家煤矿0.9Mta新井设计(机械CAD图纸).doc

精选资料
摘 要
本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。
一般部分为六家矿0.9Mt/a新井设计。六家煤矿位于内蒙古东南面，交通便利。井田走向（东西）长约2km，倾向（南北）长约3km，井田总面积为6km2。主采煤层为6-2、6-3号煤，平均倾角为10°，煤层平均总厚为11m。井田地质条件较为简单。
井田工业储量为85.67Mt，矿井可采储量55.04Mt。矿井服务年限为47a，涌水量不大。
矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。
一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。
专题部分题目:
软岩开拓巷道支护研究
翻译部分主要内容:
放顶煤开采参数研究
分析了软岩巷道的特征和成因、软岩分类及软岩巷道界限的判别、软岩巷道的维护原理。并对软岩巷道的支护技术，软岩巷道支护的设计方法和软岩巷道底鼓的治理和软岩巷道锚索支护方法进行了系统的说明。
再通过对六家矿软岩开拓巷道支护实例，进行围岩性质和巷道破坏原因分析，确定采用围岩注浆加固及底板组合锚索支护技术对失修巷道进行治理，解决该矿软岩开拓巷道的支护问题。
英文题目为:
study on top caving coal mining parameter

关键词：工业储量 ；立井开拓 ；工作制度 ；采煤方法 ；矿井通风

ABSTRACT
This design includes of three parts: the general part, special subject part and translated part.
The general part is a new design 0.9Mt/a of Liujia mine. Daihe mine lies in northeast of Chifeng of NMG province. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. The run of the minefield is2km ,the width is about 3km，well farmland total area is 6㎞2.The 6-2、6-3 is the main coal seam, and its dip angle is 10 degree. The thickness of the mine is about 11m in all. The proved reserves of the minefield are 85.67Mts. The recoverable reserves are 55.04Mts.The service life of the mine is 47 years. The mineral well gas gushes the deal lower, for low gas mineral well.
The working system “three-eight” is used in the daihe mine. It produced 330d/a.
This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of banes; 6.The method used in coal mining; 7.Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9.The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.
Special part:study on top caving coal mining parameter
he characteristic and the origin of soft rock roadway, the classification of soft rock and the distinction of soft rock roadway boundary、the support principle of soft rock roadway have analyzed. And the support technology、design method、 motherboard govern and anchor cable support method have explained systemic of soft rock roadway.
Through analyzed surrounding rock character and roadway destroying causation of six coal mine developing roadway supporting examples. confirming adopted surrounding rock grouting and motherboard combination anchor cable supporting method to control disrepair roadway. solved soft rock developing roadway supporting problem of this coal mine.
Translated part: study on top caving coal mining parameter

Keywords：industry reserve ;vertical shaft development ;labor system ;mining method.

目 录

一般设计部分

1
矿区概述及井田地质特征 ………………………………………………
1

1.1
矿区概述 ……………………………………………………………
1

1.1.1
交通位置……………………………………………………
1

1.1.2
地形地貌……………………………………………………
1

1.1.3
气象…………………………………………………………
1

1.1.4
水文…………………………………………………………
2

1.2
井田地质特征 ………………………………………………………
2

1.2.1
地层…………………………………………………………
2

1.2.2
地质构造……………………………………………………
3

1.2.3
水文地质……………………………………………………
5

1.3
煤层特性 ……………………………………………………………
7

1.3.1
煤层…………………………………………………………
7

1.3.2
煤质…………………………………………………………
9
2
井田境界和储量 …………………………………………………………
13

2.1
井田境界 ……………………………………………………………
13

2.2
矿井储量 ……………………………………………………………
13

2.2.1
矿井地质资源储量…………………………………………
14

2.2.2
矿井工业资源储量…………………………………………
15

2.2.3.
矿井可采储量计算…………………………………………
16

2.2.4
设计可采储量计算…………………………………………
17
3
矿井工作制度、设计生产能力及服务年限………………………………
19

3.1
矿井工作制度 ………………………………………………………
19

3.2
矿井设计能力及服务年限 …………………………………………
19

3.2.1
确定依据……………………………………………………
19

3.2.2
矿井设计生产能力…………………………………………
19

3.2.3
矿井服务年限………………………………………………
19

3.2.4
井型校核……………………………………………………
20
4
井田开拓 …………………………………………………………………
21

4.1
井田开拓的基本问题 ………………………………………………
21

4.1.1
确定井筒的形式及数目的…………………………………
21

4.1.2
主要开拓巷道………………………………………………
23

4.1.3
采区及层间接替……………………………………………
23

4.2
方案简述与比较确定 ………………………………………………
23

4.2.1
方案简述……………………………………………………
23

4.2.2
技术比较……………………………………………………
25

4.2.3
经济比较……………………………………………………
25

4.3
矿井基本巷道 ………………………………………………………
32

4.3.1
井筒…………………………………………………………
32

4.3.2
井底车场……………………………………………………
35

4.3.3
主要开拓巷道………………………………………………
39
5
准备方式--采区巷道布置…………………………………………………
42

5.1
煤层的地质特征 ……………………………………………………
42

5.1.1
煤层埋藏条件………………………………………………
42

5.1.2
煤质特征……………………………………………………
42

5.1.3
煤层顶底板条件……………………………………………
42

5.1.4
煤层的含瓦斯、煤尘的爆炸性和自燃发火危险性特征…
42

5.1.5
水文地质特征………………………………………………
42

5.1.6
煤质构造……………………………………………………
42

5.1.7
地表特征……………………………………………………
43

5.2
采区巷道布置及生产系统 …………………………………………
43

5.2.1
首采采区概况………………………………………………
43

5.2.2
采煤方法及工作面长度的确定……………………………
43

5.2.3
巷道布置……………………………………………………
43

5.2.4
工作面接替顺序……………………………………………
43

5.2.5
采区通风……………………………………………………
43

5.2.6
采区生产系统………………………………………………
44

5.2.7
巷道特征……………………………………………………
44

5.2.8
巷道掘进……………………………………………………
44

5.2.9
采区生产能力与回采率……………………………………
48

5.3
采区车场选型 ………………………………………………………
48

5.3.1
采区上部车场选型…………………………………………
49

5.3.2
采区中部车场选型…………………………………………
49

5.3.3
采区下部车场选型…………………………………………
49

5.3.4
采区主要硐室布置…………………………………………
50
6
采煤方法 …………………………………………………………………
51

6.1
采煤工艺方式 ………………………………………………………
51

6.1.1
采区煤层特征及地质条件…………………………………
51

6.1.2
确定采煤工艺方式…………………………………………
51

6.1.3
工作面推进方向……………………………………………
54

6.1.4
工作面设备选型……………………………………………
54

6.1.5
回采工作面的控顶设计……………………………………
57

6.1.6
端头支护及超前支护方式…………………………………
59

6.1.7
采煤工艺……………………………………………………
60

6.1.8
各工艺流程注意事项………………………………………
61

6.1.9
回采工作面吨煤成本………………………………………
63

6.1.10
采煤工作面正规循环作业…………………………………
65
7
井下运输 …………………………………………………………………
69

7.1
概述 …………………………………………………………………
69

7.2
主要运输方式的确定与设备选择 …………………………………
70

7.3
辅运方式的确定与设备选择 ………………………………………
71

7.3.1
采区上山设备选择…………………………………………
71

7.3.2
运输大巷运输方式选择……………………………………
74

7.3.3
确定车组中的矿车数………………………………………
74

7.3.4
按牵引电机温升条件计算…………………………………
75

7.3.5
按制动条件计算……………………………………………
75

7.3.6
按制动条件计算……………………………………………
76

7.3.7
电机车台数计算……………………………………………
76
8
矿井提升 …………………………………………………………………
77

8.1
矿井提升概述 ………………………………………………………
77

8.2
主副井提升 …………………………………………………………
77

8.2.1
主井提升设备选型…………………………………………
77

8.2.2
副井提升设备选型…………………………………………
78
9
矿井通风及安全 …………………………………………………………
81

9.1
矿井通风系统的确定 ………………………………………………
81

9.1.1
矿井概况……………………………………………………
81

9.1.2
选择矿井通风系统原则……………………………………
81

9.1.3
主要通风机通风方法的确定………………………………
82

9.1.4
确定矿井的通风方式及方案比较…………………………
82

9.1.5
采区通风……………………………………………………
86

9.1.6
工作面通风方式的确定……………………………………
86

9.2
矿井所需风量 ………………………………………………………
87

9.2.1
回采面所需风量的计算……………………………………
87

9.2.2
掘进工作面所需风量计算…………………………………
89

9.2.3
硐室所需风量………………………………………………
90

9.2.4
其他巷道所需风量…………………………………………
91

9.2.5
矿井总风量计算……………………………………………
91

9.2.6
矿井风量分配………………………………………………
92

9.3
矿井通风阻力的计算 ………………………………………………
93

9.3.1
确定最大阻力路线…………………………………………
93

9.3.2
全矿井巷通风阻力…………………………………………
94

9.3.3
矿井最大阻力路线…………………………………………
94

9.3.4
矿井通风阻力计算…………………………………………
94

9.3.5
矿井总风阻和等积孔………………………………………
101

9.4
矿井主要通风机选型 ………………………………………………
101

9.4.1
矿井自然风压………………………………………………
101

9.4.2
主要通风机选型……………………………………………
102

9.4.3
电动机选型…………………………………………………
105

9.4.4
矿井主要通风设备的配置及要求…………………………
106

9.5
防止特殊灾害时期的安全措施 ……………………………………
107
10
矿井基本技术经济指标 …………………………………………………
109
专题设计部分

软岩开拓巷道支护研究 ………………………………………………………
111
1
软岩巷道综述 ……………………………………………………………
111

1.1
软岩的概念 …………………………………………………………
111

1.2
软岩巷道的特征 ……………………………………………………
111

1.3
软岩巷道支护困难原因分析 ………………………………………
112
2
软岩支护原理 ……………………………………………………………
113

2.1
软岩巷道支护原理 …………………………………………………
113

2.2
软岩巷道支护的原则 ………………………………………………
114

2.3
软岩巷道锚喷网支护机理 …………………………………………
117
3
软岩巷道支护 ……………………………………………………………
118

3.1
软岩巷道支护形式 …………………………………………………
118
4
软岩巷道支护设计方法 …………………………………………………
120

4.1
设计方法的种类 ……………………………………………………
120

4.2
我国现场常用的设计方法 …………………………………………
121
5
软岩巷道底鼓的治理 ……………………………………………………
122

5.1
巷道底鼓机理 ………………………………………………………
122

5.1.1
巷道底鼓的特征……………………………………………
122

5.1.2
巷道底鼓的机理……………………………………………
123

5.1.3
巷道底鼓的因素……………………………………………
123

5.2
巷道底鼓的综合治理 ………………………………………………
125

5.2.1
底鼓巷道的分类……………………………………………
125

5.2.2
治理底鼓的方法……………………………………………
125

5.2.3
加固巷道帮、角控制底鼓…………………………………
126
6
软岩开拓巷道支护实例 …………………………………………………
127

6.1
概况 …………………………………………………………………
127

6.1.1
北翼运输大巷地质概况……………………………………
127

6.1.2
北翼运输大巷原支护状况…………………………………
127

6.1.3
北翼运输大巷围岩破坏原因………………………………
127

6.1.4
北翼运输大巷加固总体方案………………………………
129

6.1.5
化学注浆加固技术…………………………………………
130

6.2
注浆材料 ……………………………………………………………
131

6.2.1
注浆工艺……………………………………………………
131

6.3
底板组合锚索支护技术 ……………………………………………
133

6.4
巷道注浆参数设计 …………………………………………………
133

6.4.1
注浆孔布置…………………………………………………
133

6.4.2
注浆量预计…………………………………………………
134

6.4.3
注浆压力……………………………………………………
135

6.5
底板预应力组合锚索施工方案 ……………………………………
135

6.5.1
施工设备……………………………………………………
135

6.5.2
底板组合锚索规格及钻孔参数设计………………………
135

6.5.3
锚索布置……………………………………………………
135

6.3.4
施工工艺……………………………………………………
137

6.6
注浆施工安全技术措施 ……………………………………………
137

6.7
底板组合锚索支护技术 ……………………………………………
138
7
结论 ………………………………………………………………………
138
参考文献 ………………………………………………………………………
139
翻译部分

英文原文 ………………………………………………………………………
140
中文译文 ………………………………………………………………………
145
参考文献 ………………………………………………………………………
149
致谢 ……………………………………………………………………………
150

一
般
设
计
部
分
专
题
设
计
部
分

翻
译
部
分

1 矿区概述及井田地质特征
1.1 矿区概述
1.1.1交通位置
平庄矿务局古山立井位于平庄煤田古山矿区东北部，属内蒙古自治区赤峰市所辖。地理位置为东京119°15′52″至119°20′30″。北纬42°03′48″至42°06′30″。
区内有叶赤铁路通过，北至赤峰市49km与京通铁路相连。南至叶柏寿98km与锦承铁路相接。公路北至赤峰市，南至朝阳市均为沥青路面。交通方便。

图1.1六家煤矿交通位置示意图
1.1.2地形、地貌
本区地势南高北低，西高东低，为山前倾斜冲积平原；海拔最高为+630m最低为+480m。
六家煤矿位于古山东翼，地势呈西南高，东北低，为山前倾斜坡地与冲积平原交汇地形。古山顶最高为海拔+726.3m，区内约为+630m，最低东部冲积平原标高为+485米左右。沿古山有较大冲沟5条，多呈"∨"和"∪"字型，与平原人工渠相连，流入老哈河。
1.1.3气象
本区气候属大陆性气候，冬季寒冷干旱，春秋两季多风，主风向为西北，据赤峰气象台资料，最大风速33.3m/s(1962年3月8日)；最高气温42.5℃(1955年7月)，最低气温-31.4℃(1955年1月)；年最大降水564.0mm(1954年)，最小降水量为205.1mm(1950年)；年最大蒸发量2315.3mm(1961年)，年最小蒸发量1311.6mm(1954年)；潮湿系数为0.19，属温度过低带；冻结期11月末至翌年4月末，最大冻结深度2.01米(1977年3月)。自80年代以来，气候条件有所改变，气象资料表明各项资料均未超过上述极值。
1.1.4水文
矿区东部约3.5km，有老哈河自南向北流过，该河源于河北省平泉光头山一带，流经宁城、黑水、乌敦套海至哲里木盟门齐卡庙附近与西拉木伦河汇流，全长455km，流经面积33075km，河床平坦，沉积大量淤泥细砂，最大洪峰流量9840m/s (1962年7月26日)
1.2井田地质特征
1.2.1 地层
根据勘探钻孔控制及野外地质调查，井区地层层序自上而下为：第四系全新统、更新统、第三系上中新统、白垩系下统和侏罗系上统。现分述如下：
1)第四系
本井区大部分地段被第四系地层覆盖，主要分两个层段，上部全新统(Q4)风积砂土，次生黄土及现代冲积层，厚度0-50米。下部更新统(Q1-3)冲积砂和砂砾石层，夹粘土及亚粘土或亚砂土含钙质结核，于基岩界面处赋存冲洪积坡积砂砾石层，含巨砾，厚0-110米，为平庄地区主要含水层，含水丰富，在六家矿工业广场周围，含水层厚5-10米，为半承压水。
2)第三系
上新统(N)
在平庄煤田由西南向东北呈台地断续分布，以喷发--溢流相熔岩产出，在区域上称赤峰玄武岩，可见多次喷发旋回，间夹薄层沉积岩，厚0-80米。岩性为灰绿、黑褐色，具气孔状、杏仁状构造，裂隙发育为喷出岩体。与下伏地层呈不整合接触，钻孔控制最大厚度84.54米(968孔)。
中新统(N1)
哈尔脑组：该组地层为1984年发现命名。赋存于喷发玄武岩之下。可分为上下两段，上部为河床相砂岩或粉砂岩松散，下部为湖泊相泥岩或砂质泥岩，层理发育，下部为砾岩，在古山矿区古山敖包山一带普遍存在，含大量双子叶被子植物群，厚0-8米，可与赤峰、山东、吉林等地层对比。
白垩系下统
孙家湾组(K1s)
该组地层在区域上与阜新孙家湾砾岩对比，在井区以北赋存。主要分布于矿区北部四家--黑水一线，最厚达550米，为一套冲积紫红色砂砾岩--砾岩夹薄层灰白色砂岩、泥岩。
安家楼组(K1an)
该组为熔岩、火山碎屑岩组，该组地层为1993-1996年野外地质调查组多次研究而确认的，上部为灰白色粗砂岩砂砾岩，松散，厚50-110米；下部为一组玄武质火山熔岩、安山质凝灰岩、碎屑岩、凝灰质集块岩、砂质泥岩组成。钻探及地表出露可见厚度180-200米。
元宝山组(J)
该组地层可分为上下两段
元宝山组上段为水泉组(J)
该组岩性以灰、灰绿色砂岩为主，夹灰紫色砂质泥岩或紫红色砂砾岩薄层，砾石成分以花岗岩及各种变质岩砾石，磨圆较好，泥质胶结，松散。下部夹煤线，为一套冲--洪积相地层，厚度50-250米，与下伏地层无明显界面，以平庄水泉沟及其以东发育。
元宝山组下段(J)
该段是该井区主要含煤段。上部岩性较粗，以灰--灰白色砂岩、砂质泥岩及砂砾岩组成。含数层薄煤层，厚度70-100米。中部含主要煤层，以灰、深灰色泥岩砂质泥岩、灰白色砂岩、砂砾岩及中厚煤层组成。岩性厚度变化由浅部至深部，由南至北逐渐增厚岩性也随之变粗，厚度70-110米，一般厚90米。含5、6、7三个复煤层组共计13个分煤层，累计最大煤层16米，该组下部以灰白色粗砂岩砾岩为主。
杏园组(J)
该组地层可分上中下三段，据36个钻孔控制和主副井井筒及井巷工程揭露。其岩性为灰白色中粒砂岩、砂砾岩、灰黑色泥岩及砂质泥岩组成。中上部夹数层薄煤层，局部达可采，厚2-3米。岩性由南向北逐渐变粗，7线以南泥岩厚度大，层理发育，7线以北泥岩厚度变薄，碎屑岩比例增大。泥岩和砂质泥岩含植物种子化石。
1.2.2地质构造
六家煤矿位于平庄煤田东部边缘，总体上井田地层呈北北东向展布，倾向北西，呈单斜构造，井区内地层由于受断裂构造的影响，地层产状产生较大变化，9线以南地层走向为北20-45度东，倾向北西，倾角25-40度。9线以北走向逐渐转为南北，局部偏西，倾向西或南西，倾角5-25度。总观全井区地层形状除受区域构造控制外，更直接的受井区断裂控制。井区内构造以断裂为主。
1）断层
本次储量复核地质报告是在建井移交报告和以往地质勘探报告的基础上，结合矿井建设、生产过程井巷工程实见资料，连同边界断层共组合断层29条，按其特征均属北东向走向或斜交正断层，大致可分为两组，一组为北北东向(SN-N24°E)，主要有F5、F6、F10、F11、F19、 F22、F31、F32。
上述断层相互斜交，部分NNE向切割NE或NEE向的断层。本次报告所组合的断裂构造中未发现明显的NW向断裂。古山矿一、三井实践说明NW向断裂属较小型断裂且系主断裂的派生构造。如表1.1所示：

表1.1 断层一览表
断层
标号
性质
断层产状
落差
评价
走向
倾向
倾角
F5
走向正断层
N22°E
SE
66°
0～35
推定
F6
走向正断层
S20°W
N14°W
SE

43°～ 63°
0-160
可靠
F10
走向正断层
N34°E
S5°W
SW
50°- 57°
0-70
可靠
F11
走向正断层
S28°E
N18°E
NE
55°- 63°
0-75
推定
F19
走向正断层
S32°W
N2°W
SE
62°- 65°
0-110
可靠
F22
走向正断层
N17°E
SE
40°- 50°
0-24
可靠
F31
斜角正断层
N30°W
SW
51°
78
推定
F32
斜角正断层
N67°W
NE
12°
60
推定

2）关于同沉积构造
平庄矿区经20多年的生产实践证明，含煤地层粗碎屑岩发育，煤组间沉积形成有3-5层以上较厚层砾岩或砂砾岩。古山矿三井浅部自下而上受同沉积剥蚀严重，形成层间剥蚀，有小的不整合构造面，煤层沉积期间有风化现象，并有红层呈团块沉积。含煤地层中砾岩作构造标志说明含煤地层形成期间构造活动剧烈。自五家--西露天至本矿区煤系地层层间见有隐伏断层。据邻井和本井揭露有层间滑动构造现象，上断下不断等构造现象，证明含煤地层形成期间有同沉积构造。
3）岩浆岩
本井区岩浆岩在垂直剖面上可见有喷出玄武岩()，凝灰质熔岩(K1an)及侵入辉绿岩(βμ)。上述三个层位不同时期均部分采样作过绝对年龄鉴定，其中第三系()喷出玄武岩，在西露天哈尔脑玄武岩和风水沟矿二采区玄武岩取样鉴定，其绝对年龄在16.2和23.35百万年。喷出玄武质熔岩凝灰岩组(K1an)，所采样品的位置是平庄安家楼组最底部之玄武岩和9002号钻孔267米深之同部位玄武岩，其绝对年龄为72.1和70.7百万年。侵入辉绿岩于古山一井80-10号孔于150米深取样鉴定绝对年龄为83.4百万年。
（1）玄武岩(N)
呈黑灰色，风化后呈黑褐色及灰紫色，具有气孔及杏仁状构造，裂隙发育层间夹有细砂岩，此玄武岩分布于井田西南部，形成中高山。对煤层无影响。
（2）辉绿岩(β)
呈黑灰色，致密块状，隐晶质结构，产状呈倾伏状岩床岩墙，此侵入体分布于古山矿二井南端至6线深部消失。走向为北东东方向，呈带状分布，与煤系地层走向呈5-40度夹角。
精查补充勘探对辉绿岩对煤层的影响有了进一步了解，于968、966、963号钻孔控制，证明侵入体底界面倾角较缓，使煤层保存面积有所扩大，并了解侵入体是由南向北至本井区隐伏于深部，范围得到进一步的控制。在14-6线之间对煤层有一定破坏和蚀变吞蚀作用，对煤质有一定影响。
1.2.3水文地质
1）含水层
（1）杏园组砂岩、砂砾岩的孔隙和裂隙承压含水层(J)
该层分布于F1断层以东无煤区，为F1号断层上升盘，由井间-1号孔见该含水层厚度为240.87m，第四系地层直接不整合于侏罗系杏园组之上，其杏园组地层形成于元宝山组煤系地层之前，为煤系下伏地层。含水层段以粗砂岩、砂砾岩孔隙含水为主，基岩倾向EW，露头于ES，与第四系冲洪积砂砾石层不整合接触，基岩风化带及裂隙渗透补给，水渗方向ES→WN，逐渐向深部渗透。井间-1号钻孔135.72m以上岩性主要以砂岩为主，135.72-167.44m为泥岩隔水层，由此该含水层分为上、下两个段。
第Ⅰ段含水层由粗、中、细砂岩组成，夹砂砾岩薄层、岩性较为松散，局部夹泥岩，含水层厚度49.85-52.02m。补检号钻孔对该层进行抽水试验，单位涌水量为0.0143公升/秒·米，渗透系数为0.0221m/d。
第Ⅱ段含水层以砂砾岩为主，多为泥质胶结，砾石成分以石英岩、花岗岩为主。含水层厚度为179.48-188.45m，补检号钻孔对该层进行了抽水试验，其单位涌水量为0.071公升/秒·米，渗透系数为0.033m/d。通过井间-1号孔对Ⅰ、Ⅱ段进行混合抽水，其单位涌水量为0.195公升/秒·米，渗透系数为0.0794m/d。
（2）元宝山组下段含煤地层孔隙、裂隙承压含水层
该含水层为井田内直接充水含水层，上部为元宝山组上段(安家楼砾岩)和煤层顶板砾岩层。该层由粉、细、中、粗砂岩、砂砾岩、砾岩组成。井田内±0水平以上最大厚度为239.78m，最小厚度为61.3m，平均厚度为82.50m。
为了解其含水层特征，精查阶段利用951号钻孔对该层进行了抽水试验，其承压水标高为+485.834m，单位涌水量为0.00238公升/秒·米，渗透系数为0.001903m/日，故属承压弱含水层，水化学类型为重碳酸钙钠型水。
（3）煤系顶部砾岩孔隙、裂隙承压含水层
该含水层在本井田内较育，平均厚度84.34m，由砾岩、砂砾岩夹泥岩组成。砾岩、砂砾岩大部分为泥质胶结，通过362号孔抽水，单位涌水量为0.01023公升/秒·米，渗透系数为0.0135m/日，为本区内弱含水层。
（4）元宝山组上段(水泉组)孔隙、裂隙承压微弱含水层
该砾岩层属煤系上覆含水层，全区普遍发育，最大厚度为589.56m，平均厚度为249.98m，靠近井田深部较厚，靠近露头处较薄。该层以杂色砾岩、砂砾岩为主，夹薄层粉、细、中、粗砾岩和紫红色泥岩。该层的砾岩、砂砾岩的主要成分以花岗岩、石英岩为主，砾岩占其中50%左右。据钻孔抽水试验资料，其单位涌水量为0.0032-0.01163公升/秒·米，渗透系数为0.00151-0.00356m/日，平均涌水量为0.00724公升/秒·米，平均渗透系数为0.002615m/日。通过816号钻孔抽水试验，816号付孔观测，第四系潜水与砾岩无水力联系。
（5）第四系冲洪积砂砾石层孔隙潜水含水层
该层主要分布于井田东部老哈河河谷平原地带，上部覆盖有1-7m亚