任楼煤矿隐蔽致灾地质因素普查报告

PAGE任楼煤矿隐蔽致灾地质因素普查报告任楼煤矿生产技术部2014年5月编制单位：任楼煤矿生产技术部编制：日期：审核：日期：生产技术部：日期：安监处：日期：通防部：日期：通风副总：日期：地质副总：日期：总工程师：日期：审查意见目录一、绪论 1 1 1二、矿井地质概况 2 2 3 4 7 7三、矿井水文地质 8 8 12 13 15 21 22 24 29四、矿井瓦斯地质 31 31 33 35五、煤层自燃倾向性及爆炸性 35 35 36 38 38六、存在的问题和建议 40PAGE26一、绪论目前主要是开采中煤组72、73和82煤层，主要采用走向长壁采煤方法，综采放顶煤一次采全高采煤、综合机械化采煤工艺，全部陷落管理顶板。二、矿井地质概况2）地面电法（瞬变电磁）自7222工作面陷落柱突水以后，为查明矿井太灰、奥灰及其上部岩层的含水异常，分别在中一、中二、中三、中四、中五、Ⅱ1、Ⅱ2、中六采区开展了地面电法和瞬变电磁工作，累计完成勘探面积21.66km2。3）井下物探在进行地面物探工作的同时，任楼煤矿还开展了大规模的井下物探工作。目前，任楼煤矿已配备多种物探仪器：包括瑞利波探测仪、无线电波透视仪、直流电法仪、瞬变电磁仪等。建井以来，任楼煤矿开展了包括以探查工作面构造和水文条件为主的工作面无线电波透视、以超前探查水文异常为主的电法工作、瞬变电磁工作等。这些物探工作，为保证矿井正常生产，确保矿井安全，提供了大量可靠的资料。从1956年临涣矿区普查找煤并发现该矿区至今，任楼矿经过普查、详查、精查、补充勘探等地面勘探，累计施工地面钻孔364个，钻探工程量289945.33m。勘探线距250～450m，孔距一般都在300-450m。通过矿井勘探查明了井田内主要构造形态，查明了可采煤层的层数、层位、厚度和结构。任楼井田为厚松散层覆盖下的全隐蔽式煤田，松散层厚约286m。任楼煤矿地层出露甚少，多为第四系冲、洪积平原覆盖。任楼煤矿主要揭露地层有奥陶系（O1+2）、石炭系（C2+3）、二叠系（P）、侏罗系（J）、白垩系（K）、古近系（E）、新近系（N）和第四系（Q），见地层综合柱状图（图2-1）本井田石炭系和二叠系为含煤岩系，共含17个煤层（组），煤层平均总厚18.88m。石炭系含7个煤层（组），编号自上而下为12～18煤层平均总厚3.36m，各煤层一般不可采，煤质差，顶板多为石灰岩。二叠系煤系，含10个煤层（组）。自上而下编号为1、2、3、4、5、6、7、8、9、10、11煤层（组），含煤11～28层。煤层平均总厚14.88m，其中主可采煤层31、51、72、82煤层。煤层平均总厚7.52m，占可采煤层总厚63.3%。可采煤层52、73煤层，平均总厚3.0m，占可采煤层总厚25.3%。可采煤层平均总厚11.87m，不可采煤层1、2、32、4、53、83等，平均总厚3.01m。图2-1任楼井田地层综合柱状图任楼井田位于童亭背斜东南翼，其转折端位于F3断层附近，F3断层以北地区为向东倾斜的单斜构造，F3断层以西地区走向转为北西西。任楼井田的褶皱构造主要有井田西南部的童庄向斜，48线深部鞍状构造及井田外围的王大庄背斜，在50～54线间煤系地层沿走向及倾向具波状起伏的特征。（见图2-2）任楼井田在资源勘探阶段，共发现断距大于30m的断层22条。在建井以来至2013年12月任楼井田补充勘探、地面三维地震勘探及井下巷道中发现的大于5m的断层共86条，其中逆断层为9条，且主要分布于井田南部的童庄向斜附近（具体见表2-1）。表2-1任楼井田大中型断层统计一览表时期落差（m）合计5＜H≤3030＜H≤100H＞100m勘探期间FX1、F13、F1、F23、F16、FX2、F3-1、F22、FX4、F21、FX3、F5-1F11、F2-1、F14、F4、F7F7、F3、F522建井期间F7257f-36、F7257f-19、FQH-6、F7259j-2、FQ2、FQ25、FQ28、FQ27、FQ26、FQ5、F22、DF5-51、DF5-52、FQ6、FQ7、FQ24、FQ10、FQ3、F7231f-13、F7231f-11、F7231f-4、FD50、F4″、F3′、F4′、F5-74、F5-73、DF9、DF10、DF1、DF2、DF3、DF11、DF12、DF25、DF13、DF14、DF21、F10、DF55、F1、DF20、DF28、DF29、DF30、DF32、DF36、DF38、DF41、DF10、DF11、DF57、F11、DF9、F2-1′、F2-1″、FⅡ7222-12、FⅡ7322j-4、FⅡ7222-21、DF47、DF48、FX12、F51-15、DF8、DF9、FX7、FX6、FX8-1、FX8-3′、FX6、F中五回风石门、F5-74、FQ14、FQ13F2-1、F14、F11、F4、F7、F7-1、DF5-2、DF12F2、界沟、F5、F286任楼井田地质构造有如下特征：①断层走向具有明显的方向性按走向基本上可分为三个组合，即：北东向断层组合、北西向断层组合、北西西向近乎东西向断层组合。②断层的平面展布样式根据任楼井田的断层平面展布和组合特征，可以将其分为放射状断层组合、北东东向平行断层组合、羽列断层系组合及近东西向平行断层组合等四种组合形式。③断裂分布密度任楼井田中部采区72煤层断层密度总体表现南北两端高，中间低的特征；断层强度指数总体表现为南北两端高，中间低，浅部高，深部低的特征；断层线密度介于0～85.62×10－4m/m2，平均为33.41×10－4m/m2。④等距性等距性是指在相同构造环境中,相邻同级断层形迹或者断层带之间往往具有相等间距的性质。表2-2北东向大中型断层间距统计表断层FD48FD47F11F2F1F21F13FX1倾向NWNWNWNWNWSENWNW间距400m360920360830300420⑤断层的形成具有多期性从地壳演化和地质构造的时空发展关系分析，本井田所处区域在石炭、二叠系煤层形成以后，至少经受过两期或两期以上大型地质构造运动的改造作用，而且前后两期构造应力场成大角度叠加复合，其结果造成本井田的多数构造结构面发生力学性质的转化或具有二重性。⑥断层倾角变化规律正断层倾角较大，为50°～75°，逆断层倾角一般在45°～55°之间。断层倾角往往与断距有一定关系。⑦裂隙发育特征任楼煤矿目前开采范围内的裂隙分布成带性，同一煤层常出现裂隙密集的复杂带与裂隙稀疏的简单带交替排列，且72煤顶板草帽顶发育。本井田内位于二叠系煤系地层中的大中型断层，因两盘的泥岩石、砂质泥岩受压而产生侧向变形，断层带充填较密实，区内钻过断层破碎带泥浆消耗量一般为0.02~0.23t/h，与二叠系煤系正常岩层消耗量无明显差异。据3914、46~474及546孔分别对F2、F3、F7断层破碎带抽水资料，q=0.0033~0.00951L/s.m，k=0.0059~0.0121m/d，矿化度为1.452~1.682g/L。水化学特征：3914及46~474孔为CL、HCO3—Na型水。井下主石门揭露断层DF48有少量淋水，中三采区大巷道已揭露F3断层及其伴生断层，F16断层已在多处揭露，均未有出水现象或仅有少量短时滴水。已采区内揭露的其它一些中小断层如中一采区的FX7、FX6、FX8断层，均未发生出水现象或仅有少量短时滴水。综上所述，本矿井断层导水性较差，一般情况不含（导）水，但也不能排除在采动影响下有活化导水的可能性。三、矿井水文地质矿井主要含水层（组）包括松散层第四含水层、二叠系煤系砂岩裂隙水、太原组灰岩岩溶水、奥陶系灰岩岩溶水。本井田石炭、二叠系煤系地层之上均由新生界松散层覆盖。整个松散层据区域岩性对比，自上而下划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组），其中第三隔水层为粘土类，可塑性好，膨胀性强，厚度大分布稳定，隔水性良好，为区域及区内重要隔水层（组），致第四含水层与上部一、二、三含水层（组）无直接水力联系，使“四含”水补给条件较差。但通过裂隙或垂向导水通道，“四含”水有进入矿井，影响生产的可能，是浅部煤层开采的主要水害隐患。二叠系煤系砂岩裂隙水包括3煤至4煤组间的含水层段、5煤至8煤组间的含水层段及铝土下至11煤组间的含水层段。表3-1二叠系主要砂岩层段含水性一览表层位砂岩层厚(m)漏水钻孔泥浆消耗量含水情况3～4煤层7～26381、43-444、46-4750.05～0.34局部含水性较强4～7煤层1～29364、374、44—4520.01～0.65含水性一般7～8煤层10～323624含水性较弱K2～11煤层19～41无0.02～0.17含水性弱太原组灰岩含水层（岩溶水），该层一灰距82煤层底板正常厚度120～150m，在其底为正常块段的地质背景下,该层水一般不会进入矿坑，但当受断层切割或采掘遇陷落柱导水时，底板太灰灰岩岩溶裂隙水可涌入矿坑。奥陶系灰岩含水层（岩溶水），水量丰富，当井下遇导水岩溶陷落柱时，可直接涌入矿坑，造成突水，在正常地质块段，一般与矿坑不发生水力联系。表3-2矿井主要含水层（组）特征一览表含水层特含水层征岩性含水性特征钻孔揭露及抽水试验资料富水性现水位对生产的影响第四含水层由桔黄色、深黄色至杂色含泥砂砾及中细砂、砂土组成，岩性较为复杂，局部呈半固结状。含水性弱，透水性差，厚度一般厚为5～15m。含水层在本区向东及向西，均相变为含钙质粘土，奥灰之上直接覆盖17.90m的粘土使奥灰水难以通过童亭背斜基岩露头区补给四含，与上部一、二、三含水层（组）无直接水力联系。据433、453、52、水3、水2、水4等孔抽水资料S=20.93～39.50m，Q=0.0225～0.9L/s，q=0.000325～0.377L/s.m，k=0.0066～0.537m/d,水位标高为23.20～24.96m，水化学类型为Cl.SO4—Ca·Na，矿化度为1.847～2.47g/L。根据第四含水层单位涌水量，按《煤矿防治水规定》含水层富水性的等级标准，第四系含水层属于富水性小～中等的含水层。水1：-87.568水9：-93.285通过裂隙或垂向导水通道，“四含”水有进入矿井，影响生产的可能，是浅部煤层开采的主要水害隐患。二叠系煤层系砂岩裂隙水主要由泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成，以泥岩、粉砂岩为主，其中3煤层至4煤层间、5煤层至8煤层间及K2铝质泥岩至11煤层之间砂岩裂隙较发育，属一套河流相及三角州相沉积。二叠系含水层地下水主要以储存量赋存于砂岩裂隙之中，受构造控制。该含水层段砂岩裂隙发育不均匀，含水性差异较大。381孔在深度388.45m的3煤下K3砂岩段漏水，364、374及44-452孔在4煤～8煤间砂岩段漏水。Ⅱ2采区补勘40-414孔在深度516m左右，3煤顶板砂岩钻进时，冲洗液漏失9.6m3/h。在深度536～540m，3煤下砂岩段钻孔冲洗液消耗量4.8～3.2m3/h。3916孔在深度779～781m，8煤下砂岩钻孔冲洗液消耗量大。二叠系煤系砂岩裂隙水裂隙不发育，含水性弱二叠系含水层地下水主要以储存量赋存于砂岩裂隙之中，总结含水性较弱，受构造控制。除上一石门掘进到K3砂岩出现涌水外，其它工程均末发现该层组涌、出水现象。太原组灰岩水本组地层总厚为128.87～130.46m，由灰～灰黑色灰岩、泥岩、粉砂岩及薄煤层组成，属浅海及滨海相。上部1～4灰岩层溶洞、裂隙发育。本组地层上部1～4灰岩层溶洞、裂隙发育。424、486、515、513、564、565、602、611、水7及水8孔分别在该层段发生漏水。据531、565、水7及水8孔抽水资料，S=7.5～42.32m, Q=1.17～9.38L/s，q=0.1243～0.15582L/s.m，水质为CL、HCO3-Na、Ca型水，矿化度1.662～1.263g/L，为含水中等的含水层。据太原组灰岩含水层单位涌水量，按《煤矿防治水规定》的有关规定，该层灰岩含水层属中等富水性含水层。水7：-73.921水8：-62.770水12：-77.465水20：-60.683该层一灰距82煤层底板正常厚度120～150m，在其底为正常块段的地质背景下,该层水一般不会进入矿坑，但当受断层切割或采掘遇陷落柱导水时，底板太灰灰岩岩溶裂隙水可涌入矿坑。奥陶系灰岩水本组地层由浅灰色、灰棕色厚层状灰岩组成，井田内揭露最大厚度为135.75m。水6孔在302m～324.8m处分别见7.6m及2.70m高的溶洞。表明本区奥陶系在基岩古风化剥蚀面下100m之间岩溶溶洞发育，为岩溶陷落柱发育提供了良好的条件。据水6孔抽水资料，S=3.16m,Q=8.58L/s，q=2.712L/s·m,矿化度为2.362g/L，水质为CL、SO4—Na、Ca型水据奥陶系灰岩含水层单位涌水量，按《煤矿防治水规定》的有关规定，该层灰岩含水层属强富水性含水层。水19：5.50水6：6.381当井下遇导水陷落柱时，可直接涌入矿坑，造成突水，在正常地址块段，一般与矿坑不发生水力联系。图3-1四含水水位变化曲线图（水1孔数据）图3-2太灰水位变化曲线图（水8孔数据）图3-3奥灰水位变化曲线图（水6孔数据）本井田内位于二叠系煤系地层中的大中型断层，因两盘的泥岩石、砂质泥岩受压而产生侧向变形，断层带充填较密实，区内钻过断层破碎带泥浆消耗量一般为0.02～0.23t/h，与二叠系煤系正常岩层消耗量无明显差异。据3914、46-474及546孔分别对F2、F3、F7断层破碎带抽水资料，q=0.0033～0.00951L/s.m，k=0.0059～0.0121m/d，矿化度为1.452～1.682g/L。水化学特征：3914及46～474孔为CL、HCO3—Na型水。井下主石门揭露断层DF48有少量淋水，中三采区大巷道已揭露F3断层及其伴生断层，F16断层已在多处揭露，均未有出水现象或仅有少量短时滴水。已采区内揭露的其它一些中小断层如中一采区的FX7、FX6、FX8断层，均未发生出水现象或仅有少量短时滴水。综上所述，本矿井断层导水性较差，一般情况不含（导）水，但也不能排除在采动影响下有活化导水的可能性。岩溶陷柱是岩溶空洞塌陷的产物，它是由下伏易溶岩层经地下水强烈溶蚀形成大量溶洞，从而引起上覆岩层失稳，向岩溶空洞冒落、塌陷所形成的筒状柱体。1996年3月，本井田建井试产期间，在7222工作面发现一导水陷落柱发生突水，导致矿井被淹。1999年在7218机巷的掘进过程中，2012年在Ⅱ51轨道大巷的掘进过程中，又分别发现两个导水陷落柱。以上事例说明，任楼井田确实存在陷落柱且导水性能良好。由于陷落柱属于点状构造，查找困难，而陷落柱突水又具有管道流特征，出水量巨大，因此，陷落柱导水问题是本井田水害防治的重中之重。煤层在开采的过程中，会在工作面底板形成底板破坏带、在工作面顶板形成冒落裂隙带，这些采动裂隙都可能成为导水的通道。82煤距太灰120～150m，采用突水系数计算，在全矿范围内，突水系数小于0.1MPa/m，不会发生突水事故。因此，中煤组开采底板采动裂隙不会影响到太灰水和奥灰水，只能使一些底板砂岩的局部富水区会有少量淋滴水。但本井田在浅部开采中，顶板的冒落裂隙带有导通“四含”水的可能。根据通过相似材料模拟试验、计算机数值计算、现场实测与验证：任楼煤矿冒高与采厚比为1.7～3.6，导水裂隙带高度与采厚比8.9～12.4；如果导水裂隙带高度达到“四含”，就会发生突水，如本矿在7310工作面的开采过程中，就有“四含”水进入工作面的事例。封闭不良钻孔：一些封闭不良钻孔，也会成矿坑涌水的通道。本矿一些钻孔在施工后用黄泥封孔，质量较差，应视为封闭不良钻孔，如461、462、463、388、422、426、481、382、3812、3814、402、348、342、346、463、426、388、3812、3814、348、346、010、026、482、504、342、3810、386、421、422等钻孔。导水裂隙：煤层顶底板砂岩层（组），赋存并发育多组不同方位裂隙，一些裂隙也具有较好的导水性，如上一石门突水地点，就发育有两组裂隙，是沟通四含水的重要原因。（1）“四含”水沿裂隙带进入矿坑涌水量新生界松散层第四含水层组直接覆盖于煤系地层之上，通过砂岩裂隙或冐落裂隙带以垂直渗透方式流入矿坑，成为各主采煤组矿坑充水主要水源。按公式：R=10S/(3-1)Q=2BKMS/R(3-2)计算结果，新生界松散层第四含水层水沿煤系岩层采空冒落裂隙带进入矿坑的涌水量为242m³/h。表3-3“四含”水涌水量预计范围B（m）K(m/d)M（m）S（m）R（m）Q(m³/h)至F7断层90000.168.072721088242（2）煤系砂岩裂隙水由于巷道的揭露和煤层的回采，二叠系各煤组间的砂岩裂隙水直接涌入矿坑，成为矿坑的直接充水水源。按公式：r0=0.565(3-3)R0=R+r0(3-4)Q=2.73KMS/(lgR0-lgr0)(3-5)表3-4煤系砂岩裂隙水涌水量预计范围(km2)K(m/d)M（m）S（m）R（m）r0(m)R0(m)Q(m³/h)6.010.0126042545213851837284计算结果，二叠系各煤组间的砂岩裂隙水进入矿坑的涌水量为284m³/h。将上述两种矿坑涌水量相加，即矿坑总涌水量为526m³/h。本矿现主采72煤和82煤，煤层的直接充水含水层是顶底板砂岩，砂岩含水层的补给条件差，以静储量为主，主要以淋水的方式进入矿井。间接充水含水层是太灰和奥灰含水层，在没有断层、巨大构造和陷落柱的情况下，一般对矿井没有影响。矿井历年涌水量情况如下表：表3-5矿井总涌水量统计表（单位：m3/h）时间最大涌水量最小涌水量平均涌水量备注1994.08～1217212814819952161411781996.01～0227019923503～08月为淹井时间1996.09～12342.818832619972421582091998286136231199912875952000136931092001119801032002110738720031236781200413054852005122779620061045372200712259912008178961272009168901312010187132155201117615216520121871601622013182160172平均值矿井涌水量平均值141m3最大值最大涌水量：1996年9月～12月为342.8m3任楼矿目前主要72煤、82煤，其充水水源主要为煤层顶、底板砂岩及底板太原组灰岩，但均属补给条件差、以静储量为主的富水性弱～中等含水层。据表中观测资料显示，矿井最大涌水量Q最大=342.8m3/h，正常涌水量取历年平均值为Q正常=141m3/h。若掘进中遇岩溶陷落柱而产生重大突水事故，水量可达数万立方米3、排水系统我矿主排水系统采用两水平阶梯排水，二水平排到一水平水仓，再由一水平排到地面，每个水平都采用6台排水能力每小时450方的卧式多级泵。-520水平（一水平）中央水泵房安装6台水泵，型号为MD450－60×10；其中2台工作、3台备用、1台检修。沿副井井筒安装D325mm排水管路3趟，排水高度547m，排水至地面。-720水平（二水平）中央水泵房安装6台水泵，型号为:MD450-60/84×4；其中2台工作、3台备用、1台检修，沿副井井筒安装D325mm排水管路3趟，排水高度200m，排水至一水平水仓。矿井一水平设内、外水仓，水仓总容量为4223m³，二水平设内、外水仓，水仓总容量为2574m3。其中2台工作、3台备用、1台检修。另外，我矿安装有强排潜水泵系统系统，水泵由地面集中控制，强排系统由2台型号为BQ550-838/22-1900/W-S潜水泵组成，采用钻孔方法管路直接敷设管路至地面，管路直径为377mm；电机型号为YBQ-710/4-S(10000)，功率1900kw；额定排水量：550m³/h；额定扬程：838m。任楼井田的太灰和奥灰两个灰岩含水层水量丰富，一般情况下不与矿井发生直接水力联系，当井下遇导水陷落柱时，可直接涌入矿井，造成突水，形成水害。本井田从建井试产至今已发现三个陷落柱：7222陷落柱、7218陷落柱、Ⅱ51陷落柱。1996年3月4日11时30分，7222工作面新切眼上下贯通（见图3-5）。在整个新切眼施工过程中，仅在上部巷道顶板有少量滴水。15时左右上出口往下25m处（-355m），从切眼的北帮开始大量出水，初时水量为50m3/h，增长很快，19时40分，水量进一步增大到1980m3/h；21时水量已高达11854m3/h，终因排水能力（1200m3/h）与突水量相差悬殊，无法抗衡而于21时零4分泵房进水、断电而被淹。“3.4”突水，瞬时最大涌水量34570m3/h，实测最大涌水量11854图3-47222陷落柱突水量折线图图3-57222工作面陷落柱位置图7222工作面突水后，经水源分析和后期探查治理证实，本次突水的导水通道是陷落柱，该陷落柱位于7222工作面改选切眼的北侧，7222工作面风巷的下侧，该陷落柱经治理后证实平面上呈椭圆形、长轴NNW.短轴NFF，其平面形状大体为一个长轴25～30m，短轴20～25m的椭圆形。顶界至新生界“四含”，发育高度约300m。从剖面上看，该陷落柱基本上呈直立形状。陷落柱为一顶空型陷落柱。经约半年时间的注浆堵水，于8月12日，任楼煤矿主井进行试排水。至10月14日，治水工程结束，历时205天，达到了堵水率100%的效果。图3-67222陷落柱柱状图1999年10月12日夜班，7218工作面机巷掘进87m时，巷道上帮出现淋水，继续向前掘进2m，迎头压力突然变大，迎头30m内出现大面积淋水，从10月13日至18日，出水量维持在5～6m3/h，到22日增大到9m3/h；经井下实测，水温达到34˚C，高出突水点正常层位水温31˚C；对出水水样进行水质分析，得出突水应来自深部奥灰水。根据突水点周围压力、水量、水温及水质的动态变化资料，综合分析认为该次突水的水源为奥灰水。因本工作面奥灰出水的唯一可能性是陷落柱导水，所以初步确定附近存在导水陷落柱。由于及时采用井下探查与地面打钻注浆封堵相结合等手段进行超前治理，避免了一次重大突水事故的发生。地面探查资料显示，7218陷落柱在平面图上呈椭圆形，长轴50m、短轴40m，发育至8煤下约20m。从剖面上看，该陷落柱基本上呈直立形状，从根部由西略向东倾斜，详见（图3-7、3-8）图3-77218工作面陷落柱位置图图3-87218陷落柱柱状图2010年6月8日早班，Ⅱ51轨道大巷施工至G33点前28m左右时，上帮肩部锚杆眼出水，水量1m3/h左右，经取样化验为砂岩水，6月10日夜班出水水质开始出现永久硬度，2011年11月7日的水样化验结果为全硬度60.58德国度，永久硬度48.81德国度，水温41℃，水量增至图3-9Ⅱ51陷落柱平面示意图2013年1月开始对Ⅱ51陷落柱进行地面探查与治理，于2013年7月完成地面探查与治理工程；经探明Ⅱ51陷落柱长轴长55m，短轴长40m，顶部发育至5煤底板下20m，通过注浆治理，对8煤下80m以上陷落柱体进行了有效封堵，解除了此隐伏导水陷落柱对开采8煤以上煤层时矿井安全生产的威胁。图3-10Ⅱ51陷落柱剖面示意图从任楼煤矿建矿以来的生产实践说明，本井田存在陷落柱发育的地质条件，发育深度存在差异，发育规律还未掌握，而且发现的三个陷落柱均导水，从而给以后防治水工作带来难度，有待进一步研究与勘探。为了探查陷落柱的发育规律及疑似位置，任楼采用地面三维地震、瞬变电磁对全矿区进行了勘探，在中六采区发现三个物性陷落柱X1、X2、X3，对X1、X2、X3物性陷落柱的地面钻探探查，未发现明显水文异常，分析为构造原因造成，但仍不排除其导水的可能，在采掘过程中仍需对其进一步探查。表3-6任楼煤矿物性陷落柱陷落柱一览表陷落柱名称陷落柱的发育形态导水性防治措施及建议X1物性陷落柱位于本区36与37勘探线之间的西部，呈椭圆形。其长轴呈东西向，长轴长100m，短轴长50m。已在地面施工36-372孔对X1物性陷落柱进行探查，钻孔终孔深度603.4m，终孔层位“四灰”下1.5m,探查显示所有标志层间距基本正常，分析该处三维地震异常为受小构造影响。上部陷落到新生界底部，下部开始于奥灰中。1、新区掘进，加强物探探查，重点区域采用“钻探掩护，物探超前，钻探验证”的方法，确保30m超前距；2、新区巷道或钻孔出水时及时取样化验，判定水源；3、新区应对太原组和奥陶系灰岩含水层从位置和大小等方面加以确定。X2物性陷落柱位于本区33与34勘探线之间的西部，呈椭圆形。其长轴呈北西向，长轴长115m，短轴长40m。已在地面施工33-341孔对X2物性陷落柱进行探查，钻孔终孔深度810.69m，终孔层位“一灰”，无明显水文异常，分析为构造原因造成上部陷落到31煤层上部100m左右，下部开始于奥灰中。X3物性陷落柱位于中六34与35勘探线之间的西部，呈椭圆形。其长轴呈东西向，长轴长200m，短轴长150m，上部陷落到82煤层下部。X3疑似陷落柱设计施工了34-352孔，终孔层位为太四灰，根据钻探成果，本孔钻进过程中未见明显构造破碎带，结合附近钻孔及煤层等高线图综合判断，异常区应为褶皱构造。下部开始于奥灰中。Ⅱ7222、Ⅱ7322等工作面存在积水，表3-7采空区积水统计表采空区名称积水面积（m2）积水量（m3）积水高度（m）7231工作面173401854011.57235工作面20508406.27234工作面690028009.77257工作面90551021910.98218工作面36809904.07227工作面252005040037上一采区回风石门47502.8Ⅱ7222S工作面100501850018.4Ⅱ7222N工作面63001350024.4Ⅱ7322工作面4730126013.5中四8煤探巷11608122.5合计=SUM(ABOVE)122611表3-8封闭不良钻孔一览表编号孔号终孔层位终孔深度封孔不良情况巷道揭露情况1461C3L1567.6864到65年施工的钻孔7213工作面回采中已揭露，有少许淋滴水2462C3L1367.5664到65年施工的钻孔井田开拓范围之外346382下603.6164到65年施工的钻孔7219工作面回采中已揭露，与资料基本相符43883煤下574.2364到65年施工的钻孔未开拓采区范围5422C3L1467.0864到65年施工的钻孔井田开拓范围之外642682628.1864到65年施工的钻孔未开拓采区范围7481C3L1562.3864到65年施工的钻孔未开拓采区范围8382C3L1558.4364到65年施工的钻孔未开拓采区范围9381282下587.8564到65年施工的钻孔未开拓采区范围10381482下68664到65年施工的钻孔未开拓采区范围11402C3L1491.264到65年施工的钻孔未开拓采区范围12348O2203.7764到65年施工的钻孔井田开拓范围之外，未见煤13342C3403.1564到65年施工的钻孔井田开拓范围之外，见10、11煤1434682煤下617.8864到65年施工的钻孔未开拓采区范围15010C3406.38封孔资料不详井田开拓范围之外，未见煤160265下871.82封孔资料不详井田开拓范围之外17482C3L1738.51封孔资料不详未开拓采区范围185045下773.45封孔资料不详井田开拓范围之外19344C3L1549.1864到65年施工的钻孔未开拓采区范围203810C3L1309.4264到65年施工的钻孔未开拓采区范围21388C3L1456.8264到65年施工的钻孔未开拓采区范围22421O2317.6564到65年施工的钻孔井田开拓范围之外23424C3408.4464到65年施工的钻孔井田开拓范围之外2442-43182煤下352.37巷道已揭露的钻孔8240工作面已揭露钻孔，底板出现少量出水现象，已对其水泥封堵本层在中二、中四采区7240（上）南工作面及其附近底界标高为-249.92～-254.75m，该开采区域范围内“四含”普遍发育，分布稳定，厚度为3.8m～13.2m，平均7.7m±，水21孔揭露其厚度为10.5m，“四含”底界大致呈北高南低的态势。岩性主要为由细砂、中砂、粘土质砂及少量的粗砂和砂岩（盘），其中夹有2～4层粘土层。据工作面附近水1、水9和水21水文孔抽水试验，“四含”的q＝0.00036～0.058L/sm，K＝0.091～0.5375m/d。由此可见“四含”是一组主要接受区域迳流补给，水平渗透能力根据井下施工的“四含”放水孔和水21采前水文检查孔，“四含”含水砂层，由石英为主、长石云母次之的砾石、细砂、中细砂、粉沙和粘土质砂组成，中夹1～4层粘土及亚粘土；局部地段钙质富集，砂粒呈胶结岩状。据水21钻孔土样分析，在中二、中四采区范围内，四含底部砂层以粉砂为主，含砂量为0~20%，是不太容易流动的均匀砂层，属于平原型沉积物。四含中夹有的薄层粘性土层，分布不稳定，常呈透镜状，犬牙交错地穿插在砂层中。根据水21采前水文长观检查孔抽水资料可知q=0.001665L/s.m，k=0.013m/d。根据《煤矿防治水规定》相关参数、四含砂层的结构特征及“四含”颗粒组成情况，比照国内部分矿井含水砂层富水性评价，中二采区的7240（上）南综采工作面第四含水砂层应属Ⅱ类水体，为弱富水性含水层，且其迳流、补给、排泄条件不畅。目前该区域“四含”水位标高-87.6～-93.3m（根据水1、水9长观孔），上覆第四含水层底界标高为-249.92～-253.96m，作用在基岩面的水头压力为1.6～1.66Mpa。1、两带高度的计算本井田第四含水层直接覆盖于煤层露头之上，应留设防水煤柱，以策安全。防水煤柱最大高度计算方法：1）根据本井田具体情况，按照《煤炭工业设计规范》，取导水裂隙带最大高度经验公式：Hf=（3-6）保护层厚度：Ha=6（3-7）式中：Hf——导水裂隙带最大高度（m）；m——累计采厚（m）；n——分层层数；Ha——保护层高度（m）2）淮北矿务局通过多年来在含水砂层下开采的实践和大量的观测资料，对导水裂隙带高度计算方法推荐如下经验公式：H1=16.8m1（3-8）H2=10.6(m1+m2)（3-9）H3=5.6(m1+m2+m3)（3-10）式中：m1、m2、m3——分别为一分层、二分层、三分层的采厚（m）；H1、H2、H3——分别为开采一分层、二分层、三分层时的导水裂隙带高度（m）。另加安全高度10m。（3-11）防水煤柱取1）、2）式中的最大值。3）冒落带最大高度一般经验公式h1=（3-12）m——矿层开采厚度（m）；k——岩石松散系数（°）；α——矿层倾角（°）；h1——冒落带高度（m）。4）我国煤炭部门总结的冒落带最大高度经验公式：h1=(3～4)M（3-13）h1——冒落带最大高度（m）；M——累计采高（m）。现将我矿露头裂隙发育高度情况列表如下：煤层倾角（度）煤层厚度（m）计算采厚（m）顶岩岩性安全煤岩柱（m）底部含水层底板标高（m）回采上限设计规范公式淮北经验公式采用高度计算标高（m）选取标高（m）裂隙高度保护层高度最小高度裂隙高度保护层高度最小高度31界沟断层～36线170.980.98细砂岩、粉砂岩18.905.8824.7816.461026.4626.46-229.86-256.32-26036线～F2162.272.41中砂岩、粉砂岩、泥岩39.0414.4653.5044.861054.8654.86-233.74-288.60-290F2～42线181.431.51细砂岩、粉砂岩、泥岩26.379.0635.4325.371035.3735.37-248.93-284.36-29044线～F3152.902.90粗砂岩、细砂岩、粉砂岩32.988.7041.6830.741040.7441.68-266.15-307.83-310F3～F2132.262.49粉砂岩、细砂岩、泥岩40.1714.9455.1141.831051.8355.11-281.10-336.21-33551及52界沟断层～F2161.581.58粉砂岩、细砂岩、泥岩27.359.4836.8326.541036.5436.83-241.15-278.28-280F2～42线15～17m1=1.79m2=1.08M综=2.87粉砂岩、细砂岩、粗砂岩、32.708.6141.3130.471040.4741.31-257.38-298.69-30042线～F316～20m1=1.70m2=1.06M综=2.76粉砂岩、泥岩31.638.2839.9129.261039.2639.91-265.29-305.20-350F3～F510～17m1=1.45m2=1.64M综=3.09细砂岩、泥岩34.819.2744.0832.751042.7544.08-271.40-315.48-320F5～50线m1=1.21m2=1.27M综=2.48砂岩、泥岩29.957.4436.3926.291036.2936.39-280.91-317.30-33072界沟断层～36线14～151.361.36粗砂岩、粉砂岩、泥岩24.258.1632.4122.851032.8532.85-229.16-262.01-26536线～F214～202.321.80砂岩、粉砂岩、泥岩30.4510.8041.2530.241010.2441.25-237.98-279.23-280F3～F511～195.285.28砂岩、泥岩55.8715.8471.7155.971065.9771.71271.04-342.75-345F5～50线14～201.561.56砂岩、泥岩27.070.3636.4326.211036.2136.43-287.83-324.26-325F5～50线1.761.76砂岩、泥岩29.8010.5640.4529.571039.5745.26-237.98-281.58-28082界沟断层～36线14～172.00砂岩、粉砂岩33.2612.0045.2633.601043.6032.85-229.16-262.01-26536线～F214～172.212.33砂岩、粉砂岩37.9213.9851.9039.141049.1450.90-234.26-286.16-290F5～50线11～182.402.40砂岩、粉砂岩、细砂38.9014.4053.3040.321050.3253.30-269.20322.50-325表3-9露头裂隙发育高度2、已批复的提高上限工作面本井田第四含水层直接覆盖于煤层露头之上，应留设防水煤柱，现将任楼井田已批复的提高上限工作面留设防隔水煤（岩）柱情况列表如下（计算参考公式3-7、3-11）：表3-10任楼煤矿提高回采上限工作面防隔水煤柱留设情况统计表采区工作面上限标高（m）设计采高（m）最小防水煤岩柱（m）“四含”厚度最小值－最大值平均值单位涌水量(L/s.m)批复时间中一7210(S)-3152.220037310(S)-3152.020037210(N)-3152.249.02.1－5.3q=0.000325--0.00076120037310(N)-315(顶板)2.047.62.1－5.320037212(上)-315(顶板)2.049.42.1－7.720037312(上)-315(顶板)2.049.42.1－7.720038210-3111.840.52.1－6.320038212(上)-3102.044.44.0－6.45.4q=0.009372005中二南翼7220(S)-310(顶板)2.050.00.1－8.020037220(N)-310(顶板)2.053.80.1－8.02003北翼7240-3002.045.20.1－8.05.3q=0.0083720047340-3052.050.20.1－8.05.3q=0.0083720048240-3002.045.20.1－8.05.3q=0.008372004中三723149-50勘探线以东-325(顶板)2.049.480－10.0200349-50勘探线以西-335(顶板)50.3733149-50勘探线以东-3252.049.40－9.94.5q=0.0303200549-50勘探线以西-33550.37230-320(顶板)2.047.61.5－8.620037330-3202.047.70－5.42.5q=0.0093720058230-3202.047.72005中四7242-3002.352~5620037342-300(顶板)2.0上块段48.93.1－24.42003下块段59.28242-2952.043.93.1－24.48.0q=0.06720043、已回采的提高上限工作面及出水情况1）7240工作面出水情况7240工作面于2007年11月3日开始回采，2009年3月31日收作。当工作面推进53m时，老顶第一次周期来压，工作面老塘发生首次出水，水量约50m³/h，在随后推进的290m范围内，最大涌水量70m³；此后在717m、1220m和1395m时老塘发生不大程度的出水，涌水量在12～35m³/h。根据7240工作面出水化验结果，水1、水4长观孔的水位动态变化特征（水位下降10多米），结合周边采矿技术条件，7240工作面的出水水质类型与砂岩封闭水差异较大，与“四含”水的水质特征较为相似，为砂岩裂隙水与“四含”水的混合水。根据7240工作面的出水规律，反映出煤系砂岩裂隙水的出水特征；且涌水量的动态变化没有表现出随回采面积的增加而增长的趋势，这一动态特征同样也反映了7240等工作面的赋水性具有静储量的特点。2）7310工作面出水情况2007年6月12日夜班，7310（N）工作面回采距切眼90m左右位置时，在机头底板位置，从采空区老塘发生出水现象，初时水量约5m³/h；13日夜班水量增大至约10m³/h，水温约29℃；18日早班水量增大至约60m³/h；水温约27℃，此时工作面已停止回采，水量无继续增大的趋势；6月24日夜班水量开始减小至25m³/h±；6月26日早班，水减小至6m³/h左右，后水量稳定在3m³/h左右；截至6月28日早班，工作面老塘总涌水量11776m³。综合出水以来的水质化验、水量变化等资料，分析认为此次出水水源应为以煤系地层的砂岩裂隙水（风化带）为主，有“四含”水的补给的混合水。突水的主要原因是由于采动裂隙带导通了“四含”下部的砂岩风化带，“四含”水通过砂岩风化带进入采动裂隙再溃入工作面的。4、“四含”水的防治措施防隔水煤柱对防止“四含”水流动及安全度均是有利的，但是由于顶板岩性已破坏，比较破碎，自身承载能力有所下降，为了避免顶板发生非均衡性破坏，确保矿井安全生产和减少工作面涌水量及预防出现其他意外情况，采区相应的安全技术措施仍是十分必要的，主要有：1）严格工程质量，防止局部冒顶；2）开展综合性的观测研究，掌握水、土、岩变化的规律；

3）加强回采工作面组织和技术管理，严格控制初采期间的采高；4）加大工作面排水能力，建立完善的排水系统；5）强化领导，全面提高职工的水患意识。1、煤层系砂岩裂隙水的分布2、工作面出水情况3、煤层系砂岩裂隙水的防治措施四、矿井瓦斯地质表4-1煤层瓦斯井下补充测定成果表煤层号测定地点采样深度(m)瓦斯成分（％）瓦斯含量（cm3/g）备注727219机巷-5653.45抚顺分院实测727219机巷-5653.66抚顺分院实测727219机巷-5653.02抚顺分院实测727219机巷-5653.49抚顺分院实测727234工作面-42764.241.88安徽理工大学实测737346工作面-44562.371.59安徽理工大学实测828215工作面-45465.651.74安徽理工大学实测828218工作面-54063.432.86安徽理工大学实测表4-2勘探及补充勘探阶段钻孔合格瓦斯含量汇总表煤层号孔号采样深度(m)采样标高(m)测试方法瓦斯成分（％）瓦斯含量（cm3/g）质量评价314310595.98-559.5解析法83.761.52合格513716701.50-644.5解析法79.061.48合格51378585.47-553.9解析法63.652.99合格513916716.26-691.2解析法80.852.64合格5140-414701.00-337.5解析法75.631.71合格51414639.00-286解析法62.652.39合格5142-435657.70-622.5解析法66.821.24合格5146Ⅱ1934.82-909.5解析法65.7510.21合格5146-475557.65-522.6解析法68.901.22合格5238-393611.42-586.22解析法65.242.17合格5240-414709.80-346.7解析法64.631.55合格5242-435662.20-433.5解析法67.161.98合格5246Ⅱ1940.22-925.22解析法68.7610.90合格5246-475562.35-528.95解析法68.512.08合格723624739.37-479.37解析法72.553.26合格723716754.20-703.86解析法93.354.97合格723916-762.23解析法10.30参考7239-402-417.62解析法1.14参考724010546.77-519.29解析法85.334.83合格7240-414-404.86解析法4.51参考7241-423-415.88解析法3.96参考724410520.08-492.91解析法71.552.40合格7245-464653.00-663.61解析法94.447.68合格7246II11004.35-979.35解析法63.8910.06合格72475-713.24解析法1.13参考7248-497500.95-628.49解析法63.462.79合格72544539.47-513.47解析法59.678.58参考733916764.73-770.62解析法84.825.64合格73434-375.48解析法1.44参考73436563.32-536.69解析法79.331.44合格734410-494.52解析法2.40参考7348-497510.95-642.68解析法66.735.69合格73544557.50-530.94解析法87.8312.63合格823916764.73-783.08解析法84.825.64合格824010575.85-547.95解析法87.804.75合格8240-412525.15-498.67解析法92.504.57合格8242-435736.92-711.92解析法6.31参考82436578.75-553.15解析法1.44参考824410534.91-509.84解析法68.472.15合格8245-468731.89-706.8解析法60.805.80合格8246131022.93-997.93解析法71.6318.07合格8246II31098.66-1073.66解析法68.3013.83合格8246-475630.48-605.28解析法70.821.63合格8246-478738.70-689.92解析法87.105.58合格根据皖经信委煤炭函【2012】1277号文《关于2012年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》，任楼煤矿最大绝对瓦斯涌出量49.47m3/min，最大相对瓦斯涌出量9.34m3/t，瓦斯涌出量最大的采区为Ⅱ1采区，最大绝对瓦斯涌出量为19.02m³/h，最大相对涌出量为8.02m³/t。根据中国矿业大学对任楼煤矿72、73和82煤层的煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，任楼煤矿72、73和82煤层为突出煤层，根据皖经信委煤炭函【2012】1277号文《关于2012年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》，2012年矿井瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井。为了区分各地质单元的瓦斯赋存情况，为瓦斯治理提供针对措施，任楼煤矿与中国矿业大学合作，经中国矿业大学开采与安全教育部重点实验室对任楼煤矿51、72、73、82煤层进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定，鉴定结果为任楼煤矿72、73、82煤均为突出煤层，5煤为非突出煤层。Ⅱ1、Ⅱ2采区、中五采区北翼72、73煤层底板标高-520～-800m为突出危险区；82煤层底板标高-520～-800m为突出危险区；72、73及82煤层-520m以浅为无突出危险区；中五采区南翼7、8煤-720m以浅为无突出危险区。表4-3任楼煤矿Ⅱ1、Ⅱ2采区72煤区域划分情况煤层标高（m）瓦斯压力（Mpa）瓦斯含量（m3/t）△pfDK分带情况-5200.552.8711.0070.4490-1.1724.51-5500.633.18-0.73-5750.693.40-0.35-6000.753.610.075突出威胁区域下限-6250.813.800.55-6500.873.991.08-6750.934.171.66-7000.994.342.29-7201.034.462.75表4-4任楼煤矿Ⅱ1、Ⅱ2采区73煤区域划分情况煤层标高（m）瓦斯压力（Mpa）瓦斯含量（m3/t）△pfDK分带情况-5200.562.6710.6870.4447-1.1224.03-5500.642.94-0.67-5750.703.13-0.29-6000.773.330.23突出威胁区域下限-6250.843.530.80-6500.913.721.43-6750.973.872.03-7001.044.042.78-7201.104.173.46表4-5任楼煤矿Ⅱ1、Ⅱ2采区82煤区域划分情况煤层标高（m）瓦斯压力（Mpa）瓦斯含量（m3/t）△pfDK分带情况-5200.552.9110.7990.4325-1.2324.97-5500.753.570.07突出威胁区域下限-5750.924.041.34-6001.094.442.76-6251.264.794.32-6501.435.106.03-6751.605.387.89-7001.775.629.90-7201.912.9111.65表4-6任楼煤矿51采区5煤-730以浅鉴定依据指标汇总判定依据指标临界值实际值对比分析结论瓦斯动力现象无无突出危险单项指标破坏类型Ⅲ、Ⅳ、ⅤⅢ、Ⅳ、Ⅴ达到临界值无突出危险放散初速度△p107小于临界值坚固性系数f0.50.37超过临界值瓦斯压力P/Mpa0.74（表压）0.60（表压）小于临界值任楼煤矿现行的瓦斯防治措施有：1、建立防突与瓦斯预警体系；2、严格执行瓦斯治理的十二字方针（先抽后采；监测监控；以风定产）和十六字体系（通风可靠；抽采达标；监控有效；管理到位）；3、建立抽采系统；4、严格执行“一矿一策”“一面一策”。五、煤层自燃倾向性及爆炸性通过勘探期间对177个煤粉样，以煤的燃点测定中还原样燃点与氧化样燃点之差Δt确定煤的自燃发火倾向，可知任楼煤矿各煤层均具备一定的自燃发火趋势，但各煤层情况不甚一致，31、10煤层属不自燃，51、52、72、73、82、11煤层不自燃～很易自燃（见表5-1）。表5-1煤的自燃发火倾向性测试成果表煤层测点总数自燃倾向等级（△t）不自燃（<20°不易自燃（20°~35°易自燃（35°~50°极易自燃（>50°点数比率（%）点数比率（%）点数比率（%）点数比率（%）311111100512017852101552201470315210157244409124.524.57335277751439823730813813381066100114250250通过勘探期间对55个煤粉样进行了煤尘爆炸性试验，采用煤粉燃烧火焰长短来判断各煤层煤尘爆炸危险性大小与强弱程度。各可采煤层均具煤尘爆炸危险性，火焰长度以微火-700mm不等，需通入40～75%的岩粉量方能抑制煤尘爆炸（见表5-2）。

表5-2煤尘爆炸综合统计表煤层总点数深度(m)煤尘爆炸试验火焰长度(mm)岩粉量(%)结论313324.53-413.32400-70050-70有514319.44-568.4050-30040-65有526374.00-681.55微火-45050-60有7210297.50-740.85微火-70055-75有736331.27-700.95微火-60040-70有8215323.43-716.10微火-50045-70有在矿井生产期间，为了更准确地对任楼煤矿可采煤层自燃倾向性及煤尘爆炸性进行鉴定，2013年任楼煤矿与中国矿业大学对任楼矿煤层自燃倾向性及煤尘爆炸性进行了鉴定，其中51、52、72、73、82、83煤层均为二类自燃煤层，72、82煤均具有煤尘爆炸危险性。自然发火期经北京科技大学鉴定为：在16℃起始温度时的最短自然发火期为98天，临界温度为75℃～85℃（见表5-3）表5-3任楼煤矿煤层工业分析和自燃倾向性的色谱吸氧法鉴定结果项目样品水分Mad（%）挥发分Vad（%）干燥无灰基挥发分Vdaf（%）真密度ρ(g/m3)煤的吸氧量（cm3/g干煤）含硫量（%）自燃倾向性等级自燃倾向性Ⅱ7322工作面73煤0.9533.5339.771.380.510.32Ⅱ自燃7257工作面72煤1.3431.8740.101.