立井井作业规程.docx

1、立井井作业规程=八采区进风立井施工作业规程第一章 概 况一、概述1、规程名称=*施工作业规程。2、井筒用途*主要担负八采区供风任务。3、位置及工程量*位于盂县北庄村西南1.5Km处，交通十分方便。进风立井深度为178m，井筒净直径5m。井颈段设计深度40m，井壁用C30钢筋砼支护，壁厚600mm，掘进直径6.2m。井身段设计深度为138m（其中井底水窝8m），井壁用砼支护，砼强度C30，壁厚400mm，掘进直径5.8m。井筒设计3个壁座，1号壁座位于井口设计标高往下约36m 40m处，壁座的高度为3.3m，深度为1.35m，用C30钢筋混凝土支护；2号壁座位于井口设计标高往下约103m 106

2、m的位置处，壁座的高度为2.059m，深度为0.68m，用C30钢筋混凝土支护；3号壁座位于井口设计标高往下约155m 158m的位置处，壁座的高度为2.059m，深度为0.68m，用C30钢筋混凝土支护。井筒在井口设计标高往下约112m 118m处设置12号煤层进风巷马头门；在井口设计标高往下约157m 162.7m处设置15号煤层进风巷马头门（煤层进风巷马头门专项措施另报）。表1-1 井筒技术特征表序号项 目单位技术参数1井口坐标XmX4207918.450YmY38453951.552ZmZ1012.902井底标高m+834.9003井筒深度m1784井筒净直径m55井筒净断面m219.

3、6256支护方式及井壁厚度井颈段mm钢筋砼600井身段素砼400井筒连接处mm素砼6007井壁砼标号井筒C30井颈与井筒连接硐室C30二、编写依据1、=*井筒平、剖、段面图，图号S1557-120.1-01（G）。2、=八采区XB-1钻探测井综合成果柱状图。3、=八采区初步设计。4、煤矿井巷工程施工规范(GB50511-2010)。5、煤矿井巷工程质量验收规范(GB50213-2010)。6、混凝土工程施工质量验收规范(GB50204-2002)。7、锚杆喷射混凝土支护技术规范(GB50086-2001)。8、混凝土质量控制标准(GB50164-92)。9、煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评

4、级办法(1999年版)。10、建井工程手册(2003年版)。11、凿井工程图册(1998年版)。12、煤矿安全规程(2011年版)、山西省煤矿建设安全规定、矿山安全法、安全生产法。13、=安全文件汇编、凿井操作规程、=工种操作规程及各项补充规定。14、其它与本工程有关的国家及部颁现行的各种技术规范、规程和规定。第二章 地质特征一、地质构造情况根据=八采区XB-1钻探测井综合成果柱状图显示，钻孔位置距离进风立井井口为421.7m，钻孔标高比进风立井井口标高高85m。井筒检查钻孔揭露地层从上至下、由新到老依次为二叠系下统山西组，石炭系上统太原组、石炭系中统本溪组，现简述如下：1、二叠系下统山西组本

5、组地层厚57.2991.24m，平均68.15m，底部以k7砂岩与太原组分界，整合接触。岩性主要有砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层等，含煤5-6层，其中3号煤层为局部可采煤层，赋存于本组地层的中部，其它煤层（1号、2号、4号、5号、6号）为不可采薄煤层或煤线。2、石炭系上统太原组本组厚111.84-146.60m，平均129.91m，是八采区主要含煤地层之一。底部常以k1砂岩与本溪组地层分界，整合接触。岩性主要为含生物碎屑及燧石灰岩、砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层等，几种岩性呈交替出现的互层状。含灰岩5-6层，厚度比较大，层位稳定，特征明显，是本组良好的标准层，砂岩分布于中上部，其中15号可采煤层赋存

6、与该组下部，12号可采煤层赋存于该组中部，81号、82号、9号局部可采煤层赋存于该组上部。3、石炭系中统本溪组该地层厚40.67-45.21m，平均42.81m，主要岩性为浅灰色铝土质泥岩、砂质泥岩、砂岩、铝土岩，含大量的黄铁矿结核和团块，上部夹薄煤层，底部夹菱铁矿透镜体。与下伏峰峰组地层呈平行不整合接触关系。二、煤层及煤质（一）含煤地层主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。1、山西组含煤地层本组地层厚57.2991.24m，平均68.15m，岩性主要有砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层。山西组含煤5-6层，按岩性-岩相组合情况，大体上可划分为上、下两个沉积旋回，下部旋回湖-沼相沉积较发育

7、，成煤环境较稳定，含煤性较好，形成分布广、层位稳定的局部可采煤层3号煤层及4号、5号、6号薄煤层，上部旋回湖-沼相沉积不发育，其间夹有薄层砂岩，表明成煤环境不稳定分布不均匀，层位不稳定的薄煤层（1号、2号煤）。2、太原组含煤地层本组层厚111.84-146.60m，平均129.91m，其主要岩性为石灰岩、砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等。根据太原组含煤地层岩性组合特征及赋煤情况，可划分为五个沉积旋回，每个旋回中均有煤层赋存。第一个旋回仅沉积了不稳定的煤线；第二个旋回沉积了本区主要稳定可采的15号煤层，煤层厚6.38-7.18m，平均6.83m；第三个旋回仅沉积了不可采的13号煤，煤层厚0.

8、3-0.8m，平均0.57m；第四个旋回仅沉积了较稳定可采的12号煤层，煤层厚1.33-2m，平均1.59m；第五个旋回仅沉积了较厚的上组煤81号、82号、9号煤层，81号煤层厚0-1.50m，平均0.71m，82号煤层厚1.12-3.25m，平均2.16，9号煤层厚0-1.2m，平均0.68m。三、水文地质（1）二叠系下统下石盒子组、山西组砂岩裂隙含水层组该含水岩组在本勘探区内大面积出露，据该次勘探XB-1号水文孔资料，由于煤层开采浅层地下水的疏干，该含水岩组在八采区补充勘探区为透水不含水层。（2）石炭系上统太原组灰岩、砂岩裂隙岩溶含水层组该地层中有三层灰岩发育良好，勘探区内K2（四节石）灰

9、岩，厚度9.41-12.34m，平均厚度11.08m，局部有相变砂质泥岩及细粒砂岩或分叉为两层灰岩；K3（钱石）灰岩薄，厚度0.47-1.54m，平均厚度1.00m；K3（猴石）灰岩较薄，厚度1.48-2.31m，平均厚度1.79m。本次勘探只有K2灰岩位于地下水位以下，赋水性相对较好，为该矿区15号煤层的主要含水层。依据本次勘探的XB-1号水文钻孔抽水试验结果，单位涌水量为0.0129-0.0194L/s.m，平均为0.0162 L/s.m；渗透系数K为0.0546-0.0694m/d，平均为0.0629 m/d。（3）生产井及老窑对矿井充水的影响在八采区周边的小窑主要为=。小煤窑大多建于8

10、0年代初期，从20多年的生产情况来看，这些小煤窑自建井口以来，并没有按照国家批准的或与矿方协商的小窑范围采煤生产，本次勘探主要针对12号和15号煤层，12号煤层上方的8+9号煤层在八采区内多以采完，留下大面积的采空区；12号煤层基本没有采空区，15号煤层在边缘有局部采空，多有积水。8+9号煤层采空区积水分布在勘探区12号和15号煤层的上方或侧上方，由于8+9号煤层与12号煤层间距平均仅有38m左右，12号煤与15号煤层间距平均为46m左右，各煤层采空区垂向距离特别近，煤层顶板冒裂带一旦与其沟通，就会造成突水事故，对采掘生产造成严重威胁，因此在生产中一定要先探后掘，防止小窑积水溃入井筒。四、瓦斯

11、根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2009年10月编制的=八采区瓦斯抽放设计，预测八采区瓦斯涌出量为54.21m3/min，其中12号煤层瓦斯涌出量为19.8 m3/min,15号煤瓦斯涌出量为34.41 m3/min，属高瓦斯矿井。经山西省煤炭工业局综合测试中心2010年11月报告，12号煤层有爆炸危险性，15号煤层无爆炸危险性；12号煤层和15号煤层自燃倾向等级为III类，均属不易自燃煤层。第三章 井筒支护说明一、永久支护1、井壁井颈段井壁设计为钢筋混凝土支护，壁厚600mm，砼强度C30；井身段井壁设计为素混凝土支护，壁厚400mm，砼强度C30。2、主要支护材料水泥：由亚美水泥厂生产的标号

12、为P.O42.5复合硅酸盐水泥。黄砂：由河北正定提供的中砂。碎石：阳泉生产，粒径530mm。水：质地纯净的当地饮用水。在井口附近设置砂石料场，水泥要放在专门的水泥库中，库底满铺100mm厚的半圆木，水泥堆放要整齐，并离开墙200mm以上，潮湿结块的水泥严禁使用。3、支护质量及要求井筒净半径：2500mm，半径允许偏差0+50mm。井壁厚度：局部厚度允许偏差-50mm。表面质量：无明显裂缝。每平米范围内蜂窝、孔洞、露筋等不得超过两处。壁后充填：充填基本饱满密实，无明显空帮现象。接茬：最大处允许偏差30mm。表面平整度：最大处允许偏差5 mm。模板半径：允许偏差10+40mm。模板到岩面距离：允许

13、偏差-50 mm。基岩掘进：井筒掘进半径允许偏差-30+150 mm。二、临时支护1、表土段此段土层厚度为9m，现已锁口10m，井筒底部已揭露泥岩。2、基岩段在岩层中施工时采用“二掘一砌”的作业方式施工，采用7655风钻进行打眼，全断面一次爆破。打眼、装药、爆破后出矸、支护；再次爆破后出矸、支护、平底进行浇灌混凝土作业。浇灌混凝土结束后继续出矸清底、打眼，进入下一个循环。在每次放炮作业结束后，首先进行清扫吊盘、抓岩机及滑模，然后对井帮的活矸、危岩进行处理。处理活矸、危岩时由跟班队长、安全员和一名有经验的老工人共同进行，首先观察井帮围岩情况，根据工作面的实际情况，站在安全的地方，选择好退路，一人

14、监护，一人用长度为2m以上的长柄撬棍采净井帮的活矸、危岩，处理井帮的活矸、危岩时按顺时针方向、从上往下进行采净井壁的活矸、危岩后对井壁进行临时支护。在处理井帮的活矸、危岩过程中，操作人员与井帮的距离不小于1.5m；处理时，必须用撬棍敲击井帮围岩，若回声发闷、发空，则表明围岩为活矸，必须处理干净；在中央位置的安全员必须时刻观察井帮围岩情况，发现危险时，立即停止工作并退回安全位置。在敲帮处理干净后，对于皮口开裂伞岩等危险岩石，无法处理时，必须采用抢柱维护并打眼放炮，用木楔背紧，必须保证柱子稳固，在跟班队长、安全员确认井帮无危险后，才能进行打眼。在每次敲帮完毕后，必须及时按间、排距打注锚杆。临时支护

15、必须安全可靠，并及时进行永久支护。在建立永久支护前，每班必须由跟班队长派安全员观测临时支护后面的井帮变化情况，发现危险预兆时，必须立即停止工作，撤出人员，进行处理。临时支护锚杆采用202000mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距为10001000mm，三花布置；药卷采用MSCK-28/60树脂锚固剂；托板采用15015010mm的钢托板。在施工中，严禁空帮作业，当工作面距永久支护的距离1.51.8m时，开始在永久支护往下0.3m处打注第一排锚杆，当第一排锚杆支护完毕后，距第一排锚杆距离向下1m处，开始打注第二排锚杆，再次出矸后，往下按间、排距10001000mm进行打注锚杆，每次出矸后，必须保证井壁空

16、帮高度不大于1.8m。当工作距永久支护3.6m时，下放滑模浇灌混凝土。3、围岩稳定时，采用锚杆规格为202000mm的普通螺纹钢树脂锚杆，钢托板型号为15015010mm,以及2860树脂锚固剂锚固，间、排距为1000mm，三花布置。在施工中，严禁空帮作业，当工作面距永久支护的距离1.51.8m时，开始在永久支护往下0.3m处打注第一排锚杆，当第一排锚杆支护完毕后，距第一排锚杆距离向下1m处，开始打注第二排锚杆，再次出矸后往下按间、排距10001000mm进行打注锚杆，每次出矸后，井壁空帮高度不大于1.8m。4、当围岩不稳定时，加强临时支护，临时支护采用锚杆+钢筋网联合支护的方法进行支护，锚杆

17、采用202000mm的螺纹钢树脂锚杆，间、排距为800800mm，三花布置；药卷采用MSCK-28/60树脂锚固剂；托板采用15015010mm的钢托板。在施工中，严禁空帮作业，当工作面距永久支护的距离1.2m时，开始在永久支护往下0.3m处打注第一排锚杆，往下按间、排距800800mm进行打注锚杆。每次出矸后，井壁空帮高度不大于1.8m。5、过煤层或采空区时，采用锚杆+菱形网联合支护的方法进行支护，锚杆采用202000mm的螺纹钢树脂锚杆，间、排距为800800mm，三花布置；药卷采用MSCK-28/60树脂锚固剂；托板采用15015010mm的钢托板。在施工中，严禁空帮作业，当工作面距永久

18、支护的距离1.2m时，开始在永久支护往下0.3m处打注第一排锚杆，往下按间、排距800800mm进行打注锚杆。每次出矸后，井壁空帮高度不大于1.8m。6、锚杆安装标准：孔深1950-2000mm；角度不得小于75；外露10-50mm；托盘紧贴岩面或背牢；锚固力达到50KN，扭力矩达到120NM；锚杆间排距偏差范围为100mm。第四章 施工工艺一、施工方案进风立井凿井井架选用IIIG型井架，前期施工采用快速稳车配合2m3吊桶出矸，待主提升绞车满足使用条件后，使用2JK-2.5/20绞车提升配合2m3吊桶出矸。井筒施工至30m后悬吊4.7mH4m双层吊盘，掘进采用7655风钻打眼，井筒出矸采用一台

19、HZ-6中心回转抓岩机，下砼利用1.6m3底卸式吊桶，采用5.05H3.6m单缝液压整体金属模板浇筑砼。井下压风采用1594mm钢管，供水采用894.5mm钢管一趟，排水采用1085mm钢管一趟，供风采用600mm抗静电阻燃风筒一趟。井筒施工设2.05m滑架一套。二、施工方法1、井颈段施工方法1）、根据井口表土层厚度情况，首先利用挖掘机采用大揭盖的方法，由地表向下开挖10m，开挖时按3：1放坡（呈漏斗形），遇坚硬岩石可采用打眼放小炮震动的方法掘出,表土层厚9m,井筒现已锁口10m。井颈段剩余基岩层采用钻爆法施工，利用“二掘一砌”的方法，使用段高3.6m的滑模，挖够3.6m后开始绑扎钢筋，采用放

20、炮配大抓出矸方法施工，放炮采用7655型风钻钻眼，眼深不超过2.2m。每次放炮后用抓岩机将矸排出，并及时井帮维护且空帮距离不大于1.8m，再进行打眼放炮，挖够3.6m后，停止掘进，绑扎钢筋，下放滑模，然后下放井筒十字中心线，找平、找中、圆模后，再进行浇注混凝土。2）、钢筋绑扎：在井筒内完成平底后，开始钢筋绑扎作业。绑扎钢筋时，首先根据标定的井筒中心线及内外圈环向钢筋的半径，在井筒内确定内圈环筋的位置，并用白灰圆圈进行标记，然后开始放置环向钢筋及竖向钢筋，然后开始钢筋绑扎。第一圈环向钢筋离井筒底部的距离为300mm，绑扎完成后下部回填600mm的黄砂。竖向钢筋最底部预留600mm，作为与下部钢筋

21、连接的预留段。钢筋型号尺寸：井筒竖向主筋采用22mm的级螺纹钢，相邻钢筋间距为300mm。环向主筋为16mm的级螺纹钢, 相邻钢筋间距为300mm，内环16mm的级钢筋半径为2580mm周长为16.202m,外环16mm的级钢筋直径为3020mm，周长为18.966m，钢筋保护层厚度为80mm。井筒钢筋布置方式：井筒采用双层钢筋布置，井筒内层环向主筋间距为300mm，井筒外层竖向主筋间距为300mm，外层环向主筋间距为300mm，内层环向钢筋直径为5160mm，外层环向钢筋直径为6040mm。所有交点用20铅丝绑扎，使用双股绑扎且绑扎间距不超过200mm。钢筋接头处理：钢筋使用前必须除锈,钢筋

22、接头采用20#铅丝绑扎，搭接长度为30d，接头交错布置，内外圈钢筋接头错开1m，竖筋根据实际施工状况接头难以错开时，全截面的钢筋应保证搭接长度不小于30d。绑扎钢筋时钢筋之间必须连接紧密，绑丝必须绑紧绑牢，每班由专人检查。3）、支模：完成钢筋绑扎后，开始进行支模。井筒井颈段岩层施工时，采用金属组装滑模，段高3.6m。不安装刃角，刃角等到井颈段施工完毕后再安装，每一砌壁段高掘出后，下放井筒中心线，在支模时，由测绘员找平找中后，由技术员进行调试滑模，圆模时必须保证模板面与中心线平行，且半径达到设计要求，方可浇注。4）、浇注混凝土：采用搅拌机供料，浇注混凝土强度为C30，并按规范要求预留试块进行检验

23、。向模板内浇灌混凝土应采用从四面对称分层浇注，层层捣固的方法，每面每次分层高度不宜超过300mm，使模板受力均衡，防止推移。浇灌后采用风动振动棒进行捣固工作，并设专人操作，要捣固密实。在井口向下30m前采用溜浆管直接从井口向模板内浇注混凝土，井口向下30m后安装吊盘，用1.6m 底卸式吊桶下料。5）、壁座施工方法进风立井井筒设有三个壁座，1号壁座高2.3m，深度为1.35m；2、3号壁座高2.059m，深度为0.68m，均采用钢筋混凝土支护。掘进：当井筒掘进到壁座上方1m左右位置时，先将上段井壁浇注好，然后掘进壁座顶板上方岩层，用钢筋网跟锚杆支护。1号壁座掘进至壁座底板，在设计直径最大处打一圈

24、1.4m水平炮眼，从上往下打一圈1.8m与垂线成40o的炮眼，从下往上打一圈1.5m与垂线成24炮眼，眼间距800mm,与井筒炮眼一起爆破，成形后用202000mm金属锚杆、钢筋网进行临时支护，矸石由大抓装入吊桶，提至翻矸台进行出矸。2、3号壁座掘进至壁座底板，在设计直径最大处打一圈700mm水平炮眼，从上往下打一圈1.4m与垂线成59o的炮眼，从下往上打一圈0.775m与垂线成29o炮眼，眼间距800mm,与井筒炮眼一起爆破，成形后用202000mm金属锚杆、钢筋网进行临时支护，矸石由大抓装入吊桶，提至翻矸台进行出矸。1号壁座竖筋绑四圈22mm的级螺纹钢，第一圈相邻间距为450mm，后面每圈

25、相邻间距为300mm，每圈竖井相邻间距为300mm；圈筋用16mm的级螺纹钢，每圈竖筋上下各绑扎一根圈筋，并在竖筋上下接头用16mm的级螺纹钢与竖筋圈筋绑扎，钢筋接头采用20#铅丝绑扎。2号壁座竖筋绑2圈22mm的级螺纹钢，每圈相邻间距为300mm，每圈竖井相邻间距为300mm；圈筋用16mm的级螺纹钢，每圈竖筋上下各绑扎一根圈筋，并在竖筋上下接头用16mm的级螺纹钢与竖筋圈筋垂直绑扎，钢筋接头采用20#铅丝绑扎。绑扎竖筋由外向里进行。2、井身段施工井身段采用“二掘一砌”的混合作业方式施工，7655风钻、2.5m钻杆打眼，全断面一次爆破。利用人工配合抓岩机出矸，打眼、装药、爆破后出矸、敲帮、临

26、时支护、打眼、装药、爆破后出矸、敲帮、临时支护、打眼、装药、爆破后平底、下滑模，进行浇灌混凝土作业。浇灌混凝土结束后继续出矸清底、打眼，进入下一个循环。每次采用全断面放炮，放炮后必须由跟班队长及安全员跟帮。井筒掘砌选作业方式施工，工艺流程如下：凿眼、爆破出矸敲帮临时支护凿眼、爆破出矸敲帮临时支护凿眼、爆破平底下滑模圆模、围模浇灌混凝土混凝土模板采用5.05mH3.6m整体移动金属模板，由3台稳车地面悬吊，模板由12块金属弧板组成。立模时，模板下部应留有不少于1m厚的坐底矸石，并沿井帮下挖深200300mm的沟槽放置模板，使用水平刻度板和井筒中心线找正，根据井筒中心线圆模，模板内侧直径一般大于井

27、筒直径2040mm。模板稳好后沿下部周边用碎矸石堵严，以防灰浆漏出。模板支完后，再用中线普遍核查一次，使模板半径大于井筒半径的数值控制在10-40mm之内，并牢固固定，防止移动变形，然后进行浇筑。脱模时，先松开活动油缸，使模板脱离井壁，打点并将各悬吊钢丝绳放松，然后将模板下放至下一模浇灌砼的位置，根据井筒中心线进行调整模板，检查无误后进行下一循环的浇筑混凝土。向模板内浇灌混凝土应采用从四面对称分层，层层捣固的方法，每面每次分层高度不宜超过300mm，使模板受力均衡，防止推移。浇灌后分层采用风动振动器捣固密实。3、井筒通过煤层段施工根据=八采区XB-1钻探测井综合成果柱状图显示，立井在掘进中要穿

28、越煤层情况为：0.93m厚的3#煤层、0.25m厚的5#煤层、0.47m厚的9#煤层、1.42m厚的12#煤层、0.3m厚的13#煤层、6.6m厚的15#煤层。施工揭露和通过煤层时，必须进行钻探。1当井筒工作面施工至距煤层顶板法线距10m时，停止掘进。采用ZDY150钻机施工3个孔径为75mm穿透预抽煤层全厚且进入底板0.5m的钻孔，并作好记录，准确确定煤层的层位，厚度、倾角。（2、根据前探钻孔探测距离，在工作面施工至距各煤层顶板垂距7m前，采用ZDY150钻机施工3个孔径为75mm穿透预抽煤层全厚且进入底板0.5m的钻孔，当测出煤层残余瓦斯含量大于8m/t或残余瓦斯压力大于0.74Mpa时，

29、必须在井筒打24个孔，延长抽放钻孔抽放时间，直至实测煤层残余瓦斯压力小于0.74 Mpa且煤层残余瓦斯含量小于8m/t后执行局部防突措施露预抽煤层。（3）、在工作面距各煤层垂距5m，利用ZDY650型钻机在井筒打3个直径75mm的取芯孔，采集1-3mm的煤粉，利用钻屑指标法进行防突措施效果检验，钻孔孔终要穿透煤层0.5m。如果测定K1值在0.5以下，则措施有效，否则措施无效，必须延长排放瓦斯时间，直到实测K1值在0.5以下放可继续施工。（4）、当井筒施工至距各煤层顶板垂距2m时，暂停施工，进行工作面二次效果检验，测定k1值在0.5以上时，必须施工卸压孔（参数与防突措施卸压孔相同）排放瓦斯，直到

30、实测k1值在临界值以下后，方可根据爆破图表进行全断面一次性爆破揭煤。（5）、对大于等于300mm的煤层确认无突出危险后，方可揭煤。施工时严格执行“四位一体”防突措施和集团公司有关“防突”管理规定，爆破使用三级煤矿许用水胶炸药，瓦斯检查员井下跟班作业。加强通风、瓦斯管理力度。施工另报专项措施。4、井筒通过含水层施工根据=八采区XB-1钻探测井综合成果柱状图显示，立井在掘进中要穿越各钻孔含水层岩性、深度及厚度如下：（1）二叠系下统下石盒子组、山西组砂岩裂隙含水层组该含水岩组在本勘探区内大面积出露，据该次勘探XB-1号水文孔资料，由于煤层开采浅层地下水的疏干，该含水岩组在八采区补充勘探区为透水不含水

31、层。石炭系上统太原组灰岩、砂岩裂隙岩溶含水层组；该地层中有三层灰岩发育良好，勘探区内K2（四节石）灰岩，厚度9.41-12.34m，平均厚度11.08m，局部有相变砂质泥岩及细粒砂岩或分叉为两层灰岩；K3（钱石）灰岩薄，厚度0.47-1.54m，平均厚度1.00m；K3（猴石）灰岩较薄，厚度1.48-2.31m，平均厚度1.79m。本次勘探只有K2灰岩位于地下水位以下，赋水性相对较好，为该矿区15号煤层的主要含水层。依据本次勘探的XB-1号水文钻孔抽水试验结果，单位涌水量为0.0129-0.0194L/s.m，平均为0.0162 L/s.m；渗透系数K为0.0546-0.0694m/d，平均为0.0629 m/d。在八采区周边的小窑主要为=。小煤窑大多建于80年代初期，从20多年的生产情况来看，这些小煤窑自建井口以来，并没有