大断面开切眼支护技术研究及应用
大断面综采切眼支护技术(DOC)
大断面综采切眼支护技术随着我公司回采机械化水平的提高，掘进机械化也有了一定程度的发展，锚杆支护技术虽作为一项先进技术被推广应用，但在生产实践中，由于各种原因，应用范围比较小，尤其是在煤巷支护及顶板为煤顶方面。
我矿煤巷全锚支护在顺槽巷道和开拓准备巷道支护上都有不同程度的推广应用，但在综采面大切眼应用全锚支护技术尚属首例。
以往的综采大切眼均采用棚式支护或先按一较小断面掘进,待整个工作面形成系统后边刷大到设计断面边安装支架方式，针对综采22103工作面生产接续较为紧张,为保证工作面尽早投入回采,我公司在切眼施工期间提出了大断面切眼全断面一次掘进的施工技术方案.实施后取得了成功。
综采切眼全断面一次掘进锚杆支护设计方法，以22103综采工作面切眼锚杆支护为例，该切眼设计掘进宽度7.4米，掘进高度3.4米，矩形断面，倾斜长度170米，平均坡度16度，最大坡度19.5度，根据切眼实际情况，采用综掘机一次成巷，通过锚杆锚索钢带加单体液压支护增强支护对顶板组合支护方式，从安全、技术和经济三个方面分析综采切眼锚杆支护的优越性。
1、工作面顺槽地质情况：22103工作面回采2#煤层，2#煤层位于太原组上部，山西组底部K2砂岩之下，距K2平均约8.12m，赋煤区内总体南部厚北部薄，为可采煤层，煤层厚度3～5.4m，平均4.3m，含0-3层夹矸，局部有二合顶0.3米。
22103工作面煤层赋存较稳定，直接顶为砂质泥岩，厚度在1~5.4米，平均厚度3.2m老顶为K2砂岩，局部地段，直接顶以上3.5米有一层1米左右泥岩，直接顶板抗压强度16.0～18.8 MPa，平均17.2 MPa，属于不稳定顶板；老顶抗压强度33.0～36.8 MPa，平均34.0 MPa，属于中等稳定顶板底板为砂质泥岩,地层岩石多为泥岩、泥质页岩、砂岩、层理、节理较发育，小型断层为主要构造形式。
属典型的软岩矿区。
经过不断探索，公司在软岩矿区由煤巷小断面锚杆支护技术发展到综采切眼大断面锚杆支护技术。
大断面综采切眼支护技术
大断面综采切眼支护技术摘要：本文介绍了大断面综采切眼支护技术的原理、方法和应用场景。
首先，我们介绍了切眼支护技术的发展历史，并介绍了有关大断面综采切眼支护技术的基础知识。
接下来，我们论述了大断面综采切眼支护技术的数值模拟方法、切眼支护工程实施方案和切眼支护施工中的各种相关技术。
最后，我们总结了大断面综采切眼支护技术的优缺点，指出了应用未来展望。
关键词：大断面综采；切眼支护；工程技术；数值模拟；施工正文：大断面综采切眼支护技术是指对大断面综采中的切眼工作进行支护，实现支护边坡稳定的技术。
凭借“四位一体”的切眼支护综合技术手段，可以安全、稳定、有效地完成大断面综采面的切眼支护工程，提高支护质量。
大断面综采切眼支护技术通常可以采用3种方法：数值模拟方法；综合支护方案；和支护施工中的各种相关技术。
首先，数值模拟法是利用计算机仿真技术，根据物理特性，计算切眼的稳定性，进而确定合理的支护形式，因此以该方法为基础的大断面综采切眼支护技术能够精确地预测支护的稳定性。
其次，综合支护方案法是利用专业的综合设计软件，以边坡位移和稳定性为主要指标，综合考虑物理参数、支护结构形式、施工技术等因素，分析支护效果并设计支护方案。
最后，支护施工中的各种相关技术法包括支护时的爆破技术、隧道施工技术、支护技术、煤层气抽采技术等。
大断面综采切眼支护技术不仅可以确保切眼的稳定性，而且可以极大地降低生产成本和综采量，可以提高高效率，提升企业收益。
然而，由于支护施工的复杂性，必须有良好的施工管理制度和完善的安全措施，以保证支护施工的安全性和稳定性。
综上所述，大断面综采切眼支护技术在实际应用中具有重要作用，可以有效提高生产效率，但也存在安全风险，其应用前景必将受到关注。
随着技术的发展，现代大断面综采切眼支护技术已经越来越完善，并在较大的煤矿中得到广泛应用。
一方面，目前的切眼支护技术已经极大地减少了煤矿的支护破坏，从而使煤矿支护的安全性和可靠性得到了极大的改善；另一方面，高效率的切眼支护技术也可以极大地减少企业在生产过程中所投入的成本。
超大断面切眼联合支护技术应用研究
现
代
矿
业
Ｊ ｌ．２ １ ｕｙ ０ ２
Ｍ ０ＲＤＥＮ Ｉ ＮＧ Ｍ ＮＩ
总 第 ５９期 １ ２ １ 年 ７月 第 ７期 ０２
超 大 断 面 切 眼联 合支 护技 术应 用 研究
苏 晓建 徐 雨 周 俊 帆 武 宗刚
（ 南 煤 化 焦 煤 集 团赵 固二 矿 ） 河
备 的顺 利安 装 ， 为今后 类似 工作 面切 眼支 护积 累了宝贵 的经验 。
关键 词 超 大 断 面 切 眼 联 合 支护 支护 原理
赵 固二 矿 １０ １５大 采 高 综 采 工 作 面 开 采 二 煤 层， 煤层 平 均厚 度 为 ６３ Ｉ工 作 面 平 均 走 向长 度 ．２１， Ｔ 为 ２１ １９ｍ， 斜 长 度 １０ｍ， 用 Ｚ １００ ３／ ３． 倾 ８ 采 Ｙ ８０／ ０
１ ６ １
李 玉业
马凤 莹 ： 获各 琦铜矿 斜 坡道 的 维护
２１ ０ ２年 ７月第 ７期
固帮 、 角可 较好 地 控 制巷 道 的底 鼓 Ｊ 。巷 道 产 生底
鼓 断面 阻碍 运输 、 加通 风 阻力 ， 增 因底鼓 而造 成 巷道 报废 的 现象 时有 发生 ， 重影 响生 产和 威胁 安全 。 严
（ ×宽 Ｘ高 ） ５ ｍ ｘ１ × ． ２ ｍ。 由于 工 作 面 长 ２ ０ ｍ ４ ６
切 眼原 掘进 期 间设 计净 宽 为 ４ ２ｍ， 高 ３２ｍ， ． 净 ． 需 要 对其 进行 扩 刷 。因赵 固二 矿为 高应 力 、 薄基 岩 、 高
水 压 的特殊 地 质条件 ， 大跨度 、 高度 的切 眼采 用锚 大
摘 要
赵 固二矿 １０ １５大采 高工作 面切 眼原设 计 净宽 ４ ２ｍ， 高 ３ ２ｍ， 工作 面设 备安 装 ． 净 ． 而
极近距离煤层下煤层大断面开切眼支护技术研究
ｇ ｏ ａ ｌ ｏ ｆ ｔ ｈ ｅ ｕ ｐ ｐ ｅ ｒ ｓ ｅ ａ ｍ ｓ ｅ ｉ ｒ ｏ ｕ ｓ ｌ ｙ ｉ ｎ ｌ ｆ ｕ ｅ ｎ ｃ ｅ ｄ ｔ ｏ ｅ ｘ ｔ ｅ ｎ ｄ ４ ｍｅ ｔ ｅ ｒ ｓ ｏ ｆ ｔ ｈ ｅ ｓ ｅ ａ ｍ ａ ｎ ｄ ｅ ｘ ｔ ｅ ｎ ｄ ３ ｍｅ ｔ ｅ ｒ ｓ ｄ ｏ ｗｎ ｗ ａ ｒ ｄ ．Ｔ ｈ ｅ ｌ ｆ ｏ ｏ ｒ ｆ ａ ｉ ｌ ｕ ｒ ｅ
大断面开切眼锚网索联合支护技术的应用
图 １ 岩 层 综 合 柱 状 示 意
・
４９ ・
２ ０ １ ３ 年第 ３ 期
中 州 煤 炭
总第 ２ ０ ７期
２ 巷 道 支 护 设 计
２ ． １ 方 案选 择 与传 统 支 护技 术 相 比 ， 掘 进 巷 道 采 用锚 网索 联
巷 道 支护 前 ， 掘 进 机停 止掘 进 ， 启 用 机载 临时 支 护， 使 顶梁 放平 并 支 撑 住 顶 板 ， 将 掘 进 机 闭锁 ， 机 载 临时 支护 装置 双 向锁 死 ， 不 自动 卸 压 。 当顶 板 较 完 整时， 允许 掘 进机 一次 截割 ２排 ， 机 载临 时支 护最 大 控顶 距 不 得 超 过 １ ９ ０ ０ ｍ ｍ； 当顶 板 破 碎 、 出现 掉 矸
２ ＼ 氆如
／ １ ． ５ ０ ～ １ １ ． ５ ０ 大占 深灰色 ，以石英 为主，中、细颗粒 ，
６ ． ５ ０ 砂岩 高角度节理发育 ，完整性差。
＼
３
泥岩、 灰黑色， 致密， 水平节 理， 遇水泥
０ — ４ ． ９ ０ 砂质 化 ， 含 云母 及黄铁 矿结核 ，局部加
我 国煤 矿大 都 采 用 井 工 开采 ， 为保 证 矿 井 高产 高效 ， 巷 道 支护 技术 日益 受 到人们 的重 视 ， 并 在 理论 与试 验 研究 方 面取得 了较 多 的成果 ¨ 。 。然而 ， 我 国 煤 矿地 质条 件复 杂 ， 巷 道 围岩 稳 定 性 影 响 因 素存 在 多样 性 。 随着开 采 深 度 的增 加 ， 巷 道 围岩 原 岩 应 力 对 巷道 支护 质量 及 支 护 效果 影 响较 大 ， 为确 保 巷 道
２ ０ １ ３ 年第 ３ 期
中 州煤 炭
大断面一次成巷支护技术在切眼中的应用
大断面一次成巷支护技术在切眼中的应用基于耿村煤矿12230工作面施工现状，提出一次成巷支护在大断面切眼施工中的技术思路，分析切眼断面及支护设计，明确支护技术优缺点，为同类水文地质条件下的断面切眼支护施工积累成功经验。
标签：切眼断面一次成巷支护设计1 概述耿村煤矿12230工作面切眼在施工大断面一次成巷切眼期间，采用锚网索作为主动支护，36U型钢棚和液压抬棚作为辅助支护的支护形式。
尽管切眼顶板条件比较差，切眼宽度较大，支护存在一定的困难，但经过精心设计，切眼支护良好，满足了综采支架的安装要求。
2 工作面概况耿村煤矿12230工作面位于西采区东翼，2-3煤轨道下山和皮带下山东侧，其上部的1-2煤已回采完毕（2-3煤与1-2煤之间相距42.6m），该面上巷距已回采的（2-3）12210工作面下巷8m，东部切眼位置平均距（2-3）13160工作面采空区30m，南部为未开采的2-3煤实体。
该工作面位于2-3煤层，位于煤系地层义马组底部砾岩段之上，下距三叠系地层0.5-28.92m，顶板为灰黑色泥岩，具隐蔽水平层理，含少量植物化石碎片，致密坚硬，厚37-42m；底板为灰黑色泥岩，含少量碳化植物化石碎片，厚4-6m。
矿井构造简单，水文地质条件中等，为高瓦斯矿井，煤层属易自然煤层，煤层具有爆炸危险性。
煤层厚度12-25m，走向长度约1100-1200m，倾斜长度200m，煤层倾角10°～13°。
工作面采用综合机械化放顶煤开采，选用MG300/730采煤机落煤，采用ZF8600/18/35综采放顶煤支架支护。
3 切眼断面及支护设计3.1 切眼断面形状根据目前情况，结合已掘过的切眼的经验数据，采用工程类比法进行对比，在现有的支护强度下，尽可能增加有效断面，以满足通风、行人、运输及安全的需要，设计断面为拱形断面，支护形式为锚网索+36U型钢+液压抬棚复合支护，净宽度8.5m，净高度4.26m，掘进断面32.2m2，有效断面24.8m2。
极软厚煤层大断面开切眼支护技术探讨
１ 矿 区地 质 概 况
某 矿 主采 二叠 系 山西 组 ２ 煤 。 由于煤 层 极其 软 弱， 厚度 大 ， 顶底板 岩 层强 度不 高 ， 分 层 厚度 小 ， 加 上
区 域 性 地 质 构 造 的影 响 ， 回采 巷 道 维 护 十分 困难 。
该矿 １ ２ ４ ５ 工 作 面 进 行 支 护 改革 试 验 的一 段 开 切 眼
状
老底
细砂 岩
３ ． ０ 灰色， 细粒 ， 层理 明显， 分选 良好 ， 石英 为主
２ 巷 道 支 护 方 式 及 支 护 参 数
１ ２ ４ ５开切 眼设 计 为 矩 形 断 面 ， 宽５ ． ８ ｍ， 高２ ． ６ ｍ， 采 用锚 梁 网索 联合 支护 ， 如图 １ 所示 。
支 护研 究 的重 点 ， 也 是未 来 一 段 时 间我 国煤 矿巷 道 支 护 的一 个 主要 发展 方 向 。
３ 巷 道 锚 杆 受 力 观 测 结 果 与分 析
随着 开切 眼 的掘 进 ， １ ２ ４ ５ 工作 面 开切 眼锚杆 受 力 有如 下规 律 ： 顶锚 杆 的最 大荷 载为 １ ２ ０ ｋ Ｎ， 平 均 为
２ ０ １ ３ 年第 １ 期
Ｎｏ ．１ ２ ０１ ３
煤
炭
科
技
４ １
Ｃ０ＡＬ Ｓ ＣＩ ＥＮＣＥ ＆ ＴＥＣＨＮ０Ｌ０ＧＹ ＭＡＧＡＺＩ ＮＥ
文章编号 ： １ ０ ０ ８ — ３ ７ ３ １ （ ２ ０ １ ３ ） ０ １ — ０ ０ ４ １ — ０ ３
极软厚煤 层大断面开切 眼支护技木探 讨
软岩 大 断面开 切 眼 围岩 稳定 性控 制 问题 一直 是 矿 山支护 工程 中重要 的研究 方 向 ， 国 内外 专家 、 学 者 对 此进 行 了大 量研究 。 由于地质 条件 的复杂性 和 差
锚网梁锚索联合支护技术在大断面开切眼的应用
２１ 顶部锚杆计算参数 ．
（） 杆长度计算。 １锚 锚 杆 长度 Ｌ （．＋ ／０＝ ． ： １ ｎ１）１ ４ １ ４ 式中Ｎ 一围岩 影 响 系数 取 １ ；
ｎ一
按 中线布置 ， 巷道断 面 ：． 工作 面开切 眼在断层边缘 布置 ８ ｍ， ６
债｝ ． 高 ２５ ）沿底 留顶煤 ３１ 经钻探 Ｆ — ６５ ｍ、 ． ， ｍ ．ｍ， ４ ２断层 裂隙发
为巷 道 跨 度 ；
为 便 于管 理 取 Ｌ Ｉ ｍ ＝． 。 ６ （ ） 杆 直径 。 ２锚 锚 杆 直 径 ｄ ｌ１０× ＝ ３３ ＝ ／１ Ｌ １． ｍｍ；
育、 含水丰富， 顶煤易垮落。此工作面属综采放顶煤工作面 ， 所
有液压支架安装为横 向安装一次到位 ， 安装支架 ７ ， ５架 安装期 为２ Ｏ天 ，也就是说在巷道掘好后还要保持 ２ ０天才能用支架 支撑顶板 ， 因此 ， 前期支护至关重要。
３１ ×ｒ ４ ｋ ｍ ． ４ ２× ５ｆ ｍ
１ 支 护形式 的确定
根据现场顶板情况 ， ～次成巷困难较大 ， 确定施 工工 艺为 二次成巷 、 即先掘 ２ ｍ宽的巷道贯 通 ， ． ５ 后逐渐扩 帮成巷 。因
此， 采用传统的金属棚 架支护扩 帮时更换棚架 ， 工艺复杂不安 全。采用锚杆支护随掘 随支 ， 出现重复工序 ， 不 随着扩帮增大 、 悬顶面积增大 ， 利用锚索悬臂 顶板 ， 减少垮顶步矩 ， 达到支护
（） ３ 两帮锚 杆支护主要起销 钉作用 ， 但巷道 上帮较高 ， 故 选用 １ ｍ长金属锚杆进行支护 ， ． ６ 间排距参数计算如下 ：
锚 杆 承 载能 力 为 ： ＝ ５ Ｎ Ｐ Ｎ Ｑ ４ｋ ＝ Ｑ 煤 帮跨 落 时 ， 锚 杆 载 荷 为 对 采取 “ 四定 表 ” 式 落实 整 改 。 形
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- 可编辑 综放工作面大断面开切眼支护技术研究及应用 前 言 随着矿井产量和效率的不断提高，要求巷道断面越来越大，而随着开采煤层的加深，地压对巷道支护的要求也越来越高。尤其综放工作面大断面开切眼时位于煤层中施工，松软的岩性更加增大了支护的难度。 首先利用高强预应力锚杆+w钢带配合支护，形成组合梁；然后利用长度合适的锚索穿入稳定岩层形成悬吊梁；最后利用单体液压支柱在大跨度切眼内部形成支柱式支护。与古老的钢梁、木腿被动支护相比，本支护方式有效的提高了巷道支护效果，降低了巷道维护成本、减轻了工人劳动强度和二次支护。同时也改善了作业环境，保证了安全生产，为采煤工作面的快速安装、推进，实现高产、高效，创造了良好条件。 近五年来，本支护方法已在济矿集团阳城煤矿进行了全面推广。目前1301、1303、1305、1306及1307综放工作面开切眼均采用本方法支护，有效的控制了顶板围岩的强烈变形、断裂，保持了原切眼的稳定性，从而均实现了综采工作面的安全、顺利安装，为本矿取得了显著的技术经济效益。 -
可编辑 一、概 况 1．1 采区概况
1．1．1位置、范围及标高 阳城煤矿位于山东省济宁市梁山县东南约25km，井田主体位于梁山和汶上两县境内。东西宽2.2～6.7km，南北长10.5km，面积41km2。 目前采区北三采区位于井田的中深部、第6和14勘探线之间，第 8、10、12勘探线穿过本采区，属－650m水平3煤层的北翼下山采区，东至F1边界断层、西至季庄断层、北至三DF61断层、南至DF38断层。走向长（南北）3560m，倾斜宽（东西）1900m，面积约6.764km2。地面标高+39.06～+39.97m；开采上限标高－550m；开采下限标高－1250m。 1．1．2与邻近采区关系 西部为正在开采的北一采区；北部为北五采区，南部为南二采区，北五和南二采区暂未有采掘活动；东部为F1断层的下盘，为无煤区。 按照开拓设计采区划分，本区段位于北三采区回风下山南侧，煤层底板标高位于-670～-870m之间。 1．1．3区内勘探钻孔情况 区内勘探钻孔情况见表1－1－1。 区内勘探钻孔情况表 表1－1－1 区内钻孔 名称 地面高程（m） 终孔深 （m） 煤厚/底板标高（m） 终孔层位 揭露 地层 封孔 质量 -
可编辑 地质勘探钻孔情况 Y8-3 39.80 709.20 无 三灰 Q、P2s、P1x、P1s、C3t 合格
Y9-1 39.58 935.50 7.28/-872.37 3煤下 Q、P2s、P1x、P1s 合格 Y10-3 39.71 766.50 1.96/-519.84 十二灰下 Q、P1x、P1s、C3t、C2b 合格 Y10-4 38.97 933.50 5.54/-871.19 3煤下 Q、P2s、P1x、P1s 合格 Y12-2 39.48 617.22 1.5/-529.12 三灰 Q、P2s、P1x、P1s、C3t 合格 Y12-3 39.06 960.00 7.78/-901.65 3煤下 Q、P2s、P1x、P1s 合格 1．2 地质特征 1．2．1地质构造
根据勘探报告资料，本采区内地质构造较复杂，煤岩层整体赋存形态为走向NE，倾向SE的单斜构造，倾角17°～36°，平均22°。浅部煤层倾角小，深部煤层倾角大。三DF55断层把本采区分成南北两块，南块段靠近DF38断层深部有一小型向斜构造。采区内四周均以二、三维物探所控制的断层为界，西部的季庄断层落差150～250m，另由Y8－3钻孔穿过，北部的三DF61断层落差50～180m,南部的DF38断层落差50～100m，东部为- 可编辑 F1井田边界断层，落差1300m以上。区内复杂的地质构造严重地影响着采区准备巷道的布设和回采工作面的布置。预计采区内无岩浆侵入、岩溶陷落柱及古河流冲刷等特殊地质现象。 区内主要断层情况见表1－2－1。 区内主要断层情况表 表1－2－1
断层名称 性质 产状（褶曲、轴面） 控制情况 倾向 倾角（°） 落差（m）
季庄断层 正 NW 65 150～250 三维物探控制，可靠 F1 正 NW 70 〉1300 三维物探控制，可靠 三DF61 正 NE～NNE 70 70～150 三维物探控制，可靠
DF38 正 NNE～N 70 50～100 三维物探控制，Y8-3孔穿过可靠 三DF60 正 SSE 70 0～10 三维物探控制，可靠 三DF55 正 NE 70 40～85 三维物探控制，较可靠
三DF56 正 NW转NNE 70 50～70 三维物探控制，较可靠 三DF54 正 NNE 70 0～18 三维物探控制，较差 三DF53 正 NW 70 0～40 三维物探控制，较差 三DF52 正 SW 70 0～25 三维物探控制，可靠 - 可编辑 三DF51 正 E 70 0～15 三维物探控制，较差 三DF50 正 NEE 70 0～20 三维物探控制，较差 三DF120 正 NW 70 0～8 三维物探控制，可靠 三DF121 正 SE 70 0～6 三维物探控制，可靠 三DF102 正 SWW 70 0～30 三维物探控制，可靠 三DF103 正 SSW 70 0～10 三维物探控制，可靠 三DF143 正 NEE 70 0～40 三维物探控制，可靠 三DF58 正 NWW 70 0～20 三维物探控制，可靠 三DF111 正 E 70 40～70 三维物探控制，可靠 1．2．2赋存煤层
（一）含煤地层 北三采区含煤地层为二迭系山西组和石炭系上统太原组。 山西组：含煤1～3层，自上而下为1煤、2煤、3煤。钻孔揭露2层，分别是2煤和3煤，其中2煤厚0～0.8m，为不可采薄煤层，3煤厚5.54m～7.78m，为稳定的厚煤层。 太原组：含煤15层，自上而下为4～18煤，钻孔揭露的16煤、17煤厚度分别为1.7m和0.85m，为可采煤层；其它煤层均较薄，不可采。 （二）可采煤层 北三采区可采煤层为3煤层、16煤层和17煤层。 3煤层厚度5.54m～7.78m，平均6.87m, 全区可采，区内赋存稳定。3煤容重为1.35t/m3，普式硬度1.5。煤层结构复杂，下部含一层泥岩薄矸，厚0.27m。3煤层呈黑色，沥清光泽—玻璃光泽，由暗煤、亮煤及镜煤组成，含少量丝炭，条带状，块状构造，参差状断口，性脆易碎，内生裂隙较发育，煤岩类型属半亮型～半暗型。3煤为高等陆生植物生成的腐植煤类，煤层主要受深成变质作用，煤质变化较简单。为低灰、低磷、低硫、中高- 可编辑 发热量的优质气煤。可以作为良好的动力、酿造及食品工业用煤。 16煤、17煤厚度分别为2.4m和1.2m，为硫分大于3%的高硫煤。 1．2．3煤层顶底板岩性及煤层间距
3煤层的顶板为浅灰色中细砂岩，厚4.5～17.1m，泥硅质胶结，夹炭质条纹、菱铁质鲕粒，水平互层层理，局部斜层理。直接顶为深灰色泥岩，含植物叶片化石，局部含粉细砂质，厚度0～5.34m。底板：直接底为深灰～黑灰色泥岩，含炭质，遇水变泥状,多含植物根部化石，厚度0.27～1.61m。下部为灰～深灰色细、粉砂岩，水平层理。 3煤上距2煤、下距4煤的间距在20～30m之间。 16煤层与上部稳定的辅助标志石灰岩（八）间距一般在55.0m左右，煤层底板一般为含有植物根化石的泥岩。 17煤层顶板为石灰岩（十一），有时相变为粉砂岩，底板为粉砂岩或泥岩，具根化石。位于16煤层下部，距16煤层间距一般3.0～6.0m，平均4.0m，距下部十二灰间距平均27.0m。 1．2．4水文地质
本采区位于井田的中深部，与第四系水无水力联系；开采3煤层时其主要充水水源为3煤顶板砂岩水，其次为底板三灰水；因区内及四周大中型断层发育且纵横交错，若断层含水或导水，加上F1边界断层以东地层不明，若为奥灰或寒武纪强含水层，本采区水文地质条件则复杂化。上述断层的含导水情况均不明，特别是F1断层东部的地层还不详。开拓巷道临近或需穿过上述断层时，必须事先探明断层的含导水情况，并按规定留足断层防水煤柱。 （一）充水因素 1．含水层 （1）第四系（Q） - 可编辑 采区内钻孔揭露厚度247～255m，平均250.00m。依据岩性组合及含隔水特征，自上而下可分为上、中、下三组。而井田内第四系松散层中均有多层稳定的粘土隔水层，而且大都分布100m以深的中、下组内，这就有效地隔绝了地表水、大气降水对基岩含水层的直接补给，也隔绝了第四系松散层上、中、下各组之间的水力联系。 （2）下石盒子组分界砂岩 下石盒子组底部有一至二层分选性较差，灰至灰绿色中粗砂岩或含砾粗砂岩（分界砂岩），厚1.27～17.50m，平均5.29m，简易水文消耗量0.01～0.12 m3/h，该组砂岩属弱含水裂隙含水层。分界砂岩下距3煤层42.73～92.43m，平均65.00m。开采山西组3煤层，综采一次性全放顶时，导水裂隙带在发展过程中部分地段最终有可能延伸到分界砂岩，但因富水性极弱，不会对煤层开采增加多少水量。 （3）山西组3煤顶板砂岩 对3煤层开采有影响的直接充水含水层是3煤顶板砂岩段，统计3煤层顶部80m以内的砂岩层分布，一般3～12层，平均6层，总厚度13.80～48.10m，平均总厚度31.69m。水位标高为＋28.49～＋30.52m，平均渗透系数0.042～0.159m/d。山西组3煤层顶板砂岩含水性弱，有一定的动储量，但补给较差。 （4）太原组三灰 在煤系地层竖直剖面上为相对富水的含水岩组，其中对开采3煤有影响的是三层灰岩。三灰富水性不均一，上距3煤层43.3～54.3m，平均48.80m，其间含水层不发育。在正常间距下，不会对开采3煤层造成底鼓突水。本采区埋深大，三灰水水压大，当断层使三灰与煤层间距缩小或岩体不完整、岩石破碎强度低时，就有可能对3煤层开采造成突水。 （5）奥陶系中统 中厚层状石灰岩，奥陶系灰岩是区域性强含水层，但富水性不均一。本井田奥陶系水为中等矿化度的咸水，反映了奥陶系水补给不畅，迳流滞缓的特征。 2．钻孔水 本采区内穿过3煤的6个地面钻孔均用水泥砂浆封孔，封孔质量合格，工程靠近或揭