某某煤礦通防與水害重特大災害治理與預防方案

山東豐源煤電股份有限公司趙坡煤礦

通防與水害重特大災害治理與預防方案編審人員

礦 長 XXX

總工程師XXX
安全礦長 XXX
生產礦長 XXX
機電礦長 XXX
副總工程師XXX
副總工程師XXX
通防科科長 XXX
技術科主任工程師XXX
機電科科長 XXX
機電科主任工程師 XXX
安全科科長 XXX
計劃科科長 XXX

目 錄
第一部分 水害重特大災害治理與預防方案 7
1 礦井概況 7
1.1 礦井位置、範圍 7
1.2 礦井建投時間 7
1.3 礦井主采煤層 7
1.4設計、核定生產能力、實際產量 8
1.5 資源儲量 8
1.6 礦井開拓開采 9
2 礦井地質及水文地質 10
2.1 礦井地質 10
2.1.1地層與含煤地層 10
2.1.2 構造 11
2.1.3 岩漿岩、岩溶陷落柱 14
2.2 礦井水文地質 14
2.2.1 地表水係 14
2.2.2 含水層與隔水層 15
2.2.3 斷層的導水性 19
2.2.4 含水層間的水力聯係 20
2.2.5 相鄰礦井生產對本礦井的影響 23
3 礦井充水因素 24
4 礦井湧水特征 31
4.1 曆年湧水量及其變化 31
4.2 礦井湧水的來源及構成 32
4.3 各充水因素的水力聯係 32
4.3.1 老空水 32
4.3.2 煤層頂板水害情況 33
4.3.3 煤層底板水害情況 33
5 礦井水害特征03manbetx 34
5.1 曆史突水資料的統計03manbetx 34
5.2 礦井水害隱患03manbetx 35
5.3 礦井水害防治思路途徑及可行性03manbetx 35
6 礦井防治水措施及其有效性分析 36
6.1 礦井排水係統 36
6.2 礦井防水（隔離）設施及其可靠性分析 36
6.3 礦井各種隔離煤柱 36
6.4 其他防治水措施37
6.5 有關防治水方麵進行的科學研究 37
7 礦井重特大水害隱患的治理與預防技術措施38
7.1 目前存在的重大水害隱患類別、危險程度 38
7.2 采取的主要治理與預防措施39
8 礦井重特大水害治理與預防方案（規劃） 42
8.1 地表水係預防 42
8.2 主要含水層水預防 42
8.3 斷層導水預防 44
8.4 封閉不良鑽孔預防 44
8.5 相鄰礦井水預防 44
8.6 本礦采空區積水預防 44
9 附圖資料 45
第二部分 通防重特大災害治理與預防方案 46
1 礦井基本情況 46
1.1 礦井地理位置 46
1.2 地形地貌 46
1.3 礦井開拓開采 46
1.4 礦井核定通風能力 46
1.5 礦井通風係統 47
1.6 礦井瓦斯、煤塵、自然發火 47
2 礦井通風係統隱患的治理與預防方法 48
2.1 礦井通風係統的基本情況 48
2.1.1 礦井通風方式和方法 48
2.1.2 礦井通風網絡 48
2.1.3 礦井通風係統阻力 49
2.1.4 礦井風量 49
2.1.5 礦井通風設施 56
2.1.6 掘進通風 56
2.1.7 礦井主要通風機輔助裝置 56
2.2 礦井通風係統存在的隱患及分析 57
2.3 礦井通風係統隱患的治理與預防方案 59
2.3.1 礦井通風係統隱患的治理 59
2.3.2 礦井通風係統預防方案 59
3 礦井瓦斯隱患的治理與預防方法 61
3.1 礦井瓦斯基本情況 61
3.1.1 瓦斯地質 61
3.1.2 瓦斯02manbetx.com 61
3.1.3 瓦斯02manbetx.com 隱患 62
3.1.4安全監控 62
3.1.5 儀器儀表 62
3.2 礦井瓦斯隱患及分析 63
3.3 礦井瓦斯隱患的治理與預防方案 64
3.3.1 礦井瓦斯隱患的治理措施 64
3.3.2 礦井瓦斯預防方案 64
4 礦井煤塵隱患的治理與預防方法 67
4.1 礦井煤塵的基本情況 67
4.1.1 煤塵爆炸特性、防爆隔爆技術措施67
4.1.2 粉塵監測與除塵 67
4.1.3 測塵儀器 67
4.1.4 防塵係統 67
4.1.5 是否發生煤塵爆炸02manbetx.com 69
4.2 礦井煤塵隱患及分析 70
4.3 礦井煤塵隱患的治理與預防方案 71
4.3.1 礦井煤塵隱患的治理 71
4.3.2 礦井煤塵02manbetx.com 預防方案 71
5 礦井火災隱患的治理與預防 72
5.1 礦井外因火災的治理與預防方法 72
5.1.1 礦井外因火災隱患分析 72
5.1.2 礦井外因火災的治理與預防措施 72
5.2 礦井內因火災的治理與預防方法 74
5.2.1 礦井內因火災的基本情況 74
5.2.2 礦井內因火災隱患及分析 75
5.3 礦井內因火災的治理與預防方案 76
5.3.1 礦井內因火災的治理措施 76
5.3.2 礦井內因火災的預防方案 76
6 礦井3年通防規劃 77
6.1 通防治理目標及實施步驟 77
6.1.1 通防治理目標 77
6.1.2 通防重大災害治理實施步驟 77
6.2 礦井通防治理規劃 79
7 附圖紙資料 80

第一部分 水害重特大災害治理與預防方案
1 礦井概況
1.1 礦井位置、範圍
趙坡煤礦位於山東省滕州市級索鎮境內，處於滕州市的正西方。礦井距市區約15KM，礦井東臨京滬鐵路，距滕州火車站約14KM；公路四通八達，可直達滕州市、鄒城市、濟寧市、微山縣城；西南方向距留莊港約8KM，可全年通航百噸船隻，經京杭運河向北可達濟寧、嘉祥及河北省南部一些縣市，向南可達江浙滬一帶。主、副井井口的地理坐標為X＝3881950，Y＝20500048。井田東部以武所屯逆斷層為界,與武所屯生建煤礦為鄰；西部以第27勘探線為界，與留莊煤業有限責任公司為鄰；北部以17-1、19-4、22、23-2、25-3、7號鑽孔連線垂直下切為界，與金達煤炭有限責任公司為鄰；南部以張坡正斷層為界。井田東西走向長4.4公裏，南北寬1.4公裏，井田麵積6.1014 k2m。
1.2 礦井建投時間
礦井於1984年10月6日開始建設，1991年10月轉入試生產階段，1994年12月28日正式投入生產。
1.3 礦井主采煤層
本井田的含煤地層為上石炭統太原組，共含煤18層，其中可采或局部可采6層，即9煤，12下煤、14煤、15 上煤、16煤、17煤，平均總厚度5.11m。
礦井主采煤層為12下煤、14煤、16煤、17煤。
12下煤：12 下煤位於太原組中上部八灰之上，煤層平均厚度1.20m。下與煤14間隔一層平均厚度在2.47m左右的八灰，為穩定型全區可采煤層。含0～2層夾矸，煤層頂板多為砂質泥岩、粉砂岩、偶爾為泥岩。底板為八灰，平均厚度2.47m。
14煤：14煤位於太原組八灰之下，煤層平均厚度0.69m。上與12下煤間隔一層平均厚度在2.47m左右的八灰，本煤層為極不穩定型局部可采煤層。老頂為八灰，平均厚度2.47m。底板多為泥岩、細砂岩。
16煤：16煤位於太原組十下灰之下，平均厚度1.17m。本煤層為穩定型全區可采煤層。老頂為十下灰，平均厚度4.84m，底板多為泥岩和砂質泥岩。
17煤：17煤位於太原組十一灰之下，煤層平均厚度0.75m。上與16煤平均間距7.14m。，下距本溪組十二灰平均間距24.16m，本煤層為不穩定型局部可采煤層，直接頂板為十一灰，平均厚度0.63m，底板多為泥岩、細砂岩和中砂岩。
1.4設計、核定生產能力、實際產量
礦井設計生產能力30萬噸／年。
2003年礦井生產能力核定時自核生產能力為75萬噸／年，最終省煤炭工業局核定生產能力為55萬噸／年。
礦井實際產量：2001年77.16萬噸／年，2002年78.43萬噸／年，2003年54萬噸／年。
1.5 資源儲量
全礦井共獲得累計探明地質儲量3465.7萬噸，其中礦井動用儲量353.6萬噸，期末保有地質儲量3112.1萬噸，期末保有工業儲量2291.7萬噸（表1-5－1）。在礦井動用的353.6萬噸儲量中：采出306.7萬噸，損失46.9萬噸，回采率86.7％。在期未保有的3112.1萬噸地質儲量中：暫不能利用儲量820.4萬噸，能利用儲量2291.7萬噸，其中工業儲量等於能利用儲量，即2291.7萬噸，有效工業儲量1944.3萬噸（表1－5－2）。
各類永久性保護煤柱347.4萬噸，約占礦井工業儲量的15.2％，全礦井有效工業儲量1944.3萬噸，占礦井工業儲量的84.8％，其中設計損失291.7萬噸，礦井可采煤量1652.6萬噸。

截止2003年底保有地質儲量2789.8萬噸，工業儲量2002.5萬噸，有效工業儲量1654.8萬噸，可采儲量1406.6萬噸。
1.6 礦井開拓開采
礦井采用立井開拓，中央並列式通風，副井進風，主井回風；煤層開采順序先上後下，近距離煤層群分組聯合布置，上下山開采。上山采區區段前進式，下山采區區段後退式，區段內後退式回采。
采煤方法：采用走向長壁采煤法，全部垮落法管理頂板。
礦井現有兩個生產水平，一水平為-230m、二水平為-270m。
礦井設計服務年限64.7年，剩餘服務年限18.3年。

2 礦井地質及水文地質
2.1 礦井地質
2.1.1地層與含煤地層
本井田的含煤地層為上石炭統太原組和下二疊統山西組，煤係基底為中奧陶統石灰岩，煤係上覆地層為上侏羅統蒙陰組砂礫岩和第四係鬆散沉積物。井田地層係統自上而下分別為：第四係（Q）、侏羅係（J）、石炭係（C）和奧陶係（O）。由新到老分述如下：
第四係（Q）：厚度為42.48（17--1號孔）~82.33m（17號孔），平均厚度63.69m，由粘土、砂質粘土、粘土質砂和砂層組成。中上部砂層較發育，以中細砂岩為主，粘土含量較低，砂層連續性較好；中下部以粘土、砂質粘土為主，局部發育粉砂、細砂透鏡體；底部多為粘土和砂質粘土，井田東南部則相變為細砂層。井田內第四係由東而西逐漸增厚，與下伏侏羅係呈角度不整合接觸。
侏羅係（J）：侏羅係上統（J3）蒙陰組，最小殘留厚度68.09m，最大殘留厚度193.86m，平均殘留厚度129.31m，井田內殘留地層由東南部向西北部逐漸增厚。由紫紅色粉砂岩、細砂岩、礫岩和砂質泥岩等組成，礫岩分為上、下二層。第一層礫岩位於本組底部，礫岩成分以石英岩、石灰岩為主，含有大量砂及粉砂，園化度低，一般鈣質膠結，礫徑一般在2~5cm；第二層礫岩位於第一層礫岩之上，兩者間隔一層平均厚度在10m左右的紫紅色細砂岩，礫石成分以石英岩、石灰岩為主，夾有紫紅色粉、細砂岩，泥質膠結，礫徑一般在5~8cm，分選性差，磨圓度低；第二層礫岩之上為紫紅色、紅色粉砂岩；在井田西北部殘留厚度較大的鑽孔中，可見其頂部灰色、灰綠色粉砂岩及中、細粒砂岩互層。蒙陰組與上覆第四係、下伏二疊係均呈角度不整合接觸。
二疊係（P）：二疊係下統山西組（P11）僅在井田西北部的4個鑽孔（91、 23-13、25、25-3號孔）內尚有殘留，最大殘留厚度15.54m（25-3號孔），由厚層狀砂岩、粉砂岩組成。砂岩中常含有大量粉砂質泥岩包體，具混蝕狀、波狀層理及斜層理。
石炭統（C）：包括中石統（C2）本溪組和上石炭統（C3）太原組。太原組（C3t）是本井田內被保留下來的含煤層組，厚度163.73~179.56m，平均厚度169.44m。自建井、投產以來，本礦一直開采太原組煤12下、煤14及煤16。受後期剝蝕影響，井田內的本組地層僅在個別鑽孔內保留齊全。上侏羅統剝蝕麵一般距三灰頂麵尚有十餘米，剝蝕麵距三灰頂麵的最小值區出現在17-1號孔至19-4號孔一帶；太原組共含薄層灰岩12層，多位於泥岩之下，常構成煤層頂板。其中第三、五、八、九、十上和十下層石灰岩最為穩定,為本井田的主要標誌層；第七上、十一層石灰岩較為穩定；第四、六、七下層石灰岩則不穩定。共含煤18層，其中可采或局部可采者6層（煤9、煤12下、煤14、煤15上、煤16、煤17）。太原組的主要沉積特點是：薄煤層、薄層石灰岩與深灰色泥質岩交替出現，沉積旋回結構較為明顯，韻律清楚，標誌層顯著，各煤層層位較為穩定，易於對比。在垂向上具有較好的四段性。太原組與下伏本溪組為整合接觸；本溪組（C2B）：井田內僅有2個鑽孔穿透揭露本溪組地層，厚度37.60~45.87m，平均厚度41.74m。由灰色、淺灰色石灰岩2層（十二灰、十四灰）及紫色、雜色、灰綠色鐵鋁質泥岩組成。頂部之第十二層灰岩常具雲朵狀、礫狀擾動構造，層位穩定但厚度變化較大，厚度1.90~7.60m，平均厚度5.36m。中部之第十四層石灰岩呈灰白色，質較純常夾有灰綠色粘土岩薄層，層位穩定但厚度變化也較大，厚度5.30~12.35m，平均厚度9.73m。底部為暗紫紅色，局部紫紅色鐵質泥岩和灰綠色鋁質泥岩。與下伏奧陶係呈假整合接觸。
奧陶係（O）：井田內僅有4個鑽孔揭露奧陶係中奧陶統石灰岩，鑽孔最大解露深度116.73m。上部為棕色、灰色、深灰色厚層狀微晶灰岩夾豹皮狀灰岩，下部為灰色、淺灰色白雲質石灰岩夾泥灰岩。
2.1.2 構造
據槽台構造學說,山東地區為華北地台的組成部分，有兩個次級構造單元，郯廬斷裂以西為魯西台背斜，以東為膠遼地盾的一部分。滕縣煤田位於魯西台背斜之魯西南坳陷的東緣，魯中凸起的西側。
滕北勘探區位於滕縣背斜西北翼，鳧山斷層和張坡斷層之間。地層傾角4~10°，伴有緩波狀起伏，其總體構造形態是一個走向NEE，傾向NW的緩波狀單斜構造，區內構造則以斷層為主，褶曲比較輕微。
區內褶曲數量不多，均為跨度大、但幅度小的寬緩型褶曲，軸向NE~NNE。形態較為完整，較明顯的是北羊莊向斜、西陽溫背斜和西陽溫向斜。其中：北羊莊向斜走向長約21km，寬約1~2km，
褶曲幅度20--40m，兩翼地層傾角在5°左右。西陽溫向斜走向長約13km，兩翼地層傾角在5°左右，石炭~二迭紀煤係在其核部的殘留層位較高，可見山西組下部煤係，局部有煤3保存（王晁煤礦）。
區內斷裂構造較為發育，主要有NEE和SN走向兩組，斷層具有延伸長度大，落差大，以正斷層為主的特點。NEE向斷層組是區內發育最好，分布最廣的一組斷層，由北向南依次有鳧山、北徐樓、大劉莊、張莊、馬樓和張坡等正斷層，傾角一般在70°左右，走向延伸多呈舒緩波狀，常有分叉合並現象，斷層落差比較大，最大可達2000m以上（鳧山斷層），一般為數十米至數百米。自北向南，此斷層組的落差有依次遞減的趨勢。SN向斷層組的走向延伸長度、方向變化及落差均較大，分支支斷層較發育，主要有孫氏店、孟口、莊裏正斷層，傾角一般在70~75°左右，它們常切割NEE向斷層，斷層的多期活動性及左行張扭性特征較為明顯。（見圖2－1－2－1）
趙坡井田位於滕北勘探區大劉莊斷層與張坡斷層組合形成的寬約8km的地塹構造之東南部。井田的南、東邊界分別是張坡正斷層和武所屯逆斷層。井田內部斷層不發育，通過鑽探控製的斷層僅有17-1正斷層：生產巷道揭露證實，井田內的小斷層數量少，落差小（一般小於5米）。主要褶曲分別是趙坡背斜、黃坡向斜、武所屯背斜。井田構造的另一個突出特點是煤層傾角小，波狀起伏多，這些次級褶曲雖然沒有破壞煤層的連續完整性，嚴重影響了工作麵的合理布置，大大提高了礦井的掘進率、噸煤成本和勞動強度，降低了回采率。井田地質構造複雜程度屬中等偏簡單型即“含煤地層產狀平緩，沿走向和傾向均發育寬緩褶皺，或伴有一定數量的斷層。”
張坡正斷層：構成本井田的南部自然邊界，走向NEE，傾向NNW，傾角在70°左右，落差200~310m，井田位於該斷層的下降盤。斷層向西延伸至27勘探線附近時，以分叉成二條斷層的形式，進入留莊井田；向東經過21勘探線後，其走向急劇變為SEE向；至19勘探線後走向又恢複成NEE向，經武所屯井田一直延伸至嶧山斷層。斷層全長約在13.5km左右，在武所屯井田內有110號鑽孔穿過斷層麵，斷點深度59.52m，區域性標誌層十二灰被斷缺、太原組被斷薄。綜上所述，該斷層在井田內的控製程度較高，平麵位置的擺動範圍不大，可定為基本查明，歸屬滕北煤田NEE向斷層組。
武所屯逆斷層：構成井田的東邊界，走向NNE，傾向SEE，傾角40~50°，落差0～20m。井田位於該斷層的下降盤。斷層向北尖滅於18～17-1勘探線之間，向南切錯張坡斷層以後伸入煤係基底奧灰內，斷層走向長約1800m。19勘探線上96號孔穿過斷層麵，斷點深度129.24m，孔內區域性標誌層三灰出現重複，地層斷距約為10m；武所屯井田內19-11孔與趙坡井田內92號孔對孔控製，兩孔相距270m。武所屯生建煤礦的實際生產巷道已到達原斷層推斷位置，但沒有發現斷層存在及地質異常變化，斷層的控製程度較差，可定為初步查明。歸屬滕北煤田近SN向斷層組。
滕縣煤田區域構造要圖 圖2－1－2－1

趙坡井田位於滕北勘探區大劉莊斷層與張坡斷層組合形成的寬約8km的地塹構造之東南部。井田的南、東邊界分別是張坡正斷層和武所屯逆斷層。井田內部斷層不發育，通過鑽探控製的斷層僅有17-1正斷層：生產巷道揭露證實，井田內的小斷層數量少，落差小（一般小於5米）。主要褶曲分別是趙坡背斜、黃坡向斜、武所屯背斜。井田構造的另一個突出特點是煤層傾角小，波狀起伏多，這些次級褶曲雖然沒有破壞煤層的連續完整性，但嚴重影響了工作麵的合理布置，大大提高了礦井的掘進率、噸煤成本和勞動強度，降低了回采率。井田地質構造複雜程度屬中等偏簡單型，即“含煤地層產狀平緩，沿走向和傾向均發育寬緩褶皺，或伴有一定數量的斷層”（見趙坡煤礦構造綱要圖圖：2－1－2－2）。

趙坡煤礦構造綱要圖圖 2－1－2－2
2.1.3 岩漿岩、岩溶陷落柱
趙坡井田無岩漿岩侵入，自建礦以來沒有發現陷落柱。
2.2 礦井水文地質
2.2.1 地表水係
小黑河由東向西流經井田中部，於趙坡村附近彙入北沙河。屬季節性河流，1991年7月14日因夜降大雨，曾一度出現過出洪水，河水水麵寬度3.20m（1991年7月15日），自1978年以來由於上遊修建玉林水庫，致使小黑河一直幹涸無水，目前河道被農戶開荒。
北沙河發源於鄒城市東群山，由東北向西南流入獨山湖，每年枯水期4-6個月，斷流無水，洪水則一般發生在每年的7月。
獨山湖：北與南陽湖、西與昭陽湖、南與微山湖連成一體，統稱南四湖。1960年二級壩建成後，將南四湖分為上、下級湖。1960～1974年二級壩（閘上）站湖水水位觀測資料：年最高水位+33.93~+35.36m，年最低水位32.00～33.59m，年平均水位+32.23～34.21m。獨山湖東岸堤壩壩頂高程為+37.19～+39.89m，堤頂寬度 2.0～5.0m，一般在4.0m左右。1958～1963年在二級壩下遊，微山湖的“湖腰”部位修築了東股閘下引河，提高了泄洪能力。當微山湖水位達到+34.00m時，韓莊閘、伊家河閘和藺家壩可同時開放，每晝夜泄水量可以達到1.245億立方米。綜上所述，湖水經防、蓄、疏、排的綜合治理後，滕北煤田可免受其害。趙坡煤礦則遠離湖區，而且地勢相對較高，不受湖水的危害。
2.2.2 含水層與隔水層
井田內含水層有：第四係上含水層段、下含水層段；上侏羅統砂礫岩層：石炭係太原組第三、五、八、九、十下層石灰岩；本溪組第十二、十四層石灰岩；中奧陶統石灰岩。各含水層之間以泥岩、砂質泥岩、炭質泥岩、粉砂岩等 為隔水層，水力聯係較差，但三灰在19－4、96、17－1號孔一帶，可與上侏羅統礫岩通過其隱伏露頭相溝通，構成一個統一的含水岩組。
第四係含水砂層：第四係厚度42.48～82.33m，平均63.69m，由東南向西北厚度逐漸增加。含水砂層與隔水粘土層相互交替出現，砂層透鏡體較發育，岩性變化較大。按砂層數量、砂層連續程度、粘土含量高低等因素可將第四係劃分為上、中、下三段，其中上段和下段為含水層段。上含水層段平均厚度在40.00m，左右，由粘土、砂質粘土、粘土質砂和砂層組成，共含砂層2～7層，砂層累計厚度5～25m，一般厚度15～18m，砂層約占本段地層厚度的一半，粒度以中、細砂為主，成分則以石英、長石為主，粘土含量較低。砂層連續性較好，結構鬆散，含水豐富，透水性強，接受地表水和大氣降水垂向滲入補給，補給、排泄條件良好，屬孔隙型潛水～承壓水，是當地主要的生活和農業用水水源，井田內民井，機井廣泛分布。井田內共實施抽水試驗三次，最大單位湧水量3.082l/s.m。60年代測得水位（檢3、32號孔）在+42m左右，84年為+32m（檢2），88年為+36m（武所屯村水井1988年12月10日資料），水質類型HCO3-Ca.結合水位由北東而南西逐漸變低的區域性變化規律，目前趙坡井田內的第四係水位更低。第四係下含水層段僅發育於井田東南部92、96、19－11、33號孔一帶，平均厚度在5m左右，補給條件差，富水性較弱。
上侏羅統砂礫岩含水層：平均殘厚129.31m，殘厚由東南而西北逐漸增加。由紫紅色粉砂岩、細砂岩和礫岩組成。礫岩一般分為兩層，平均累計厚度在35m左右，礫石成分以石英為主，石灰岩次之，礫徑一般3～5cm，大者可達10cm，分選性較差，以泥質膠結為主。鈣質膠結次之。井田內共人6個鑽孔漏水，漏水量1.12～6.86m3/h。共實施抽水試驗三次，最大單位湧水量0.733l/s.m。60年代測得恢複水位（檢3、33號孔）在+43～+45m左右，84年則為26.34（檢2）。水質類型HCO3-NaCa。預計井筒穿越此層砂礫岩時，湧水量可達250m3/h。井筒掘進時雖先采用了地麵注漿技術，但掘進通過此層礫岩時，湧水量仍高達50m3/h，通過後仍有38m3/h的穩定湧水。隨後又實施井壁注漿，才使井筒湧水量降至17m3/h，恢複掘進。由於在趙坡～武所屯井田內，三灰、五灰與上侏羅統礫岩可構成一個統一的含水岩組，受礦井排水影響（趙坡礦1989年3月2日9101麵，武所屯礦1989年10月11日12309麵三灰突水），上侏羅統礫岩含水層 靜止水位已大幅度急劇下降，目前水位已降至-40.89m（武所屯礦90-3號孔1998年3月24日觀測數據）
太原組三灰含水層：厚度6.10（27-7號孔）～9.18m（17號孔），平均7.94m，裂隙不發育，4個鑽孔出現過漏水，最大漏水量7.2m3/h。實施抽水試驗4次，最大單位湧水量0.037／s.m,水質類型為HCO3-NaCa型。60年代測得恢複水位+4.68m（檢3號孔）～+45.25m(33號孔)，84年則為+28.90m（檢2號孔）。1989年3月2日18時，9101麵推進至30米處，頂板初次來壓。20時，麵後頂板三灰突水，並逐步加大，至22時突水量增至270m3/h。3月5日5時淹沒大巷，15日淹至井筒-10.59m。根據有關專家“隻能排疏、不能堵的”意見，自3月17日開始組織強排，至4月12日恢複生產。從此對該突水點的長期觀測工作也同時展開，實測數據詳見表2－2－2-1。受礦井排水影響，三灰靜止水位已大幅度下降，武所屯生建煤礦90-1號長期觀測孔1993年2 月10 測得其三灰的靜止水位為-87.21m，且自同年3月份至今，此觀測孔內一直無水。由此可見，三灰富水性不強，下距煤12下平均56.18m，正常情況下對開采煤12下無甚影響，但局部地段可能因次級構造的作用，特別是小斷層破碎帶會給三灰水湧入工作麵提供良好的通道，礦井應適當加大排水能力，確保 安全生產。
太原組五灰含水層：太原組五灰厚度1.10（25-3號孔）～2.80m（23-8號孔），平均2.18m。裂隙不發育，未出現過鑽孔漏水。五灰的隱伏露頭區位於東鄰武所屯生建煤礦，與上侏羅統礫岩水力聯係密切，因此，可將上侏羅統礫岩、三灰和五灰視為統一的含水岩組。1960年於106號孔實施抽水試驗，測得單位湧水量0.02881／s.m,恢複水位標高+44.01m，1990年8月30日武所屯煤礦於90-1號長期觀測得靜止水位-101.24m。目前其靜止水位則更低。五灰水在本井田的湧水形式為沿裂隙出水，先大後小，出水點基本上能跟著下山迎頭一起走。正常情況下對開采煤9、煤12下無甚影響。

太原組八、九灰含水層：八灰厚度1.20（22號孔）～5.21m（7號孔），平均2.47m，九灰厚度0.80（103號孔）～2.35m（27-1號孔），平均1.70m，兩者平均間距在11m左右，分別構成煤14、煤15上的頂板。裂隙不發育，且往往被方解石所充填，未出現過鑽孔露水。107號孔八、九灰混合抽水試驗，單位湧水量0.00681／s.m。經武所屯生建煤礦統計，八灰基本無水，僅偶爾在斷裂帶出水，水量2～3m3/h；全礦井九灰總湧水量為5～20 m3/h／。綜上所述八灰、九灰厚度小，裂隙不發育，為弱含水層，局部地段可通過構造裂隙進入采場，單點最大出水量在20 m3/h左右，且逐漸減小，對礦井充水影響不大。
太原組十灰含水層：十灰為上下兩層即十上灰和十下灰，兩者間隔一層薄泥岩。十下灰厚度3.10～7.78m，平均4.84m，構成煤16的直接頂板。局部裂隙較發育，有溶蝕現象，多為泥質及方解石充填。曾有2個鑽孔發生漏水，最大漏失量7.2 m3/h。共實施四次抽水試驗，最大單位湧水量0.3471／s.m，水質類型為SO4-NaCa～Cl-NaCa。井田內十灰埋藏較深，無隱伏露頭，補給條件差，SO4含量及礦化度較高，說明徑流不暢，以靜儲量為主。目前全礦井總湧水量在240 m3/h左右，其中十灰湧水量150 m3/h，占總湧水量的60％。
本緩組十二、十四灰含水層：十二灰厚度1.90（檢2）～7.60m（23-8），平均5.36m；十四灰厚度5.30（27-1）～12.35m(25-1)，平均9.73m，兩者平均間距在8m左右。十四灰與奧灰的間距變化在13.85（25-1）～20.72m（21-14），平均17.29m，而在斷層及裂隙發育地段，間距更小甚至出現對接，從而使兩者水力聯係密切或成為統一的含水層組。井田內無抽水試驗資料，僅在25-1號孔測得十二灰靜止水位為+25.58m（1980年11月11日）。1998年3月24日，武所屯生建煤礦延深皮帶下山發生十二灰突水，流量急劇增至150 m3/h，數日後穩定在60 m3/h。由此可見，不能輕視十二灰水對礦井生產的影響。十二灰平均上距煤16為25.94m，煤17為18.8m。臨界突水係數值取1.5、底板采動破壞深度取7m（與本礦煤十二下底板采動破壞深度相同），十二灰靜止水位按+25.58m計算求得：開采煤16、煤17的安全水頭分別為284.1m和177m。因此正常情況下，在回采標高-260m以下的煤16時，將會受到十二灰水的威脅；而回采煤17則在全井田內均將受到十二灰水的威脅。建議對十二、十四灰進行水文地質補充勘探，填補其水文地質資料的空白，確保生產安全。
中奧陶統石灰岩含水層：井田內最大解露厚度116.73m，揭露段上部為棕色、灰色、深灰色厚層狀微晶灰岩夾豹皮狀灰岩，岩溶裂隙不發育，下部（指距頂界麵30m以下）為灰色、淺灰色白雲質石灰岩夾泥灰岩，岩溶裂隙發育，發育較多的小溶洞及半閉合狀裂隙，裂隙最大寬度可達3cm，部分被方解石充填，2個鑽孔在此層位出現漏水。實施抽水試驗3次，最大單位湧水量2.7171／s.m.水質類型為SO4-NaCa。區域資料表明，奧灰上段的富水性與其埋藏深度有關，由淺至深富水性明顯減弱。趙坡井田之奧灰上段在滕縣背斜二級儲水構造水動力係統中位於徑流～補給區，水交替遲緩，早期地下水被緩慢更新、淋濾作用緩慢進行，為半封閉區段。1980年10月14日留莊井田29-1號孔測得其靜止水位+25.33m。奧灰與煤17平均間距59.16m，埋藏較淺，水頭壓力較小，上段裂隙不發育，富水性較差。因此在正常區段奧灰水不會以底鼓形式直接進入采場，但由於斷層錯動，可形成側向補給條件或奧灰水垂向上升通道，使奧灰與十四灰產生水力聯係而成為統一的含水岩組。因此，為確保煤16、煤17的安全開采，今後應加強煤係底部岩層岩性與厚度的探測分析，查明斷層與裂隙向深部延深發育情況及其導水特征，預防斷層附近及裂隙密集帶或隔水層較薄區發生奧灰突水，具有非常重要的實際意義。
上侏羅統砂礫岩、太原組三灰、五灰含水層的關係：大量資料可以說明上侏羅統砂礫岩、太原組三灰和五灰含水層水力聯係密切，實為統一的含水岩組。
隔水層主要有第四係粘性土隔水層段，太原組泥岩、炭質泥岩、粉砂岩、煤層隔水岩組，太原組煤17至本溪組十二灰間泥岩、鋁質泥岩隔水岩組。
第四係粘性土隔水層段：一般厚度在20.00m左右。以粘土、砂質粘土為主，局部可見粘土礫石，間夾有透鏡狀砂層或粘土質砂。粘土可塑性強，連續性好，隔水性能良好。透鏡狀砂層0～3層，累計厚度一般在2～4m，以粉、細砂為主，粘土質含量較高，富水性弱，是井田內較穩定的隔水層段。
太原組泥岩、炭質泥岩、粉砂岩、煤層隔水岩組：太原組五灰至八灰平均間距33.37。其間主要由泥岩、炭質泥岩、粉砂岩、細砂岩所組成，間夾薄層不穩定石灰岩3層（六、七上、七下灰）和薄煤層6層（煤9、10、11、12上、12上‘ ，12下），可有效地阻隔五灰與八灰的水力聯係。但也可在局部地段，因開采煤12下形成“兩帶”，而破壞其隔水性。太原組九灰至十下灰平均間距為29.30m。其間由泥岩、粉砂岩、細砂岩所組成。可有效地阻隔九灰與十下灰的水力聯係。但應注意開采煤16時的“兩帶”高度發育規律及其對該隔水層段的破壞作用，以防煤12下、煤14采空區積水潰入煤16工作麵。
太原組煤17至本溪組十二灰間泥岩、鋁質泥岩隔水岩組：煤17至十二灰間的平均地層厚度為18.8m，以鋁質泥岩及粉砂岩為主，天然狀態下可有效地阻隔十二灰與煤係石灰岩含水層之間的水力聯係。
2.2.3 斷層的導水性
張坡正斷層：構成本井田的南部自然邊界，走向ＮＥＥ，傾向ＮＮＷ，傾角在70°左右，落差200～310m，井田位於該斷層的下降盤。斷層向西延伸至27勘探線附近時，以分叉成二條斷層的形式，進入留莊井田；向東經過21勘探線後，其走向急劇變為ＳＥＥ向；至19勘探線後走向又恢複成ＮＥＥ向，經武所屯井田一直延至嶧山斷層。斷層全長約在13.5km左右，在武所屯井田內有110號孔穿過斷層麵，斷點深度59.52m，區域性標誌層十二灰被斷缺、太原組被斷薄。井田內105孔穿過斷層麵，斷點深度89.83～232.28m，為斷層角礫岩帶；106孔穿過斷層麵，斷點深度240～260m，12下煤、15煤上斷缺；27-2孔穿過斷層麵，斷點深度332.00～350.00m,推斷H=100m；27-1孔穿過其支一斷層麵，斷點深度100～110m,三灰、五灰、9煤斷缺、穿過其支二斷層麵的斷點深度為313.28～321.41m,H=130m；B13與23-8、107與32、B12與25-1號孔構成對孔控製，控製距離分別為225m、290m、510m。水文電法勘探p1、p3、p5、p9、912、p13、p14、p15、p17、p19、p22、p24聯合剖麵線線控製其斷層麵位置。綜上所述，該斷層在井田內的控製程度較高，平麵位置的擺動範圍不大，為基本查明斷層。資料表明，斷層南盤奧灰與北盤煤係內各含水層水力聯係十分微弱，在天然狀態下，該斷層導水性不良。但斷層的導水性不是一成不變的，采動的影響可使原來不導水的斷層導水，所以應留足煤層煤柱。
武所屯逆斷層：構成井田的東部邊界，走向ＮＮＥ，傾向ＳＥＥ，傾角40～50°，落差0～20m，井田位於該斷層的下降盤。斷層向北尖滅於18～17-1勘探線之間，向南切錯張坡斷層以後伸入煤係基底奧灰內，斷層走向長約1800m。19勘探線上96號孔穿過斷層麵，斷點深度129.24m，孔內區域性標誌層三灰出現重複，地層斷距約為10m；武所屯井田內19-11孔與趙坡井田內92號孔對孔控製，兩孔相距270m。武所屯生建煤礦的實際生產巷道已到達原斷層推斷位置，但沒有發現斷層存在及地質異常變化，斷層的控製程度較差，屬初步查明斷層。武所屯斷層為一逆斷層，落差0～20m，是本井田與武所屯井田的分界斷層。本井田位於斷層的下盤。由於斷層落差小，基本起不到隔水作用，兩井田實為同一個水文地質單元。
井田內發育有兩條落差較大的小斷層，F164-5，落差0～12m，傾角12～15°，為一逆掩斷層，垂向切割深度不大，不導水；另一條為F123-45斷層，落差0～15m， 不導水，垂向切割較深（見趙坡煤礦構造綱要圖圖：2－1－2－2）。
2.2.4 含水層間的水力聯係
第四係含水層及隔水層
第四係厚度平均63.69m，由東南向西北厚度逐漸增加。將第四係劃分為上、中、下三段，其中上段和下段為含水層段。
第四係下含水層段僅發育於井田東南部一帶，平均厚度在5m左右，補給條件差，富水性較弱。
上侏羅統砂礫岩含水層
平均殘厚129.31m，殘厚由東南而西北逐漸增加。最大單位湧水量0.733l/s.m。水質類型HCO3-NaCa。井筒掘進時雖先采用了地麵注漿技術，但掘進通過此層礫岩時，湧水量仍高達50m3/h。
由於在趙坡～武所屯井田內，三灰、五灰與上侏羅統礫岩可構成一個統一的含水岩組，受礦井排水影響上侏羅統礫岩含水層 靜止水位已大幅度急劇下降。
太原組三灰含水層
厚度平均7.94m，裂隙不發育。最大單位湧水量0.037l／s.m，水質類型為HCO3-NaCa型。1989年3月9101工作麵開采時，頂板三灰突水，突水量270m3/h。3月5日淹沒大巷，15日淹至井筒-10.59m。根據有關專家“隻能排疏、不能堵的”意見，自3月17日開始組織強排，至4月12日恢複生產。
受礦井排水影響，三灰靜止水位已大幅度下降。武所屯生建煤礦90-1號長期觀測孔1993年2 月10 測得其三灰的靜止水位為-87.21m，且自同年3月份至今，此觀測孔內一直無水。由此可見，三灰富水性不強，下距煤12下平均56.18m，正常情況下對開采煤12下無甚影響，但局部地段可能因次級構造的作用，特別是小斷層破碎帶會給三灰水湧入工作麵提供良好的通道，礦井應適當加大排水能力，確保安全生產。
太原組五灰含水層
太原組五灰厚度平均2.18m，裂隙不發育。與上侏羅統礫岩水力聯係密切，因此，可將上侏羅統礫岩、三灰和五灰視為統一的含水岩組。單位湧水量0.02881／s.m，五灰水在本井田的湧水形式為沿裂隙出水，先大後小，出水點基本上能跟著下山迎頭一起走。正常情況下對開采煤9、煤12下無甚影響。
太原組泥岩、炭質泥岩、粉砂岩、煤層隔水岩組可有效地阻隔五灰與八灰的水力聯係。但也可在局部地段，因開采煤12下形成“兩帶”，而破壞其隔水性。
太原組八、九灰含水層
八灰厚度平均2.47m，九灰厚度平均1.70m，兩者平均間距在11m左右，分別構成煤14、煤15上的頂板。裂隙不發育。107號孔八、九灰混合抽水試驗，單位湧水量0.00681／s.m。對礦井充水影響不大。
九灰至十下灰平均間距為29.30m。其間由泥岩、粉砂岩、細砂岩所組成。可有效地阻隔九灰與十下灰的水力聯係。但應注意開采煤16時的“兩帶”高度發育規律及其對該隔水層段的破壞作用，以防煤12下、煤14采空區積水潰入煤16工作麵。
太原組十灰含水層
十灰為上下兩層即十上灰和十下灰，兩者間隔一層薄泥岩。十下灰厚度平均4.84m，構成煤16的直接頂板。局部裂隙較發育，多為泥質及方解石充填。最大單位湧水量0.3471／s.m，水質類型為SO4-NaCa～Cl-NaCa。井田內十灰埋藏較深，無隱伏露頭，補給條件差，SO4含量及礦化度較高，說明徑流不暢，以靜儲量為主。目前全礦井總湧水量在100 m3/h左右，其中十灰湧水量60 m3/h。
本緩組十二、十四灰含水層
十二灰厚度平均5.36m；十四灰厚度平均9.73m，兩者平均間距在8m左右。十四灰與奧灰的間距平均17.29m，而在斷層及裂隙發育地段，間距更小甚至出現對接，從而使兩者水力聯係密切或成為統一的含水層組。
煤17至十二灰間的平均地層厚度為18.8m，以鋁質泥岩及粉砂岩為主，天然狀態下可有效地阻隔十二灰與煤係石灰岩含水層之間的水力聯係。
中奧陶統石灰岩含水層
井田內最大解露厚度116.73m，揭露段上部岩溶裂隙不發育，下部（指距頂界麵30m以下）岩溶裂隙發育，最大單位湧水量2.7171／s.m。水質類型為SO4-NaCa。
奧灰與煤17平均間距59.16m，埋藏較淺，水頭壓力較小，上段裂隙不發育，富水性較差。因此在正常區段奧灰水不會以底鼓形式直接進入采場，但由於斷層錯動，可形成側向補給條件或奧灰水垂向上升通道，使奧灰與十四灰產生水力聯係而成為統一的含水岩組。
上侏羅統砂礫岩、太原組三灰、五灰含水層的關係
大量資料可以說明上侏羅統砂礫岩、太原組三灰和五灰含水層水力聯係密切，實為統一的含水岩組：
①、趙坡井田與武所屯井田僅以落差0-20m的武所屯逆斷野層相隔，二者同屬一個水文地質單元。1959年武所屯井田100號孔抽水試驗，上侏羅統砂礫岩靜止水位+44.94m，太原組三灰靜止水位+44.96m，二者相一致；1958年趙坡井田33號孔抽水試驗，上侏羅統砂礫岩靜止水位+45.01m，太原組三灰靜止水位+45.25m，二者相一致；1960年趙坡井田檢3 號孔抽水試驗，上侏羅統砂礫岩靜止水位+42.80m，太原組三灰靜止水位+42.68m，二者相一致。
②、1989年武所屯煤礦煤12下309工作麵突水後，上述三個含水層的靜止水位均大幅度急劇下降，且各含水層的水頭高度自上而下呈階梯狀趨勢，說明同受礦井排水的影響。
③、趙坡井田92、96、19-11至33號孔一帶三灰被部分剝蝕；武所屯井田三灰、五灰被大麵積剝蝕，上侏羅統砂礫岩同三、五灰隱伏露頭相接觸，成為上侏羅統砂礫岩水與太原組三、五灰水的聯係通道。
④、從水質類型來看，上侏羅統砂礫水與太原組三灰水均為HCO3-NaCa，礦化度、PH值、陰陽離子種類及含量的毫克當量百分數也基本一致。
⑤、1990年武所屯礦水文地質補充勘探，對上侏羅統砂礫岩及太原組三灰進行聯通試驗，資料表明二者是相聯通的。
⑥、武所屯煤礦上侏羅統砂礫岩長期觀測孔（90-3）與三灰長期觀測孔（90-2）的長期水位觀測資料表明，二者水位動態變化相一致。
⑦、趙坡煤礦9101麵突水區水文電法勘探查明區內有三條鬆散帶從頂部向深層延伸至石炭係地層內。其中近東西向的兩條延續短，不連續，而近南北向者連續長度大，傾向西，與三灰岩溶裂隙發育帶交彙，是9101麵突水點的垂向補給帶（圖5-5、圖5-3）。三灰岩溶裂隙發育帶呈Y字型，以近南北向為主，北端陝窄，南端有加寬的趨勢，是突水點的橫向補給帶（圖5-4）。由此可見，上侏羅統砂礫岩與三灰可通過這些“鬆散帶”、“岩溶裂隙發育帶”相溝通而成為統一的含水岩組。

2.2.5 相鄰礦井生產對本礦井的影響
東鄰武所屯生建煤礦，核定生產能力年產30萬噸，第一生產水平-78m，礦井正常湧水量50～60m3/h.由於其位於武所屯逆斷層上盤，與本礦接壤部分的煤12下煤14已全部回采完畢，采空區有部分積水，對本礦東翼有一定影響。西鄰留莊煤礦、北鄰休城煤礦的年生產能力均為30萬噸，彼此之間以勘探線為井田技術邊界，它們的開采對地下水會起到聯合疏降的作用，對趙坡煤礦無不良影響。

3 礦井充水因素
1.1. 地表水係
小黑河由東向西流經井田中部，於趙坡村附近彙入北沙河。屬季節性河流。1991年7月14日因夜降大雨，曾一度出現過洪水，河水水麵寬度3.20m（1991年7月15日），自1978年以來，由於上遊修建玉林水庫，致使小黑河一直無水，河道被農戶開荒。河床沉積物以細砂、粉砂為主，河水對第四係上含水層段潛水有補給作用，由於第四係中下部隔水層段的陰隔，與基岩沒有直接的補給關係。
1.2. 含水層與隔水層
井田內含水層有：第四係上含水層段、下含水層段；上侏羅統砂礫岩層：石炭係太原組第三、五、八、九、十下層石灰岩；本溪組第十二、十四層石灰岩；中奧陶統石灰岩。各含水層之間以泥岩、砂質泥岩、炭質泥岩、粉砂岩等 為隔水層，水力聯係較差，但三灰在19－4、96、17－1號孔一帶，可與上侏羅統礫岩通過其隱伏露頭相溝通，構成一個統一的含水岩組。
1.3. 含水層
第四係含水砂層：第四係厚度42.48～82.33m，平均63.69m，由東南向西北厚度逐漸增加。含水砂層與隔水粘土層相互交替出現，砂層透鏡體較發育，岩性變化較大。按砂層數量、砂層連續程度、粘土含量高低等因素可將第四係劃分為上、中、下三段，其中上段和下段為含水層段。上含水層段平均厚度在40.00m，左右，由粘土、砂質粘土、粘土質砂和砂層組成，共含砂層2～7層，砂層累計厚度5～25m，一般厚度15～18m，砂層約占本段地層厚度的一半，粒度以中、細砂為主，成分則以石英、長石為主，粘土含量較低。砂層連續性較好，結構鬆散，含水豐富，透水性強，接受地表水和大氣降水垂向滲入補給，補給、排泄條件良好，屬孔隙型潛水～承壓水，是當地主要的生活和農業用水水源，井田內民井，機井廣泛分布。井田內共實施抽水試驗三次，最大單位湧水量3.082l/s.m。60年代測得水位（檢3、32號孔）在+42m左右，84年為+32m（檢2），88年為+36m（武所屯村水井1988年12月10日資料），水質類型HCO3-Ca.結合水位由北東而南西逐漸變低的區域性變化規律，目前趙坡井田內的第四係水位更低。第四係下含水層段僅發育於井田東南部92、96、19－11、33號孔一帶，平均厚度在5m左右，補給條件差，富水性較弱。
上侏羅統砂礫岩含水層：平均殘厚129.31m，殘厚由東南而西北逐漸增加。由紫紅色粉砂岩、細砂岩和礫岩組成。礫岩一般分為兩層，平均累計厚度在35m左右，礫石成分以石英為主，石灰岩次之，礫徑一般3～5cm，大者可達10cm，分選性較差，以泥質膠結為主。鈣質膠結次之。井田內共人6個鑽孔漏水，漏水量1.12～6.86m3/h。共實施抽水試驗三次，最大單位湧水量0.733l/s.m。60年代測得恢複水位（檢3、33號孔）在+43～+45m左右，84年則為26.34（檢2）。水質類型HCO3-NaCa。預計井筒穿越此層砂礫岩時，湧水量可達250m3/h。井筒掘進時雖先采用了地麵注漿技術，但掘進通過此層礫岩時，湧水量仍高達50m3/h，通過後仍有38m3/h的穩定湧水。隨後又實施井壁注漿，才使井筒湧水量降至17m3/h，恢複掘進。由於在趙坡～武所屯井田內，三灰、五灰與上侏羅統礫岩可構成一個統一的含水岩組，受礦井排水影響（趙坡礦1989年3月2日9101麵，武所屯礦1989年10月11日12309麵三灰突水），上侏羅統礫岩含水層 靜止水位已大幅度急劇下降，目前水位已降至-40.89m（武所屯礦90-3號孔1998年3月24日觀測數據）。
太原組三灰含水層：厚度6.10（27-7號孔）～9.18m（17號孔），平均7.94m，裂隙不發育，4個鑽孔出現過漏水，最大漏水量7.2m3/h。實施抽水試驗4次，最大單位湧水量0.037／s.m,水質類型為HCO3-NaCa型。60年代測得恢複水位+4.68m（檢3號孔）～+45.25m(33號孔)，84年則為+28.90m（檢2號孔）。1989年3月2日18時，9101麵推進至30米處，頂板初次來壓。20時，麵後頂板三灰突水，並逐步加大，至22時突水量增至270m3/h。3月5日5時淹沒大巷，15日淹至井筒-10.59m。根據有關專家“隻能排疏、不能堵的”意見，自3月17日開始組織強排，至4月12日恢複生產。從此對該突水點的長期觀測工作也同時展開。受礦井排水影響，三灰靜止水位已大幅度下降，武所屯生建煤礦90-1號長期觀測孔1993年2 月10 測得其三灰的靜止水位為-87.21m，且自同年3月份至今，此觀測孔內一直無水。由此可見，三灰富水性不強，下距煤12下平均56.18m，正常情況下對開采煤12下無甚影響，但局部地段可能因次級構造的作用，特別是小斷層破碎帶會給三灰水湧入工作麵提供良好的通道，礦井應適當加大排水能力，確保安全生產。
太原組五灰含水層：太原組五灰厚度1.10（25-3號孔）～2.80m（23-8號孔），平均2.18m。裂隙不發育，未出現過鑽孔漏水。五灰的隱伏露頭區位於東鄰武所屯生建煤礦，與上侏羅統礫岩水力聯係密切，因此，可將上侏羅統礫岩、三灰和五灰視為統一的含水岩組。1960年於106號孔實施抽水試驗，測得單位湧水量0.02881／s.m,恢複水位標高+44.01m，1990年8月30日武所屯煤礦於90-1號長期觀測得靜止水位-101.24m。目前其靜止水位則更低。五灰水在本井田的湧水形式為沿裂隙出水，先大後小，出水點基本上能跟著下山迎頭一起走。正常情況下對開采煤9、煤12下無甚影響。
太原組八、九灰含水層：八灰厚度1.20（22號孔）～5.21m（7號孔），平均2.47m，九灰厚度0.80（103號孔）～2.35m（27-1號孔），平均1.70m，兩者平均間距在11m左右，分別構成煤14、煤15上的頂板。裂隙不發育，且往往被方解石所充填，未出現過鑽孔露水。107號孔八、九灰混合抽水試驗，單位湧水量0.00681／s.m。經武所屯生建煤礦統計，八灰基本無水，僅偶爾在斷裂帶出水，水量2～3m3/h；全礦井九灰總湧水量為5～20 m3/h／。綜上所述八灰、九灰厚度小，裂隙不發育，為弱含水層，局部地段可通過構造裂隙進入采場，單點最大出水量在20 m3/h左右，且逐漸減小，對礦井充水影響不大。
太原組十灰含水層：十灰為上下兩層即十上灰和十下灰，兩者間隔一層薄泥岩。十下灰厚度3.10～7.78m，平均4.84m，構成煤16的直接頂板。局部裂隙較發育，有溶蝕現象，多為泥質及方解石充填。曾有2個鑽孔發生漏水，最大漏失量7.2 m3/h。共實施四次抽水試驗，最大單位湧水量0.3471／s.m，水質類型為SO4-NaCa～Cl-NaCa。井田內十灰埋藏較深，無隱伏露頭，補給條件差，SO4含量及礦化度較高，說明徑流不暢，以靜儲量為主。目前全礦井總湧水量在240 m3/h左右，其中十灰湧水量150 m3/h，占總湧水量的60％。
本緩組十二、十四灰含水層：十二灰厚度1.90（檢2）～7.60m（23-8），平均5.36m；十四灰厚度5.30（27-1）～12.35m(25-1)，平均9.73m，兩者平均間距在8m左右。十四灰與奧灰的間距變化在13.85（25-1）～20.72m（21-14），平均17.29m，而在斷層及裂隙發育地段，間距更小甚至出現對接，從而使兩者水力聯係密切或成為統一的含水層組。井田內無抽水試驗資料，僅在25-1號孔測得十二灰靜止水位為+25.58m（1980年11月11日）。1998年3月24日，武所屯生建煤礦延深皮帶下山發生十二灰突水，流量急劇增至150 m3/h，數日後穩定在60 m3/h。由此可見，不能輕視十二灰水對礦井生產的影響。十二灰平均上距煤16為25.94m，煤17為18.8m。臨界突水係數值取1.5、底板采動破壞深度取7m（與本礦煤十二下底板采動破壞深度相同），十二灰靜止水位按+25.58m計算求得：開采煤16、煤17的安全水頭分別為284.1m和177m。因此正常情況下，在回采標高-260m以下的煤16時，將會受到十二灰水的威脅；而回采煤17則在全井田內均將受到十二灰水的威脅。建議對十二、十四灰進行水文地質補充勘探，填補其水文地質資料的空白，確保生產安全。
中奧陶統石灰岩含水層：井田內最大解露厚度116.73m，揭露段上部為棕色、灰色、深灰色厚層狀微晶灰岩夾豹皮狀灰岩，岩溶裂隙不發育，下部（指距頂界麵30m以下）為灰色、淺灰色白雲質石灰岩夾泥灰岩，岩溶裂隙發育，發育較多的小溶洞及半閉合狀裂隙，裂隙最大寬度可達3cm，部分被方解石充填，2個鑽孔在此層位出現漏水。實施抽水試驗3次，最大單位湧水量2.7171／s.m.水質類型為SO4-NaCa。區域資料表明，奧灰上段的富水性與其埋藏深度有關，由淺至深富水性明顯減弱。趙坡井田之奧灰上段在滕縣背斜二級儲水構造水動力係統中位於徑流～補給區，水交替遲緩，早期地下水被緩慢更新、淋濾作用緩慢進行，為半封閉區段。1980年10月14日留莊井田29-1號孔測得其靜止水位+25.33m。奧灰與煤17平均間距59.16m，埋藏較淺，水頭壓力較小，上段裂隙不發育，富水性較差。因此在正常區段奧灰水不會以底鼓形式直接進入采場，但由於斷層錯動，可形成側向補給條件或奧灰水垂向上升通道，使奧灰與十四灰產生水力聯係而成為統一的含水岩組。因此，為確保煤16、煤17的安全開采，今後應加強煤係底部岩層岩性與厚度的探測分析，查明斷層與裂隙向深部延深發育情況及其導水特征，預防斷層附近及裂隙密集帶或隔水層較薄區發生奧灰突水，具有非常重要的實際意義。
上侏羅統砂礫岩、太原組三灰、五灰含水層的關係：大量資料可以說明上侏羅統砂礫岩、太原組三灰和五灰含水層水力聯係密切，實為統一的含水岩組；
1.4. 隔水層
第四係粘性土隔水層段：一般厚度在20.00m左右。以粘土、砂質粘土為主，局部可見粘土礫石，間夾有透鏡狀砂層或粘土質砂。粘土可塑性強，連續性好，隔水性能良好。透鏡狀砂層0～3層，累計厚度一般在2～4m，以粉、細砂為主，粘土質含量較高，富水性弱，是井田內較穩定的隔水層段。
太原組泥岩、炭質泥岩、粉砂岩、煤層隔水岩組：太原組五灰至八灰平均間距33.37。其間主要由泥岩、炭質泥岩、粉砂岩、細砂岩所組成，間夾薄層不穩定石灰岩3層（六、七上、七下灰）和薄煤層6層（煤9、10、11、12上、12上‘ ，12下），可有效地阻隔五灰與八灰的水力聯係。但也可在局部地段，因開采煤12下形成“兩帶”，而破壞其隔水性。太原組九灰至十下灰平均間距為29.30m。其間由泥岩、粉砂岩、細砂岩所組成。可有效地阻隔九灰與十下灰的水力聯係。但應注意開采煤16時的“兩帶”高度發育規律及其對該隔水層段的破壞作用，以防煤12下、煤14采空區積水潰入煤16工作麵。
太原組煤17至本溪組十二灰間泥岩、鋁質泥岩隔水岩組：煤17至十二灰間的平均地層厚度為18.8m，以鋁質泥岩及粉砂岩為主，天然狀態下可有效地阻隔十二灰與煤係石灰岩含水層之間的水力聯係。
1.5. 斷層導水性
張坡斷層為井田的南部邊界，落差200～310m，井田位於其下降盤。井田內煤係地層與井田外奧灰相對口。井田內有二組水文孔（106與B14、27-1與27-2）進行過互觀抽水試驗，資料表明，斷層南盤奧灰與北盤煤係內各含水層水力聯係十分微弱，在天然狀態下，該斷層導水性不良。得斷層的導水性是一個複雜的研究課題 ，勘探時期所確定的斷層導水性與實際生產有一定的差距。有些勘探時認為導水性好的斷層實際導水性並不好，而有些斷層在勘探時認為導水性差卻並非不導水，煤礦采動會破壞原始地應力的平衡，可引起斷層的重新活動，使原本不導水或導水性較差的斷層可能成為導水斷層。奧灰為高壓富水含水層，應留足煤層煤柱，必要時應投入一定的工程量加以進一步查明與深入的研究，以確保礦井安全生產。
武所屯斷層為一逆斷層，落差0～20m，是本井田與武所屯井田的分界斷層。本井田位於斷層的下盤。由於斷層落差小，基本起不到隔水作用，兩井田實為同一個水文地質單元。
1.6. 封孔質量
井田內共有鑽孔43個，分屬不同的勘探階段，其施工要求，封孔“合格”標準不統一。1984年12月山東省煤炭地質勘探公司第一勘探隊在提交《山東省棗莊市滕縣煤田（北部）趙坡井田補充地質資料》時，根據山東省煤田地質勘探公司（79）魯煤地字191號文件要求，將本地區封孔“合格” 的標準統一為：（1）煤係地層全部封閉，即從孔底封至最上一層可采煤層厚度的16倍加20m，為煤係段的封閉高度。（2）第四係和侏羅係分界麵上下各封15m，侏羅係和煤係界麵要加封30m。（3）井口封2m作為暗標。
根據上述“合格”原則，認為：（1）1979年以後施工的鑽孔，除21-14、25-3、27-1為基本合格以外，其餘全部合格。（2）1979年以前的鑽孔，由於封孔方法，使用材料數量及檢查情況均已不祥，僅能根據封孔高度資料加以評價。能起到基本止水作用，可定為基本合格的鑽孔有13個；封閉高度達不到要求，三灰含水層也沒封死，可定為不合格的鑽孔有2個；鑽孔未見煤層，也沒封閉的9個（表3-1）

1990年武所屯生建煤礦實際測得開采煤12下的“兩帶”高度為21.75m（采高的19.45倍）可見上述封孔“合格”標準是可行的，但從19、20號孔的實際啟封情況看，實際封閉情況與其原文字記錄數據有很大出入，如20號孔的原封閉資料是從孔底（-209.65m）封至-90.11m，實際僅在-174.18～-168.27m之間見到一段未凝固的水泥；19號鑽孔的原始封閉資料是從孔底（-136.72m）一直封閉到-47.51m，實際僅從孔底封到-131.46m，封孔質量十分低劣。因此，本報告將本區1960年以前的鑽孔，有《補充地質資料》確定的封孔基本合格降為封孔不合格（表5-3），這些封孔不合格鑽孔都穿過了多個含水層（表5-4），比較均勻地分布在整個井田內，對礦井生產構成潛在的威脅。從全局考慮，分期分批啟封這些鑽孔，將是有益無害的長遠之計。
1.7. 陷落柱及其導水性
趙坡井田的煤係基底是巨厚的奧陶係石灰岩，裂隙岩溶均較發育，具有形成陷落柱的條件，東鄰武所屯生建煤礦已揭露陷落柱9個，西鄰留莊煤礦揭露陷落柱7個。雖然這些陷落柱內破碎岩塊以砂岩、泥岩和灰岩為主，充填較好，邊緣部位有方解石脈或方解石晶族充填，無滲水現象，但由於陷落柱內岩石破碎，具有相對較好的滲透性，是奧灰水向上運動的良好通道，它可溝通開采煤層與奧灰含水層的水力聯係，當井巷揭露陷落柱時易引起奧灰水進入采場，使礦井湧水量猛增，嚴重時可造成淹井事故。因此，盡管本礦井至今尚未發現陷落柱，東、西兩個鄰礦的陷落柱又無滲水現象出現，但今後仍應加強對岩溶陷落柱的探測工作，采取必要的防範措施，確保礦井生產安全。
1.8. 相鄰礦井開采對本井田的影響
東鄰武所屯生建煤礦，核定生產能力年產30萬噸，第一生產水平-78m，礦井正常湧水量50～60m3/h.由於其位於武所屯逆斷層上盤，與本礦接壤部分的煤12下煤14已全部回采完畢，采空區有部分積水，對本礦西翼有一定影響。西鄰留莊煤礦、北鄰休城煤礦的年生產能力均為30萬噸，彼此之間以勘探線為井田技術邊界，它們的開采對地下水會起到聯合疏降的作用，對趙破煤礦無不良影響。
4 礦井湧水特征
4.1 曆年湧水量及其變化

4.2 礦井湧水的來源及構成
礦井開采9層煤時工作麵突水，水量達300m3/h，充水水源為三灰裂隙水，三灰裂隙水與上部含水層水有一定的補給關係，至92年6月份水量仍為100 m3/h。至7月份在9煤突水點下部的12下煤首采工作麵出水時，9煤出水量減小，至11月份水量減小至8 m3/h。93年至95年8月份，礦井湧水量以12下煤工作麵頂板砂岩水為主，水量在100 m3/h左右。95年9月份西翼二水平軌道下山十下灰出水，隨十下灰揭露麵積的增加，二水平總湧水量由50 m3/h增加到110 m3/h。97年礦井湧水量達到又一個高峰值，此時的礦井湧水量由首采區水（12下煤頂板砂岩裂隙水）、一水平四采區（12下煤頂板砂岩裂隙）水和二水平四采區(十下灰裂隙水)三部分構成。此後隨著礦井排水時間的延長，水量逐漸減少，直至穩定到現在的礦井湧水量100 m3/h。
4.3 各充水因素的水力聯係
4.3.1 老空水
123采區積水區，積水量約7.0萬立方米，積水標高-270m，積水經自流進入東翼軌道石門，對開采東翼163采區16301、16302、16303工作麵有影響。
《臨界距離老空水下薄煤層聯合開采測試研究》結果：
 12和14兩層煤聯合開采底板采動破壞帶深度為7米。
 16煤頂板至14煤底板的有效隔水岩柱最小距離為45.5m，減去12和14兩層煤聯合開采底板采動破壞帶深度（7m），即有效隔水岩柱厚度為38.5m，大於臨界隔水岩柱厚度。
 16、17兩層煤聯合開采從理論上講是安全可行的，但已接近臨界狀態（Hm-HSH=0.8m），加之已有資料亦證實在斷層帶覆岩導水裂隙帶發育高於正常區域。這就造成頂板有效隔水層的厚度大大減少。因此，采動裂隙（尤其在斷層附近）可能與上方老空水溝通，導致生產安全問題。但本礦區煤厚無突變現象，小斷層的切割並不太深。因此，采動裂隙一般不會與上方老空水溝通，即使溝通也是發生在覆岩破壞帶上部的微小裂隙處，工作麵湧水量將增加，卻不會危及人員生命安全。故本區在采取周密的安全措施後，可以進行開采。
164采空區積水上限標高為-330.0m，水柱高度為39.0m，積水量約為5.7萬立方米。積水通過自流到老塘，然後彙集至二水平2號水倉。如二水平排水係統正常，對現在開采無影響。
4.3.2 煤層頂板水害情況
12下煤頂板砂泥岩裂隙水，最大水量可達120 m3/h（在121采區開采時），正常情況下為30～60 m3/h, 在工作麵俯采時，往往有頂板淋水，對安全生產有一定影響，使回采工作麵的生產環境變得惡劣。在工作麵仰采時，回采工作麵不受影響。
14煤煤層結構簡單，老頂為八灰，裂隙不發育，經抽水試驗可知湧水量很小，對14煤開采影響不大。
16層煤頂板十下灰含水層含水。十下灰平均厚度4.48米，為16煤的直接頂板，局部裂隙較發育，有溶蝕現象，補給條件差，以靜儲量為主。162采區揭露最大湧水量140m3/h左右。在開拓164采區和163采區過程中，要注意十下灰含水層水對掘進工作麵的影響。
17煤直接頂板為十一灰，平均0.63m。在直接頂板十一灰分布區，偶爾有一層厚度0.03～0.25m的粉砂岩或泥岩偽頂。局部地段十一灰已相變為泥岩或砂質泥岩。十一灰不含水，對開采17煤沒有影響。
4.3.3 煤層底板水害情況
四個生產煤層中，除16、17煤受到十二灰、十四灰、奧灰水的間接威脅外，12下煤、14煤基本不受底板水的影響。
十二、十四灰水壓大(靜止水位-122.5m)。十二灰平均厚度為5.36米，十四灰平均厚度為9.73米，十四灰與奧灰的間距變化在13.85m～20.72m，平均17.29m，而在斷層及裂隙發育地段，間距更小甚至出現對接，從而使兩者水力聯係密切或成為統一的含水層組。十二灰距16煤平均25.94m、距17煤平均為18.8m。
奧灰與17煤平均間距59.16m，埋藏較淺，水位-56.9m，上段裂隙不發育，富水性較差。因此在正常區段奧灰水不會以底鼓形式直接進入采場，但由於斷層錯動，可形成側向補給條件或奧灰水垂向上升通道，使奧灰與十四灰產生水力聯係而成為統一的含水岩組。
趙坡煤礦與開采16煤、17煤有關的各含水層的補給來源雖然有限，但是由於構造作用以及沉積的原因，各含水層間易發生水力聯係，而含水層水壓又高，開采過程中容易發生突水事故，對開采16、17煤構成了很大的威脅。為了保證生產的安全，對16、17煤層底板灰岩水文地質情況進行了補充勘探。
通過對16、17煤層底板灰岩水文地質情況進行補充勘探，初步掌握了十二、十四灰，了解奧灰的富水性和滲透性；取得其單位湧水量(q＝0.02737l/sm)、滲透性係數(k=0.1072m/d)等有關水文地質參數；掌握十二、十四灰和奧灰之間的水力聯係特征；掌握十二灰、十四灰，了解奧灰的水頭壓力；查明十二灰、十四灰及奧灰水的水質特征；查明十二灰與煤17之間隔水層的厚度變化、力學性質，確定其隔水性能及其變化規律；計算水文地質參數及預計礦井湧水量，預計十二灰突水量69.04m3/h，預計十四灰突水量159.4m3/h。
5 礦井水害特征分析
5.1 曆史突水資料的統計分析
礦井突水情況見下表：

1989年3月2日18時，9101麵推進至30米處，頂板初次來壓。20時，麵後頂板三灰突水，並逐步加大，至22時突水量增至270m3/h。3月5日5時淹沒大巷，15日淹至井筒-10.59m。根據有關專家“隻能排疏、不能堵的”意見，自3月17日開始組織強排，至4月12日恢複生產。
5.2 礦井水害隱患分析

5.3 礦井水害防治思路途徑及可行性分析
十二灰、十四灰含水層平均間距在8米左右，十四灰平均距奧灰17.29米，如遇構造及裂隙發育帶，間距更小甚至對接，從而使它們之間的水力聯係更為密切或成為統一含水層。為確保16煤、17煤的安全開采，今後應加強煤係底板岩層岩性與厚度的探測分析，查明斷層與裂隙向深部延深發育情況及其導水特征，預防斷層附近及裂隙密集帶或隔水層較薄區發生突水，具有非常重要的實際意義。
根據以上情況，趙坡煤礦與山東 科技大學特采所合作進行了《趙坡煤礦東翼163采區老空水下開采安全性 評價》科研項目，現已得出結論：回采東翼163采區是安全可行的。具體情況見科研報告。
礦井防治水工作思想：
1) 超前防範，防患於未然。
2) 嚴格堅持“有疑必探，先探後掘(采)”的原則。
3) 防探結合，以防為主。

6 礦井防治水措施及其有效性分析
6.1 礦井排水係統
中央水倉兩環，總容量2480m3，安裝200D43×7型水泵5台，其中2台為工作泵、1台為檢修泵、2台為備用泵，配備ZS147-4型電機，水泵每台流量280m3／小時，經三趟管路排至地麵，導入小黑河。
東翼采區水倉兩環，總容量1600m3,安裝D155-30型水泵4台，揚程92.1m，配置75kw電機，水泵每台流量155m3／小時，通過3趟管路，將水導入中央水倉。
西翼二水平采區二號水倉兩環，總容量1600m3,安裝D155-30型水泵3台，揚程92.1m，配置75kw電機，水泵每台流量155m3／小時，通過2趟管路，將水導入二水平采區一號水倉。
西翼二水平一號水倉兩環，總容量1600m3,安裝D155-30型水泵4台，揚程92.1m，配置75kw電機，水泵每台流量155m3／小時，通過3趟管路，將水導入中央水倉。
6.2 礦井防水（隔離）設施及其可靠性分析
在中央泵房及各采區泵房安裝了封閉門，安全可靠。在雨季到來之前，機電科對中央水倉及各采區泵房各類排水設（備）施進行了全麵的檢修，並進行了聯合試運轉試驗，對中央及各采區水倉及井上、下各處的排水溝進行了清挖，對各泵房的電纜線路進行了全麵檢查。確保萬無一失，安全可靠。目前礦井正常湧水量穩定在100m3/h，從中央泵房及各個采區泵房配備的排水設備的排水能力來看，是安全可靠的。各類防水（隔離）設施安全可靠。
6.3 礦井各種隔離煤柱
張坡斷層為井田的南部邊界，落差200～310m，井田位於其下降盤。井田內煤係地層與井田外奧灰相對口。井田內有二組水文孔（106與B14、27-1與27-2）進行過互觀抽水試驗，資料表明，斷層南盤奧灰與北盤煤係內各含水層水力聯係十分微弱，在天然狀態下，該斷層導水性不良。目前該斷層已基本探明，按設計留設100米邊界保護煤柱，能保證礦井安全生產。
武所屯斷層為一逆斷層，落差0～20m，是本井田與武所屯井田的分界斷層。本井田位於斷層的下盤。由於斷層落差小，基本起不到隔水作用，兩井田實為同一個水文地質單元。在與武所屯煤礦進行 圖紙交換，弄清楚武所屯與趙坡煤礦相鄰邊界側的采掘與積水情況的前提下，應留足與武所屯煤礦之間的邊界煤柱，確保安全。
西部與留莊煤礦設有20米礦井邊界隔離煤柱，兩礦的邊界隔離煤柱總寬度為40m, 滿足安全生產的需要，現趙坡煤礦與留莊煤礦兩礦邊界相鄰部分均已回采完，事實已經證明，兩礦都留足了20m的邊界煤柱，是安全可靠的；
北部與休城煤礦設有20米礦井邊界隔離煤柱，無超層越界開采，隔離煤柱安全可靠。
121采區與123采區設有40米的防水保護煤柱，兩采區相鄰部分已回采完，40米的防水隔離煤柱安全可靠。
6.4 其他防治水措施
每月定期對全礦井各水倉的排水時間及排水量進行統計、比較，從而掌握全礦井的湧水量變化情況，並找出湧水量變化的地點，提出合理建議。
建立水文地質長觀孔，及時掌握下組煤底板含水層的水位動態變化情況。
6.5 有關防治水方麵進行的科學研究
123采區采空區積水，水量達7萬m3,對下部163采區的安全開采有一定的影響，礦與山東 科技大學的有關科研院所進行了合作，對163采區的頂水開采進行科學論證。

7 礦井重特大水害隱患的治理與預防 技術措施
7.1 目前存在的重大水害隱患類別、危險程度
年初，公司組織山東 科技大學、棗莊市煤炭局、嶧城區煤炭局、公司及本礦有關專家及工程技術人員對趙坡煤礦進行了礦井重大水害隱患分析，根據專家分析論證意見，趙坡煤礦存在以下重大水害隱患：
1. 滕北煤田現有十處礦井，多處礦井已發現陷落柱，尤其是趙坡煤礦相鄰的留莊、武所屯煤礦相繼發現岩溶陷落柱存在，建議趙坡煤礦在東翼各采區開拓開采過程中，應加強對岩溶陷落的超前探測，查明其富水性和導水性，采取相應措施，防止透水事故發生。
2. 趙坡井田內有封閉不合格鑽孔較多，建議礦井對每一鑽孔封孔情況進行具體分析，查清不同層段的封孔情況，根據實際情況確定鑽孔是否啟封或采取留設保護煤柱。
3. 應進一步查明井田內較大斷層的平麵位置、導水性、合理設計留設防水煤柱，對導水性強的斷層可采取預注漿措施，減少或降低斷層導水威脅。
4. 進一步調查武所屯煤礦邊界附近采掘情況，在采掘 圖紙上標明積水線、警戒線、探水線。
5. 下組煤開采除正常開展水文地質工作外，在東翼各采區生產前，應提前預計“兩帶”發育高度，重視由於斷層影響導致局部16層煤與12煤采空區距離減少影響，留足保護煤柱，防止采空區突水。
6. 井田內斷層較多，部分斷層可能使十二、十四、奧灰含水層聯通成為同一含水體，對下組煤開采構成嚴重威脅。為防止底板突水事故，建議礦井在東翼開采前，進行下組灰岩含水層探測，掌握十二、十四、奧灰水的水頭值，分析十二、十四、奧灰水之間水力聯係情況；另外應合理選擇16、17層煤開采對底板破壞深度，正確確定底板有效隔水層厚度。
7. 井田南翼邊界張坡斷層落差較大，使奧灰與煤係地層對口接觸，應預先查明斷層平麵位置，按設計留足保護煤柱。
8. 趙坡煤礦應進一步調查相鄰煤礦采掘情況，並在12、16、17層煤采掘工程平麵圖上標明“三線”。考慮到武所屯煤礦可能提前報廢，兩井田之間邊界煤柱應適當加大。
7.2 采取的主要治理與預防措施
針對礦井重大水害隱患，礦將采取如下的相應措施：
1. 滕北煤田現有十處礦井，多處礦井已發現陷落柱，尤其是趙坡煤礦相鄰的留莊、武所屯煤礦相繼發現岩溶陷落柱存在，建議趙坡煤礦在東翼各采區開拓開采過程中，應加強對岩溶陷落的超前探測，查明其富水性和導水性，采取相應措施，防止透水事故發生。
治理與預防措施 為了預防導水陷落柱引起透水事故，給礦井安全生產造成威脅，已通知各采煤工作麵和掘進迎頭，在各采區采掘過程中，地質條件一旦發生變化，必須馬上通知技術科和調度室，技術科接到通知後，應在24小時內（情況緊急，有出水征兆時應立即）趕往現場，進行觀測，作出判斷。如果是陷落柱，應探明其導水性及其分布範圍。如有出水情況發生時，應立即停止采掘作業，進行處理。嚴格堅持“有疑必探，先探後掘（采）”的原則，經探放水確認安全後方可進行采掘作業。
2. 趙坡井田內有封閉不合格鑽孔較多，建議礦井對每一鑽孔封孔情況進行具體分析，查清不同層段的封孔情況，根據實際情況確定鑽孔是否啟封或采取留設保護煤柱。
治理與預防措施 根據2004年作業 計劃，對采掘工程及其附近40m範圍內鑽孔的分布情況進行了細致的排查分析，本年度的采掘工程範圍內沒有封閉不良鑽孔存在。
3. 應進一步查明井田內較大斷層的平麵位置、導水性、合理設計留設防水煤柱，對導水性強的斷層可采取預注漿措施，減少或降低斷層導水威脅。
治理與預防措施 井田內落差較大的斷層發育較少，隻在東翼12煤揭露一條落差16m的正斷層，延展長度達數百米，該斷層不導水，在二水平的掘進巷道也已揭露，不導水，但是由於該斷層的存在，使斷層上盤12煤采空區與斷層下盤二水平的采掘工程拉近了距離，下盤16煤回采時會受到采空區積水的威脅，在將來下盤16煤及17煤中進行采掘作業時，必須留足防水煤柱。
4. 進一步調查武所屯煤礦邊界附近采掘情況，在采掘 圖紙上標明積水線、警戒線、探水線。
治理與預防措施 通過與武所屯煤礦交換圖紙，其在趙坡煤礦邊界附近的采掘情況已基本查明，采空區積水範圍也基本查清，其與趙坡煤礦邊界相鄰部分100m範圍內的采掘情況、積水區及“三線”已標繪在趙坡煤礦采掘工程平麵圖上。
5. 下組煤開采除正常開展水文地質工作外，在東翼各采區生產前，應提前預計“兩帶”發育高度，重視由於斷層影響導致局部16層煤與12煤采空區距離減少影響，留足保護煤柱，防止采空區突水。
治理與預防措施 對於西翼12煤采空區積水下下組煤的開采安全性，趙坡煤礦已委托山東 科技大學對此作了分析論證，現已得出結論，認為12煤采空區積水區下開采是安全的。
6. 井田內斷層較多，部分斷層可能使十二、十四、奧灰含水層聯通成為同一含水體，對下組煤開采構成嚴重威脅。為防止底板突水事故，建議礦井在東翼開采前，進行下組灰岩含水層探測，掌握十二、十四、奧灰水的水頭值，分析十二、十四、奧灰水之間水力聯係情況；另外應合理選擇16、17層煤開采對底板破壞深度，正確確定底板有效隔水層厚度。
治理與預防措施 在東翼開采前，與山東科技大學合作，對十二、十四、奧灰含水層進行了水文地質補充勘探，提交了相關成果，對十二、十四、奧灰含水層的水文地質參數已基本掌握。
7. 井田南翼邊界張坡斷層落差較大，使奧灰與煤係地層對口接觸，應預先查明斷層平麵位置，按設計留足保護煤柱。
治理與預防措施 井田的南部邊界是張坡斷層，東邊界為武所屯斷層，井田南邊界的張坡斷層，在早期已由國家水文物測隊對其進行了物探，其走向延展情況已基本掌握，在生產過程中斷層保護煤柱嚴格按照初步設計中規定數據留設，嚴禁亂采亂挖張坡斷層保護煤柱，並由技術科實行有效的監督；
8. 趙坡煤礦應進一步調查相鄰煤礦采掘情況，並在12、16、17層煤采掘工程平麵圖上標明“三線”。考慮到武所屯煤礦可能提前報廢，兩井田之間邊界煤柱應適當加大。
治理與預防措施 趙坡煤礦與周邊三礦進行了采掘工程平麵圖的正常交換，並按照上級部門及專家意見將相鄰煤柱在本礦邊界附近100m的采掘工程標繪在本礦采掘工程平麵圖上，有積水的繪製了“三線”；根據與武所屯交換的圖紙，武所屯在與趙坡煤礦相鄰處邊界煤柱留設了40米，趙坡煤礦目前的采掘工程與武所屯邊界最近處為105m。

8 礦井重特大水害治理與預防方案（規劃）
8.1 地表水係預防
小黑河由東向西流經井田中部，於趙坡村附近彙入北沙河。屬季節性河流，1991年7月14日因夜降大雨，曾一度出現過出洪水，河水水麵寬度3.20m（1991年7月15日），自1978年以來由於上遊修建玉林水庫，致使小黑河一直幹涸無水，目前河道被農戶開荒。北沙河發源於鄒城市東群山，由東北向西南流入獨山湖，每年枯水期4-6個月，斷流無水，洪水則一般發生在每年的7月。沒有當地曆年最高洪水位記錄。
為防止洪水對礦井造成危害，每次降雨後或降（大、暴）雨過程中，應指派專人到塌陷地及小黑河及北沙河沿岸巡視，發現異常應立即向礦雨季“三防”值班室報告，值班電話2135、2146、2147、2148、2150。值班領導接到報告後，應安排調度值班室向礦其他領導作簡要彙報，通知物料發放員打開防洪物質專用倉庫準備發放搶險物質，同時向各防洪搶險大隊負責人發出通知，所有在礦的防洪搶險隊成員立即集合待命，攜帶搶險物質及工具趕赴險情發生地。如情況十分危急，無法抵禦險情時，須及時向當地政府部門請求救援。
小黑河有決堤危險時，應及時加固堤壩，防止洪水泛濫；
遇地表塌陷積水下滲時，應及時挖排水溝排除積水，當排水溝不能將積水排除時，應安裝水泵排水。在積水排除後，應將塌陷積水滲水區填平壓實，進行整平處理。
當井口麵臨被淹的危險時，必須立即在四周修築堤壩進行攔截，或采取其它措施。
8.2 主要含水層水預防
井田內直接充水含水層：第四係上含水層段、下含水層段；上侏羅統砂礫岩層；石炭係太原組第三、五、八、九、十下層石灰岩；本溪組第十二、十四層石灰岩；中奧陶統石灰岩。各含水層之間水力聯係差。其中第五、八、九、十層灰岩為直接充水含水層，分別是第9、12下、14、15上、16層煤的頂板，對礦井的安全生產不構成嚴重威脅。
間接充水含水層
第四係含水砂層含水層段平均厚度40米左右，含水豐富，透水性強，接受地表水和大氣降水垂向滲入補給，第四係含水層對侏羅係含水層有一定的補給作用，但受補給條件限製，補給較弱。
上侏羅統砂礫岩含水層，直接覆蓋於煤層地層之上，對煤層地層通過微弱的越流補給，通過滕北煤田近些年來的礦井排水，其水位有較大幅度的下降。
太原組三灰含水層，1989年3月2日18時，9101工作麵推進至30米處，頂板初次來壓。20時，麵後頂板三灰出水，並逐步加大，至22時增至270立方米每小時。3月5日5時淹沒大巷，15日淹至井筒-10.59米。根據有關專家“隻能排疏，不能堵”的意見，自3月17日開始組織強排，至4月12日恢複生產。受礦井排水影響，三灰靜止水位、巳大幅度下降，三灰富水性不強，對下距煤12下無甚影響，但局部地段可能因次級構造的作用，特別是小斷層破碎帶會給三灰水湧入工作麵提供良好的通道。
本溪組十二、十四灰含水層，十二灰平均上距煤16為25.94米，煤17為18.8米。臨界突水係數值取1.5、底板破壞深度取7米（與本礦煤12下底板采動破壞深度相同），十二灰靜止水位按+25.8計算求得，開采煤16、煤17的安全水頭分別為284.1米和177米。因此正常情況下在回采標高-260米以下的煤16時將會受到十二灰水的威脅。鑒於此，礦與山東科技大學全作，對十二、十四灰進行了水文地質補充勘探，填補了水文地質資料的空白，確保了礦井生產安全。
中奧陶統石灰岩含水層，奧灰與煤17平均間距59.15米，埋藏較淺，水頭壓力較小，上段裂隙不發育，富水性較差。因此在正常區段奧灰水不會以底鼓的形式直接進入采場，但由於斷層錯動，可形成側向補給條件或奧灰水垂向上升通道，使奧灰與十四灰產生水力聯係而成為統一的含水岩組。因此，為確保煤16、煤17的安全開采，下一步的工作方向是加強煤係底部岩層岩性與厚度的探測分析，查明斷層與裂隙向深部延伸發育情況及其導水特征，以預防斷層附近及裂隙密集帶或隔水層較薄區發生奧灰突水。
直接充水含水層
太原組五灰含水層，五灰水在本井田的出水形式為沿裂隙出水，先大後小，出水點基本上能跟著下山迎頭一起走。正常情況下對開采煤9、煤12下無甚影響。
八灰、九灰厚度小，裂隙不發育，為弱含水層，局部地段可通過構造裂隙進入采場，單點最大出水量在20立方米每小時左右，且逐漸減小，對礦井充水影響不大。
井田內十灰埋藏較深，無隱伏露頭，補給條件差，SO4含量及礦化較高，說明徑流不暢，以靜儲量為主。目前全礦井總湧水量在100立方米左右，其中十灰湧水量70立方米每小時，占總湧水量的70%。
礦井湧水
礦井在各個采區施工了水倉，且容量不小於1600m3，安裝了3～4台排水泵，每個水泵的排水量為155m3/h，中央水倉兩環，總容量2480立方米，安裝200D43×7型水泵5台,其中2台為工作泵、1台為檢修泵、2台為備用泵，配備ZS147-4型電機，經三趟管路排至地麵，導入小黑河。
8.3 斷層導水預防
張坡斷層為井田的南部邊界，落差200-310米，井田位於其下降盤。井田內煤係地層與井田外奧灰相對口。井田內有二組水文孔進行過互觀抽水試驗，資料表明，斷層南盤奧灰與北盤煤係內各含水層水力聯係十分微弱，在天然狀態下，該斷層導水性不良。該斷層已基本查明，必要時可進一步查明與深入的研究，以確保礦井安全生產。
8.4 封閉不良鑽孔預防
井田內存在幾個封閉不合格的鑽孔，對礦井生產構成潛在的威脅。礦井地質人員應根據年度作業計劃，對於在作業計劃範圍內的封閉不良鑽孔，要及對鑽孔防水煤柱進行設計，並納年度水情水害析及年度防治水計劃及災害預防與處理計劃。並對礦井範圍內的每一鑽孔封孔情況進行具體分析，查清不同層段的封孔情況，根據實際情況確定鑽孔是否啟封或采取留設保護煤柱。
8.5 相鄰礦井水預防
西鄰留莊煤礦、北鄰休城煤礦，彼此間以勘探線為井田技術邊界，它們的開采對地下水會起到聯合疏降作用，對趙坡煤礦無不良影響。東鄰武所屯生建煤礦，位於斷層的上盤，與本礦井田邊界相鄰部分煤12下、14煤已全部回采完畢，采空區有部分積水，對本礦的東翼開采有一定影響。
8.6 本礦采空區積水預防
對於121采空區積水，在其與同一煤層的相鄰采區（123采區）之間留設了40米的防水離煤柱，經實踐證明是安全可靠的。
123采區采空區積水，水量達7萬m3,對下部163采區的安全開采有一定的影響，礦與山東科技大學的有關科研院所進行了合作，正在對163采區的頂水開采進行科學論證。
163采區尚未開采，在首采麵開采前，準備在16301下材最低點（也是163采區最低點）垂直16301下材打一排水巷至東翼軌道石門下部，打鑽安泵排水,將163采空區積水排至東翼軌道石門,再自流至東翼采區煤倉。

9 附圖資料
1) 綜合水文地質圖
2) 水文地質柱狀圖
3) 礦井主采煤層充水性圖
4) 水文地質剖麵圖
第二部分 通防重特大災害治理與預防方案
1 礦井基本情況
1.1 礦井地理位置
趙坡煤礦位於滕北煤田的東南部。主、副井井口的地理座標為X＝3881950，Y＝20500048。井田東部以武所屯逆斷層為界,與武所屯生建煤礦為鄰；西部以第27勘探線為界，與留莊煤礦為鄰；北部以17-1、19-4、22、23-2、25-3、7號鑽孔連線垂直下切為界，與休城煤礦為鄰；南部以張坡正斷層為界。井田東西走向長4.4公裏，南北寬1.4公裏，井田麵積6.1014km2。
1.2 地形地貌
趙坡煤礦區內地形平坦，為第四係湖積平原。地麵標高＋44.2～＋48.02，地形變化的總趨勢是東北部較高而西南部則較低。主、副井井口標高為＋46.30m。
1.3 礦井開拓開采
礦井采用立井開拓，中央並列式通風，副井進風，主井回風；煤層開采順序先上後下，近距離煤層群分組聯合布置，上下山開采。上山采區區段前進式，下山采區區段後退式，區段內後退式回采。采用走向長壁采煤法，全部垮落法管理頂板。
趙坡煤礦目前有兩個開采水平，第一水平為-230m,第二水平為-270m。
1.4 礦井核定通風能力
趙坡煤礦原設計生產能力為30萬噸／年，經過對通風、提升等幾大係統進行技術改造，生產能力大大提高， 2003年，山東煤礦通風檢測站核定核定通風能力為75.3萬噸／年。
1.5 礦井通風係統
趙坡煤礦礦井通風方式為中央並列式，通風方法為抽出式，副井進風，主井回風。礦井主要通風機型號為4－72－11NO.20B型，配套電機為YR355M-8型200KW電機，一套運行，一套備用。
礦井目前總進風量為3408m3/min，礦井主要通風機排風量為3763m3/min。2003年6月份，山東省煤礦通風檢測站對趙坡煤礦進行了礦井通風阻力測定和主要扇風機性能鑒定，經測定趙坡煤礦目前礦井通風阻力為1426 Pa,礦井等級孔為2.02 m2 ，屬通風容易礦井。
1.6 礦井瓦斯、煤塵、自然發火
趙坡煤礦曆年礦井瓦斯等級鑒定結果均為低瓦斯礦井，2003年鑒定瓦斯相對湧出量為0.847m3/t，絕對湧出量為0.666m3/min，二氧化碳相對湧出量為2.915m3/t，二氧化碳絕對湧出量為1.619m3/min。井下沒有出現過高瓦斯區域和瓦斯湧出異常現象。
目前主采煤層有4層。
12下煤分析基揮發份為34.11%，可燃基揮發份為43.60%。煤塵爆炸性指數為43.60%；
14煤分析基揮發份為44.61%，可燃基揮發份為51.18%。煤塵爆炸性指數為51.18%；
16煤分析基揮發份為40.67%，可燃基揮發份為46.07%。煤塵爆炸性指數為46.07%；
17煤分析基揮發份為41.77%，可燃基揮發份為48.60%，煤塵爆炸性指數為48.60%；各煤層煤塵均有爆炸危險性。
礦井各煤層揮發分均大於32.76%,都具有不同程度的自燃發火傾向性，自然發火期為6～9個月，屬自然發火礦井，但井下沒有發生過自然發火事故,也沒有出現過自然發火跡象。
礦井通風基本情況見附表1.1

2 礦井通風係統隱患的治理與預防方法
2.1 礦井通風係統的基本情況
2.1.1 礦井通風方式和方法
礦井通風方式為中央並列式，通風方法為抽出式，副井進風，主井提升兼作回風。礦進、回風井井口標高相同，同時井下開采水平較淺，受地溫應影響較小，井下晝夜及四季溫差較小，因此礦井冬夏季受自然風壓影響小。
趙坡煤礦東部以武所屯逆斷層為界,與武所屯生建煤礦為鄰；西部以第27勘探線為界，與留莊煤礦為鄰；北部以17-1、19-4、22、23-2、25-3、7號鑽孔連線垂直下切為界，與休城煤礦為鄰；南部以張坡正斷層為界。各邊界均按規定留設保護煤柱，與相鄰的各礦之間不存在連通情況。
2.1.2 礦井通風網絡
礦井通風係統是由縱橫交錯的井巷構成的一個複雜係統。用圖論的方法對通風係統進行抽象描述，把通風係統變成一個由線、點及其屬性組成的係統，稱為通風網絡。通風網絡的一個最重要的動態特性就是風流穩定性。趙坡煤礦的通風網絡比較穩定。
趙坡煤礦礦井總進、總回風量比較大，通風阻力較小，礦井總等級孔為2.02m2,屬通風容易礦井，即通風網絡“通過風流的能力”比較強。
主要通風機附屬裝置齊全可靠。通風機吸風口安設了保護柵欄。通風機建有反風道，各種反風設施結構簡單，堅固牢靠，動作靈活，風門絞車等操作開關集中安設，便於司機一人獨立操作，反風命令下達後，能在10分鍾內改變巷道中的風流方向，供給風量大於正常風量的40％。
井下通風係統完善，風門、調節窗、密閉等通風設施齊全，主要進回風巷道間設有永久正反風門。礦井嚴格的通風設施管理製度，杜絕了隨便開啟風門、隨意破壞通風設施等現象。
由於采取了以上管理手段，礦井通風係統達到了穩定可靠。
2003年7月25日，山東省煤礦通風檢測站邀請省內有關通風安全專家對其《山東豐源煤電股份有限公司趙坡煤礦礦井通風能力核定及係統評價》報告進行了評議，對礦井通風動力、通風網絡、通風係統、瓦斯湧出狀態的定性、定量分析。認為趙坡煤礦通風網絡合理，通風係統穩定、可靠。
2.1.3 礦井通風係統阻力
2003年6月份委托山東省煤礦通風檢測站進行了礦井通風阻力測定，經測定趙坡煤礦目前礦井通風阻力為1426Pa。將礦井通風係統劃分為進風段、用風段、回風段，則礦井通風阻力分布情況如下表2.1

趙坡煤礦自1996年開始對礦井通風係統進行了多次改造，礦井西翼增加了一條輔助回風巷，完善了井下通風設施。主要通風機電機由原來的95 Kw更換為200 Kw，並配置了變頻調速裝置，同時對主要通風機的一些附屬裝置也進行了改造。礦井通風阻力降低，主要通風機效率提高，礦井最大進風量由原來的不足1500m3/min提高到目前的3500m3/min左右。
目前礦井處於通風困難時期，也是礦井通風阻力最大時期。實測定礦井通風阻力為 1426Pa.礦井等級孔為2.02m2 ，仍屬於通風容易礦井。
2.1.4 礦井風量
根據《煤礦安全01manbetx 》和《山東省煤礦“一通三防”工作實施細則》中有關風量計算的要求,結合趙坡煤礦通風實際情況,按由內向外的計算方法，礦井總需風量計算如下；
采煤工作麵需風量
采煤工作麵風量計算,應按瓦斯、二氧化碳湧出量、工作麵的氣溫和風速以及同時工作的最多人數等因素分別進行計算後,取其中最大值。
(1)、按瓦斯湧出量計算:
Q采i=100×q瓦采i×K采通i m3/min;
Q采i —第i個采煤工作麵需風量,m3/min;
q瓦采i—第i個采煤工作麵的瓦斯絕對湧出量,m3/min;根據2003度礦井瓦斯等級鑒定資料，趙坡礦各煤層瓦斯絕對湧出量分別為：
①、12下煤層瓦斯絕對湧出量0.174m3/min;
②、16煤層瓦斯絕對湧出量0.101m3/min;
③、17煤層瓦斯絕對湧出量0.144m3/min;
④、14煤層瓦斯絕對湧出量0.091m3/min;
K采通i—第i個采煤工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，
一般炮采工作麵可取K采通i=1.4--2,我礦取K采通i=1.8。
按瓦斯湧出量計算，各煤層工作麵需風量為：
Q采12下=100×q瓦采i×K采通i =100×0.174×1.8 =31.32 m3/min
Q采16 =100×q瓦采i×K采通i =100×0.101×1.8 =18.18 m3/min
Q采17 =100×q瓦采i×K采通i =100×0.144×1.8 =25.92 m3/min
Q采14 =100×q瓦采i×K采通i =100×0.091×1.8 =16.38 m3/min
(2)、按采煤工作麵溫度計算風量:
采煤工作麵應保持良好的氣候條件，其溫度和風速應符合《煤礦安全01manbetx 》要求，采煤工作麵溫度與風速對照如表2.2：我礦均采用長壁工作麵采煤，工作麵的需風量按下式進行計算：
Q采i=60×V采i×S采i m3/min;
式中:V采i—第i個采煤工作麵的風速 m/s;
根據我礦地溫梯度及季節變化情況，井下工作麵溫度一般在17--22OC之間，對照上表，取工作麵風速V采i=1.0m/s；
S采i—第i個采煤工作麵的平均斷麵積 m2;
采煤工作麵的平均斷麵積應根據各煤層的地質條件及采煤工藝的變化進行計算調整，根據我礦目前各煤層的地質條件及采煤工藝，各采煤工作麵平均斷麵計算參數如表2.3。

因我礦采煤工作麵采用“W”通風方式，單麵長在100米左右，因此麵長及采高調整係數取1。根據以上參數，各煤層采煤工作麵按溫度計算需風量如下；
Q采12下=60×V采i×S采i =60×1.0×3.89 =233.4 m3/min
Q采16 =60×V采i×S采i =60×1.0×3.70 =222m3/min
Q采17 =60×V采i×S采i =60×1.0×2.45 =147 m3/min
Q采14 =60×V采i×S采i =60×1.0×2.27 =136.2 m3/min
(3)、按人數計算采煤工作麵的實際需風量:
Q采i=4×Ni m3/min;
式中:Ni—第i個采煤工作麵同時工作的最多人數, 人;
采煤工作麵同時工作的最多人數應根據各采煤工作麵《作業01manbetx 》中勞動組織圖表來確定，統計分析我礦各煤層采煤工作麵同時工作的最多人數如下；
12煤采煤工作麵同時工作的最多人數47人;
16煤采煤工作麵同時工作的最多人數35人;
17煤采煤工作麵同時工作的最多人數30人;
14煤采煤工作麵同時工作的最多人數35人;
各采煤工作麵按人數計算采煤工作麵的實際需風量，可按以下計算取值：
Q采12下 =4×47=188 m3/min
Q采16 =4×35=140 m3/min
Q采17 =4×30=120 m3/min
Q采14 =4×35=140 m3/min
(4)、按風速驗算:
按最低風速驗算,各個采煤工作麵的最低風量(Q采i)按下式進行驗算:
Q采i ≥15×S采i m3/min;
式中：Q采i－－工作麵的最低風量，m3/min;
S采i －－工作麵的平均斷麵，ｍ２
15－－工作麵的最低風速，m/min;
工作麵的平均斷麵應根據各煤層的地質條件及采煤工藝及時進行驗算調整，此次按上表所反映的各煤層工作麵平均斷麵進行驗算。
Q采12下 ≥15×3.89 ＝58.4 m3/min
Q采16 ≥15×3.70 ＝55.5 m3/min
Q采17 ≥15×2.45 ＝36.8 m3/min
Q采14 ≥15×2.27 ＝34.1 m3/min
按最高風速驗算,各個采煤工作麵的最高風量(Q采i):
Q采i≤240×S采i m3/min;
式中：Q采i－工作麵的最高風量，m3/min;
S采i －工作麵的平均斷麵，ｍ２
240－工作麵的最高風速，m/min;
工作麵的平均斷麵應根據各煤層的地質條件及采煤工藝及時進行驗算調整，2003年度風量計算可按表二所反映的各煤層工作麵平均斷麵進行驗算。
Q采12下≤240×3.89 ＝933.6m3/min
Q采16 ≤240×3.7 ＝888 m3/min
Q采17 ≤240×2.45 ＝588 m3/min
Q采14 ≤240×2.27 ＝544.8m3/min
根據以上計算，各采煤工作麵需風量取值為：
Q采12下＝235 m3/min；
Q采16＝225 m3/min；
Q采17＝150 m3/min；
Q采14＝140 m3/min
礦井掘進工作麵需風量計算
各個獨立通風的掘進工作麵實際需風量,應按瓦斯或二氧化碳湧出量、炸藥用量、局部通風機實際吸風量、 風速和人數等規定要求分別進行計算,並取其中最大值。
(1) 按瓦斯湧出量計算:
Q掘i=100×q瓦掘i×K掘通i m3/min;
式中:Q掘i —第i個掘進工作麵實際需要的風量, m3/min;
q瓦掘i—第i個掘進工作麵的瓦斯絕對湧出量,m3/min;
根據2002年度礦井瓦斯等級鑒定結果，我礦各煤層掘進工作麵的瓦斯絕對湧出量分別為：
①、12煤層掘進工作麵瓦斯絕對湧出量0.174m3/min;
②、16煤層掘進工作麵瓦斯絕對湧出量0.052m3/min;
③、14煤層掘進工作麵瓦斯絕對湧出量0.091m3/min;
④、17煤層掘進工作麵瓦斯絕對湧出量0.144m3/min;
K掘通i—第i個掘進工作麵瓦斯湧出不均衡的風量係數，一般可取K掘通i=1.5-2,我礦取K掘通i=1.8。
各煤層掘進工作麵按瓦斯絕對湧出量計算實際需要風量如下：
Q12掘i=100×q瓦掘i×K掘通i, =100×0.174×1.8 =31.32m3/min
Q14掘i=100×q瓦掘i×K掘通i, =100×0.091×1.8 =18.18m3/min。
Q16掘i=100×q瓦掘i×K掘通i, =100×0.052×1.8 =9.20m3/min
Q17掘i=100×q瓦掘i×K掘通i, =100×0.144×1.8 =16.38m3/min
(2)按炸藥量計算:
Q掘i=25×Ai m3/min;
式中:Ai—第i個掘進工作麵一次爆破的最大用藥量, Kg;
趙坡煤礦各煤層掘進工作麵均是半煤岩巷道,上下材料道及中間巷巷道斷麵基本相同，以14煤掘進工作麵一次放炮最大裝藥量計算，查作業01manbetx A＝5.8kg.
開拓岩石巷道以163運輸石門一次放炮最大裝藥量計算，查作業規程A＝6kg。則
Q掘i=25×Ai＝25×5.8＝145m3/min;
Q開拓=25×Ai＝25×6＝150 m3/min;
注：局部通風機確實不能滿足開拓掘進工作麵全斷麵一次放炮的風量要求時，必須分次裝藥、分次放炮並延長爆破後通風時間（及延緩工作人員進入工作麵，作業規程中必須明確規定）。
(3)按局部通風機的實際吸風量計算:
Q掘i=Q局機i×Ii m3/min;
式中:
Q局機i—第i個掘進工作麵局部通風機的實際吸風量,應根據不同局扇，對其實際吸風量進行實際測量，來確定局扇實際效率及實際吸風量的大小。目前我礦使用KDF-11型局扇，經實際測試可取Q局機=160－180 m3/min;風量計算取 Q局機=170 m3/min;
Ii—第i個掘進工作麵同時通風的局部通風機台數。
為了防止局部通風機吸循環風, 在安裝局部通風機的巷道中,除了保證局部通風機的吸風量外,還應保證局部通風機吸入口至掘進工作麵回風巷口之間的風速不得低於0.15m/s。
按Q掘=Q局機+0.15×60×S巷 ＝170＋50＝220m3/min取值。
對於安裝在總進風巷道中的局扇，可隻考慮局扇的吸風量。對局扇群隻考慮一台局扇的巷道風速。
(4)按人數計算:
Q掘i=4×Ni m3/min;
式中:Ni—第i個掘進工作麵同時工作的最多人數,人。
掘進工作麵同時工作的最多人數應根據各掘進工作麵《作業規程》中勞動組織圖表來確定。我礦一般為8人
Q掘i=4×Ni ＝4×8＝32 m3/min;
(5)按風速進行驗算:
1).按最低風速驗算:
半煤岩、煤巷掘進工作麵:
Q煤掘≥15×S＝15×5.06＝75.9m3/min;
岩巷掘進工作麵；
Q岩≥9×S＝9×9.10＝81.9m3/min;
2).按最高風速驗算:
Q掘≤240×S＝240×5.06＝1214.4m3/min;
Q岩≤240×S＝240×9.10＝2184m3/min;
硐室需要風量計算
各個獨立通風的硐室實際需要風量，應根據不同類型的硐室分別進行計算，按經驗值配風，各硐室風量為。
Q炸藥庫=60-100,我礦取70 m3/min
Q變電所=60-80, 我礦取60 m3/min
Q其他 =40-60，我礦取40m3/min
其它巷道的需要風量(無)
礦井總需風量的計算
礦井總需進風量的計算按下列要求分別進行計算,並必須采取其中的最大值。
(1)、按井下同時工作的最多人數計算:
Q礦需=4×N×K礦通
式中:
N—井下同時工作的最多人數,人。根據統計，我礦同時入井最多人數為421人。
K礦通—礦井通風係數,一般可取1.2-1.25,我礦取1.2。
Q礦需=4×N×K礦通=4×421×1.2 =2020.8m3/min
(2) 、按采煤、掘進、硐室及其它用風地點設計需風量為：
Q礦需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K礦通,m3/min
式中:
∑Q采—采煤工作麵實際需風量的總和, m3/min

∑Q掘—掘進工作麵實際需風量的總和, m3/min
∑Q峒—硐室實際需風量的總和, m3/min
∑Q其它—礦井除了采煤、 掘進和硐室地點以外的其它井巷需要進行通風的風量總和, m3/min 。
K礦通－－礦井通風係數，我礦取 K礦通＝1.2
∑Q礦需 =(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K礦通,m3/min
＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其他）*K
＝（Q12304＋Q14304＋Q16405＋Q17404＋Q16406＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其他）*1.2
＝（1640＋730＋310＋0）*1.2＝3216m3/min。
趙坡煤礦主要通風型號為4－72－11NO.20B型，配置有變頻調速裝置，進行調節礦井總進風量，井下局部用風地點風量主要靠調節窗或風障進行調節。2004年3月份實測礦井內部漏風率為3.5％，礦井有效風量率為86.6％。
2.1.5 礦井通風設施
趙坡煤礦目前井下共有永久風門21組，永久密閉22處，臨時密閉2處。主要進回風聯絡巷之間均構築有永久正反方向風門，保證了通風係統的穩定、可靠。所有采空區均進行了永久密閉，避免了采空區跑風漏風現象。
2.1.6 掘進通風
趙坡煤礦井下共布置6個掘進工作麵，局部通風方式為壓入式,使用KDF型11KW對旋高效節能風機。各掘進工作麵供風參數如表2.4
表2.4 掘進工作麵通風參數

2.1.7 礦井主要通風機輔助裝置
礦井主要通風機型號為4－72－11NO.20B型，配套電機為YR355M-8型，功率200KW，一套運行，一套備用。並配置了變頻調速裝置，同時對主要通風機的一些附屬裝置也進行了改造。。根據2003年主要扇風機性能鑒定結果，主要通風機的運行工況點（1＃風機風量為65m3/s,風壓為1528Pa；2＃風機風量為64.1m3/s,風壓為1517Pa）均位於通風機特性為曲線峰駝值的右側。單調下降的直線段上，說明風機處於安全運行狀態。
礦井正常通風情況下，1＃主要通風機的效率為74.5％，2＃主要通風機效率為76.1％。說明風機處於較為經濟的運行狀態。
礦井反風方式為反風道反風，2003年6月15日進行了全礦井反風演習，反風操作時間為5分鍾，恢複通風操作時間為6分鍾。反風風量為2392m3/min,占當時進風量的71.4％。
3月份實測礦井外部漏風量為367m3/min，外部漏風的主要原因是主井提煤兼回風，井塔及井上卸煤點不可能完全封閉嚴密，此外風硐閘門及蓋板處有縫隙也是漏風原因之一。處理方法主要是專人負責，加強檢查、維護。
2.2 礦井通風係統存在的隱患及分析
根據礦趙坡煤通風係統的實際情況，礦井在通風係統上不存在安全隱患，但在通風係統上可能導致災害事故的因素有以下幾個方麵：
礦井總風量富裕少
礦井目前總進風量為3408m3/min，而根據風量計算，在考慮串聯通風的情況下，井下各獨立供風地點需風量為3216m3/min。按照目前井下的采掘布置，礦井總供風量略有富裕。但富裕的空間較小因此對井下通風係統要求必須穩定、可靠，否則會造成井下局部采掘工作地點供風量不足。
串聯通風
由於受地質構造的影響，采煤工作麵須補切眼，可能存在串聯通風，雖然製定了一定的串聯通風措施，但在通風管理上依然是一個潛在的隱患。
采掘接替時期總風量明顯不足
按目前礦井總供風量來看，在通風係統穩定、可靠的情況下，隻能夠基本滿足正常生產期間的風量需要，但在新老采煤工作麵接替搬家期間，會造成各采掘工作麵風量不足的現象。
東西兩翼通風阻力及風量分配不平衡
目前礦井東翼通風係統簡單，通風巷道斷麵大，風阻較小；西翼164采區受斷層影響，通風係統複雜，風阻較大；
係統調整頻繁
164采區由於受斷層影響，采區內部采掘變動大，通風係統調整頻繁，通風係統管理難度較大，可靠性降低。
聯合布置，造成漏風
12下煤與14煤，屬近距離煤層，聯合布置開采，采用沿空留巷。上層工作麵提前結束，下層工作麵滯後一段時間，上層新麵與下層老麵有一段交替時間。這樣上層新麵的進風會有部分風量經采空區進入下層老麵，造成上層新麵配風困難。
2.3 礦井通風係統隱患的治理與預防方案
對通風係統可能造成的災害，目前主要從以下幾方麵采取措施，進行預防。
2.3.1 礦井通風係統隱患的治理
加強通風設施管理
按照管理規定，完善井下通風設施，提高通風設施質量，對通風設施定期檢查維護，減少內部漏風，提高礦井有效風量率。
加強風量管理
嚴格執行礦井測風製度，定期進行全礦井測風，對通風係統有變化的地點隨時進行測風，及時調整風量；保證通風係統穩定。
合理控製風量
準備工作麵在安裝回采前,在保證備用麵的風速不低於0.25m/s，不會引起瓦斯積聚的前提下，適當控製備用工作麵的風量。
合理利用風量
在一定的條件下，可考慮合理利用現有風量。因礦井屬低瓦斯礦井，在製定安全技術措施的情況下，可考慮利用符合規定的串聯通風解決備用麵的風量問題。
2.3.2 礦井通風係統預防方案
保證礦井通風係統穩定、合理，是防止通防重大災害事故發生的前提和保障，對通風係統出現事故的預防措施主要有以下幾方麵：
主要通風機
礦井主要通風機必須保證安全可靠運行，主要通風機的通風能力要與礦井的生產能力相匹配。礦井製定專門措施，專人負責落實，定期對主要通風機及其附屬裝置進行檢查檢修、維護。並按規定進行主要通風機性能鑒定。
通風阻力
礦井通風巷道斷麵必須滿足通風需要，對因斷麵小或支護原因造成通風阻力大、風速超限的巷道要增加輔助通風巷道。要加強對主要通風巷道的修護工作，巷道嚴重失修率不得超過3％。
采掘布局
礦井進行采掘設計和采掘工作麵布置時必須從通風角度出發，杜絕不合理通風，減少串聯通風。因特殊原因確需串聯的，必須在製定嚴密的安全技術措施的情況下，方可進行施工。
通風設施
井下永久風門、調節風門、調節風窗等通風設施的構築地點、構築質量、構築數量等必須符合要求，並有專人負責，進行看管、維護，保證通風係統合理、穩定。
反風設施
礦井要專人負責，定期對礦井反風設施進行檢查維護，並按規定每年進行一次全礦井反風演習，礦井反風時間、反風風量等必須滿足《煤礦安全規程》的要求。
礦井瓦斯隱患的治理與預防方法
3.1 礦井瓦斯基本情況
3.1.1 瓦斯地質
趙坡井田地質構造複雜程度屬中等偏簡單型，即“含煤地層產狀平緩，沿走向和傾向均發育寬緩褶皺，或伴有一定數量的斷層” 。井田內含煤地層為上石炭統太原組，共含煤18層，其中可采或局部可采6層，即9煤，12下煤、14煤、15 上煤、16煤、17煤，平均總厚度5.11m。
趙坡煤礦曆年礦井瓦斯等級鑒定結果均為低瓦斯礦井，2003年鑒定瓦斯相對湧出量為0.847m3/t，絕對湧出量為0.666m3/min，二氧化碳湧出量為2.915m3/t，。井下沒有出現過高瓦斯區域和瓦斯湧出異常現象。礦井內的瓦斯湧出規律如下表3.1
表3.1 礦井內的瓦斯湧出規律
3.1.2 瓦斯事故
礦井在瓦斯管理上製定了嚴格的瓦斯管理製度，所有采掘工作麵每班檢查次數不少於2次。對工作麵隅角等易積聚瓦斯的局部地點進行重點檢查，所有機電硐室均納入正常檢查範圍。井下所有采空區及廢棄巷道均進行了永久封閉，臨時停風地點均打設了柵欄，揭示警標。各采掘地點的放炮員和班隊長均配備了便攜式瓦斯報警儀，采煤工作麵溜子尾（隅角）懸掛便攜式瓦斯報警儀。所有采掘工作麵及串聯通風地點均安設了瓦斯報警斷電儀。所以，礦井自投產以來沒有出現過任何瓦斯事故。
3.1.3 瓦斯事故隱患
趙坡煤礦曆年礦井瓦斯等級鑒定結果均為低瓦斯礦井，2003年鑒定瓦斯相對湧出量0.847m3/t，絕對湧出量為0.666m3/min，二氧化碳湧出量為2.915m3/t，。井下沒有出現過高瓦斯區域和瓦斯湧出異常現象，也沒有出現過瓦斯超限及排放瓦斯事故。不存在瓦斯超限引起爆炸事故隱患。但如果個別盲巷如管理不善有出現缺氧窒息的可能。因此，所有長期不通風的巷道均進行了永久密閉，臨時停風地點均打設柵欄，揭示警標，禁止人員入內，並安排專門人員進行檢查維護。
3.1.4 安全監控
趙坡煤礦為低瓦斯礦井，井下采掘工作麵及串聯通風安裝AK-201B型瓦斯報警斷電儀，目前井下安裝使用瓦斯報警斷電儀主機12台，傳感器22台；備用瓦斯報警斷電儀主機3台，傳感器6台。計劃2005年上半年完善礦井安全監控係統。
3.1.5 儀器儀表
趙坡煤礦通風安全儀器儀表配置情況如表3.1
表3.1 通風安全儀器儀表配置情況表

3.2 礦井瓦斯隱患及分析
3.2.1 采掘工作麵、隅角瓦斯超限
趙坡煤礦井下采掘工作麵沒有出現過瓦斯超限現象，但如果因采掘工作麵風量不足，無風或微風作業，也有可能導致瓦斯積聚；
工作麵隅角回撤不及時，過於滯後，風流不暢，造成局部瓦斯積聚。特別是17煤工作麵溜子尾處曾出現過瓦斯達到0.9－1％的現象。
3.2.2 巷道貫通期間的瓦斯管理
井下掘進巷道與老空區或長期停風地點貫通時，老空區或長期停風地點可能有瓦斯積聚，貫通期間如采取措施不當，可能造成瓦斯事故。
3.2.3 停風巷道和盲巷的管理
井下停風巷道和盲巷如管理不及時，人員誤入，可能會造成人員缺氧窒息或中毒等瓦斯事故。在16202工作麵曾發生過類似事故。
3.2.4 恢複通風或啟封巷道
井下長期停風地點恢複通風或啟封巷道時，如不采取措施，嚴格按規定執行，可能造成瓦斯事故。

3.3 礦井瓦斯隱患的治理與預防方案
3.3.1 礦井瓦斯隱患的治理措施
加強瓦斯檢查，嚴格執行瓦斯管理製度
對井下所有采掘活動地點和硐室，都應按規定設置瓦斯檢查點，納入瓦斯檢查範圍，檢查次數符合規定。
嚴格執行瓦斯巡回檢查製度，瓦斯檢查員班中彙報製度、月度瓦斯檢查點設置計劃審批製度等一係列瓦斯檢查製度，徹底杜絕空班漏檢，確保瓦斯檢查的真實性。
采掘工作麵、隅角瓦斯必須重點檢查，采掘工作麵無風、微風或瓦斯超限時嚴禁作業。
放炮時必須嚴格執行“一炮三檢”製度。
加強巷道貫通管理
巷道貫通期間必須編製安全技術措施，並嚴格執行。貫通期間除保證通風係統及時調整外。必須加強瓦斯管理，對停風地點必須先恢複通風，在被貫通地點瓦斯不超限的情況下方可貫通。與老空區貫通時必須先探明貫通點老空區側的瓦斯情況，采取可靠措施進行貫通。
加強盲巷管理
對臨時停風地點必須由通風部門及時打設柵欄，揭示警標，並按規定檢查柵欄前的瓦斯。對長期停風地點或廢棄巷道必須及時進行封閉。
加強恢複通風或啟封巷道管理
對停風地點恢複通風或啟封巷道時，必須編製安全技術措施，並在救護隊的監護下進行。
強化儀器裝備的使用、維修、校驗
井下所有采掘地點必須按規定安設甲烷斷電儀，其安裝位置和斷電範圍必須符合規定,靈敏可靠,使用正常。掘進工作麵和采煤工作麵溜子尾必須懸掛便攜式瓦檢儀，放炮員必須隨身攜帶便攜式瓦檢儀。
3.3.2 礦井瓦斯預防方案
據統計分析，在起瓦斯爆炸事故的原因中，有違章作業、違章指揮等現場管理因素；有安全技術措施不完善、不落實，安全技術管理水平不高等技術管理因素。從瓦斯爆炸事故發生的地點看，絕大多數發生在采煤工作麵和掘進工作麵。從引爆火源看，以爆破火源引燃居多，其次為失爆、撞擊、和摩擦火花等。因此，瓦斯事故的預防要從加強現場安全管理，加強安全技術管理入手，以采掘工作麵為管理重點，以防止瓦斯超限、積聚，防止引爆火源存在為預防根本，采取綜合防治措施。
防止瓦斯積聚的措施
1) 建立獨立穩定的通風係統，在采區設計時要有合理的通風係統設計，杜絕不合理的串聯通風。
2) 保證采掘工作麵的風量，所有沒有封閉的巷道、采掘工作麵、硐室必須保持足以稀釋瓦斯到規定界限的風量和風速，使瓦斯沒有積聚的條件。
3) 通風係統要穩定、可靠。保證通風設施齊全、位置合理、完好無損，始終處於正常使用狀態。
4) 嚴格瓦斯檢查製度，要堅持瓦斯巡回檢查製度、杜絕空班漏檢、假檢現象。
5) 消滅超過6m的擴散通風，防止瓦斯積聚；獨頭巷道施工臨時停工不得停風。
6) 加強盲巷管理，不通風的巷道和采空區應及時封閉、打柵欄、設置警標。
7) 風筒距迎頭的距離和巷道的風速必須符合《煤礦安全規程》規定。
8) 局部通風實行風電瓦斯閉鎖，配齊局扇管理人員，確保局扇的正常運轉，停風恢複送電時，必須先檢查瓦斯，符合規定後方可送電。
9) 采掘工作麵必須安設瓦斯報警斷電裝置，保證能夠正常使用。
10) 瓦斯檢測儀器儀表應定期校驗、檢查，保證使用的可靠性。
及時處理瓦斯積聚
停風巷道恢複通風前，必須先檢查巷道內的瓦斯情況，當瓦斯超限時必須製定瓦斯排放措施，專人負責指揮排放。當某一地點出現局部瓦斯積聚時，要采取有效措施及時安全地處理局部瓦斯積聚。
防止瓦斯引爆火源的措施
1) 加強管理，提高防火意識。嚴禁攜帶煙草、點火物品和穿化纖衣服下井；井下嚴禁使用燈泡和電爐取暖；沒有可靠措施，不得從事電焊、氣焊、和噴燈焊接等工作；井口房、扇風機房周圍20米範圍內禁止有明火；礦燈發放前應保證完好，在井下使用時嚴禁敲打、撞擊，發生故障嚴禁拆卸；新工人入井前，必須進行防火防爆的安全教育，提高他們的安全意識。
2) 防止放炮火源。采掘工作麵炮破必須使用取得產品許可證的雷管和炸藥，使用合格的放炮器、放炮母線進行放炮，井下放炮工作必須有專職放炮員擔任，必須執行“一炮三檢”製度，嚴禁放明炮、糊炮。
3) 防止電器火源和靜電火源。井下電器設備的選用必須符合《煤礦01manbetx 》的規定；井下嚴禁帶電檢修、搬遷電器設備；防爆設備入井前必須進行防爆檢查；井下電器設備的“三大保護”應完好，動作可靠；井下應采取有效措施，防止雜散電流。
4) 防止摩擦和撞擊火花。

4 礦井煤塵隱患的治理與預防方法
4.1 礦井煤塵的基本情況
4.1.1 煤塵爆炸特性、防爆隔爆技術措施
根據撫順煤研所鑒定，趙坡煤礦各煤層煤塵爆炸性為：12下煤分析基揮發份為34.11%，可燃基揮發份為43.60%。煤塵爆炸性指數為43.60%；14煤分析基揮發份為44.61%，可燃基揮發份為51.18%。煤塵爆炸性指數為51.18%；16煤分析基揮發份為40.67%，可燃基揮發份為46.07%。煤塵爆炸性指數為46.07%；17煤分析基揮發份為41.77%，可燃基揮發份為48.60%，煤塵爆炸性指數為48.60%；各煤層均有爆炸危險性。
目前趙坡煤礦采區的隔爆措施主要為在井下各水平、采區、工作麵的進回風巷道安設隔爆水棚。安設地點及數量如表4.1
4.1.2 粉塵監測與除塵
趙坡煤礦設有專門防塵管理機構，配有專職測塵人員，經山東省粉塵監測中心培訓，取得上崗操作資格證。礦井全塵及呼吸性粉塵均定期進行檢測，並與中國 礦業大學通風實驗室合作，定期進行粉塵理化特性及遊離二氧化矽含量的測定。
井下使用炮采炮掘、人工攉煤，采掘工作麵主要使用灑水降塵、放炮及攉煤前灑水降塵、放炮使用水炮泥、放炮時噴霧降塵。各轉載點安設噴霧降塵；各通風巷道按規定安設風流淨化水幕；各類巷道要定期進行清掃、衝刷，防止煤塵堆積。采掘工作麵配風必須合理，滿足通風防塵的需要，及時排除浮塵，防止煤塵飛揚。
4.1.3 測塵儀器
礦井現有測塵儀器兩台，型號為AFQ－20A，另配有分析天平、烘幹箱等配台儀器。
4.1.4 防塵係統
防塵管路
趙坡煤礦建有完善的防塵係統，地麵有儲水量200立方米的靜壓水池一個，井下現有防塵供水管路約19000米，主防塵管路為Ф108mm鋼管，分支管路為Ф54mm鋼管，工作麵內防塵管路為高壓軟管。皮帶機道每50 米、其它巷道每100米安設一個三通閥門，管路上的每個分支管路必須 安設閥門。

4.1.4.1轉載點噴轉載點噴霧 井下所有轉載點均設置噴霧裝置，設置2～3個噴嘴，對準轉載落煤位置，在溜子司機、皮帶機司機便於操作的地點設一閥門控製此噴嘴的啟閉。
風流淨化
井下主要進回風巷、掘進中的巷道、采煤工作麵上、下材料道，當巷道長度不足200米至少設置1道淨化水幕，當巷道長度超 過200米時至少設置2道淨化水幕。采煤工作麵上、下材料道要求有1道淨化水幕距溜子尾不超過60米。采區內所有皮帶巷中，每部皮帶的後部(距離皮帶尾50～100米)設置1道淨化水 幕。溜煤眼下方應設置封閉噴霧裝置，每一側麵應安裝2—3個噴嘴，方向朝向落煤起塵處。溜煤眼上方運輸溜子頭應設置一處噴霧裝置，設2—3個噴嘴，噴霧應覆蓋 溜煤眼全斷麵。運輸溜子中部應設置2道淨化水幕，距溜子頭20米設置1道固定淨化水恭，距采煤工作麵溜子頭25米設置1道移動淨化水幕，隨工作麵推移向前移動。 當運輸溜子長度不足40米時，隻保留1道移動水幕。
對拉工作麵生產溜子頭各設置1處噴霧裝置，分別安設2～3個噴嘴， 對準落煤地點。
掘進工作麵按設兩道淨化水幕，第一道淨化水幕距開門點80—100米， 第二道安設聲控自動噴霧灑水裝置，並隨工作麵的 推進向前挪移，且要求距迎頭的距離不超過60米一80米。由於礦井開采煤層為薄煤層，受客觀條件的製約，各煤層不能使用煤層注水措施。
4.1.5 是否發生煤塵爆炸事故
趙坡煤礦由於采區的防塵措施落實到位，檢查監督有力。礦井自投產來沒有發生煤塵事故。

4.2 礦井煤塵隱患及分析
趙坡煤礦4個可采煤層均是薄煤層，煤層注水不可行。因此礦井防塵以被動防塵為主，防塵措施主要采用風流淨化、轉載點噴霧、裝煤岩灑水、衝刷清掃巷道、放炮時用水炮泥等。從粉塵產生的各個環節和每個環節的防塵效果來看，可能造成煤塵飛揚、導致煤塵災害事故的因素主要存在於以下地點。
采煤工作麵煤塵飛揚
《煤礦01manbetx 》規定，炮采工作麵應采用濕式打眼，放炮前後衝洗煤壁，放炮時應噴霧降塵，出煤時灑水。但由於受回采工藝和客觀條件的限製，炮采工作麵防塵很難達到預想的效果，且工作麵出煤時產塵集中、產塵量大，造成工作麵煤塵飛揚，易引發煤塵爆炸事故。
溜子道煤塵堆積
從煤的運輸環節來看，工作麵溜子道屬初始環節，煤質幹燥，轉載時煤塵易在溜子道前後飛揚、堆積，如防塵效果不好，淨化、衝刷不及時，易引發煤塵爆炸事故。

4.3 礦井煤塵隱患的治理與預防方案
4.3.1 礦井煤塵隱患的治理
工作麵合理配風
工作麵配風除滿足治理瓦斯等因素需要外，歡迎從防塵角度考慮，保證工作麵風速合理，既能帶走浮塵，又不會造成煤塵飛揚，工作麵風速以1－2m/s為宜。
溜子道風流淨化和定期除塵
采煤工作麵溜子道內應安設淨化水幕不少於3道，溜子頭轉載點前5米處安設淨化水幕不少於1道，溜子道內各轉載點必須安設轉載點噴霧。淨化水幕和轉載點噴霧必須霧化良好，使用正常。溜子道內應經常衝刷巷幫，清掃積塵。
4.3.2 礦井煤塵事故預防方案
從煤塵爆炸的條件看，我礦煤塵均具有爆炸危險性，因此防止煤塵爆炸事故隻能從防止煤塵飛揚、堆積，防止引爆火源存在兩方麵著手進行綜合防治。
防止煤塵飛揚、堆積措施
1) 堅持濕式打眼。采掘工作麵使用濕式打眼，將煤粉濕潤從炮眼內衝洗出來，從而達到降塵目的。
2) 使用水炮泥。采掘工作麵放炮時炮眼中必須裝填水炮泥，放炮後因水受高溫霧化而起到降塵、降溫、淨化空氣等綜合作用。
3) 通風除塵。用風地點的配風量要符合要求，以便稀釋和排除工作地點懸浮粉塵，風速不能超過規定，以免引起煤塵飛揚。
4) 噴霧灑水，采掘工作麵回風巷、各轉載點均按《煤礦01manbetx 》要求安裝噴霧灑水設施，並堅持正常使用。掘進頭在爆破前衝洗岩幫，放炮後立即進行噴霧灑水，裝車前要向岩堆或煤堆上灑水。
5) 定期清洗、衝刷巷道中的積塵，徹底清除煤塵爆炸的物質基礎。
6) 進一步完善防塵係統，加強監管力度，嚴格執行防塵製度。
7) 嚴格按《煤礦01manbetx 》規定安設隔爆設施，防止災害事故擴大。
引爆煤塵的高溫火源與引爆瓦斯的高溫火源類似，以放炮火源為主，其次是失爆、摩擦和撞擊火源，方治方法同瓦斯爆炸火源防治方法。

5 礦井火災隱患的治理與預防
5.1 礦井外因火災的治理與預防方法
5.1.1 礦井外因火災隱患分析
可能導致礦井外因火災的因素主要有：
①、 采掘工作麵由於放炮不符合規定，產生爆破火焰，可能引起火災；
②、 皮帶機道因溢煤淤塞，皮帶機頭或皮帶打滑沒有及時處理引起火花，可能引起火災；
③、 不及時更換防爆性能差及失爆的電器，一旦發生電器故障可能引起火災；
④、 各種綜合保護措施失靈，接地係統不符合規定，當發生短路故障時不能立即切斷電源，易引起火災；
⑤、 井下從事電氣焊不按措施執行，不留監護人，殘留火種不清除，易發生火災；
⑥、 井下動力照明等輸電電路，由於絕緣老化，機械外傷，保護失靈等方麵的原因，使電纜短路產生火花，可能引起火災；
⑦、 采掘工作麵由於放炮不符合規定，產生爆破火焰，可能引起火災；
⑧、 井下明火而引起火災。
5.1.2 礦井外因火災的治理與預防措施
預防外因火災關鍵在於加強管理，嚴格遵守《煤礦安全規程》的有關規定，並采取以下措施：
①、 井口房和通風機房附近20米範圍內，不得出現明火；
②、 井下消防管路應齊全，膠帶輸送機巷每隔50米設置一個三通閘閥，其它巷道每隔100米設置一個三通閘閥；
③、 井筒、井底車場、機電硐室、膠帶運輸機頭前後兩側各20m巷道範圍內，必須用不燃性材料支護；
④、 井下高壓、低壓設備接地保護齊全，形成係統；整個供電係統設計合理，防止電器設備過載運行，高壓、低壓防爆開關使用過流保護裝置。
⑤、 井下從事電氣焊及噴燈焊接等工作時必須製定嚴格的安全措施；
⑥、 井下使用的變壓器油、潤滑油、棉紗、布頭等，必須存放在蓋嚴的鐵桶內，嚴禁亂扔亂放；
⑦、 杜絕不正確的爆破作業所形成的爆破火焰；
⑧、 井下所有電器設備必須選用防爆型，並且在使用時一定要達到防爆要求；井下電器設備嚴格執行檢修製度、維護製度，杜絕長期帶病運轉；
⑨、 在井下適當位置設置消防材料庫，並存放充足的消防器材和滅火工具；井下中央變電所、采區變電所和其它機電硐室，應備有滅火沙箱，滅火器和一定數量的其它消防材料。
⑩、 嚴格入井驗身製度，嚴禁攜帶煙草和點火物品下井。

5.2 礦井內因火災的治理與預防方法
5.2.1 礦井內因火災的基本情況
自然發火傾向性
根據撫順煤研所鑒定結果，本礦各煤層揮發分均大於32.76%,都具有不同程度的自燃發火傾向性，自然發火期為6～9個月。但礦井沒有發生過自然發火事故,也沒有出現過自然發火跡象。
防滅火設備
盡管趙坡煤礦井下沒有發生過自然發火現象，但為以防萬一，井下消防材料庫配有足夠的防滅火器材，如表5.1
表5.1 消防器材庫器材配備表

5.2.2 礦井內因火災隱患及分析
趙坡煤礦可能引起內因火災的因素有：
①、采煤工作麵均不同程度地存在浮煤遺留現象，易形成自燃條件，發生煤炭自燃。
②、采煤工作麵的兩道一線，即材料道、溜子道、停采線煤壁已壓酥或遺留浮煤，具備供氧條件，易發生自燃。
③、采用煤柱護巷、不完全沿空送巷時，遺留煤柱較多，礦山壓力將煤柱壓裂，如通風不良，易形成自燃條件，發生火災。
5.3 礦井內因火災的治理與預防方案
5.3.1 礦井內因火災的治理措施
①、 采區設己時應考慮防止自然發火的因素，采用無煤柱開采方法，減少煤柱留設。
②、 采區內消防管路必須安設齊全，並按規定留設三通閥門。
③、 加快工作麵回采速度，加強對工作麵浮煤的清理工作，工作麵不留頂底煤；采空區內浮煤、木料等必須回收幹淨。
④、 回采工作麵結束後，及時進行封閉，減少采空區跑風漏風。
5.3.2 礦井內因火災的預防方案
本礦各煤層都具有不同程度的自燃發火危險，發火期為6～9個月，雖然未發生過自燃火災事故，但內因火災仍是威脅礦井安全生產的災害之一。
可能發生內因火災的地點
1) 采煤工作麵均不同程度地存在浮煤遺留現象，易形成自燃條件，發生煤炭自燃。
2) 采煤工作麵的兩道一線，即材料道、溜子道、停采線煤壁已壓酥或遺留浮煤，具備供氧條件，易發生自燃。
3) 采用煤柱護巷、不完全沿空送巷時，遺留煤柱較多，礦山壓力將煤柱壓裂，如通風不良，易形成自燃條件，發生火災。
內因火災的預防措施
1) 開拓布局要合理，開拓方案中充分考慮有利於通風，調壓等措施的實施，回采巷道布置盡可能采用無煤柱護巷方式；
2) 努力做到不留浮煤，不準留頂底煤，杜絕非正規采煤方法；
3) 加快回采工作麵推進速度，使采空區自燃源難以形成，兩材料道、溜子道支架回收幹淨；
4) 及時密封采空區和廢棄的巷道；
5) 各采掘工作麵通風設施要合理布置；
6）在工作麵停采線附近，噴灑阻化劑；嚴格控製煤體升溫事故，發現異常現象及時處理。
6 礦井3年通防規劃
6.1 通防治理目標及實施步驟
6.1.1 通防治理目標
趙坡煤礦目前有兩個開采水平，第一水平為-230m,第二水平為-300m，2002年期末礦井可采儲量為1484.6萬噸，按核定生產能力50萬噸／年計算，礦井服務年限為22.84年。
根據礦井服務年限及礦井投產以來的通防管理狀況，近3年礦井通風管理目標就是杜絕礦井“一通三防”各類事故，為確保礦井安全生產。
6.1.2 通防重大災害治理實施步驟
趙坡煤礦存在火、瓦斯、煤塵等自然災害影響，雖然各種災害的安全威脅程度相對較小，單為了實現礦井“一通三防”無事故的治理目標，仍需在通防管理上采取以下步驟進行逐步強化治理。
6.1.2.1 完善管理體係
結合礦井以前的通防管理經驗，進一步完善礦井防災抗災安全管理體係，完善通防災害防治的安全管理機構，進一步明確各級領導、各部門的通防安全崗位責任製，完善災害防治的管理製度，建立健全通防安全技術管理手段到位，災害防治措施落實有力。並且礦井製定有詳細的災害預防和處理計劃。
6.1.2.2 完善通風係統
礦井通風能力在正常生產期間，能滿足安全生產需要。主要通風機及其附屬設施裝備齊全，性能穩定，運轉正常。礦井通風網絡簡單，係統阻力較小，屬通風容易礦井。但在今後時期應保證井上下各類通風設施構築齊全、完善，保證通風係統穩定，巷道貫通、串聯通風等要製定有嚴格的安全技術措施，從係統上能夠保證礦井的安全生產。
根據礦井近3年開拓開采布局，需要建立、調整、完善的通風係統有163采區通風係統，162采區17煤通風係統。
6.1.2.3 礦井瓦斯管理
礦井瓦斯相對湧出量為0.666m3/min，湧出量較小，屬低瓦斯礦井。井下不存在高瓦斯區域，沒有出現過瓦斯湧出異常現象。但礦井應進一步完善的瓦斯管理製度、瓦斯巡回檢查和請示報告製度，瓦檢員班中回報製度能夠嚴格落實。瓦斯檢查檢測設備配置齊全，井下所有采掘工作麵均安設瓦斯報警斷電儀，便攜式瓦斯報警儀必須能夠保證正常使用。礦井應盡快安裝完善安全監測監控係統，實現人工檢查與安全監測的有效結合，在瓦斯管理上形成嚴密的檢查監控網絡。
6.1.2.4 礦井防塵管理
礦井防塵係統要進一步完善，井下所有在用巷道均應按規定安設防塵管路,並按規定留設三通閥門,淨化水幕轉載點噴霧等各類防塵設施安設齊全。掘進工作麵必須實施濕式打眼和出煤（矸）灑水降塵，放炮必須使用高壓遠程放炮噴霧裝置。井下所有采掘工作麵均應按規定安設隔爆設施。礦井建立健全防塵管理製度，並建立嚴格的監管機製。
6.1.2.5 其他
在今後的通防管理工作中應注意：
1) 在采掘布局上要考慮通風係統的合理性、穩定性。
2) 礦井通風方式屬中央並列式，要加強主要進回風巷之間聯絡巷通風設施的管理，防止風流短路，保證係統的穩定。
3) 在回采工作麵搬家期間，應合理安排，保證各工作地點風量能滿足要求。
4) 礦井應根據實際通風能力，合理安排采掘工作麵的數量及產量，不超通風能力生產。
5) 瓦斯管理上應加強局部瓦斯的管理，防止出現局部瓦斯超限，造成瓦斯事故。
6) 礦井煤塵具有較大爆炸危險性，對主要產塵地點要加強防塵管理。

6.2 礦井通防治理規劃
2004年～2007年礦井通防治理規劃如下表6.1
表6.1 2004年～2007礦井通防治理規劃表

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