立井井作业规程.docx
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立井井作业规程
==========
八采区进风立井施工作业规程
第一章概况
一、概述
1、规程名称
=====****施工作业规程。
2、井筒用途
****主要担负八采区供风任务。
3、位置及工程量
****位于盂县北庄村西南1.5Km处，交通十分方便。
进风立井深度为178m，井筒净直径5m。
井颈段设计深度40m，井壁用C30钢筋砼支护，壁厚600mm，掘进直径6.2m。
井身段设计深度为138m（其中井底水窝8m），井壁用砼支护，砼强度C30，壁厚400mm，掘进直径5.8m。
井筒设计3个壁座，1号壁座位于井口设计标高往下约36m~40m处，壁座的高度为3.3m，深度为1.35m，用C30钢筋混凝土支护；2号壁座位于井口设计标高往下约103m~106m的位置处，壁座的高度为2.059m，深度为0.68m，用C30钢筋混凝土支护；3号壁座位于井口设计标高往下约155m~158m的位置处，壁座的高度为2.059m，深度为0.68m，用C30钢筋混凝土支护。
井筒在井口设计标高往下约112m~118m处设置12号煤层进风巷马头门；在井口设计标高往下约157m~162.7m处设置15号煤层进风巷马头门（煤层进风巷马头门专项措施另报）。
表1-1井筒技术特征表
序号
项目
单位
技术参数
1
井口坐标
X
m
X＝4207918.450
Y
m
Y＝38453951.552
Z
m
Z＝＋1012.90
2
井底标高
m
+834.900
3
井筒深度
m
178
4
井筒净直径Ø
m
5
5
井筒净断面
m2
19.625
6
支护方式
及井壁厚度
井颈段
mm
钢筋砼600
井身段
素砼400
井筒连接处
mm
素砼600
7
井壁砼标号
井筒
C30
井颈与井筒连接硐室
C30
二、编写依据
1、=====****井筒平、剖、段面图，图号
S1557-120.1-01（G）。
2、==========八采区XB-1钻探测井综合成果柱状图。
3、==========八采区初步设计。
4、《煤矿井巷工程施工规范》（GB50511-2010）。
5、《煤矿井巷工程质量验收规范》（GB50213-2010）。
6、《混凝土工程施工质量验收规范》（GB50204-2002）。
7、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》（GB50086-2001）。
8、《混凝土质量控制标准》（GB50164-92）。
9、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》（1999年版）。
10、《建井工程手册》（2003年版）。
11、《凿井工程图册》（1998年版）。
12、《煤矿安全规程》（2011年版）、《山西省煤矿建设安全规定》、《矿山安全法》、《安全生产法》。
13、《=====安全文件汇编》、《凿井操作规程》、=====工种操作规程及各项补充规定。
14、其它与本工程有关的国家及部颁现行的各种技术规范、规程和规定。
第二章地质特征
一、地质构造情况
根据==========八采区XB-1钻探测井综合成果柱状图显示，钻孔位置距离进风立井井口为421.7m，钻孔标高比进风立井井口标高高85m。
井筒检查钻孔揭露地层从上至下、由新到老依次为二叠系下统山西组，石炭系上统太原组、石炭系中统本溪组，现简述如下：
1、二叠系下统山西组
本组地层厚57.29—91.24m，平均68.15m，底部以k7砂岩与太原组分界，整合接触。
岩性主要有砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层等，含煤5-6层，其中3号煤层为局部可采煤层，赋存于本组地层的中部，其它煤层（1号、2号、4号、5号、6号）为不可采薄煤层或煤线。
2、石炭系上统太原组
本组厚111.84-146.60m，平均129.91m，是八采区主要含煤地层之一。
底部常以k1砂岩与本溪组地层分界，整合接触。
岩性主要为含生物碎屑及燧石灰岩、砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层等，几种岩性呈交替出现的互层状。
含灰岩5-6层，厚度比较大，层位稳定，特征明显，是本组良好的标准层，砂岩分布于中上部，其中15号可采煤层赋存与该组下部，12号可采煤层赋存于该组中部，81号、82号、9号局部可采煤层赋存于该组上部。
3、石炭系中统本溪组
该地层厚40.67-45.21m，平均42.81m，主要岩性为浅灰色铝土质泥岩、砂质泥岩、砂岩、铝土岩，含大量的黄铁矿结核和团块，上部夹薄煤层，底部夹菱铁矿透镜体。
与下伏峰峰组地层呈平行不整合接触关系。
二、煤层及煤质
（一）含煤地层
主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。
1、山西组含煤地层
本组地层厚57.29—91.24m，平均68.15m，岩性主要有砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层。
山西组含煤5-6层，按岩性-岩相组合情况，大体上可划分为上、下两个沉积旋回，下部旋回湖-沼相沉积较发育，成煤环境较稳定，含煤性较好，形成分布广、层位稳定的局部可采煤层3号煤层及4号、5号、6号薄煤层，上部旋回湖-沼相沉积不发育，其间夹有薄层砂岩，表明成煤环境不稳定分布不均匀，层位不稳定的薄煤层（1号、2号煤）。
2、太原组含煤地层
本组层厚111.84-146.60m，平均129.91m，其主要岩性为石灰岩、砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等。
根据太原组含煤地层岩性组合特征及赋煤情况，可划分为五个沉积旋回，每个旋回中均有煤层赋存。
第一个旋回仅沉积了不稳定的煤线；第二个旋回沉积了本区主要稳定可采的15号煤层，煤层厚6.38-7.18m，平均6.83m；第三个旋回仅沉积了不可采的13号煤，煤层厚0.3-0.8m，平均0.57m；第四个旋回仅沉积了较稳定可采的12号煤层，煤层厚1.33-2m，平均1.59m；第五个旋回仅沉积了较厚的上组煤81号、82号、9号煤层，81号煤层厚0-1.50m，平均0.71m，82号煤层厚1.12-3.25m，平均2.16，9号煤层厚0-1.2m，平均0.68m。
三、水文地质
（1）二叠系下统下石盒子组、山西组砂岩裂隙含水层组
该含水岩组在本勘探区内大面积出露，据该次勘探XB-1号水文孔资料，由于煤层开采浅层地下水的疏干，该含水岩组在八采区补充勘探区为透水不含水层。
（2）石炭系上统太原组灰岩、砂岩裂隙岩溶含水层组
该地层中有三层灰岩发育良好，勘探区内K2（四节石）灰岩，厚度9.41-12.34m，平均厚度11.08m，局部有相变砂质泥岩及细粒砂岩或分叉为两层灰岩；K3（钱石）灰岩薄，厚度0.47-1.54m，平均厚度1.00m；K3（猴石）灰岩较薄，厚度1.48-2.31m，平均厚度1.79m。
本次勘探只有K2灰岩位于地下水位以下，赋水性相对较好，为该矿区15号煤层的主要含水层。
依据本次勘探的XB-1号水文钻孔抽水试验结果，单位涌水量为0.0129-0.0194L/s.m，平均为0.0162L/s.m；渗透系数K为0.0546-0.0694m/d，平均为0.0629m/d。
（3）生产井及老窑对矿井充水的影响
在八采区周边的小窑主要为======。
小煤窑大多建于80年代初期，从20多年的生产情况来看，这些小煤窑自建井口以来，并没有按照国家批准的或与矿方协商的小窑范围采煤生产，本次勘探主要针对12号和15号煤层，12号煤层上方的8+9号煤层在八采区内多以采完，留下大面积的采空区；12号煤层基本没有采空区，15号煤层在边缘有局部采空，多有积水。
8+9号煤层采空区积水分布在勘探区12号和15号煤层的上方或侧上方，由于8+9号煤层与12号煤层间距平均仅有38m左右，12号煤与15号煤层间距平均为46m左右，各煤层采空区垂向距离特别近，煤层顶板冒裂带一旦与其沟通，就会造成突水事故，对采掘生产造成严重威胁，因此在生产中一定要先探后掘，防止小窑积水溃入井筒。
四、瓦斯
根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2009年10月编制的《==========八采区瓦斯抽放设计》，预测八采区瓦斯涌出量为54.21m3/min，其中12号煤层瓦斯涌出量为19.8m3/min,15号煤瓦斯涌出量为34.41m3/min，属高瓦斯矿井。
经山西省煤炭工业局综合测试中心2010年11月报告，12号煤层有爆炸危险性，15号煤层无爆炸危险性；12号煤层和15号煤层自燃倾向等级为III类，均属不易自燃煤层。
第三章井筒支护说明
一、永久支护
1、井壁
井颈段井壁设计为钢筋混凝土支护，壁厚600mm，砼强度C30；井身段井壁设计为素混凝土支护，壁厚400mm，砼强度C30。
2、主要支护材料
水泥：
由亚美水泥厂生产的标号为P.O42.5复合硅酸盐水泥。
黄砂：
由河北正定提供的中砂。
碎石：
阳泉生产，粒径5~30mm。
水：
质地纯净的当地饮用水。
在井口附近设置砂石料场，水泥要放在专门的水泥库中，库底满铺100mm厚的半圆木，水泥堆放要整齐，并离开墙200mm以上，潮湿结块的水泥严禁使用。
3、支护质量及要求
井筒净半径：
2500mm，半径允许偏差0～+50mm。
井壁厚度：
局部厚度允许偏差-50mm。
表面质量：
无明显裂缝。
每平米范围内蜂窝、孔洞、露筋等不得超过两处。
壁后充填：
充填基本饱满密实，无明显空帮现象。
接茬：
最大处允许偏差≤30mm。
表面平整度：
最大处允许偏差≤5mm。
模板半径：
允许偏差10～+40mm。
模板到岩面距离：
允许偏差-50mm。
基岩掘进：
井筒掘进半径允许偏差-30～+150mm。
二、临时支护
1、表土段
此段土层厚度为9m，现已锁口10m，井筒底部已揭露泥岩。
2、基岩段
在岩层中施工时采用“二掘一砌”的作业方式施工，采用7655风钻进行打眼，全断面一次爆破。
打眼、装药、爆破后出矸、支护；再次爆破后出矸、支护、平底进行浇灌混凝土作业。
浇灌混凝土结束后继续出矸清底、打眼，进入下一个循环。
在每次放炮作业结束后，首先进行清扫吊盘、抓岩机及滑模，然后对井帮的活矸、危岩进行处理。
处理活矸、危岩时由跟班队长、安全员和一名有经验的老工人共同进行，首先观察井帮围岩情况，根据工作面的实际情况，站在安全的地方，选择好退路，一人监护，一人用长度为2m以上的长柄撬棍采净井帮的活矸、危岩，处理井帮的活矸、危岩时按顺时针方向、从上往下进行采净井壁的活矸、危岩后对井壁进行临时支护。
在处理井帮的活矸、危岩过程中，操作人员与井帮的距离不小于1.5m；处理时，必须用撬棍敲击井帮围岩，若回声发闷、发空，则表明围岩为活矸，必须处理干净；在中央位置的安全员必须时刻观察井帮围岩情况，发现危险时，立即停止工作并退回安全位置。
在敲帮处理干净后，对于皮口开裂伞岩等危险岩石，无法处理时，必须采用抢柱维护并打眼放炮，用木楔背紧，必须保证柱子稳固，在跟班队长、安全员确认井帮无危险后，才能进行打眼。
在每次敲帮完毕后，必须及时按间、排距打注锚杆。
临时支护必须安全可靠，并及时进行永久支护。
在建立永久支护前，每班必须由跟班队长派安全员观测临时支护后面的井帮变化情况，发现危险预兆时，必须立即停止工作，撤出人员，进行处理。
临时支护锚杆采用∮20×2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距为1000×1000mm，三花布置；药卷采用MSCK-28/60树脂锚固剂；托板采用150×150×10mm的钢托板。
在施工中，严禁空帮作业，当工作面距永久支护的距离1.5—1.8m时，开始在永久支护往下0.3m处打注第一排锚杆，当第一排锚杆支护完毕后，距第一排锚杆距离向下1m处，开始打注第二排锚杆，再次出矸后，往下按间、排距1000×1000mm进行打注锚杆，每次出矸后，必须保证井壁空帮高度不大于1.8m。
当工作距永久支护3.6m时，下放滑模浇灌混凝土。
3、围岩稳定时，采用锚杆规格为φ20×2000mm的普通螺纹钢树脂锚杆，钢托板型号为150×150×10mm,以及2860树脂锚固剂锚固，间、排距为1000mm，三花布置。
在施工中，严禁空帮作业，当工作面距永久支护的距离1.5—1.8m时，开始在永久支护往下0.3m处打注第一排锚杆，当第一排锚杆支护完毕后，距第一排锚杆距离向下1m处，开始打注第二排锚杆，再次出矸后往下按间、排距1000×1000mm进行打注锚杆，每次出矸后，井壁空帮高度不大于1.8m。
4、当围岩不稳定时，加强临时支护，临时支护采用锚杆+钢筋网联合支护的方法进行支护，锚杆采用∮20×2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间、排距为800×800mm，三花布置；药卷采用MSCK-28/60树脂锚固剂；托板采用150×150×10mm的钢托板。
在施工中，严禁空帮作业，当工作面距永久支护的距离1.2m时，开始在永久支护往下0.3m处打注第一排锚杆，往下按间、排距800×800mm进行打注锚杆。
每次出矸后，井壁空帮高度不大于1.8m。
5、过煤层或采空区时，采用锚杆+菱形网联合支护的方法进行支护，锚杆采用∮20×2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间、排距为800×800mm，三花布置；药卷采用MSCK-28/60树脂锚固剂；托板采用150×150×10mm的钢托板。
在施工中，严禁空帮作业，当工作面距永久支护的距离1.2m时，开始在永久支护往下0.3m处打注第一排锚杆，往下按间、排距800×800mm进行打注锚杆。
每次出矸后，井壁空帮高度不大于1.8m。
6、锚杆安装标准：
孔深1950-2000mm；角度不得小于75°；外露10-50mm；托盘紧贴岩面或背牢；锚固力达到50KN，扭力矩达到120N·M；锚杆间排距偏差范围为±100mm。
第四章施工工艺
一、施工方案
进风立井凿井井架选用IIIG型井架，前期施工采用快速稳车配合2m3吊桶出矸，待主提升绞车满足使用条件后，使用2JK-2.5/20绞车提升配合2m3吊桶出矸。
井筒施工至30m后悬吊Ø4.7m×H4m双层吊盘，掘进采用7655风钻打眼，井筒出矸采用一台HZ-6中心回转抓岩机，下砼利用1.6m3底卸式吊桶，采用Ø5.05×H3.6m单缝液压整体金属模板浇筑砼。
井下压风采用Ø159×4mm钢管，供水采用Ø89×4.5mm钢管一趟，排水采用Ø108×5mm钢管一趟，供风采用Ø600mm抗静电阻燃风筒一趟。
井筒施工设2.05m滑架一套。
二、施工方法
1、井颈段施工方法
1）、根据井口表土层厚度情况，首先利用挖掘机采用大揭盖的方法，由地表向下开挖10m，开挖时按3：
1放坡（呈漏斗形），遇坚硬岩石可采用打眼放小炮震动的方法掘出,表土层厚9m,井筒现已锁口10m。
井颈段剩余基岩层采用钻爆法施工，利用“二掘一砌”的方法，使用段高3.6m的滑模，挖够3.6m后开始绑扎钢筋，采用放炮配大抓出矸方法施工，放炮采用7655型风钻钻眼，眼深不超过2.2m。
每次放炮后用抓岩机将矸排出，并及时井帮维护且空帮距离不大于1.8m，再进行打眼放炮，挖够3.6m后，停止掘进，绑扎钢筋，下放滑模，然后下放井筒十字中心线，找平、找中、圆模后，再进行浇注混凝土。
2）、钢筋绑扎：
在井筒内完成平底后，开始钢筋绑扎作业。
绑扎钢筋时，首先根据标定的井筒中心线及内外圈环向钢筋的半径，在井筒内确定内圈环筋的位置，并用白灰圆圈进行标记，然后开始放置环向钢筋及竖向钢筋，然后开始钢筋绑扎。
第一圈环向钢筋离井筒底部的距离为300mm，绑扎完成后下部回填600mm的黄砂。
竖向钢筋最底部预留600mm，作为与下部钢筋连接的预留段。
钢筋型号尺寸：
井筒竖向主筋采用φ22mm的Ⅱ级螺纹钢，相邻钢筋间距为300mm。
环向主筋为φ16mm的Ⅱ级螺纹钢,相邻钢筋间距为300mm，内环φ16mm的Ⅱ级钢筋半径为2580mm周长为16.202m,外环φ16mm的Ⅱ级钢筋直径为3020mm，周长为18.966m，钢筋保护层厚度为80mm。
井筒钢筋布置方式：
井筒采用双层钢筋布置，井筒内层环向主筋间距为300mm，井筒外层竖向主筋间距为300mm，外层环向主筋间距为300mm，内层环向钢筋直径为5160mm，外层环向钢筋直径为6040mm。
所有交点用20＃铅丝绑扎，使用双股绑扎且绑扎间距不超过200mm。
钢筋接头处理：
钢筋使用前必须除锈,钢筋接头采用20#铅丝绑扎，搭接长度为30d，接头交错布置，内外圈钢筋接头错开1m，竖筋根据实际施工状况接头难以错开时，全截面的钢筋应保证搭接长度不小于30d。
绑扎钢筋时钢筋之间必须连接紧密，绑丝必须绑紧绑牢，每班由专人检查。
3）、支模：
完成钢筋绑扎后，开始进行支模。
井筒井颈段岩层施工时，采用金属组装滑模，段高3.6m。
不安装刃角，刃角等到井颈段施工完毕后再安装，每一砌壁段高掘出后，下放井筒中心线，在支模时，由测绘员找平找中后，由技术员进行调试滑模，圆模时必须保证模板面与中心线平行，且半径达到设计要求，方可浇注。
4）、浇注混凝土：
采用搅拌机供料，浇注混凝土强度为C30，并按规范要求预留试块进行检验。
向模板内浇灌混凝土应采用从四面对称分层浇注，层层捣固的方法，每面每次分层高度不宜超过300mm，使模板受力均衡，防止推移。
浇灌后采用风动振动棒进行捣固工作，并设专人操作，要捣固密实。
在井口向下30m前采用溜浆管直接从井口向模板内浇注混凝土，井口向下30m后安装吊盘，用1.6m³底卸式吊桶下料。
5）、壁座施工方法
进风立井井筒设有三个壁座，1号壁座高2.3m，深度为1.35m；2、3号壁座高2.059m，深度为0.68m，均采用钢筋混凝土支护。
掘进：
当井筒掘进到壁座上方1m左右位置时，先将上段井壁浇注好，然后掘进壁座顶板上方岩层，用钢筋网跟锚杆支护。
1号壁座掘进至壁座底板，在设计直径最大处打一圈1.4m水平炮眼，从上往下打一圈1.8m与垂线成40o的炮眼，从下往上打一圈1.5m与垂线成24°炮眼，眼间距800mm,与井筒炮眼一起爆破，成形后用φ20×2000mm金属锚杆、钢筋网进行临时支护，矸石由大抓装入吊桶，提至翻矸台进行出矸。
2、3号壁座掘进至壁座底板，在设计直径最大处打一圈700mm水平炮眼，从上往下打一圈1.4m与垂线成59o的炮眼，从下往上打一圈0.775m与垂线成29o炮眼，眼间距800mm,与井筒炮眼一起爆破，成形后用φ20×2000mm金属锚杆、钢筋网进行临时支护，矸石由大抓装入吊桶，提至翻矸台进行出矸。
1号壁座竖筋绑四圈φ22mm的Ⅱ级螺纹钢，第一圈相邻间距为450mm，后面每圈相邻间距为300mm，每圈竖井相邻间距为300mm；圈筋用φ16mm的Ⅱ级螺纹钢，每圈竖筋上下各绑扎一根圈筋，并在竖筋上下接头用φ16mm的Ⅱ级螺纹钢与竖筋圈筋绑扎，钢筋接头采用20#铅丝绑扎。
2号壁座竖筋绑2圈φ22mm的Ⅱ级螺纹钢，每圈相邻间距为300mm，每圈竖井相邻间距为300mm；圈筋用φ16mm的Ⅱ级螺纹钢，每圈竖筋上下各绑扎一根圈筋，并在竖筋上下接头用φ16mm的Ⅱ级螺纹钢与竖筋圈筋垂直绑扎，钢筋接头采用20#铅丝绑扎。
绑扎竖筋由外向里进行。
2、井身段施工
井身段采用“二掘一砌”的混合作业方式施工，7655风钻、2.5m钻杆打眼，全断面一次爆破。
利用人工配合抓岩机出矸，打眼、装药、爆破后出矸、敲帮、临时支护、打眼、装药、爆破后出矸、敲帮、临时支护、打眼、装药、爆破后平底、下滑模，进行浇灌混凝土作业。
浇灌混凝土结束后继续出矸清底、打眼，进入下一个循环。
每次采用全断面放
炮，放炮后必须由跟班队长及安全员跟帮。
井筒掘砌选作业方式施工，工艺流程如下：
凿眼、爆破—出矸—敲帮—临时支护—凿眼、爆破—出矸—敲帮—临时支护—凿眼、爆破—平底—下滑模—圆模、围模—浇灌混凝土
混凝土模板采用Ø5.05m×H3.6m整体移动金属模板，由3台稳车地面悬吊，模板由12块金属弧板组成。
立模时，模板下部应留有不少于1m厚的坐底矸石，并沿井帮下挖深200~300mm的沟槽放置模板，使用水平刻度板和井筒中心线找正，根据井筒中心线圆模，模板内侧直径一般大于井筒直径20—40mm。
模板稳好后沿下部周边用碎矸石堵严，以防灰浆漏出。
模板支完后，再用中线普遍核查一次，使模板半径大于井筒半径的数值控制在10-40mm之内，并牢固固定，防止移动变形，然后进行浇筑。
脱模时，先松开活动油缸，使模板脱离井壁，打点并将各悬吊钢丝绳放松，然后将模板下放至下一模浇灌砼的位置，根据井筒中心线进行调整模板，检查无误后进行下一循环的浇筑混凝土。
向模板内浇灌混凝土应采用从四面对称分层，层层捣固的方法，每面每次分层高度不宜超过300mm，使模板受力均衡，防止推移。
浇灌后分层采用风动振动器捣固密实。
3、井筒通过煤层段施工
根据==========八采区XB-1钻探测井综合成果柱状图显示，
立井在掘进中要穿越煤层情况为：
0.93m厚的3#煤层、0.25m厚的5#煤层、0.47m厚的9#煤层、1.42m厚的12#煤层、0.3m厚的13#煤层、6.6m厚的15#煤层。
施工揭露和通过煤层时，必须进行钻探。
﹙1﹚当井筒工作面施工至距煤层顶板法线距10m时，停止掘进。
采用ZDY150钻机施工3个孔径为75mm穿透预抽煤层全厚且进入底板0.5m的钻孔，并作好记录，准确确定煤层的层位，厚度、倾角。
（2﹚、根据前探钻孔探测距离，在工作面施工至距各煤层顶板垂距7m前，采用ZDY150钻机施工3个孔径为75mm穿透预抽煤层全厚且进入底板0.5m的钻孔，当测出煤层残余瓦斯含量大于8m³/t或残余瓦斯压力大于0.74Mpa时，必须在井筒打24个孔，延长抽放钻孔抽放时间，直至实测煤层残余瓦斯压力小于0.74Mpa且煤层残余瓦斯含量小于8m³/t后执行局部防突措施露预抽煤层。
（3）、在工作面距各煤层垂距5m，利用ZDY650型钻机在井筒打3个直径75mm的取芯孔，采集1-3mm的煤粉，利用钻屑指标法进行防突措施效果检验，钻孔孔终要穿透煤层0.5m。
如果测定K1值在0.5以下，则措施有效，否则措施无效，必须延长排放瓦斯时间，直到实测K1值在0.5以下放可继续施工。
（4）、当井筒施工至距各煤层顶板垂距2m时，暂停施工，进行工作面二次效果检验，测定k1值在0.5以上时，必须施工卸压孔（参数与防突措施卸压孔相同）排放瓦斯，直到实测k1值在临界值以下后，方可根据爆破图表进行全断面一次性爆破揭煤。
（5）、对大于等于300mm的煤层确认无突出危险后，方可揭煤。
施工时严格执行“四位一体”防突措施和集团公司有关“防突”管理规定，爆破使用三级煤矿许用水胶炸药，瓦斯检查员井下跟班作业。
加强通风、瓦斯管理力度。
施工另报专项措施。
4、井筒通过含水层施工
根据==========八采区XB-1钻探测井综合成果柱状图显示，立井在掘进中要穿越各钻孔含水层岩性、深度及厚度如下：
（1）二叠系下统下石盒子组、山西组砂岩裂隙含水层组
该含水岩组在本勘探区内大面积出露，据该次勘探XB-1号水文孔资料，由于煤层开采浅层地下水的疏干，该含水岩组在八采区补充勘探区为透水不含水层。
石炭系上统太原组灰岩、砂岩裂隙岩溶含水层组；该地层中有三层灰岩发育良好，勘探区内K2（四节石）灰岩，厚度9.41-12.34m，平均厚度11.08m，局部有相变砂质泥岩及细粒砂岩或分叉为两层灰岩；K3（钱石）灰岩薄，厚度0.47-1.54m，平均厚度1.00m；K3（猴石）灰岩较薄，厚度1.48-2.31m，平均厚度1.79m。
本次勘探只有K2灰岩位于地下水位以下，赋水性相对较好，为该矿区15号煤层的主要含水层。
依据本次勘探的XB-1号水文钻孔抽水试验结果，单位涌水量为0.0129-0.0194L/s.m，平均为0.0162L/s.m；渗透系数K为0.0546-0.0694m/d，平均为0.0629m/d。
在八采区周边的小窑主要为====。
小煤窑大多建于80年代初期，从20多年的生产情况来看，这些小煤窑自建井口以来，并没有
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