 砼（m）钢 网（kg）锚 杆（根）巷道基础1表土段（表土）X2基岩段副斜井巷道基本特征表序号煤岩硬度支护形式倾角长度断面（m）每米耗

17、材净掘喷 砼（m）砌 砼（m）钢 网（kg）锚 杆（kg）巷 道基础1表土段（表土）2基岩段3.2井筒施工方案及施工方法3.2.1施工方案和施工顺序 主斜井采用中深孔爆破、掘支混合作业，普通钻爆法施工。采用JK-2.0/20绞车、5m箕斗运输、P-90B型扒矸机、ZP-V型喷浆机的机械化施工配套方案。副斜井采用中深孔爆破、掘支混合作业，普通钻爆法施工。采用2JK-3.0/20绞车、5m箕斗运输、P-90B型扒矸机、ZP-V型喷浆机的机械化施工配套方案。井筒施工顺序安排：先开挖明槽，挖好后稳碹砼浇筑，并回填明槽、夯实，明槽安排在准备期内施工。具备施工条件后，开始施工暗槽及井筒基岩段，直至落底，主

18、斜井铺底，副斜井永久铺轨。3.2.2施工工艺（1）主、副斜井表土段(明槽)开挖采用挖掘机挖掘并及时进行边坡喷砼临时支护，岩石部分采用放松动炮形式进行爆破，用挖掘机清理矸石并及时做好衬砌永久支护；表土段暗槽部分采用人工配合风镐掘进，若围岩较硬可采用浅打眼，放小炮，临时喷射50 mm混凝土支护；采用人工装岩，再大绞车形成前,采用 JD-55型调度绞车提升2m箕斗出矸。（2）主、副斜井井筒基岩段采用JK-2.0/20绞车提升，0.9m3耙斗装岩机装岩，5m3箕斗出矸，前卸式无卸载轮卸矸，多台风钻打眼，中深孔全断面一次光面爆破或分次爆破，激光定向，采用ZP-V型喷浆机进行喷射砼支护，临时支护紧跟工作面

19、，同时在耙矸机后面进行永久支护，实现掘进、支护平行交叉作业等先进的施工工艺。3.2.3主、副斜井施工方法3.2.3.1主、副斜井明槽施工测量人员根据主、副斜井近井点有关测量资料按照施工图确定井筒位置，按照明槽开挖图放边坡线。明槽开挖采用挖掘机挖土，修整边坡，遇到风化岩石，采用移动压风机，手抱钻辅助爆破，明槽施工中，要根据实际情况，对迎面坡，边坡采用木板顶杆临时支护，防止滑坡塌方。3.2.3.2主、副斜井表土段施工该段井筒采用短段掘砌混合作业，采用浅眼光面爆破，“三.八”制作业，两班掘进，一班砼碹，两掘一砼碹的循环方式，每个掘进循环进尺为0.85m，每小班一个掘进循环，每掘2个循环为一个支护长度

20、1.7m，临时支护紧跟工作面,井筒掘够1.7m，拉中、腰线、立模找平找正。砼搅拌站设在地面，按设计配合比搅拌砼，拌好砼装在弧车内，运至工作面，倒在预先放好的铁皮上，人工把砼装入模内。砼砌筑由墙至拱依次进行，应认真上灰，仔细振捣，确保砼充满接顶。如果该段井筒不稳定，在施工中，巷道顶板如稍有暴露即可能造成冒顶事故，则需变支护形式为U型钢棚加砼砌碹联合支护。3.2.3.3主、副斜井基岩段施工主、副斜井表土段井筒施工完后，进入基岩段井筒施工，该段井筒采用中、深眼爆破掘支混合、全断面一次成巷的施工方法施工， “三、八制”作业，两班三掘进，一班喷浆，三掘一喷的循环方式，主斜井每小班掘进循环进尺1.7m，每

21、天三个掘进循环，一天循环进尺为5.1m；副斜井每小班掘进循环进尺1.8m，每天三个掘进循环，一天循环进尺为5.4m。3.2.3.3.1主斜井井筒掘进1）、主斜井井筒掘进1、爆破器材选择a、凿岩机：YT-28型风钻12台，8台工作，4台备用。b、钎杆：采用B22中空钢成品钢钎，纤长2.02.5M。c、钻头：选用42一字型钻头。d、炸药：选用乳化炸药，规格为35200，重200g。e、雷管：选用毫秒延期段发电雷管。2）、炮眼参数；a、炮眼深度L=Hn/m=5.11/385%=2.0（m）其中： L炮眼深度H循环进尺n支护循环次数m掘进循环次数预期爆破效果炮眼深度为2.0m。b、炮眼数目：基岩段：掏

22、槽眼：采用楔形掏槽，布置6个眼。辅助眼：布置2圈辅助眼，共计29个。周边眼：布置24个。底眼：底眼布置9个眼。全断面共布置炮眼68个，详见爆破图表。主斜井基岩段爆破原始条件序号名称单位数量1掘进断面m2 主斜井基岩段21.372岩石普氏系数f4-63工作面瓦斯情况%低沼4炸药和雷管类型乳化炸药，第二系毫秒延期电雷管5工作面涌水情况M3/h小于5炮眼排列及装药量眼号炮眼名称眼数眼深每个炮眼装药量合计装 药结 构起爆顺序联线方式卷数（个）长度（m）装填率（个）卷数（个）重量（kg）1-6掏槽眼62.251.045306.0正向连续装药I串联7-20一圈辅助眼142.040.8405611.2正向连

23、续装药串联21-35二圈辅助眼152.040.8406012.0正向连续装药串联60-68底眼92.040.840367.2正向连续装药串联36-59周边眼242.030.6307214.4空气柱间隔装药串联合计6925450.8主斜井主斜井基岩段预期爆破效果名 称单位数量名 称单位数 量炮眼利用率%85每米巷道炸药消耗量Kg/m30每循环工作面进尺m1.7每循环炮眼总长度m/循环139.2每循环爆破实体岩石m336.3每立方米岩体雷管消耗量个/m31.8单位炸药消耗量Kg/m31.39每米巷道雷管消耗量个/m403）、出矸在大绞车形成前,采用JD-55型调度绞车提升2m箕斗出矸,形成后采用J

24、K-2.0/2.0绞车提升，P90B扒矸机装矸，5m箕斗运输至矸石仓，然后在利用汽车排矸到指定地点。4）、排水排水:工作面淋水,采用风泵排至工作面以上水窝内,再由卧泵排至地面。3.2.3.3.2副斜井井筒掘进1）、副斜井井筒掘进1、爆破器材选择a、凿岩机：YT-28型风钻14台，8台工作，6台备用。b、钎杆：采用B22中空钢成品钢钎，纤长2.22.5M。c、钻头：选用42一字型钻头。d、炸药：选用乳化炸药，规格为35200，重200g。e、雷管：选用毫秒延期段发电雷管。2）、炮眼参数；a、炮眼深度L=Hn/m=5.41/385%=2.1（m）其中：L炮眼深度H模板段高n支护循环次数m掘进循环次

25、数预期爆破效果炮眼深度为2.1m。b、炮眼数目：基岩段：掏槽眼：采用楔形掏槽，布置6个眼。辅助眼：布置2圈辅助眼，共计26个。周边眼：布置21个。底眼：底眼布置9个眼。全断面共布置炮眼62个，详见爆破图表。3）、出矸在大绞车形成前,采用JD-55型调度绞车提升2m箕斗出矸,形成后采用2JK-3.0/20绞车提升，P90B扒矸机装矸，5m箕斗运输至矸石仓，然后在利用汽车排矸到指定地点。4）、排水排水:工作面淋水,采用风泵排至工作面以上水窝内,再由卧泵排至地面。副斜井基岩段爆破原始条件序号名称单位数量1掘进断面m2副斜井基岩段16.432岩石普氏系数f4-63工作面瓦斯情况%低沼4炸药和雷管类型乳

26、化炸药，第二系毫秒延期电雷管5工作面涌水情况M3/h小于5炮眼排列及装药量眼号炮眼名称眼数眼深每个炮眼装药量合计装 药结 构起联系方式卷数（个）长度（m）装填率（个）卷数（个）重量（kg）爆顺序1-6掏槽眼62.251.045306.0正向连续装药I串联7-18一圈辅助眼122.040.840489.6正向连续装药串联19-32二圈辅助眼142.040.8405611.2正向连续装药串联54-62底眼92.040.840367.2正向连续装药串联33-53周边眼212.030.6306312.6空气柱间隔装药串联合计6223346.6副斜井副斜井基岩段预期爆破效果名 称单位数量名 称单位数 量

27、炮眼利用率%85每米巷道炸药消耗量Kg/m25.8每循环工作面进尺m1.8每循环炮眼总长度m/循环127.2每循环爆破实体岩石m329.6每立方米岩体雷管消耗量个/m32.0单位炸药消耗量Kg/m31.6每米巷道雷管消耗量个/m343.3 新技术、新工艺、新材料、新装备的应用为保证邓家庄煤矿二号井的建设步伐，实现安全、优质、快速、高效的目标，必须立足于科技进步，积极推广应用新技术、新工艺、新材料和新装备。根据邓家庄煤矿二号井的实际情况，结合我公司近几年来的施工经验，采用以下新技术、新工艺和新装备。3.3.1 采用2JK-3.0/20绞车提升，以P-90B型扒矸机配合5m箕斗出矸、大容积矸石仓储

28、矸为主要特征的机械化配套设备作业线。3.3.2 采用中深孔光面爆破技术。3.3.3 采用江阴产锚索钻机打顶部锚杆，以加快施工速度，确保锚杆安装质量。3.4技术要求3.4.1锚喷支护采用标号C25喷射砼，厚度为100mm。锚杆布置三花形，主斜井锚杆间排距800800 mm，副斜井锚杆间排距700700 mm；钢筋网搭接长度为100mm。在层理明显地段,锚杆与层理的夹角不小于75度；在层理不明显地段垂直巷道轮廓布置；喷浆厚度不小于设计要求，锚杆的外露长度3050mm，但螺母必须出扣。3.4.2光面爆破技术要求（1）、巷道轮廓线的眼距误差宜小于50mm；（2）、眼深误差不宜大于100mm。（3）、眼

29、痕率：硬岩不应小于80%，中硬岩不应小于70%； （4）、巷道周边不应欠挖，平均线性超挖值应小于100mm。3.4.3锚杆技术要求：（1）锚杆锚固力不小于50KN；预紧力顶板不小于150N.m，两帮不小于100N.m。（2）锚杆孔距允许偏差100 mm，安装前应将锚孔内岩粉吹干净。3.4.4喷射砼技术要求：喷射砼厚度100 mm，强度为C25。（1）、工作风压：湿喷喷嘴出口处的风压控制在0.150.18Mpa内，从拱部到墙脚风压由高到低；（2）水压：水压应比风压大0.1Mpa左右；（3）水灰比：水灰比应在0.40.5之间，喷层表面平整、潮润光泽、粘塑性好、密实；（4）喷头与受喷面的距离和角度：

30、喷头与受喷面的距离以0.81.2米为宜；喷头与受喷面垂直时，回弹率最低；（5）一次喷射厚度：墙：50100mm，拱：3050mm为宜；（6）分层喷射间歇时间：分层喷射间歇时间为1520分钟；（7）混合料存放时间：由于速凝剂的作用，混合料存放时间不应超过20分钟.（8）、钢筋使用前应清除污锈；钢筋网宜在岩面喷射一层砼后铺设，钢筋网与壁面的间隙宜为30mm；（9）、钻眼前应绘出开挖断面中线，水平线和断面轮廓线，并根据爆破设计标出炮眼位置，经检查符合设计要求后才可钻眼。（10）临时支护紧跟迎头 ，永久支护到临时支护距离不得大于0.8m.（11）、严格按照爆破图表执行。3.4.5斜井部分每隔40m设一

31、躲避硐，其规格为：深1.5m宽2.0m高2.0m。 3.4.6铺轨技术要求：（1）、轨道铺设的材料、工具，施工铺设钢轨，采用木质轨枕，其道钉、道夹板，紧固螺栓齐全，钉道工具应配齐；弯道器、锯弓、道锤、道尺、羊角撬棍、水平尺等。（2）、轨道铺设质量要求：接头间隙不大于5mm,轨道附件齐全，连接牢固可靠。3.4.7水沟技术要求：水沟中心位置允许偏差-50+50mm，水沟宽度允许偏差-30+30mm，水沟深度允许偏差-30+30mm。3.5、过断层及构造带施工：巷道施工中,经常要穿过断层和岩石破碎带,以及岩石风化带或稳定性较差的岩层,经短时间暴露就可能出现冒顶、片帮.针对这些特点,施工采用：1、 超

32、前导硐边刷边支法2、 管棚法3、 超前锚杆支护法在断层多,围岩非常破碎,掘进后随时都有冒顶危险的地段施工,可用打超前锚杆的方法,锚杆向前倾100150毫米,以防止顶板冒落 4 、 如果在施工中遇到断层破碎带或岩性较差等不良地层时，以小掘进、快开挖、强支护、早封闭的原则快速通过破碎带。改善光爆效果即减少周边眼眼距和抵抗距，采用不偶合装药，尽量减少爆破对井筒围岩的破坏，以保持围岩的完整性，充分利用其自身的抵抗能力。同时适当缩小掘进长度，采用锚网临时支护，尽量缩短围岩暴露时间，必要时增设支架支护，以确保安全顺利通过不良地层。3.6、探、揭煤措施根据矿方提供资料来看，本矿属于低沼矿井，而且各煤层具有爆

33、炸危险性。因此在施工过程中本着“有疑必探，先探后揭”的原则进行施工。巷道施工通过煤层前，按照煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出细则有关规定编制探、揭煤施工安全技术措施，确定探、揭煤施工的程序。1）、巷道施工至煤层10m（垂距）处，停止掘进，做好永久支护工作，打23个穿透煤层且进入底板不小于0.5m的前探钻孔,如果工作面附近有地质构造(断层、褶皱或煤层走向与倾角急剧变化等),前探钻孔不得少于3个,详细记录岩芯资料,查明煤层赋存情况和地质构造情况,并根据有关规定预测工作面突出危险性。2）、工作面施工至煤层5m时,打两个穿透煤层全厚的测压钻孔,测定煤层的瓦斯压力P,瓦斯放散初速度指标P、煤的坚固性系数f

34、并采用综合指标法对工作面突出危险性进行预测。若工作面有突出危险性,应采用钻孔排放等防突措施。经效果检验有效后,可用震动放炮揭穿煤层；若效果检验无效,应采用补充的措施并经措施检验有效后,用震动放炮揭穿煤层。施工现场使用防突检测仪,随时测定K1值和h2值进行防突效果检验。3）、井筒工作面距煤层顶板最小垂距3m时,打直径7590的排放钻孔,钻孔必须穿透煤层全厚,外围排放钻孔终孔控制范围超出巷道断面3.0m,孔间距一般取0.51.5m,并在控制断面内均匀布孔,为加速瓦斯排放,可采用松动放炮等辅助措施。4）、钻孔排放瓦斯期间，坚持正常的通风（通风量根据实际探揭煤情况计算确定），按要求布置2个测压孔并安装

35、测压装置，坚持检测瓦斯压力，坚持在探揭煤工作面检测瓦斯浓度变化。按照要求瓦斯散放60天,在瓦斯浓度和压力散放到安全范围以后，进行效果检验,证实措施有效后,方可用震动放炮揭穿煤层。5）、震动放炮；使用煤矿安全水胶炸药,铜脚线的15段毫秒电雷管,最后一段总延期时间不超过130ms,在井口附近安全地点专用起爆。坚持远距离放炮。先全断面一次揭开保护岩柱2m,再全断面一次揭开煤层的23，并小断面松动爆破；其余煤层均将保护岩柱和煤层一次全断面震动放炮,震动放炮时的装药量为正常掘进时单位装药量的2倍,可取q=23kgm3。6）、探、揭煤施工是一项复杂工程,成立由项目经理任组长的组织指挥机构,事前编制好专门设

36、计，对探孔和测压孔的深度和数量、排放钻孔参数及排放时间、震动放炮的次数及爆破参数等作出规定。制定严格的安全管理措施,进行全员防突知识、安全培训教育,严格揭煤附近300m范围内、井下工作面各种电器设备的防爆管理(不符合要求的设备、机具一率不准使用),施工期间采取措施确保提升、供电、通风、通讯等系统正常运转,才能进行探、揭煤作业。矿山救护队在井下安全地点（距离揭煤地点超过300米，且处于新鲜风流内）值班,以策安全。煤层的探、揭煤予以高度重视作为施工安全管理的重点工程、难点工程,精心施工确保万无一失揭煤及瓦斯抽、排放前编写严密的措施，经总工程师审批后，再严格执行措施，精心组织施工。另外：必要的时候，

37、可以聘用专业队伍或人员进行探、揭煤施工和瓦斯的抽排放。在距煤层10米时停止施工，专业队伍或人员进行上述工作，施工单位给予全力配合。3.7、防洪、防雷电措施3.7.1防雷电房屋、变电所、井口等附近要安装好避雷针,且必须确保安全可靠、能正常使用。具体要求：房屋、变电所等四个墙角各安装一个避雷针，以高出变电所5m以上为准，井架及所有避雷针接地线最大允许通过电流量不小于500A。3.7.2防洪井口附近先填至设计标高，形成场内雨水的排放系统，将水引入截水沟排出场外。3.8冬、雨季施工措施1 冬季施工井口、翻矸系统采取防冻防滑保护措施2 井口房及绞车房采取保温保暖措施；3 雨季施工，砂、石料堆要建料棚，防止砂、石料被雨水淋湿，搅拌站及上料系统采用防雨布遮盖；4 对砂、石的含水率要经常进行测定，含水率超出规定的砂、石料不得用来搅拌喷射砼料。5 井口及料场周围水沟及时进行清理保证畅通无阻。3.9 测量3.9.1平面控制测量根据建设方提供的基本控制网点为基础，进场后进行复测，并增设I级控制导线网至井口控区，作为矿井施工控制网。