鹤壁四矿地质第四章矿井水文地质

1、第四章 矿井水文地质第一节 区域水文地质概况鹤壁矿区地形西高东低，大致可分成三个带，井田西部属太行山东部支脉，海拔高度为+550m，纵贯南北为矿区各水系的主分水岭；井田区为丘岭地形，西连山脉，东接平原，为过渡地带，海拔+187287m；再向东20km外为豫北平原。 井田靠近太行山东麓主分水岭，为河谷起源地，河流均系侵蚀而成，流向东或东南，与地形的倾斜方向相吻合，河流向东均注入卫河水系。流经本井田的河流有羑河（鹤壁河），洪水水位标高一般为+199.7+200m，最高水位为+201+201.8m，干旱季节流量最小，一般为0.001m3/s，多雨季节流量最大，为35.88 m3/s，正常情况下，矿井

2、排入河流中的水量为0.023 m3/s。荒河洪水水位标高一般为+201.3+216.3m，最高水位为+202.3+217.3m，干旱季节一般流量为0.0001m3/s，多雨季节最大流量为19.9 m3/s，矿井排入该河流中的水量一般为0.05 m3/s。这些河流不管其流量大小，一般均为间歇性河流，雨季期间，水往上涨，干旱季节，均呈干河沟或滞水坑。井田内尚有季节性小泉、小溪和小型水库。第二节 矿井充水因素一含水层井田内较稳定的含水层有8个（见表6）。在这8个含水层中，第三系砾岩孔隙裂隙含水层仅在矿区内的部分沟谷顶部及斜坡上出露，受水面积小，含水量一般不大。石炭系砂岩裂隙含水层和二叠系石盒子组砂岩

3、裂隙含水层缺乏补给来源，裂隙不甚发育，含水量不大。较重要的有第含水表6 四矿井田含水层情况表含水层编 号含水层名称代号备注奥陶系中统马家沟组碳酸盐岩，岩溶裂隙含水层O2石炭系上统太原组二层灰岩，岩溶裂隙含水层C3L2煤顶板石炭系上统太原组砂岩裂隙含水层石炭系上统太原组八层灰岩，岩溶裂隙含水层C3L8二叠系下统山西组九层砂岩裂隙含水层S9二1煤老底二叠系下统山西组十层砂岩裂隙含水层S10二1煤老顶二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层第三系砾岩孔隙裂隙含水层层（O2），第含水层（C3L2），第含水层（C3L8），第含水层（S9）和第含水层（S10），现分述如下：1奥陶系中统马家沟组碳酸盐岩岩溶裂隙含水层（

4、O2）本含水层由深灰灰色厚层状石灰岩，下部为白云质灰岩及泥灰岩所组成，层厚400m左右，为煤系地层之基底，岩溶裂隙发育。矿区西部广泛出露地表组成低山地形，沟谷发育，有利于大气降水的补给和地下径流的聚集，是矿区的主要含水层。本含水层岩溶裂隙发育，不仅在地表露头可以观测到，而且从井田内施工的钻孔中同样可得到证实。1968年施工的2号沉淀池水源孔，孔深482.7m，在O27进尺20m见一溶洞1.2m，最初涌水量Qmax=200m3/h，6个月后稳定涌水量Q=80 m3/h，5年后涌水量Q=120 m3/h，目前正常涌水量Q=80 m3/h。1977年在-30水平施工的水源孔，孔深676.5m，终孔在

5、O25，因溶洞所致（钻具空穿2.5m），最初涌水量Qmax=250m3/h，稳定后涌水量Q=160m3/h。槐树岭煤矿井筒延伸至C3L2时，由于断层的影响，使得C3L2和 O 2相接，涌水量达500 m3/h，经水质化验，证明所涌出的水含有该含水层的混合水。1988年在工人村施工的水源孔，孔深550.9m，终孔为O23，涌水量Qmax=35m3/h，正常涌水量Q=30m3/h。与本矿相邻的一矿，1971年5月在南翼+54石门石炭系二层灰岩的放水试验中，由于放水块段的C3L2与F4断层上升盘中O2灰岩含水层相接触，故放水开始15分钟后发现与其相距1260m和1400m的71-2和13-2奥灰水文

6、观测孔，其水位均发生明显下降，所有这些都说明含水层岩溶裂隙发育，连通性好。 本含水层中的岩溶裂隙含水丰富，由于河谷深切，当其下切深度到达其岩溶发育带时，则本含水层中的水常以上升泉涌出。如矿区北部善应河谷的小南海泉群，南部淇河河谷的许家沟泉群等，泉水出露标高介于+121+137m之间，相当于当地现在的侵蚀基准面标高。 本含水层上距煤2955m，平均45m；距煤一般为3965m，平均55m。由于断层的影响，往往缩短了本含水层与煤、煤之间的距离，破坏了岩层的完整性，在矿压、水压等其它条件作用下，容易涌入矿井，从而使本含水层对开采煤和煤构成严重威胁。本含水层上距煤160180m，一般在煤开采深度不大的

7、情况下对其威胁较小，但当有较大的断层或其它因素存在，导致含水层与煤的层间距缩短时，应引起高度重视。本井田内，1956年127勘探队于梁18孔作抽水试验，结果表明，涌水量Q=0.0470.064L/s，平均0.055 L/s，单位涌水量q=0.0180.019 L/s.m，平均0.0187 L/s.m，渗透系数k=0.007m/d，与整个矿区相比数值偏低。邻近一、九矿本含水层抽水试验较多，其结果为q=0.01774.948 L/s.m，k=0.02389.230m/d。水质分析及邻近矿井资料证明，本含水层中的水矿化度一般小于1.26mg/L，pH=6.48.3，水质类型主要为重碳酸钙镁型水，是本

8、区内生活和工业用水的主要供水水源。2石炭系上统太原组二层灰岩岩溶裂隙含水层（C3L2）本含水层岩性为灰深灰色中厚层状石灰岩，厚2.8511.73m，平均6.2m，为煤直接顶板，岩溶裂隙发育，含水丰富。矿区西部有少量露头接受大气降水和地表水的补给，补给条件不甚好，一般情况下易疏干。当有断层存在使其与第含水层相接触，并接受其补给时，涌水量会明显增加。本井田该含水层的水源孔有3个，1966年在喂煤机硐室中施工一个C3L2水源孔，涌水量Q=204m3/h，水压为20kg/cm2，稳定后涌水量Q=150 m3/h，水头压力为18 kg/cm2。1988年在工业广场内施工一C3L2水文观测孔，水位在+12

9、5+128m。本含水层为煤之直接顶板，下距煤只有7.5m，当有构造破坏或其它因素使其与O2含水层沟通时，很容易涌入矿井，从而形成对开采煤、煤的严重威胁。上距煤125152.3m，平均135m，当无大断层或其它因素影响时，对开采煤影响不大。据井田内12个涌水钻孔的统计，其漏失量均在121m3/h。梁6孔抽水试验结果表明，本含水层涌水量Q=0.3470.73L/s，平均0.62 L/s，单位涌水量q=0.10.106 L/s.m，平均0.104 L/s.m。水质分析结果表明，其矿化度m=0.351.011g/L，一般小于0.5g/L，pH=7.38.2，属重碳酸硫酸钙镁型水，因其矿化度较高，H2S

10、含量较大，只能作为工业用水。3石炭系上统太原组八层灰岩岩溶裂隙含水层（C3L8）本含水层为灰色石灰岩，微晶质结构，质地较纯，含蜓科及海百合茎化石，岩溶裂隙发育，厚度为3.57.66m，平均4.4m。在矿井生产中，揭露本含水层的突水点有20多处，其中钻孔突水1次，突水量72m3/h，其余的均为岩溶裂隙或断层裂隙突水，突水量介于0.684 m3/h之间，1971年11月在主下山掘进过程中，揭露一个C3L8溶洞，直径0.08m，突水量30 m3/h。1972年1月，在主下山掘进时又揭露一溶洞，直径0.32m，突水量达84 m3/h，由此造成了主下山被淹的沉痛教训，其底板积水，一年后才疏干。本含水层上

11、距煤19.1353m，平均44m，由西向东层间距由大变小，下距第含水层（O2）120140m，区内补给条件不好，目前二水平已基本被疏干，故对煤的开采影响不大。但当遇到断层或巷道直接揭露时会造成短期淋水，成为巷道涌水的一种来源。4号钻孔抽水试验结果表明，本含水层单位涌水量q=0.179L/s.m，渗透系数k=3.446m/d，涌水量Q=0.38m3/s，矿化度m=0.6410.894g/L，pH=8.4，属重碳酸硫酸钙镁型水。4二叠系下统山西组九层砂岩裂隙含水层（S9）本含水层为浅灰灰色细中粒石英砂岩，厚度为111m，平均6m，裂隙发育，为煤老底，上距煤平均厚约7m，其底板作为二叠系山西组与石炭

12、系太原组之分界。本含水层共发生突水4次，其中因钻孔突水1次，突水量为0.6 m3/h，其余为断层裂隙突水，突水量310.2 m3/h。因其含水量和突水量都不大，补给来源不足，故对煤的开采影响不大。5二叠系下统山西组十层砂岩裂隙含水层（S10）本含水层为灰色中粗粒长石石英砂岩，裂隙较发育，厚度615m，平均9m，下距煤316m，平均厚约12m，为煤之老顶。在矿井生产过程中，揭露本含水层突水5次，其中顶板淋水1次，水量为3 m3/h；断层裂隙突水4次，突水量为4.26 m3/h，因其含水量和突水量都不大，补给来源不足，主要表现为顶板淋水现象，故对煤的开采影响不大。6第三系砾岩含水层本含水层覆盖于煤

13、系地层之上，平均厚度40m，含孔隙水和裂隙承压水，在部分沟谷顶部及斜坡上出露，直接接受大气降水的补给，受水面积小，含水量不大，是井筒淋水的主要来源。其下距煤顶板300余米，对其开采影响不大，可作为小型民用水源。二隔水层各含水层之间，均有相对隔水层，现分述如下：1本溪组和石炭系上统太原组底部隔水层本组由浅灰灰色砂质泥岩、鲕状铝土质泥岩、细粗粒砂岩及石灰岩组成。石灰岩为深灰色，有14层，泥岩含黄铁矿结核，下部岩层偶见山西式肾状赤铁矿，致密，裂隙不发育。本层厚度较稳定，一般为14.0440.6m，平均厚约25m，是阻隔奥灰水与上部含水层相联系的良好隔水层。2石炭系上统太原组下部隔水层本层由细粒砂岩、

14、砂质泥岩、泥岩、石灰岩（15层）及煤层组成。砂质泥岩和泥岩多呈致密块状。本层厚约30m，是阻隔C3L2与上部含水层相联系的隔水层。3石炭系上统太原组中部隔水层本层由灰岩、泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩及煤线组成。灰岩多为灰色，泥岩多为灰黑色，致密，裂隙不发育。本层厚约50m，是阻隔C3L8与下部含水层相联系的隔水层。4石炭系上统太原组上部隔水层本层由砂质泥岩及C3L9灰岩组成。砂质泥岩多为灰黑色，致密，裂隙不发育。本层厚约20m，是阻隔S9与下部含水层相联系的隔水层。5煤段隔水层本层由灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤组成。泥岩中富含植物化石碎片，砂质泥岩中富含白云母碎片，致密，裂隙不发育。本层厚15m，是阻

15、隔S9与S10含水层发生水力联系的隔水层。6S10砂岩上部隔水层本层由S10顶面至第含水层下部之间的泥岩、砂质泥岩及砂岩组成。厚170m，裂隙不发育，是阻隔上部含水层向矿井充水的隔水层。7第三系砾岩下部隔水层本层从第三系砾岩底至第含水层顶面。由泥岩、砂质泥岩、铝土质泥岩及砂岩组成，裂隙不发育，厚约300m，是阻隔第含水层向矿井充水的隔水层。三断层导水性井田内的断层大都为压扭性高角度正断层，对于大中型断层其结构面大多可见断层泥，井下较大的突水点除直接揭露含水层外，一般与断层关系不大。在生产过程中，即使是断层出水，其涌水量也不很大，一般为0.612m3/h，并且很快疏干。如F7断层，其落差大于10

16、0m，位于井田西部边界，但其导水性差，一般不会发生突水现象，被认定是井田西部的隔水边界。但是，并不是所有的断层都不导水。如红5断层，落差大于100m，位于井田中部，因其处于背斜的轴部，裂隙相对发育，由于力学条件的变化，使其表现为导水断层。西翼皮带巷在掘进过程中揭露红5断层，便发生突水。1980年5月断层导水，涌水量达49.8m3/h。1980年68月份，该断层3次将C3L8含水层的水导出，涌水量分别为34.8 m3/h、12 m3/h和55.2 m3/h，到目前为止，该巷道仍有出水点存在，总涌水量约70 m3/h。另一方面，在矿井开采过程中，由于矿压、水压等其它因素的影响，会使断层的导水性有明

17、显的改变。如西翼皮带巷，1980年5月在掘进过程中，因断层影响揭露C3L5灰岩出水，涌水量为23 m3/h，数月后稳定在10 m3/h。1984年8月7日，涌水量突然增大至100 m3/h，三天后稳定在2025 m3/h，10月14日又增至6575 m3/h，轨道底鼓变形0.20.5m，顶压、侧压日趋严重。总之，除个别断层（如红5断层）外，井田内已揭露的断层大部分突水性和导水性较差，对矿井的正常生产影响不大。四小煤矿和采空区积水目前，在四矿浅部有15对小煤矿星罗棋布，其开采深度、开采范围及排水能力不详。许多直接排入四矿的浅部采空区，对矿井的安全生产构成很大威胁。如赫荒煤矿和杏树岭煤矿由于越界开

18、采，破坏煤柱，不仅使本矿水量进入四矿，而且造成闭坑后一矿的老空水经该矿流入四矿。有些小煤矿由于越界开采，破坏煤柱，使得四矿回风巷、运输巷、风机房产生严重变形，造成很大隐患。详细情况见前述小煤矿情况调查表（表2）。另外，四矿浅部采空区积水严重，与之相邻的一矿已经报废，由于其主采煤层有和煤，C3L2作为其顶板，含水量较丰富，且一、四矿矿界隔离煤柱已遭破坏，对以后四矿的安全生产有很大影响。四矿北部的九矿、建设矿都发生过O2灰岩含水层突水淹井事故，造成严重后果，这一点应引起足够重视。第三节 矿井历年突水概况四矿自投产以来，记录的井下突水事件共有41次。突水量大于10 m3/h的有21次，大于30 m3

19、/h的16次，大于50 m3/h的9次，其中比较大的事件有2次。1972年1月，主下山在-211m掘进过程中揭露C3L8灰岩溶洞，直径0.32m，造成突水，突水量达84 m3/h，造成主下山被淹，底板积水一年后才疏干，后续水量至1990年7月被自然疏干；1989年8月31日，因动压影响，-250硐室变形，底鼓严重，使底板裂隙与C3L2灰岩含水层相沟通，突水量达300m3/h，排水泵无法正常运转，造成了淹井事故，全矿被迫停产，造成了严重损失，该硐室水量至1990年7月稳定在120 m3/h，1997年8月20日采取了封堵措施。1989年以来，矿井发生中小型突水2次。1995年1月5日，-45运输

20、巷、猴车道-131m、猴车道-141m均发生过巷道帮突水，突水量分别为30 m3/h、35 m3/h和64.9 m3/h。-45运输巷已于1997年12月25日自然疏干。1997年10月25日，猴车道-146m发生左帮水沟突水，突水量为60 m3/h。这两次突水水源均来自老空区，也是目前矿井水的主要来源。上述突水点大多数已被陆续疏干，目前的突水点仅有7个，其中突水量大的3个点主要集中在猴车道，2000年12月27日测得的合计涌水量为178.5m3/h。第四节 矿井涌水量预算鹤壁四矿矿井涌水量的正常观测始于1982年，每月记录1次。资料包括一水平涌水量、二水平涌水量、井筒涌水量和其它涌水量。钻孔

21、水位观测始于1985年，每月记录3次。观测钻孔有181-5（赵荒风井O2层位）、488-L2-1（矿内C3L2层位）和192-2（O2）三个孔，其中181-5孔和488-L2-1孔自1991年开始纪录，192-2孔自2000年开始记录。考虑到近15年来四矿尚未发生过奥陶系和石炭系灰岩含水层突水事件，矿井主要涌水量来自采空区和S10砂岩含水层，所以此次矿井涌水量预测未考虑钻孔水位观测资料，而主要是依据矿井涌水量观测资料进行的。本次预测采用了矿井涌水量观测记录中近15年的资料，即从1987年至2001年的资料。为了查明矿井涌水量是否与降雨量有关，我们统计了15年中，一、二水平每个月份的平均矿井涌水

22、量资料（表7），并做出了每月平均涌水量与月份之间的关系图（图5）。表7 19872001年每月平均矿井涌水量月份123456789101112一水平(m3/h)121.1115.3113.1114.5114.9113.2112.6140142.4142.4128.2127.7二水平(m3/h)102.7102.2103.4102.2104.7105.8114.2117.4111.6108.4103.7104.8从表7和图5 可以看出，一、二水平的平均矿井涌水量与月份之间有较好的相关关系。正常情况下，鹤壁矿区雨季主要集中在7、8、9三个月份，而矿井平均涌水量较高的月份也出现在7、8、9三个月份。

23、一水平的平均涌水量普遍高于二水平，说明大气降水对一水平涌水量的影响大于二水平。一水平涌水量变化的规律性不如二水平明显，这可能与一水平采空区容易受外界环境因素（如小煤矿排水、井下突水等）影响有关。采空区的水力来源相当复杂，除与大气降水有关外，还有其特定的来源：一是四矿已采区的老空积水和巷道积水，这与采煤方法、巷道布置方式和密闭情况有关，一般在特殊情况下才会有；二是小煤矿积水，这与小煤矿的排水，小煤矿与四矿的连通情况有关；三是相邻矿井透水，这其中有两个渠道：一个渠道是1998年一矿关闭后，在西大巷打了密闭墙，把寺湾井田（即老槐树岭矿）420m3/h水封闭在里面，这其中约100m3/h左右的水向四矿

24、上部采空区渗透；第二个渠道是一矿关闭后，矿里水位上升，当水位升至+52.5m后，预计会有150 m3/h左右的水，由一矿北大巷新皮带下山郝荒苹果园矿四矿。四是-30水平O2水源孔，由于张荒矿采煤破坏了O2水源孔的保护煤柱，造成井管断裂，致使O2水约有100m3/h左右从煤层井管断裂部位涌出，首先淹没张荒矿-30水平以下全部巷道，然后沿向斜轴部通过采空区向下渗透，在猴车道巷道煤柱两侧积水，由于水压逐渐增大，使猴车道变形而出水。矿井涌水量各组成部分随时间的变化见图6。从图6可以看出，一水平矿井涌水量1994年之前相对稳定，1994年之后变化较大。其中，变化较大的19951997年，与1995年元月

25、5日-45运输巷和猴车道出水有关，猴车道在1997年12月25日再次发生出水现象，且出水水源均来自采空区，这一点充分说明浅部小煤矿的开采对大矿造成了较大的威胁。从图6也可以看出二水平矿井涌水量变化不大，相对稳定。井筒涌水量自1988年之后，呈稳定增加趋势，但涌水量的大小和增加幅度均很小。引起全矿井涌水量变化的主要因素在于一水平。因此，预防相邻矿井以及加强对小煤矿开采方法和排水方式的监督对预测一水平矿井涌水量具有重要意义。采空区的存在不仅导致临近矿井积水及区内小煤矿排水对四矿矿井涌水量变化的影响，而且也可能造成矿井内部各含水层之间的水力联系，特别是开采过程中部分断层导水（如红5断层）和煤老顶砂岩

26、含水层（S10）中水通过断层裂隙向矿井内部渗透。从近些年来的开采情况看，影响矿井涌水量的主要因素是采空区大小和煤老顶砂岩含水层（S10），所以据此推断，影响矿井涌水量的因素应与采动面积或动用储量有关。我们用近15年的动用储量资料和矿井涌水量资料作图（表8、图7），从整体上可以看出，矿井涌水量与动用储量之间有一定的正相关关系，其中一水平数据离散性较大，二水平数据相对稳定。尽管这种关系并非明显，但据此我们仍然可以得出，矿井涌水量的变化主要来自一水平，二水平的影响相对较小。这也说明二水平矿井涌水量与一水平有较大差别，在二水平开采过程中矿井涌水量主要来自煤老顶砂岩含水层（S10）。表8 1987200

27、1年矿井动用储量与一、二水平年均矿井涌水量数据表年份动用储量(万t)一水平年均涌水量(m3/h)二水平年均涌水量(m3/h)累计动用储量(万t)一水平累计涌水量 (m3/h)二水平累计涌水量 (m3/h)198771.647.9132.471.647.9132.4198872.657134144.2104.9266.4198959.461.1122.7203.6166389.1199069.256.2135.2272.8222.2524.319917749.8118.7349.8272643199267.947.3116.5417.7319.3759.5199399.145.778516.83

28、65837.51994106.148.777.6622.9413.7915.11995128.9221.477.7751.8635.1992.81996168.2309.5118.1920944.61110.91997125.1184.7891045.11129.31199.91998126.7143.880.11171.81273.112801999133.6129.699.21305.41402.71379.22000189.6220.8106.514951623.51485.72001217.9233.3115.91712.91856.81601.6为了更清楚地说明这一问题，我们对15年

29、来，每年的平均矿井涌水量数据和年度动用储量数据进行统计分析，采用累计矿井涌水量和累计动用储量数据进行作图（表8、图8），可以看出，一水平累计矿井涌水量与累计动用储量之间呈近似线性关系，即随着动用储量的增加，一水平涌水量成正比增加，二者之间的关系式为： 相关系数据此，我们可对未来一水平的矿井涌水量做出预测，即：式中：、分别为全矿井年度动用储量和一水平年均矿井涌水量。二水平累计矿井涌水量与累计动用储量之间也呈正相关关系，但并非线性关系，而且随着开采深度的增加，矿井涌水量增加的幅度将变小。二者之间的关系式为： 相关系数据此，我们可对未来二水平的矿井涌水量做出预测，即：式中：、分别为全矿井年度动用储量

30、和二水平年均矿井涌水量。同理，我们采用全矿井的累积矿井涌水量与动用储量数据资料进行作图（表9、图9），可以看出，二者之间的相关性相当明显，用多项式回归拟合得到二者之间的关系式为： 相关系数 据此，我们可对未来全矿井的矿井涌水量做出预测，即：式中：、分别为全矿井年度动用储量和全矿井年均矿井涌水量。用上述方程对19872001年的矿井涌水量做出预测，所得结果及其与实际涌水量之间的误差见表9。本年度矿井涌水量预测值也可通过本年度累计值与上一年度累计值之差求得。从表9可以看出，除1993、1994年预测的矿井涌水量比实际值要大得多之外，其余预测值与实际值之间的相对误差均小于17%。1993、1994年

31、矿井涌水量无论一水平、二水平和井筒均较低，其中原因尚待进一步查明。其它也有个别年份矿井涌水量的绝对误差相对较大，这可能与一水平的矿井涌水量变化有关。表9 矿井平均涌水量与动用储量数据表年份动用储量(万t)矿井平均涌水量(m3/h)累计动用储量(万t)累计矿井涌水量(Q:m3/h)累计平均涌水量预测(Q:m3/h)绝对误差Q- Q误差百分比(%)平均涌水量预测(m3/h)绝对误差误 差百分比(%)198771.6356.3371.6356.33376.2719.945.60376.2719.945.60198872.6360.05144.2716.38761.1744.796.25384.902

32、4.856.90198959.4328.41203.61044.791060.9516.161.55299.77-28.64-8.72199069.2397.03272.81441.821393.70-48.12-3.34332.75-64.28-16.19199177360.05349.81801.871744.03-57.84-3.21350.34-9.71-2.70199267.9345.86417.72147.732036.40-111.33-5.18292.37-53.49-15.47199399.1291.38516.82439.112436.85-2.26-0.09400.461

33、09.0837.431994106.1298.83622.92737.942833.4495.503.49396.5897.7532.711995128.9455.76751.83193.73274.5580.852.53441.11-14.65-3.211996168.2588.599203782.293791.088.790.23516.53-72.06-12.241997125.1407.771045.14190.064138.07-51.99-1.24346.99-60.78-14.901998126.7307.561171.84497.624462.54-35.08-0.78324.

34、4716.915.501999133.6305.591305.44803.214780.64-22.57-0.47318.1012.514.102000189.6411.9714955215.185200.77-14.41-0.28420.128.151.982001217.9429.081712.95644.265657.4313.170.23456.6627.586.43原精查勘探阶段预测，四矿-250m水平末期正常涌水量为160.0m3/h，这一预测是按照当时矿井涌水量主要来自C3L8灰岩，且C3L8灰岩涌水量仅与开拓巷道的长度有关做出的。而近些年来，矿井开采的实际情况表明，矿井涌水量的

35、主要水源早已不再是C3L8灰岩，而是来自老空区和S10砂岩含水层，且矿井涌水量也早在1982年就达到282.2 m3/h。1989年修编矿井地质报告时，关于矿井涌水量预测部分并未做任何工作，只是借用了精查勘探阶段-450m水平的矿井涌水量预测成果。原精查勘探阶段的矿井涌水量预测，主要是建立在O2、C3L2和C3L8灰岩含水层基础上得出的，在矿井开采过程中遇到灰岩含水层的情况下，也许具有参考价值。这次矿井涌水量预测已经发现涌水量的变化与降雨量有关，但因缺乏降雨量资料未能对此作详细分析，这方面的工作有待今后做进一步研究。第五节 矿井防治水措施及供水问题一矿井防治水措施正如前述，四矿自投产以来记录的井下突水事件共有41次，发生较大事故的有2