矿井涌水量预计

矿井涌水量预计（精选6篇）

矿井涌水量预计 篇1

摘要：矿井涌水量计算是煤矿水文地质工作的重要内容,也是矿床水文地质勘查的主要任务。基于地下水动力学的“大井法”在预测矿井涌水量时简便有效,但应用“大井法”时,引用影响半径R对预测结果有着较大的影响。以朝克乌拉煤矿2101工作面涌水量预测为例,采用解析法与数值法对比来探讨引用影响半径R的影响,结果表明:对于承压含水层或补给条件较好的潜水含水层,宜采用吉哈尔特公式来计算R。研究成果为矿井涌水量计算提供了科学的依据。

关键词：矿井涌水量预计,大井法,引用影响半径,数值模拟

矿井涌水量计算是煤矿水文地质工作的重要内容,也是矿床水文地质勘查的主要任务之一。该工作贯穿了矿床勘探、矿井建设和生产全过程[1]。目前,预测矿井涌水 量的方法 较多,如: 水均衡法、 Q—S曲线法、水文地质比拟法、灰色系统法、数值模拟法、人工神经网络法等[2,3,4]。而“大井法”相对其他方法来说比较简便,是最为常用的方法之一。“大井法”中涉及到许多参数计算的经验公式,不同公式的计算结果有差距,对涌水量预测结果有着不同程度的影响[5,6,7]。影响半径是“大井法”计算公式中最重要的参数之一,其计算公式一般有:库萨金公式 (R = 2S槡KH ) 和吉哈尔特公式 ( R = 10S槡K ) 。引用影响半径R计算公式不同,其计算结果相差较大。 笔者以朝克乌拉煤矿2101工作面涌水量预测为例, 将“大井法”计算结果与数值模拟预测结果进行对比,探讨引用影响半径R对矿井涌水量计算结果的影响。

1水文地质模型概述

根据区域水文地质资料,矿区从下至上概化为4个含水岩组,即白垩系下统中部2煤上 ( K1b2) 含水岩组、白垩系下统上部砂砾岩(K1b3)含水岩组、第三系孔隙承压含水岩组和第四系孔隙潜水含水岩组。2煤顶板和白垩系下统上部砂砾岩(K1b3)含水组之间有较稳定的隔水岩组,即2煤顶板第一隔水岩组和第二隔水岩组。降水入渗补给是第四系孔隙潜水含水岩组的补给水源。

1.1含水层

白垩系下统巴彦花组含水层分布于整个矿区内,含水层岩性主要为煤、砂砾岩和砂岩,根据该地层岩性组合和含煤特征,将本含水层划分成3个含水层(段);另外,还有第四系孔隙潜水含水层。

1.1.1上部砂砾岩(K1b3)含水层(段)

该含水层(段) 以变质岩砾为主,上覆于煤系地层上部,含水层岩性主要为灰色、浅灰色砂砾岩、砂岩。砂砾石分选差,次圆状,砾径一般为2 ~ 45 mm, 砾石成分以变质岩砾为主,石英岩砾次之,次圆状, 泥质胶结。含水层厚度变化较大,一般为0. 70 ~ 192. 25 m,平均厚89. 16 m。根据勘探报告中11 - 6号钻孔抽水试验资料,静止水位埋深2. 26 m,含水层厚度149. 52 m,单位涌水量1. 952 3 L/(s·m),渗透系数1. 207 8 m/d;据水文地质补勘中水文1、水文2号孔的抽水 试验资料,静止水位 埋深2. 96 ~ 3. 45 m,含水层厚度117. 06 ~ 157. 02 m,单位涌水量1. 69 ~ 2. 32 L / ( s·m),渗透系数1. 51 ~ 1. 60 m / d。 本层为承压强富水含水层。

1.1.2中部2煤上(K1b2)含水层

该含水层(段)分布于整个矿区,含水层分布面积与煤层大体相当。含水层岩性主要以煤层为主,夹薄层砂岩、砂砾岩层,泥质胶结,含水层一般厚度1. 35 ~ 161. 90 m,平均厚度63. 80 m。据井筒勘察报告中J4号钻孔对巴彦花组中部( K1b2)含水层抽水试验资料,含水层厚度53. 25 m,静止水位埋深1. 73 m,水位高程 +912. 128 m,单位涌水量0. 008 38 L/(s·m), 渗透系数0. 013 7 m/d。本层属弱富水含水层。

1.1.3下部砂泥岩(K1b1)含水层

该含水层(段)下伏于4煤组以下,分布面积略大于中部煤层含水层。含水层岩性主要为灰色、灰绿色砂岩、砂砾岩、砾岩。本次勘探中仅有18个钻孔见此层位,钻孔揭露厚度一般为0. 85 ~ 112. 15 m, 平均19. 82 m。因本含水层(段) 未做抽水试验,富水性不详。

1.1.4第四系孔隙潜水含水层

该含水层赋存于整个勘探区内,含水层岩性主要为冲洪积砂砾石层和湖积细砂及少量风积砂层, 岩体结构松散,无胶结,一般厚度6. 85 ~ 46. 70 m。 据详查报告中Y136号钻孔抽水试验资料,单位涌水量0. 190 L/(s·m)。

以白垩系下统上部砂砾岩(K1b3)含水层和第四系孔隙潜水含水层的涌水量预测为例,探讨引用影响半径计算公式的使用范围。

1.2隔水层

白垩系下统巴彦花组隔水层包括煤组顶板泥岩段隔水层及煤层间隔水层,在这不做详细阐述。

2大井法预测涌水量

2.1涌水量预测公式

通过对该矿采掘设计和实际水文地质特征的分析,K1b3含水层水压会降到隔水层顶板以下,水力性质会转为承压—潜水水流,其中承压水占主导,故拟选择承压—潜水完整井水平坑道计算公式来估算首采工作面白垩系下统巴彦花组上部(K1b3)的矿井正常涌水量。“大井法”所采用公式如下:

第四系孔隙潜水含水层为潜水含水层,宜采用潜水涌水量预测公式:

其中,相关参数的计算公式有:

式中:Q为矿坑涌水量,m3/ d; K为渗透系数,m / d; H为水头高度,m; M为含水层厚度,m; S为水位降深,m;R0为影响半径,m;r0为引用半径,m;a、b分别为工作面的长和宽,a = 1 500 m,b = 210 m;η 为计算系数,取1. 08; R为引用影响半径,m; H0为初始水头。

b / a与 η 的关系见表1。

2.2含水层主要参数

2.2.1白垩系下统巴彦花组上部(K1b3)含水层

根据本段含水层11 - 6、水文1、水文2号孔抽水试验资料,可以确定该段含水层主要水文地质参数,见表2。

根据表2数据,采用3个孔的平均渗透系数K = 1. 446 m / d来计算矿井涌水量;静止水位的平均值为911. 15 m,降深高程为694. 37 m,因此水头高度H = 216. 78 m;含水层厚度采用3个抽水孔含水层的平均厚度,即M = 141. 2 m;水位降深S = H - h, 在此,h = 0,即S = H = 216. 78 m。

2.2.2第四系孔隙潜水含水层

根据本段含水层Y136号钻孔抽水试验资料,抽水前孔深为85. 7 m,静止水位为0. 9 m,故初始水头H0= 84. 8 m;水位降深采用3次降深 ( 10. 3、19. 1、 30. 0 m) 的平均值即19. 8 m;渗透系数采用(0. 374、 0. 356、0. 314 m / d) 的平均值K = 0. 348 m / d。

2.3预测结果

该工作面涌水量计算公式的选取及其相应的计算结果见表3。

2.4结果分析

对比上述计算结果,序号1和序号2、序号3和序号4所计算出的涌水量差距较大,主要原因在于公式(4)和公式(5) 计算得出的引用影响半径差距较大。因此认为,引用影响半径计算结果对矿井涌水量影响极大。

3数值法预测涌水量

3.1模型建立

在建立数值模型过程中,充分考虑到矿区排水过程中的干扰因素,以及疏干排水过程中可能的影响范围,圈定含井田在内的较大范围作为模拟区。 建模过程中,根据水文地质条件概化结果对研究区进行三维网格剖分,其剖分结果见图1。

3.2数值模拟涌水量过程

3. 2. 1初始条件与模拟期

由于研究区缺乏足够的观测资料,且已有的抽水孔是对不同层位进行的抽水试验,因此难以获得每个层位准确的地下水初始流场。考虑到抽水试验前地下水流场相对稳定,各含水层均有统一的地下水初始流场,因此采用已有抽水孔抽水前的静止水位,结合地表高程数据通过插值方式获得各层的初始水位(见图2)。根据资料收集及地下水位观测情况,选取已有抽水试验过程进行地下水流数值模拟。

3.2.2模型识别与验证

根据建立的数值模型,分别根据第四系孔隙潜水含水层段的Y136抽水孔和K1b3承压含水层段的水文1号、水文2号抽水孔对模拟区地下水系统进行模型识别。经过试错法调参,最终得到了较为理想的模型识别验证结果,拟合结果见图3 ~ 5。

由图3 ~ 5可知,水位变化趋势较为一致,多数拟合点相对误差较小,表明抽水孔水位拟合良好,对整体地下水流场影响不大,所建立的数值模拟模型基本正确。

3.3数值模拟涌水量预测结果

2101工作面K1b3强承压含水层涌水量预测考虑2种不同情况:1有第三系孔隙水补给但无边界侧向补给情况下,最大涌水量为3 284. 246 m3/ h; 2无第三系孔隙水补给、无侧向补给情况下,最大涌水量为1 297. 945 m3/ h。

2101工作面第四系孔隙潜水含水层涌水量预测同样考虑2种情况:1有降雨补给时,最大涌水量为294. 460 m3/ h; 2无降雨补给时,最大涌水量为169. 010 m3/ h。

4结论

1) 在考虑“大井法”预测结果比数值模拟方法计算结果大的情况下,K1b3强承压含水层采用吉哈尔特公式计算出的涌水量结果与数值模拟预测第一种情况的结果较为接近,而利用库萨金公式计算出的涌水量结果与数值模拟预测第二种情况的结果相差较大。故可以认为公式一般不适用于承压含水层计算。

2) 在考虑“大井法”预测结果比数值模拟方法计算结果大的情况下,第四系孔隙潜水含水层采用公式计算出的涌水量结果与数值模拟预测第一种情 况的结果 较为接近,而利用公 式计算出的涌水量结果与数值模拟预测第二种情况 的结果较 为接近。认为利用 公式在有补给条件下计算的结果较为准确。

3) 在利用“大井法”预测矿井涌水量时,承压含水层或有补给且补给条件好的潜水含水层,引用影响半径的计算公式宜采用吉哈尔特公式

矿井涌水量预计 篇2

涌水量预测受到工作面的水文地质勘探成果资料、采区内多工作面顺序开采等条件的限制,使得邻近工作面含水层水位、水文地质边界条件不易确定,导致目前涌水量预计主要针对于矿坑或井田,而对于工作面的涌水量预计研究成果则相对较少[1,2,3,4]。

以地下水动力学原理为基础,分析推导出多个工作面顺序回采时工作面顶板涌水量预计公式,并对济宁三号煤矿一采区内后续回采工作面的顶板涌水量进行了预计,预计结果较为合理可靠。

1 采动影响下工作面顶板涌水量计算方法

在对工作面涌水量进行预计时,通常采区已进入回采阶段,采区主要巷道开拓已基本完成,此时工作面回采形成的疏干流场符合稳定流;其次,对于煤矿顶板水而言,采后工作面内受导水断裂带波及的顶板含水层水位将降低至含水层底板,在工作面附近会出现无压水流区,形成承压—潜水流[5]。

1.1 大井法[6]

1) 无限含水层中承压—潜水完整井的涌水量计算公式:

$Q=1.366\frac{{\rm K}(2{\rm H}{}_0{\rm M}-{\rm M}{}^2-{\rm H}{}_{\text{w}}^2)}{\lg \frac{R}{r{}_{\text{w}}}}(1)$

2) 对于直线隔水边界附近的稳定井流,其流量用下式计算:

$Q=\text{π}{\rm K}\frac{(2{\rm H}{}_0-{\rm M}){\rm M}-{\rm H}{}_{\text{w}}^2}{\ln \frac{R{}^2}{2ar{}_{\text{w}}}}(2)$

式中:Q为涌水量,m3/d;K为含水层渗透系数,m/d;M为承压含水层厚度,m;R,rw为影响半径、水井半径,m;H0,Hw为初始水头、水井中的水头,m;a为大井中心至边界的垂直距离,m。

1.2 动静水量计算公式

在工作面回采时,顶板涌水有两部分:一部分来自于顶板垮落和开裂范围内岩石的孔隙水,此部分为静储量;另一部分由于采动裂隙范围内水头急剧降低,致使周围一定范围内含水层中的水向采空区内流动,为动补给量。

其中,静储量中又存在两种释水机理,即弹性释水和重力释水,由贮水系数、给水度的定义得[5]:

Q静=Q弹+Q重=μSMFΔH+μMF

=MF(μSΔH+μ) (3)

动储量为工作面采空区接受含水层的侧向补给,依据承压—潜水(无压)流的单宽流量公式可得工作面回采某一瞬时的动补给量:

$\begin{array}{l}q{}_{\text{动}}=qC\\ =[{\rm K}\frac{{\rm M}(2{\rm H}{}_0-{\rm M})-{\rm H}{}_{\text{w}}^2}{2l}](n{}_{1}b+n{}_{2}vt)(4)\end{array}$

工作面回采一段时间内的总动补给量为

Q动=∫${}_0^t$q动dt

$=[{\rm K}\frac{{\rm M}(2{\rm H}{}_0-{\rm M})-{\rm H}{}_{\text{w}}^2}{2l}](n{}_{1}bt+\frac{1}{2}n{}_{2}vt{}^2)(5)$

即工作面回采期间平均涌水量为

$\begin{array}{l}Q=\frac{Q{}_{\text{总}}}{t}={\rm M}bv(\mu {}_{\text{S}}\text{Δ}{\rm H}+\mu )+\\ [{\rm K}\frac{{\rm M}(2{\rm H}{}_0-{\rm M})-{\rm H}{}_{\text{w}}^2}{2l}](n{}_{1}b+\frac{1}{2}n{}_{2}vt)(6)\end{array}$

式中:Q静,Q动,Q总分别为含水层的静储量、动补给量、总水量,m3;F为工作面采空区面积,m2,F=ab;a,b为工作面的长度、宽度,m;μS,μ为含水层的贮水率、给水度;C为进水边界长度,以上公式推导中工作面为四边进水,m;n1,n2为系数,若工作面切眼边及煤壁边均为进水边界,则n1为2,一边进水则为1,n2取值与n1类似,依据工作面两侧巷道进水情况确定;v为工作面推进速度,v=a/t,m/d。

1.3 采动影响下工作面内水位及水文地质边界条件的确定

对于各向同性的某一承压含水层,其各点渗透系数、水力坡度均近似相同;依据库萨金公式可知,承压含水层中水位降深与影响半径的比值只同渗透系数有关[6];由此,可认为在同一含水层、不同降深的降水漏斗曲线形状类似,降水漏斗曲线可通过等比例缩放进行相互转换。

另外,根据地下水动力学中镜像法原理[5],对于隔水边界,虚井和实井性质相同,均为抽水井;反之,对于两个处于彼此影响范围之内的抽水井,两井之间的水文地质边界条件可认为是隔水边界。

即在采区内多个工作面顺序回采时,先回采工作面将对后回采工作面顶板充水含水层产生疏放影响,使其充水含水层水位发生下降;此时,后回采工作面内顶板充水含水层的水位,可通过先回采工作面在顶板直接充水含水层中形成的降落漏斗曲线近似求得;且后回采工作面在靠近先回采工作面一侧的水文地质边界条件可看作隔水边界。

2 实例计算与分析

济宁三号煤矿位于鲁西南济宁市境内,济东煤田的东部。该矿一采区位于整个矿区的东南角,为全井田首采区,开采3下煤,平均煤厚为6.7 m。其中1301为已采工作面,且于2000年11月14日工作面推进到1 045 m时,工作面发生突水,最大涌水量为533.84 m3/h;其余为后续开采工作面,开采顺序依次为1302,1304,1305,1303和1306工作面,见图1。

2.1 相关充水含水层的富水性分析

一采区3下煤回采产生影响的含水层主要有:上侏罗统砂砾岩裂隙含水层(又称红层)及3煤层顶板砂岩裂隙含水层,其他含水层在正常情况下对3下煤开采影响较小[8]。由矿区抽水试验成果可知,上侏罗统砂砾岩裂隙含水层中粗砂岩段的单位涌水量平均值为0.148 8 L/(s·m),中等富水;而细砂岩段及3煤顶板砂岩段单位涌水量为0.000 003 33～0.007 5 L/(s·m),均为弱富水[7]。即3下煤开采导水断裂带范围内中粗砂岩含水层(段)是一采区3下煤回采时顶板涌突水的主要来源,为采区内3下煤开采的直接充水含水层。

2.2 采区水文地质边界条件

红层长观孔水位(见表1)则表明,在1301工作面3下煤的回采过程中(回采时间1999年9月—2001年3月27日),一采区内及周边上侏罗红层长观孔水位均下降。说明一采区内不同区域上侏罗红层水水力联系较为密切,一采区水文地质边界条件为进水边界,可接受周围含水层的侧向补给。

2.3 参数的确定

2.3.1 含水层厚度及初始水位降深

依据采区内钻孔柱状,得到工作面内3下煤开采直接充水含水层平均厚度,见表2。并结合一采区红层水位观测资料可知,一采区1301工作面回采之前红层下段的水位标高约为+15.21 m,1301工作面3下煤开采含水层的平均水位降深约为432.94 m。

2.3.2 引用影响半径的确定

在涌水量预计时,近似矩形工作面的引用半径可参照文献[6]确定(见表2)。

工作面的引用影响半径R0为[6]

R0=R+r0 (7)

式中:R,R0分别为影响半径、工作面的引用影响半径,m。

对于影响半径R,可依据1301工作面回采所形成的降水漏斗拟合曲线求得,拟合曲线为

H=-36.54+53.54 ln rw

式中:H为某一点的剩余水头值,m;rw为某点距1301工作面边界的距离,m。

即已知某点的剩余水头值,可求对应的影响半径。求得1301工作面平均水位降深(432.94 m)对应的影响半径为6 430.27 m。

2.3.3 渗透系数

根据1301工作面的最大突水点资料,采用承压—潜水井流公式(1)反算,得到一采区3下煤直接充水含水层的渗透系数为0.012 m/h。

2.3.4 视贮水率

1301工作面为采区内首采面,平均推进速度约为2.78 m,总涌水量为222万m3[8]。依据公式(6)并简化计算得:

$\begin{array}{l}(\mu {}_{\text{S}}\text{Δ}{\rm H}+\mu )=\frac{Q{}_{\text{总}}-[{\rm K}\frac{{\rm M}(2{\rm H}{}_0-{\rm M})-{\rm H}{}_{\text{w}}^2}{2l}](2bt+vt{}^2)}{{\rm M}F}\\ \approx S\text{Δ}{\rm H}\end{array}$

近似求得视贮水率S约为2.35×10-4。此处的视贮水率为贮水率和给水度的等效值。

2.3.5 大井中心至隔水边界的距离的确定

在直线隔水边界井流公式(2)中,需确定待预计大井中心至隔水边界的距离,该值可近似取待预计工作面中心至先开采工作面边界的距离,见表3。

注:a21为一采区1302工作面井心距1301工作面边界最近的距离。

2.3.6 后续回采工作面平均水头的确定

由分析可知,后续回采工作面的剩余水头,可依据拟合的降水漏斗曲线,近似推算得到该工作面回采时工作面中点的水头值,作为该工作面的平均水头值,并求得对应的影响半径及工作面引用影响半径,见表4。

2.4 涌水量预计结果及分析

通过以上分析,将后续回采工作面的计算参数代入式(2)、式(6),可计算得到一采区后续回采工作面的正常和平均涌水量,见表5。

注:比例系数为最大涌水量与稳定(正常、平均)涌水量的比值;实测比例系数为工作面历次突水最大涌水量与稳定涌水量比值的平均值。

表5数据说明,除去由井流公式预计的1304工作面的正常涌水量外,其余由两种方法预计的工作面正常及平均涌水量均处于实测工作面的最大涌水量范围以内,且实测比例系数处于两预计比例系数中间,偏差较小,预计结果较为合理。即由井流公式预计的工作面正常涌水量值偏大,而由动静水量公式预计的平均涌水量值则偏小。而对于1304工作面涌水量预计结果偏大,分析其原因可能是:由于采区内含水层水位观测点较大,拟合的降落漏斗曲线在不同区段曲率变化较大,而1304工作面先于1303工作面开采,实行跳采,使得1304工作面含水层水位推算值偏大,导致计算的工作面涌水量偏大。

3 结论

根据先回采工作面对顶板含水层疏放形成的降水漏斗曲线,推算得到后续工作面顶板含水层的剩余水头值,并采用大井法和动静水量计算公式对后续工作面的顶板涌水量进行预计,预计结果误差较小,可分别作为工作面稳定涌水量的上下限值,可为类似采区内多工作面的顶板涌水量预计提供一种新的途径。

参考文献

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[5]薛禹群,朱学愚.地下水动力学[M].北京:地质出版社,1997.

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[7]GB 12719—91,矿区水文地质工程地质勘探规范[S].

宝鼎矿区矿井涌水量影响因素分析 篇3

宝鼎矿区地处川滇交界的山区, 属亚热带高原河谷气候, 年平均降雨量为800～1 100 mm。矿区总体为一轴向北东向南倾伏的向斜构造, 即大箐向斜蓄水构造。矿区含煤地层为晚三叠系陆相沉积, 煤系地层由一套多旋回弱含水性的碎屑岩组成, 无岩溶水贮存, 加之山高谷深, 地形切割深峻, 冲沟发育, 相对高差大, 利于地表水的迅速排泄。矿区北面有金沙江, 南端为高山;矿区内有摩梭河、龙潭河、灰家所河;矿区东部边界有灰老河和纳拉河。矿区含水层出露面积45.8 km2, 受水面积62.1 km2。金沙江从矿区北端流过, 洪水位标高+1 020 m, 顺岩层走向切割, 距最下一层可采煤层 (40#煤层) 距离700～1 000 m。其间隔水层有10层之多, 隔水层单层厚度一般在10 m左右, 总厚度在200 m以上, 对开采无影响。总体而言, 矿区水文地质条件较简单。

2 矿井涌水量影响因素

受含、隔水层控制, 矿区内断层富水性及导水性差, 只有局部裂隙发育地段可能有地下水富集。因此, 在矿井开采过程中流入矿井的水源, 主要包括大气降雨、地表水、含水层水和老窑积水等。

2.1 降雨量对矿井涌水量的影响

降雨通过地表裂隙、塌坑、岩层等下渗至地下采空区和含水层。一部分地下水渗至各生产矿井, 通过矿井排水系统排至地面, 而大部分地下水将积存在采空区或含水层内。因此, 降雨量是影响矿井涌水量的主要因素。通过对宝鼎矿区降雨量及矿井涌水量的分析 (见图1) , 发现矿井涌水量随着降雨量的增大而增大, 在雨季 (6—10月) 各矿井的涌水量明显增大, 降雨后, 一般要滞后1～2个月矿井涌水量才增大。

2.2 地表水对矿井涌水量的影响

除金沙江外, 宝鼎矿区的地表水, 包括沟溪、水库对矿井涌水量都有一定影响。特别是当矿井开采造成的塌陷、裂缝通到地表河床时, 将会造成河水直接溃入井下, 使矿井涌水量突然增大。2005年8月13日凌晨, 由于小煤矿开采造成灰家所河沟坍塌, 将部分河水引入采空区, 并沿采空区灌入花山煤矿东大巷, 瞬间涌水量达500 m3/h, 冲毁轨道, 造成花山煤矿+1 030 m水平东大巷、主平硐淹没, 影响生产10 d, 直接经济损失100余万元。

2.3 含水层水对矿井涌水量的影响

宝鼎矿区共划分了6个含水组, 每个含水组均有含水量丰富的强含水层, 矿井在采掘过程中, 揭露到这些强含水层, 将会造成矿井涌水量突然增大, 影响正常生产。2007年5月, 太平煤矿+700 m胶带暗斜井在下山掘进132 m处揭露一强含水层后出现涌水, 最大涌水量达75 m3/h, 经钻孔放水, 3个月后涌水量仍维持在42 m3/h左右。通过与山东科技大学合作, 采取对该出水点及前方砂岩含水层段进行注浆封堵, 并取得成功, 使+700 m胶带暗斜井下山掘进顺利施工。

2.4 老窑与采空区积水对矿井涌水量的影响

宝鼎矿区虽然水文地质条件较简单, 但地表浅部经过小煤窑多年的开采破坏, 在矿区内形成了大量的老窑与采空区积水区域, 在采掘过程中, 一旦穿透这些积水区域, 其积水将涌入矿井, 造成矿井涌水量突然增大, 影响安全生产。1999年11月25日, 小宝鼎煤矿在8321工作面回风巷掘进过程中实施探放水时, 探得前方有小窑积水, 决定撤出人员后对积水进行疏排。在疏排期间发生突水, 冲毁轨道、矿车、巷道, 虽无人员伤亡, 但直接经济损失达110.87万元。2007年7月27日, 花山煤矿4237工作面溜子道发生采空区裂隙涌水, 瞬间涌水量达到150 m3/h, 1个月后, 水量下降到20 m3/h左右, 总涌水量达5 000 m3左右, 导致该工作面提前收尾封闭。该类积水水量大, 来势凶猛, 是矿井水害的主要隐患。

3 防治水工作重点及措施

矿井水害往往是由2～3种水源造成的, 单一水源的矿井水害较少见。矿井水害的危害程度取决于水源水量、水头压力及突水初期瞬间流量。地表的江、河、湖、塘水体及采空区积水、溶洞水造成的水害往往来得突然, 来势凶猛, 时间短, 危害性极大, 容易造成重大伤亡及重大财产损失;含水层孔隙、裂隙水造成的水害往往来势较小, 瞬间压力较大, 但压力、流量衰减迅速, 危害时间长, 有时间采取避险措施, 不容易造成人员伤亡及重大财产损失。

3.1 地面防治水

3.1.1 工作重点

地面防治水工作的重点是对大气降雨和地表水体的防治, 减少降雨向地下的渗透, 防止地表水溃入井下。

3.1.2 工作措施

1) 必须查清矿区范围及附近地面水流系统的汇水情况、渗漏情况、疏水能力和有关水利工程情况, 及时了解雨季开始时间、年降雨量及降雨强度等, 采取相应的处理措施。

① 矿井各种地面出口受季节性沟溪、山洪威胁时, 必须修筑堤坝和汇洪渠, 防止山洪灌 (浸) 入矿井。对使用中的井口, 除挖“人”字形排水沟外, 还必须对井口门进行加固处理。报废的井口必须及时封闭填堵, 以防地表水灌入井下或发生意外。

② 漏水的沟渠要及时填堵、改道或修渡槽、铺人工河床等;裂缝和塌陷坑要及时填堵, 填堵时要有施工安全措施。

③ 每年雨季之前, 必须对矿井防洪工作进行全面检查, 排查隐患, 及时整改。雨季期间, 特别是雨季开始、后期、每次大暴雨时和大暴雨前后, 要派专人观测、检查要害区段, 发现险情必须及时处理。

2) 井口和选矸场的排矸, 废弃的炉灰、垃圾等, 不得堆放在山洪、沟溪、河流可能冲到的地方。

3) 按规定留设各种保护煤柱, 加强地表岩移观测, 掌握地表下沉、塌陷和裂隙变化规律。对矿井有安全威胁的塌陷和裂隙必须及时充填, 无法充填的必须在其周围挖好防洪沟渠, 尽量减少地表水注入或渗入井下。

4) 使用中的地面钻孔, 必须安装孔口盖, 报废的钻孔必须及时封孔。

3.2 井下防治水

3.2.1 工作重点

井下防治水工作的重点是对采空区 (老窑) 积水及含水层水的防治, 采用物探和钻探手段, 查明积水区域, 做好探放水工作, 预防水害事故的发生。

3.2.2 工作措施

1) 必须做好水情水害分析预报, 坚持“预测预报, 有疑必探, 先探后掘, 先治后采”的防治水原则。

2) 查明矿井的水文地质条件、各种充水因素, 并分析研究、掌握地下水运移规律, 划分矿井水文地质类型, 为矿井防治水工作提供技术依据。

3) 必须认真编制矿井中长期水害防治规划、年度水害防治计划, 每年必须根据矿井水文、水害特征编制矿井防治水预案, 组织抢险队伍, 储备足够的防治水和防洪抢险物资。

4) 在有积水的小煤窑采空区和老空区附近, 必须按有关规定留设防水煤柱。相邻矿井间的技术边界要按《煤矿防治水规定》留设隔离煤柱, 其尺寸由有资质的设计部门确定。变动井界时, 按有关规定重新留设。防水煤柱应由设计部门编制专门设计, 并按技术管理权限报批。

5) 建立矿井水文观测系统, 涌水量观测每月不少于3次, 雨季期间或矿井涌水量异常时增加观测次数;井下新揭露的突水点, 在涌水量尚未稳定或尚未掌握其变化规律前, 连同附近的水文点每天观测1次。对溃入性突水点, 1～2 h观测1次, 以后可适当延长观测的间隔时间, 待涌水量稳定后, 按正常要求进行观测。对观测资料进行整理, 建立台帐, 分析矿井水运移规律, 形成书面分析材料, 制作相关因素曲线图。

6) 必须对旧巷积水区、相邻报废积水的小煤窑、断层、陷落柱、富水带范围、补给途径、井下水仓、排水系统现状等进行调查, 编制矿井充水性图、水患警示图, 进行水害隐患分级管理, 每月下发探放水工作面包保责任人通知, 落实矿级责任制。

7) 严格按照《煤矿防治水规定》要求布置探放水钻孔, 确保探水超前距离符合规定要求, 建立地测人员对探放水工作进行现场跟班制度并有跟班记录。探放老空水前, 首先要分析并查明老空水体的空间位置、积水量和水压。探放水时, 必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。探放水钻孔必须打中老空水体, 并要监视探放水全过程, 核对放水量, 检查老空水是否放完。

探水或接近积水区域的掘进前或排放被淹井巷的积水前, 必须编制探放水设计, 并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。

4 结语

1) 宝鼎矿区虽然水文地质条件较简单, 但地表浅部经过小煤窑多年的开采破坏, 造成地表出现塌陷、裂缝, 增大了降雨的渗透量, 在矿区内形成了大量的老窑与采空区积水区域, 使矿区的水文地质条件变得越来越复杂, 增加了矿区防治水工作的难度。

2) 宝鼎矿区矿井充水因素主要有大气降雨、地表水、含水层水、老窑及采空区的积水等。

3) 宝鼎矿区矿井涌水量的变化受到降雨量的大小及降雨的形式、地表水体的分布范围及导通形式、含水层的分布范围及富水性强弱、老窑及采空区的积水量等诸多因素的影响。

4) 针对宝鼎矿区的水文地质特征, 在分析了各种影响因素后认为:地面防治水工作的重点是对大气降雨和地表水体的防治, 要采取各项措施, 减少降雨向地下的渗透, 防止地表水溃入井下;井下防治水工作的重点是对老窑与采空区积水及含水层水的防治, 要采用物探和钻探手段查明积水区域, 做好探放水工作, 预防水害事故的发生, 这样才能确保安全生产。

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局.煤矿防治水规定[S].北京:煤炭工业出版社, 2009.

[2]国家煤矿安全监察局.煤矿防治水规定释义[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.

[3]袁河津.《煤矿安全规程》修改条文对照及专家解读[M].修订版.徐州:中国矿业大学出版社, 2010.

[4]中国煤炭工业劳动保护科学技术学会.矿井水害防治技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2010.

钱家营矿井涌水特征及涌水量预测 篇4

矿井涌水量是指在矿山建设和生产过程中单位时间内涌入井巷中的水量, 可靠的涌水量数据是制定矿井防治水措施的主要依据和评价矿井安全的重要指标。矿井涌水严重影响着煤矿的正常开采, 因此对矿井涌水特征及规律进行全面的分析和研究是煤矿开采过程中不可缺少的基础工作, 对矿井涌水量进行科学的预测可以有效地指导煤矿的开采。

1 地质概况

钱家营井田位于河北省唐山市东南约15 km处, 有沙河、老牛河、幸福河三条河流穿越, 地形东北高西南低, 海拔标高介于+7～+26 m之间, 地形坡度为1‰。东部于新古河道两侧有高度1～3 m呈NE-SW向排列的小型沙丘。井田内可采和部分可采煤层共8层, 其中主要可采煤层为7、9、12-1煤, 均属复杂结构的中厚-厚煤层。

1.1 地层及构造发育

井田地层属华北型沉积, 古生代地层广泛分布, 其中石炭-二叠系为含煤岩系, 各系、统间多以整合或假整合接触。含煤地层大多为第四系黄土覆盖, 但也有零星出露。井田隶属于开平煤田, 位于开平向斜的东南翼的南段, 占据了从毕各庄向斜到刘唐保背斜约15 km的地段。井田构造以宽缓的褶曲为主, 以伴生的断层为辅。在构造上可划分三个不同的构造地段, 东北部褶曲区、中部单斜区和西南部褶曲区以及东北部-中部、中部-西南部两个过渡区, 如图1所示。褶曲轴线都具有向东、向北凸出的弧形特征, 而且都有向北撒开向南收敛的趋势, 构成了旋扭构造中的“帚状构造”型式。褶曲多呈不对称状, 背斜东南翼倾角较大, 一般20°左右, 西北翼倾角平缓, 一般10°左右;向斜则相反, 东南翼倾角缓, 西北翼倾角大。断层以倾向或斜交的正断层为主, 大中型断层多伴生在褶曲轴部和褶曲区与单斜区过渡带。

1.2 水文地质特征

井田水文地质条件复杂, 矿井防治水难度较高。矿区年降水量在350～800 mm之间, 由于巨厚冲积层的存在, 阻隔了大气降水与矿井涌水之间的联系, 导致矿井涌水量基本不受季节影响。矿区地表水系主要包括沙河、老牛河、幸福河、矿井采动塌陷积水坑以及一些人工排水灌溉沟渠等。所有地表水体均直接补给潜水层, 但与煤系含水层均无直接水力联系。根据矿井开采以来涌水量观测数据分析, 地表水与矿井涌水量无联系。

本区地下水以层间流动为主, 由于隔水层的存在, 越层的水力联系甚弱。井田范围内共分7个含水层, 从剖面上看, 具有相互间水力联系密切的多层孔隙、裂隙和岩溶裂隙充水含水层组可划分为3个主要充水含水层组: (1) 煤系充水含水层组; (2) 中奥陶统巨厚层碳酸盐岩充水含水层; (3) 第四系松散孔隙充水含水层组。地下水以裂隙水的形式主要赋存于钙质和硅质胶结的刚性厚层砂岩之中。煤层直接顶、底板均为砂岩裂隙含水层, 其中5煤顶板以及12煤底板局部含水性较强。

综合钱家营井田的受采掘破坏或影响的含水层性质、富水性, 补给条件, 单井年平均涌水量和最大涌水量、开采受水害影响程度和防治水工作难易程度等项的研究, 可以确定钱家营井田水文地质条件为复杂型。

2 矿井涌水特征

2.1 矿井涌水形式及特征

2.1.1 涌水形式

钱家营矿区涌水以底板突水和顶板淋水为主的动态涌水形式。当巷道沿同一含水层掘进, 与走向延长和构造裂隙关系密切, 与倾向巷道延长关系不大。当巷道垂直走向做石门揭露含水层时, 一般都有涌水量增加。

2.1.2 涌水特征

矿井涌水量从投产至今无明显变化, 涌水量的大小主要受区域裂隙发育程度以及矿井开采随地层走向长度的变化影响。

2.2 影响矿井涌水量的因素

自然地理因素、地质构造因素和人为因素等是影响矿井涌水量的主要因素。钱家营矿地表水和大气降水对矿井涌水量没有直接影响, 矿井涌水量与地质构造和采矿因素关系比较显著。

2.2.1 地质构造因素

地质构造是影响矿井涌水量的最主要因素, 它控制着含水层的分布, 富水性和边界条件。钱家营井田位于开平向斜东南翼的西南段, 从东向西依次包括毕各庄和小张各庄两向斜的西翼, 南阳庄背斜、高各庄向斜、李辛庄向斜、刘唐保背斜以及深港向斜, 井田内中小型断裂构造发育, 已揭露的断裂构造富水性均较弱, 导水性不强, 不致成为含水层的联系通道, 但受采动影响后, 承压强含水层承压水通过断层带或受断层影响的脆弱部位突入矿井的可能性是存在的, 矿区断裂构造发育, 大型断裂构造可能是强含水层水突入矿井的通道, 丰富的奥陶系岩溶水通过断层带或其破坏的脆弱部位突入矿井。此外, 可能存在的陷落柱以及火成岩侵入部位也可能是奥陶系灰岩水与含煤地层联系的通道。

2.2.2 采矿因素

影响矿井涌水量的采矿因素, 主要有开拓巷道长度、开采强度等。开拓巷道长度在开拓初期, 涌水量很小, 以后随开拓长度的增加, 涌水量增大, 当开拓长度继续增加时, 涌水量稳定在一个数值, 除非巷道揭露新的含水层, 否则涌水量是比较稳定的。当巷道开拓长度结束时, 涌水量达到一个高峰值, 然后随着含水层的逐渐疏干, 涌水量逐渐减小, 有的甚至干涸。开采强度与涌水量关系也较密切, 开采强度大的区域, 涌水量也大, 开采强度小的区域, 涌水量相对较小。

3 矿井涌水量预测

钱家营矿水文地质条件为复杂型, 对矿区的涌水特征及涌水规律的分析研究表明, 钱家营矿属大水矿井, 矿井涌水对煤矿生产安全产生了较大的影响。为确保煤矿的正常开采, 必需对矿井的涌水量进行预测, 指导安全生产。

常用的矿井涌水量预测方法很多, 大致分为两类[1,2,3,4,5]:第一类为确定性的数学模型法, 其中具有代表性的方法为水均衡法、解析法、数值法;另一类为统计分析方法, 如水文地质比拟法、涌水量降深曲线方程法、相关分析法、时间序列分析等。根据以往预测矿井涌水量的经验, 在涌水量预测中, 着重分析预测区的水文地质条件, 弄清含水层的水位, 富水性的差异和边界条件, 补给、径流、排泄条件, 有目的地选用适合本区域的预测方法和计算公式。

钱家营矿井以往涌水量预测采用的方法主要有双面进水廊道法, 单位涌水量估算法以及水文地质比拟法。其中双面进水廊道法计算过程中参数选取理由不充分, 计算结果与实际涌水量相差甚多, 如经查地质报告中使用双面进水廊道法预计-600 m水平正常涌水量为40 m3/min, 而目前实际情况仅为约12 m3/min, 单位涌水量估算法也难以符合实际情况。水文地质比拟法相对比较准确, 与实际涌水量较为接近, 但参照对象的选取难度较大。因本井田水文地质条件区域变化大, 所以选用水文地质比拟法预计涌水量时, 必须选取最临近的条件相似的工作面作为参照对象。

水文比拟法是一种传统涌水量预计方法。它利用地质和水文地质条件相似, 开采条件基本相同的生产矿井排水或涌水量观测资料, 来预测新建矿井的涌水量。当相似矿井拥有长期的水量观测资料, 可以保证涌水量与各影响因素之间相关关系的可靠程度。钱家营矿井各水平的涌水量预测过程如下。

3.1 -600 m水平

根据矿井水文地质条件和矿井开采-600 m和-1 100 m水平涌水量观测资料, 用水文地质比拟法进行预测, 结果为正常涌水量10 m3/min, 最大涌水量13.77 m3/min。

3.2 -850 m水平

根据水文地质条件和矿井开采-850 m水平涌水量观测资料, 用水文地质比拟法进行预测, 结果为正常涌水量20.9 m3/min, 最大涌水量23.9m3/min。

3.3 -1 100 m水平

-1 100 m水平与-600 m水平地质和水文地质条件相似, 开采条件基本相同, -1 100 m水平与-600 m水平比拟计算得出结果为正常涌水量18 m3/min, 最大涌水量24.2 m3/min

根据以往的涌水量记录, 与以上预测结果比较得出, 矿井涌水量在各水平仍将有上升趋势, 其中以-800 m水平变化趋势最大, 在今后的煤矿开采中应及时采取相应措施进行防范。

4 结论

(1) 井田水文地质条件复杂, 矿井防治水难度较高, 工作量大, 采、掘、开工程受水害威胁均较大, 水文地质条件为复杂型;

(2) 本区地表水体均直接补给潜水层, 但与煤系含水层均无直接水力联系。地下水以层间流动为主, 由于隔水层的存在, 越层的水力联系甚弱;

(3) 矿区涌水以底板突水和顶板淋水为主的动态涌水形式, 涌水量的大小主要受区域裂隙发育程度以及矿井开采随地层走向长度的变化影响;

(4) 全矿区矿井涌水量基本维持在一个比较稳定的小波浪式水平, 一般为10～12 m3/min。各水平涌水量趋势有所不同, -450 m水平涌水量呈下降趋势, -600 m水平涌水量则先增大, 在1999年后减小;-850 m水平的涌水量一直在增大;

(5) 地表水和大气降水对矿井涌水量没有直接影响, 矿井涌水量与地质构造和采矿因素关系比较显著;

(6) 钱家营矿井涌水量预测采用水文比拟法, 矿井涌水量在各水平仍将有上升趋势, 在今后的煤矿开采中应及时采取相应措施进行矿井水防治工作。

参考文献

[1]陈酩知, 刘树才, 杨国勇.矿井涌水量预测方法的发展[J].工程地球物理学报, 2009, 6 (1) :68-72

[2]潘志.矿井涌水量的数学模型与预测[J].宁夏大学学报:自然科学版, 1998, 19 (3) :229-232

[3]周如禄, 戴振学, 李颖.矿井涌水量预测的理论与实践[J].煤炭科学技术, 1998, 26 (6) :47-49

[4]肖江, 唐依民, 王齐仁.矿井涌水量时间序列的频谱分析及应用[J].湘潭矿业学院学报, 2000, 15 (4) :7-11

矿井疏干涌水量解析法估算 篇5

霍林郭勒市位于内蒙古自治区通辽市西北部, 是一座新型的煤炭工业城市, 随着经济的快速增长, 工业用水量的增加, 水资源供需矛盾日渐突出, 在开发利用常规水源的同时, 合理利用矿井疏干水, 实现各类水资源合理配置有效利用, 是缓解供水紧张、改善城市环境和用水状况的重要途径。本文选择霍林郭勒市中部的沙尔呼热南露天矿为研究区域, 通过三种方法估算矿区疏干水量, 比较结果并确定合理疏干水量, 以此为合理规划利用疏干水提供依据。

1 疏干区水文地质条件

沙尔呼热南露天矿分为南坑、中坑和北坑三个矿坑, 属于沙尔呼热水文地质单元, 是霍林郭勒地区的主要富水区, 矿区内有查格达布河流过, 采用浅孔疏干与明排疏干结合的方式, 疏干井群大致沿三条东北-西南向和一条西北-东南向线状分布。地下水赋存条件受地质构造、岩性、地貌、气候等因素影响较大, 具有半干旱大陆性气候条件下的山间盆地型水文地质特征, 地下水的补给来源主要为大气降水和地表径流。根据区内含水层岩性成因, 地下水动力特性等, 南露天矿区地下水含水层 (组) 可分为第四系全新统残坡积砾石 (Q${}_4^{\text{d}\text{l}+\text{e}\text{l}}$) 孔隙含水层、第四系中、上更新统冲洪积砂砾石 (Q${}_{2+3}^{\text{a}\text{l}+\text{p}\text{l}}$) 孔隙含水层、第四系下更新统冲洪积砂砾石 (Q${}_1^{\text{a}\text{l}+\text{p}\text{l}}$) 孔隙含水层和上侏罗系上含煤段 (J${}_3^{2-4}$) 风化带孔隙裂隙含水层。

沙尔呼热南露天矿含水层充水因素主要为大气降水、直接充水含水层地下水, 其次为地表水及断裂破碎带的充水作用。大气降水多集中在6~8三个月内, 直接充水的含水层 (组) 本区域内均为潜水, 即上述4类含水层 (组) , 进行露天开采时, 地下水涌入矿坑, 需做疏干处理。地表水的充水作用主要是因人工开采, 区内地表水在疏干地段补给地下水, 含水层向矿坑渗水, 需增加矿坑的疏干排水能力。由于本区断层多为正断层, 倾角一般<60°, 落差不大, 破碎带不明显。疏干区煤系岩层多为泥质和凝灰质胶结的细、粉砂岩, 透水性不强, 构造也简单。岩层倾角平缓, 一般为8~10°。在风化带深度以下, 一般为隔水层。由于对矿区进行露天开采破坏了岩体的自然平衡, 裂隙扩大, 使其透水性能增加, 故增强了对露天矿坑的充水作用。

南露天矿现运行井16眼, 预计相继投入使用的有13眼, 对于现状各开采区仅疏干第四系潜水。

2 矿井疏干水量估算

矿井疏干水量估算方法很多, 如解析法、比拟法、数理统计法、水平衡法、数值分析法等[1], 其中解析法因计算参数较易获取, 快速实用且结果较准确而被广泛采用, 故本文选取解析法中较常用的水平排水沟法、大井法以及回归分析法计算矿井涌水量[2]。

2.1 排水沟法

排水沟法又名狭长水平坑道法, 适用于开采区域为近似水平巷道, 计算公式如下:

潜水:$Q=B{\rm K}\frac{{\rm H}{}^2}{2R}$ (1)

承压-潜水:$Q=B{\rm K}\frac{(2{\rm H}-{\rm M}){\rm M}}{2R}$ (2)

式中:Q为矿坑涌水量, m3/d;B为进水宽度, 即各边长, m;K为渗透系数, m/d;R为影响半径, m;H为水头高度, m;M为含水层厚度, m。

由于现状各开采区, 疏干开采量仅需计算第四系潜水, 含水层的边界条件按无界含水层计算, 根据公式 (1) 及各矿坑周边水文地质钻孔抽水试验资料, 以各边帮各水文地质参数均值作为此边帮计算值, 可估算出南露天矿各矿坑疏干涌水量见表1。

2.2 大井法[3]

大井法适用于矿坑疏干过程中, 矿坑的涌水量及矿坑周边水位降深呈相对稳定状态, 此时以矿坑为中心形成的地下水辐射流场, 基本满足稳定井流的条件, 可将不规则的疏干区域视为一个圆形大井, 从而可以近似应用裘布依的稳定流基本方程计算矿坑的疏干排水量。

计算公式:

潜水:$Q=1.366{\rm K}\frac{(2{\rm H}-S)S}{\text{l}\text{g}R。-\text{l}\text{g}r。}$ (3)

承压-潜水:$Q=1.366{\rm K}\frac{(2{\rm H}-{\rm M}){\rm M}}{\text{l}\text{g}R。-\text{l}\text{g}r。}$ (4)

其中 R0=R+r。

式中:R0为大井引用影响半径, m;r。为大井半径, m;S为水位降深, m。

由各矿坑周边水文地质钻孔抽水试验资料, 以各矿坑各边帮边界长度为权计算矿区各含水层渗透系数、厚度、影响半径的加权平均值, 同时将进水边界长度相加得其总长度, 转换成大井半径r0, 进一步确定出潜水含水层的大井引用影响半径。将上述各参数代入公式 (4) , 求得大井法计算的南露天矿涌水量为15 027.31 m3/d, 涌水总量为548.497万m3/a。

2.3 回归分析法[4]

回归分析法用于分析变量间相关关系, 通过建立变量间的数学表达式, 利用概率统计方法进行分析, 判别其所建模型的实用性, 预测因变量取值并进行影响因素分析。此方法适用于各分析变量均有长期完整观测数据, 但忽略了煤矿开采的细部条件是其不足所在。

将南露天矿1988~2004年实测疏干水量、降水量及煤炭开采量系列数据进行相关分析, 发现矿区疏干排水量主要与煤矿开采量和降水量有关, 前两年降水量对当年疏干水量的影响最大, 其次分别为前一年降水量、当年降水量和煤炭产量, 疏干水量与煤炭产量的指数形式、各降水量呈正相关, 且长期开采条件下将趋于相对稳定。由此建立了多元非线性回归方程式如下:

$\begin{array}{l}W{}_{\text{疏}t}=-357.711+0.5037{\rm P}{}_{t-2}+0.45005{\rm P}{}_{t-1}+\\ 0.2913{\rm P}{}_t+411.2662(1-\text{e}{}^{-Xt/465})\end{array}$

式中:W疏t为霍煤集团南露天矿第t年的疏干排水量, 万m3;Pt-2为第t年前2年的降水量, mm;Pt-1为第t年前1年的降水量, mm;Pt为第t年的降水量, mm;Xt为南露天矿第t年的煤炭开采量, 万t。

南露天矿1988~2004年疏干水量与实测疏干水量的相关系数达0.835, 符合相关系数理论检验值, 说明所建模拟回归式是可靠的, 因此该方程可用于实际疏干水量模拟, 开采量、年降水量、疏干水实测值和回归式模拟值变化情况见图1。利用上述回归式模拟出2006年疏干水量为287.10万m3, 与实测资料统计的2006年疏干水量296.70万m3较为接近。

3 估算结果分析

利用水平排水沟法、大井法和回归分析法的估算结果分别为361.24万m3/a、548.497万m3/a和287.10万m3/a。因排水沟法中将露天矿矿坑开采边界概化成一水平狭长立方体巷道来计算, 计算参数取其各边平均值, 与露天矿实际开采条件和疏干条件有一定出入, 使估算值较实测值稍偏大;大井法由于将开采矿坑假想为一整体大井, 忽略了开采区边界及细部条件, 使得其估算结果明显偏大;回归分析法选用煤炭产量、降水量和实测疏干水量三个序列进行模拟, 综合考虑矿井开采区域疏干情况的时空变化, 较能反映疏干水变化情况, 估算结果为实际疏干水量的96.76%, 模拟过程与估算结果相对能较真实准确地反映实际情况。

摘要：针对研究区实际情况, 通过选用大井法、排水沟法和回归分析法三种较常用的解析方法估算霍林郭勒市沙尔呼热南露天矿区疏干排水量, 并将计算结果结合实际疏干水量比较分析其理论及实际的合理性, 为优化配置利用水资源提供依据。

关键词：疏干水,解析法,涌水量

参考文献

[1]薛禹群, 朱学愚.地下水动力学[M].北京:地质出版社, 1979.

[2]水文地质手册[M].地质出版社, 1978.

[3]沈继芳.矿床水文地质学[M].北京:中国地质出版社, 1992.

矿井联络车场贯通设计及误差预计 篇6

跃进煤矿西总回风巷主体平行于西大巷, 方位角均为295°, 联络巷断面宽4.0 m, 高3.5 m, 施工长度为1 700 m。1990年, 跃进煤矿施测7″级导线, 共设测站89个, 导线全长8 930 m, 相对闭合差达到1/9 000, 测角中误差Mβ=±6.13″, 构成 4条线路 2个结点的导线网, 由于矿方建立导线点的时间太长, 巷道压力大, 大部分点已被破坏。

2测量方案设计

由于大部分点已经被破坏, 所以在进行西总回风巷与西大巷贯通时, 采用相对坐标, 在两巷道之间建立各自的独立坐标系统。按照《煤矿测量规程》规定, 对于闭合导线, 井下导线的坐标方位角闭合差不超过undefined为测角中误差;n为闭合导线的总站数) ;高程测量时, 相邻两点往返测高差的互差不应大于10 mm±0.3 mm×l (l为导线边米数) , 三角高程导线的高程闭合差不应大于±100 mmundefined为水准路线千米数) 。贯通中线误差应小于0.3 m, 腰线误差小于 0.2 m。

2.1导线测量

井下布设导线一般分为闭合导线和附合导线, 并且每种导线的布设方式均有各自的特点, 闭合导线具有自检能力强、受其他因素影响小的特点;附合导线可利用原有已布设好的导线优势, 实测距离近, 但精度不是太高。由于跃进煤矿原有的导线已经遭到破坏, 故选择布设闭合导线, 导线总长度为1 700 m。矿区导线测量一般有7″级导线和15″级导线。 7″级导线r=7/206265×1700=0.058 m;15″级导线r=15/206265×1700=0.124 m。考虑到布设导线长度较短, 精度评定选15″级导线。

光电测距仪量边具有工作强度低、效率高的特点, 根据现有的情况, 可采用光电测距仪量边。光电测距:Δd=D往-D返undefined。其中, mD为仪器的标称精度, mD= (5±5×10-6) mm。

2.2高程测量

根据跃进煤矿现状, 制订以下方案:①利用三架法测设15″级导线进行三角高程导入, 以减少对中误差和量仪器高误差, 该法可大大提高精度;②采用S3水准仪实测水准路线。

3贯通测量误差预计

如图1所示, 本次贯通属于一井贯通, 需实测标定中线和腰线, 为保证贯通精度, 需同时预计贯通点在水平重要方向 (y轴方向) 上的误差和高程误差。如图1选定假定坐标:以贯通点为坐标原点K, x轴为平行于巷道中线方向的坐标轴, y轴为垂直于巷道中线方向的重要方向的坐标轴。

3.1高程误差

按单位长度三角高程路线的高差中误差估算, 贯通高程误差undefined。其中, mhl为每千米长度三角高程路线的中误差, 可根据《煤矿测量规程》的规定, 取mhl=±50 mm;L为水准路线千米数, 取1.7。则贯通高程误差undefinedmm。

高程测量独立测量2次, 则undefinedmm。MH最<0.2 m, 故满足精度要求。

3.2贯通点在K点时水平重要方向上的误差

如图1贯通点为K, 则y轴方向为重要方向, 重要方向误差即为从K点开始经整个闭合导线环回到K的支导线在x方向的误差。

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式中, Mβ为井下导线测角中误差;Rx为K点与各导线点连线在x轴上的投影长;ml为光电测距的量边误差, α为导线各边与y轴的夹角。

则K点在重要方向的预计中误差为

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绘制1∶1000比例贯通误差预计图, 根据误差预计原理, 先在图上定出贯通相遇点, 并以此为假定坐标原点, 以垂直于巷道方向为y轴, 平行于巷道为x轴, 未贯通的部分进行误差预计。以巷道设计测站, 并在图上量出Rx以及lcos2α作为误差预计原始数据, 具体数据统计计算见表1、表2。

导线测角误差引起的

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导线量边误差引起的

Mundefined=∑mundefinedcos2α=

K点在y方向上的预计中误差

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为了检核, 导线独立测量2次, 则平均值的中误差undefined。

K点在水平重要方向上的预计贯通误差为:

=±0.220 m<0.3 m

4结论