1、煤矿集团公司下组煤开采项目安全可行性研究报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月煤矿集团公司下组煤开采项目安全可行性研究报告建设单位：XX建筑工程有限公司建设地点：XX省XX市编制单位：XX工程咨询有限公司20XX年XX月64可行性研究报告编制单位及编制人员名单项目编制单位：XX工程咨询有限公司资格等级： 级证书编号：（发证机关：中华人民共和国住房和城乡建设部制）编制人员： XXX高级工程师XXX高级工程师XXX高级工程师XXXX有限公司二XX年XX月XX日目录前 言1第一章 矿井概况3一、矿井位置及交通3二、自然地理31、地形、地貌32、地表水系43、气象44、地震45、社会经济概况4三、矿2、权设置4四、矿井开采及资源利用情况61、矿井设计及主要生产系统62、资源利用情况9五、相邻矿井概况91、xx集团xx煤矿102、山东xx矿业有限责任公司103、xx矿业有限责任公司11第二章 矿井开采技术条件13一、井田地层131、奥陶纪马家沟组（O1-2m）132、石炭二叠纪月门沟群（C2P1y）134、第四系（Q）141、月门沟群山西组（Py ）162、月门沟群太原组（C2-P1yT）16二、井田构造191、断层192、褶皱253、滑动构造25三、可采煤层与煤质261、煤层27四、矿井水文地质311、大气降水及地表水系312、主要含水层323、隔水层354、导水断层365、封孔不良钻孔373、6、古(采)空区积水情况387、矿井涌水量388、矿井水文地质类型的划分39五、瓦斯、煤尘与煤的自燃391、瓦斯392、煤尘393、煤的自燃394、地温405、地压40第三章 下组煤放水试验工作概况及试验成果41一、放水试验情况411、放水试验设计412、放水试验的具体情况43二、放水试验成果441、初步探查了试验区四灰的富水性442、五灰的含水性45第四章 防治水方案50一、7煤层501、块段划分502、防治水措施50二、8煤层521、块段划分522、防治水措施528煤层号块段内-450m以上区域的最大突水系数为：54三、9煤层541、块段划分542、防治水措施54四、10煤层551、块段划4、分552、防治水措施55五、10煤层561、块段划分562、防治水措施56六、小结56第五章 下组煤开采安全技术措施601、掘进前采取的措施优化工作面设计60（1）缩小工作面长度60(2)保证工作面自然泄水60（3）为实施防治水措施提供场所并做好注浆效果验证工作602、掘进时采取的措施60（1）-450m水平7、8煤层煤安全隔水层厚度计算607煤层距五灰56.45m，8煤层距五灰31.65m。60（2）采取先探后掘措施61（3）应急措施613、开采前采取的措施61（1）物探61（2）留足断层煤柱61（3）查清工作面的水文地质条件61（4）注浆改造61（5）为强制放顶做好准备61（6）建立水文监5、测系统62（7）保证泄水畅通62（8）清挖水仓，检修泵房，确保排水正常62（9）检查矿井的隔离设施，确保完好62（10）工作面备足不少于施工10个木垛的物料，以备急用。624、工作面开采时采取的措施62（1）实施疏水降压或重新注浆改造措施62（2）加强矿压观测62（3）加强水情观测62（4）加强生产组织管理62（5）加强断层附近的支护检查62（7）加强顶板管理，及时打眼强放，严禁悬顶超规定635、开采结束后采取的措施63（1）继续加强水情观测63（2）继续加强矿压观测63（3）抓好停采线放顶眼的施工63（4）落实好撤面后放水孔的关闭工作63第六章 结论64前 言山东xx煤矿集团有限公司19976、年由肥城市xx煤矿改制为山东xx煤矿集团公司，2001年变更为山东xx煤矿集团有限公司（下称xx煤矿）。该矿设计生产能力15万t /a，1984年建井，1989年试生产，1992年正式投产，2007年核定生产能力18万t/a。矿井采用立井开拓方式，走向长壁后退式采煤法，中央并列抽出式通风方式。xx煤矿现持有2011年由山东省国土资源厅换发的采矿许可证，批准开采标高-30-700m，生产规模15万t/a，界定的井田面积4.4264km2，目前煤炭生产许可证批准开采31、4煤层。截止2012年底，矿井保有资源储量3370.1万t，其中：基础储量855.8万t，储量630.7万t，资源量2514.37、万t。截止2012年底，矿井3、4煤层保有资源储量497.7万t（3、4煤层分别为459.1万t、38.6万t），储量148.5万t（3、4煤层分别为139.6万t、8.9万t），尚可开采8a。xx煤矿在勘探及生产期间，对井田范围内的7、8、9、101、102煤层赋存条件进行了多期勘察，综合肥城煤田的开采实践表明，xx煤矿井田范围内的7、8、9、10、10煤层为稳定可采煤层，具有开采利用价值。经对现持采矿许可证界定平面范围内的7、8、9、10、10煤层的资源储量核实结果，矿井下组煤保有资源储量2751.2万t（7、8、9、10、10煤层分别为579.8万t、745.8万t、565.6万t、128、4.4万t、735.6万t），其中：基础储量671.2万t（7、8、9、10、10煤层分别为110.8万t、195.7万t、138.2万t、35.5万t、191万t）。肥城矿区对下组煤储量进行了广泛的开采，开采过程中的顶板管理、瓦斯、煤尘、防火等方面取得了成功的经验，对煤矿防治水技术及工程措施取得了长足的发展，使得过去被称为水患“禁区”的煤层得以解放。xx煤矿下组煤保有资源储量丰富，随着3、4煤层可采储量的日趋减少，下组煤的开采工作提到了议事日程。根据xx煤矿对下组煤进行的初期放水试验，结合矿井实际，借鉴肥城矿区的经验，为安全、高效开采下组煤，在对矿井基础资料进行初步分析的基础上，编制了下组煤9、开采安全可行性分析报告，以指导矿井的开采安全投入方向，更好地服务矿井安全生产，增加矿井服务年限和开采效益。第一章 矿井概况一、矿井位置及交通xx煤矿位于行政区划隶属肥城市xx镇。矿井东距泰肥铁路xx火车站5.0km东至泰山站与京沪线相连，西距京九铁路聊城火车站90km；经泰平公路，泰聊公路可直达泰安、xx、肥城、聊城、济南、兖州等地，交通便利（图1-1）。图1-1 xx煤矿交通位置图xx煤矿现持采矿许可证（）界定平面范围由16个拐点圈定，开采标高-30-700m，生产规模15万t/a。井田北东南西长约4.4km，平均宽1.0km，面积4.4264km2。二、自然地理1、地形、地貌肥城煤田为一四10、面环山、北高南低、东高西低、向南开阔的盆地。xx井田位于盆地的西部，区内地形东北高，西南低，地面标高+76+94m，地面坡度4。主井、副（风）井井口标高均为+82m，地面工业广场地坪标高+80m。2、地表水系矿井西部有发源于北部山区的季节性河流涧北xx河，该河接受大气降水及北部山区风化裂隙型潜水补给。涧北河的历史最高洪水位标高为+80.16m。井田范围发育两条南北向冲沟：一条源于北部山区，一条源于井田内。井田东北部有一条水渠，均属季节性河流，雨季起排泄洪水作用。3、气象本区地处北温带半湿润大陆性季风气候区，年内四季分明。年平均气温+12.95，最高气温+39.6（1958年6月27日），最低气11、温-18.5（1953年1月16日）；最大冻土深度48mm。年平均降水量654.6m（19662000年），最高年降水量1082.7mm（1964年），最低年降水量336.1mm（1989年），历年雨季多集中于夏季79月份，最大月降水量474 mm（1973年7月）。下雪降霜时间一般在每年的11月至次年的3月，最大积雪厚度250mm，年平均蒸发量1224.5mm。一般冬季多北风，春、秋季多东南风，夏季多南风，年平均风速2.4m/s，最高风速14.3m/s。4、地震本区地震烈度7度区。根据GB18306-2001中国地震动参数区划图，本区所属地震动峰值加速度为0.05g。5、社会经济概况矿区所在12、的肥城市工业经济经过多年发展，逐步形成了煤炭、电力、纺织、建材、化工、建筑、机械、轻工等门类齐全，布局合理的生产体系。区内煤炭资源丰富，采矿业发达。农副产品丰富，人民安居乐业。三、矿权设置xx煤矿位于肥城煤田西南部，北部以F21BF5断层为界与xx集团公司xx煤矿相邻，西部以F24断层为界与山东xx矿业有限责任公司（原xx煤矿）相邻，东部以F40断层为界与山东xx矿业有限责任公司（xx煤矿）相邻。1980年山东省煤炭工业局（80）鲁煤地字1050号文批准将肥城煤田南部边角划归肥城市开采，山东省计划委员会以（83）鲁计燃字第107号文批准建立肥城县xx煤矿，该矿1992年12月正式投产。199713、年该矿改制为山东xx煤矿集团公司，2002年改制为山东xx煤矿集团有限公司。1999年，该矿首次取得山东省国土资源厅核发的采矿许可证（证号C3700000260340，矿权人、矿山名称为山东xx煤矿集团公司），采矿范围由14个拐点圈定，井田面积4.3686km2，注明的开采煤层为“煤”，开采标高-30-700m。2002年12月，办理了采矿许可证延续，矿山名称、矿区面积、矿区范围拐点坐标、开采深度均与1999年采矿许可证一致，批准开采3、7、8、9、10煤层。2005年6月，由于井田边界调整，山东省国土资源厅换发了采矿许可证（证号：C3700000520141，有效期限5年），矿权人、矿山名称14、为山东xx煤矿集团有限公司，井田由17个拐点圈定，面积4.194km2，注明开采煤层为“煤”；开采标高-30-700m，生产规模15万t/a。2010年6月，延续采矿许可证（证号：C有效期限1年），井田由17个拐点圈定，面积4.194km2，注明开采煤层为“煤”，开采标高-30-700m，生产规模15万t/a。2011年6月，山东省国土资源厅换发了现持有的采矿许可证（1980先坐标系）（证号C，有效期限自2011年6月21日2016年6月21日）。矿权人、矿山名称为山东xx煤矿集团有限公司，井田由16个拐点圈定（表1-1），面积4.4264km2，注明开采煤层为“煤”，开采标高-30-700m15、，生产规模15万t/a。表1-1 采矿许可证井田边界拐点坐标表拐点编号1980西安坐标系拐点编号1980西安坐标系XYXY14010422.4839463658.36T14012776.1339466357.2224010723.4839464175.36T234012179.5339467314.3934011134.4939464414.36T224011359.5139466504.3944011154.4939464499.36104011154.5139466239.3954011401.5039464720.37114010734.5039465804.3964011729.51316、9465310.00124010384.4939465564.3874012144.5239465771.37134009954.4839464489.37T14012649.5339466274.38144009150.0039463750.00四、矿井开采及资源利用情况1、矿井设计及主要生产系统1984年山东省煤炭工业局以（84）鲁煤基字第221号文批准由山东煤田地质勘探公司三队编制肥城煤田xx井田综合精查地质资料，将其作为xx煤矿矿井设计依据。1984年6月，山东省煤炭设计院提交了肥城县xx煤矿初步设计，由山东省地方煤炭局以鲁地煤基字110号批准，设计开采3煤层，设计生产能力15万t/a17、，矿井服务年限20.2年。矿井由兖州矿务局第32建井工程处承建，1985年10月破土动工，1989年3月试生产，1992年12月正式投产。在矿井生产过程中，xx煤矿又相继提交了山东xx煤矿集团有限公司4200采区开采设计、山东xx煤矿集团有限公司3500采区村庄下采煤可行性论证与开采方案、山东xx煤矿集团有限公司西翼7、8煤层开采方案设计等设计文本。（1）矿井开拓矿井开拓采用立井单水平上、下山开拓方式，设有主、副井（风井）一对。主井（坐标：X=4011084，Y=39465134，Z=+82）担负提煤、运料、人员运输任务，主井井筒深度222m，井筒净直径5.0m，井筒净断面19.6m2，井壁采18、用混凝土砌壁，井筒设计装备一对1t矿车双层单车普通罐笼。副井(风井)（坐标：X=4010954，Y=39465239，Z=+82）担负矿井通风，井筒深度207m，井筒净直径3.0m，井筒净断面7.1m2，井壁采用混凝土砌壁，井筒装备金属梯子间。（2）采煤方法与采区划分矿井采用走向与倾斜长壁后退式采煤方法，单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，全部垮落法管理顶板。现开采水平-140m。2008年xx煤矿煤炭生产许可证（编号203709831304）批准开采3、4煤层，3煤层采区划分3100、3200、3300、3400、3500等5个采区，4煤层划分4100、4200共2个采区。目前，3煤层310019、3200、3300采区已经开采完毕，现在生产采区为3400采区和4200采区。（3）主要生产系统提升系统：矿井主提升方式为罐笼提升，提升容器采用1t矿车单层单车罐笼，双容器提升。选用2JK-2.5/20型双滚筒单绳绞车1台，配备JR147-8型200kW 6kV电动机。电控设备选用TKD-ZB12-D2-220/4型，配备PLC内置提升机综合后备保护装置。排水系统：矿井采用一级排水。设置主水仓有内、外环2个，内环容积800m3，外环容积1200m3，中央泵房内装备200D436型水泵5台，配套JR138-4型 300kW电机，2台运转，2台备用，1台检修，单泵排水能力288m3/h。敷设2趟20、2457mm排水管路，其中2趟工作，2趟备用。最大排水能力1152m3/h。-270m标高设置采区水泵房，水仓容积910m3（内环容积360m3，外环容积550m3），泵房安装200D434型水泵3台，配套电机功率220kW，敷设2457mm主排水管2趟，最大排水能力474m3/h。通风系统：矿井采用中央并列抽出式通风方式，主井进风，风井回风。风井井口安装2台4-72-1120B型离心式通风机，1台运转，1台备用，配套Y315L2-8/110kW电机，风机转速560r/min；矿井总进风量2586m3/min，总回风量2665m3/min，需风量2455m3/min，等积孔1.57m2。运输系21、统：运输大巷采用ZK2-6/250型架线电机车3台（2台工作，1台备用），牵引1t矿车组列运输，采区上下山采用调度绞车运输。供电系统：xx煤矿采用双回路供电，供电电压6kV。一路电源引自xx煤矿35 kV变电所，采用LGJ-95mm2钢芯铝绞线，架空敷设，线路长2.1km；另一路电源引自大封35 kV变电所，采用LGJ-150mm2钢芯铝绞线，架空敷设，线路长4.0km。两电源一用一备。工业广场建6kV变电所一座，安装S7-315/6/0.4型变压器3台，GG-1A型 6kV高压开关柜17面，BSL1-11型低压开关柜8面，为地面和下井负荷提供6kV高压电源，为工广负荷提供0.38kV低压电源22、；6kV母线、0.38kV母线采用单母线分段，无功功率补偿采用地面变电所6kV母线集中补偿方式。下井电缆采用YJV42-370交联聚氯乙烯绝缘聚氯乙烯护套内钢丝铠装电力电缆，6kV，两路沿主井井筒敷设至一水平中央变电所。矿井供电电压包括6kV、0.66kV、0.38KV、127V、36V等5种。压风系统：xx煤矿采用地面压风机房集中供风方式。压风机房安装FU132WZ型螺杆式空气压缩机2台，额定排气量为24m3/min，额定排气压力0.85MPa，配用JR127-8型电机，额定功率132kW，额定电压380V。主供风管路采用108mm无缝钢管由主井井筒敷设至井底大巷，采区压风管路选用50mm无23、缝钢管，然后分配到各个掘进工作面，与风动工具采用25mm的压风胶管连接。通信系统：xx煤矿分为地面通讯和井下通信两部分，两系统之间的电话可以互相通话。行政电话由xx电信支局程控交换机虚拟出线，总容量80线，利用200芯通信电缆接入肥城市公用通信网；生产调度通信系统在调度室装备DDK-6系列多媒体数字程控交换机，装机容量80门，6对中继接入本地虚拟网，地面各生产科室、主要设备机房安装调度电话17部；井下各生产点、胶带转载点、采区变电所及各机电硐室共安装HAK-1型本质安全型按键电话27部；主井上、下井口、主井绞车房等均安装直通电话机，全矿各单位、生产点形成了完整的调度通讯网络。地面运输系统：xx24、煤矿生产原煤经筛分捡矸后，分级存运，采用公路运输。2、资源利用情况投产以来，xx煤矿仅动用3、4煤层，下组煤7、8、9、10、10煤层均未开采。3煤层划分为3100、3200、3300、3400、3500等5个采区，4煤层划分为4100、4200等2个采区。目前，3煤层3100、3200、3300采区已经开采完毕，现生产采区为3400采区和4200采区。截止2012年12月31日，全矿井累计查明资源储量3861.6万t，保有资源储量3370.1万t，储量630.7万t，基础储量855.8万t，资源量2514.3万t。保有资源储量分煤层分布情况见表1-2。表1-2 截止2012年底矿井保有资源储25、量煤层名称资源储量固 体 矿 产 资 源 储 量 分 类资源量基础储量储量资源量331332333基础储量111b储量111合计3370.1 2514.3 78.1 123.5 2312.7 855.8 855.8 630.7 630.7 212.3 12.3 4.4 7.9 3459.1 284.6 5.5 279.1 174.5 174.5 139.6 139.6 438.6 28.5 5.4 23.1 10.1 10.1 8.9 8.9 592.9 92.9 15.7 77.2 616.0 16.0 5.4 10.6 7579.8 469.0 29.1 47.5 392.4 110.8 26、110.8 71.7 71.7 8745.8 550.1 17.3 12.7 520.1 195.7 195.7 118.7 118.7 9565.6427.4 6.5 15.3 405.6 138.2 138.2 110.6 110.6 10124.4 88.9 5.1 1.4 82.4 35.5 35.5 28.4 28.4 10735.6 544.6 10.3 20.0 514.3 191.0 191.0 152.8 152.8 五、相邻矿井概况xx煤矿北邻xx集团xx煤矿，西邻山东xx矿业有限责任公司（原xx煤矿），东、东南与xx矿业有限责任公司（xx煤矿）相邻。xx煤矿与周边矿井的相27、对位置关系见图1-2。1、xx集团xx煤矿xx煤矿位于xx煤矿北北西部，以F21BF5断层与xx煤矿为界。该矿1971年5月开工建设，1978年12月31日移交生产，设计生产能力30万t/a。1986年6月，山东省煤炭局以(86)鲁煤字第22号文确定该矿扩建规模90万t/a，1997年7月完成改扩建并达到设计生产能力。2008年矿井实际产量139.8万t，1997年编制-450m水平延深地质报告，由山东省煤炭管理局以鲁煤管生(1999)372号文批复，肥城矿业集团公司设计院完成水平（-435m）延深设计。该矿可采煤层有3、4、5、6、7、8、9、10煤层，主采3、7煤层。开拓方式为立井多水平阶28、段石门上下山开拓，采煤方法为走向长壁式，全部垮落法管理顶板（部分村庄下压煤采用条带开采），设置-150m、-250m、-435m三个水平开采。-435m水平为深部延深水平，2007年矿井核定生产能力140万t/a。xx煤矿内有4处积水区，其中3106工作面积水区积水面积10122.6m2，积水量3037m3，积水标高-268.2m-270.7m，对生产威胁程度较小；3108工作面积水区积水标高-273.0m-281.3m，积水面积6755m2，积水量2027m3，对生产威胁程度较小；8400深部采区积水标高-246.7m-303.8m，积水面积8149.0m2，积水量36840.0m3，主要来29、源于底板渗水和生产用水，对生产威胁程度较大；8402工作面积水面积14255.8m2，积水量7698.1m3，积水上限标高-174.4m，积水下限标高-180.0m，对生产威胁较小。井田边界按要求留设了隔离煤柱：上组煤边界煤柱30m，下组煤7煤层 50m、8煤层54m、9煤层63m、102煤层50m。xx煤矿与本矿相邻边界无积水区。2、山东xx矿业有限责任公司xx矿业有限责任公司原名肥城矿务局陶阳煤矿，位于xx煤矿东南，以F4-1、F4、F40、F22断层为界。该矿于1958年11月建矿，1965年12月投产。1998年更名为肥城矿业集团有限责任公司陶阳煤矿，2003年改为山东东岳能源有限责任30、公司陶阳煤矿，2004年改制为肥城陶阳煤矿有限公司，2007年5月31日由山东省泰安市中级人民法院宣布破产，成立了陶阳煤矿生产自救领导小组。2009年2月破产重组，更名为山东xx矿业有限责任公司，矿区范围由29个拐点坐标圈定，井田面积20.9441km2。现开采7、8、9、10煤层，开采标高+33-1100m。该矿井现生产能力90万t/a，采用立井和斜井开拓方式，顶板管理方法为全部垮落法。井田内有两处积水区：3402工作面积水区积水面积1700m2，积水量1212m3，目前已经进行了探放水；10808工作面积水区积水面积160m2，积水量260m3，影响较小。xx公司西侧浅部以F40断层为界与31、xx煤矿相隔，两矿井均留设了合理的断层保护煤柱。3、xx矿业有限责任公司xx矿业有限责任公司前身为xx煤矿，位于xx煤矿西部，以F24断层为界。xx矿业公司于1960年9月破土兴建，1961年调整停建, 1974年4月恢复建井工程，1978年10月投产，2008年由山东省国土资源厅颁发了采矿许可证，矿区范围由10个拐点坐标圈定。矿井原设计能力一水平15万t/a，二水平21万t/a，1992年矿井改扩建后生产能力达到30万t/a。2007年山东省煤炭工业局核定其生产能力36万t/a。矿井采用立井多水平采区上、下山开拓，走向长壁后退式开采。开采4、5、6、7、8、9、10、10煤层。由于矿井北翼已32、基本回采结束，积水区主要集中在三、四、七采区。三采区总共存在三处大的积水区，积水总量31811m3；四采区泄水巷最高标高-128.5m以下将全部积水，积水量29463m3；七采区泄水巷最高标高-145m以下将全部积水，积水面积337379m2，积水量118083m3。据山东省煤炭工业局（80）鲁煤生字第1050号文批复，xx煤矿与xx煤矿以F4断层为界，两侧各留50m边界煤柱。图1-2xx煤矿与周边矿井的位置关系第二章 矿井开采技术条件一、井田地层xx煤矿含煤地层以奥陶纪马家沟组为沉积基底，自下而上分别为奥陶纪马家沟组、石炭二叠纪月门沟群、二叠纪石盒子组和第四系（图2-1）。1、奥陶纪马家沟组33、（O1-2m）厚约800m，以青青灰色厚层状石灰岩，间夹泥灰岩，下部主要为紫色页岩及薄层灰岩，主要出露于煤田南部。2、石炭二叠纪月门沟群（C2P1y）（1）石炭二叠纪月门沟群本溪组（C2b）厚约11.1823.69m，平均厚11.94m。岩性以浅灰深灰色泥岩为主，底部含有褐红色铁质泥岩及杂色灰白色铝土质泥岩，含煤线。与下伏奥陶系灰岩呈假整合接触。（2）石炭二叠纪月门沟群太原组（C2P1t）厚约157.82221.13m，平均168.06m。岩性以灰、灰黑色砂岩为主，浅灰深灰色泥岩，灰灰绿色中、细粒砂岩、粉砂岩与细砂岩互层、间层出现。含石灰岩5层，其中一、二、四、五灰为标志层。太原组含煤15层，34、其中7、8、9、10煤层为主要可采煤层，5、6、10煤层为局部可采煤层。太原组与下伏本溪组整合接触。（3）石炭二叠纪月门沟群山西组（P1）厚约90110m，平均96.0m，岩性主要为灰灰白色中粒砂岩和砂、泥岩互层，上部以粉砂岩、泥岩为主，砂岩较少，中部和下部以砂岩为主，为主要含煤地段，含煤57层，都集中在中部。其中3煤层为主要可采煤层，4煤层为局部可采煤层。以4煤层底板砂岩与太原组分界，与太原组整合接触。3、二叠纪石盒子组（P12）厚度8.9432.5，平均厚约177m，F21断层以东地段保留较多，岩性主要为浅黄色、灰白色中粒砂岩与杂色泥质岩互层。中下部有紫色、青灰色铝土岩（B层），B层铝土岩35、位于上石盒子组底部，厚1.998.86m，平均5.00m，为不纯的铝土岩或铝土质泥岩，具鲕状、豆状结构，致密、性脆，比重大，具滑感，下距3煤层93116m。铝土岩以下又称下石盒子组，厚度约70m，岩性主要为灰、灰白色中、细粒砂岩、粉砂岩及泥岩等，不含煤；底部为灰绿色含砾中粗粒砂岩，为与山西组的分界层。石盒子组与下伏山西组整合接触。4、第四系（Q）厚5.0（西补41）99.7m（321孔），平均42.46m，黄色，以砂质粘土、粘土质砂砾、含砂砾粘土、粘土砂砾层为主。上部为表土，下部为含砂砾粘土和粘土层。第四系与下伏地层呈不整合接触。图2-1 地层综合柱状图井田内的地层对比方法主要采用标志层法和地36、层的接触关系进行对比。本区内有关本溪组、太原组、山西组和石盒子组间的划分、对比以及煤系的划分、对比界线与肥城煤田保持一致。井田内各可采煤层、主要标志层之间的层间距见表2-1。本矿区的含煤地层主要为二叠系的山西组、月门沟群太原组。1、月门沟群山西组（Py ）山西组是本井田主要的含煤地层之一。厚约90110m，平均96.0m，岩性主要为灰灰白色中粒砂岩和砂、泥岩互层。上部以粉砂岩、泥岩为主，砂岩较少；中部和下部以砂岩为主，为沼泽相、陆相沉积。山西组含煤57层其中3煤层为主要可采煤层，2、4煤层为局部可采煤层，1、3煤层不可采。山西组可采煤层累计厚度为2.83m，煤系厚度96m，可采煤层含煤系数2.37、9%。2、月门沟群太原组（C2-P1yT）厚约157.82221.13m，平均168.06m。岩性以灰、灰黑色砂岩为主，浅灰深灰色泥岩，灰灰绿色中、细粒砂岩、粉砂岩与细砂岩互层、间层出现。含石灰岩4层，其中一、二、四、五灰为标志层。太原组底界是粘土岩或粘土质泥岩（局部可相变为粉砂岩），以浅海相、过渡相为主，以沼泽相、陆相为次。主要标志层主要有一灰、二灰、四灰、五灰和煤层。一灰：厚1.133.46m，平均2.22m，灰至深灰色，岩性稳定，上中部常含泥质，下部较纯，含丰富的海百合茎、腕足类、腹足类等动物化石。一灰顶板为含少量眼球状或小透镜状菱铁矿结核的粉砂岩，一灰下距太原组底界163.59m左右。38、二灰：位于太原组中部，为6煤层的直接顶板，厚0.853.41m，平均2.07m，灰至深灰色，上部多含泥质，动物化石形体大而量少；中部质较纯；下部质不纯，含少量蜓科化石；底部含炭质，为深灰色。二灰距一灰60.40m左右，距5煤层11.38m。四灰：为8煤层直接顶板，厚1.857.12m，平均4.81m，灰至深灰色，质较纯，但夹有钙质泥岩，致密、厚层状构造，下部含黑色燧石结核，因而坚硬、色深，含较多的蜓科化石，形体大，保存完好，层位稳定，可作为7、8、9煤层的标志层。四灰距二灰36.06m，距6煤层35.45m，距6煤层35.45m，距7煤层18.05m，距五灰33.55m。五灰: 位于太原组的下39、部，是太原组与本溪组的分界层，厚4.8211.31m，平均8.06m，浅灰色，质纯，致密，厚层状构造，局部重结晶现象明显。煤层：太原组含煤15层，其中7、8、9、102煤层为主要可采煤层，5、6、101煤层为局部可采煤层。太原组可采煤层累计厚度8.36m，煤系厚度168.06m，可采煤层含煤系数4.9%。厚度名称间距0.382煤层2煤层1.943煤层35.92 3煤层0.504煤层83.86 46.00 4煤层2.22一灰108.86 71.00 24.50 一灰0.745煤层159.36 119.72 75.00 48.285煤层2.07二灰171.48 131.84 87.12 60.4040、 11.38 二灰0.556煤层173.55 133.91 89.19 62.47 13.45 0.00 6煤层1.407煤层190.10 150.46 105.74 78.99 30.00 16.55 16.00 7煤层4.81四灰209.59 169.95 125.23 98.48 49.49 36.04 35.49 18.09 四灰1.90 8煤层214.40 174.76 130.04 103.2954.30 40.85 40.30 22.90 0.008煤层1.219煤层224.30 184.66 139.94 112.1964.2050.7550.20 32.80 9.908.0041、9煤层0.65101煤226.60 186.96 142.24 114.4966.50 53.0552.50 35.10 12.2010.301.09101煤1.70102煤228.25 188.61 143.89 116.1468.15 54.7054.15 36.75 13.8511.955.601.00102煤8.06五灰247.95 208.31 163.59 135.8487.8574.4073.85 56.45 33.5531.6522.4420.7018.00五灰800.0 奥灰267.69 228.05 183.33 155.58107.59 94.1493.5976.19 542、3.2951.3942.1840.4437.7411.68 奥灰表2-1 井田内各可采煤层、主要标志层间距表/m二、井田构造肥城煤田处在肥城断层控制的断陷单斜构造之中，是受断裂破坏的残缺向斜盆地。肥城断层即F1大断层，呈“M”形，落差大于1000m，北盘上升，致使太古界泰山群的片麻岩及寒武系灰岩出露，形成北部弧形山脉。单斜构造地层向北倾斜，走向近东西，煤系地层被第四系全部覆盖，煤田南部有煤系底盘奥陶系石灰岩出露，形成东西走向山脉。xx井田位于肥城煤田的西南部，矿区四周被断层包围，总体构造形态为一受多条边界断层控制的地堑构造，井田内地层总体走向为北东东北西向。井田构造以断层为主，褶皱次之，以F243、1断层为界，井田东、西部构造面貌差异较大：西区构造相对简单，地层倾角小，一般在38，埋藏较浅，内部断层较少；东区构造相对复杂，地层倾角变化大（815），埋藏深度较大，内部断层较发育。区内没有发现岩浆岩。1、断层井田内断层发育，全部为正断层。根据展布方向大体可分为NE、NNE、NEE或近EW向三组。xx煤矿断裂构造发育（表2-2），发育落差大于20m的大中型断层20条（其中：落差大于100m的断层3条，落差50m100m的断层2条，落差3050m的断层1条，总长度24630m，平均4.9条/km2，6007.3m/km2；落差大于10m小于20m断层8条，总长度2640m，平均1.95条/km244、，643.9m/km2。现将井田内规模较大的主要断层综述如下：F4断层：为井田西南部边界，走向5060，倾向NW，倾角70，落差150295m，延伸稳定，在井田内延伸长度2100m，表现为南升北降的正断层，分叉断层较多，力学性质复杂，具多期活动性，为基本查明断层。F4-1断层：为F4的分支断层，走向3060，倾向NW，倾角75，落差5125m。在井田内延伸长度2550m，表现为南升北降的正断层，有63-129、419、324、244、408、西检8等钻孔穿过，东总回风巷、东运输大巷实际揭露，为查明断层。F21断层：构成东翼采区的北部边界，西延段经井田中部向西南与F4断层靠拢，将该井田分成两个独45、立的采区。断层走向1530，倾向SSE，倾角70，落差10275m，区内延伸长度2500m，有318、西补40、321、63-28、421等钻孔穿过。该断层经地面地震勘探控制，3401工作面东翼集中皮带、轨道两巷揭露。该断层由北东至南西落差逐渐减小，为查明断层。 图2-2xx煤矿构造纲要图F22断层：为本井田的东南边界，走向4060，倾角75，落差190270m。，在井田内延伸长度2200m，有255、363、326、232、282等钻孔穿过，表现为南升北降的正断层。断层带宽度大、力学性质复杂、具多期活动性，该断层没有揭露资料，为基本查明断层。F22-1断层：为F22断层的分支，走向40，倾向46、NW，倾角75，落差110m。在井田内延伸长度1250m，232号钻孔穿过，地面地震勘探验证，为查明断层。F24断层：为井田西部边界，走向NNE，倾向SEE，倾角70，落差90205m。在井田内延伸长度200m，有63-207、63水10、407等钻孔穿过，断层带较宽，表现为西升东降的正断层，为基本查明断层。F24-1断层：为F24断层的分支，走向1540，倾向NW，倾角65，落差3550m。在井田内延伸长度1500m，有417、63-260、63-226、63-218、264等钻孔穿过，井下3201、3203、3205、3207工作面多处揭露，表现为东升西降的正断层，为查明断层。F26断层：47、位于井田西翼北部，走向55，倾向SE，倾角75，落差1065m。在井田内延伸长度为1500m，有63-256、63水31、347、63-254、337等钻孔穿过，3300运输上山、3300轨道上山3304、3306工作面实际揭露，表现为北升南降的正断层，为查明断层。BF5断层：为井田的西北部边界，走向50，倾角70，落差2060m。在井田内延伸长度1650m，有96、63水36、406等钻孔穿过，3301面、3302面、xx矿350采区、3705面揭露，表现为北升南降的正断层，为查明断层。 表2-2 xx煤矿断层情况一览表编号性质产状落差（m）长度（m）查明程度控制情况走向倾向倾角F4正50-48、60NW701502952100基本查明324、409号孔穿过F4-1正30-60NW7551252550查明63-219、419、324、244、408、西检8号孔穿过，东总回风巷3401轨道巷东运输大巷实见F4-2正50NWW7025270基本查明244号孔穿过F4-3正70NWW7025350基本查明409号孔穿过F21正15-30SEE70102752500查明318、西补40、321、63-282、421孔穿过F22正40-60NW751902702200基本查明355、363、326、232、282号孔穿过F22-1正40NW751101250查明232号孔穿过F22-2正0-5049、ESE700301350基本查明查明F22-3正15SEE75030730基本查明查明F23正25NW50510250地震查明63-227号孔穿过F24正NNESEE70902051200基本查明63-207、407、63水、10、420号孔穿过F24-1正15-40NW6535501500查明417、63-260、264、63-226、63-218号孔穿过，3201面、3203面、3205面实见F24-2正45SE7015301500基本查明420、63-256号孔穿过F24-3正55NW629600查明3209运输巷、3219运输巷实见F26正55SE7510651500查明63-256、50、347、63水、31、337、63-254号孔穿过，3306面、3300运输巷、轨道上山实见F26-1正45NW72820900查明63-227号孔穿过，3300轨道上山实见F40正300NW75758501006号孔穿过BF5正50SE7020601650查明96、63水、36、406号孔穿过，3301面、3302面、xx矿3500采区3705面实见XF1正85SSE75015250查明3204回风巷实见XF2正85-105NW70014470查明3202运输巷、轨道巷、3308轨道巷实见XF3正280NNE50010400查明3201运输巷西运输大巷3202运输巷实见XF4正65NNW6251、010450基本查明3300运输上山实见XF5正15NWW70035500查明西补26号孔穿过XF6正70SE54025460查明3401运输巷、3403运输巷、轨道巷实见XF7正15NWW65015200基本查明XF8正30NW65020900基本查明371、359号孔穿过XF9正20NWW65020620基本查明371号孔穿过XF10正96NW7012220东翼集中轨道下山实见XF11正55NW65010400基本查明井田内断层发育规律比较明显，主要有以下几个方面：（1）井田内具有一定规模的断裂常以断裂带的形式出现，内部结构比较复杂，断裂带中的断层常分叉、合并，它们的产状也常有变化：断裂带52、中所夹持的断片大小不一，形状各异；断裂带的宽度从几十米到上百米不等。即使同一条断裂，其展布方向、力学性质、宽度和落差都有变化。此外，部分中小型断层常以小断层带或节理密集带的形式出现，而且产状不甚稳定，连续性不好，在采掘中应引起注意。（2）井田内的大中型断层虽以正断层的形式出现，但具有多期活动的特点，并且活动方式有所变化。因此，断层的力学性质比较复杂，张、压、扭性均有，先张后压扭的特征较为普遍，这与区域构造应力场几经更迭有关。（3）断层的分级控制性明显，其控制关系既表现在断层的规模级别上，也表现在断层的发育数量及展布方位上。一般情况下，大型断层控制中型断层，中型断层控制小型断层。被控制的次级断层53、与控制性断层存在伴生或派生的关系，常与控制性断层平行或以小角度相交，其发育数量随远离控制性断层而递减。井田内同等级的断层等距性分布的规律明显。从西翼采区揭露资料看，小断层以NE向为主，NEE和NW向次之。（4）井田构造块段差异性比较明显，各块段的地层产状受块段边界断层的控制，不同块段有所不同。综上所述，xx煤矿断裂构造发育。从3、4煤层开采实际揭露情况看，小断层非常发育。2、褶皱井田内褶皱多受断层控制，具有短轴、宽缓、倾伏的特点，为断层派生的产物。（1）西翼倾伏向斜轴向近东西，向西倾伏。南翼煤层走向近东西，倾向北，倾角58；北翼煤层走向NWW，倾向SWW，倾角614。该向斜对煤厚有一定影响，向54、斜南翼3煤层厚度变薄，局部仅1m左右；轴部3煤层渐厚达3.2m.根据-140m水平生产实际揭露，形态可靠。受F4-1、F26断层控制，西部被F24、F24-1断层切割，对采区划分有一定影响。（2）东翼倾伏向斜整体走向为NE走向，脊线变化较大，为一向西南抬起变窄，向东变宽的宽缓向斜。该向斜构造受F21、F22断层的控制，由地质探测和十几个钻孔控制， 形态可靠。此外，井田内还存在一些由断层控制、规模较小的褶曲或鼻状构造，造成地层局部起伏变化较大。3、滑动构造研究表明，肥城煤田内存在一个以石炭二迭纪煤系与中奥陶统灰岩之间的假整合面为主滑面的多级重力滑动构造系。xx煤田作为肥城煤田的组成部分，其煤系中55、的滑动构造现象也存在，主要表现在以下几个方面：（1）沿煤层顶底面发育的滑面常形成几厘米至几十厘米的滑脱带。滑面附近发育有断层泥、煤泥、鳞片煤、碎粒煤等，还可见到滑动镜面，这种现象在3煤层开采中常见。（2）断层的收敛现象。煤系中发育的小型断层，在浅部切过煤层顶板，然后沿煤层顶面或底面发育，形成上陡下缓的铲式；这种铲式断层常造成煤层的局部变薄和产状变化。在3207运输巷、3204运输巷、3202运输巷和回风巷中揭露过这种现象。（3）插入煤层的岩楔现象。在3煤层的开采中，常出现顶板砂岩呈楔子状插入煤层中（俗称“二合顶”），二合顶一般沿走向呈带状分布，沿倾向宽十余米不等，楔子插入方向与地层倾向基本一致56、，这是由于3煤层顶板与3煤层相对滑动，致使顶板破碎，继续滑动则使破碎的顶板砂岩呈楔子状插入煤层中，楔子插入方向指示了顶板的滑动方向。砂岩岩楔较正常顶板颜色变暗，质软易碎，煤层采过后易冒落，往往造成空顶，难支护；岩楔附近的煤层质软易碎，光泽暗淡。（4）煤脉、煤刺、煤包现象。沿煤层顶面发育的次级滑面，常使顶板在剪切应力作用下产生裂隙，破坏了顶板的完整性，煤层在涌动过程中被挤入到顶板裂隙中，形成煤脉、煤刺，煤层片理化明显，并且变硬、紧贴裂隙壁。若滑动使顶板产生两组裂隙，煤层挤入裂隙后在裂隙交汇处形成煤包，出现假顶，在煤层采后极易冒落，对煤矿安全生产影响较大。（5）滑动构造改造先存的断层。3煤层中常见57、一些早期形成的断层被层滑断层错断，出现断顶不断底或断底不断顶的现象，同时造成煤层局部加厚或变薄。如3209运输巷顺槽中一条12035、H=2.53m的断层被沿3煤层顶面发育的滑动构造切断，由于断层落差近似于3煤层厚度，致使3煤层重迭于32煤层下部。3301运输顺槽中也有这种现象。三、可采煤层与煤质1、煤层xx井田含煤地层属石炭二叠系，由石炭二叠纪月门沟群太原组和石炭二叠纪月门沟群山西组构成，整个煤系地层总厚度约260m，主要可采煤层5层（3、7、8、9、10煤层），不稳定局部可采煤层2层（4、10煤层）,极不稳定煤层3层（2、5、6煤层），煤层总厚度11.19m，含煤系数为4.3%。各可采、局58、部可采煤层特征如表2-3。表2-3 可采煤层特征表煤层厚度(m)采用厚度(m)煤层平均间距（m）煤层结构煤层顶底板夹石厚度m/层数复杂程度顶板底板稳定性20.100.700.380.100.700.380简单中砂岩粉砂岩粘土岩、页岩不稳定35.92303.401.9403.201.8600.6012较简单中砂岩泥 岩泥岩砂质粘土岩较稳定46.00400.850.5100.850.510简单粉砂岩粉砂岩或砂质粘土岩不稳定75.00501.440.640.21.340.6312较简单砂质页岩粘土岩、砂质页岩不稳定13.4560.301.400.550.301.400.550简单二灰粉砂岩不稳定3059、.0070.802.001.510.701.811.2900.4012较简单细粉砂岩粉砂质泥岩稳定22.9080.792.701.870.792.701.7700.4512较简单四灰粉砂岩稳定8.0090.801.851.330.801.701.2800.2312较简单粉砂岩泥灰岩粉砂岩泥岩稳定1.091001.750.7501.750.7012较简单粉砂岩砂质页岩粉砂岩不稳定1.00100.732.301.710.732.301.7100.251简单粉砂岩泥岩粉砂岩泥岩稳定（1）2煤层厚度0.100.7m，平均0.38m，可采性指数0.24，煤厚变异系数52.7%，属不稳定的局部可采薄煤层。60、煤层不含夹矸，结构简单。2煤层的直接顶板主要为中砂岩、粉砂岩，厚度0.1823.25m，平均6.17m，由西向东岩性逐渐变细，出现砂质粘土岩、页岩。直接底板为粘土岩、页岩，局部分布有中砂岩，页岩分布面积最大，厚度0.4329.57m，平均6.81m。（2）3煤层厚度03.5m，平均1.94m，可采性指数0.96，煤厚变异系数37.83%，属较稳定型大部可采中厚煤层。一般有夹矸12层，夹石厚度00.60m，结构较简单，岩性为泥岩。煤厚大于3.0m时，常见上部和下部含夹石，煤厚大于2.0m时，底部发育一层粘土岩夹矸，随煤厚增大而增大，夹石遇水膨胀、变软。该煤层局部地带存在底凸薄化现象。3煤直接顶板61、主要为中砂岩，厚度050.15m，平均厚度18.78m，局部发育伪顶，岩性为粉砂岩和砂质粘土岩。当顶板为中砂岩时，f=5，裂隙发育中等，初垮步距为1530m，一般20m左右；初压步距2050m，周压步距1012m，回采时不易垮落；当局部的直接顶板为泥岩、粉砂岩时，f=2.0，裂隙不发育，回柱后能自行垮落。底板主要为泥岩、砂质粘土岩，f=12，具可塑性，遇水变软易造成支柱“钻底”，属类底板。（3）4煤层厚度00.85m，平均0.51m，可采性指数0.27，煤厚变异系数为27.60%，属不稳定型局部可采薄煤层。煤层不含夹矸，结构简单。上距3煤层46.0m，下距太原组一灰24.5m，距5煤层75.062、m。4煤层顶板为粉细砂岩或粉砂岩，厚度09.0m，平均厚度4.6m，致密坚硬。根据开采实践，裂隙发育中等，f=34；初垮步距1530m；初压步距2050m；周压步距1012m。回采时不易垮落，必要时要强制放顶。底板主要为粉砂岩或砂质粘土岩，f=12，具有可塑性，遇水变软易造成支柱“钻底”。（4）5煤层厚度0.121.44m，平均0.66m，可采性指数0.48，煤厚变异系数为32%，属不稳定型局部可采薄煤层。该煤层一般含夹石12层，结构较简单。5煤层的直接顶板以砂质页岩为主，局部有粘土岩和粉砂岩，厚度0.9443.94m，平均8.91m。直接底板以砂质页岩和粘土岩为主，局部有粉砂岩，厚度0.1363、13.75m，平均5.80m。（5）6煤层厚度0.301.40m，平均0.55m，可采性指数0.54，煤厚变异系数为93%，属不稳定型局部可采薄煤层。该煤层结构简单，一般无夹石。6煤层的直接顶板主要为二灰，局部为砂质页岩，厚度0.9615.50m，平均5.15m。直接底板以砂质页岩为主，局部为粉砂岩，一般厚约0.5838.17m，平均11.25m。（6）7煤层厚度0.802.00m，平均1.51m，可采性指数1.00，煤厚变异系数20.81%，属稳定型全区可采中厚煤层。一般含夹矸12层，结构较简单，厚度00.40m，岩性均为泥岩。7煤层的直接顶板为深灰色粉砂岩，平均厚度7.6m，局部为泥岩，f64、=34，性脆，裂隙发育，属中等稳定顶板。老顶为中砂岩或细砂岩与粉砂岩互层，较坚硬。据邻矿资料，初次垮落步距33m，初次来压步距45m，周期来压步距22.5m。底板为粉砂质泥岩，平均厚度3.4m，致密性脆，强度较低，属类底板。井田中部经63-282孔发育有南北向的古河道砂页岩或中砂岩，对7煤层有一定的冲刷作用。直接底板为细砂岩或细砂岩与粉砂岩互层，平均厚约3.4m。（7）8煤层厚度0.792.70m，平均1.87m，可采性指数1.00，煤厚变异系数25.86%，属稳定型全区可采中厚煤层。一般含夹矸12层，结构较简单，厚度00.45m，一般位于煤层上部，岩性为炭质细砂岩或泥岩。8煤层直接顶板为四灰65、，厚度1.857.12m，平均4.81m，岩性坚硬，f=811.5，裂隙较发育，常常形成复合顶板，属中等稳定顶板。据邻矿资料，初垮步距1518m，初压步距1824m，周压步距912m，一般不自行垮落，往往只缓慢下沉。底板为粉砂岩，厚度3.010.0m，平均厚度8.00m，属类底板。（8）9煤层厚度0.801.85m，平均1.33m，可采性指数1.00，煤厚变异系数16.80%，属稳定型全区可采中厚煤层。一般含夹矸12层，结构较简单，厚度00.23m，岩性为炭质泥岩或炭质细砂岩。9煤层直接顶板为粉砂岩，即8煤层底板，有时在该层之下、9煤层之上发育薄层泥灰岩，厚度02.45m,平均厚度1.09m，66、但不稳定，裂隙发育，f=3，属中等稳定顶板。据邻矿资料，初垮步距8m，初压步距18m，周压步距9m。直接底板粉砂岩或泥岩，厚度02.24m，平均厚度1.09m。（6）10煤层厚度0.301.75m，平均0.70m，可采性指数0.75，煤厚变异系数为45%，属不稳定局部可采薄煤层。一般含夹矸12层，结构较简单，厚度00.25m，岩性为炭质泥岩或炭质细砂岩。10煤层的直接顶板为粉砂岩和砂质页岩，有时发育薄层泥岩，厚0.1210.76m，平均1.71m。10煤层的直接底板以粉砂岩为主，也有砂质页岩或页岩，厚度0.071.40m，平均0.56m。（7）10煤层厚度0.732.30m，平均1.71m，可67、采性指数1.00，煤厚变异系数18.08%，属稳定型全区可采中厚煤层。一般含夹矸12层，结构较简单，厚度00.25m，岩性一般为炭质泥岩。10煤层的直接顶板为粉砂岩或黑灰色泥岩，厚度0.081.85m，平均厚度1.00m，f=3，属不稳定顶板。据邻矿资料，初垮步距25m，初压步距715m，周压步距48m。直接底板为粉砂质泥岩，平均厚度0.5m，具塑性、强度低，遇水易变软，使支柱“钻底”。 属类底板。2、煤质2煤层：属中灰、低硫、高热值煤。3煤层：属低灰、属低硫、高热值煤。4煤层：低灰、中高硫、特高热值煤。5煤层：属中灰、中硫、中热值煤。6煤层：属中灰、中高硫、中热值煤。7煤层：属中灰、高硫、高68、热值煤。8煤层：属中灰、高硫、高热值煤。9煤层：属中灰、高硫、高热值煤。10煤层：属中灰、中高硫、高热值煤。10煤层：属中灰、高硫、中热值煤。四、矿井水文地质1、大气降水及地表水系（1）大气降水与井下涌水量的关系经矿井多年来涌水量与气象资料对比分析，涌水量与大气降水量基本无关，只是雨季期间含水层水位略有上升。（2）地表水矿区西部有季节性河流涧北xx河，其发源于北部山区，接受大气降水及北部山区风化裂隙型潜水的补给。因第四系粘土层阻隔，不会向下渗透补给其它含水层。本矿区附近的涧北河历史最高洪水位+80.16m。本矿主井、副井井口标高+82m，高于历史最高洪水位，但在雨季仍应采取相应措施，以防洪水溃69、入井下。井田东部建有水库2个（涧北河水库和响水河水库），其位于工业广场北部的较高位置上，储水量大，雨季洪水季节要加强防范措施，防止万一决堤威胁矿井安全。2、主要含水层井田内含水层有第四系砂及砂砾岩、3煤层顶板砂岩、4煤层顶板砂岩、一灰、二灰、四灰、9煤层顶板泥灰岩、五灰和奥灰。其中主要含水层有第四系砂及砂砾岩、3煤层顶板砂岩、四灰、五灰和奥灰。各含水层特征分述如下：（1）第四系砂层孔隙潜水该含水层位于第四系上部，埋深23m，厚度24m，原始水位标高+70+90m，属孔隙型潜水或弱承压水，其含水性及透水性较弱，q = 0.220.801L/s.m，一般呈南大北小的趋势，接受大气降水补给，水质为H70、CO3、Cl-Ca、Na至HCO3、SO4-Ca、Mg，矿化度0.20.6g/L。由于底部有一层1775m可塑性强的砂质粘土层，具有很强的隔水性，使该含水层对井下开采基本无影响。（2）3煤层顶板砂岩3煤层顶板砂岩厚度050.15m，平均18.78m，致密坚硬，主要成分为石英、长石。该含水层的含水性、富水性极不均匀，补给量少，富水性在浅部较大，深部较小；正常地段富水性较差，构造裂隙发育地段富水性强。由于断层影响，井田南部3煤层顶板砂岩在F4、F24断层局部地段与煤系底部五灰、奥灰直接对口接触，在F21、F22断层局部地段与四灰对口接触，使得该含水层水文地质条件复杂化。水质类型为HCO3、Cl-N71、a，原始水位标高+72.66+74.36m；由于3煤层的开采，现在生产范围内其水位已降至-170m。总体上看，该含水层以静储量为主，补给量较少，初见水量大，随着掘进及回采工作面的推进，可抽排、疏干到相应的标高。该层砂岩的含水性很大程度上受裂隙控制，往往形成水包。在3205、3306工作面掘进施工中，没有顶板砂岩出水现象，但在工作面回采初次放顶后，水包被破坏，导致出水，最大水量30m3/h。在1986年10月15日风井井筒施工至井底-117m时，3煤层顶板砂岩裂隙突水，当即淹没了井筒，最大突水量115m3/h。（3）4煤层顶板砂岩含水层该含水层距3煤层41.4 m，厚度09.0m，平均4.6m，72、岩石致密坚硬，主要成份为石英和长石。该含水层为孔隙裂隙含水层，富水性不均一，补给条件差，在正常地段富水性一般，构造裂隙发育地段富水性则稍强。4煤层顶板砂岩水水质类型为HCO3、Cl-Na型，原始水位标高+70.66+72.36m。随肥城矿区的开采，4煤层顶板砂岩水位已大幅度下降。掘进中揭露时多以淋水方式出现，巷道涌水量48m3/h；但随着排水时间的加长，涌水量大都降低至4m3/h以下。该含水层是一弱含水层，随4煤层巷道推进和回采工作面的推进可完全疏干。（4）太原组一灰含水层一灰上距4煤层24.50m，厚度0.4m4.42 m，平均2.20m，为生物碎屑灰岩，含大量泥质，一灰在井田内F4、F2273、F21号断层处与奥灰对口接触，补给较好，单位涌水量0.0430.073L/s.m，原始水位标高+70.55+72.10m，矿化度0.3630.489g/L，属HCO3、CI-Na或HCO3、SO4-Ca、Mg水。邻矿-150m大巷断层一灰最大涌水量30m3/h，稳定水量15m3/h，一灰为薄层灰岩弱含水层。（5）太原组二灰含水层二灰是6煤层顶板，厚度0.853.95m，平均2.68m，上部多含泥质，岩溶裂隙不发育，钻孔未见有溶洞，裂隙也不发育，单位涌水量00.111L/s.m，原始水位标高+60.03+66.80m。由于断层切割使二灰在F4、F4-1、F12、F21断层局部地段与奥灰对口接触74、，水质类型主要为HCO3、CI-Na水。但在413孔为HCO3SO4-Ca-Na水，矿化度0.30.6g/L。邻矿xx煤矿二灰探放水水量38m3/h，在该巷道揭露二灰时已基本无水涌出，xx矿业公司在断层处二灰最大出水量270m3/h。（6）太原组四灰含水层四灰厚度1.857.12m，平均4.81m，为8煤层直接顶板，分布稳定，上部含大量泥质，中部夹厚度00.35m的粉砂岩，下部质较纯，致密坚硬，多含燧石，垂直裂隙和顺层裂隙均发育，偶见洞穴，常为方解石充填。单位涌水量q=0.000870.808L/s.m，渗透系数K=0.01918.18m/d，原始水位标高+60.93+65.64m，矿化度为075、.10.7g/L，水质类型HCO3-Na和HCO3、CI-Na水。由于断层切割，井田内四灰多处与五灰、奥灰对口接触。因此，开采下组煤时，要加强水文地质工作。（7）太原组五灰含水层五灰（又称徐灰）厚度4.8211.31m，平均8.06m，上距10煤层13.5231.08m，平均20.0m，质纯、致密坚硬，裂隙、溶洞发育，溶洞直径可达5cm。单位涌水量1.3957.685 L/s.m，断层带附近最大单位涌水量q=13.625L/s.m，原始水位标高+60.80+63.74m，矿化度为0.2640.378g/l，水质类型为HCO3-Ca、Mg或HCO3-Na水，现水位标高+47+50m。根据邻矿突放76、水资料，五灰的突水性浅部大、深部小，深部岩溶发育极不均一，呈明显的垂向分带性和横向上的不均一性。根据邻矿井下钻孔揭露，单孔涌水量30230m3/h。（8）奥灰岩溶裂隙含水层奥灰为巨厚层状，厚度约800m，单位涌水量0.01149.901L/s.m，原始水位标高为+62.07+63.24m，矿化度为0.2470.681g/l，水质类型为HCO3、Ca-Mg。目前，水位标高在+35+50m。奥灰在盆地周围山区有广泛出露，直接接受大气降水补给，补给量相当丰富（达2.8万m3/h），共发育有3个强含水带和2个次含水带，是煤系各含水层的补给水源。含水层的水力联系：四灰与五灰间距1540.6m，平均33.77、55m。据邻矿资料，四灰在特定地质条件下（四周为阻水或弱阻水边界）是可以疏干的，但在断层落差大于3050m时，局部地段四灰与五灰对口接触，两含水层可发生水力联系，这时必须留煤柱或者对断层进行防水帷幕，此时才能疏干四灰水。五灰与奥灰的水力联系：五灰与奥灰相距10.1823.69m，平均11.68m，两含水层之间还发育六灰（即草埠沟灰岩）。由于井田内断层发育，两含水层在井田内多处对接，奥灰与煤系间普遍发育层间滑动薄弱面，给两含水层提供了极好的垂向补给通道。两含水层实际上已成为一个连通的统一的含水系统。其它的含水层间都有粉砂岩、泥岩等隔水层，正常情况下，各含水层间无水力联系。3、隔水层（1） 第四系78、底部隔水层第四系底部隔水层为砂质粘土或含砾粘土、亚粘土，厚1775m，具有良好的可塑性和隔水性，致使地表水及第四系孔隙型潜水均与煤系内各含水层不发生水力联系。第四系砂砾层水仅能通过主井和风井井筒以淋水形式进入矿井。（2）10煤层至五灰之间隔水层该隔水层厚度13.5231.08m，平均18.0m，岩性以粉砂岩为主，其次为泥岩及中细砂岩，局部地段含有泥灰岩（无名灰岩）和煤线（11煤层）。10煤层直接底板为粉砂质泥岩，有良好的可塑性和隔水性，遇水易膨胀。泥岩以下为粉砂岩、泥岩互层，粉砂岩不含水，局部含少量水，底部有512m的中粒砂岩，也是五灰的顶板，局部地段裂隙发育，该层砂岩的裂隙水与五灰含水层水有79、水力联系，使五灰水上升出现原始导高，原始导高减小了有效隔水底板的厚度，使隔水层的隔水性能减弱。由于受到煤层采动的影响，矿山压力对煤层底板具有一定的破坏作用，据xx煤矿7406工作面底板破坏深度的超声波探测资料，7煤层的底板破坏深度为11m；据肥城矿业集团公司资料，8、9、10煤层底板破坏深度分别为12m、10m和8m。据钻探资料，10煤层底板至五灰顶板的最小厚度13.52m，这样，考虑到原始导高的影响，使实际有效隔水层的厚度减少。在构造薄弱地带，煤层底板的对承压含水层的压盖作用变小，含水层容易通过煤层底板突水。因此开采下组煤特别是8、9、10煤层，必须采取疏水降压和加固底板等措施。4、导水断层80、断层导水性受到断层落差的大小、断层性质、断层两盘岩性及断层带（面）胶结程度等因素的影响。现将井田边界及井田内主要断层的导水性分述如下：F4断层：为井田西南部边界，本矿位于F4断层的下降盘。邻矿（xx煤矿）427号钻孔在四灰附近抽F4断层带水，单位涌水量仅0.003L/sm；该矿7煤西翼下山穿过F4断层时，仅有少量淋水，说明断层垂向导水性很弱。在横向上，由于井田内四灰、五灰与对盘奥灰对口接触，故在横向上该断层是导水性能良好的断层。F4-1断层：位于井田的西部边界。经324号钻孔抽水，q=0.071L/s.m，说明垂向导水性较差，可视为不导水断层。横向上，经3201工作面回风巷探水工程证实也不导水81、，说明该断层横向上导水弱；但当与含水层对口或间距缩短时，应视为导水断层。F24断层：为井田西部边界。邻矿（xx煤矿）63水33、63水41孔抽水，q=0.01149.901L/s.m；井下西大巷揭露该断层后有少量涌水，现稳定在0.3m3/h，说明该断层垂向导水性很差；但井田内四灰与对盘（上升盘）间距缩短为5m，局部对口接触，五灰与奥灰对口接触，故该断层在横向上仍应视为导水断层。F24-1断层：为F24断层的附生断层。该断层垂向上不导水，横向上不与含水层对口接触，井下钻探证实不导水。其性质与F24相同。F22断层：为井田东南部边界，363孔在280.16m深度揭露断层，断层带疏松、破碎、角砾岩发82、育；302.22m见五灰，裂隙溶洞发育，直径达5cm，漏水严重，说明该断层为导水断层。F22-1断层：为F22断层的分支断层，其导水性与F22断层相同。F26断层：位于井田西翼北部，经63水31孔抽水，q=0.247L/ s.m，本井田内3300上山穿过该断层，没有出现淋水、涌水现象。在横向上，四灰与五灰间距缩短为10m，五灰与奥灰对口接触，故可将该断层视为垂向上弱导水、横向上导水的断层。BF5断层：为井田西北部边界。63水36孔抽水表明，q=0.0032L/ s.m，本井田内3302、3301工作面回采准备过程中多次进行探测均未出水，说明垂向导水性差；但井田内四灰与对盘五灰间距缩短，局部直接83、对口接触，五灰与对盘奥灰亦然，故该断层在横向上也应视为导水断层，但不同部位导水性有所差异。F21断层：井田东西翼的分界线，东段为井田边界，3401工作面回采准备过程中进行多次探测均未出水。据邻区资料，该断层垂向上为弱导水断层；横向上，由于井田内一、二、四、五灰局部与对盘五灰、奥灰对口接触，故应视为导水断层。另外，该断层在井田内的延展情况目前尚未证实，生产中应注意加强水文探查工作。井田东翼内各断层，基本为精查地震所控制，因缺少水文地质资料，暂无法评价。5、封孔不良钻孔1958年1983年期间，井田内共施工钻孔69个，其中封孔质量不良或封孔情况不明的24个。包括不合格或不可靠的钻孔7个、封孔质量有84、怀疑的钻孔14个。降级的原因主要是封孔材料不明、封孔上、下段界限不清。封孔不良的钻孔沟通了各含水层间的水力联系，破坏了各含水层间的原始水文地质格局，使井田水文地质条件复杂化，人为的改变了井田水文地质特征，极大地妨碍了矿井安全生产。因此，对井田内封孔不良的钻孔，特别是那些穿过五灰的钻孔，应采取超前探查或重新封闭等措施，防患于未然。6、古(采)空区积水情况井田西部与xx矿业有限责任公司（原xx煤矿）以F24断层为界，本井田位于断层的下降盘。由于隔水层的阻隔，xx煤矿对3煤层的开采无影响；由于F24断层缩短了本井田四灰与对盘五灰的间距，甚至于对口接触，故在本井田开采7、8煤层时，将受到影响。井田西北85、部与xx集团xx煤矿以BF5断层为界，本井田位于该断层的下降盘。四灰与对盘五灰间距缩短，局部对口接触，故xx煤矿对本井田下组煤（7、8煤层）的开采会产生一定影响，该矿开采下组煤对五灰进行了注浆改造，对本矿影响将减小。井田东部与xx矿业有限责任公司（xx煤矿）以F40 、F22断层为界，本井田位于两个断层的下降盘。本井田二灰、四灰与对盘五灰、奥灰对口接触，3煤层与对盘一灰接触，7煤层与对盘五灰、奥灰对口接触，故陶阳煤矿对本井田下组煤（7、8煤层）的开采会产生一定影响。 xx煤矿共有采空积水区两处：一处在西翼3200采区3213、3215、3217、3219工作面采空区，积水区面积2200m2，容86、积2440m3，积水外缘标高-150m；另一处在东翼3300采区3305工作面采空区，积水区面积2000m2，容积2200m3，积水外缘标高-201.1m。两处采空区积水与其它水源无水力联系。7、矿井涌水量1985年9月1989年2月为建井时期，矿井充水水源主要为第四系潜水、3煤层顶板砂岩水，正常涌水量 30m3/h。1989年3月至今为矿井生产时期，已开采的煤层有3、4煤层，矿井充水水源主要为3、4煤层顶板砂岩裂隙水和主、副井的第四系潜水，另有少量的一灰含水层水。矿井正常涌水量26.5361.84m3/h，一般在47.75m3/h左右。将矿井涌水量与气象资料对比分析，涌水量与大气降水量基本无87、关，只是雨季含水层水位略有上升，第四系砂岩水使主副井淋水略有增加。大气降水对井下各含水层突水点的涌水量没有影响。另外，生产实践表明。开采3、4煤层时，矿井涌水量与开采面积、产量基本无关，开采深度对其有一定影响。8、矿井水文地质类型的划分开采上组煤（即2、3、4、5、6煤层）的直接充水含水层为山西组3、4煤层的顶板砂岩含水层，主要为孔隙、裂隙含水层，补给条件差，补给水量少。抽水试验资料，单位涌水q=0.3665L/s.m，水文地质类型为中等。开采下组煤（即7、8、9、10、10煤层）直接充水含水层为一灰、二灰、四灰，补给条件好，同时受五灰和奥灰承压水威胁，q=0.01149.901L/s.m L88、/s.m，水文地质类型为极复杂。五、瓦斯、煤尘与煤的自燃1、瓦斯根据生产以来瓦斯鉴定结果，各采区采掘工作面瓦斯涌出平稳正常，从未出现过瓦斯涌出异常、瓦斯突出现象。根据历年来的瓦斯等级鉴定结果，相对涌出量1.033.67m3/t，绝对瓦斯涌出量0.241.01m3/min，为瓦斯矿井。2、煤尘本矿2、3、4煤层均为具强烈煤尘爆炸危险的煤层。据xx煤矿鉴定资料，下组煤各可采煤层均为具有强烈爆炸危险。3、煤的自燃根据本矿的测试资料，2、3煤层属类自燃煤层，4煤层属不易自燃煤层。根据xx矿的鉴定资料，7煤层自燃倾向等级为类，9、10煤层自燃倾向等级为类，9、10煤层均为自燃发火煤层，发火期612个月。89、4、地温根据邻矿资料分析，本矿的地温梯度为2/100m，井下-140m水平工作区温度为1820，为正常地温区。随着开采深度加大，地温也会上升。5、地压根据邻矿资料及本矿生产实践，本矿属正常地压区。第三章 下组煤放水试验工作概况及试验成果一、放水试验情况1、放水试验设计xx煤矿放水试验工作于2007年9月20日9时40分开始，首次放水历时72小时。整个放水试验工作于2007年9月28日上午9时全部结束。根据放水工程目的，本次放水试验分为四灰群孔放水、五灰孔放水、四灰富水性差异放水试验三个部分：（1）四灰群孔放水为了解四灰的岩溶裂隙发育、四灰和五灰的水力联系情况，定量计算四灰的水文地质参数，进行了90、四灰群孔放水试验。试验中，四灰钻孔放水，五灰钻孔观测。观测过程中，取一涌水量最小的四灰孔比照五灰孔观测。放水钻孔设计了4F2、4F3、4F5等3个钻孔，选择4F1、5F4等2个钻孔作为五灰观测孔。四灰放水孔基础资料如表3-1，放水孔位置如图3-1。 表3-1 四灰放水孔原始数据记录表孔号孔口标高(m)坐标施工深度(m)终孔层位水位(m)涌水量m3/h终孔孔径(mm)含水层厚度(m)套管级数套管长度(m)F1-139X:4011053.742 Y:20465091.733162.6八煤底板33631084.62174F2-125X:4010918.251 Y:20465138.044151.5191、八煤底板32771082.5(二灰)2156.9F3-138.6X:4010986.290 Y:20465065.031168八煤底板29.4751084.22132.82F4-139X:4011080.148 Y:20465180.803201.7五灰34457373341.4F5-120X:4011214.109 Y:20465029.706157.7八煤底板311371084.22155.4合计841.51397960.52图3-1 放水孔布置平面图（2）五灰孔放水放水时，四灰孔做观测孔，了解五灰对四灰的补给关系。（3）四灰富水性差异放水试验在四灰群孔放水和五灰孔放水过程中发现，放水期间92、4F2号孔与其它四灰孔的放水量差异较大，遂决定增加四灰水富水性差异放水试验，以了解四灰孔相关分布区域的富水性差异。2、放水试验的具体情况（1）四灰群孔放水试验2007年9月20日9时40分，四灰群孔放水试验开始。四灰放水孔原始水位情况：4F2 原始水位+32m，4F5原始水位+31m，4F1原始水位+33m。五灰钻孔原始水位情况：5F4原始水位+35m。放水初始各孔涌水量情况：4F2 48.96m3/h，4F5 324m3/h，4F345.56m3/h，合计涌水量418.42m3/h。24小时后各孔涌水量渐趋稳定，各孔水位分别为：4F1 -106m，4F3 -105.6m，4F5 -109m；93、此时，五灰水位下降2m（读表有2m的降深）。对应各孔水量：4F5 涌水量降至69.98m3/h（衰减78.4%），4F3涌水量19.68m3/h，4F2涌水量46.22m3/h（衰减6.0%）。调整阀门放水至2007年9月22日，各孔水位分别为：4F1 -94m，4F2 +17m，4F3 -92.6m，4F5 -97m，5F4水位不动。各孔涌水量分别为：4F2 30.30m3/h，4F3 14.97m3/h，4F5 54.31m3/h。再次调整阀门后，2007年9月23日10时，各孔水位分别为：4F5 -60m，4F2 +25m，4F3 -50.6m，4F1-51m；各孔涌水量分别为：4F5 94、31.63m3/h，4F2 24.8m3/h，4F3 9.15m3/h。由群孔放水获得数据看：a、四灰的导高5m（钻孔施工时实测）。b、四灰各钻孔点的富水性不均一。放水期间4F5钻孔的涌水量衰减量大，24小时内下降近80%；由于水位尚未稳定，如继续放水仍有衰减的可能，说明其补给条件不好。从该孔水位恢复曲线看，放水停止100余小时后仍未恢复至原水位，也说明该孔补给条件不良。4F2钻孔降深小，而水位恢复快，24小时即恢复至原始水位；由此可知，在此点相对4F5钻孔，五灰水对四灰水补给强烈。 c、放水初始五灰水位有2m的降深，说明四灰在井田内与五灰有一定的水力联系，五灰水是四灰的补给水源之一，这与肥城95、矿区其它矿井的规律是相同的。d、四灰群孔放水期间，各放水降深点水位未能达到全稳定，涌水量偏大，使用的机械压力表水位测量精度低，误差较大（使用的水位值是瞬时关闭阀门的数值，水位偏高），这都给试验结果带来一定偏差，定量计算误差大，曲线不标准；但试验中得出的四灰与五灰的水力关系是确切的。（2）五灰钻孔5F4放水试验 5F4号孔是五灰放水钻孔，钻进中揭露五灰厚度 7.0m，钻进至五灰上方11.0m时见五灰水涌出，可见该点五灰的导高为11.0m。放水前，五灰原始水位+35m，2007年9月24日上午10时10分开始，至25日早8时30分结束，放水历时22小时40分。放水时，四灰孔4F1、4F3、4F5观96、测。放水1小时后涌水量便已稳定，稳定水量9.92m3/h，水位降深2m。由于四灰各孔尚在水位恢复期间，水压未见影响。（3）四灰特定钻孔放水试验四灰群孔放水期间，4F2与其它各孔的试验数据有较大差异。试验中增加了4F3、4F1、4F5三孔放水，4F2观测的试验，以便了解四灰之间的水力关系。2007年9月27日9时15分开始放水，至2007年8月28日9时结束，历时23小时45分。放水期间各孔涌水量至孔关闭时，涌水量总计63.58m3/h，4F2水位下降4m。由此可见，4F2孔虽与4F5等几孔涌水量有一定差异，但其补给来源和其条件差异不大，水力联系是密切的 。二、放水试验成果本次放水试验，设计的目97、标基本得到实现，取得的主要成果如下：1、初步探查了试验区四灰的富水性四灰平均厚度4.80m，在-260-270m标高，四灰的岩溶裂隙较发育，4F5号孔岩溶溶洞达0.15m（钻进过程中发生了掉钻0.15m的现象），尽管裂隙有不同程度的充填，但部分裂隙是开放性的。四灰导高为5.0m，与肥城矿区其它井田相当。由4F2孔的原始水位+35m与五灰水位相同看，四灰与五灰的水力联系是存在的，但补给是有限的。四灰水在补给条件好的地段，充水丰富；但在补给差的地段，有着明显的差异：4F5孔放水初期涌水量达324m3/h，24小时即衰减80%以上；根据水位恢复曲线看，放水停止96小时仍未能达到原始水位；虽有4F2孔98、水位恢复较快，但综合分析整个放水资料认为：四灰水是可以疏干的，这与矿区其它矿井是相同的。2、五灰的含水性放水试验期间，5F4孔是五灰放水孔，钻探揭露五灰厚度7.0m，见五灰前11.0m钻孔已开始涌水，由此可知五灰的导高是11.0m，这与肥城矿区五灰导高是基本一致的。在五灰钻进中见有小溶洞，但裂隙不发育，原始水位+35m。放水期间，5F4孔五灰涌水量仅9.92m3/h，水压虽高但涌水量有限，这可能与施工中封闭套管时，对五灰也有一定的封闭作用有关，也不排除此地段富水性不好的可能。5F4原始水位与四灰孔4F2一致，这也与肥城矿区规律相同，说明五灰水是四灰水的补给水源。这也说明，仅采取疏干降压方法进行99、开采是不可行的，应采取注浆改造、留设防水煤柱等综合防治水措施进行下组煤进行开采。第四章 防治水方案 根据xx煤矿多年来3、4煤层的开采实践，对矿井主要断层分布情况掌握得比较清楚。根据下组煤储量分布特征，开采仍遵循先浅部后深部，先简单后复杂的原则，根据断层圈定的水文单元，采取循序渐进的思路，扎实地做好矿井防治水工作，稳妥地推进下组煤开采工作。一、7煤层1、块段划分计划开采7煤层标高-210-350m，划分以下四个块段：号块段：由F4-1、F24-1、F21断层所围成的区域。号块段：由F4-1、F26和F21断层围成的区域。号块段：由BF5、F26和F21断层围成的区域。号块段：由7煤层-450m100、底板等高线、F22、F22-1、XF6、F21和XF11断层所围成的区域。2、防治水措施（1）号块段防治水措施目前，3煤层巷道已开拓至-378m标高，并在-378m处设有排水系统，该泵房设置内、外环水仓，安装3台MD280-438型排水泵，配用YB2/400-400kW型电机，敷设2趟管路，单台泵排水能力280m3/h，最大排水能力560m3/h。号块段7煤层标高-280-210m，此块段内四灰标高为-300-230m。首先，自3煤层东翼集中轨道巷-300m标高处拨门（即在A38号导线点附近），向一号块段施工一条放水石门，放水石门穿过F4-1断层后揭露四灰，开始疏放四灰水。将四灰水疏干或将其水101、压降至1.8MPa以下（也就是将水位疏降至-100m标高以下甚至-280m标高），然后沿F4-1和F26断层内侧，在7煤层内掘进巷道，并在此两条巷道内对四灰块段的圈定边界进行帷幕注浆，截断周围五灰和奥灰水通过断层向四灰补给的通道。封堵工作完成后，进而可将号块段内的四灰水疏干。将四灰水疏干后，开采7煤层时，五灰对于7煤层的突水系数为：=（0.5+2.8）/56.45=0.058MPa/m0.06MPa/m此时，7煤层可实现安全开采。然后，以-300m标高作为生产水平，设置排水系统及相关的开拓工程，排水能力按照3000m3/h设计，为7煤层下部8、9、10、10煤层的安全开采进一步创造条件。（2）102、号块段防治水措施号块段7煤层标高为-330-250m，对于-280m标高以上区域，可采用与号块段相同的措施。对于其-280-330m区域的7煤层，除采取与号块段相同的措施外，需要在7煤层回采巷道掘进完成后，在回采巷道内布置钻窝向五灰打钻并对五灰实施注浆改造。完成五灰注浆改造达到要求后，7煤层与奥灰之间的隔水层厚度为76.19m，则号块段内最深处的奥灰突水系数为：=（0.5+3.3）/76.19=0.050MPa/m0.06MPa/m此时，可以实现对号块段内7煤层的安全开采。（3）号块段防治水措施对于号块段留足断层煤柱后，7煤层可开采区域标高为-280-220m。其防治水措施与号块段相同。（4）103、号块段防治水措施可将号块段分为两个部分，即：-400m以上区域和-400-450m之间的区域。对于-400m以上区域，先对四灰进行疏水降压，将四灰水位降至-378m左右，然后在7煤层内进行开拓掘进：首先沿F22、F22-1断层内侧和-450m底板等高线掘进巷道，在该两条巷道内向四灰打钻进行帷幕注浆，截断周围含水层向四灰补给的通道。然后继续疏放四灰水，将此块段内-378m标高以上的四灰水疏干。然后，在7煤层巷道内向五灰打钻对五灰进行注浆改造。五灰注浆改造完成后，号块段内-400m以上区域的最大突水系数为：=（0.5+4.0）/76.19=0.059MPa/m0.06MPa/m此时，该区域-400104、m以上区域7煤层可以实现安全开采。对于号块段内-400-450m区域，除采取以上措施外，再对其下方奥灰最上部30m进行注浆改造，将其改造为隔水层。这时，号块段内-400-450m区域的最大突水系数为：=（0.5+4.5）/106.19=0.047MPa/m0.06MPa/m此时，该区域（-400-450m）7煤层可以实现安全开采。二、8煤层1、块段划分计划开采的8煤层标高为-255-450m，可划分为三个块段：号块段：由F4-1、F24-1和F21断层所围成的区域。号块段：由F4-1、F26和F21三条断层围成的区域。号块段：由8煤层-450m底板等高线、F22、F22-1、XF6、F21和X105、F11断层所围成的区域。2、防治水措施（1）号块段防治水措施号块段8煤层标高为-310-255m。为了实现本块段内8煤层的安全开采，8煤层巷道形成后，在8煤层巷道内向五灰打钻，并对五灰进行注浆改造，将五灰改造为隔水层。在8煤层巷道内向五灰打钻，对五灰进行注浆改造的同时，向奥灰上部30m打钻，对奥灰最上部30m部分进行注浆改造，将其改造为隔水层。这时，对于号块段内8煤层来说，其最大突水系数为：=（0.5+3.1）/（51.39+30）=0.044MPa/m0.06MPa/m此时，该块段8煤层可以实现安全开采。（2）号块段防治水措施号块段8煤层标高为-330-248m，可采用与号块段相同的措施，对106、五灰和奥灰顶部30m进行注浆改造，改造后的最大突水系数为：=（0.5+3.3）/（51.39+30）=0.046MPa/m0.06MPa/m此时，该块段8煤层可以实现安全开采。（3）号块段防治水措施对于号块段留足断层煤柱后，8煤层该区域的开采标高为-450-290m。可将号块段分为两个区域，即：-430m以上区域和-430-450m之间的区域。对于-430m以上区域，采用与号块段相同的办法，即在7煤层巷道中对四灰沿F22和F22-1断层内侧进行帷幕注浆，然后在8煤层巷道中对五灰和奥灰顶部30m进行注浆改造，将其改造为隔水层。对于-430-450m之间的区域，采取的措施与-430m以上的区域基本107、相同，只是将改造奥灰的厚度由30m增加至40m。这时，8煤层号块段内-430m以上区域的最大突水系数为：=（0.5+4.3）/（51.39+30）=0.058MPa/m0.06MPa/m此时，该区域8煤层可以实现安全开采。8煤层号块段内-450m以上区域的最大突水系数为：=（0.5+4.5）/（51.39+40）=0.054MPa/m0.06MPa/m此时，该区域8煤层也可以实现安全开采。三、9煤层 1、块段划分计划开采的9煤层标高为-250-320m，可划分为两个块段：号块段：由F4-1、F24-1和F21断层所围成的区域。号块段：由F4-1、F26和F21三条断层围成的区域。2、防治水措施108、为安全开采9煤层，在开采8煤层时已对五灰进行了注浆改造，已将五灰改造为隔水层；同时，8煤层开采过程中也对奥灰最上部30m的含水层进行了注浆改造，将其改造为隔水层。（1）号块段防治水措施号块段9煤层标高为-300-250m。对于号块段内9煤层来说，其突水系数最大为：=（0.5+3.0）/（42.18+30）=0.048MPa/m0.06MPa/m此时，该块段9煤层可以实现安全开采。（2）号块段防治水措施号块段9煤层标高为-320-270m，其最大突水系数为：=（0.5+3.2）/（42.18+30）=0.051MPa/m0.06MPa/m此时，该块段9煤层可以实现安全开采。四、10煤层 1、块段109、划分计划开采的10煤层标高为-260-355m，可分为三个块段：号块段：由F4-1、F24-1和F24断层所围成的区域。号块段：由F4-1、F26两条断层围成的区域。号块段：由F4-1、F21、F26断层所围成的区域。2、防治水措施在开采8煤层时，已经在8煤层巷道内对五灰和奥灰最上部30m进行了注浆改造，将五灰和奥灰上部30m改造为隔水层。（1）号块段防治水措施号块段10煤层标高为-310-250m。在开采8煤层过程中，已经在8煤层巷道内对五灰和奥灰最上部30m进行了注浆改造，将五灰和奥灰上部30m改造为隔水层。对于号块段内10煤层来说，其最大突水系数为：=（0.5+3.1）/（40.44+3110、0）=0.051MPa/m0.06MPa/m此时，该块段10煤层可以实现安全开采。（2）号块段防治水措施号块段10煤层标高为-330-300m，其最大突水系数为：=（0.5+3.3）/（40.44+30）=0.054MPa/m0.06MPa/m此时，该块段10煤层也可以实现安全开采。（3）号块段防治水措施号块段10煤层标高为-330-300m，其最大突水系数为：=（0.5+3.3）/（40.44+30）=0.054MPa/m0.06MPa/m此时，该块段10煤层也可以实现安全开采。五、10煤层 1、块段划分计划开采的10煤层标高为-260m-355m，划分为两个块段：号块段：由F4-1、F24111、-1和F26断层所围成的区域。号块段：由F4-1、F26、F21三条断层围成的区域。2、防治水措施在开采8煤层过程中，已对五灰和奥灰最上部30m进行了注浆改造，将五灰和奥灰上部30m改造为隔水层。号块段10煤层标高为-310-260m，其最大突水系数为：=（0.5+3.1）/（37.74+30）=0.053Pa/m0.06MPa/m号块段10煤层标高为-355-270m，其最大突水系数为：=（0.5+3.55）/（37.74+30）=0.059MPa/m0.06MPa/m六、小结在实施帷幕注浆和对四灰疏干后，7煤层、块段可以实现安全开采；块段在帷幕注浆和对四灰疏干的前提下，对五灰进行注浆改造后112、，可以实现安全开采；块段在帷幕注浆和对四灰疏干的前提下，对五灰及奥灰上部30m注浆改造后，可以实现安全开采。在实施帷幕注浆和对四灰疏干后，并在8煤层采掘过程中完成对五灰和奥灰顶部30m（8煤层-430-450m之间的奥灰注浆改造深度为40m）注浆改造后，可以实现8煤层-450m标高以上、9、10、10煤层-355m标高以上的安全开采。附：各煤层防治措施及效果汇总表表4-1 各煤层防治水措施一览表煤层编号块段名称实施措施实施时间采取措施后的突水系数效果7煤层号块段疏干四灰水，帷幕注浆。7煤层回采前（0.5+2.8）/56.45=0.058可安全开采号块段疏干四灰水，帷幕注浆，对五灰进行注浆改造。113、7煤层回采巷道形成时（0.5+3.3）/76.19=0.050可安全开采号块段留足断层煤柱后疏干四灰水，帷幕注浆。7煤层回采巷道形成时（0.5+2.8）/56.45=0.058可安全开采号块段-400m以上的部分，先对四灰进行疏水降压然后在7煤层内进行开拓掘进，在两条巷道内向四灰打钻，进行帷幕注浆，向五灰打钻，对五灰进行注浆改造。7煤层回采巷道形成时（0.5+4）/76.19=0.059可安全开采-400-450m的部分，对四灰进行疏水降压然后在7煤层内进行开拓掘进，在两条巷道内向四灰打钻，进行帷幕注浆；对五灰进行注浆改造对其下方奥灰最上部30m部分进行注浆改造。7煤层回采巷道形成时（0.5+114、4.5）/106.19=0.047可安全开采8煤层号块段在8煤层巷道内向五灰打钻，对五灰进行注浆改造；向奥灰最上部30m部分打钻，对奥灰最上部30m部分进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+3.1）/（51.39+30）=0.044可安全开采号块段对五灰和奥灰顶部30m进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+3.3）/（51.39+30）=0.046可安全开采号块段-430m以上的部分，于8煤层巷道中对四灰沿F22和F22-1断层内侧进行帷幕注浆，然后对五灰和奥灰顶部的30m进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+4.3）/（51.39+30）=0.058可安全开采-430-45115、0m之间的部分于8煤层巷道中对四灰沿F22和F22-1断层内侧进行帷幕注浆，然后对五灰和奥灰顶部的40m进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+4.5）/（51.39+40）=0.054可安全开采9煤层号块段对五灰进行注浆改造，同时对向奥灰最上部30m的岩层进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+3）/（42.18+30）=0.048可安全开采号块段对五灰进行注浆改造，同时对向奥灰最上部30m的岩层进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+3.2）/（42.18+30）=0.051可安全开采10煤层号块段对五灰进行注浆改造，同时对向奥灰最上部30m的岩层进行注浆改造。8煤层回采巷道形116、成时（0.5+3.1）/（40.44+30）=0.051可安全开采号块段对五灰进行注浆改造，同时对向奥灰最上部30m的岩层进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+3.3）/（40.44+30）=0.054可安全开采号块段对五灰进行注浆改造，同时对向奥灰最上部30m的岩层进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+3.3）/（40.44+30）=0.054可安全开采10煤层号块段对五灰进行注浆改造，同时对向奥灰最上部30m的岩层进行注浆改造。8煤层回采巷道形成时（0.5+3.1）/（37.74+30）=0.053可安全开采号块段对五灰进行注浆改造，同时对向奥灰最上部30m的岩层进行注浆改造。117、8煤层回采巷道形成时（0.5+3.55）/（37.74+30）=0.059可安全开采第五章 下组煤开采安全技术措施下组煤开采前，要根据总体防治水方案，做好帷幕注浆和底板五灰及奥灰改造工程，依据生产矿井地质报告的基础数据，按照煤矿防治水规定的有关要求，建立完善的下组煤排水系统，保证矿井的抗灾能力；建立完善的井下防水工程设施（如防水闸门等），实现上、下组煤的开采隔离开采；建立完善的防治水安全监测监控系统和水文观测系统，及时动态制定针对性的安全技术措施。1、掘进前采取的措施优化工作面设计（1）缩小工作面长度 根据肥城矿区以往下组煤的开采经验，工作面的设计长度不宜超过80m，以保证正常推采进度，减小矿118、压对底板的破坏。(2)保证工作面自然泄水 工作面机巷布置要比出口高，防止煤粉淤积泄水通道；工作面推采必须实行仰采；要有专用泄水巷，保证工作面开采期间底板一旦出水，利用泄水巷能够自然泄水。（3）为实施防治水措施提供场所并做好注浆效果验证工作下组煤开采过程中，要根据总体防治水方案，为探查五灰、奥灰含水层创造施工条件，为实施疏水或堵水工程提供施工场所；在相关煤层开采过程中，要做好疏水工程，并采取新的物探技术结合钻探结果，评价相关底板改造的效果，以确保开采安全。2、掘进时采取的措施 （1）-450m水平7、8煤层煤安全隔水层厚度计算 依据斯列沙辽公式 t t底板安全隔水层厚度(m)； L掘进巷道底板最119、大宽度，取3.0m； 隔水层岩石的容重，取2.55t/m3； Kp隔水层岩石的抗张强度，取13.34t/m2； H隔水层底板承受的水头压力，7煤层606.45t/m2 ，8煤层601.65t/m2。7煤层距五灰56.45m，8煤层距五灰31.65m。近5年最高五灰水位+50.00m。代入公式计算得： t7煤13.9m56.45m t8煤13.82m31.65m通过以上计算可以看出，7、8煤层正常块段掘进是安全的。（2）采取先探后掘措施在地质条件比较复杂的井田边界断层F4-1、F22 附近100m范围内进行采掘活动时，采取先探后掘措施，经探明无水患威胁后，方可恢复掘进。（3）应急措施 下组煤掘进120、，每个掘进工作面备足不少于4个的木垛料。要加强顶底板管理，注意顶底板变化，出现突水征兆，应发出警报，立即撤人，并报告矿调度室。3、开采前采取的措施（1）物探利用直流电法或瞬变电磁物探方法探测煤层底板五灰、奥灰含水层的富水区及异常区，为工作面底板注浆改造以及采取的针对性措施提供技术依据。 （2）留足断层煤柱根据生产矿井地质报告要求，对井田边界断层F4-1、F22留足100m煤柱；采区边界断层按照煤矿防治水规定要求留设安全煤柱；工作面两巷揭露落差大于1.5m的断层，留足不低于20m的断层保护煤柱。（3）查清工作面的水文地质条件利用钻探查明工作面底板五灰、奥灰含水层的富水性；物探查明五灰、奥灰异常区121、；放水试验查明五灰含水层连通性、水源补给以及五灰、奥灰含水层的水力联系；根据探查的水文地质条件，制定疏水降压和注浆改造方案，对工作面底板含水层进行注浆改造。 （4）注浆改造五灰含水层注浆改造：对于开采工作面及其周围30m范围内五灰含水层进行注浆改造，改变含水层的富水性，增加隔水层的有效厚度。奥灰顶部注浆改造：对奥灰顶部设计范围内进行注浆改造，改变奥灰含水层的富水性，增加煤层底板有效隔水层厚度，大幅度减小奥灰对五灰含水层的水源补给，降低奥灰突水几率。（5）为强制放顶做好准备在出口、机巷铺设好两路二寸供风管，在工作面切眼及两巷，利用潜孔钻机施工放顶钻孔，角度不低于60，深度不小于5.0m，钻孔间距122、不大于5.0m，实施深孔爆破强制放顶，降低悬顶对面前底板的破坏。（6）建立水文监测系统 工作面开采时，建立水动态观测系统，对开采期间的水动态实现实时监测，确保安全开采。（7）保证泄水畅通清挖工作面泄水巷至水仓的水沟、沉淀池，保证泄水畅通，提前在八层泄水巷施工两道高度不低于1.0m的拦水墙，形成沉淀池，降低煤岩粉对水沟水仓的淤积。（8）清挖水仓，检修泵房，确保排水正常工作面开采前对-140m、-270m、-378m水仓进行清挖，保证有足够的储水空间；对泵房提前进行了检修，并进行联合试运转，确保排水正常。（9）检查矿井的隔离设施，确保完好提前对矿井的隔离设施进行检查维修，并进行关闭试验，确保应急状123、态下水闸门能起到有效的隔离作用。（10）工作面备足不少于施工10个木垛的物料，以备急用。（11）编制水害事故应急预案，并传达到有关区队，生产过程一旦出现异常，按照应急预案的要求，人员及时撤离到安全处。4、工作面开采时采取的措施（1）实施疏水降压或重新注浆改造措施工作面开采期间对五灰及奥灰物探异常区，实施五灰疏水降压及奥灰局部疏水降压措施，减小五灰与奥灰之间的水压差，降低奥灰对五灰的水源补给。必要时，应对底板进行再次注浆改造。（2）加强矿压观测工作面推采期间，加强矿压观测，进一步查明矿压显现的规律。（3）加强水情观测工作面推采期间，加强水情观测，对观测孔的水位、放水孔的水量进行观测，出现水位、水124、量异常，立即查明原因，并采取相应措施。（4）加强生产组织管理加强工作面机电设备管理和维修，保证设备正常运转，最大限度地加快工作面推进度，减小矿压对工作面的影响。（5）加强断层附近的支护检查加强断层上、下两盘支柱支撑力的检查，防止出现因初撑力不均而造成断层活化而出水。（6）工作面支柱垫400mm的铁鞋，如出现支柱钻底在铁鞋下加垫板梁。（7）加强顶板管理，及时打眼强放，严禁悬顶超规定 工作面推采期间，加强顶板管理，悬顶超规定及时打眼强放，减小悬顶对工作面底板的破坏。5、开采结束后采取的措施（1）继续加强水情观测工作面回撤期间，防治水专业人员继续分三班进行水情观测，密切注意钻孔水压、水量的变化。回撤125、10天后定期观测，每3天观测一次。（2）继续加强矿压观测矿压观测人员密切关注停采后工作面支柱的压力显现。（3）抓好停采线放顶眼的施工撤面前沿工作面方向施工三排放顶眼，眼间距1.0m，按最大仰角施工，边回柱，边放顶，如果放顶效果不理想，重新施工放顶眼，进行强放。（4）落实好撤面后放水孔的关闭工作 按照肥城矿业集团公司的经验，工作面回撤7天后，按照由远到近的顺序依次关闭放水孔，钻孔关闭后，进一步观测工作面周围顶底板的变化。第六章 结论近年来，肥城矿区在下组煤开采中积累了丰富的经验，取得了令人瞩目的成就。根据肥城矿区的经验，采取帷幕注浆、疏干四灰水、注浆改造五灰、奥灰的工程措施，对于下组煤的安全开采126、是一种非常有效的方法。在实施帷幕注浆和对四灰疏干后，7煤层、块段可以实现安全开采；块段在帷幕注浆和对四灰疏干的前提下，对五灰进行注浆改造后，可以实现安全开采；块段在帷幕注浆和对四灰疏干的前提下，对五灰及奥灰上部30m注浆改造后，可以实现安全开采。在实施帷幕注浆和对四灰疏干后，并在8煤层采掘过程中完成对五灰和奥灰顶部30m（8煤层-430-450m之间的奥灰注浆改造深度为40m）注浆改造后，可以实现8煤层-450m标高以上、9、10、10煤层-355m标高以上的安全开采。对于9、10煤层-355m与-450m之间区域，经理论计算是可以实现安全开采，但为了更稳妥起见，待xx煤矿取得成熟的开采经验并获得更准确、详细的水文地质资料后，深部区域开采另行研究。