某某煤矿通防与水害重特大灾害治理与预防方案
山东丰源煤电股份有限公司赵坡煤矿
通防与水害重特大灾害治理与预防方案编审人员
矿 长 XXX
总工程师 XXX
安全矿长 XXX
生产矿长 XXX
机电矿长 XXX
副总工程师 XXX
副总工程师 XXX
通防科科长 XXX
技术科主任工程师 XXX
机电科科长 XXX
机电科主任工程师 XXX
安全科科长 XXX
计划科科长 XXX
目 录
第一部分 水害重特大灾害治理与预防方案 7
1 矿井概况 7
1.1 矿井位置、范围 7
1.2 矿井建投时间 7
1.3 矿井主采煤层 7
1.4 设计、核定生产能力、实际产量 8
1.5 资源储量 8
1.6 矿井开拓开采 9
2 矿井地质及水文地质 10
2.1 矿井地质 10
2.1.1地层与含煤地层 10
2.1.2 构造 11
2.1.3 岩浆岩、岩溶陷落柱 14
2.2 矿井水文地质 14
2.2.1 地表水系 14
2.2.2 含水层与隔水层 15
2.2.3 断层的导水性 19
2.2.4 含水层间的水力联系 20
2.2.5 相邻矿井生产对本矿井的影响 23
3 矿井充水因素 24
4 矿井涌水特征 31
4.1 历年涌水量及其变化 31
4.2 矿井涌水的来源及构成 32
4.3 各充水因素的水力联系 32
4.3.1 老空水 32
4.3.2 煤层顶板水害情况 33
4.3.3 煤层底板水害情况 33
5 矿井水害特征分析 34
5.1 历史突水资料的统计分析 34
5.2 矿井水害隐患分析 35
5.3 矿井水害防治思路途径及可行性分析 35
6 矿井防治水措施及其有效性分析 36
6.1 矿井排水系统 36
6.2 矿井防水（隔离）设施及其可靠性分析 36
6.3 矿井各种隔离煤柱 36
6.4 其他防治水措施 37
6.5 有关防治水方面进行的科学研究 37
7 矿井重特大水害隐患的治理与预防技术措施 38
7.1 目前存在的重大水害隐患类别、危险程度 38
7.2 采取的主要治理与预防措施 39
8 矿井重特大水害治理与预防方案（规划） 42
8.1 地表水系预防 42
8.2 主要含水层水预防 42
8.3 断层导水预防 44
8.4 封闭不良钻孔预防 44
8.5 相邻矿井水预防 44
8.6 本矿采空区积水预防 44
9 附图资料 45
第二部分 通防重特大灾害治理与预防方案 46
1 矿井基本情况 46
1.1 矿井地理位置 46
1.2 地形地貌 46
1.3 矿井开拓开采 46
1.4 矿井核定通风能力 46
1.5 矿井通风系统 47
1.6 矿井瓦斯、煤尘、自然发火 47
2 矿井通风系统隐患的治理与预防方法 48
2.1 矿井通风系统的基本情况 48
2.1.1 矿井通风方式和方法 48
2.1.2 矿井通风网络 48
2.1.3 矿井通风系统阻力 49
2.1.4 矿井风量 49
2.1.5 矿井通风设施 56
2.1.6 掘进通风 56
2.1.7 矿井主要通风机辅助装置 56
2.2 矿井通风系统存在的隐患及分析 57
2.3 矿井通风系统隐患的治理与预防方案 59
2.3.1 矿井通风系统隐患的治理 59
2.3.2 矿井通风系统预防方案 59
3 矿井瓦斯隐患的治理与预防方法 61
3.1 矿井瓦斯基本情况 61
3.1.1 瓦斯地质 61
3.1.2 瓦斯事故 61
3.1.3 瓦斯事故隐患 62
3.1.4 安全监控 62
3.1.5 仪器仪表 62
3.2 矿井瓦斯隐患及分析 63
3.3 矿井瓦斯隐患的治理与预防方案 64
3.3.1 矿井瓦斯隐患的治理措施 64
3.3.2 矿井瓦斯预防方案 64
4 矿井煤尘隐患的治理与预防方法 67
4.1 矿井煤尘的基本情况 67
4.1.1 煤尘爆炸特性、防爆隔爆技术措施 67
4.1.2 粉尘监测与除尘 67
4.1.3 测尘仪器 67
4.1.4 防尘系统 67
4.1.5 是否发生煤尘爆炸事故 69
4.2 矿井煤尘隐患及分析 70
4.3 矿井煤尘隐患的治理与预防方案 71
4.3.1 矿井煤尘隐患的治理 71
4.3.2 矿井煤尘事故预防方案 71
5 矿井火灾隐患的治理与预防 72
5.1 矿井外因火灾的治理与预防方法 72
5.1.1 矿井外因火灾隐患分析 72
5.1.2 矿井外因火灾的治理与预防措施 72
5.2 矿井内因火灾的治理与预防方法 74
5.2.1 矿井内因火灾的基本情况 74
5.2.2 矿井内因火灾隐患及分析 75
5.3 矿井内因火灾的治理与预防方案 76
5.3.1 矿井内因火灾的治理措施 76
5.3.2 矿井内因火灾的预防方案 76
6 矿井3年通防规划 77
6.1 通防治理目标及实施步骤 77
6.1.1 通防治理目标 77
6.1.2 通防重大灾害治理实施步骤 77
6.2 矿井通防治理规划 79
7 附图纸资料 80
第一部分 水害重特大灾害治理与预防方案
1 矿井概况
1.1 矿井位置、范围
赵坡煤矿位于山东省滕州市级索镇境内，处于滕州市的正西方。矿井距市区约15KM，矿井东临京沪铁路，距滕州火车站约14KM；公路四通八达，可直达滕州市、邹城市、济宁市、微山县城；西南方向距留庄港约8KM，可全年通航百吨船只，经京杭运河向北可达济宁、嘉祥及河北省南部一些县市，向南可达江浙沪一带。主、副井井口的地理坐标为X＝3881950，Y＝20500048。井田东部以武所屯逆断层为界,与武所屯生建煤矿为邻；西部以第27勘探线为界，与留庄煤业有限责任公司为邻；北部以17-1、19-4、22、23-2、25-3、7号钻孔连线垂直下切为界，与金达煤炭有限责任公司为邻；南部以张坡正断层为界。井田东西走向长4.4公里，南北宽1.4公里，井田面积6.1014 k2m。
1.2 矿井建投时间
矿井于1984年10月6日开始建设，1991年10月转入试生产阶段，1994年12月28日正式投入生产。
1.3 矿井主采煤层
本井田的含煤地层为上石炭统太原组，共含煤18层，其中可采或局部可采6层，即9煤，12下煤、14煤、15 上煤、16煤、17煤，平均总厚度5.11m。
矿井主采煤层为12下煤、14煤、16煤、17煤。
12下煤：12 下煤位于太原组中上部八灰之上，煤层平均厚度1.20m。下与煤14间隔一层平均厚度在2.47m左右的八灰，为稳定型全区可采煤层。含0～2层夹矸，煤层顶板多为砂质泥岩、粉砂岩、偶尔为泥岩。底板为八灰，平均厚度2.47m。
14煤：14煤位于太原组八灰之下，煤层平均厚度0.69m。上与12下煤间隔一层平均厚度在2.47m左右的八灰，本煤层为极不稳定型局部可采煤层。老顶为八灰，平均厚度2.47m。底板多为泥岩、细砂岩。
16煤：16煤位于太原组十下灰之下，平均厚度1.17m。本煤层为稳定型全区可采煤层。老顶为十下灰，平均厚度4.84m，底板多为泥岩和砂质泥岩。
17煤：17煤位于太原组十一灰之下，煤层平均厚度0.75m。上与16煤平均间距7.14m。，下距本溪组十二灰平均间距24.16m，本煤层为不稳定型局部可采煤层，直接顶板为十一灰，平均厚度0.63m，底板多为泥岩、细砂岩和中砂岩。
1.4 设计、核定生产能力、实际产量
矿井设计生产能力30万吨／年。
2003年矿井生产能力核定时自核生产能力为75万吨／年，最终省煤炭工业局核定生产能力为55万吨／年。
矿井实际产量：2001年77.16万吨／年，2002年78.43万吨／年，2003年54万吨／年。
1.5 资源储量
全矿井共获得累计探明地质储量3465.7万吨，其中矿井动用储量353.6万吨，期末保有地质储量3112.1万吨，期末保有工业储量2291.7万吨（表1-5－1）。在矿井动用的353.6万吨储量中：采出306.7万吨，损失46.9万吨，回采率86.7％。在期未保有的3112.1万吨地质储量中：暂不能利用储量820.4万吨，能利用储量2291.7万吨，其中工业储量等于能利用储量，即2291.7万吨，有效工业储量1944.3万吨（表1－5－2）。
各类永久性保护煤柱347.4万吨，约占矿井工业储量的15.2％，全矿井有效工业储量1944.3万吨，占矿井工业储量的84.8％，其中设计损失291.7万吨，矿井可采煤量1652.6万吨。
截止2003年底保有地质储量2789.8万吨，工业储量2002.5万吨，有效工业储量1654.8万吨，可采储量1406.6万吨。
1.6 矿井开拓开采
矿井采用立井开拓，中央并列式通风，副井进风，主井回风；煤层开采顺序先上后下，近距离煤层群分组联合布置，上下山开采。上山采区区段前进式，下山采区区段后退式，区段内后退式回采。
采煤方法：采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。
矿井现有两个生产水平，一水平为-230m、二水平为-270m。
矿井设计服务年限64.7年，剩余服务年限18.3年。
2 矿井地质及水文地质
2.1 矿井地质
2.1.1地层与含煤地层
本井田的含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组，煤系基底为中奥陶统石灰岩，煤系上覆地层为上侏罗统蒙阴组砂砾岩和第四系松散沉积物。井田地层系统自上而下分别为：第四系（Q）、侏罗系（J）、石炭系（C）和奥陶系（O）。由新到老分述如下：
第四系（Q）：厚度为42.48（17--1号孔）~82.33m（17号孔），平均厚度63.69m，由粘土、砂质粘土、粘土质砂和砂层组成。中上部砂层较发育，以中细砂岩为主，粘土含量较低，砂层连续性较好；中下部以粘土、砂质粘土为主，局部发育粉砂、细砂透镜体；底部多为粘土和砂质粘土，井田东南部则相变为细砂层。井田内第四系由东而西逐渐增厚，与下伏侏罗系呈角度不整合接触。
侏罗系（J）：侏罗系上统（J3）蒙阴组，最小残留厚度68.09m，最大残留厚度193.86m，平均残留厚度129.31m，井田内残留地层由东南部向西北部逐渐增厚。由紫红色粉砂岩、细砂岩、砾岩和砂质泥岩等组成，砾岩分为上、下二层。第一层砾岩位于本组底部，砾岩成分以石英岩、石灰岩为主，含有大量砂及粉砂，园化度低，一般钙质胶结，砾径一般在2~5cm；第二层砾岩位于第一层砾岩之上，两者间隔一层平均厚度在10m左右的紫红色细砂岩，砾石成分以石英岩、石灰岩为主，夹有紫红色粉、细砂岩，泥质胶结，砾径一般在5~8cm，分选性差，磨圆度低；第二层砾岩之上为紫红色、红色粉砂岩；在井田西北部残留厚度较大的钻孔中，可见其顶部灰色、灰绿色粉砂岩及中、细粒砂岩互层。蒙阴组与上覆第四系、下伏二叠系均呈角度不整合接触。
二叠系（P）：二叠系下统山西组（P11）仅在井田西北部的4个钻孔（91、 23-13、25、25-3号孔）内尚有残留，最大残留厚度15.54m（25-3号孔），由厚层状砂岩、粉砂岩组成。砂岩中常含有大量粉砂质泥岩包体，具混蚀状、波状层理及斜层理。
石炭统（C）：包括中石统（C2）本溪组和上石炭统（C3）太原组。太原组（C3t）是本井田内被保留下来的含煤层组，厚度163.73~179.56m，平均厚度169.44m。自建井、投产以来，本矿一直开采太原组煤12下、煤14及煤16。受后期剥蚀影响，井田内的本组地层仅在个别钻孔内保留齐全。上侏罗统剥蚀面一般距三灰顶面尚有十余米，剥蚀面距三灰顶面的最小值区出现在17-1号孔至19-4号孔一带；太原组共含薄层灰岩12层，多位于泥岩之下，常构成煤层顶板。其中第三、五、八、九、十上和十下层石灰岩最为稳定,为本井田的主要标志层；第七上、十一层石灰岩较为稳定；第四、六、七下层石灰岩则不稳定。共含煤18层，其中可采或局部可采者6层（煤9、煤12下、煤14、煤15上、煤16、煤17）。太原组的主要沉积特点是：薄煤层、薄层石灰岩与深灰色泥质岩交替出现，沉积旋回结构较为明显，韵律清楚，标志层显著，各煤层层位较为稳定，易于对比。在垂向上具有较好的四段性。太原组与下伏本溪组为整合接触；本溪组（C2B）：井田内仅有2个钻孔穿透揭露本溪组地层，厚度37.60~45.87m，平均厚度41.74m。由灰色、浅灰色石灰岩2层（十二灰、十四灰）及紫色、杂色、灰绿色铁铝质泥岩组成。顶部之第十二层灰岩常具云朵状、砾状扰动构造，层位稳定但厚度变化较大，厚度1.90~7.60m，平均厚度5.36m。中部之第十四层石灰岩呈灰白色，质较纯常夹有灰绿色粘土岩薄层，层位稳定但厚度变化也较大，厚度5.30~12.35m，平均厚度9.73m。底部为暗紫红色，局部紫红色铁质泥岩和灰绿色铝质泥岩。与下伏奥陶系呈假整合接触。
奥陶系（O）：井田内仅有4个钻孔揭露奥陶系中奥陶统石灰岩，钻孔最大解露深度116.73m。上部为棕色、灰色、深灰色厚层状微晶灰岩夹豹皮状灰岩，下部为灰色、浅灰色白云质石灰岩夹泥灰岩。
2.1.2 构造
据槽台构造学说,山东地区为华北地台的组成部分，有两个次级构造单元，郯庐断裂以西为鲁西台背斜，以东为胶辽地盾的一部分。滕县煤田位于鲁西台背斜之鲁西南坳陷的东缘，鲁中凸起的西侧。
滕北勘探区位于滕县背斜西北翼，凫山断层和张坡断层之间。地层倾角4~10°，伴有缓波状起伏，其总体构造形态是一个走向NEE，倾向NW的缓波状单斜构造，区内构造则以断层为主，褶曲比较轻微。
区内褶曲数量不多，均为跨度大、但幅度小的宽缓型褶曲，轴向NE~NNE。形态较为完整，较明显的是北羊庄向斜、西阳温背斜和西阳温向斜。其中：北羊庄向斜走向长约21km，宽约1~2km，
褶曲幅度20--40m，两翼地层倾角在5°左右。西阳温向斜走向长约13km，两翼地层倾角在5°左右，石炭~二迭纪煤系在其核部的残留层位较高，可见山西组下部煤系，局部有煤3保存（王晁煤矿）。
区内断裂构造较为发育，主要有NEE和SN走向两组，断层具有延伸长度大，落差大，以正断层为主的特点。NEE向断层组是区内发育最好，分布最广的一组断层，由北向南依次有凫山、北徐楼、大刘庄、张庄、马楼和张坡等正断层，倾角一般在70°左右，走向延伸多呈舒缓波状，常有分叉合并现象，断层落差比较大，最大可达2000m以上（凫山断层），一般为数十米至数百米。自北向南，此断层组的落差有依次递减的趋势。SN向断层组的走向延伸长度、方向变化及落差均较大，分支支断层较发育，主要有孙氏店、孟口、庄里正断层，倾角一般在70~75°左右，它们常切割NEE向断层，断层的多期活动性及左行张扭性特征较为明显。（见图2－1－2－1）
赵坡井田位于滕北勘探区大刘庄断层与张坡断层组合形成的宽约8km的地堑构造之东南部。井田的南、东边界分别是张坡正断层和武所屯逆断层。井田内部断层不发育，通过钻探控制的断层仅有17-1正断层：生产巷道揭露证实，井田内的小断层数量少，落差小（一般小于5米）。主要褶曲分别是赵坡背斜、黄坡向斜、武所屯背斜。井田构造的另一个突出特点是煤层倾角小，波状起伏多，这些次级褶曲虽然没有破坏煤层的连续完整性，严重影响了工作面的合理布置，大大提高了矿井的掘进率、吨煤成本和劳动强度，降低了回采率。井田地质构造复杂程度属中等偏简单型即“含煤地层产状平缓，沿走向和倾向均发育宽缓褶皱，或伴有一定数量的断层。”
张坡正断层：构成本井田的南部自然边界，走向NEE，倾向NNW，倾角在70°左右，落差200~310m，井田位于该断层的下降盘。断层向西延伸至27勘探线附近时，以分叉成二条断层的形式，进入留庄井田；向东经过21勘探线后，其走向急剧变为SEE向；至19勘探线后走向又恢复成NEE向，经武所屯井田一直延伸至峄山断层。断层全长约在13.5km左右，在武所屯井田内有110号钻孔穿过断层面，断点深度59.52m，区域性标志层十二灰被断缺、太原组被断薄。综上所述，该断层在井田内的控制程度较高，平面位置的摆动范围不大，可定为基本查明，归属滕北煤田NEE向断层组。
武所屯逆断层：构成井田的东边界，走向NNE，倾向SEE，倾角40~50°，落差0～20m。井田位于该断层的下降盘。断层向北尖灭于18～17-1勘探线之间，向南切错张坡断层以后伸入煤系基底奥灰内，断层走向长约1800m。19勘探线上96号孔穿过断层面，断点深度129.24m，孔内区域性标志层三灰出现重复，地层断距约为10m；武所屯井田内19-11孔与赵坡井田内92号孔对孔控制，两孔相距270m。武所屯生建煤矿的实际生产巷道已到达原断层推断位置，但没有发现断层存在及地质异常变化，断层的控制程度较差，可定为初步查明。归属滕北煤田近SN向断层组。
滕县煤田区域构造要图 图2－1－2－1
赵坡井田位于滕北勘探区大刘庄断层与张坡断层组合形成的宽约8km的地堑构造之东南部。井田的南、东边界分别是张坡正断层和武所屯逆断层。井田内部断层不发育，通过钻探控制的断层仅有17-1正断层：生产巷道揭露证实，井田内的小断层数量少，落差小（一般小于5米）。主要褶曲分别是赵坡背斜、黄坡向斜、武所屯背斜。井田构造的另一个突出特点是煤层倾角小，波状起伏多，这些次级褶曲虽然没有破坏煤层的连续完整性，但严重影响了工作面的合理布置，大大提高了矿井的掘进率、吨煤成本和劳动强度，降低了回采率。井田地质构造复杂程度属中等偏简单型，即“含煤地层产状平缓，沿走向和倾向均发育宽缓褶皱，或伴有一定数量的断层”（见赵坡煤矿构造纲要图图：2－1－2－2）。
2.1.3 岩浆岩、岩溶陷落柱
赵坡井田无岩浆岩侵入，自建矿以来没有发现陷落柱。
2.2 矿井水文地质
2.2.1 地表水系
小黑河由东向西流经井田中部，于赵坡村附近汇入北沙河。属季节性河流，1991年7月14日因夜降大雨，曾一度出现过出洪水，河水水面宽度3.20m（1991年7月15日），自1978年以来由于上游修建玉林水库，致使小黑河一直干涸无水，目前河道被农户开荒。
北沙河发源于邹城市东群山，由东北向西南流入独山湖，每年枯水期4-6个月，断流无水，洪水则一般发生在每年的7月。
独山湖：北与南阳湖、西与昭阳湖、南与微山湖连成一体，统称南四湖。1960年二级坝建成后，将南四湖分为上、下级湖。1960～1974年二级坝（闸上）站湖水水位观测资料：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。独山湖东岸堤坝坝顶高程为+37.19～+39.89m，堤顶宽度 2.0～5.0m，一般在4.0m左右。1958～1963年在二级坝下游，微山湖的“湖腰”部位修筑了东股闸下引河，提高了泄洪能力。当微山湖水位达到+34.00m时，韩庄闸、伊家河闸和蔺家坝可同时开放，每昼夜泄水量可以达到1.245亿立方米。综上所述，湖水经防、蓄、疏、排的综合治理后，滕北煤田可免受其害。赵坡煤矿则远离湖区，而且地势相对较高，不受湖水的危害。
2.2.2 含水层与隔水层
井田内含水层有：第四系上含水层段、下含水层段；上侏罗统砂砾岩层：石炭系太原组第三、五、八、九、十下层石灰岩；本溪组第十二、十四层石灰岩；中奥陶统石灰岩。各含水层之间以泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩、粉砂岩等 为隔水层，水力联系较差，但三灰在19－4、96、17－1号孔一带，可与上侏罗统砾岩通过其隐伏露头相沟通，构成一个统一的含水岩组。
第四系含水砂层：第四系厚度42.48～82.33m，平均63.69m，由东南向西北厚度逐渐增加。含水砂层与隔水粘土层相互交替出现，砂层透镜体较发育，岩性变化较大。按砂层数量、砂层连续程度、粘土含量高低等因素可将第四系划分为上、中、下三段，其中上段和下段为含水层段。上含水层段平均厚度在40.00m，左右，由粘土、砂质粘土、粘土质砂和砂层组成，共含砂层2～7层，砂层累计厚度5～25m，一般厚度15～18m，砂层约占本段地层厚度的一半，粒度以中、细砂为主，成分则以石英、长石为主，粘土含量较低。砂层连续性较好，结构松散，含水丰富，透水性强，接受地表水和大气降水垂向渗入补给，补给、排泄条件良好，属孔隙型潜水～承压水，是当地主要的生活和农业用水水源，井田内民井，机井广泛分布。井田内共实施抽水试验三次，最大单位涌水量3.082l/s.m。60年代测得水位（检3、32号孔）在+42m左右，84年为+32m（检2），88年为+36m（武所屯村水井1988年12月10日资料），水质类型HCO3-Ca.结合水位由北东而南西逐渐变低的区域性变化规律，目前赵坡井田内的第四系水位更低。第四系下含水层段仅发育于井田东南部92、96、19－11、33号孔一带，平均厚度在5m左右，补给条件差，富水性较弱。
上侏罗统砂砾岩含水层：平均残厚129.31m，残厚由东南而西北逐渐增加。由紫红色粉砂岩、细砂岩和砾岩组成。砾岩一般分为两层，平均累计厚度在35m左右，砾石成分以石英为主，石灰岩次之，砾径一般3～5cm，大者可达10cm，分选性较差，以泥质胶结为主。钙质胶结次之。井田内共人6个钻孔漏水，漏水量1.12～6.86m3/h。共实施抽水试验三次，最大单位涌水量0.733l/s.m。60年代测得恢复水位（检3、33号孔）在+43～+45m左右，84年则为26.34（检2）。水质类型HCO3-NaCa。预计井筒穿越此层砂砾岩时，涌水量可达250m3/h。井筒掘进时虽先采用了地面注浆技术，但掘进通过此层砾岩时，涌水量仍高达50m3/h，通过后仍有38m3/h的稳定涌水。随后又实施井壁注浆，才使井筒涌水量降至17m3/h，恢复掘进。由于在赵坡～武所屯井田内，三灰、五灰与上侏罗统砾岩可构成一个统一的含水岩组，受矿井排水影响（赵坡矿1989年3月2日9101面，武所屯矿1989年10月11日12309面三灰突水），上侏罗统砾岩含水层 静止水位已大幅度急剧下降，目前水位已降至-40.89m（武所屯矿90-3号孔1998年3月24日观测数据）
太原组三灰含水层：厚度6.10（27-7号孔）～9.18m（17号孔），平均7.94m，裂隙不发育，4个钻孔出现过漏水，最大漏水量7.2m3/h。实施抽水试验4次，最大单位涌水量0.037／s.m,水质类型为HCO3-NaCa型。60年代测得恢复水位+4.68m（检3号孔）～+45.25m(33号孔)，84年则为+28.90m（检2号孔）。1989年3月2日18时，9101面推进至30米处，顶板初次来压。20时，面后顶板三灰突水，并逐步加大，至22时突水量增至270m3/h。3月5日5时淹没大巷，15日淹至井筒-10.59m。根据有关专家“只能排疏、不能堵的”意见，自3月17日开始组织强排，至4月12日恢复生产。从此对该突水点的长期观测工作也同时展开，实测数据详见表2－2－2-1。受矿井排水影响，三灰静止水位已大幅度下降，武所屯生建煤矿90-1号长期观测孔1993年2 月10 测得其三灰的静止水位为-87.21m，且自同年3月份至今，此观测孔内一直无水。由此可见，三灰富水性不强，下距煤12下平均56.18m，正常情况下对开采煤12下无甚影响，但局部地段可能因次级构造的作用，特别是小断层破碎带会给三灰水涌入工作面提供良好的通道，矿井应适当加大排水能力，确保安全生产。
太原组五灰含水层：太原组五灰厚度1.10（25-3号孔）～2.80m（23-8号孔），平均2.18m。裂隙不发育，未出现过钻孔漏水。五灰的隐伏露头区位于东邻武所屯生建煤矿，与上侏罗统砾岩水力联系密切，因此，可将上侏罗统砾岩、三灰和五灰视为统一的含水岩组。1960年于106号孔实施抽水试验，测得单位涌水量0.02881／s.m,恢复水位标高+44.01m，1990年8月30日武所屯煤矿于90-1号长期观测得静止水位-101.24m。目前其静止水位则更低。五灰水在本井田的涌水形式为沿裂隙出水，先大后小，出水点基本上能跟着下山迎头一起走。正常情况下对开采煤9、煤12下无甚影响。
太原组八、九灰含水层：八灰厚度1.20（22号孔）～5.21m（7号孔），平均2.47m，九灰厚度0.80（103号孔）～2.35m（27-1号孔），平均1.70m，两者平均间距在11m左右，分别构成煤14、煤15上的顶板。裂隙不发育，且往往被方解石所充填，未出现过钻孔露水。107号孔八、九灰混合抽水试验，单位涌水量0.00681／s.m。经武所屯生建煤矿统计，八灰基本无水，仅偶尔在断裂带出水，水量2～3m3/h；全矿井九灰总涌水量为5～20 m3/h／。综上所述八灰、九灰厚度小，裂隙不发育，为弱含水层，局部地段可通过构造裂隙进入采场，单点最大出水量在20 m3/h左右，且逐渐减小，对矿井充水影响不大。
太原组十灰含水层：十灰为上下两层即十上灰和十下灰，两者间隔一层薄泥岩。十下灰厚度3.10～7.78m，平均4.84m，构成煤16的直接顶板。局部裂隙较发育，有溶蚀现象，多为泥质及方解石充填。曾有2个钻孔发生漏水，最大漏失量7.2 m3/h。共实施四次抽水试验，最大单位涌水量0.3471／s.m，水质类型为SO4-NaCa～Cl-NaCa。井田内十灰埋藏较深，无隐伏露头，补给条件差，SO4含量及矿化度较高，说明径流不畅，以静储量为主。目前全矿井总涌水量在240 m3/h左右，其中十灰涌水量150 m3/h，占总涌水量的60％。
本缓组十二、十四灰含水层：十二灰厚度1.90（检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，两者平均间距在8m左右。十四灰与奥灰的间距变化在13.85（25-1）～20.72m（21-14），平均17.29m，而在断层及裂隙发育地段，间距更小甚至出现对接，从而使两者水力联系密切或成为统一的含水层组。井田内无抽水试验资料，仅在25-1号孔测得十二灰静止水位为+25.58m（1980年11月11日）。1998年3月24日，武所屯生建煤矿延深皮带下山发生十二灰突水，流量急剧增至150 m3/h，数日后稳定在60 m3/h。由此可见，不能轻视十二灰水对矿井生产的影响。十二灰平均上距煤16为25.94m，煤17为18.8m。临界突水系数值取1.5、底板采动破坏深度取7m（与本矿煤十二下底板采动破坏深度相同），十二灰静止水位按+25.58m计算求得：开采煤16、煤17的安全水头分别为284.1m和177m。因此正常情况下，在回采标高-260m以下的煤16时，将会受到十二灰水的威胁；而回采煤17则在全井田内均将受到十二灰水的威胁。建议对十二、十四灰进行水文地质补充勘探，填补其水文地质资料的空白，确保生产安全。
中奥陶统石灰岩含水层：井田内最大解露厚度116.73m，揭露段上部为棕色、灰色、深灰色厚层状微晶灰岩夹豹皮状灰岩，岩溶裂隙不发育，下部（指距顶界面30m以下）为灰色、浅灰色白云质石灰岩夹泥灰岩，岩溶裂隙发育，发育较多的小溶洞及半闭合状裂隙，裂隙最大宽度可达3cm，部分被方解石充填，2个钻孔在此层位出现漏水。实施抽水试验3次，最大单位涌水量2.7171／s.m.水质类型为SO4-NaCa。区域资料表明，奥灰上段的富水性与其埋藏深度有关，由浅至深富水性明显减弱。赵坡井田之奥灰上段在滕县背斜二级储水构造水动力系统中位于径流～补给区，水交替迟缓，早期地下水被缓慢更新、淋滤作用缓慢进行，为半封闭区段。1980年10月14日留庄井田29-1号孔测得其静止水位+25.33m。奥灰与煤17平均间距59.16m，埋藏较浅，水头压力较小，上段裂隙不发育，富水性较差。因此在正常区段奥灰水不会以底鼓形式直接进入采场，但由于断层错动，可形成侧向补给条件或奥灰水垂向上升通道，使奥灰与十四灰产生水力联系而成为统一的含水岩组。因此，为确保煤16、煤17的安全开采，今后应加强煤系底部岩层岩性与厚度的探测分析，查明断层与裂隙向深部延深发育情况及其导水特征，预防断层附近及裂隙密集带或隔水层较薄区发生奥灰突水，具有非常重要的实际意义。
上侏罗统砂砾岩、太原组三灰、五灰含水层的关系：大量资料可以说明上侏罗统砂砾岩、太原组三灰和五灰含水层水力联系密切，实为统一的含水岩组。
隔水层主要有第四系粘性土隔水层段，太原组泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、煤层隔水岩组，太原组煤17至本溪组十二灰间泥岩、铝质泥岩隔水岩组。
第四系粘性土隔水层段：一般厚度在20.00m左右。以粘土、砂质粘土为主，局部可见粘土砾石，间夹有透镜状砂层或粘土质砂。粘土可塑性强，连续性好，隔水性能良好。透镜状砂层0～3层，累计厚度一般在2～4m，以粉、细砂为主，粘土质含量较高，富水性弱，是井田内较稳定的隔水层段。
太原组泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、煤层隔水岩组：太原组五灰至八灰平均间距33.37。其间主要由泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成，间夹薄层不稳定石灰岩3层（六、七上、七下灰）和薄煤层6层（煤9、10、11、12上、12上‘ ，12下），可有效地阻隔五灰与八灰的水力联系。但也可在局部地段，因开采煤12下形成“两带”，而破坏其隔水性。太原组九灰至十下灰平均间距为29.30m。其间由泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成。可有效地阻隔九灰与十下灰的水力联系。但应注意开采煤16时的“两带”高度发育规律及其对该隔水层段的破坏作用，以防煤12下、煤14采空区积水溃入煤16工作面。
太原组煤17至本溪组十二灰间泥岩、铝质泥岩隔水岩组：煤17至十二灰间的平均地层厚度为18.8m，以铝质泥岩及粉砂岩为主，天然状态下可有效地阻隔十二灰与煤系石灰岩含水层之间的水力联系。
2.2.3 断层的导水性
张坡正断层：构成本井田的南部自然边界，走向ＮＥＥ，倾向ＮＮＷ，倾角在70°左右，落差200～310m，井田位于该断层的下降盘。断层向西延伸至27勘探线附近时，以分叉成二条断层的形式，进入留庄井田；向东经过21勘探线后，其走向急剧变为ＳＥＥ向；至19勘探线后走向又恢复成ＮＥＥ向，经武所屯井田一直延至峄山断层。断层全长约在13.5km左右，在武所屯井田内有110号孔穿过断层面，断点深度59.52m，区域性标志层十二灰被断缺、太原组被断薄。井田内105孔穿过断层面，断点深度89.83～232.28m，为断层角砾岩带；106孔穿过断层面，断点深度240～260m，12下煤、15煤上断缺；27-2孔穿过断层面，断点深度332.00～350.00m,推断H=100m；27-1孔穿过其支一断层面，断点深度100～110m,三灰、五灰、9煤断缺、穿过其支二断层面的断点深度为313.28～321.41m,H=130m；B13与23-8、107与32、B12与25-1号孔构成对孔控制，控制距离分别为225m、290m、510m。水文电法勘探p1、p3、p5、p9、912、p13、p14、p15、p17、p19、p22、p24联合剖面线线控制其断层面位置。综上所述，该断层在井田内的控制程度较高，平面位置的摆动范围不大，为基本查明断层。资料表明，断层南盘奥灰与北盘煤系内各含水层水力联系十分微弱，在天然状态下，该断层导水性不良。但断层的导水性不是一成不变的，采动的影响可使原来不导水的断层导水，所以应留足煤层煤柱。
武所屯逆断层：构成井田的东部边界，走向ＮＮＥ，倾向ＳＥＥ，倾角40～50°，落差0～20m，井田位于该断层的下降盘。断层向北尖灭于18～17-1勘探线之间，向南切错张坡断层以后伸入煤系基底奥灰内，断层走向长约1800m。19勘探线上96号孔穿过断层面，断点深度129.24m，孔内区域性标志层三灰出现重复，地层断距约为10m；武所屯井田内19-11孔与赵坡井田内92号孔对孔控制，两孔相距270m。武所屯生建煤矿的实际生产巷道已到达原断层推断位置，但没有发现断层存在及地质异常变化，断层的控制程度较差，属初步查明断层。武所屯断层为一逆断层，落差0～20m，是本井田与武所屯井田的分界断层。本井田位于断层的下盘。由于断层落差小，基本起不到隔水作用，两井田实为同一个水文地质单元。
井田内发育有两条落差较大的小断层，F164-5，落差0～12m，倾角12～15°，为一逆掩断层，垂向切割深度不大，不导水；另一条为F123-45断层，落差0～15m， 不导水，垂向切割较深（见赵坡煤矿构造纲要图图：2－1－2－2）。
2.2.4 含水层间的水力联系
第四系含水层及隔水层
第四系厚度平均63.69m，由东南向西北厚度逐渐增加。将第四系划分为上、中、下三段，其中上段和下段为含水层段。
第四系下含水层段仅发育于井田东南部一带，平均厚度在5m左右，补给条件差，富水性较弱。
上侏罗统砂砾岩含水层
平均残厚129.31m，残厚由东南而西北逐渐增加。最大单位涌水量0.733l/s.m。水质类型HCO3-NaCa。井筒掘进时虽先采用了地面注浆技术，但掘进通过此层砾岩时，涌水量仍高达50m3/h。
由于在赵坡～武所屯井田内，三灰、五灰与上侏罗统砾岩可构成一个统一的含水岩组，受矿井排水影响上侏罗统砾岩含水层 静止水位已大幅度急剧下降。
太原组三灰含水层
厚度平均7.94m，裂隙不发育。最大单位涌水量0.037l／s.m，水质类型为HCO3-NaCa型。1989年3月9101工作面开采时，顶板三灰突水，突水量270m3/h。3月5日淹没大巷，15日淹至井筒-10.59m。根据有关专家“只能排疏、不能堵的”意见，自3月17日开始组织强排，至4月12日恢复生产。
受矿井排水影响，三灰静止水位已大幅度下降。武所屯生建煤矿90-1号长期观测孔1993年2 月10 测得其三灰的静止水位为-87.21m，且自同年3月份至今，此观测孔内一直无水。由此可见，三灰富水性不强，下距煤12下平均56.18m，正常情况下对开采煤12下无甚影响，但局部地段可能因次级构造的作用，特别是小断层破碎带会给三灰水涌入工作面提供良好的通道，矿井应适当加大排水能力，确保安全生产。
太原组五灰含水层
太原组五灰厚度平均2.18m，裂隙不发育。与上侏罗统砾岩水力联系密切，因此，可将上侏罗统砾岩、三灰和五灰视为统一的含水岩组。单位涌水量0.02881／s.m，五灰水在本井田的涌水形式为沿裂隙出水，先大后小，出水点基本上能跟着下山迎头一起走。正常情况下对开采煤9、煤12下无甚影响。
太原组泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、煤层隔水岩组可有效地阻隔五灰与八灰的水力联系。但也可在局部地段，因开采煤12下形成“两带”，而破坏其隔水性。
太原组八、九灰含水层
八灰厚度平均2.47m，九灰厚度平均1.70m，两者平均间距在11m左右，分别构成煤14、煤15上的顶板。裂隙不发育。107号孔八、九灰混合抽水试验，单位涌水量0.00681／s.m。对矿井充水影响不大。
九灰至十下灰平均间距为29.30m。其间由泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成。可有效地阻隔九灰与十下灰的水力联系。但应注意开采煤16时的“两带”高度发育规律及其对该隔水层段的破坏作用，以防煤12下、煤14采空区积水溃入煤16工作面。
太原组十灰含水层
十灰为上下两层即十上灰和十下灰，两者间隔一层薄泥岩。十下灰厚度平均4.84m，构成煤16的直接顶板。局部裂隙较发育，多为泥质及方解石充填。最大单位涌水量0.3471／s.m，水质类型为SO4-NaCa～Cl-NaCa。井田内十灰埋藏较深，无隐伏露头，补给条件差，SO4含量及矿化度较高，说明径流不畅，以静储量为主。目前全矿井总涌水量在100 m3/h左右，其中十灰涌水量60 m3/h。
本缓组十二、十四灰含水层
十二灰厚度平均5.36m；十四灰厚度平均9.73m，两者平均间距在8m左右。十四灰与奥灰的间距平均17.29m，而在断层及裂隙发育地段，间距更小甚至出现对接，从而使两者水力联系密切或成为统一的含水层组。
煤17至十二灰间的平均地层厚度为18.8m，以铝质泥岩及粉砂岩为主，天然状态下可有效地阻隔十二灰与煤系石灰岩含水层之间的水力联系。
中奥陶统石灰岩含水层
井田内最大解露厚度116.73m，揭露段上部岩溶裂隙不发育，下部（指距顶界面30m以下）岩溶裂隙发育，最大单位涌水量2.7171／s.m。水质类型为SO4-NaCa。
奥灰与煤17平均间距59.16m，埋藏较浅，水头压力较小，上段裂隙不发育，富水性较差。因此在正常区段奥灰水不会以底鼓形式直接进入采场，但由于断层错动，可形成侧向补给条件或奥灰水垂向上升通道，使奥灰与十四灰产生水力联系而成为统一的含水岩组。
上侏罗统砂砾岩、太原组三灰、五灰含水层的关系
大量资料可以说明上侏罗统砂砾岩、太原组三灰和五灰含水层水力联系密切，实为统一的含水岩组：
①、赵坡井田与武所屯井田仅以落差0-20m的武所屯逆断野层相隔，二者同属一个水文地质单元。1959年武所屯井田100号孔抽水试验，上侏罗统砂砾岩静止水位+44.94m，太原组三灰静止水位+44.96m，二者相一致；1958年赵坡井田33号孔抽水试验，上侏罗统砂砾岩静止水位+45.01m，太原组三灰静止水位+45.25m，二者相一致；1960年赵坡井田检3 号孔抽水试验，上侏罗统砂砾岩静止水位+42.80m，太原组三灰静止水位+42.68m，二者相一致。
②、1989年武所屯煤矿煤12下309工作面突水后，上述三个含水层的静止水位均大幅度急剧下降，且各含水层的水头高度自上而下呈阶梯状趋势，说明同受矿井排水的影响。
③、赵坡井田92、96、19-11至33号孔一带三灰被部分剥蚀；武所屯井田三灰、五灰被大面积剥蚀，上侏罗统砂砾岩同三、五灰隐伏露头相接触，成为上侏罗统砂砾岩水与太原组三、五灰水的联系通道。
④、从水质类型来看，上侏罗统砂砾水与太原组三灰水均为HCO3-NaCa，矿化度、PH值、阴阳离子种类及含量的毫克当量百分数也基本一致。
⑤、1990年武所屯矿水文地质补充勘探，对上侏罗统砂砾岩及太原组三灰进行联通试验，资料表明二者是相联通的。
⑥、武所屯煤矿上侏罗统砂砾岩长期观测孔（90-3）与三灰长期观测孔（90-2）的长期水位观测资料表明，二者水位动态变化相一致。
⑦、赵坡煤矿9101面突水区水文电法勘探查明区内有三条松散带从顶部向深层延伸至石炭系地层内。其中近东西向的两条延续短，不连续，而近南北向者连续长度大，倾向西，与三灰岩溶裂隙发育带交汇，是9101面突水点的垂向补给带（图5-5、图5-3）。三灰岩溶裂隙发育带呈Y字型，以近南北向为主，北端陕窄，南端有加宽的趋势，是突水点的横向补给带（图5-4）。由此可见，上侏罗统砂砾岩与三灰可通过这些“松散带”、“岩溶裂隙发育带”相沟通而成为统一的含水岩组。
2.2.5 相邻矿井生产对本矿井的影响
东邻武所屯生建煤矿，核定生产能力年产30万吨，第一生产水平-78m，矿井正常涌水量50～60m3/h.由于其位于武所屯逆断层上盘，与本矿接壤部分的煤12下煤14已全部回采完毕，采空区有部分积水，对本矿东翼有一定影响。西邻留庄煤矿、北邻休城煤矿的年生产能力均为30万吨，彼此之间以勘探线为井田技术边界，它们的开采对地下水会起到联合疏降的作用，对赵坡煤矿无不良影响。
3 矿井充水因素
1.1. 地表水系
小黑河由东向西流经井田中部，于赵坡村附近汇入北沙河。属季节性河流。1991年7月14日因夜降大雨，曾一度出现过洪水，河水水面宽度3.20m（1991年7月15日），自1978年以来，由于上游修建玉林水库，致使小黑河一直无水，河道被农户开荒。河床沉积物以细砂、粉砂为主，河水对第四系上含水层段潜水有补给作用，由于第四系中下部隔水层段的阴隔，与基岩没有直接的补给关系。
1.2. 含水层与隔水层
井田内含水层有：第四系上含水层段、下含水层段；上侏罗统砂砾岩层：石炭系太原组第三、五、八、九、十下层石灰岩；本溪组第十二、十四层石灰岩；中奥陶统石灰岩。各含水层之间以泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩、粉砂岩等 为隔水层，水力联系较差，但三灰在19－4、96、17－1号孔一带，可与上侏罗统砾岩通过其隐伏露头相沟通，构成一个统一的含水岩组。
1.3. 含水层
第四系含水砂层：第四系厚度42.48～82.33m，平均63.69m，由东南向西北厚度逐渐增加。含水砂层与隔水粘土层相互交替出现，砂层透镜体较发育，岩性变化较大。按砂层数量、砂层连续程度、粘土含量高低等因素可将第四系划分为上、中、下三段，其中上段和下段为含水层段。上含水层段平均厚度在40.00m，左右，由粘土、砂质粘土、粘土质砂和砂层组成，共含砂层2～7层，砂层累计厚度5～25m，一般厚度15～18m，砂层约占本段地层厚度的一半，粒度以中、细砂为主，成分则以石英、长石为主，粘土含量较低。砂层连续性较好，结构松散，含水丰富，透水性强，接受地表水和大气降水垂向渗入补给，补给、排泄条件良好，属孔隙型潜水～承压水，是当地主要的生活和农业用水水源，井田内民井，机井广泛分布。井田内共实施抽水试验三次，最大单位涌水量3.082l/s.m。60年代测得水位（检3、32号孔）在+42m左右，84年为+32m（检2），88年为+36m（武所屯村水井1988年12月10日资料），水质类型HCO3-Ca.结合水位由北东而南西逐渐变低的区域性变化规律，目前赵坡井田内的第四系水位更低。第四系下含水层段仅发育于井田东南部92、96、19－11、33号孔一带，平均厚度在5m左右，补给条件差，富水性较弱。
上侏罗统砂砾岩含水层：平均残厚129.31m，残厚由东南而西北逐渐增加。由紫红色粉砂岩、细砂岩和砾岩组成。砾岩一般分为两层，平均累计厚度在35m左右，砾石成分以石英为主，石灰岩次之，砾径一般3～5cm，大者可达10cm，分选性较差，以泥质胶结为主。钙质胶结次之。井田内共人6个钻孔漏水，漏水量1.12～6.86m3/h。共实施抽水试验三次，最大单位涌水量0.733l/s.m。60年代测得恢复水位（检3、33号孔）在+43～+45m左右，84年则为26.34（检2）。水质类型HCO3-NaCa。预计井筒穿越此层砂砾岩时，涌水量可达250m3/h。井筒掘进时虽先采用了地面注浆技术，但掘进通过此层砾岩时，涌水量仍高达50m3/h，通过后仍有38m3/h的稳定涌水。随后又实施井壁注浆，才使井筒涌水量降至17m3/h，恢复掘进。由于在赵坡～武所屯井田内，三灰、五灰与上侏罗统砾岩可构成一个统一的含水岩组，受矿井排水影响（赵坡矿1989年3月2日9101面，武所屯矿1989年10月11日12309面三灰突水），上侏罗统砾岩含水层 静止水位已大幅度急剧下降，目前水位已降至-40.89m（武所屯矿90-3号孔1998年3月24日观测数据）。
太原组三灰含水层：厚度6.10（27-7号孔）～9.18m（17号孔），平均7.94m，裂隙不发育，4个钻孔出现过漏水，最大漏水量7.2m3/h。实施抽水试验4次，最大单位涌水量0.037／s.m,水质类型为HCO3-NaCa型。60年代测得恢复水位+4.68m（检3号孔）～+45.25m(33号孔)，84年则为+28.90m（检2号孔）。1989年3月2日18时，9101面推进至30米处，顶板初次来压。20时，面后顶板三灰突水，并逐步加大，至22时突水量增至270m3/h。3月5日5时淹没大巷，15日淹至井筒-10.59m。根据有关专家“只能排疏、不能堵的”意见，自3月17日开始组织强排，至4月12日恢复生产。从此对该突水点的长期观测工作也同时展开。受矿井排水影响，三灰静止水位已大幅度下降，武所屯生建煤矿90-1号长期观测孔1993年2 月10 测得其三灰的静止水位为-87.21m，且自同年3月份至今，此观测孔内一直无水。由此可见，三灰富水性不强，下距煤12下平均56.18m，正常情况下对开采煤12下无甚影响，但局部地段可能因次级构造的作用，特别是小断层破碎带会给三灰水涌入工作面提供良好的通道，矿井应适当加大排水能力，确保安全生产。
太原组五灰含水层：太原组五灰厚度1.10（25-3号孔）～2.80m（23-8号孔），平均2.18m。裂隙不发育，未出现过钻孔漏水。五灰的隐伏露头区位于东邻武所屯生建煤矿，与上侏罗统砾岩水力联系密切，因此，可将上侏罗统砾岩、三灰和五灰视为统一的含水岩组。1960年于106号孔实施抽水试验，测得单位涌水量0.02881／s.m,恢复水位标高+44.01m，1990年8月30日武所屯煤矿于90-1号长期观测得静止水位-101.24m。目前其静止水位则更低。五灰水在本井田的涌水形式为沿裂隙出水，先大后小，出水点基本上能跟着下山迎头一起走。正常情况下对开采煤9、煤12下无甚影响。
太原组八、九灰含水层：八灰厚度1.20（22号孔）～5.21m（7号孔），平均2.47m，九灰厚度0.80（103号孔）～2.35m（27-1号孔），平均1.70m，两者平均间距在11m左右，分别构成煤14、煤15上的顶板。裂隙不发育，且往往被方解石所充填，未出现过钻孔露水。107号孔八、九灰混合抽水试验，单位涌水量0.00681／s.m。经武所屯生建煤矿统计，八灰基本无水，仅偶尔在断裂带出水，水量2～3m3/h；全矿井九灰总涌水量为5～20 m3/h／。综上所述八灰、九灰厚度小，裂隙不发育，为弱含水层，局部地段可通过构造裂隙进入采场，单点最大出水量在20 m3/h左右，且逐渐减小，对矿井充水影响不大。
太原组十灰含水层：十灰为上下两层即十上灰和十下灰，两者间隔一层薄泥岩。十下灰厚度3.10～7.78m，平均4.84m，构成煤16的直接顶板。局部裂隙较发育，有溶蚀现象，多为泥质及方解石充填。曾有2个钻孔发生漏水，最大漏失量7.2 m3/h。共实施四次抽水试验，最大单位涌水量0.3471／s.m，水质类型为SO4-NaCa～Cl-NaCa。井田内十灰埋藏较深，无隐伏露头，补给条件差，SO4含量及矿化度较高，说明径流不畅，以静储量为主。目前全矿井总涌水量在240 m3/h左右，其中十灰涌水量150 m3/h，占总涌水量的60％。
本缓组十二、十四灰含水层：十二灰厚度1.90（检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，两者平均间距在8m左右。十四灰与奥灰的间距变化在13.85（25-1）～20.72m（21-14），平均17.29m，而在断层及裂隙发育地段，间距更小甚至出现对接，从而使两者水力联系密切或成为统一的含水层组。井田内无抽水试验资料，仅在25-1号孔测得十二灰静止水位为+25.58m（1980年11月11日）。1998年3月24日，武所屯生建煤矿延深皮带下山发生十二灰突水，流量急剧增至150 m3/h，数日后稳定在60 m3/h。由此可见，不能轻视十二灰水对矿井生产的影响。十二灰平均上距煤16为25.94m，煤17为18.8m。临界突水系数值取1.5、底板采动破坏深度取7m（与本矿煤十二下底板采动破坏深度相同），十二灰静止水位按+25.58m计算求得：开采煤16、煤17的安全水头分别为284.1m和177m。因此正常情况下，在回采标高-260m以下的煤16时，将会受到十二灰水的威胁；而回采煤17则在全井田内均将受到十二灰水的威胁。建议对十二、十四灰进行水文地质补充勘探，填补其水文地质资料的空白，确保生产安全。
中奥陶统石灰岩含水层：井田内最大解露厚度116.73m，揭露段上部为棕色、灰色、深灰色厚层状微晶灰岩夹豹皮状灰岩，岩溶裂隙不发育，下部（指距顶界面30m以下）为灰色、浅灰色白云质石灰岩夹泥灰岩，岩溶裂隙发育，发育较多的小溶洞及半闭合状裂隙，裂隙最大宽度可达3cm，部分被方解石充填，2个钻孔在此层位出现漏水。实施抽水试验3次，最大单位涌水量2.7171／s.m.水质类型为SO4-NaCa。区域资料表明，奥灰上段的富水性与其埋藏深度有关，由浅至深富水性明显减弱。赵坡井田之奥灰上段在滕县背斜二级储水构造水动力系统中位于径流～补给区，水交替迟缓，早期地下水被缓慢更新、淋滤作用缓慢进行，为半封闭区段。1980年10月14日留庄井田29-1号孔测得其静止水位+25.33m。奥灰与煤17平均间距59.16m，埋藏较浅，水头压力较小，上段裂隙不发育，富水性较差。因此在正常区段奥灰水不会以底鼓形式直接进入采场，但由于断层错动，可形成侧向补给条件或奥灰水垂向上升通道，使奥灰与十四灰产生水力联系而成为统一的含水岩组。因此，为确保煤16、煤17的安全开采，今后应加强煤系底部岩层岩性与厚度的探测分析，查明断层与裂隙向深部延深发育情况及其导水特征，预防断层附近及裂隙密集带或隔水层较薄区发生奥灰突水，具有非常重要的实际意义。
上侏罗统砂砾岩、太原组三灰、五灰含水层的关系：大量资料可以说明上侏罗统砂砾岩、太原组三灰和五灰含水层水力联系密切，实为统一的含水岩组；
1.4. 隔水层
第四系粘性土隔水层段：一般厚度在20.00m左右。以粘土、砂质粘土为主，局部可见粘土砾石，间夹有透镜状砂层或粘土质砂。粘土可塑性强，连续性好，隔水性能良好。透镜状砂层0～3层，累计厚度一般在2～4m，以粉、细砂为主，粘土质含量较高，富水性弱，是井田内较稳定的隔水层段。
太原组泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、煤层隔水岩组：太原组五灰至八灰平均间距33.37。其间主要由泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成，间夹薄层不稳定石灰岩3层（六、七上、七下灰）和薄煤层6层（煤9、10、11、12上、12上‘ ，12下），可有效地阻隔五灰与八灰的水力联系。但也可在局部地段，因开采煤12下形成“两带”，而破坏其隔水性。太原组九灰至十下灰平均间距为29.30m。其间由泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成。可有效地阻隔九灰与十下灰的水力联系。但应注意开采煤16时的“两带”高度发育规律及其对该隔水层段的破坏作用，以防煤12下、煤14采空区积水溃入煤16工作面。
太原组煤17至本溪组十二灰间泥岩、铝质泥岩隔水岩组：煤17至十二灰间的平均地层厚度为18.8m，以铝质泥岩及粉砂岩为主，天然状态下可有效地阻隔十二灰与煤系石灰岩含水层之间的水力联系。
1.5. 断层导水性
张坡断层为井田的南部边界，落差200～310m，井田位于其下降盘。井田内煤系地层与井田外奥灰相对口。井田内有二组水文孔（106与B14、27-1与27-2）进行过互观抽水试验，资料表明，断层南盘奥灰与北盘煤系内各含水层水力联系十分微弱，在天然状态下，该断层导水性不良。得断层的导水性是一个复杂的研究课题 ，勘探时期所确定的断层导水性与实际生产有一定的差距。有些勘探时认为导水性好的断层实际导水性并不好，而有些断层在勘探时认为导水性差却并非不导水，煤矿采动会破坏原始地应力的平衡，可引起断层的重新活动，使原本不导水或导水性较差的断层可能成为导水断层。奥灰为高压富水含水层，应留足煤层煤柱，必要时应投入一定的工程量加以进一步查明与深入的研究，以确保矿井安全生产。
武所屯断层为一逆断层，落差0～20m，是本井田与武所屯井田的分界断层。本井田位于断层的下盘。由于断层落差小，基本起不到隔水作用，两井田实为同一个水文地质单元。
1.6. 封孔质量
井田内共有钻孔43个，分属不同的勘探阶段，其施工要求，封孔“合格”标准不统一。1984年12月山东省煤炭地质勘探公司第一勘探队在提交《山东省枣庄市滕县煤田（北部）赵坡井田补充地质资料》时，根据山东省煤田地质勘探公司（79）鲁煤地字191号文件要求，将本地区封孔“合格” 的标准统一为：（1）煤系地层全部封闭，即从孔底封至最上一层可采煤层厚度的16倍加20m，为煤系段的封闭高度。（2）第四系和侏罗系分界面上下各封15m，侏罗系和煤系界面要加封30m。（3）井口封2m作为暗标。
根据上述“合格”原则，认为：（1）1979年以后施工的钻孔，除21-14、25-3、27-1为基本合格以外，其余全部合格。（2）1979年以前的钻孔，由于封孔方法，使用材料数量及检查情况均已不祥，仅能根据封孔高度资料加以评价。能起到基本止水作用，可定为基本合格的钻孔有13个；封闭高度达不到要求，三灰含水层也没封死，可定为不合格的钻孔有2个；钻孔未见煤层，也没封闭的9个（表3-1）
1990年武所屯生建煤矿实际测得开采煤12下的“两带”高度为21.75m（采高的19.45倍）可见上述封孔“合格”标准是可行的，但从19、20号孔的实际启封情况看，实际封闭情况与其原文字记录数据有很大出入，如20号孔的原封闭资料是从孔底（-209.65m）封至-90.11m，实际仅在-174.18～-168.27m之间见到一段未凝固的水泥；19号钻孔的原始封闭资料是从孔底（-136.72m）一直封闭到-47.51m，实际仅从孔底封到-131.46m，封孔质量十分低劣。因此，本报告将本区1960年以前的钻孔，有《补充地质资料》确定的封孔基本合格降为封孔不合格（表5-3），这些封孔不合格钻孔都穿过了多个含水层（表5-4），比较均匀地分布在整个井田内，对矿井生产构成潜在的威胁。从全局考虑，分期分批启封这些钻孔，将是有益无害的长远之计。
1.7. 陷落柱及其导水性
赵坡井田的煤系基底是巨厚的奥陶系石灰岩，裂隙岩溶均较发育，具有形成陷落柱的条件，东邻武所屯生建煤矿已揭露陷落柱9个，西邻留庄煤矿揭露陷落柱7个。虽然这些陷落柱内破碎岩块以砂岩、泥岩和灰岩为主，充填较好，边缘部位有方解石脉或方解石晶族充填，无渗水现象，但由于陷落柱内岩石破碎，具有相对较好的渗透性，是奥灰水向上运动的良好通道，它可沟通开采煤层与奥灰含水层的水力联系，当井巷揭露陷落柱时易引起奥灰水进入采场，使矿井涌水量猛增，严重时可造成淹井事故。因此，尽管本矿井至今尚未发现陷落柱，东、西两个邻矿的陷落柱又无渗水现象出现，但今后仍应加强对岩溶陷落柱的探测工作，采取必要的防范措施，确保矿井生产安全。
1.8. 相邻矿井开采对本井田的影响
东邻武所屯生建煤矿，核定生产能力年产30万吨，第一生产水平-78m，矿井正常涌水量50～60m3/h.由于其位于武所屯逆断层上盘，与本矿接壤部分的煤12下煤14已全部回采完毕，采空区有部分积水，对本矿西翼有一定影响。西邻留庄煤矿、北邻休城煤矿的年生产能力均为30万吨，彼此之间以勘探线为井田技术边界，它们的开采对地下水会起到联合疏降的作用，对赵破煤矿无不良影响。
4 矿井涌水特征
4.1 历年涌水量及其变化
4.2 矿井涌水的来源及构成
矿井开采9层煤时工作面突水，水量达300m3/h，充水水源为三灰裂隙水，三灰裂隙水与上部含水层水有一定的补给关系，至92年6月份水量仍为100 m3/h。至7月份在9煤突水点下部的12下煤首采工作面出水时，9煤出水量减小，至11月份水量减小至8 m3/h。93年至95年8月份，矿井涌水量以12下煤工作面顶板砂岩水为主，水量在100 m3/h左右。95年9月份西翼二水平轨道下山十下灰出水，随十下灰揭露面积的增加，二水平总涌水量由50 m3/h增加到110 m3/h。97年矿井涌水量达到又一个高峰值，此时的矿井涌水量由首采区水（12下煤顶板砂岩裂隙水）、一水平四采区（12下煤顶板砂岩裂隙）水和二水平四采区(十下灰裂隙水)三部分构成。此后随着矿井排水时间的延长，水量逐渐减少，直至稳定到现在的矿井涌水量100 m3/h。
4.3 各充水因素的水力联系
4.3.1 老空水
123采区积水区，积水量约7.0万立方米，积水标高-270m，积水经自流进入东翼轨道石门，对开采东翼163采区16301、16302、16303工作面有影响。
《临界距离老空水下薄煤层联合开采测试研究》结果：
12和14两层煤联合开采底板采动破坏带深度为7米。
16煤顶板至14煤底板的有效隔水岩柱最小距离为45.5m，减去12和14两层煤联合开采底板采动破坏带深度（7m），即有效隔水岩柱厚度为38.5m，大于临界隔水岩柱厚度。
16、17两层煤联合开采从理论上讲是安全可行的，但已接近临界状态（Hm-HSH=0.8m），加之已有资料亦证实在断层带覆岩导水裂隙带发育高于正常区域。这就造成顶板有效隔水层的厚度大大减少。因此，采动裂隙（尤其在断层附近）可能与上方老空水沟通，导致生产安全问题。但本矿区煤厚无突变现象，小断层的切割并不太深。因此，采动裂隙一般不会与上方老空水沟通，即使沟通也是发生在覆岩破坏带上部的微小裂隙处，工作面涌水量将增加，却不会危及人员生命安全。故本区在采取周密的安全措施后，可以进行开采。
164采空区积水上限标高为-330.0m，水柱高度为39.0m，积水量约为5.7万立方米。积水通过自流到老塘，然后汇集至二水平2号水仓。如二水平排水系统正常，对现在开采无影响。
4.3.2 煤层顶板水害情况
12下煤顶板砂泥岩裂隙水，最大水量可达120 m3/h（在121采区开采时），正常情况下为30～60 m3/h, 在工作面俯采时，往往有顶板淋水，对安全生产有一定影响，使回采工作面的生产环境变得恶劣。在工作面仰采时，回采工作面不受影响。
14煤煤层结构简单，老顶为八灰，裂隙不发育，经抽水试验可知涌水量很小，对14煤开采影响不大。
16层煤顶板十下灰含水层含水。十下灰平均厚度4.48米，为16煤的直接顶板，局部裂隙较发育，有溶蚀现象，补给条件差，以静储量为主。162采区揭露最大涌水量140m3/h左右。在开拓164采区和163采区过程中，要注意十下灰含水层水对掘进工作面的影响。
17煤直接顶板为十一灰，平均0.63m。在直接顶板十一灰分布区，偶尔有一层厚度0.03～0.25m的粉砂岩或泥岩伪顶。局部地段十一灰已相变为泥岩或砂质泥岩。十一灰不含水，对开采17煤没有影响。
4.3.3 煤层底板水害情况
四个生产煤层中，除16、17煤受到十二灰、十四灰、奥灰水的间接威胁外，12下煤、14煤基本不受底板水的影响。
十二、十四灰水压大(静止水位-122.5m)。十二灰平均厚度为5.36米，十四灰平均厚度为9.73米，十四灰与奥灰的间距变化在13.85m～20.72m，平均17.29m，而在断层及裂隙发育地段，间距更小甚至出现对接，从而使两者水力联系密切或成为统一的含水层组。十二灰距16煤平均25.94m、距17煤平均为18.8m。
奥灰与17煤平均间距59.16m，埋藏较浅，水位-56.9m，上段裂隙不发育，富水性较差。因此在正常区段奥灰水不会以底鼓形式直接进入采场，但由于断层错动，可形成侧向补给条件或奥灰水垂向上升通道，使奥灰与十四灰产生水力联系而成为统一的含水岩组。
赵坡煤矿与开采16煤、17煤有关的各含水层的补给来源虽然有限，但是由于构造作用以及沉积的原因，各含水层间易发生水力联系，而含水层水压又高，开采过程中容易发生突水事故，对开采16、17煤构成了很大的威胁。为了保证生产的安全，对16、17煤层底板灰岩水文地质情况进行了补充勘探。
通过对16、17煤层底板灰岩水文地质情况进行补充勘探，初步掌握了十二、十四灰，了解奥灰的富水性和渗透性；取得其单位涌水量(q＝0.02737l/sm)、渗透性系数(k=0.1072m/d)等有关水文地质参数；掌握十二、十四灰和奥灰之间的水力联系特征；掌握十二灰、十四灰，了解奥灰的水头压力；查明十二灰、十四灰及奥灰水的水质特征；查明十二灰与煤17之间隔水层的厚度变化、力学性质，确定其隔水性能及其变化规律；计算水文地质参数及预计矿井涌水量，预计十二灰突水量69.04m3/h，预计十四灰突水量159.4m3/h。
5 矿井水害特征分析
5.1 历史突水资料的统计分析
矿井突水情况见下表：
1989年3月2日18时，9101面推进至30米处，顶板初次来压。20时，面后顶板三灰突水，并逐步加大，至22时突水量增至270m3/h。3月5日5时淹没大巷，15日淹至井筒-10.59m。根据有关专家“只能排疏、不能堵的”意见，自3月17日开始组织强排，至4月12日恢复生产。
5.2 矿井水害隐患分析
十二灰、十四灰含水层平均间距在8米左右，十四灰平均距奥灰17.29米，如遇构造及裂隙发育带，间距更小甚至对接，从而使它们之间的水力联系更为密切或成为统一含水层。为确保16煤、17煤的安全开采，今后应加强煤系底板岩层岩性与厚度的探测分析，查明断层与裂隙向深部延深发育情况及其导水特征，预防断层附近及裂隙密集带或隔水层较薄区发生突水，具有非常重要的实际意义。
根据以上情况，赵坡煤矿与山东科技大学特采所合作进行了《赵坡煤矿东翼163采区老空水下开采安全性评价》科研项目，现已得出结论：回采东翼163采区是安全可行的。具体情况见科研报告。
矿井防治水工作思想：
1) 超前防范，防患于未然。
2) 严格坚持“有疑必探，先探后掘(采)”的原则。
3) 防探结合，以防为主。
6 矿井防治水措施及其有效性分析
6.1 矿井排水系统
中央水仓两环，总容量2480m3，安装200D43×7型水泵5台，其中2台为工作泵、1台为检修泵、2台为备用泵，配备ZS147-4型电机，水泵每台流量280m3／小时，经三趟管路排至地面，导入小黑河。
东翼采区水仓两环，总容量1600m3,安装D155-30型水泵4台，扬程92.1m，配置75kw电机，水泵每台流量155m3／小时，通过3趟管路，将水导入中央水仓。
西翼二水平采区二号水仓两环，总容量1600m3,安装D155-30型水泵3台，扬程92.1m，配置75kw电机，水泵每台流量155m3／小时，通过2趟管路，将水导入二水平采区一号水仓。
西翼二水平一号水仓两环，总容量1600m3,安装D155-30型水泵4台，扬程92.1m，配置75kw电机，水泵每台流量155m3／小时，通过3趟管路，将水导入中央水仓。
6.2 矿井防水（隔离）设施及其可靠性分析
在中央泵房及各采区泵房安装了封闭门，安全可靠。在雨季到来之前，机电科对中央水仓及各采区泵房各类排水设（备）施进行了全面的检修，并进行了联合试运转试验，对中央及各采区水仓及井上、下各处的排水沟进行了清挖，对各泵房的电缆线路进行了全面检查。确保万无一失，安全可靠。目前矿井正常涌水量稳定在100m3/h，从中央泵房及各个采区泵房配备的排水设备的排水能力来看，是安全可靠的。各类防水（隔离）设施安全可靠。
6.3 矿井各种隔离煤柱
张坡断层为井田的南部边界，落差200～310m，井田位于其下降盘。井田内煤系地层与井田外奥灰相对口。井田内有二组水文孔（106与B14、27-1与27-2）进行过互观抽水试验，资料表明，断层南盘奥灰与北盘煤系内各含水层水力联系十分微弱，在天然状态下，该断层导水性不良。目前该断层已基本探明，按设计留设100米边界保护煤柱，能保证矿井安全生产。
武所屯断层为一逆断层，落差0～20m，是本井田与武所屯井田的分界断层。本井田位于断层的下盘。由于断层落差小，基本起不到隔水作用，两井田实为同一个水文地质单元。在与武所屯煤矿进行图纸交换，弄清楚武所屯与赵坡煤矿相邻边界侧的采掘与积水情况的前提下，应留足与武所屯煤矿之间的边界煤柱，确保安全。
西部与留庄煤矿设有20米矿井边界隔离煤柱，两矿的边界隔离煤柱总宽度为40m, 满足安全生产的需要，现赵坡煤矿与留庄煤矿两矿边界相邻部分均已回采完，事实已经证明，两矿都留足了20m的边界煤柱，是安全可靠的；
北部与休城煤矿设有20米矿井边界隔离煤柱，无超层越界开采，隔离煤柱安全可靠。
121采区与123采区设有40米的防水保护煤柱，两采区相邻部分已回采完，40米的防水隔离煤柱安全可靠。
6.4 其他防治水措施
每月定期对全矿井各水仓的排水时间及排水量进行统计、比较，从而掌握全矿井的涌水量变化情况，并找出涌水量变化的地点，提出合理建议。
建立水文地质长观孔，及时掌握下组煤底板含水层的水位动态变化情况。
6.5 有关防治水方面进行的科学研究
123采区采空区积水，水量达7万m3,对下部163采区的安全开采有一定的影响，矿与山东科技大学的有关科研院所进行了合作，对163采区的顶水开采进行科学论证。
7 矿井重特大水害隐患的治理与预防技术措施
7.1 目前存在的重大水害隐患类别、危险程度
年初，公司组织山东科技大学、枣庄市煤炭局、峄城区煤炭局、公司及本矿有关专家及工程技术人员对赵坡煤矿进行了矿井重大水害隐患分析，根据专家分析论证意见，赵坡煤矿存在以下重大水害隐患：
1. 滕北煤田现有十处矿井，多处矿井已发现陷落柱，尤其是赵坡煤矿相邻的留庄、武所屯煤矿相继发现岩溶陷落柱存在，建议赵坡煤矿在东翼各采区开拓开采过程中，应加强对岩溶陷落的超前探测，查明其富水性和导水性，采取相应措施，防止透水事故发生。
2. 赵坡井田内有封闭不合格钻孔较多，建议矿井对每一钻孔封孔情况进行具体分析，查清不同层段的封孔情况，根据实际情况确定钻孔是否启封或采取留设保护煤柱。
3. 应进一步查明井田内较大断层的平面位置、导水性、合理设计留设防水煤柱，对导水性强的断层可采取预注浆措施，减少或降低断层导水威胁。
4. 进一步调查武所屯煤矿边界附近采掘情况，在采掘图纸上标明积水线、警戒线、探水线。
5. 下组煤开采除正常开展水文地质工作外，在东翼各采区生产前，应提前预计“两带”发育高度，重视由于断层影响导致局部16层煤与12煤采空区距离减少影响，留足保护煤柱，防止采空区突水。
6. 井田内断层较多，部分断层可能使十二、十四、奥灰含水层联通成为同一含水体，对下组煤开采构成严重威胁。为防止底板突水事故，建议矿井在东翼开采前，进行下组灰岩含水层探测，掌握十二、十四、奥灰水的水头值，分析十二、十四、奥灰水之间水力联系情况；另外应合理选择16、17层煤开采对底板破坏深度，正确确定底板有效隔水层厚度。
7. 井田南翼边界张坡断层落差较大，使奥灰与煤系地层对口接触，应预先查明断层平面位置，按设计留足保护煤柱。
8. 赵坡煤矿应进一步调查相邻煤矿采掘情况，并在12、16、17层煤采掘工程平面图上标明“三线”。考虑到武所屯煤矿可能提前报废，两井田之间边界煤柱应适当加大。
7.2 采取的主要治理与预防措施
针对矿井重大水害隐患，矿将采取如下的相应措施：
1. 滕北煤田现有十处矿井，多处矿井已发现陷落柱，尤其是赵坡煤矿相邻的留庄、武所屯煤矿相继发现岩溶陷落柱存在，建议赵坡煤矿在东翼各采区开拓开采过程中，应加强对岩溶陷落的超前探测，查明其富水性和导水性，采取相应措施，防止透水事故发生。
治理与预防措施 为了预防导水陷落柱引起透水事故，给矿井安全生产造成威胁，已通知各采煤工作面和掘进迎头，在各采区采掘过程中，地质条件一旦发生变化，必须马上通知技术科和调度室，技术科接到通知后，应在24小时内（情况紧急，有出水征兆时应立即）赶往现场，进行观测，作出判断。如果是陷落柱，应探明其导水性及其分布范围。如有出水情况发生时，应立即停止采掘作业，进行处理。严格坚持“有疑必探，先探后掘（采）”的原则，经探放水确认安全后方可进行采掘作业。
2. 赵坡井田内有封闭不合格钻孔较多，建议矿井对每一钻孔封孔情况进行具体分析，查清不同层段的封孔情况，根据实际情况确定钻孔是否启封或采取留设保护煤柱。
治理与预防措施 根据2004年作业计划，对采掘工程及其附近40m范围内钻孔的分布情况进行了细致的排查分析，本年度的采掘工程范围内没有封闭不良钻孔存在。
3. 应进一步查明井田内较大断层的平面位置、导水性、合理设计留设防水煤柱，对导水性强的断层可采取预注浆措施，减少或降低断层导水威胁。
治理与预防措施 井田内落差较大的断层发育较少，只在东翼12煤揭露一条落差16m的正断层，延展长度达数百米，该断层不导水，在二水平的掘进巷道也已揭露，不导水，但是由于该断层的存在，使断层上盘12煤采空区与断层下盘二水平的采掘工程拉近了距离，下盘16煤回采时会受到采空区积水的威胁，在将来下盘16煤及17煤中进行采掘作业时，必须留足防水煤柱。
4. 进一步调查武所屯煤矿边界附近采掘情况，在采掘图纸上标明积水线、警戒线、探水线。
治理与预防措施 通过与武所屯煤矿交换图纸，其在赵坡煤矿边界附近的采掘情况已基本查明，采空区积水范围也基本查清，其与赵坡煤矿边界相邻部分100m范围内的采掘情况、积水区及“三线”已标绘在赵坡煤矿采掘工程平面图上。
5. 下组煤开采除正常开展水文地质工作外，在东翼各采区生产前，应提前预计“两带”发育高度，重视由于断层影响导致局部16层煤与12煤采空区距离减少影响，留足保护煤柱，防止采空区突水。
治理与预防措施 对于西翼12煤采空区积水下下组煤的开采安全性，赵坡煤矿已委托山东科技大学对此作了分析论证，现已得出结论，认为12煤采空区积水区下开采是安全的。
6. 井田内断层较多，部分断层可能使十二、十四、奥灰含水层联通成为同一含水体，对下组煤开采构成严重威胁。为防止底板突水事故，建议矿井在东翼开采前，进行下组灰岩含水层探测，掌握十二、十四、奥灰水的水头值，分析十二、十四、奥灰水之间水力联系情况；另外应合理选择16、17层煤开采对底板破坏深度，正确确定底板有效隔水层厚度。
治理与预防措施 在东翼开采前，与山东科技大学合作，对十二、十四、奥灰含水层进行了水文地质补充勘探，提交了相关成果，对十二、十四、奥灰含水层的水文地质参数已基本掌握。
7. 井田南翼边界张坡断层落差较大，使奥灰与煤系地层对口接触，应预先查明断层平面位置，按设计留足保护煤柱。
治理与预防措施 井田的南部边界是张坡断层，东边界为武所屯断层，井田南边界的张坡断层，在早期已由国家水文物测队对其进行了物探，其走向延展情况已基本掌握，在生产过程中断层保护煤柱严格按照初步设计中规定数据留设，严禁乱采乱挖张坡断层保护煤柱，并由技术科实行有效的监督；
8. 赵坡煤矿应进一步调查相邻煤矿采掘情况，并在12、16、17层煤采掘工程平面图上标明“三线”。考虑到武所屯煤矿可能提前报废，两井田之间边界煤柱应适当加大。
治理与预防措施 赵坡煤矿与周边三矿进行了采掘工程平面图的正常交换，并按照上级部门及专家意见将相邻煤柱在本矿边界附近100m的采掘工程标绘在本矿采掘工程平面图上，有积水的绘制了“三线”；根据与武所屯交换的图纸，武所屯在与赵坡煤矿相邻处边界煤柱留设了40米，赵坡煤矿目前的采掘工程与武所屯边界最近处为105m。
8 矿井重特大水害治理与预防方案（规划）
8.1 地表水系预防
小黑河由东向西流经井田中部，于赵坡村附近汇入北沙河。属季节性河流，1991年7月14日因夜降大雨，曾一度出现过出洪水，河水水面宽度3.20m（1991年7月15日），自1978年以来由于上游修建玉林水库，致使小黑河一直干涸无水，目前河道被农户开荒。北沙河发源于邹城市东群山，由东北向西南流入独山湖，每年枯水期4-6个月，断流无水，洪水则一般发生在每年的7月。没有当地历年最高洪水位记录。
为防止洪水对矿井造成危害，每次降雨后或降（大、暴）雨过程中，应指派专人到塌陷地及小黑河及北沙河沿岸巡视，发现异常应立即向矿雨季“三防”值班室报告，值班电话2135、2146、2147、2148、2150。值班领导接到报告后，应安排调度值班室向矿其他领导作简要汇报，通知物料发放员打开防洪物质专用仓库准备发放抢险物质，同时向各防洪抢险大队负责人发出通知，所有在矿的防洪抢险队成员立即集合待命，携带抢险物质及工具赶赴险情发生地。如情况十分危急，无法抵御险情时，须及时向当地政府部门请求救援。
小黑河有决堤危险时，应及时加固堤坝，防止洪水泛滥；
遇地表塌陷积水下渗时，应及时挖排水沟排除积水，当排水沟不能将积水排除时，应安装水泵排水。在积水排除后，应将塌陷积水渗水区填平压实，进行整平处理。
当井口面临被淹的危险时，必须立即在四周修筑堤坝进行拦截，或采取其它措施。
8.2 主要含水层水预防
井田内直接充水含水层：第四系上含水层段、下含水层段；上侏罗统砂砾岩层；石炭系太原组第三、五、八、九、十下层石灰岩；本溪组第十二、十四层石灰岩；中奥陶统石灰岩。各含水层之间水力联系差。其中第五、八、九、十层灰岩为直接充水含水层，分别是第9、12下、14、15上、16层煤的顶板，对矿井的安全生产不构成严重威胁。
间接充水含水层
第四系含水砂层含水层段平均厚度40米左右，含水丰富，透水性强，接受地表水和大气降水垂向渗入补给，第四系含水层对侏罗系含水层有一定的补给作用，但受补给条件限制，补给较弱。
上侏罗统砂砾岩含水层，直接覆盖于煤层地层之上，对煤层地层通过微弱的越流补给，通过滕北煤田近些年来的矿井排水，其水位有较大幅度的下降。
太原组三灰含水层，1989年3月2日18时，9101工作面推进至30米处，顶板初次来压。20时，面后顶板三灰出水，并逐步加大，至22时增至270立方米每小时。3月5日5时淹没大巷，15日淹至井筒-10.59米。根据有关专家“只能排疏，不能堵”的意见，自3月17日开始组织强排，至4月12日恢复生产。受矿井排水影响，三灰静止水位、巳大幅度下降，三灰富水性不强，对下距煤12下无甚影响，但局部地段可能因次级构造的作用，特别是小断层破碎带会给三灰水涌入工作面提供良好的通道。
本溪组十二、十四灰含水层，十二灰平均上距煤16为25.94米，煤17为18.8米。临界突水系数值取1.5、底板破坏深度取7米（与本矿煤12下底板采动破坏深度相同），十二灰静止水位按+25.8计算求得，开采煤16、煤17的安全水头分别为284.1米和177米。因此正常情况下在回采标高-260米以下的煤16时将会受到十二灰水的威胁。鉴于此，矿与山东科技大学全作，对十二、十四灰进行了水文地质补充勘探，填补了水文地质资料的空白，确保了矿井生产安全。
中奥陶统石灰岩含水层，奥灰与煤17平均间距59.15米，埋藏较浅，水头压力较小，上段裂隙不发育，富水性较差。因此在正常区段奥灰水不会以底鼓的形式直接进入采场，但由于断层错动，可形成侧向补给条件或奥灰水垂向上升通道，使奥灰与十四灰产生水力联系而成为统一的含水岩组。因此，为确保煤16、煤17的安全开采，下一步的工作方向是加强煤系底部岩层岩性与厚度的探测分析，查明断层与裂隙向深部延伸发育情况及其导水特征，以预防断层附近及裂隙密集带或隔水层较薄区发生奥灰突水。
直接充水含水层
太原组五灰含水层，五灰水在本井田的出水形式为沿裂隙出水，先大后小，出水点基本上能跟着下山迎头一起走。正常情况下对开采煤9、煤12下无甚影响。
八灰、九灰厚度小，裂隙不发育，为弱含水层，局部地段可通过构造裂隙进入采场，单点最大出水量在20立方米每小时左右，且逐渐减小，对矿井充水影响不大。
井田内十灰埋藏较深，无隐伏露头，补给条件差，SO4含量及矿化较高，说明径流不畅，以静储量为主。目前全矿井总涌水量在100立方米左右，其中十灰涌水量70立方米每小时，占总涌水量的70%。
矿井涌水
矿井在各个采区施工了水仓，且容量不小于1600m3，安装了3～4台排水泵，每个水泵的排水量为155m3/h，中央水仓两环，总容量2480立方米，安装200D43×7型水泵5台,其中2台为工作泵、1台为检修泵、2台为备用泵，配备ZS147-4型电机，经三趟管路排至地面，导入小黑河。
8.3 断层导水预防
张坡断层为井田的南部边界，落差200-310米，井田位于其下降盘。井田内煤系地层与井田外奥灰相对口。井田内有二组水文孔进行过互观抽水试验，资料表明，断层南盘奥灰与北盘煤系内各含水层水力联系十分微弱，在天然状态下，该断层导水性不良。该断层已基本查明，必要时可进一步查明与深入的研究，以确保矿井安全生产。
8.4 封闭不良钻孔预防
井田内存在几个封闭不合格的钻孔，对矿井生产构成潜在的威胁。矿井地质人员应根据年度作业计划，对于在作业计划范围内的封闭不良钻孔，要及对钻孔防水煤柱进行设计，并纳年度水情水害析及年度防治水计划及灾害预防与处理计划。并对矿井范围内的每一钻孔封孔情况进行具体分析，查清不同层段的封孔情况，根据实际情况确定钻孔是否启封或采取留设保护煤柱。
8.5 相邻矿井水预防
西邻留庄煤矿、北邻休城煤矿，彼此间以勘探线为井田技术边界，它们的开采对地下水会起到联合疏降作用，对赵坡煤矿无不良影响。东邻武所屯生建煤矿，位于断层的上盘，与本矿井田边界相邻部分煤12下、14煤已全部回采完毕，采空区有部分积水，对本矿的东翼开采有一定影响。
8.6 本矿采空区积水预防
对于121采空区积水，在其与同一煤层的相邻采区（123采区）之间留设了40米的防水离煤柱，经实践证明是安全可靠的。
123采区采空区积水，水量达7万m3,对下部163采区的安全开采有一定的影响，矿与山东科技大学的有关科研院所进行了合作，正在对163采区的顶水开采进行科学论证。
163采区尚未开采，在首采面开采前，准备在16301下材最低点（也是163采区最低点）垂直16301下材打一排水巷至东翼轨道石门下部，打钻安泵排水,将163采空区积水排至东翼轨道石门,再自流至东翼采区煤仓。
9 附图资料
1) 综合水文地质图
2) 水文地质柱状图
3) 矿井主采煤层充水性图
4) 水文地质剖面图
第二部分 通防重特大灾害治理与预防方案
1 矿井基本情况
1.1 矿井地理位置
赵坡煤矿位于滕北煤田的东南部。主、副井井口的地理座标为X＝3881950，Y＝20500048。井田东部以武所屯逆断层为界,与武所屯生建煤矿为邻；西部以第27勘探线为界，与留庄煤矿为邻；北部以17-1、19-4、22、23-2、25-3、7号钻孔连线垂直下切为界，与休城煤矿为邻；南部以张坡正断层为界。井田东西走向长4.4公里，南北宽1.4公里，井田面积6.1014km2。
1.2 地形地貌
赵坡煤矿区内地形平坦，为第四系湖积平原。地面标高＋44.2～＋48.02，地形变化的总趋势是东北部较高而西南部则较低。主、副井井口标高为＋46.30m。
1.3 矿井开拓开采
矿井采用立井开拓，中央并列式通风，副井进风，主井回风；煤层开采顺序先上后下，近距离煤层群分组联合布置，上下山开采。上山采区区段前进式，下山采区区段后退式，区段内后退式回采。采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。
赵坡煤矿目前有两个开采水平，第一水平为-230m,第二水平为-270m。
1.4 矿井核定通风能力
赵坡煤矿原设计生产能力为30万吨／年，经过对通风、提升等几大系统进行技术改造，生产能力大大提高， 2003年，山东煤矿通风检测站核定核定通风能力为75.3万吨／年。
1.5 矿井通风系统
赵坡煤矿矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，副井进风，主井回风。矿井主要通风机型号为4－72－11NO.20B型，配套电机为YR355M-8型200KW电机，一套运行，一套备用。
矿井目前总进风量为3408m3/min，矿井主要通风机排风量为3763m3/min。2003年6月份，山东省煤矿通风检测站对赵坡煤矿进行了矿井通风阻力测定和主要扇风机性能鉴定，经测定赵坡煤矿目前矿井通风阻力为1426 Pa,矿井等级孔为2.02 m2 ，属通风容易矿井。
1.6 矿井瓦斯、煤尘、自然发火
赵坡煤矿历年矿井瓦斯等级鉴定结果均为低瓦斯矿井，2003年鉴定瓦斯相对涌出量为0.847m3/t，绝对涌出量为0.666m3/min，二氧化碳相对涌出量为2.915m3/t，二氧化碳绝对涌出量为1.619m3/min。井下没有出现过高瓦斯区域和瓦斯涌出异常现象。
目前主采煤层有4层。
12下煤分析基挥发份为34.11%，可燃基挥发份为43.60%。煤尘爆炸性指数为43.60%；
14煤分析基挥发份为44.61%，可燃基挥发份为51.18%。煤尘爆炸性指数为51.18%；
16煤分析基挥发份为40.67%，可燃基挥发份为46.07%。煤尘爆炸性指数为46.07%；
17煤分析基挥发份为41.77%，可燃基挥发份为48.60%，煤尘爆炸性指数为48.60%；各煤层煤尘均有爆炸危险性。
矿井各煤层挥发分均大于32.76%,都具有不同程度的自燃发火倾向性，自然发火期为6～9个月，属自然发火矿井，但井下没有发生过自然发火事故,也没有出现过自然发火迹象。
矿井通风基本情况见附表1.1
2 矿井通风系统隐患的治理与预防方法
2.1 矿井通风系统的基本情况
2.1.1 矿井通风方式和方法
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，副井进风，主井提升兼作回风。矿进、回风井井口标高相同，同时井下开采水平较浅，受地温应影响较小，井下昼夜及四季温差较小，因此矿井冬夏季受自然风压影响小。
赵坡煤矿东部以武所屯逆断层为界,与武所屯生建煤矿为邻；西部以第27勘探线为界，与留庄煤矿为邻；北部以17-1、19-4、22、23-2、25-3、7号钻孔连线垂直下切为界，与休城煤矿为邻；南部以张坡正断层为界。各边界均按规定留设保护煤柱，与相邻的各矿之间不存在连通情况。
2.1.2 矿井通风网络
矿井通风系统是由纵横交错的井巷构成的一个复杂系统。用图论的方法对通风系统进行抽象描述，把通风系统变成一个由线、点及其属性组成的系统，称为通风网络。通风网络的一个最重要的动态特性就是风流稳定性。赵坡煤矿的通风网络比较稳定。
赵坡煤矿矿井总进、总回风量比较大，通风阻力较小，矿井总等级孔为2.02m2,属通风容易矿井，即通风网络“通过风流的能力”比较强。
主要通风机附属装置齐全可靠。通风机吸风口安设了保护栅栏。通风机建有反风道，各种反风设施结构简单，坚固牢靠，动作灵活，风门绞车等操作开关集中安设，便于司机一人独立操作，反风命令下达后，能在10分钟内改变巷道中的风流方向，供给风量大于正常风量的40％。
井下通风系统完善，风门、调节窗、密闭等通风设施齐全，主要进回风巷道间设有永久正反风门。矿井严格的通风设施管理制度，杜绝了随便开启风门、随意破坏通风设施等现象。
由于采取了以上管理手段，矿井通风系统达到了稳定可靠。
2003年7月25日，山东省煤矿通风检测站邀请省内有关通风安全专家对其《山东丰源煤电股份有限公司赵坡煤矿矿井通风能力核定及系统评价》报告进行了评议，对矿井通风动力、通风网络、通风系统、瓦斯涌出状态的定性、定量分析。认为赵坡煤矿通风网络合理，通风系统稳定、可靠。
2.1.3 矿井通风系统阻力
2003年6月份委托山东省煤矿通风检测站进行了矿井通风阻力测定，经测定赵坡煤矿目前矿井通风阻力为1426Pa。将矿井通风系统划分为进风段、用风段、回风段，则矿井通风阻力分布情况如下表2.1
赵坡煤矿自1996年开始对矿井通风系统进行了多次改造，矿井西翼增加了一条辅助回风巷，完善了井下通风设施。主要通风机电机由原来的95 Kw更换为200 Kw，并配置了变频调速装置，同时对主要通风机的一些附属装置也进行了改造。矿井通风阻力降低，主要通风机效率提高，矿井最大进风量由原来的不足1500m3/min提高到目前的3500m3/min左右。
目前矿井处于通风困难时期，也是矿井通风阻力最大时期。实测定矿井通风阻力为 1426Pa.矿井等级孔为2.02m2 ，仍属于通风容易矿井。
2.1.4 矿井风量
根据《煤矿安全规程》和《山东省煤矿“一通三防”工作实施细则》中有关风量计算的要求,结合赵坡煤矿通风实际情况,按由内向外的计算方法，矿井总需风量计算如下；
采煤工作面需风量
采煤工作面风量计算,应按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的气温和风速以及同时工作的最多人数等因素分别进行计算后,取其中最大值。
(1)、按瓦斯涌出量计算:
Q采i=100×q瓦采i×K采通i m3/min;
Q采i —第i个采煤工作面需风量,m3/min;
q瓦采i—第i个采煤工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min;根据2003度矿井瓦斯等级鉴定资料，赵坡矿各煤层瓦斯绝对涌出量分别为：
①、12下煤层瓦斯绝对涌出量0.174m3/min;
②、16煤层瓦斯绝对涌出量0.101m3/min;
③、17煤层瓦斯绝对涌出量0.144m3/min;
④、14煤层瓦斯绝对涌出量0.091m3/min;
K采通i—第i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，
一般炮采工作面可取K采通i=1.4--2,我矿取K采通i=1.8。
按瓦斯涌出量计算，各煤层工作面需风量为：
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)、按采煤工作面温度计算风量:
采煤工作面应保持良好的气候条件，其温度和风速应符合《煤矿安全规程》要求，采煤工作面温度与风速对照如表2.2：
我矿均采用长壁工作面采煤，工作面的需风量按下式进行计算：
Q采i=60×V采i×S采i m3/min;
式中:V采i—第i个采煤工作面的风速 m/s;
根据我矿地温梯度及季节变化情况，井下工作面温度一般在17--22OC之间，对照上表，取工作面风速V采i=1.0m/s；
S采i—第i个采煤工作面的平均断面积 m2;
采煤工作面的平均断面积应根据各煤层的地质条件及采煤工艺的变化进行计算调整，根据我矿目前各煤层的地质条件及采煤工艺，各采煤工作面平均断面计算参数如表2.3。
因我矿采煤工作面采用“W”通风方式，单面长在100米左右，因此面长及采高调整系数取1。根据以上参数，各煤层采煤工作面按温度计算需风量如下；
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)、按人数计算采煤工作面的实际需风量:
Q采i=4×Ni m3/min;
式中:Ni—第i个采煤工作面同时工作的最多人数, 人;
采煤工作面同时工作的最多人数应根据各采煤工作面《作业规程》中劳动组织图表来确定，统计分析我矿各煤层采煤工作面同时工作的最多人数如下；
12煤采煤工作面同时工作的最多人数47人;
16煤采煤工作面同时工作的最多人数35人;
17煤采煤工作面同时工作的最多人数30人;
14煤采煤工作面同时工作的最多人数35人;
各采煤工作面按人数计算采煤工作面的实际需风量，可按以下计算取值：
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)、按风速验算:
按最低风速验算,各个采煤工作面的最低风量(Q采i)按下式进行验算:
Q采i ≥15×S采i m3/min;
式中：Q采i－－工作面的最低风量，m3/min;
S采i －－工作面的平均断面，ｍ２
15－－工作面的最低风速，m/min;
工作面的平均断面应根据各煤层的地质条件及采煤工艺及时进行验算调整，此次按上表所反映的各煤层工作面平均断面进行验算。
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
按最高风速验算,各个采煤工作面的最高风量(Q采i):
Q采i≤240×S采i m3/min;
式中：Q采i－工作面的最高风量，m3/min;
S采i －工作面的平均断面，ｍ２
240－工作面的最高风速，m/min;
工作面的平均断面应根据各煤层的地质条件及采煤工艺及时进行验算调整，2003年度风量计算可按表二所反映的各煤层工作面平均断面进行验算。
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
根据以上计算，各采煤工作面需风量取值为：
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
矿井掘进工作面需风量计算
各个独立通风的掘进工作面实际需风量,应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、 风速和人数等规定要求分别进行计算,并取其中最大值。
(1) 按瓦斯涌出量计算:
Q掘i=100×q瓦掘i×K掘通i m3/min;
式中:Q掘i —第i个掘进工作面实际需要的风量, m3/min;
q瓦掘i—第i个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min;
根据2002年度矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿各煤层掘进工作面的瓦斯绝对涌出量分别为：
①、12煤层掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.174m3/min;
②、16煤层掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.052m3/min;
③、14煤层掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.091m3/min;
④、17煤层掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.144m3/min;
K掘通i—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般可取K掘通i=1.5-2,我矿取K掘通i=1.8。
各煤层掘进工作面按瓦斯绝对涌出量计算实际需要风量如下：
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)按炸药量计算:
Q掘i=25×Ai m3/min;
式中:Ai—第i个掘进工作面一次爆破的最大用药量, Kg;
赵坡煤矿各煤层掘进工作面均是半煤岩巷道,上下材料道及中间巷巷道断面基本相同，以14煤掘进工作面一次放炮最大装药量计算，查作业规程A＝5.8kg.
开拓岩石巷道以163运输石门一次放炮最大装药量计算，查作业规程A＝6kg。则
Q掘i=25×Ai＝25×5.8＝145m3/min;
Q开拓=25×Ai＝25×6＝150 m3/min;
注：局部通风机确实不能满足开拓掘进工作面全断面一次放炮的风量要求时，必须分次装药、分次放炮并延长爆破后通风时间（及延缓工作人员进入工作面，作业规程中必须明确规定）。
(3)按局部通风机的实际吸风量计算:
Q掘i=Q局机i×Ii m3/min;
式中:
Q局机i—第i个掘进工作面局部通风机的实际吸风量,应根据不同局扇，对其实际吸风量进行实际测量，来确定局扇实际效率及实际吸风量的大小。目前我矿使用KDF-11型局扇，经实际测试可取Q局机=160－180 m3/min;风量计算取 Q局机=170 m3/min;
Ii—第i个掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
为了防止局部通风机吸循环风, 在安装局部通风机的巷道中,除了保证局部通风机的吸风量外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷口之间的风速不得低于0.15m/s。
按Q掘=Q局机+0.15×60×S巷 ＝170＋50＝220m3/min取值。
对于安装在总进风巷道中的局扇，可只考虑局扇的吸风量。对局扇群只考虑一台局扇的巷道风速。
(4)按人数计算:
Q掘i=4×Ni m3/min;
式中:Ni—第i个掘进工作面同时工作的最多人数,人。
掘进工作面同时工作的最多人数应根据各掘进工作面《作业规程》中劳动组织图表来确定。我矿一般为8人
Q掘i=4×Ni ＝4×8＝32 m3/min;
(5)按风速进行验算:
1).按最低风速验算:
半煤岩、煤巷掘进工作面:
Q煤掘≥15×S＝15×5.06＝75.9m3/min;
岩巷掘进工作面；
Q岩≥9×S＝9×9.10＝81.9m3/min;
2).按最高风速验算:
Q掘≤240×S＝240×5.06＝1214.4m3/min;
Q岩≤240×S＝240×9.10＝2184m3/min;
硐室需要风量计算
各个独立通风的硐室实际需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算，按经验值配风，各硐室风量为。
Q炸药库=60-100,我矿取70 m3/min
Q变电所=60-80, 我矿取60 m3/min
Q其他 =40-60，我矿取40m3/min
其它巷道的需要风量(无)
矿井总需风量的计算
矿井总需进风量的计算按下列要求分别进行计算,并必须采取其中的最大值。
(1)、按井下同时工作的最多人数计算:
Q矿需=4×N×K矿通
式中:
N—井下同时工作的最多人数,人。根据统计，我矿同时入井最多人数为421人。
K矿通—矿井通风系数,一般可取1.2-1.25,我矿取1.2。
Q矿需=4×N×K矿通=4×421×1.2 =2020.8m3/min
(2) 、按采煤、掘进、硐室及其它用风地点设计需风量为：
Q矿需=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K矿通,m3/min
式中:
∑Q采—采煤工作面实际需风量的总和, m3/min
∑Q掘—掘进工作面实际需风量的总和, m3/min
∑Q峒—硐室实际需风量的总和, m3/min
∑Q其它—矿井除了采煤、 掘进和硐室地点以外的其它井巷需要进行通风的风量总和, m3/min 。
K矿通－－矿井通风系数，我矿取 K矿通＝1.2
∑Q矿需 =(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K矿通,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。
赵坡煤矿主要通风型号为4－72－11NO.20B型，配置有变频调速装置，进行调节矿井总进风量，井下局部用风地点风量主要靠调节窗或风障进行调节。2004年3月份实测矿井内部漏风率为3.5％，矿井有效风量率为86.6％。
2.1.5 矿井通风设施
赵坡煤矿目前井下共有永久风门21组，永久密闭22处，临时密闭2处。主要进回风联络巷之间均构筑有永久正反方向风门，保证了通风系统的稳定、可靠。所有采空区均进行了永久密闭，避免了采空区跑风漏风现象。
2.1.6 掘进通风
赵坡煤矿井下共布置6个掘进工作面，局部通风方式为压入式,使用KDF型11KW对旋高效节能风机。各掘进工作面供风参数如表2.4
表2.4 掘进工作面通风参数
2.1.7 矿井主要通风机辅助装置
矿井主要通风机型号为4－72－11NO.20B型，配套电机为YR355M-8型，功率200KW，一套运行，一套备用。并配置了变频调速装置，同时对主要通风机的一些附属装置也进行了改造。。根据2003年主要扇风机性能鉴定结果，主要通风机的运行工况点（1＃风机风量为65m3/s,风压为1528Pa；2＃风机风量为64.1m3/s,风压为1517Pa）均位于通风机特性为曲线峰驼值的右侧。单调下降的直线段上，说明风机处于安全运行状态。
矿井正常通风情况下，1＃主要通风机的效率为74.5％，2＃主要通风机效率为76.1％。说明风机处于较为经济的运行状态。
矿井反风方式为反风道反风，2003年6月15日进行了全矿井反风演习，反风操作时间为5分钟，恢复通风操作时间为6分钟。反风风量为2392m3/min,占当时进风量的71.4％。
3月份实测矿井外部漏风量为367m3/min，外部漏风的主要原因是主井提煤兼回风，井塔及井上卸煤点不可能完全封闭严密，此外风硐闸门及盖板处有缝隙也是漏风原因之一。处理方法主要是专人负责，加强检查、维护。
2.2 矿井通风系统存在的隐患及分析
根据矿赵坡煤通风系统的实际情况，矿井在通风系统上不存在安全隐患，但在通风系统上可能导致灾害事故的因素有以下几个方面：
矿井总风量富裕少
矿井目前总进风量为3408m3/min，而根据风量计算，在考虑串联通风的情况下，井下各独立供风地点需风量为3216m3/min。按照目前井下的采掘布置，矿井总供风量略有富裕。但富裕的空间较小因此对井下通风系统要求必须稳定、可靠，否则会造成井下局部采掘工作地点供风量不足。
串联通风
由于受地质构造的影响，采煤工作面须补切眼，可能存在串联通风，虽然制定了一定的串联通风措施，但在通风管理上依然是一个潜在的隐患。
采掘接替时期总风量明显不足
按目前矿井总供风量来看，在通风系统稳定、可靠的情况下，只能够基本满足正常生产期间的风量需要，但在新老采煤工作面接替搬家期间，会造成各采掘工作面风量不足的现象。
东西两翼通风阻力及风量分配不平衡
目前矿井东翼通风系统简单，通风巷道断面大，风阻较小；西翼164采区受断层影响，通风系统复杂，风阻较大；
系统调整频繁
164采区由于受断层影响，采区内部采掘变动大，通风系统调整频繁，通风系统管理难度较大，可靠性降低。
联合布置，造成漏风
12下煤与14煤，属近距离煤层，联合布置开采，采用沿空留巷。上层工作面提前结束，下层工作面滞后一段时间，上层新面与下层老面有一段交替时间。这样上层新面的进风会有部分风量经采空区进入下层老面，造成上层新面配风困难。
2.3 矿井通风系统隐患的治理与预防方案
对通风系统可能造成的灾害，目前主要从以下几方面采取措施，进行预防。
2.3.1 矿井通风系统隐患的治理
加强通风设施管理
按照管理规定，完善井下通风设施，提高通风设施质量，对通风设施定期检查维护，减少内部漏风，提高矿井有效风量率。
加强风量管理
严格执行矿井测风制度，定期进行全矿井测风，对通风系统有变化的地点随时进行测风，及时调整风量；保证通风系统稳定。
合理控制风量
准备工作面在安装回采前,在保证备用面的风速不低于0.25m/s，不会引起瓦斯积聚的前提下，适当控制备用工作面的风量。
合理利用风量
在一定的条件下，可考虑合理利用现有风量。因矿井属低瓦斯矿井，在制定安全技术措施的情况下，可考虑利用符合规定的串联通风解决备用面的风量问题。
2.3.2 矿井通风系统预防方案
保证矿井通风系统稳定、合理，是防止通防重大灾害事故发生的前提和保障，对通风系统出现事故的预防措施主要有以下几方面：
主要通风机
矿井主要通风机必须保证安全可靠运行，主要通风机的通风能力要与矿井的生产能力相匹配。矿井制定专门措施，专人负责落实，定期对主要通风机及其附属装置进行检查检修、维护。并按规定进行主要通风机性能鉴定。
通风阻力
矿井通风巷道断面必须满足通风需要，对因断面小或支护原因造成通风阻力大、风速超限的巷道要增加辅助通风巷道。要加强对主要通风巷道的修护工作，巷道严重失修率不得超过3％。
采掘布局
矿井进行采掘设计和采掘工作面布置时必须从通风角度出发，杜绝不合理通风，减少串联通风。因特殊原因确需串联的，必须在制定严密的安全技术措施的情况下，方可进行施工。
通风设施
井下永久风门、调节风门、调节风窗等通风设施的构筑地点、构筑质量、构筑数量等必须符合要求，并有专人负责，进行看管、维护，保证通风系统合理、稳定。
反风设施
矿井要专人负责，定期对矿井反风设施进行检查维护，并按规定每年进行一次全矿井反风演习，矿井反风时间、反风风量等必须满足《煤矿安全规程》的要求。
矿井瓦斯隐患的治理与预防方法
3.1 矿井瓦斯基本情况
3.1.1 瓦斯地质
赵坡井田地质构造复杂程度属中等偏简单型，即“含煤地层产状平缓，沿走向和倾向均发育宽缓褶皱，或伴有一定数量的断层” 。井田内含煤地层为上石炭统太原组，共含煤18层，其中可采或局部可采6层，即9煤，12下煤、14煤、15 上煤、16煤、17煤，平均总厚度5.11m。
赵坡煤矿历年矿井瓦斯等级鉴定结果均为低瓦斯矿井，2003年鉴定瓦斯相对涌出量为0.847m3/t，绝对涌出量为0.666m3/min，二氧化碳涌出量为2.915m3/t，。井下没有出现过高瓦斯区域和瓦斯涌出异常现象。矿井内的瓦斯涌出规律如下表3.1
表3.1 矿井内的瓦斯涌出规律
3.1.2 瓦斯事故
矿井在瓦斯管理上制定了严格的瓦斯管理制度，所有采掘工作面每班检查次数不少于2次。对工作面隅角等易积聚瓦斯的局部地点进行重点检查，所有机电硐室均纳入正常检查范围。井下所有采空区及废弃巷道均进行了永久封闭，临时停风地点均打设了栅栏，揭示警标。各采掘地点的放炮员和班队长均配备了便携式瓦斯报警仪，采煤工作面溜子尾（隅角）悬挂便携式瓦斯报警仪。所有采掘工作面及串联通风地点均安设了瓦斯报警断电仪。所以，矿井自投产以来没有出现过任何瓦斯事故。
3.1.3 瓦斯事故隐患
赵坡煤矿历年矿井瓦斯等级鉴定结果均为低瓦斯矿井，2003年鉴定瓦斯相对涌出量0.847m3/t，绝对涌出量为0.666m3/min，二氧化碳涌出量为2.915m3/t，。井下没有出现过高瓦斯区域和瓦斯涌出异常现象，也没有出现过瓦斯超限及排放瓦斯事故。不存在瓦斯超限引起爆炸事故隐患。但如果个别盲巷如管理不善有出现缺氧窒息的可能。因此，所有长期不通风的巷道均进行了永久密闭，临时停风地点均打设栅栏，揭示警标，禁止人员入内，并安排专门人员进行检查维护。
3.1.4 安全监控
赵坡煤矿为低瓦斯矿井，井下采掘工作面及串联通风安装AK-201B型瓦斯报警断电仪，目前井下安装使用瓦斯报警断电仪主机12台，传感器22台；备用瓦斯报警断电仪主机3台，传感器6台。计划2005年上半年完善矿井安全监控系统。
3.1.5 仪器仪表
赵坡煤矿通风安全仪器仪表配置情况如表3.1
表3.1 通风安全仪器仪表配置情况表
3.2 矿井瓦斯隐患及分析
3.2.1 采掘工作面、隅角瓦斯超限
赵坡煤矿井下采掘工作面没有出现过瓦斯超限现象，但如果因采掘工作面风量不足，无风或微风作业，也有可能导致瓦斯积聚；
工作面隅角回撤不及时，过于滞后，风流不畅，造成局部瓦斯积聚。特别是17煤工作面溜子尾处曾出现过瓦斯达到0.9－1％的现象。
3.2.2 巷道贯通期间的瓦斯管理
井下掘进巷道与老空区或长期停风地点贯通时，老空区或长期停风地点可能有瓦斯积聚，贯通期间如采取措施不当，可能造成瓦斯事故。
3.2.3 停风巷道和盲巷的管理
井下停风巷道和盲巷如管理不及时，人员误入，可能会造成人员缺氧窒息或中毒等瓦斯事故。在16202工作面曾发生过类似事故。
3.2.4 恢复通风或启封巷道
井下长期停风地点恢复通风或启封巷道时，如不采取措施，严格按规定执行，可能造成瓦斯事故。
3.3 矿井瓦斯隐患的治理与预防方案
3.3.1 矿井瓦斯隐患的治理措施
加强瓦斯检查，严格执行瓦斯管理制度
对井下所有采掘活动地点和硐室，都应按规定设置瓦斯检查点，纳入瓦斯检查范围，检查次数符合规定。
严格执行瓦斯巡回检查制度，瓦斯检查员班中汇报制度、月度瓦斯检查点设置计划审批制度等一系列瓦斯检查制度，彻底杜绝空班漏检，确保瓦斯检查的真实性。
采掘工作面、隅角瓦斯必须重点检查，采掘工作面无风、微风或瓦斯超限时严禁作业。
放炮时必须严格执行“一炮三检”制度。
加强巷道贯通管理
巷道贯通期间必须编制安全技术措施，并严格执行。贯通期间除保证通风系统及时调整外。必须加强瓦斯管理，对停风地点必须先恢复通风，在被贯通地点瓦斯不超限的情况下方可贯通。与老空区贯通时必须先探明贯通点老空区侧的瓦斯情况，采取可靠措施进行贯通。
加强盲巷管理
对临时停风地点必须由通风部门及时打设栅栏，揭示警标，并按规定检查栅栏前的瓦斯。对长期停风地点或废弃巷道必须及时进行封闭。
加强恢复通风或启封巷道管理
对停风地点恢复通风或启封巷道时，必须编制安全技术措施，并在救护队的监护下进行。
强化仪器装备的使用、维修、校验
井下所有采掘地点必须按规定安设甲烷断电仪，其安装位置和断电范围必须符合规定,灵敏可靠,使用正常。掘进工作面和采煤工作面溜子尾必须悬挂便携式瓦检仪，放炮员必须随身携带便携式瓦检仪。
3.3.2 矿井瓦斯预防方案
据统计分析，在起瓦斯爆炸事故的原因中，有违章作业、违章指挥等现场管理因素；有安全技术措施不完善、不落实，安全技术管理水平不高等技术管理因素。从瓦斯爆炸事故发生的地点看，绝大多数发生在采煤工作面和掘进工作面。从引爆火源看，以爆破火源引燃居多，其次为失爆、撞击、和摩擦火花等。因此，瓦斯事故的预防要从加强现场安全管理，加强安全技术管理入手，以采掘工作面为管理重点，以防止瓦斯超限、积聚，防止引爆火源存在为预防根本，采取综合防治措施。
防止瓦斯积聚的措施
1) 建立独立稳定的通风系统，在采区设计时要有合理的通风系统设计，杜绝不合理的串联通风。
2) 保证采掘工作面的风量，所有没有封闭的巷道、采掘工作面、硐室必须保持足以稀释瓦斯到规定界限的风量和风速，使瓦斯没有积聚的条件。
3) 通风系统要稳定、可靠。保证通风设施齐全、位置合理、完好无损，始终处于正常使用状态。
4) 严格瓦斯检查制度，要坚持瓦斯巡回检查制度、杜绝空班漏检、假检现象。
5) 消灭超过6m的扩散通风，防止瓦斯积聚；独头巷道施工临时停工不得停风。
6) 加强盲巷管理，不通风的巷道和采空区应及时封闭、打栅栏、设置警标。
7) 风筒距迎头的距离和巷道的风速必须符合《煤矿安全规程》规定。
8) 局部通风实行风电瓦斯闭锁，配齐局扇管理人员，确保局扇的正常运转，停风恢复送电时，必须先检查瓦斯，符合规定后方可送电。
9) 采掘工作面必须安设瓦斯报警断电装置，保证能够正常使用。
10) 瓦斯检测仪器仪表应定期校验、检查，保证使用的可靠性。
及时处理瓦斯积聚
停风巷道恢复通风前，必须先检查巷道内的瓦斯情况，当瓦斯超限时必须制定瓦斯排放措施，专人负责指挥排放。当某一地点出现局部瓦斯积聚时，要采取有效措施及时安全地处理局部瓦斯积聚。
防止瓦斯引爆火源的措施
1) 加强管理，提高防火意识。严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服下井；井下严禁使用灯泡和电炉取暖；没有可靠措施，不得从事电焊、气焊、和喷灯焊接等工作；井口房、扇风机房周围20米范围内禁止有明火；矿灯发放前应保证完好，在井下使用时严禁敲打、撞击，发生故障严禁拆卸；新工人入井前，必须进行防火防爆的安全教育，提高他们的安全意识。
2) 防止放炮火源。采掘工作面炮破必须使用取得产品许可证的雷管和炸药，使用合格的放炮器、放炮母线进行放炮，井下放炮工作必须有专职放炮员担任，必须执行“一炮三检”制度，严禁放明炮、糊炮。
3) 防止电器火源和静电火源。井下电器设备的选用必须符合《煤矿安全规程》的规定；井下严禁带电检修、搬迁电器设备；防爆设备入井前必须进行防爆检查；井下电器设备的“三大保护”应完好，动作可靠；井下应采取有效措施，防止杂散电流。
4) 防止摩擦和撞击火花。
4.1 矿井煤尘的基本情况
4.1.1 煤尘爆炸特性、防爆隔爆技术措施
根据抚顺煤研所鉴定，赵坡煤矿各煤层煤尘爆炸性为：12下煤分析基挥发份为34.11%，可燃基挥发份为43.60%。煤尘爆炸性指数为43.60%；14煤分析基挥发份为44.61%，可燃基挥发份为51.18%。煤尘爆炸性指数为51.18%；16煤分析基挥发份为40.67%，可燃基挥发份为46.07%。煤尘爆炸性指数为46.07%；17煤分析基挥发份为41.77%，可燃基挥发份为48.60%，煤尘爆炸性指数为48.60%；各煤层均有爆炸危险性。
目前赵坡煤矿采区的隔爆措施主要为在井下各水平、采区、工作面的进回风巷道安设隔爆水棚。安设地点及数量如表4.1
4.1.2 粉尘监测与除尘
赵坡煤矿设有专门防尘管理机构，配有专职测尘人员，经山东省粉尘监测中心培训，取得上岗操作资格证。矿井全尘及呼吸性粉尘均定期进行检测，并与中国矿业大学通风实验室合作，定期进行粉尘理化特性及游离二氧化硅含量的测定。
井下使用炮采炮掘、人工攉煤，采掘工作面主要使用洒水降尘、放炮及攉煤前洒水降尘、放炮使用水炮泥、放炮时喷雾降尘。各转载点安设喷雾降尘；各通风巷道按规定安设风流净化水幕；各类巷道要定期进行清扫、冲刷，防止煤尘堆积。采掘工作面配风必须合理，满足通风防尘的需要，及时排除浮尘，防止煤尘飞扬。
4.1.3 测尘仪器
矿井现有测尘仪器两台，型号为AFQ－20A，另配有分析天平、烘干箱等配台仪器。
4.1.4 防尘系统
防尘管路
赵坡煤矿建有完善的防尘系统，地面有储水量200立方米的静压水池一个，井下现有防尘供水管路约19000米，主防尘管路为Ф108mm钢管，分支管路为Ф54mm钢管，工作面内防尘管路为高压软管。皮带机道每50 米、其它巷道每100米安设一个三通阀门，管路上的每个分支管路必须 安设阀门。
4.1.4.1转载点喷转载点喷雾 井下所有转载点均设置喷雾装置，设置2～3个喷嘴，对准转载落煤位置，在溜子司机、皮带机司机便于操作的地点设一阀门控制此喷嘴的启闭。
风流净化
井下主要进回风巷、掘进中的巷道、采煤工作面上、下材料道，当巷道长度不足200米至少设置1道净化水幕，当巷道长度超 过200米时至少设置2道净化水幕。采煤工作面上、下材料道要求有1道净化水幕距溜子尾不超过60米。采区内所有皮带巷中，每部皮带的后部(距离皮带尾50～100米)设置1道净化水 幕。溜煤眼下方应设置封闭喷雾装置，每一侧面应安装2—3个喷嘴，方向朝向落煤起尘处。溜煤眼上方运输溜子头应设置一处喷雾装置，设2—3个喷嘴，喷雾应覆盖 溜煤眼全断面。运输溜子中部应设置2道净化水幕，距溜子头20米设置1道固定净化水恭，距采煤工作面溜子头25米设置1道移动净化水幕，随工作面推移向前移动。 当运输溜子长度不足40米时，只保留1道移动水幕。
对拉工作面生产溜子头各设置1处喷雾装置，分别安设2～3个喷嘴， 对准落煤地点。
掘进工作面按设两道净化水幕，第一道净化水幕距开门点80—100米， 第二道安设声控自动喷雾洒水装置，并随工作面的 推进向前挪移，且要求距迎头的距离不超过60米一80米。由于矿井开采煤层为薄煤层，受客观条件的制约，各煤层不能使用煤层注水措施。
4.1.5 是否发生煤尘爆炸事故
赵坡煤矿由于采区的防尘措施落实到位，检查监督有力。矿井自投产来没有发生煤尘事故。
4.2 矿井煤尘隐患及分析
赵坡煤矿4个可采煤层均是薄煤层，煤层注水不可行。因此矿井防尘以被动防尘为主，防尘措施主要采用风流净化、转载点喷雾、装煤岩洒水、冲刷清扫巷道、放炮时用水炮泥等。从粉尘产生的各个环节和每个环节的防尘效果来看，可能造成煤尘飞扬、导致煤尘灾害事故的因素主要存在于以下地点。
采煤工作面煤尘飞扬
《煤矿安全规程》规定，炮采工作面应采用湿式打眼，放炮前后冲洗煤壁，放炮时应喷雾降尘，出煤时洒水。但由于受回采工艺和客观条件的限制，炮采工作面防尘很难达到预想的效果，且工作面出煤时产尘集中、产尘量大，造成工作面煤尘飞扬，易引发煤尘爆炸事故。
溜子道煤尘堆积
从煤的运输环节来看，工作面溜子道属初始环节，煤质干燥，转载时煤尘易在溜子道前后飞扬、堆积，如防尘效果不好，净化、冲刷不及时，易引发煤尘爆炸事故。
4.3 矿井煤尘隐患的治理与预防方案
4.3.1 矿井煤尘隐患的治理
工作面合理配风
工作面配风除满足治理瓦斯等因素需要外，欢迎从防尘角度考虑，保证工作面风速合理，既能带走浮尘，又不会造成煤尘飞扬，工作面风速以1－2m/s为宜。
溜子道风流净化和定期除尘
采煤工作面溜子道内应安设净化水幕不少于3道，溜子头转载点前5米处安设净化水幕不少于1道，溜子道内各转载点必须安设转载点喷雾。净化水幕和转载点喷雾必须雾化良好，使用正常。溜子道内应经常冲刷巷帮，清扫积尘。
4.3.2 矿井煤尘事故预防方案
从煤尘爆炸的条件看，我矿煤尘均具有爆炸危险性，因此防止煤尘爆炸事故只能从防止煤尘飞扬、堆积，防止引爆火源存在两方面着手进行综合防治。
防止煤尘飞扬、堆积措施
1) 坚持湿式打眼。采掘工作面使用湿式打眼，将煤粉湿润从炮眼内冲洗出来，从而达到降尘目的。
2) 使用水炮泥。采掘工作面放炮时炮眼中必须装填水炮泥，放炮后因水受高温雾化而起到降尘、降温、净化空气等综合作用。
3) 通风除尘。用风地点的配风量要符合要求，以便稀释和排除工作地点悬浮粉尘，风速不能超过规定，以免引起煤尘飞扬。
4) 喷雾洒水，采掘工作面回风巷、各转载点均按《煤矿安全规程》要求安装喷雾洒水设施，并坚持正常使用。掘进头在爆破前冲洗岩帮，放炮后立即进行喷雾洒水，装车前要向岩堆或煤堆上洒水。
5) 定期清洗、冲刷巷道中的积尘，彻底清除煤尘爆炸的物质基础。
6) 进一步完善防尘系统，加强监管力度，严格执行防尘制度。
7) 严格按《煤矿安全规程》规定安设隔爆设施，防止灾害事故扩大。
引爆煤尘的高温火源与引爆瓦斯的高温火源类似，以放炮火源为主，其次是失爆、摩擦和撞击火源，方治方法同瓦斯爆炸火源防治方法。
5 矿井火灾隐患的治理与预防
5.1 矿井外因火灾的治理与预防方法
5.1.1 矿井外因火灾隐患分析
可能导致矿井外因火灾的因素主要有：
①、 采掘工作面由于放炮不符合规定，产生爆破火焰，可能引起火灾；
②、 皮带机道因溢煤淤塞，皮带机头或皮带打滑没有及时处理引起火花，可能引起火灾；
③、 不及时更换防爆性能差及失爆的电器，一旦发生电器故障可能引起火灾；
④、 各种综合保护措施失灵，接地系统不符合规定，当发生短路故障时不能立即切断电源，易引起火灾；
⑤、 井下从事电气焊不按措施执行，不留监护人，残留火种不清除，易发生火灾；
⑥、 井下动力照明等输电电路，由于绝缘老化，机械外伤，保护失灵等方面的原因，使电缆短路产生火花，可能引起火灾；
⑦、 采掘工作面由于放炮不符合规定，产生爆破火焰，可能引起火灾；
⑧、 井下明火而引起火灾。
5.1.2 矿井外因火灾的治理与预防措施
预防外因火灾关键在于加强管理，严格遵守《煤矿安全规程》的有关规定，并采取以下措施：
①、 井口房和通风机房附近20米范围内，不得出现明火；
②、 井下消防管路应齐全，胶带输送机巷每隔50米设置一个三通闸阀，其它巷道每隔100米设置一个三通闸阀；
③、 井筒、井底车场、机电硐室、胶带运输机头前后两侧各20m巷道范围内，必须用不燃性材料支护；
④、 井下高压、低压设备接地保护齐全，形成系统；整个供电系统设计合理，防止电器设备过载运行，高压、低压防爆开关使用过流保护装置。
⑤、 井下从事电气焊及喷灯焊接等工作时必须制定严格的安全措施；
⑥、 井下使用的变压器油、润滑油、棉纱、布头等，必须存放在盖严的铁桶内，严禁乱扔乱放；
⑦、 杜绝不正确的爆破作业所形成的爆破火焰；
⑧、 井下所有电器设备必须选用防爆型，并且在使用时一定要达到防爆要求；井下电器设备严格执行检修制度、维护制度，杜绝长期带病运转；
⑨、 在井下适当位置设置消防材料库，并存放充足的消防器材和灭火工具；井下中央变电所、采区变电所和其它机电硐室，应备有灭火沙箱，灭火器和一定数量的其它消防材料。
⑩、 严格入井验身制度，严禁携带烟草和点火物品下井。
5.2 矿井内因火灾的治理与预防方法
5.2.1 矿井内因火灾的基本情况
自然发火倾向性
根据抚顺煤研所鉴定结果，本矿各煤层挥发分均大于32.76%,都具有不同程度的自燃发火倾向性，自然发火期为6～9个月。但矿井没有发生过自然发火事故,也没有出现过自然发火迹象。
防灭火设备
尽管赵坡煤矿井下没有发生过自然发火现象，但为以防万一，井下消防材料库配有足够的防灭火器材，如表5.1
表5.1 消防器材库器材配备表
5.2.2 矿井内因火灾隐患及分析
赵坡煤矿可能引起内因火灾的因素有：
①、采煤工作面均不同程度地存在浮煤遗留现象，易形成自燃条件，发生煤炭自燃。
②、采煤工作面的两道一线，即材料道、溜子道、停采线煤壁已压酥或遗留浮煤，具备供氧条件，易发生自燃。
③、采用煤柱护巷、不完全沿空送巷时，遗留煤柱较多，矿山压力将煤柱压裂，如通风不良，易形成自燃条件，发生火灾。
5.3 矿井内因火灾的治理与预防方案
5.3.1 矿井内因火灾的治理措施
①、 采区设己时应考虑防止自然发火的因素，采用无煤柱开采方法，减少煤柱留设。
②、 采区内消防管路必须安设齐全，并按规定留设三通阀门。
③、 加快工作面回采速度，加强对工作面浮煤的清理工作，工作面不留顶底煤；采空区内浮煤、木料等必须回收干净。
④、 回采工作面结束后，及时进行封闭，减少采空区跑风漏风。
5.3.2 矿井内因火灾的预防方案
本矿各煤层都具有不同程度的自燃发火危险，发火期为6～9个月，虽然未发生过自燃火灾事故，但内因火灾仍是威胁矿井安全生产的灾害之一。
可能发生内因火灾的地点
1) 采煤工作面均不同程度地存在浮煤遗留现象，易形成自燃条件，发生煤炭自燃。
2) 采煤工作面的两道一线，即材料道、溜子道、停采线煤壁已压酥或遗留浮煤，具备供氧条件，易发生自燃。
3) 采用煤柱护巷、不完全沿空送巷时，遗留煤柱较多，矿山压力将煤柱压裂，如通风不良，易形成自燃条件，发生火灾。
内因火灾的预防措施
1) 开拓布局要合理，开拓方案中充分考虑有利于通风，调压等措施的实施，回采巷道布置尽可能采用无煤柱护巷方式；
2) 努力做到不留浮煤，不准留顶底煤，杜绝非正规采煤方法；
3) 加快回采工作面推进速度，使采空区自燃源难以形成，两材料道、溜子道支架回收干净；
4) 及时密封采空区和废弃的巷道；
5) 各采掘工作面通风设施要合理布置；
6）在工作面停采线附近，喷洒阻化剂；严格控制煤体升温事故，发现异常现象及时处理。
6 矿井3年通防规划
6.1 通防治理目标及实施步骤
6.1.1 通防治理目标
赵坡煤矿目前有两个开采水平，第一水平为-230m,第二水平为-300m，2002年期末矿井可采储量为1484.6万吨，按核定生产能力50万吨／年计算，矿井服务年限为22.84年。
根据矿井服务年限及矿井投产以来的通防管理状况，近3年矿井通风管理目标就是杜绝矿井“一通三防”各类事故，为确保矿井安全生产。
6.1.2 通防重大灾害治理实施步骤
赵坡煤矿存在火、瓦斯、煤尘等自然灾害影响，虽然各种灾害的安全威胁程度相对较小，单为了实现矿井“一通三防”无事故的治理目标，仍需在通防管理上采取以下步骤进行逐步强化治理。
6.1.2.1 完善管理体系
结合矿井以前的通防管理经验，进一步完善矿井防灾抗灾安全管理体系，完善通防灾害防治的安全管理机构，进一步明确各级领导、各部门的通防安全岗位责任制，完善灾害防治的管理制度，建立健全通防安全技术管理手段到位，灾害防治措施落实有力。并且矿井制定有详细的灾害预防和处理计划。
6.1.2.2 完善通风系统
矿井通风能力在正常生产期间，能满足安全生产需要。主要通风机及其附属设施装备齐全，性能稳定，运转正常。矿井通风网络简单，系统阻力较小，属通风容易矿井。但在今后时期应保证井上下各类通风设施构筑齐全、完善，保证通风系统稳定，巷道贯通、串联通风等要制定有严格的安全技术措施，从系统上能够保证矿井的安全生产。
根据矿井近3年开拓开采布局，需要建立、调整、完善的通风系统有163采区通风系统，162采区17煤通风系统。
6.1.2.3 矿井瓦斯管理
矿井瓦斯相对涌出量为0.666m3/min，涌出量较小，属低瓦斯矿井。井下不存在高瓦斯区域，没有出现过瓦斯涌出异常现象。但矿井应进一步完善的瓦斯管理制度、瓦斯巡回检查和请示报告制度，瓦检员班中回报制度能够严格落实。瓦斯检查检测设备配置齐全，井下所有采掘工作面均安设瓦斯报警断电仪，便携式瓦斯报警仪必须能够保证正常使用。矿井应尽快安装完善安全监测监控系统，实现人工检查与安全监测的有效结合，在瓦斯管理上形成严密的检查监控网络。
6.1.2.4 矿井防尘管理
矿井防尘系统要进一步完善，井下所有在用巷道均应按规定安设防尘管路,并按规定留设三通阀门,净化水幕转载点喷雾等各类防尘设施安设齐全。掘进工作面必须实施湿式打眼和出煤（矸）洒水降尘，放炮必须使用高压远程放炮喷雾装置。井下所有采掘工作面均应按规定安设隔爆设施。矿井建立健全防尘管理制度，并建立严格的监管机制。
6.1.2.5 其他
在今后的通防管理工作中应注意：
1) 在采掘布局上要考虑通风系统的合理性、稳定性。
2) 矿井通风方式属中央并列式，要加强主要进回风巷之间联络巷通风设施的管理，防止风流短路，保证系统的稳定。
3) 在回采工作面搬家期间，应合理安排，保证各工作地点风量能满足要求。
4) 矿井应根据实际通风能力，合理安排采掘工作面的数量及产量，不超通风能力生产。
5) 瓦斯管理上应加强局部瓦斯的管理，防止出现局部瓦斯超限，造成瓦斯事故。
6) 矿井煤尘具有较大爆炸危险性，对主要产尘地点要加强防尘管理。
6.2 矿井通防治理规划
2004年～2007年矿井通防治理规划如下表6.1
表6.1 2004年～2007矿井通防治理规划表
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