崔木煤矿主回风井施工组织.docx

1、崔木煤矿主回风井施工组织陕西永陇能源开发建设有限责任公司崔木煤矿主、回风立井井筒及相关硐室掘砌工程施工组织设计1.前言崔木井田位于永陇矿区东端的北湾太阳寺勘查区。属麟游县崔木镇管辖。崔木煤矿由北京华宇工程有限公司设计，矿井设计生产能力为400万吨/年，采用主、副、风立井开拓方式。为加快工程进度、降低成本、提高工程质量,业主采取公开招标方式选择矿建施工队伍，我单位应邀参加并中标崔木煤矿主、回风立井井筒及相关硐室掘砌工程。为了积极响应业主要求，有计划合理地组织劳力、资金、设备及材料，将崔木煤矿主、回风立井井筒建成安全、优质、快速、高效工程的目标，特编制本施工组织设计。本施工组织设计编制依据：1）施

2、工合同。2）陕西永陇能源开发建设有限责任公司崔木煤矿主、回风立井施工图纸。3）陕西永陇能源开发建设有限责任公司崔木煤矿井筒检查孔资料。4）煤矿安全规程（2006年版）。5）煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT500994）。6矿山井巷工程施工及验收规范（GBJ21390）。7）煤矿建设安全规程（试行）。2.工程简况2.1工程简况崔木井田位于永陇矿区东端的北湾太阳寺勘查区。属麟游县崔木镇管辖。井田东西宽8.35km，南北长10.65km，面积88.74km2。井田内有彬县麟游（崔木）市际公路及崔木甘肃邵寨省际公路从勘查区中部通过。S306省道由崔木向西经麟游、良舍、凤翔至陈仓与陇海铁路相接，至宝鸡

3、120km，至宝鸡二电厂（长青工业园）100km。向东24km至永坪与312国道相接，南至西安155km，交通较为便利。主、回风立井井筒的主要技术特征见表2.1。主立井、回风立井井筒主要技术特征表表2.1序号工程主立井回风立井单位1井口坐标X3859415.0003859325.000mY36485667.00036485540.000m2井口标高+1325.00+1316.00m3净直径6.06.0m4净断面28.328.3m25水平标高+748.000+748.000m6水平以下深度8.08.0m7井筒深度585577m8井筒壁厚井颈段800mm表土段600500正常段5004009支护材

4、料表土钢筋砼（C35）钢筋砼（C35）基岩段素砼（C35）素砼（C35）2.2工程地质与水文地质特征2.2.1工程地质根据地表和钻孔揭露情况，井田内沉积地层由老到新依次有三叠系中统铜川组、侏罗系、三叠系、上第三系、第四系。根据综合柱状图井筒划分为下列层段：第四系松散层，埋深112m，其中全新统12m，由砂砾、砂质粘土，黄土组成。地下水接收大气降雨补给，属孔隙潜水含水层。第三系埋深172m，岩性以粘性土为主，属相对的隔水层。白垩系洛河组，埋深367m，由各粒级的砂岩、砂砾岩组成。地下水渗透系数0.0266-0.0334m/d,属孔隙、裂隙水,富水性弱。侏罗系安定组，埋深456.96m,由泥岩、砂

5、质泥岩夹中粗砂岩组成,属相对隔水层段。侏罗系直罗组埋深481.2m，由砂质泥岩、砂岩组成，底部有一层含砾粗砂岩，地下水渗透系数0.0164m/d，属裂隙含水层，富水性微弱。侏罗系延安组埋深547m,由泥岩、煤及中粗砂岩组成，3煤顶板砂岩含水层，渗透系数0.0008m/d，富水性极弱。侏罗系富县组，埋深567.43m，由铝质泥岩组成，属相对的隔水层段。三叠系中统铜川组，钻孔深度592.5m未见底，由泥岩、粉砂岩组成，富水性微弱。延安组为本区含煤地层。岩性为灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粉细砂岩与灰白色中粗粒砂岩互层，中夹炭质泥岩及煤层。厚度0104.59m，平均47.73m左右，与下伏富县组呈平行不整

6、合接触，或超覆于三叠系之上。本区位于太峪背斜以南、遥远背斜以北含煤凹陷区。3煤底板构造总体为一东南高西北低的单斜构造，呈EW向展布，东部3煤层底板最大高程937.39m，西部3煤层底板最低高程682.64m，平均每公里下降29m。遥远背斜东起永寿县底角沟、平遥煤矿北。轴部为三叠系，向西延伸与阁头寺背斜相接，轴部为延安组。勘查区为其北翼，最大倾角10。太峪背斜东起彬县太峪镇，轴部位为三叠系，为一宽缓箱状背斜，轴向东西，经底店、太阳寺进入勘查区，至大湾（P55孔）倾没，进而向西延伸与麟北春台塬阳坡背斜相接，轴部变窄，不连续，呈一列长垣构造。区内未发现断裂构造。井田内未见有岩浆岩侵入现象。2.2.2

7、水文地质特征2.2.2.1含水层 第四系全新统(Q4)冲洪积砂砾石孔隙含水层主要分布在天堂河、庵川河及常村河等河谷冲积阶地及河床区，由河流相冲、洪积物组成，具二元结构。直接受大气降水及地表水补给，渗透性强，水量充沛，水质良好。 第四系中上更新统(Q2+3)黄土及砾石孔隙裂隙含水层分布较为广泛，谷地山坡均可见到，厚度因地而异，最大可达150m，底部有一变化较大的砂砾石层，为孔隙裂隙含水层。主要以大气降水补给，局部地段还可获得河水补给，故含水性强度不均，泉流量相差悬殊，小者仅0.005l/s，大者可达0.2l/s。 上第三系(N)粘土隔水层与砂砾石含水层多分布于梁峁脊部和山顶上，厚度因地而异，岩性

8、主要为浅棕红色亚粘土、砂质粘土，隔水性能良好。局部地段底部有厚为11.5m的砂砾石层，含孔隙潜水，泉流量一般为0.010.30l/s，最大1.00 l/s。水质为HCO3CaMg与HCO3CaNa型，矿化度0.280g/l。 下白垩统罗汉洞组(Kllh)砂岩裂隙含水层仅分布于普化河陕甘交界处。岩性主要为桔红色粗粒砂岩、砾岩、砂砾岩、含砾粗砂岩夹砂质泥岩及泥岩薄层，泥质胶结，分选差，厚度44.0m。 下白垩统华池组(K1h)泥岩隔水层分布于天堂、丈八至常村河以北地区，出露不完整，最大厚度148m。岩性主要为紫杂色、灰绿色砂质泥岩及泥岩，中夹薄层粉砂岩、细粒砂岩，泥岩隔水性能良好。 下白垩统宜君洛

9、河组(K1y+l)砂砾岩孔隙裂隙含水层在区内低山丘陵及各沟谷中广泛分布，厚度23.05362.00m。岩性为紫红色及暗棕色巨厚层状砾岩、巨砾岩夹粗粒砂岩、砂砾岩薄层或透镜体，浅棕红色、棕灰色巨厚层状粗粒砂岩、含砾粒砂岩及少量砂质泥岩条带。成份多为长石、石英碎屑，泥砂质充填，其富水性及水力性质受地貌控制。钻孔抽水实验结果：单位涌水量0.008990.03512l/sm，渗透系数0.01460.1098m/d，水质类型HCO3-MgCaNa、HCO3-MgNa，矿化度0.5280.569g/l。泉流量为0.030.06l/s，水质为HCO3-MgCaNa、SO4HCO3-Ca型水，矿化度1.716

10、g/l。 中侏罗统安定组(J2a)砂岩裂隙含水层出露于折灵沟及阁头寺北部支沟脑。厚度71.03154.81m，岩性为棕色、紫红色、灰绿色泥岩、砂质泥岩夹中粗粒砂岩，泥岩及砂质泥岩隔水性能良好，砂岩含水微弱，为富水性极弱的含水层。 中侏罗统直罗组(J2z)砂岩裂隙含水层地表未见出露，钻孔揭露厚度6.6696.02m。岩性上部为灰绿色、暗棕红色、紫灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩与中粗粒砂岩互层；下部为灰绿色中粗粒砂岩与砂质泥岩、粉砂岩互层，底部有一层巨厚层状黄绿色含砾粗砂岩。砂岩含水层裂隙不发育，储水条件不良，又被隔水层相阻，地下水补给条件亦差，故为富水性微弱的含水层。 中侏罗统延安组(J2y)砂岩裂

11、隙含水层地表未见出露，钻孔揭露厚度0153.22m，是区内的含煤地层。岩性主要为灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，灰灰白色中、细粒砂岩及含铝质泥岩、炭质泥岩夹煤层。砂岩含有承压裂隙水，因补给条件差，故富水性微弱。钻孔抽水实验结果：单位涌水量0.0000460.001925l/sm，渗透系数0.000380.0064m/d。水质为高矿化度Cl-Na型水。 下侏罗统富县组(J1f)泥岩隔水层地表未见出露，仅在个别钻孔中钻遇该层，发育不稳定，地表仅在五曲湾、青渠窑等地有零星出露。厚度一般020m，钻孔揭露最大厚度为24.03m。岩性多为紫杂色花斑状含铝质泥岩，夹有角砾岩薄层，局部地段为褐灰色含钙质泥岩

12、，是一良好的隔水层。 中三叠统铜川组(T2t)砂岩裂隙含水层地表未见出露，作为煤系地层之基底，一般钻孔揭露厚度在15 m以内。岩性上部为紫色泥岩、浅紫色、灰绿色粉、细粒砂岩，灰白色细粒砂岩和中粒砂岩互层，中夹灰绿色中、粗粒砂岩，含煤线，为富水性微弱的砂岩裂隙含水层。2.2.2瓦斯本矿属高瓦斯矿井，煤与瓦斯无突出危险。3.施工方案及工艺3.1井筒掘砌施工总部署崔木煤矿主、回风立井井筒均采取普通凿井法施工。井筒施工在完成地面临时设施和凿井措施工程后，首先开挖井筒上部30m，然后安装三盘，吊挂管线等，为井筒正式开工做好准备（即完成上部30m井筒段掘砌，装好三盘，吊挂管线，标志施工准备结束，井筒转入正

13、式掘砌施工）。井筒掘砌作业方式，选用立井混合作业施工法。与井筒相关的其它硐室采取与井筒同时施工的方案。3.2井筒施工方案及工艺3.2.1锁口段施工1）主井锁口段施工主井锁口盘设计标高：+1325.000m，锁口段设计净直径为6.0m，施工深度为10m，其中上部5.0m为临时锁口，下部为一号壁座。临时锁口设计支护形式为620mm厚的砖墙，下部井筒及一号壁座支护形式为锚网+C35的双层钢筋砼，井筒段支护厚度为700mm，一号壁座支护厚度2200mm（最大处）。临时锁口5.0m与下部1.0m井筒同时开挖，临时锁口使用挖掘机一次性挖掘（施工中视土层稳定情况，可考虑锚网喷支护）， 6m井筒挖出后，开始下

14、部1M井筒绑扎钢筋及稳金属组装模板浇筑砼，待砼初凝后，再开始在其上砌筑砖墙临时锁口。临时锁口上口按设计预留各管路、风筒通过口及封口盘钢梁窝。2）风井锁口段施工风井锁口段与风硐及安全出口同时施工，锁口盘设计标高为+1316.000m，临时锁口座在下部永久井壁上。临时锁口净直径为6.0m，深度2m，支护形式为500mm厚的砖墙，下部井筒设计支护形式为500mm厚的锚网+ C35的双层钢筋砼。风硐及安全出口设计断面形状为直墙半圆拱形，支护形式均为C35的双层钢筋砼，支护厚度均为300mm，安全出口施工长度3M，风硐施工总长度9.2M。临时锁口与安全出口、风硐同时开挖，开挖至风硐底板，深度为11.7m

15、，采取明槽施工。开挖过程中井筒边、安全出口边、风硐边按照与地面70（届时根据实际情况可对放坡角进行调整）放坡，并增加锚网喷临时支护进行护坡，以确保施工安全。掘进采用挖掘机挖土，因开挖较深，采取阶梯式挖法，挖机顺风硐山墙边坡下至工作面。安全出口、风硐与井筒同时稳模浇筑砼，井筒使用金属组装模板，风硐及安全出口使用槽钢碹股及木背板。砼浇筑至临时锁口下口标高时，待砼初凝后开始砌筑砖墙临时锁口。临时锁口上口需按设计预留封口盘梁窝及风筒、管路等通过口。届时需编制专门措施指导施工。3.2.2表土层的施工根据井筒综合柱状资料，井筒表土层岩性主要为黄土、砂质粘土及粘土，厚度在80M左右。（1）掘进表土段采用人工

16、使用风镐配以CX55B型挖掘机挖土装罐（在井内吊挂系统形成后，使用大抓装罐），4m3吊桶提升，翻矸台自动座钩式翻矸，经溜矸槽溜入落地矸石仓，然后由装载机装入自卸汽车排到业主指定排矸地点。（2）砌壁砌筑采用整体金属下移钢模板（暂不安装刃脚），采用4.0m大段高砌壁，模板由地面稳车悬吊。外壁竖筋采用“钢筋直螺纹接头”，接头连接套采用45钢加工，环筋仍采用铁丝绑扎连接。立模工艺为：在工作面挖够一个段高后，先用中线检查掘进尺寸符合设计要求后，先稳活动刃脚模板，操平找正后再绑扎钢筋，最后落直模找正固定后浇灌砼。搅拌站设在井口附近，在井内吊挂系统没形成前，搅拌好的砼经溜槽溜至井口，由人工攉至临时加工的接灰

17、盘，再经活节管对称入模。在井内吊挂系统形成后，混凝土采用DX-2.0型底卸式吊桶下料，底卸式吊桶接料后通过铺设的轨道人工推至井口，由提升钩头提升下井。吊盘上设分灰器，砼卸到分灰器内，经8钢丝铠装耐磨胶管对称入模。入模砼使用插入式风动震捣器分层震捣。3.2.3井筒基岩段施工井筒基岩段掘砌作业方式，选用立井混合作业施工法。此工法在掘砌循环中不需临时支护，砌壁出渣交叉进行，配以大段高整体钢模。在每循环掘砌出渣后，随即进行永久支护。简化了施工工艺、缩短了围岩暴露时间，利于工种专业化，利于提高机械化程度和快速施工，且施工安全性好。该施工方法的工艺流程如下:凿岩、爆破出 矸、找平立模浇筑出矸、清底1）掘进

18、井筒基岩段采用钻爆法掘进。设备及材料为：FJD-6G型伞钻配YGZ-70型凿岩机和 25mm六角中空合金钢钎，55mm一字型合金钻头，T220高威力水胶炸药，抗杂散毫秒延期电雷管，脚线长度7.0m。采用光面、光底、减震、弱冲深孔爆破技术，详见井筒基岩段掘进爆破图表：图3-1、表3.1、3.2。井筒基岩段预期爆破效果表表3.1序号爆 破 指 标单位数量1炮眼利用率%902掘进断面m236.33每循环进尺m4.04每循环爆破实体岩石量m3145.25每循环炸药消耗量kg329.46单位原岩炸药消耗量kg/m32.277每循环雷管消耗量个968单位原岩雷管消耗量个/m30.669每循环炮眼长度m42

19、0.4井筒基岩段爆破参数表表3.2炮 眼名 称炮 眼序 号炮 眼数 目圈 径(m)眼 深(m)眼 距(mm)倾 角(度)装 药 量起 爆顺 序延期时间(ms)雷 管段 别卷/眼kg/圈掏槽眼1-661.82.390090321.61掏槽眼7-1482.24.784090438.43辅助眼二15-30163.954.5770905965辅助眼三31-54245.74.57459051447周边眼55-96426.74.550088129.411合 计96329.4备注: 使用T220水胶炸药。周边眼用35mm药卷,长600mm,重0.7kg/卷。其它眼用45mm药卷,长600mm,药卷重1.2k

20、g/卷。毫秒延期电雷管起爆。注：本爆破图表仅供参考，施工中应根据实际揭露的岩性进行调整。2）排矸装岩采用HZ-6型中心回转抓岩机，提升容器为4m3座钩式吊桶，矸石吊桶提升到翻矸台后，采用座钩式自动翻矸，矸石经溜槽直接落地，然后定时用装载机集中装入自卸式汽车外运。3）砌壁砌壁选用MJY4.0型整体金属下移钢模板（带刃脚），砌壁段高为4.0m，与深孔光爆相结合，实现了一掘一砌正规循环作业。模板由地面稳车悬吊，实行集中控制，该模板整体强度大，不易变形，接茬严密无错台，单缝式液压脱模机构操作方便，该模板加工成两段，在稳定岩层中，采用4.0m大段高砌壁，在不稳定岩层中采用2.5m小段高砌壁，以缩短围岩暴

21、露时间。地面搅拌好的砼直接装入2m3底卸式吊桶，运至井口后，由提升钩头提升下到吊盘上的分灰器内，由钢丝铠装胶管对称入模。风动振捣器分层振捣。3.3与井筒相关硐室的施工1）主井箕斗装载硐室箕斗装载硐室采用与井筒同时施工的方案。具体为井筒施工到箕斗装载硐室设计顶板上1m位置时，停止砌壁工作，继续下掘井筒直至硐室底板下口1m位置，边掘边临时支护（临时支护形式： 100mm厚锚网喷，锚杆间排距800800mm，锚杆规格为201800mm，喷砼强度为C15）。同时按照分层掘进的方法掘出硐室并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋，下落模板，拆除刃角（便于拉模施工），稳井筒大模板及箕斗装载硐室模板，从

22、下至上整体浇筑混凝土。2）主井清理撒煤硐室施工主井清理撒煤硐室（开口3m）采用与井筒同时掘进，掘出后与井筒一起稳模浇筑的施工方案。具体为井筒施工到硐室设计顶板上1m位置时，停止砌壁工作，继续下掘井筒直至硐室底板下口1m位置，边掘边进行100mm厚锚网喷临时支护（锚杆间排距800800mm，锚杆规格为201800mm，喷砼强度为C15）按照分层掘进的方法掘出硐室并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋，与井筒一起稳模浇筑。清理撒煤硐室剩余部分待井筒与开口位置浇筑完后再施工，施工中为方便出矸，下放耙矸机（使用机身）安装在施工侧对面，通过耙斗将工作面矸石耙入井筒，然后再由大抓装罐。3）主井煤仓上

23、口通风联络巷施工为保证井筒和煤仓上口通风联络巷的整体性，煤仓上口通风联络巷也采用与井筒同时掘进，同时浇筑混凝土的施工方案。根据通风联络巷断面尺寸，确定具体施工顺序为井筒施工到联络巷顶板上1m位置时，停止砌壁工作，继续下掘井筒直至联络巷底板位置，然后对该段井筒进行临时支护，再全断面一次掘出通风联络巷（3m），掘进过程中根据揭露岩石情况选择临时支护方式，最后与井筒一起稳模浇筑。4）回风立井休息硐室、行人联络通道施工回风立井休息硐室、行人联络通道采用与井筒同时掘进，同时浇筑混凝土的施工方案。根据回风立井休息硐室、行人联络通道断面尺寸，确定具体施工顺序为井筒施工到回风立井休息硐室、行人联络通道位置上1

24、m位置时，井筒停止砌壁工作，继续下掘井筒直至回风立井休息硐室、行人联络通道板位置，对该段井筒及硐室进行临时支护，掘进过程中根据揭露岩性情况选择临时支护方式，待整个硐室掘出后，最后再与井筒一起稳模浇筑混凝土。5）回风立井与井底连接处施工回风立井与井底连接处采用与井筒同时掘进，掘出后自下而上同井筒一起浇筑混凝土的施工方案。具体为井筒施工到回风立井与井底连接处设计顶板位置上1m位置时，井筒停止砌壁工作，继续下掘井筒直至回风立井与井底连接处底板下口1m位置，边掘边进行100mm厚锚网喷临时支护（锚杆间排距800800mm，锚杆规格为201800mm，喷砼强度为C15），同时按照分层掘进的方法掘出回风立

25、井与井底连接处，并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋，大模板拆除刃角（便于拉模），稳回风立井与井底连接处模板，从下至上整体浇筑混凝土。以上与井筒相关硐室的施工，施工前将根据实际情况编制详细可行的安全技术措施指导施工。3.4井筒过围岩破碎带施工井筒在穿过围岩破碎等岩性较差地层时，我们将缩小掘进段高（利用2.5m段高）、采用锚网喷联合支护和提高光爆指标等措施。提高光爆指标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，保持围岩的完整性，充分利用其自身抵抗能力；同时适当缩小掘进段高，采用锚喷或锚网喷联合支护，尽量缩短围岩的暴露时间，必要时增设钢井圈复合支护，确保安全顺

26、利通过不良地层。3.5井筒通过煤层施工该矿为高瓦斯矿井，但煤与瓦斯无突出危险。根据井筒检查孔地质柱状图：主井在井筒深度574.42揭露煤层（9.66m），风井在井筒深度526.41揭露煤层（0.35m）。主、风井在进入煤系地层施工后需加强瓦斯监测工作，其中主井在井筒通过煤层时需编制专项探揭煤施工措施。3.5.1主井探揭煤施工揭煤方法如下：首先在施工到距煤层10m时（井深564m）停止掘进，利用QZJ-100B型潜孔钻机在井筒内对称打四个探煤钻孔（孔径75mm）。以查明煤层赋存情况及瓦斯压力，探煤孔应超前于掘进工作面5m以上距离，且探煤孔不得作为炮孔使用。在探煤孔见煤时，必须钻一穿透煤层全厚的钻

27、孔，测定煤层瓦斯压力，预测有无突出危险。若测定煤层瓦斯压力在0.74MPa以下，则可以结合震动放炮揭开煤层。若测定煤层瓦斯压力在0.74MPa以上时，须在距煤层不小于5m的位置施工瓦斯排放钻孔进行排放，排放钻孔必须穿过煤层全厚，且进入煤层底板岩层500mm。经一定时间排放且检查无灾害危险后，再采用震动放炮揭开煤层。3.5.2过煤层施工当煤层比较厚时，可视煤层稳定性情况，采取必要的临时支护措施。可采用挂井圈、背板、锚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，则采用人工挖掘，掘进时先掘周圈的煤体，掘够一个段高（采用短段掘砌，段高1.5m左右）后立即进行临时支护，然后再掘井心煤体。过煤

28、层的施工一定要快速，尽可能减小井帮围岩的暴露时间。对煤岩分界处和煤层段的井壁，应提高永久支护的强度。3.5.3安全注意事项揭露煤层时掘进段高控制在1.5m左右，多打眼，少装药，使用的毫秒延期电雷管总延期时间不大于130毫秒。加强通风与瓦检及洒水防尘工作，采用防爆的电气设备，井内工器具使用时要确保不产生火花，下井工人按规程着装和配备自救器，抓岩机的使用要编制专门措施并报批。在煤系地层施工中要坚持“一炮三检”，遇异常情况要停工撤人，处理好后再施工，具体施工时必须参照防治煤与瓦斯突出细则和公司通防专项规定编制详细技术安全措施，并按规定报批。3.6井筒施工防治水因业主暂没有提供两井检查孔资料，根据两井

29、综合柱状图及井田水文地质资料，全井筒划分为4段含水层，即第四系松散层，白垩系洛河组孔隙、裂隙含水层，侏罗系直罗组裂隙含水层，侏罗系延安组3煤顶板砂岩裂隙含水层，各段含水层的特点是，地下水渗透系数小，涌水量小，都属于富水性弱或微弱含水层。3.6.1井筒各含水层治水办法：1）第四系松散层埋深112m，当具有流沙或者涌水量较大、围岩不稳定造成井筒无法下掘的条件下，届时再采取工作面超前小井降水、工作面预注浆等方法通过。2）白垩系下统洛河组（172368.17m）、侏罗系中统直罗组(451.8481.2m)和延安组3煤顶板砂岩,施工中采取“有疑必探,先探后掘”的原则,进行工作面超前探水。当通过探水计算井

30、筒涌水量小于10m3/h，则强行通过，最后采取壁后注浆堵水。当计算井筒涌水量大于10m3/h，则按施工验收规范要求，采取工作面预注浆。井筒工作面探水预注浆施工届时另行编制详细技术安全措施。3.6.2井筒综合防治水措施1）工作面排水在井筒涌水量小于10m3/h时，迎头利用风泵将水排至矸石吊桶随矸石排出，当井筒涌水量大于10m3/h时，吊盘安装1台流量50m3的卧泵进行排水，经井壁固定的一趟1085mm排水管路排至地面。2）堵水对基岩壁后水采取充填注浆法堵水。该方法是利用风钻施工42mm注浆孔，预埋38mm无缝钢管作注浆管，无缝钢管顶端安装高压球阀，在吊盘上利用YSB-250/120型注浆泵进行注浆堵水、加固。3）截水当井壁淋水较大时，在吊盘上利用截水槽截住井壁淋水，通过预埋水管流入吊盘水箱或吊桶，以防井壁淋水进入模板，影响井壁砼质量。4）导水当含水层未探出水而井筒揭露后个别裂隙涌水或非含水层因为构造出现少量涌水时，采用壁后预埋集水箱集水，用高压软管将水导出，以防涌水沿壁后进入工作面。当吊盘通过该位置时，在吊盘上用注浆泵将壁后涌水封堵。井筒落底后，若井