防治水论文 - 图文

鹤壁九矿主要水害类型及防治措施

摘 要

鹤壁煤业集团公司九矿位于鹤壁市的最北端，是水文地质条件较复杂的大水

矿井。水害严重困扰着矿井的安全生产，导致生产成本剧增，水患问题急需解决。 本文通过对鹤壁煤业集团公司九矿历史上水害情况分析，在综合阐述水害类型划分方法的基础上，采用出水水源为基础的水害模式划分方法,将九矿水害划分为：第四系冲积层水、砂岩含水层水、老空水、薄层灰岩水、厚层灰岩突水、断层水六种水害类型，并阐述了不同类型水害的出（突）水特征，提出了水害预防与治理的措施和方法，给出了长期性防治水工作的重点和建议。

关键词：水文地质条件；水害特征；矿井水防治；充水条件

I

The major water damage types and prevention measures of the

ninth coal mine of Hebi

Abstract

The ninth coal mine of Hebi Coal Industry Group Company located the north

end of hebi, which is a flood mine with complex hydrogeological conditions. Water damage seriously plaguing the mine safe production, leading to the dramatic increase of production costs, which needs to be resolved.

In this paper, through the analysis of water damage situation in history of the

ninth coal mine of Hebi Coal Industry Group Company ,divided water damages into six types:quaternary alluvium water, sandstone aquifer water, old goaf water, thin-bedded limestone water, thick-bedded limestone water inrush fault water by the division method of water disasters model based water source, on the basis of comprehensive description of the type of water disasters classification method. Elaborated water inrush characteristics of different types of water disasters, proposed the measures and methods of water disasters prevention and treatment, given the Priorities and recommendations in the work of long-term prevention and control of water.

Key words: hydrogeologic condition, Water disasters characteristics, prevention

and control of mine water, conditions for filling water

II

目 录

摘 要 ....................................................................... I ABSTRACT ..................................................................... II 1 绪论 ........................................................................ 1 1.1 选题意义 ................................................................ 1 1.2 国内研究现状 ............................................................ 2 1.3 研究思路 ................................................................ 3 2 井田概况 .................................................................... 4 2.1 位置交通 ................................................................ 4 2.2 水系 .................................................................... 4 2.3 气象及地震 .............................................................. 5 2.4 矿井生产现状 ............................................................ 6 3 矿井地质 .................................................................... 7 3.1 含煤岩系 ................................................................ 7 3.1.1 含煤地层 ............................................................ 7 3.1.2 煤层 ............................................................... 12 3.2 构造 ................................................................... 13 3.2.1 断层 ............................................................... 13 3.2.2 褶皱 ............................................................... 14 3.2.3 陷落柱 ............................................................. 15 4 水文地质 ................................................................... 17 4.1 区域水文地质概况 ....................................................... 17 4.2 矿井水文地质 ........................................................... 18 4.2.1 主要含水层（组） ................................................... 18 4.2.2 主要隔水层 ......................................................... 19

4.3 断层水文地质特征 ....................................................... 19 4.4 充水因素与涌水特征 ..................................................... 21 4.4.1 充水水源 ........................................................... 21 4.4.2 充水通道 ........................................................... 22 4.4.3 矿井涌水特征与水量变化 ............................................. 23 5 水害类型分析 ............................................................... 25 5.1 矿井历史水害统计分析 ................................................... 25 5.2 水害类型划分 ........................................................... 25 5.2.1 根据突水量的大小进行划分 ........................................... 25 5.2.2 突水机理与采掘工作面及矿山压力的关系划分 ........................... 26 5.2.3 根据突水水源进行划分 ............................................... 27 5.2.4 根据水害模式进行划分 ............................................... 28 结 论 ...................................................................... 36 参考文献 ...................................................................... 38 致 谢 ...................................................................... 39

1 绪论

1.1 选题意义

煤矿水害是与瓦斯、火灾等并列的矿山建设与生产过程中的主要安全灾害之一，长期以来，因为煤矿水害给国家和人民带来的人身伤亡和经济损失极为惨重。据不完全统计，在过去的20多年里，有250多个矿井被水淹没，死亡1700多人，经济损失高达350多亿元人民币。其中底板高压水通过隐伏导水构造突入矿井和废弃矿井积水因防水煤柱被破坏而突入矿井的水害事故造成的损失尤为突出。底板高压水通过煤层底板突出是一种受多因素控制的灾害性动力现象，华北地区受底板承压水威胁的煤炭储量约为15Gt。由于该区奥陶系灰岩富水性强、水压高、隔水层薄、而区内张裂性、张剪性断裂及陷落柱较发育，致使华北地区煤矿重特大突水事故多与奥灰水有着密切的关系。其中，太行山东麓的煤矿区在开采石炭、二叠系煤层时，频繁发生突水事故。特别是当煤层底板隔水层太薄或断层破碎带削弱了底板隔水层强度，而无法承受底板水头压力及矿山压力时，导致矿区突水次数和强度增大。此外，许多矿区中奥陶统喀斯特陷落柱发育，使上覆岩层陷落或裂隙化，塌陷裂隙把喀斯特水突然导入矿井引发突水事故，其后果往往是灾难性的。同时由于大量已经废弃或正在生产的小煤窑的无序开采，导致矿井之间的隔水煤柱被破坏，使得废弃矿井中积水瞬间溃人矿井造成严重灾害的现象近年来迅速增加。

本文研究对象为鹤壁市鹤壁煤业集团公司第九煤矿，鹤壁煤业集团公司九矿原名豆马庄矿，是位于鹤壁市最北端一个设计年产30万吨的小型矿井。由于所采煤层距奥陶系石灰岩强含水层近，历史上共计发生出（突）水事件105次。其中淹井1次、淹工作面13次、经济损失亿元以上。

鹤壁煤业集团公司九矿是华北煤田诸多开采太原下组煤的典型矿井，其开采对象为太原组一2和一1煤，其次为山西组二1煤。煤系基底为奥陶系灰岩，与一

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煤之间仅隔30—40米，富水性强，主要为岩溶水，巷道直接揭奥陶系灰岩时危害不大，若遇断层或采掘活动的影响有可能造成突水事故。顶板为C3L8灰岩，厚度3

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—10m，平均厚6—7m，该层灰岩的岩溶裂隙和溶洞发育不均。据钻探和井下接露，溶洞最大0.1m，岩层分布广泛连续性和补给条件不均，含水量差异大，涌水量1200M3/h—0.6M3/h之间,平均10M3/h—30M3/h，对九矿有很大威胁。

历史上的多次突水事件和淹井事件证明，对矿井水害进行归类总结，对突水特征和突水因素进行分析和研究，及时进行预测预报并制定针对性的防治措施对于指导鹤壁煤业集团公司九矿和其他兄弟矿井安全合理开采具有重要的现实意义。

1.2 国内研究现状

对于矿井突水机理方面的研究，国内外学者都进行了一些有益的研究和探索。由于矿井突水影响因素众多，所以矿井突水的机理研究难度很大，很难进行准确的预测预报。不过在长期的研究和实践中，人们对矿井突水影响因素的认识已趋于一致，但对于这些因素的具体影响程度的认识仍存在较大差别，至今仍未形成一致性共识，由于研究人员各自的出发点不同，侧重点有差异、研究思路、研究方法难以统一研究难以统一，研究结果差别很大。但是，这些研究工作使人们对前人在这方面的主要研究成果进行简要评述，进而确定本项目的主要研究内容、研究方法和要达到的目的。

我国煤矿水文地质条件十分复杂，也是世界上煤矿水害最严重的国家之一，尤其是华北型煤田，许多矿井不同程度地受到煤层底扳以下奥灰岩溶水的成胁与危害，历史上曾多次发生突水淹井事故，造成重大经济损失和人员伤亡。经过多年的研究与探索，我国在煤矿防治水的理论和技术方面有了很大发展和提高。在突水机理的研究长，借鉴国外的经验和理论，曾先后提出“突水系数”、“等效隔水层”和底板隔水层中存在“原始导高”以及煤层开采对其底板的“破坏深度”等概念。总结归纳提出了底板突水的“原位张裂”“强渗透通道”、“岩水应力关系”、“关键层”和“下三带”等新理论，从不同方面揭示了突水发生的机理。同时，应用物探、化探技术，如槽波地震，坑道透视、地质雷达，井下电法，以及连通试验、氡气测定等方法，发现“地质异常体”，确定地下水通道和水源.进一步达到突水预侧预报的

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目的。此外，在突水预测预报中，还采用了“专家系统”、“非线性理论”等方法。

1.3 研究思路

本论文的研究首先要明确研究的目的任务，然后在调研和分析的基础上确立研究的技术路线。

（1）收集并分析鹤壁煤业集团公司九矿的矿井地质、水文地质、工程地质资料和其他基本情况。

（2）对九矿的主要含水层、隔水层进行分析，查明对九矿有威胁的主要含水层，以及含水层之间的水力联系，地表水、大气水的影响，地下水的补、径、排关系，断层、陷落柱等构造对地下水运动的影响。

（3）分析矿井突水水源、突水通道、等突水因素，人为采动对突水因素的影响。

（4）对历史上的突水事故进行总结，并分析突水类型、突水水量变化、等矿井突水特征。

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2 井田概况

2.1 位置交通

九矿位于鹤壁市北郊，隶属鹤壁集乡所管辖区。西起一11煤层露头和F155断层，东至二1煤底板等高线-400米水平向上垂线与龙宫勘探区毗邻，南面与3986800和3986600线分别与汤阴矿和秦马庄义利矿为界，北抵一11煤层底板等高线-250米水平线向地面垂线。东西宽约2公里，南北长约4.5公里，面积约7.6平方公里。地理位置为东径114°07′24″～114°08′40″，北纬36°0′35″～36°03′01″。

鹤壁煤电股份有限公司九矿位于河南省鹤壁市北部鹤壁煤田的北部边界，地处太行山复背斜东麓。距京广铁路安阳车站约14km，东南距京广铁路汤阴车站约15km，东北、东南距（北）京珠（海）高速公路安阳南站、汤阴站分别为19、20km。北距安（阳）李（珍）铁路和安（阳）水（冶）公路约8km，南距汤鹤铁路鹤壁车站12km，西邻鹤壁矿区专用铁路1km。安鹤公路和汤鹤公路横穿井田，井田内简易公路较为发达，矿区铁路专线距京广铁路汤阴车站22.5km,距二等列车编组站鹤壁北站9km。交通运输十分便利。见图 2-1。

2.2 水系

九矿井田属海河流域卫河水系，井田内无常年性河流，仅有数条季节性溪流。地表水体以水库为主，共计8个，主要有龙泉水库、苹果园水库、吴家洞水库；水库接受大气降水、丘陵间小溪的补给。龙泉水库溢洪道高程140.20m，最大库容为3303104M3，死库容33104M3，坝体为均质土，坝体高程17.50m，主要用于灌溉。

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图 2-1 交 通 位 置 图

2.3 气象及地震

本井田属北暖温带大陆性干旱季风气候,夏热冬冷,四季分明。据鹤壁市气象站1958年～2000年观测资料:

最高气温42.3oC,最低 -15.5oC ，年平均最高气温15.3oC,年平均最低气温 13.1oC,平均气温14.2oC。

年最大降水量1394.1mm,年最小降水量266.6mm,年平均降水量683.2mm；六、七、八月降水量占全年降水量的60%。

最大蒸发量2695.0mm,最小蒸发量1637.40mm,年平均蒸发量2328.3mm。

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每年八月至来年二月多刮北风,最大风速23m/s，每年三月至七月多刮南风,最大风速14m/s。

根据国家质量技术监督局发布“中华人民共和国国家标准GB18306—2001《中国地震动参数区划图》”鹤壁市地震动峰值加速度g为0.2，对应的基本烈度为Ⅷ度，其地震设防应为Ⅷ。

2.4 矿井生产现状

鹤煤九矿1958年开始建井,1960年底简易投产，1967年正式生产。起初以开采下夹煤为主；1985年开拓延深至-250m水平，主采二 1 煤层。矿井设计生产能力0.30Mt/a,现实际生产能力已达到O.45Mt/a。

矿井为斜井～暗斜井多水平上、下山开采。第一水平标高+15m，第二水平标高-250m。目前生产区域集中在-250m水平下山采区，生产采区为25采区，布置一个炮采放顶煤生产工作面。

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3 矿井地质

3.1 含煤岩系

根据华北石炭、二叠纪地层区划，鹤壁煤田属华北地层区太行山小区，发育震旦系、寒武系、奥陶系中、下统、石炭系中、上统、二叠系、第三系和第四系。其中石炭系、二叠系为主要含煤地层。 3.1.1 含煤地层

九矿井田为第三、四系全覆盖区，自下而上发育奥陶系中统峰峰组(C2f)、石炭系中统本溪组 ( C2b) 和上统太原组 (C3t)、二叠系下统山西组 ( P1sh)和下石盒子组 (P1X) 、二叠系上统上石盒子组 ( P2s) 和石千峰组 (P2sh) 、新第三系上新统鹤壁组 (N2h) 和第四系(Q)。

（1）、奥陶系 峰峰组（O2f）

据区域资料，厚约122.54m，由深灰色中厚～厚层状石灰岩、白云质石灰岩、角砾状石灰岩、含白云质石灰岩、角砾状泥质石灰岩组成。

（2）、石炭系 本溪组（C2b）

井田内有3个勘探孔揭露，厚17.76～27.53m，平均21.50m。底部为古风化壳沉积物，厚度不大，含不规则磁铁矿和褐铁矿结核。下部为一较稳定、厚度较大的灰白色铝土质泥岩；为一辅助标志层；偶夹一层中细粒砂岩。中上部为深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，顶部含铝质和菱铁质鲕粒。与下伏峰峰组为平行不整合接触。

太原组（C3t）

下起于本溪组顶，上止于L9石灰岩顶，厚103.41～138.69m，平均123.91m，从井田及四周看有沿走向由北而南变薄的趋势。该组为一套海陆交互相沉积，含9层石灰岩（L1～L9），含煤4～10层，根据岩性组合特征可分为三段：

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①下部灰岩段

下起于本溪组顶，上止于L4石灰岩顶，厚36.82～49.86m，平均43.01m。由灰～深灰色石灰岩、灰黑～黑色泥岩、砂质泥岩和煤层组成。含石灰岩4层（L1～L4），其中L2石灰岩厚度大且稳定，厚5.39～7.41m，平均6.17m；易于区别下伏一2煤层，为井田内一良好标志层。L1石灰岩厚0～0.87m，平均0.42m。L3石灰岩厚3.10～4.02m，平均3.49m，为深灰色石灰岩，含丰富的动物化石，局部呈生物碎屑石灰岩。L4石灰岩厚0.39～2.81m，平均1.23m，泥质含量较高。含3层煤（一11、一12、一2），其中一11煤稳定，普遍可采，厚1.31～2.83m，平均2.27m。

②中部碎屑岩段

下起于L4石灰岩顶，上止于L7石灰岩底，厚43.90～52.43m，平均49.02m。由深灰色中细粒砂岩、砂质泥岩、灰黑色泥岩、薄层灰岩和煤组成。以碎屑岩为主，发育2层石灰岩（L5、L6），均较稳定，L5厚1.29～2.51m，平均1.91m； L6厚1.17～2.48m，平均1.63m。L5、L6石灰岩中间发育一层中细粒砂岩（俗称“虎石砂岩”），厚度变化较大，厚0.15～17.48m，平均7.57m。石灰岩下发育3层煤（一5、一61、一62），均不可采。

③上部灰岩段

下起于L7石灰岩底，上止于L9石灰岩顶，厚27.69～36.56m，平均32.50m。由L7、L8、L9三层石灰岩和灰黑色泥岩、深灰色砂质泥岩、中细粒砂岩、薄层状菱铁质泥岩和薄煤组成。其中L8石灰岩较稳定，普遍发育，厚0.84～4.95m，平均3.31m。该层为井田一良好标志层。L7灰岩厚0～0.67m，平均0.46m；L9石灰岩厚0～1.49m，平均0.75m，泥质含量较高，有时呈两层产出，或相变为薄层菱铁质泥岩。中下部含4层薄煤（一81、一82、一91、一92），不稳定，不可采。

（3）二叠系 山西组（P1sh）

下起于L9石灰岩顶，上止于砂锅窑砂岩底，厚74.06～113.25m，平均96.54m，与下伏太原组呈整合接触。为井田区内主要含煤建造，由砂岩、泥岩、砂质泥岩和煤层组成。含1～4层煤，二1煤层稳定，普遍发育且可采，是主要标志层。根据其岩性组合特征可分为四段：

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①二1煤段

下起于L9石灰岩顶，上止于大占砂岩底，厚20.44～50.48m，平均37.02m。底部北岔沟砂岩（Sb，S9）厚0.89～20.23m，平均9.54m，为浅灰～深灰色中细粒砂岩，含黑色泥岩包裹体，具交错和波状层理，底部具冲蚀面，为本区标志层之一。该层砂岩之上为黑色泥岩、砂质泥岩及二1煤层。

②大占砂岩段

下起于大占砂岩底，上止于香炭砂岩底，厚7.45～32.42m，平均19.30m。下部大占砂岩（Sd，S10）厚1.45～22.28m，平均7.39m；为灰色、深灰色细粒长石石英砂岩或石英砂岩，局部为粉砂岩，含菱铁质团块、炭质，含较多的白云母碎片，为主要标志层之一。中上部为灰黑色泥岩、砂质泥岩。

③香炭砂岩段

下起于香炭砂岩底，上止于冯家沟砂岩底，厚14.86～38.79m，平均24.85m。由2～3层砂岩、泥岩和砂质泥岩组成。含两层香炭砂岩（Sx1，S11；Sx2，S12）为浅灰色、褐灰色细～粗粒石英砂岩，含炭屑、云母片及黑色泥岩包裹体，具波状层理，为本区标志层之一；下层香炭砂岩（Sx1，S111）厚0.98～31.37m，平均8.75m，上层香炭砂岩（Sx2，S112）厚0～20.86m，平均7.10m。泥岩或砂质泥岩中含少量植物化石碎片，局部富集菱铁质鲕粒。

④小紫泥岩段

位于山西组上部，下起于冯家沟砂岩底，上止于砂锅窑砂岩底，厚4.27～29.38m，平均16.59m。由深灰色泥岩、砂质泥岩组成，含铝质及菱铁矿鲕粒（俗称“小紫泥岩”），为井田内一辅助标志层。

下石盒子组（P1x）

下起于砂锅窑砂岩底，上止于田家沟砂岩底，厚243.47～295.05m，平均269.45m，与下伏山西组呈整合接触。根据其沉积特征分为三、四、五、六4个含煤段：

①三煤段

下起于砂锅窑砂岩底，上止于四煤底板砂岩底，厚79.34～116.09m，平均96.17m。底部砂锅窑砂岩（Ss，S12）厚0.62～10.44m，平均4.65m，为灰白色中细

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粒砂岩，含黑色泥质包裹体，具底砾岩和冲蚀面，为主要标志层。中下部为灰白色铝土质泥岩（俗称“大紫泥岩”）、紫斑泥岩及深灰色泥岩，含大量菱铁质鲕粒；铝土质泥岩厚1.80～22.09m，平均9.10m，为本区重要标志层之一。中部为数层绿灰色细～中粒砂岩、青灰色含紫斑泥岩、灰黑色泥岩及砂质泥岩，其中以S13、S14较为标志。上部为浅灰色中细粒砂岩、紫斑泥岩、灰黑色砂质泥岩及泥岩，局部富集云母片。

②四煤段

下起于四煤底板砂岩底，上止于五煤底板砂岩底，厚39.29～67.68m，平均54.01m。底部四煤底板砂岩（S4，S15）厚1.48～19.58m，平均6.16m，为浅灰色、灰绿色细～粗粒砂岩，含深灰色泥岩包裹体，硅质胶结，为辅助标志层。中上部为深灰色、灰色砂质泥岩、泥岩，含铝质，具紫斑及菱铁质鲕粒，局部夹砂岩、粉砂岩透镜体。

③五煤段

下起于五煤底板砂岩底，上止于六煤底板砂岩底，厚45.30～83.60m，平均61.49m。五煤底板砂岩（S5，S16-1）厚0.99～19.30m，平均9.76m，为灰白、灰绿色细～粗粒石英砂岩，具底砾岩，粒度上细下粗，韵律明显，具泥质包体。本中部发育一层五煤顶板砂岩（S16-2）厚2.37～24.14m，平均11.17m，其特征和S16-1相似。砂岩上为灰色、灰绿色泥岩、砂质泥岩。

④六煤段

下起于六煤底板砂岩底，上止于田家沟砂岩底，厚42.06～80.21m，平均60.94m。六煤底板砂岩（S6，S16-3）厚0.89～21.93m，平均8.76m，为灰白、灰绿色细～粗粒石英砂岩，具底砾岩，粒度上细下粗，韵律明显，具泥质包体。砂岩之上为灰绿色、灰紫色泥岩、砂质泥岩及灰绿色泥岩、砂质泥岩，具紫斑局部夹砂岩透镜体。

上石盒子组（P2s）

下起于田家沟砂岩底，上止于平顶山砂岩底，厚287.09～337.00m，平均308.32m，与下伏下石盒子组为整合接触。主要由暗紫色、紫红色、青灰色泥岩、砂质泥岩及灰白色、灰绿色细～粗粒砂岩组成，根据其岩性组合特征分为七、八、

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九三个煤段。

①七煤段

下起于田家沟砂岩底，上止于八煤底板砂岩底，厚72.93～135.37m，平均100.23m。底部田家沟砂岩(St，S17)厚1.29～13.87m，平均6.92m。为灰白色、灰绿色中粗粒石英砂岩，具底砾岩，含烟紫色石英及泥岩包裹体；为主要标志层。其上为紫红、青灰色泥岩和砂质泥岩，含海绿石和硅化生物化石碎屑。

②八煤段

下起于八煤底板砂岩底，上止于九煤底板砂岩底，厚93.41～138.20m，平均108.57m。底部八煤底板砂岩(S8) 厚0.96～15.23m，平均5.16m；为灰绿色细粒砂岩，成分以石英、长石为主，含少量白云母片，具底砾岩，局部为细砾岩。其上为紫红、灰色泥岩和砂质泥岩。

③九煤段

下起于九煤底板砂岩底，上止于平顶山砂岩底，厚88.70～123.33m，平均108.47m。底部九煤底板砂岩(俗称“大风口砂岩”)厚0.99～15.75m，平均4.23m；为灰白色、中粗粒石英长石砂岩，长石多为肉红色，具底砾岩，泥质胶结，为本区主要标志层之一。其上为紫红、青灰色泥岩和砂质泥岩。

石千峰组（P2sh）

由于风化剥蚀作用，仅保留平顶山砂岩段，最大保留厚度111.68m。为灰白色、灰绿色厚层状中粒及粗粒长石石英砂岩，局部含砾石和泥岩包裹体，底部为含砾粗粒砂岩，硅质胶结，为主要标志层，与下伏上石盒子组呈整合接触。

（4）第三系 鹤壁组（N2h）

井田内零星出露与下伏二叠系呈角度不整合接触。由褐黄色、棕黄色、浅棕色砂质亚粘土、花斑状半固结泥岩和5～7层青灰色、深灰色砾岩组成。亚粘土中局部含大量钙质结核，砾石成分以灰岩为主，次为石英砂岩和燧石，砾石大小不一。中上部夹1～2层褐黄色薄层半固结状钙质粉砂岩。

（5）第四系（Q）

第四系广泛覆盖与下伏鹤壁组呈不整合接触。主要为黄土，略含砂质，垂直

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裂隙发育，局部形成陡坎，底部夹薄层砾石。此外在河流、沟谷处有流砂、砾石，丘陵处有残积、坡积砾石层等。 3.1.2 煤层

九矿井田的含煤地层为本溪组、太原组、山西组、下石盒子组和上石盒子组，分十个含煤组段，含煤地层总厚825.72m；含煤14层，煤层总厚11.88m，含煤系数1.44%。山西组和太原组为主要含煤地层，山西组含煤4层（二0、二1、二2、二3），太原组含煤10层（一11、一12、一2、一5、一61、一62、一81、一82、一91、一92），其中二1煤层、一11煤层为全区可采煤层，一2为大部分可采煤层，可采煤层总厚10.16m，可采煤层含煤系数为1.23%

（1）、二1煤层

埋深485～1276m，标高为-300～-1070m；赋存于山西组下部北岔沟砂岩与大占砂岩之间，上距大占砂岩（S10）0.69～15.59m、平均8.77m，砂锅窑砂岩（S12）48.69～75.02m、平均 66.30m；下距北岔沟砂岩（S9）0.47～23.58m、平均6.60m，距L8石灰岩36.87～55.15m，平均44.85m。

二1煤层老顶为大占砂岩（S10），直接顶板为灰黑色泥岩及砂质泥岩，含大量植物化石；老底为北岔沟砂岩，直接底板为灰黑色砂质泥岩及泥岩，含大量植物根部化石。

九矿延深区：埋深485～830m，标高为-300～-670m；有15个勘探孔穿过该煤层，24-4孔受断层影响煤层变薄（1.08 m）外，其余钻孔均为正常见煤点，煤厚3.21～9.72m，平均7.19m，标准差σn-1＝1.62，变异系数为22.5%；有11孔见夹矸，见1层夹矸8孔、2层夹矸1孔、3层夹矸1孔、4层夹矸1孔，夹矸厚度0.04～0.52m，平均0.24m。

（2）、一2煤层

九矿井田埋深676～1490m，标高为-500～-1230m；四矿延深区埋深783～1490m，标高为-575～-1230m；九矿延深区埋深676～1005m，标高为-500～-845m。赋存于太原组L2石灰岩之下，上距二1煤层137.71～144.21m、平均140.96m，距L8石灰岩78.81～85.83m，平均82.32m；下距一

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煤层6.40～8.19m，平均

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7.30m。煤层直接顶板为L2石灰岩，底板为灰黑色泥岩、砂质泥岩。

（3）、一11煤层

九矿井田埋深687～1500m，标高为-511～-1240m；四矿延深区埋深794～1490m，标高为-586～-1240m；九矿延深区埋深687～1016m，标高为-511～-856m。赋存于太原组底L1灰岩下，上距二1煤层145.17～153.60m、平均149.39m，距L8石灰岩86.27～89.22m、平均87.75m；距L2石灰岩7.46～9.39m，平均8.43m，下距O2f石灰岩17.76～27.53m，平均21.50m。顶板为黑色泥岩、砂质泥岩，局部为炭质泥岩或细粒砂岩，富含植物化石；底板为灰黑色泥岩或炭质泥岩，局部为砂质泥岩，含植物根部化石。

3.2 构造

根据河南省构造区划，鹤壁煤田属华北板块内区太行构造区北部的太行断隆内，鹤壁煤田总体构造形态为地层走向北北西、倾向北东东、倾角5～35°的单斜构造，地层波状起伏形成背斜和向斜，发育断层，伴有岩浆活动。按展布方向区域构造分为东西向、南北向、北东向、北北东向和北西向构造。

九矿井田总体为地层走向北北西～近南北向，倾向近90°的单斜构造，地层倾角平缓，局部较陡，为5～35°，沿走向具明显波状起伏，可形成小型褶皱，在较大的断层之间及旁侧尤为明显。主要构造形迹为NNE、NE向高角度正断层。 3.2.1 断层

一、NNE向断层

（1）F153：为九矿井田东北部边界断层，为区域性大断层，正断层，伸展方向为NNE，倾向SEE，倾角78○，落差200～400m。为查明断层。

（2）F150：位于九矿延深区西北部，F153之东侧，为F153断层的分支。正断层，伸展方向NNE，伸展长度为1700m，倾向SEE，倾角70○，落差由北向南逐渐变大，为80～200m。为查明断层。

（3）F150-1断层：位于九矿延深区西北部F153与F150之间，为F150的分支。正

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断层，延伸方向NNE，延伸长度为900m，倾向SEE，倾角75○；北端起于F150断层，南端尖灭，落差0～40m。为查明断层。

（4）DF2：位于九矿延深区中部、浅部，正断层，延伸方向近NNE，延伸长度350m，倾向E，倾角70○，落差0～12m。为查明断层。

（5）DF6：位于九矿延深区中部，正断层，延伸方向NNE，延伸长度370m，倾向NWW，倾角70○，落差0～11m，为查明断层。

（6）DF8：位于九矿延深区中部，由三维地震控制，落差0～4m。

（7）F1：位于九矿延深区中部、东部，正断层，延伸方向NNE，延伸长度2150m，倾向NWW，倾角70○，落差0～40m，为查明断层。

（8）F1-1：位于九矿延深区中部、东部，为F1的分支，正断层，延伸方向NNE，延伸长度250m，倾向NWW，倾角70○，落差0～10m，为基本查明断层。

（9）F7：为四矿、九矿延深区分界断层，延伸方向NE，延伸长度为3220m，正断层；倾向NW，倾角70°，落差自西南向东北逐渐变小，为0～150m。为查明断层。

二、NW向

（1）DF7：位于九矿延深区中部，F150与DF6之间，正断层，伸展方向为NW，伸展长度370m，倾向SSW，倾角70○，落差0～12m，为查明断层。

（2）DF3：位于九矿延深区中部、浅部，正断层，伸展方向为NNW，伸展长度660m，倾向NEE，倾角70○，落差0～12m，为查明断层。

（3）DF5：：位于九矿延深区中部，落差0-3m。 （4）DF4：位于九矿延深区中部。

（5）DF1：位于九矿延深区东部、南部，的东南部，F7断层西侧，正断层，伸展方向为NW，伸展长度270m，倾向NE，倾角70○，落差0～5m，为查明断层。

3.2.2 褶皱

一、九矿向斜

位于下夹煤区矿井东部，为北东向宽缓向斜构造，轴部大致南起1002勘探孔，

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经272勘探孔与2003勘探孔之间，306勘探孔西4001勘探孔附近被断层切割消失，走向长1800米左右，北翼产状平缓，地层倾角5-10度，南翼倾角较陡，倾角10度，局部地段25度左右，与吴马庄向斜同时生成，但前者迭加后者之上。

二、吴马庄向斜

位于吴马庄、秦马庄一线，走向为北西向，轴向沿1002勘探孔至吴马庄一线，伸展长度800米左右，南西翼矿井+15煤巷及05001、2004勘探孔等控制，地层倾角30度，地层倾角较缓，为不对称的向斜构造。

三、224向斜

位于5′—5和214勘探孔之间，向斜中心在5-5勘探孔，轴向为北东，延展长度100-200米，北西翼比较完整，三六轨道下山和三四轨道下山已越过向斜轴部，东南翼被小断层所切割。

四、2005向斜

位于二1煤区F153断层与F9-1-6断层中间，轴向位于2005工作面中部，轴倾伏东南方向约145度，两翼产状较平缓，地层倾角为6-9度，伸展长度约400米。 3.2.3 陷落柱

一、3-3孔陷落柱

125队施工的3-3勘探孔，二1煤以上地层，岩层很正常，二1煤以下44.28米，开始见角砾岩，至终孔共见角砾岩9层，共见C3灰岩15层，其中L6出现2次，L5出现3次、L4出现4次、L3出现2次，煤层也有重复现象，岩层倾角变化急剧而无规律，角度以40°-90°，由于地层重复，煤层间距增大，而周围钻勘探孔见煤又很正常，故定为陷落，位于九矿南部边界以外的扶贫矿已有巷道揭露证明。

二、9-1陷落柱

由5'-1勘探孔揭露，在孔深183.80米开始见角砾岩，直到O2灰岩共169.83米，岩芯破碎，岩性混杂，并有多次见到煤块，周围钻孔225、978-1、984-8、984-6等孔均正常（984-6孔见F153断层），钻孔密度大，无法用断层解释，故定为陷落柱。经2005工作面上集中巷掘进时揭露该陷落柱，岩性以S10砂岩为主，间夹有大量角

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砾岩，为典型的陷落柱特征，并有少量滴水，又经过打钻探其范围，确定该陷落柱长轴北西向长约70米，短轴东南向长约50米。 三、9-2陷落柱

位于20051工作面内部切眼附近，其长轴北西向约40米，短轴为30米，半周全部由巷道揭露，岩性以砂岩为主，间夹有大量角砾岩及紫斑泥岩团块，为典型的陷落柱特征。

四、9-3陷落柱

九矿南翼老主下山已揭露，东西长已由巷道固定。23031工作面下顺槽掘进揭露了该陷落柱，其边缘以砂岩为主，间夹大量的砂质泥岩团块，破碎、潮湿，并对其边界进行了打钻探测，上部及中部边界基本了解清楚，长轴北西向长约160米，短轴约52米，对工作面布置影响很大。

五、9-4陷落柱

由984-26钻孔揭露，从550米开始见破碎带，直至终孔700.22米岩芯破碎，为角砾状，棱角明显，倾角变化异常，从10°-90°都有，岩芯中多种岩性混杂在一起，呈棱角状接触，煤层以595.10米-621.60米多处出现，而且煤层较正常深，煤岩层无法确定层位，与周围钻孔不能正常对比，所有这些均具陷落柱特征。

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4 水文地质

4.1 区域水文地质概况

九矿井田位于鹤壁煤田的最北部太行山东麓，太行山隆起带与华北平原沉降带之间过渡带，区内总的地势是西南高东北低，最高点位于二号风井东南，海拨269.40米，最低点位于07003钻孔处，海拨145.12米，相对最大高差124.28米，本区属山前丘陵地形。

该区地下水主要来自太行山侧向迳流补给，为区域地下水的排泄带。据该区水文地质资料，西部山区补给面积约2125平方公里，透水性良好的寒武系，奥陶系石灰岩大面积裸露地表，具有良好的天然补给条件。地下水沿岩溶裂隙发育带汇集于山前地带，运移中遇到断层或弱透水岩层的阻滞，在低洼处、沟谷中排泄于地表形成泉，说明地质构造对区域地下水的运移、赋集具有明显的控制作用，尤其是NNE向断裂，其流向是由西向东。距九矿北约两公里有著名的小南海泉群，出露标高122.00米，涌水量3.4米3/秒，补给洹河(善应河)。另外大气降雨使广泛分布的第三系砾岩层和沿河流两岸分布的砂砾层，能直接接受降水和地表水的补给，在地形适宜的地段可见季节性泉水出露，如龙泉、焦家沟泉等。

区内主要含水层有第三、四系砾岩含水层、二叠系碎屑岩砂岩含水层、石炭系二层灰岩含水层、石炭系八层灰岩含水层、奥陶系灰岩含水层。各含水层之间由砂质泥岩、泥岩组成良好的隔水层。生产实践表明，上述各含水岩（层）组对开采二1煤层有直接充水作用的是二1煤层顶板砂岩裂隙含水层和太原组上段二层石灰岩岩溶裂隙。九矿井田内无长年性河流，只有一条间歇性冲沟叫豆马庄河，平时基本无水，主要为九矿井下水的排泄通道，雨季大雨过后有水流过。距井田北约两公里有善应河，由西向东流经矿区北部，在小南海以上河段，流量很小，一般仅有0.5～0.1米3/秒，流经小南海一带，由小南海(由57个小泉组成，总称小南海)泉水补给，流量增加至3米3/秒，一般为6～7米3/秒，最大洪水量达867米3/秒。

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4.2 矿井水文地质

4.2.1 主要含水层（组）

一、第三、四系砂、砾石(岩)含水层(组)：由砂、砾石(岩)组成，厚66.32～229.5m，属孔隙裂隙含水层(组)，多呈透镜状。孔隙发育，含孔隙潜水或孔隙承压水，泉水流量0.221～0.869L/s；水位随季节变化较大，幅度为1～20m/年，旱季有民井干涸现象。

二、二1煤顶板中、粗粒砂岩含水层(组)：由山西组细、中、粗粒砂岩组成，厚10.66～45.48m，一般30m，属孔隙裂隙承压含水层(组)。1501、1507、1901三孔在钻进该层时有冲洗液漏失；据邻区钻孔抽水资料，水位标高158.18m；单位涌水量0.008L/s2m；渗透系数0.0131m/d；表明该层孔隙裂隙不发育，含水层接受补给条件差，以静储量为主；邻区生产矿井顶板无水或仅有滴、淋水。因此，该含水层裂隙水在生产中易于疏排，对开采二1煤层影响不大。

三、太原组L8石灰岩含水层：属岩溶裂隙含水层，为二1煤层底板直接充水含水层。有8孔揭穿该含水层，厚0.84～5.00m，一般4.50m左右，中部厚南、北两侧较薄。1501孔钻进该层时漏水，邻区0903孔遇该含水层不返水，0502孔遇该含水层冲洗液消耗量较大；邻区单位涌水量为0.0015～0.03L/s2m；渗透系数为0.018～0.786m/d；水化学类型为HCO3—Mg?Ca和HCO3—SO4?Na+K?Mg，表明该层段灰岩富水性不均，水循环交替滞缓。浅部四、九矿多次揭露该含水层，目前该含水层水位在-250m以深，水量不大，以静储量为主，易于疏干。

四、太原组L2灰岩含水层：属岩溶裂隙含水层，为一2煤层顶板直接充水含水层，有3孔揭穿该含水层，厚5.61～7.64m，钻进该含水层时未漏水。据浅部钻孔抽水试验资料，水位标高128.67～157.60m，单位涌水量0.0041～1.510L/s2m，渗透系数0.0146～16.965m/d，水化学类型为HCO3-Na+K型，表明该含水层岩溶裂隙发育及富水性极不均一。

五、中奥陶统（O2）灰岩含水层：属岩溶裂隙含水层，据区域资料，厚约500m，在西北太行山区有广泛出露。有3孔揭露本层，揭露厚度6.00～15.73m，1301、

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1507孔钻进该含水层时严重漏水，均在O2顶界面下约11m处；区外浅部0903孔钻进至O2顶界面下11.80m时，开始涌水（水位高出地面3.75 m）；0502孔水位标高为137.34m，单位涌水量0.487L/s2m，渗透系数1.688m/d，水化学类型HCO3-Ca?Mg和HCO3-Ca，矿化度0.251g/L，Ph值7.45，属中性水，说明O2上部风化壳裂隙岩溶发育，其导水、富水性较好。

4.2.2 主要隔水层

一、二1煤层顶板隔水层：山西组以上至基岩面，厚度大于300m，由厚层状泥岩、砂质泥岩组成，裂隙不发育，导水性差，能有效地阻隔第三、四系孔隙潜水和孔隙承压水充入二1煤矿坑。

二、二1煤层底板隔水层：由泥岩、砂质泥岩和薄层砂岩组成，厚16.08～55.07m，一般25～35m，浅部较薄、深部较厚。泥岩、砂质泥岩层位稳定，厚度大、分布广，能有效阻隔太原组上段灰岩水充入二1煤矿坑。

三、太原组中段隔水层：由泥岩、砂质泥岩、粗粒砂岩、薄层灰岩及煤层组成，以厚层状泥岩和砂质泥岩为主，厚度较大，24.21～43.44m；裂隙不发育，透水性差，能有效阻隔太原组上、下段石灰岩含水层之间的水力联系。

四、本溪组隔水层：由铝土质泥岩、泥岩、砂质泥岩和砂岩组成，厚18.29～27.86m，北部厚南部薄；层位稳定，岩性致密，透水性差，隔水性能良好，但在其沉积薄弱地段或受构造破坏处，则会失去或弱化隔水性能。

4.3 断层水文地质特征

正断层不仅使含、隔水层错动而连续性遭到破坏、产生裂隙，形成使含水层之间发生水力联系的通道，同时缩短了含水层与含水层、含水层与煤层的距离，导致水文地质条件复杂化。

一、边界断层

①F12：为九矿井田东南部边界，走向NNE，落差90～130m，造成二1煤层与太原组下段灰岩含水层直接对接。断层附近的26-5、1703孔遇断层钻进时不涌、漏

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水，说明断层不富水。

②F153：为龙宫九矿东北部边界，走向NNE，落差200～400m，二1煤层与奥陶系灰岩含水层直接对接。邻区230孔对断层带进行抽水，单位涌水量0.0012～0.0215L/s.m，说明断层具有一定的富水性。

③F7：位于井田中部，属四矿、九矿延深区的分界断层，走向NNE，落差0～150m，造成二1煤层与太原组灰岩含水层直接对接。邻区3′-1孔对断层带进行抽水，单位涌水量0.029L/s.m，说明断层具有一定的富水性。

二、井田内断层

①F10：位于井田东南部边缘，落差25～200m，造成二1煤层与奥陶系灰岩含水层直接对接。为压扭性正断层，附近26-5孔遇断层钻进时钻孔不涌、漏水，说明该断层不富水或富水性较弱。

②F105：位于井田东南部，落差0～30m，缩短了二1煤层与太原组灰岩含水层的距离，局部造成二1煤层与太原组上段灰岩含水层直接对接，1901孔遇断层带钻进时不涌、漏水，说明断层不富水。

③F5：位于井田中部，走向NNE，落差0～100m，缩短了二1煤层与太原组灰岩含水层的距离，局部二1煤层与太原组灰岩含水层直接对接。为压扭性正断层，不富水或富水性较弱。

④F4：位于井田中部，落差0～60m，造成二1煤层与太原组上段灰岩含水层直接对接。为压扭性正断层，不富水或富水性较弱。

⑤F2：位于井田中部，落差0～50m，造成了二1煤层与太原组上段灰岩含水层直接对接。压扭性正断层，不富水或富水性较弱。

⑥F1：位于井田东北部，落差0～40m，局部二1煤层与太原组上段灰岩含水层直接对接。1302孔遇该断层钻进时不涌、漏水，说明断层不富水。

⑦F150：位于井田东北部，落差80～200m，局部二1煤层与太原组上段灰岩含水层对接。0901孔遇断层钻进时不涌、漏水，说明断层不富水。

⑧F150-1：位于井田东北部边缘，落差0～40m，局部二1煤层与太原组上段灰岩含水层对接。1101孔遇断层钻进时不涌、漏水，说明断层不富水。

总之，九矿井田内发育NNE向正断层，为压扭性，导水性弱，正常情况下不

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与各含水层发生的水力联系。

4.4 充水因素与涌水特征

矿井充水的主要水源来自大气降水，其充水能力取决于含水层的储水空间大小和构造破坏程度及充水方式。通过对矿井历年来105个突水点的分析，认为矿

2井开采一1开采二1煤层的直1和一2两煤层时的直接充水含水层为C3L2和O2灰岩水。

接充水含水层为顶板砂岩含水层，及其断层和老空常年积水，周边小煤窑出水是矿井的主要充水水源。 4.4.1 充水水源

一、大气降水影响

据历年来矿井涌水量及地下水位的观测，每年在7、8、9三个月雨季过后，矿井涌水量在9月增大，11月又下降，地下水位在8、9、10月份上涨，所以大气降雨对矿井充水有一定的影响。

二、含水层水

2C3L2灰岩为一11、一2煤层顶板含水层，厚度小，虽有裂隙和小溶洞，但含水2性差。九矿现一1近10年来L2灰岩含水层涌水量一直保持1、一2两层煤已不开采，

在12M3/h左右，对矿井充水影响不大。

C3L8灰岩水，一般是在采掘工作面附近通过断层带或井巷工程直接揭露时进入矿井，九矿开拓、准备巷道均未揭露该含水层。1997年在准备23011工作面时，由于该工作面上顺槽紧靠F9-1-11断层，该断层落差45米，上顺槽煤层基本与对盘L8灰岩对接，因此在上顺槽车场岩层中设计钻孔疏放C3L8灰岩水，但因该含水层厚度小，岩溶裂隙发育不均匀而未能放出。在今后开拓、准备巷道有条件时必须先对其进行疏放，以减少对矿井的威胁。

O2灰岩含水层厚度大，裂隙岩溶发育，赋水条件好，含水丰富，现井下出水点基本上全部都在封闭巷道内，水量不清。，根据原有资料，水量在70M3/h以上的有

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9处，最大一次突水量为4090M3/h，导致九矿1980年淹井，该出水点已于1981年注浆堵塞。其次是1998年8月刘家沟矿出水顺北大巷老空区进入九矿，最大突水量为1774M3/h，造成九矿停产20多天，该出水点已于1998年注浆闭堵。O2灰岩含水层是今后矿井充水威胁最大的含水层。

二1煤上部砂岩含水层是二1煤开采期间最直接的长期充水水源，一般是在采空区初次大（老）顶冒落后进入回采工作面或井巷揭露断层破碎带，顶板裂隙发育地段而进入矿井。井下现有9个出水点，水量一般为5～10M3/h，最大的一次是21011工作面，放大顶后出水量达到15.6M3/h，后稳定为5M3/h。因此，二1煤层顶板砂岩含水层虽然是二1煤回采期间的主要充水水源，但其突水量一般较小，只要注意及时排放，一般不会对矿井带来太大的威胁。

三、地表水

地表水体以水库为主，共计8个，主要有龙泉水库、苹果园水库、吴家洞水库；水库接受大气降水、丘陵间小溪的补给，还有一条间歇性冲沟，平时基本无水，主要为九矿井下水的排泄通道，雨季大雨过后有水流过。历史上没有发生地表水害事故，只要预防措施得当，一般不会对矿井带来太大的威胁。 4.4.2 充水通道

一、断层

本区内由于断层较多，地层切割严重，在井下采掘过程中，由于局部地质段静水压力条件的改变，断层带可能成为含水层水充入巷道的通道。如矿区南部F7边界断层，该断层落差140～150米，我矿处在该断层的下降盘，二1煤层基本与对盘的C3L2灰岩对接，四矿断层附近煤层已回采。因此，该断层附近静水压力条件已发生改变，九矿在其附近回采时将再次破坏其储水条件，C3L2灰岩含水层和O2灰岩含水层有可能通过断层而导入九矿。因此，我矿在开采2505工作面前已报批了断层防水煤柱。在今后生产过程中，防止C3L8灰岩和O2灰岩水通过断层带突水尤为重要。

二、采空区

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在浅部采掘时，长期的老窑积水随着采掘过程放顶渗入工作面，或者顺着煤层顶底板向采掘巷道渗透，井下现有采空区出水点6个，突水量均小于5M3/h，对矿井一般无大的影响。

三、周围小煤窑影响

近年来，由于周边小煤窑的滥采乱掘，破坏防水煤柱等，多次造成出水事故，给九矿安全生产带来很大威胁。如1996年12月因刘家沟小煤窑采动断层防水煤柱，造成O2灰岩突水淹井而影响九矿，造成九矿井下水量增大而停产近2个月。1998年8月刘家沟矿在地面注浆时因天气降雨而注浆中断造成水压增大，O2灰岩通过F924断层进入九矿，最大涌水量达到1790M3/h，造成全矿停产20天。因此，防止小煤窑出水在今后防治水工作中也是非常重要的。 4.4.3 矿井涌水特征与水量变化

一、涌水特征：

①对九矿造成重大突水危害的，大多数与奥陶系灰岩强含水层和构造有关。 ②山西组砂岩水的出水形式主要是顶板淋水出水量较小对矿井生产威胁较小。

③薄层灰岩水C3L2、C3L8属岩溶裂隙承压水，岩溶裂隙发育不均衡，静水储量有限，随开采水平的延伸水位持续下降。

④老空区水水量小、来势猛、瞬间突水、危害性大。

⑤所有水害都与大气降水有关，强降水可导致断层水压升高，使断层周围岩石发生变化，造成水害。

二、矿井涌水量变化

矿井涌水量由采空区积水，煤层顶、底板含水层、岩层裂隙渗透淋水、周边小煤窑突水及断层突出水等组成。从矿井历年涌水量统计资料中可以看出，在过去主采下夹煤时，底板O2灰岩水对矿井涌水量变化的影响最大。近期开采二1煤层以来，虽然山西组砂岩水对生产影响较大，但制约矿井涌水量变化的仍然是O2灰岩水。

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矿井在1964年以前，开采面积较小，矿井涌水主要来自老窑积水，老采区C3L2

及新采区巷道顶板淋水，涌水量一般有18～148M3/h。1964年以后，矿井采掘面积不断扩大，矿井涌水量应有所增大，但由于历史原因，资料无法查找。到1991年，矿井已开采到±0水平，井下出水点81个，其中顶板C3L2灰岩涌水量29M3/h，底板O2灰岩出水点18个，涌水量1-4090M3/h。从1980年淹井后矿井涌水量统计资料看，突水量大于50M3/h，有5次，均在采掘过程中触动断层而引起O2灰岩突水。1991年以后，井下出水点12个，其中二1煤层顶板砂岩出水点6个，水量一般为5～10M3/h，最大15.6M3/h。小煤窑O2灰岩突水影响5次，突水量100～1790M3/h。从近10年来矿井涌水量数值得出，O2灰岩突水涌水量约占全矿井涌水量70%以上，顶板砂岩水约占7%以上，L2灰岩涌水量只占2%左右，充分证实O2灰岩突水严重威胁着矿井的安全生产。今后在采掘过程中，应对断层带附近及其周围小煤窑引起特别注意，以免发生突水事故。

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5 水害类型分析

5.1 矿井历史水害统计分析

矿井历史水害情况分析：

21985年以前，九矿主采煤层为一11和一2煤层，主要出水水源以O2、L2灰岩水

为主，其次为老窑水，断层水及潜水。1990年以来，主采煤层为二1煤，主要出水水源为山西组砂岩水，其次为周边小煤窑突水影响及断层水，出水方式以顶、底板裂隙突水与断层突水为主，突水原因主要是采掘、放顶等引起顶、底板裂隙发育带、顶底板破碎地段及断层带突水，根据九矿历年突水资料，九矿自1959年元月至2008年5月共发生水害事件105次，突水量大于500M3/时的突水8次，最大突水量为4090M3/时，主要为O2水和周边小窑矿突水影响，突水原因均为触动断层引起突水。

5.2 水害类型划分

迄今为止，突水类型的划分尚没有统一的标准，在以往的研究工作中，人们为了达到各自的研究目的，根据不同的研究方法和不同的分类标准，从突水的地点、时间、水源、突水通道以及突水量等因素来综合考虑，得出不同的突水类型划分方法。下面，根据各种水害类型划分方法对九矿水害进行分类和总结。 5.2.1 根据突水量的大小进行划分

1、特大型突水，Q≥1800M3/h；

矿井突水 2、大型突水，600M3/h≤Q＜1800M3/h；

3、中型突水，60M3/h≤Q＜600M3/h； 4、小型突水，Q＜60 M3/h；

根据九矿历年水害资料统计：

突水量在Q≥1800M/h的有一次，1980年12月26 日南126工作面回采到F193

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3

断层处由于断层两边已采防水煤柱不足，造成岩层抗张强度减弱，使奥灰水顺断层带突入，最大涌水量4090M3/h。

突水量在600M3/h≤Q＜1800M3/h的有一次，1998年8月26日因连降大雨，注浆中断造成地下水反压，O2水通过F924断层导入刘家沟小矿及九矿采空区，最大涌水量1774M3/h。

突水量在60M3/h≤Q＜600M3/h的有十次，最大涌水量500.2M3/h。 突水量Q＜60M3/h的属于突水的只有两次。

综上所述根据突水量的大小进行划分鹤壁九矿应属于特大型突水矿井。 5.2.2 突水机理与采掘工作面及矿山压力的关系划分

从突水机理与采掘工作面及矿山压力的关系出发，山东科技大学的高延法教授把煤矿突水分为三大类：

1、构造揭露型突水;

矿井突水 2、断层采动型突水;

3、底板破坏型突水; 裂隙通道型突水；

岩溶通道型突水；

构造揭露型突水：当采掘工作面接近或揭露含水构造时所引发的爆发型突水，突水量一般很大，这里的含水构造主要指断层，还包括岩溶陷落柱以及灰岩岩溶。

九矿属于构造揭露型突水的主要是巷道掘进揭露含水构造引发的突水现象。典型的突水案例是1988年3月，八300050上顺槽距断层5米处O2水突出，突水点标高+34.8米，突水水压10.2，突水量90M3/h。

断层采动型突水：采掘工作面揭露断层时并不导水，在工作面推进过程中，引发周围岩体的移动、变形，造成断层面的相对移动，底板岩溶水沿断层上升，发生滞后突水。

九矿属于断层采动型突水典型案例是1980年12月26 日南126工作面回采到F193断层处由于断层两边已采防水煤柱不足，造成岩层抗张强度减弱，使奥灰水顺断层带突入，的特大型突水，最大涌水量4090M3/h。

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底板破坏型突水：分为两种情况，一是底板隔水层较薄，节理和裂隙比较发育，当回采工作面推进一定距离时，造成煤层底板裂隙扩展破坏而突水，二是煤层底板灰岩中有岩溶通道，回采工作面推进过程中，引发岩溶顶部岩层破坏踏落，剩余隔水能力不足，从而发生底板破坏突水，这种突水一般突水量很大，这也是以往没有引起人们足够重视的一种突水方式，一般不会被发现，只有发生突水后，为堵水打注浆钻时，才有可能打到灰岩溶洞，其概率较小。少数情况下发现后，一般仅认为是灰岩岩溶发育，没有充分认识到底板突水是由于岩溶塌陷造成的。

根据底板破坏型突水九矿属于底板裂隙通道型突水的典型案例是1977年8月223工作面在回采过程中的底板O2突水，水位标高+144米，突水水压15.4，突水点距含水层36米，突水水量24M3/h。 5.2.3 根据突水水源进行划分

在由中国统配煤矿总公司编制的《煤矿水害事故典型案例汇编》中，根据突水水源进行划分：

1、地表水体突水；

2、冲积层水突水；

矿井突水 3、砂岩含水层突水； 4、薄层灰岩水突水； 5、厚层灰岩水突水；

根据中国统配煤矿总公司编制的突水水源进行划分鹤壁九矿没有地表水体突水、砂岩含水层突水、薄层灰岩水突水，砂岩含水层和薄层灰岩水只属于涌水或淋水。只有冲积层水和厚层灰岩水通过老空和周边小煤窑和断层突水。

第三系鹤壁组砾岩水为九矿冲积层水，只有在开挖新井时井筒有少量涌水,水量多数在2～3M3/h之间只要及时排水，对矿井生产危害很小。典型案例为79年萁斗打井期间连续穿越砾岩含水层的三次出水事件都不属于突水。突水事件只有一次，在+15南大巷A23测点南18.4米处，聚集在老巷中的砾岩水由于水压过大造成突水，突水量500 M3/h，冲毁密闭砖墙和4架棚梁。

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厚层灰岩水是九矿威胁最大的水害类型，九矿的厚层灰岩水是中奥陶统（O2）灰岩含水层，属岩溶裂隙含水层，据区域资料，厚约600m，在西北太行山区有广泛出露。祥查勘探时有3孔揭露该层，揭露厚度6.00～15.73m，1301、1507孔钻进该含水层时严重漏水，均在O2顶界面下约11m处；区外浅部0903孔钻进至O2顶界面下11.80m时，开始涌水（水位高出地面3.75 m）； 0502孔水位标高为137.34m，单位涌水量0.487L/s2m，渗透系数1.688m/d，水化学类型HCO3-Ca?Mg和HCO3-Ca，矿化度0.251g/L，Ph值7.45，属中性水，说明O2上部风化壳裂隙岩溶发育，其导水、富水性较好。

根据历史统计资料，出水量在70M3/h以上的有9次，最大一次突水量为4090M3/h，导致九矿1980年淹井，该出水点已于1981年注浆堵塞。其次是1998年8月刘家沟矿出水顺北大巷老空区进入九矿，最大突水量为1774M3/h，造成九矿停产20多天，该出水点已于1998年注浆闭堵。O2灰岩含水层是今后矿井充水威胁最大的含水层。

5.2.4 根据水害模式进行划分

从水害模式出发，可以将矿井出（突）水分为以下几类：

砾岩水 1、第四系冲积层水 砂岩水

S10煤顶板砂岩含水层 2、砂岩含水层水 S11煤顶板砂岩含水层

S12煤顶板砂岩含水层

矿井水害 采空区水

3、老窑水 周边小煤窑水 二灰含水层出水 4、薄层灰岩水 八灰含水层出水 5、厚层灰岩突水 ---- 奥灰含水层突水 6、断层水

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通过对历史突水资料的统计分析，根据水害模式进行划分九矿水害类型有第四系冲积层水、砂岩含水层水、老空水、薄层灰岩水、厚层灰岩突水、断层水、六种水害类型。

各类水害隐患分析如下： 一、第四系冲积层水

按照水害模式划分九矿第四系冲积层水包括，第三、四系砂、砾石(岩)含水层(组)，主要由砂、砾石(岩)组成，厚66.32～229.5m，属孔隙裂隙含水层(组) ，多呈透镜状。孔隙发育，含孔隙潜水或孔隙承压水，泉水流量0.221～0.869L/s；水位随季节变化较大，幅度为1～20m/年。

根据九矿井下突水台账记录九矿发生第四系冲积层水害共计10次，包括一次由砾岩水流入老空造成老空突水，两次砾岩与砂岩混合出水，其余均为打井涌水或近地表巷道掘进涌水。

由于第四系冲积层水对矿井安全生产危害较小，另外随着矿井开采深度的增加第三、四系冲积层水害已成为矿井次要水害类型。

二、砂岩含水层水

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表5-1矿井突水情况一览表

编突水时间 号 1 2 1975年1月 1979年5月 119下顺槽北头 下223探巷头 地点 标高 80 -8 突水涌水量M/H 20 20 顶板淋水 打钻出水 工作面放3 1980年11月 123-2工作面 南126下顺槽煤4 1980年12月 眼 5 6 7 8 9 10 1985年11月 1988年3月 1988年8月 1989年 4月 年 月 年 月 副井一水平 30050上顺槽 30050上顺槽 31010工作面 15南大巷A23 北大巷水闸门 15泻水巷里段 15北大巷 15泻水巷 15采区 2505工作面 2505工作面 2505工作面 2505工作面 2504工作面 90 21 水 90 70 50 500 348.1 351 417.3 119.2 100 19 25 29.8 26.7 35.8 底板裂缝 底板裂缝 出水 密闭冲坏 周遍煤窑 顶板淋水 周遍煤窑 周遍煤窑 周遍煤窑 顶板淋水 顶板淋水 顶板淋水 顶板淋水 顶板淋水 40 淹井 水 吃水孔跑O2 O2 O2 老空 砂岩水 O2 O2 O2 O2 O2 砂岩水 砂岩水 砂岩水 砂岩水 砂岩水 36 39 39 5 1 28 70 顶 断层带突O2 36 O2 36 砾岩水 O2 3突水-含突水类型 突水水源 水层 36 突水-断层 F902-27 11 1996年11月 12 1997年5月 13 1998年8月 14 1998年8月 15 16 年 月 年 月 17 2003年9月 18 2004年2月 19 2005年3月 30

九矿的砂岩含水层水包括山西组S10、S11、S12三个主要含水层，是二1煤顶板的的直接充水含水层。山西组砂岩含水层组位于二1煤上1.96～9.97米，平均间距5.27米，厚2.61～36.95米，平均厚16.64米，属孔隙、裂隙承压水。是二1煤顶板直接充水含水层，也是二1煤层回采期间最主要的长期充水水源。根据我矿历年开采资料，二1煤顶板砂岩含水层共发生出水13次，突水量为3～29.8M3/h。根据观测资料，顶板砂岩含水层出水点一般在4～8个月后水量明显减小，个别出水点干枯。该含水层原静止水位在＋15水平以上（＋15新大巷揭露），现水位已以降到－150水平以下（23032工作面揭露），由此证明，二1煤层顶板砂岩含水层富水性弱，水量不大易于疏干。水位随开采深度的增加而降低。

根据历史资料统计，山西组砂岩水共计出水15次，出水水量主要在10～25M3/h之间，出水形式多数为顶板淋水。出水规律多数由小到大，到稳定，再到无，在工作面或掘进头出水时只要排水及时一般对生产影响不大。

例如：2003年1月17日在2505工作面由于回采后大顶（老顶）冒落直接导通S10砂岩含水层造成顶板及下顺槽淋水。起初老塘裂隙不发育，S10砂水从反风眼流出，随着采面的推进顶板冒落面积的增加老塘裂隙发育S10砂水由老塘进入。其最大涌水量19M3/h稳定涌水量10M3/h由于采取措施及时没有对生产造成大的影响。

三、老窑水

根据水害模式进行划分九矿的老窑水包括，周围小煤窖出水和采空区积水。 近年来，由于周边小煤窖的乱采滥掘，破坏防水煤柱等，多次造成突水事故，给九矿安全生产带来很大威胁。我矿现周边生产的小煤矿有2对，其中昌泰矿：位于九矿南翼下夹煤地区，该矿巷道与我矿+15水平南大巷、配风巷及老空区有直接通道。现该矿井主要出水水源为井筒淋水，由于该矿开采下夹煤，该煤层距O2灰岩含水层较近，采掘活动期间一旦揭露断层极有可能造成突水事故而威胁我矿。鸿起矿：位于大吕寨村西南处,与我矿南部边界相邻，主要出水水源为老空水,该矿巷道与我矿历史上有直接通道。另外还有废弃小煤窑八对。从出水类型与出水水量关系图可以看出九矿周边小煤窑出水共发生五次，突水量都非常大危害性强属于重点防范水害类型。

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①周围小煤窑出水影响

例如：1996年11月26日由于刘家沟小矿违规开采造成突水。使奥灰水直接由北翼老空透入泻水巷其最大突水水量为351M3/h后稳定在320M3/h。造成整个矿井停产两个月。

1998年8月22日由于连续两天降雨，注浆中断造成地下水反压通过F924断层导入刘家沟及九矿老空造成两处突水，致使+15大巷泻水巷猛增，最大涌水量417.3M3/h，同时在泻水巷上方30070采空区突水，水量最大1119.2M3/h，造成矿井停产20天。

②采空区积水影响

近期对九矿安全有威胁的是2505采空区内部有大量积水，25072上顺槽掘进期间已进行了打钻疏放，但不排除个别低凹处有少量积水。

从突水次数与突水水量关系图可以看出九矿采空区水水害出水量主要集中在5～10M3/h之间多数对生产影响不大，也有例外如1989年12月在33052下顺槽巷道下邦底角突然出水，水量来势迅猛，其最大涌水量50M3/h造成停产48小时。

四、薄层灰岩水害：

九矿井田石炭系灰岩共九层，其中有记录的薄层灰岩水害共计26次其中C3L2

灰岩23次、C3L8灰岩3次。

2C3L2灰岩含水层厚度为4.25～6.94米，平均5.96米，为一11、一2煤层顶板含

水层，虽有裂隙和小溶洞，但含水性小属岩溶裂隙承压水，上距二1煤层118.64～146.57米，平均135.2米。据简易水文观测资料，该段冲洗液消耗量达1.5M3/h与4.5M3/h各一孔，其余均小于0.5M3/h，说明该段岩溶与裂隙发育不均衡。

据历年矿井开采资料，C3L2灰岩含水层共发生出水23次，出水量为2～20M3/h。另外，与C3L2含水层有关的混合出水2次，出水量5～15M3/h，开采下夹煤前，C3L2原始水位标高为161.06米，从C3L2出水标高图看出随着下夹煤逐渐开采，其水位随

一2之降到±0以下，说明C3L2灰岩水的水位随开采深度的增加而降低。九矿现一11、2两层煤已不开采，近10年来C3L2灰岩含水层涌水量一直保持在12M3/h时左右，对矿井充水影响不大。

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L2出水标高图 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 -10 0 5 10 15 20 25

图5-1 L2出水标高图

C3L8灰岩含水层是二1煤层回采期间间接充水含水层，它位于二1煤层下38～62.13米，平均为48.82米，灰岩层厚度0～5.13米，平均3.85米，属岩溶裂隙承压水，岩溶裂隙发育不均衡，一般是通过地质构造向工作面进水。九矿巷道及钻孔实际揭露5处，其中-250并列回风上山巷道实际揭露无水。-420轨道上山巷道实际揭露出水量5M3/h，-420回风上山打钻疏放，最大出水量10M3/h，实测水压0.65MPa，-420胶带上山（下段）实际揭露出水量8M3/h，煤仓下口通风行人巷实际揭露出水量5M3/h。证明我矿生产区域内C3L8灰岩含水层浅部富水赋水差异性大，深部赋水性不明确。

从突水次数与突水水量关系图不难看出九矿薄层灰岩水害次数较多但出水量较少。由于岩溶裂隙发育不均衡、赋水性差、其连续性和补给条件差、巷道直接揭露时以消耗静水储量为主，并随时间的延续水量将逐渐减小且趋于稳定或自行被疏干，对开采二 1煤层不会有很大的威胁。若遇断层(带)或采掘活动的影响．有可能发生突水而造成水害事故。有时因瞬时突水量大而影响到采面及井巷工程的施工，甚至使采面或水平被淹造成停产，直接威胁矿井的安全生产。

例如1985年6月24日，鹤壁煤业集团五矿南翼二水平中间下山，因揭露1条东西向落差仅为0.4m的张性断层，造成C3L8灰岩突水,突水量最大达1201 M3/h，

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使二水平险些被淹，全矿停产l天虽然此种情况并不多见，但对生产地区的并巷工程威胁很大，应注意防范。[6]

图5-2 五矿南翼二水平出水示意图

五、厚层灰岩水

九矿的厚层灰岩水相对应的是奥陶系灰岩水。本区的奥陶系灰岩含水层厚约600m，属裂隙岩溶承压水，岩溶裂隙发育，富水性强，在井田西部有大面积出露，沟谷发育，冲刷良好，有利于大气降水的补给及地下水迳流的聚集，是主要的含水层之一。

根据矿井开采资料，历年采掘中O2灰岩有关的出水次数最多，水量1—4090M3/h，最高突水点标高为+40m，突水压力为1.04MPa，发生混合出水2次，出水量3—15M3/h。说明奥陶系灰岩含水层是矿区含水性极强的含水层，也是矿井安全生产的主要威胁之一。但伴随我矿开拓水平的延伸，下部大断层较少，该含水层距二1煤较远，故给生产造成的威胁与以前相比会减少，但也不能排除其通过构造向矿井进水的可能性。因此，在今后生产中，应密切注意断层与该含水层的水力联系，防止突水事故的发生。该含水层上距二层灰岩含水层31.9～70.4m，一般为47m。

例如：1980年12月26日南126工作面回采到F193断层处由于断层两边已采防水煤柱不足，造成岩层抗张强度减弱，使奥灰水顺断层带突入，最大涌水量4090M3/h。后经地面注浆直到1981年10月才恢复生产，造成停产22个月。

六、断层水

根据九矿现有资料分析，下部大断层不太发育，主要断层为九矿与四矿的F7

边界断层及新副井北部的F153断层带。F7断层根据四矿实际揭露，该断层不导水，

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九矿位于断层的下盘，已按规定留设了断层煤柱，预计威胁不大。F153断层为我矿下夹煤与二1煤分界断层，落差320m左右，二1煤与对盘O2灰岩对接，在对附近开采时必须按规定留设防水煤柱。

从历史统计资料和突水次数与突水水量关系图可以看出，由于采取了相应的防治水措施在巷道掘进直接揭露断层水时出水量都在5M3/h以下，对矿井生产危害性并不大，只有在破坏了相应的保护煤柱或改变了断层周围岩体的位置，造成断层面的相对移动时，才会发生较严重的突水事件。

表5-2突水类型与水量情况表

突水量m3/突水 次突数水水源 ≤5 ≤10 ≤≤≤122≤50 ≤70 <500 >1000 合 计 105 8 23 23 22 5 15 5 3 5 0 5 50 潜水 L2 O2 老窑水 断层水 山西组砂岩水 周边小煤窑水 L8 6 13 8 17 5 1 17 7 3 1 4 3 1 1 1 6 1 1 4 2 1 1 6 2 1 4 4 1 1 1 3 3 1 4 5 1 3 1 2 1 从上述水害类型划分方法中可以看出，根据出水水源为基础的水害模式进行划分的水害类型对九矿水害分类最准确，能够细致反映各种水害对矿井的危害。并为九矿积累针对性的提出防治水经验和措施提供分类依据。

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结 论

根据历史资料统计分析可以看出九矿属于水害严重的大水矿，特别在开采一11与一2该矿水文地质条件2煤层时属水文地质条件极复杂(型)矿井，其主要原因是：复杂，充水水源含量丰富，补给量大，充水通道(断层)发育，造成多次突水及淹井事故。开采二1煤以来，虽然水文地质条件有所改变但水害防治工作仍十分严峻，由于周边小煤窑较多，其活动范围大部分在我矿留设的断层防水煤柱附近，随时都有突水的可能。因此搞好水文地质工作，对水害事件进行预测预报并解决水害问题对矿井安全开采和取得较好的经济效益有重要的现实意义。

本文通过对九矿的水文地质条件和水害情况进行分析得到以下结论： 一、九矿的主要含水层为第四系砂砾岩含水层、山西组砂岩含水层、石炭系L2、L8灰岩含水层和奥陶系灰岩含水层。这些含水层只有山西组砂岩含水层是直接充水含水层，其他含水层水都是通过构造或人为采动影响进入矿井。

第四系砂砾岩含水层主要在打新井和建矿早期发生过水害事件。直接揭露此含水层时不会对矿井造成重大危害，但第四系砂砾岩水可以在采空区形成采空区水对下水平开采造成威胁。

山西组砂岩含水层出水次数多，出水水量小、出水形式为淋水或涌水、 一般对生产威胁不大，但山西组砂岩水的淋水或涌水造成工作环境恶化，短时间影响生产，造成生产成本增加。

石炭系L2、L8都属于岩溶裂隙承压薄层灰岩水，含水性差异大。在采掘过程中可利用物探仪器探查其区域和赋水性，对赋水区提前输干。

奥陶系灰岩含水层属厚层裂隙岩溶承压水，岩溶裂隙发育，富水性强，大气降水的补给及地下水迳流的聚集有利，是对生产造成威胁和重大危害的主要含水层。

各充水含水层的充水性取决于各含水层的充水能力；地下水的赋集与运移主要受到构造的控制因素。

二、根据出水模式划分的九矿水害类型为第四系冲积层水、砂岩含水层水、老空水、薄层灰岩水、厚层灰岩突水、断层水、六种类型，能够对九矿造成重大

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