矿井涌水量计算的方法
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涌水量计算方法:类比法;解析法;数值法;统计学方法
1.潜水完整井涌水量计算
潜水完整井是指井筒揭露了整个潜水含水层,并一直打到含水层隔水底板(图10-33)。
其涌水量计算
公式为:
式中Q——井筒涌水量,m3/d;
K——含水层渗透系数,m/d;
H——静止水位高度(对潜水完整井即潜水含水层厚度),m;
h——动水位至含水层底面的距离为动水位高度(h=H-s),m;
s——水位降低值,m;
R——地下水降落范围,即影响半径,m;
r——井筒半径,m。
2.自流水完整井涌水量计算
自流水完整井是指井筒揭露了整个承压水含水层,并一直打到含水层底板隔水层(图10-34)。
其涌水
量计算公式为:
式中M——自流水含水层厚度,m。
井筒涌水量计算公式中参数R 的确定
计算影响半径R的公式有理论公式和经验公式两种
理论公式为:
潜水
承压水
经验公式
潜水——承压水
自流水
水平巷道涌水量的预测方法
通常水平巷道在排水初期,统一的降落漏斗未形成之前,可用下列公式计算其用水量。
(1)潜水完整水平巷道涌水量计算公式
式中K——渗透系数,m/d
B——巷道长度,m。
自流水完整水平巷道涌水量计算公式
采区或采面涌水量计算
例如,某一采区在承压含水层之下开拓,其平面形状近似正方形(图10-39)。
由于在煤层开采过程中,水位降低到隔水
顶以下,所以涌水量计算公式为:
(计算影响半径的经验公式,K单位为m/d);M、H、K 可在勘探报告中查找到;h 值取零。
矿井正常涌水量和最大涌水量矿井正常涌水量和最大涌水量矿井涌水是煤炭生产中的重要问题,对矿井的安全生产和经济效益都有着直接影响。
涌水的情况虽然不可预见,但是我们可以通过对矿井的控制和管理,从而实现最小化涌水损失的目标。
因此,在了解矿井正常涌水量和最大涌水量之前,我们需要先深入了解涌水的原因和涌水管理的措施。
涌水是由于矿井地质、水文地质条件和煤炭开采过程中的操作失误或施工水平不高等原因,使地下水源趋向矿井工作面,从而溢流矿工面上地面或库房里,引起矿井(采区)水位上升以及地表降水的过程。
因此,在煤矿生产过程中,要充分了解矿井的地下水流规律、定量掌握矿井及周围水文地质信息,以及制定科学、合理的涌水防治措施和应急预案,最大限度地控制涌水发生和涌水损失。
煤矿正常涌水量和最大涌水量是矿井地下水开采、运输过程中的两个重要指标,也是煤矿安全生产的重点指标之一。
正常涌水量指矿井的日平均涌水量,以及日、月、年等时间段内的涌水情况。
它是煤矿生产过程中的一个稳态变量,能够代表矿井的水文地质条件和矿井地下水导流、入渗、排泄过程的特征。
正常涌水量的大小和矿井的水文地质条件、矿井的水文地学结构、煤层自然裂隙条件以及采矿方法、维护质量有关。
不同矿井的正常涌水量有着非常大的差异,为了安全开采和高效经济地利用矿井水资源,必须根据实际情况制定调控计划,并且在生产过程中经常对其进行实时监测和分析。
最大涌水量指矿井能够承受的最大涌水量,是评估矿井涌水防治设施强度和施工安全的重要参数。
它的大小与矿井地质、矿井开采方式、矿井水文地质特征以及地质构造有关。
一般情况下,最大涌水量的估计需要通过水文地质勘探和试采工作得出,比较消耗资源和精力。
因此,在实际施工中,为了确保生产安全和经济效益,通常采取综合措施来对矿井涌水进行防治。
例如,在生产过程中采取钻孔排水、隔水放爆、密闭施工、提高冲积层厚度等措施来控制涌水量。
同时,给予矿工相关涌水知识的培训,以及完善的应急预案,也都是涌水控制工作中不可缺少的环节。
矿井涌水量的计算与评述钱学溥(国土资源部,北京 100812)摘要:文章讨论了矿井涌水量的勘查、计算、精度级别、允许误差和有效数字。
文章推荐了反求影响半径、作图法求解矿井涌水量的方法。
关键词:矿井涌水量;勘查;计算;精度级别;允许误差;有效数字根据1998年国务院“三定方案”的规定,地下水由水利部门统一管理。
水利部2005年发布了技术文件SL/Z 322-2005《建设项目水资源论证导则(试行)》。
该技术文件6.7款规定,地下水资源包括地下水、地热水、天然矿泉水和矿坑排水。
6.1.2款规定,计算的地下水资源量要认定它的精度级别。
我们认为,认定计算的矿井涌水量的级别和允许误差,不仅是水利部门要求编写《建设项目水资源论证》的需要,而且有利于设计部门的使用。
在发生经济纠纷的情况下,也有利于报告提交单位和报告评审机构为自己进行客观的申辩。
下面,围绕这一问题,对矿井涌水量的勘查、计算、精度级别、允许误差和有效数字等方面,作一些论述和讨论。
1 矿井涌水量与水文地质勘查矿井涌水量比较大,要求计算的矿井涌水量精度就比较高,也就需要投入比较多的水文地质勘查研究工作。
表1,可以作为部署水文地质工作的参考。
表 1 矿井涌水量与水文地质勘查注:○1多年生产的矿山是指:开采水平不变、开采面积基本不变的多年生产的矿山,如即将闭坑或是即将破产的矿山,即是这种多年生产的矿山。
○2多孔抽水试验,是指带观测孔的一个抽水主孔的抽水试验,持续抽水几天。
○3群孔抽水试验是指带观测孔的多个抽水主孔的抽水试验,其抽水总量,一般要达到计算矿井涌水量的1/3~3/4,持续抽水几十天。
○4利用地下水动力学计算公式,计算矿井涌水量,就属于解析法的范畴。
大井法、集水廊道法就是常用的解析法。
○5数理统计包括一元线性回归、多元线性回归、逐步回归、系统理论分析、频率计算等(参考钱学溥,娘子关泉水流量几种回归分析的比较,《工程勘察》1983第4期,中国建筑工业出版社)。
矿井常用涌水量观测法
矿井涌水量观测方法很多,但由于一些客观原因,为了便于操作通常采
用以下几种观测方法:
1量桶容积法
:
b———巷道内自由水面长度,m。
3水泵排量法
利用水泵实际排水量和水泵运转时间,来计算涌水量
Q=水泵铭牌排水量×实际效率×开动时间×台数
式中Q—涌水量,m3·d-1。
4浮标测流法
采用水面浮标的流水沟道地段及实测断面应符合下列要求:
(1)沟道顺直,沟床地段规则完整,长度为3-5倍的沟宽。
(2)水流均匀平稳,无旋涡及回流。
(1)(中断
(2)
(3),可酌
(4)
次,
Kf———断面浮标系数,据经验数值一般介于0.6~0.8;
Vf———虚流速,即Vf=L/t计算时采用浮标平均流速,m·s-1;
L———上、下两断面的间距,m;
t———所选有效浮标的平均历时,s;
F———过水断面面积,m2。
F t H H Q ⋅-=21(5)水仓水位法
涌水量即可用下式计算:
式中Q —涌水量,m 3/min ;
H1—停泵时水仓水位,m ;
H2—停泵时间t 时水仓水位,m ;
F —水仓底面积,m 2。
t —水仓水位从H1上升到H2所需的时间,min 。
矿井涌水量解析计算及其适用性对比【摘要】矿井涌水量计算是煤矿水文补勘工程中的一项重要任务,目前矿井涌水量预测主要以“大井法”、“集水廊道法”为主,计算过程往往简单、机械,不注重矿区水文地质条件及公式适用条件的分析。
本文在分析红一煤矿地质及水文地质条件的基础上,对研究区水文地质条件进行了概化,最终选用具有一个隔水边界的稳定流承压转无压的Dupuit公式的推导式进行基岩段涌水量计算。
【关键词】大井法;集水廊道法;涌水量;水文地质补充勘探1地质及水文地质概况1.1井田地质及构造井田内地层由老至新依次有:奥陶系克里摩里组(Ok);石炭系上统土坡组(Ct);石炭二叠系太原组(CPt);二叠系下统山西组(Ps)、石盒子组(Psh);古近系(E)和第四系(Q ) o红一井田总体构造为一走向北北东向、西翼陡东翼缓的不对称背斜,即红墩子三道沟背斜,其西部发育有红墩子向斜,再向西被黄河断裂所断。
红墩子三道沟背斜西翼受红墩子断层切割,红墩子断层落差30m〜180m。
井田内煤层大部赋存于红墩子三道沟背斜东翼。
1. 2井田水文地质1. 2. 1含水层划分及其特征井田含水层划分为:第四系孔隙潜水层、古近系及基岩风化带孔隙裂隙含水层组、二叠系孙家沟组、石盒子组裂隙含水层组、山西组裂隙含水层组、太原组砂岩裂隙含水层组、土坡组砂岩裂隙含水层组、奥陶系裂隙含水层组。
其中山西组裂隙含水层、太原组砂岩裂隙含水层组为直接充水含水层,石盒子组裂隙含水层组为间接充水含水层。
下面简述以上三个含水层特征。
二叠系孙家沟组、石盒子组裂隙含水层:属直接充水含水层,在全区较广泛分布,厚度约在40〜360m左右,含多个子含水层,为复合含水层。
由粗粒砂岩、中粒砂岩及细粒砂岩构成,分选磨圆中等,颗粒支撑,泥钙质胶结,裂隙欠发育。
根据抽水试验,本含水层天然静水位埋深43.96m,钻孔涌水量0. 185L/S,单位涌水量0. 0011L/m?s,渗透系数0. 0034m/d ,为弱富水含水层。
采用大井法预测某矿矿坑涌水量矿坑涌水是关系到矿井能否安全、正常地生产,准确预测矿坑涌水量是矿区水文地质工作的核心问题之一。
通过广泛调查矿区的水文地质情况,从水文地质条件、地下水补给、径流、排泄条件、充水情况等方面研究了影响矿区地下水涌水量的因素。
结合抽水试验资料,运用“大井法”公式计算了矿区矿坑涌水量,并针对计算结果及开采条件对安全开采提出了建议,从而作为矿山防治水措施的选择和施行的参考依据。
标签:水文地质条件;矿坑涌水量;大井法1 矿区自然概况矿区地处滇东南岩溶高原中部,地形坡度较平缓,属中低山浅-中切割地貌,总的地势是北西高,南东及北东低。
区内属北亚热带高原季风气候,年平均气温13.5℃,年降水最911.5-1272.6mm,由于降水不均及岩溶渗漏,地表干旱特征明显。
区内地表水系不发育,沟谷多呈近南北向及北东向。
2 矿区水文地质条件2.1含水层特征矿区内揭露的地层主要有:第四系(Q)、下第三系(古近系)(E)、三叠系中统法郎组(T2f)、三叠系上统鸟格组(T3n)、三叠系中统个旧组(T2g)等。
各地层水文地质特征如下:a、第四系187********(Q)松散堆积物孔隙含(透)水层分布于山间凹地、山坡地带和沟谷两侧以及岩溶漏斗和岩溶洼地中,主要由粘土组成,虽然残坡积层透水性较好,属透水层,但分布面积较小,储水量有限,对开采无影响。
b、碎屑岩类风化裂隙含水层下第三系(E):沿含矿带的南边大面积分布,主要岩性为泥岩、细砂岩及砾岩,砾岩泥质胶结。
赋存少量节理裂隙水,单泉出水量小于0.01L/S,对矿床开采无影响,为弱含水层。
三叠系上统鸟格组(T3n):中厚层粉细砂岩与页岩互层,含贫乏风化裂隙水,对矿床开采无影响,为弱含水层。
c、三叠系中统法郎组(T2f)基岩裂隙含水层根据地下水赋存情况及矿体赋存情况,将本层分为上中下三部:上部,为矿体顶板,是矿体直接充水含水层,主要赋存在三叠系中统法郎组T2f53及T2f6地层中。
矿井防治水文常用计算公式目录一、突水系数公式: (1)二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式): (2)三、防水煤柱经验公式: (2)四、老空积水量估算公式: (3)五、明渠稳定均匀流计算公式: (4)六、矿井排水能力计算公式: (4)㈠矿井正常排水能力计算: (4)㈡抢险排水能力计算: (5)㈢排水扬程的计算: (5)㈣排水管径计算: (5)㈤排水时间计算: (6)㈥水仓容量: (6)七、矿井涌水量计算: (6)八、矿井水文点流量测定计算方法: (7)㈠容积法: (7)㈡淹没法: (7)㈢浮标法: (7)㈣堰测法: (7)九、浆液注入量预算公式: (8)十、常用注浆材料计算公式及参数: (9)㈠普通水泥主要性质: (9)㈡水泥浆配制公式: (9)㈢水玻璃浓度 (10)㈣粘土浆主要参数: (10)十一、钻探常用计算公式: (10)十二、单孔出水量估算公式: (11)十三、注浆压力计算公式: (11)十三、冒落带导水裂隙带最大高度经验公式表 (12)十四、煤层底板破坏深度计算公式 (12)十五、巷道洞室围岩塑性破坏圈厚度计算 (14)一、突水系数公式:㈠定义:每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。
㈡公式:Ts=P/(M-Cp-Dg)式中:Ts—突水系数(MPa/m);P—隔水层承受的水压(MPa);M—底板隔水层厚度(m);Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度(m);Dg—隔水层中危险导高(m)。
㈢公式主要用途:1.确定安全疏降水头;2.反映工作面受水威胁程度。
富水区或底板受构造破坏块段Ts大于0.06MPa/m;正常块段大于0.1MPa/m为受水威胁。
㈣参数取值依据:Ts—常用工作面最大突水系数。
一般按工作面最高水压,最薄有效隔水层厚度计算,或者对工作面分块段计算最大突水系数,取最大一个值作为工作面的最大突水系数。
P—最大水压的取值,一般根据工作面内或附近井下或地面钻孔观测水位与工作面最低标高计算而得,水压值计算至含水层顶面。
*****煤矿****水平***采区矿井涌水量计算编制人:审核:科长:总工程师:日期:****水平**采区矿井涌水量计算一、**采区涌水量预算1、太原统上段L 7-8灰岩岩溶裂隙水涌水量 相关参数的确定:渗透系数(K ):根据**采区内抽水试验孔**得出L 7-8灰岩渗透系数平均值为*****m/d ;L 7-8灰岩含水层平均厚度(M ):根据**采区内钻孔资料得出含水层平均厚度为M =**m ,上距二1煤层**m ,**采区煤层底板最低标高**m 。
计算公式如下:Q 涌水量=r R KMSlg -lg 366.1水位标高:h 静=-**m 。
水位降深(S ):以静止水位标高(h 静)降至采区深部煤层底板标高(h 深)计算,即S = ** m 。
大井折算半径(r ):在**采区二1煤层底板等高线图上得出**采区面积(S )为******m 2,则引用大井折算半径r=π/F =****m影响半径R=r+ K S 10=*****m据此计算得L 7-8灰岩含水层的涌水量为****** m 3/h. 2、太原统下段L 1-4灰岩岩溶裂隙水涌水量 (1)相关参数的确定 折算半径r=*****m渗透系数(K ):****孔和*****孔抽水试验得出渗透系数K=(0.564+0.396)/2=****m/d影响半径R=r+ K S 10=*****mL 1-4灰岩平均厚度(M ):根据**采区内钻孔资料得出平均厚度为M =****m 。
L 1-4灰岩水位标高(h 静):根据***孔资料,取h 静=-***m 。
水位降深(S ):以静止水位标高(h 静)降至二1煤层底板标高(h 深)来计算,即S = ****m 。
(2)大井法计算:Q 涌水量=rR KMSlg -lg 366.1 =*****m 3/h 此外,由**工作面回采期间知,煤层顶板砂岩水涌水量较小,一般以滴淋水为主。
而奥灰距煤层距离较远,正常情况下不会成为矿井的充水水源(遇断层等地质构造情况除外)。
矿井水文地质常用计算公式目录一、突水系数公式: (1)二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式): (2)三、防水煤柱经验公式: (2)四、老空积水量估算公式: (3)五、明渠稳定均匀流计算公式: (4)六、矿井排水能力计算公式: (4)㈠矿井正常排水能力计算: (4)㈡抢险排水能力计算: (5)㈢排水扬程的计算: (5)㈣排水管径计算: (5)㈤排水时间计算: (6)㈥水仓容量: (6)七、矿井涌水量计算: (6)八、矿井水文点流量测定计算方法: (7)㈠容积法: (7)㈡淹没法: (7)㈢浮标法: (7)㈣堰测法: (7)九、浆液注入量预算公式: (8)十、常用注浆材料计算公式及参数: (9)㈠普通水泥主要性质: (9)㈡水泥浆配制公式: (9)㈢水玻璃浓度 (10)㈣粘土浆主要参数: (10)十一、钻探常用计算公式: (10)十二、单孔出水量估算公式: (11)十三、注浆压力计算公式: (11)十三、冒落带导水裂隙带最大高度经验公式表 (12)十四、煤层底板破坏深度计算公式 (12)十五、巷道洞室围岩塑性破坏圈厚度计算 (14)一、突水系数公式:㈠定义:每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。
㈡公式:Ts=P/(M-Cp-Dg)式中:Ts—突水系数(MPa/m);P—隔水层承受的水压(MPa);M—底板隔水层厚度(m);Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度(m);Dg—隔水层中危险导高(m)。
㈢公式主要用途:1.确定安全疏降水头;2.反映工作面受水威胁程度。
富水区或底板受构造破坏块段Ts大于0.06MPa/m;正常块段大于0.1MPa/m为受水威胁。
㈣参数取值依据:Ts—常用工作面最大突水系数。
一般按工作面最高水压,最薄有效隔水层厚度计算,或者对工作面分块段计算最大突水系数,取最大一个值作为工作面的最大突水系数。
P—最大水压的取值,一般根据工作面内或附近井下或地面钻孔观测水位与工作面最低标高计算而得,水压值计算至含水层顶面。
计算公式一、矿山服务年限计算N= Q(a)A(1e)式中: N—矿山服务年限(a);Q—设计利用储量万t;η—矿石回采率%;(地下开采80%-90%,露天开采85%-95%)A —矿山年产量万t/a;e —废石混入率%;(地下开采10%,露天开采5%)二、矿山生产能力计算1、按采矿工程延深速度考证确立矿山生产能力(露天)A= P V(a)H (1e)式中: A—矿山生产能力万t/a;P—水均分层均匀矿量万t;V —采矿工程年延深速度m/a ;η—矿石回收率%;H —阶段高度m;e—废石混入率%;2、依据矿山开采年降落速度计算和考证矿山生产能力(地下开采)V S K ·K ·E(万t)A=1 1 2式中: A—矿山年生产能力万t/a;V—回采工作面降落速度m/a ;( 浅孔留矿为 10-25 m/a) S —矿体开采面积m 2;—矿石体重t/m 3;α—矿石回收率% ;(80%-90%)β—废石混入率% ;(10%-20%)E—地质影响系数();K1—矿体倾角修正系数K2—矿体厚度修正系数()3、矿山生产能力计算(地下开采)A=NQKE (万 t/a )1 Z式中: A—矿山生产能力万 t/a ;Q—矿块生产能力万 t/a ;N—散布矿块数个;K—矿块利用系数();E—地质影响系数();Z—废石混入率(10%-20%);4、露天矿总生产能力计算Aα =A(1+n s)=Ak+nsAk(万t/a)式中: Aα—年矿岩总生产能力t/a;A—年矿石生产能力t/a;n s—生产剥采比t/t;5、露天矿可能达到的生产能力A=N·n· Q(t/a)式中: A—露天矿矿石年产量t/a;Q—发掘机生产能力t/a;n—同时工作的采矿阶段数N—一个阶段可部署的发掘机数(汽车运输为1-2);LN=L oL—一个台阶的矿石匠作线长度m ;L o—一台发掘机占用的工作线长度m;6、依据矿石储量估量露天矿生产能力QA=LL=千Q式中: A—矿山年生产能力t/a;Q—境地内矿石储量t;L—矿山寿命a;三、矿井需风量、负压计算1)风量计算①按井下同时工作的最多人数计算Q=qN m3/min式中: Q—矿井需风量m3/min;q—每人用风量4m3/min;N—最多入井人数人;②按矿井各地址实质需要风量的总和计算a、采场需风量1°按清除采场炮烟计算Q1=A·25 m3/min式中: Q1—按清除采场炮烟所需的风量m 3/min ;A—每次爆破使用的最大炸药量kg ;25—每 kg 炸药爆破后需风量2°按排尘风速计算Q1=V·S式中: Q—按采场排尘所需的风量m 3 /min ;1V—“规程”规定风速取 0.25m/sS—采场通风断面积m 3b、掘进工作面需风量1°按一次爆破的最大炸药量计算Q z=25A m 3 /min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m 3 /min3°按排尘风速计算Q z=V·S m 3 /minc、硐室需风量3 3Q3=40m/min ~ 80m/mind、矿井各地址用风量总和为Q总 =ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③最后矿井风量确实定3Q=KQ总m/min式中: K—为风量备用系数( K=)2)负压计算2H=RQ PaP LR=S3式中: H—矿井通风摩擦阻力PaR—矿井通风摩擦阻力Q—矿井风量m3/s—巷道通风摩擦阻力系数P —巷道周长mL—巷道长度m四、矿井涌水量计算1、露天采坑最大降雨时涌水量计算Q max=H p·F·φ′/1000式中: Q max—最大降雨时露天采坑的涌水量m3/dH p—设计频次暴雨量mmφ ′—暴雨地表径流系数()2 F—入渗区汇水面积m2、露天采坑正常降雨涌水量计算Q m=H·F·φ /1000式中: Q m—正常降雨涌水量m3/dH—均匀及降雨量mmF —机械排水担负的汇水面积m 2φ—正常降雨地表径流系数直()3、用稳固流分析法(大井法)按潜水含水层计算矿井涌水量Q=1.366K ( 2H S)SRr式中: Q—竖井成矿坑的涌水量m3/dH —潜水含水层厚度mK—浸透系数m/dS—水位降深mR—影响半径mr —竖井半径成矿坑引用半径m矿坑引用半径r 确实定:当开采范围为不规则形状时r= Fa b当日采范围为矩形时r=4F—为开采面积α、 b—分别为开采范围的长度和宽度五、排土场计算1、排土场所需容积V y=V s·K s/ (1+Kc)式中: V—排土场设计的有效容积m 3y3V s—剥离岩土的实系数m3K s—岩土的松懈系数mK c—岩土的下沉率( %)(7%-15%)2、排土场的设计总容积3式中: V—排土场的设计总容积m 33V y—排土场的设计容积mK1—容积充裕系数()六、采场采出矿石品位计算1α2=(1-γ)d21式中:α 2—采区采出矿石品位% (或 g/t )γ—废石混入率%d2—采区矿石地质均匀品位% (或 g/t )七、主要设施生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算V b=·υ· T b·η式中: V b—潜孔钻机台班生产能力m/台·班T b—潜孔钻机每班工作时间minη—潜孔钻机时间利用系数()υ—潜孔钻机钻进进度cm/minV b一般为 15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①V=-4ank/ π D2 E式中 a- 冲击功( kg/m);n- 冲击频次(次 /min )D-钻孔直径( cm);E- 岩石凿碎功比耗( cm3 ) ;k- 冲击能利用系数,(cm/min)P- 轴压( t );n- 钻头钻速( r/min );D-钻头直径;f- 岩石牢固性系数。
煤矿常用计算公式(地质、通风类)水文地质类一、突水系数公式:㈠定义:每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。
㈡公式:Ts=P/(M-Cp-Dg)式中:Ts—突水系数(MPa/m);P—隔水层承受的水压(MPa);M—底板隔水层厚度(m);Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度(m);Dg—隔水层中危险导高(m)。
注Cp可采下式参考计算:h=0.0021H+0.0956L+0.4186Mh—煤层底板破坏深度(m);H—煤层埋藏深度(m);L—工作面倾斜长度(m);M—工作面回采高度(m)。
二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式):㈠公式:t=L(rL-)/4Kp或H=2Kpt2/L2+rt式中t—底板安全隔水层厚度(m);L—采掘工作面底板最大宽度(m);r—隔水层岩石的容重(t/m3);Kp—隔水层岩石的抗张强度(t/m2);H—隔水层底板承受的水头压力(t/m2)。
㈡公式参数取值依据:r—隔水层岩石的容重,取2.5~3.0t/m3。
H—隔水层底板承受的水头压力,此处为计算至含水层顶面的水头高度。
Kp—一般取4.26~10 t/m2。
三、防水煤柱经验公式:㈠公式:L 0.5=式中:L—煤柱留设宽度(m);K—安全系数(一般取2~5);M—煤层厚度或采高(m);P—水头压力(t/m2);Kp—煤的抗张强度(t/m2)。
㈡主要参数取值依据:Kp取值依据:河津矿区在设计太原群系煤柱留设时Kp取1.0 t/m2。
四、老空积水量估算公式:㈠公式:Q积=∑Q采+∑Q巷Q采=KMF/cosa=KMBh/sinaQ巷=WLK式中:Q积—相互连通的各积水区总积水量(m3);∑Q采—有水力联系采空区积水量之和(m3);∑Q巷—与采空区有联系的各种巷道积水量之和(m3);K—充水系数:采空区一般用0.25~0.5,煤巷充水系数一般取0.5~0.8,岩巷取0.8~1.0;M—采空区的平均采高或煤厚(m);F—采空积水区的水平投影面积(m2);a—煤层倾角;W—积水巷道原有断面(m2);L—不同断面巷道长度(m);B—老空走向长度(m);h—老空水头高度(m)。
矿井排水量及矿井涌水量测算长治红山煤业有限公司2011年7月一、水仓容量与矿井设计涌水量2010年3月份以前主水仓和副水仓总容量为4400 m3,我矿于2010年4、5月份对水仓进行了改扩建,改扩建后水仓总容量提升为4900 m3,其中主水仓有效容量为2500m3、副水仓有效容量2400m3。
我矿设计正常涌水量60 m3/h,最大涌水量160 m3/h。
二、矿井井下排水量矿井井下主要水源为顶板滴水、井筒渗水和回采老空区渗水。
顶板滴水主要表现在回采过程中工作面来水,自2005年综合开采至今以030101和030102工作面涌水量较大,具体分析为这两个工作面位于北山向斜的轴部,故相对与其他工作面涌水量较大,按现场实际排水记录当时最大排水量为40 m3/h。
其中2010年回采030103工作面时正常排水量为:20 m3/h,最大排水量为25 m3/h。
井筒渗水表现为立井井筒、斜井井筒和通风立井井筒渗水,目前立井井筒正常排水量0.29m3/h,最大排水量0.42 m3/h;斜井井筒正常排水量1.3 m3/h,排大涌水量1.91 m3/h;通风立井井筒正常排水量0.37 m3/h,最大排水量0.417 m3/h。
那么井筒渗水正常排水量为2.11 m3/h,最大排水量2.75 m3/h。
回采老空区渗水表现为相邻内王煤矿局部回采老空区渗水和2005年前采空区渗水,相邻内王煤矿局部回采老空区渗水表现为胶带大巷345米处巷道渗水,我矿于巷道渗水处设置了集水坑,集水坑开挖流水暗道通至井底总水仓,依据历年排水测量其正常排水量5.2m3/h,最大排水量7.4 m3/h;2005年前采空区位于矿井煤田南翼,其渗水通过巷道水沟直接流入总水仓,回采老空区渗水正常排水量2.58 m3/h,最大排水量3.25 m3/h。
三、矿井涌水量测算通过以上我矿井下排水记录和综合测算,测定目前矿井正常涌水量为24.69 m3/h,最大涌水量46m3/h(以历史最大排水记录为依据)。
1 矿井涌水量的计算与评述 钱学溥 (国土资源部,北京 100812)
摘 要:文章讨论了矿井涌水量的勘查、计算、精度级别、允许误差和有效数字。文章推荐了反求影响半径、作图法求解矿井涌水量的方法。 关键词:矿井涌水量;勘查;计算;精度级别;允许误差;有效数字
根据1998年国务院“三定方案”的规定,地下水由水利部门统一管理。水利部2005年发布了技术文件SL/Z 322-2005《建设项目水资源论证导则(试行)》。该技术文件6.7款规定,地下水资源包括地下水、地热水、天然矿泉水和矿坑排水。6.1.2款规定,计算的地下水资源量要认定它的精度级别。我们认为,认定计算的矿井涌水量的级别和允许误差,不仅是水利部门要求编写《建设项目水资源论证》的需要,而且有利于设计部门的使用。在发生经济纠纷的情况下,也有利于报告提交单位和报告评审机构为自己进行客观的申辩。下面,围绕这一问题,对矿井涌水量的勘查、计算、精度级别、允许误差和有效数字等方面,作一些论述和讨论。
1 矿井涌水量与水文地质勘查 矿井涌水量比较大,要求计算的矿井涌水量精度就比较高,也就需要投入比较多的水文地质勘查研究工作。表1,可以作为部署水文地质工作的参考。
表 1 矿井涌水量与水文地质勘查 Table 1 Mine inflow and hydrogeological exploration 矿山类型 多年生产的矿山 特大涌水矿山 疏干开采矿山 大水矿山 中水矿山 小水矿山
矿井涌水量 (m3/d) 具有10年以上观测资料 大于50000 5000~50000 500~5000 小于500
抽水试验的 类型和数量 不需要进行抽水试验 多孔抽水试验1~5组,群孔抽水试多孔抽水试验1~5组 单孔抽水试验1~5孔 不一定需要进行抽水试验 2
验1组 涌水量的主要计算方法 作图法、 数理统计 数值法、 数理统计 比拟法、解析法加水均衡计算、 作图法 比拟法、 解析法、 作图法 比拟法、解析法、地下水径流模数法、泉水流量统计法 勘探、核实或检测地质报告预算井涌水量需要提交的精度 A B B、C B、C、D D 、E
注:○1多年生产的矿山是指:开采水平不变、开采面积基本不变的多年生产的矿山,如即将闭坑或是即将破产的矿山,即是这种多年生产的矿山。○2多孔抽水试验,是指带观测孔的一个抽水主孔的抽水试验,持续抽水几天。○3群孔抽水试验是指带观测孔的多个抽水主孔的抽水试验,其抽水总量,一般要达到计算矿井涌水量的1/3~3/4,持续抽水几十天。○4利用地下水动力学计算公式,计算矿井涌水量,就属于解析法的范畴。大井法、集水廊道法就是常用的解析法。○5数理统计包括一元线性回归、多元线性回归、逐步回归、系统理论分析、频率计算等(参考钱学溥,娘子关泉水流量几种回归分析的比较,《工程勘察》1983第4期,中国建筑工业出版社)。可以把水位抽降、巷道开拓面积、矿产产量、降水量等作为自变量,把矿井涌水量作为因变量。○6数值法也就是计算机模拟,是通过利用计算机模拟地下水流场的变化,计算矿井涌水量的一种方法。○7常用的大井法、集水廊道法等解析法计算矿井涌水量,只考虑了含水层的导水性,没有考虑地下水的补给量。因此,只有进行了解析法和水均衡的计算,用地下水的补给量验证解析法计算的结果,计算的矿井涌水量的精度才能达到C级。
2 稳定流、非稳定流公式应用的主要条件 2.1一般报告采用的解析解大井法、集水廊道法,是基于稳定流理论推导的地下水动力学计算公式。它要求地下水有比较充分的补给条件,要求在该水平开采的几年到几十年内,矿井排水计算的地下水影响半径边界上的水头高度,永远稳定在计算采用的高度上。 2.2基于非稳定流理论推导的地下水动力学计算公式,恰恰相反,它的使用条件是地下水没有补给,含水层分布无限,地下水影响半径不断向外扩大。 2.3由于采用大井法、集水廊道法,一般都没有考虑地下水补给量的问题,因此, 3
计算的结果可能有较大的误差,它的精度一般只有D级。 3 影响半径的计算 3.1计算影响半径的经验公式有很多,它们计算的结果有相当大的误差。如常用的库萨金经验公式HKSR2对R值一般偏小2~5倍。吉哈尔经验公式KSR10对承压水含水层,可以作近似的计算,但计算的结果一般偏小(参考《供水水文地质手册》第二册,地质出版社1977,第268页)。 3.2影响半径R,处在矿井涌水量计算公式分母的位置,因此,计算的影响半径R偏小,就会导致计算的矿井涌水量偏大。这是一般地质报告计算矿井涌水量偏大的主要原因。 3.3利用经验公式计算的承压水影响半径一般偏小,从而计算的矿井涌水量偏大。为此,最好是利用实测的影响半径,或是利用大井法、集水廊道法公式反求的影响半径,预算矿井涌水量。 3.4据甘肃省安新煤田大柳井田勘探报告,该井田开采侏罗系煤层。经实测,相距4000m的新周煤矿建井,水位已影响到大柳煤矿的井筒。估计影响半径可能有5000m。 3.5内蒙古自治区东胜煤田王家坡煤矿距宏景塔一矿2km。王家坡煤矿利用实测的资料,采用大井法公式,可以反求影响半径: 王家坡煤矿实测矿井涌水量Q=50m3/d,承压水头高度H=64.82m,巷道系统面积0F=1800000m2, 承压含水层厚度M=9.09m, 砂岩承压含水层渗透系数
K=0.0276m/d。巷道系统引用半径00Fr757m,大井引用半径00rRR,地下水承压转无压裘布衣公式00lglg)2(366.1rRMMHKQ。将上述数据代入公式,
757lglg09.9)09.982.642(0276.0366.1500R, 88.2lg31.41500R,0lgR=3.7062,0R=5084m,7575084R4327m。 利用反求的影响半径4327m,采用大井法公式,可以预算宏景塔一矿的矿井涌水量为154m3/d。 3.6内蒙古贺兰山煤田天荣五号煤矿,煤层较陡,采用水平巷道开采。井巷涌水量Q=400m3/d,水头高度H=199.55m,巷道长度B=2100m,砂岩厚度M=56.5m,渗透系数K=0.1275m/d,坑道内水层高度0h=0m。将上述数据,代入集水廊道单 4
边进水承压转无压的公式RhMMHBKQ2)2(20,R=6479m。 3.7长期开采条件下,承压水影响半径一般有3000m~5000m~7000m。
4 直接降落在露天采坑中的降水量(1Q)的计算 4.1直接降落在露天采坑中的降水量(1Q),应有频率的概念,必须进行频率的计算。 4.2根据一日最大降水量,通过理论频率的计算,计算直接降落在露天采坑 中、不同概率的降水量,见表2、3、4及图1。
表2 一日最大降水量的计算 Table 2 Calculated the maximum precipitation of one day
次序 m 年份
H
(mm) P
H
HK 1K
2
1K
经验频率
%1001nmP
1 1995 97.5 2.381 1.381 1.907 4.2 2 1984 72.1 1.761 0.761 0.579 8.3 3 1993 60.0 1.465 0.465 0.216 12.5 4 1998 56.5 1.380 0.380 0.144 16.7 5 1989 54.8 1.338 0.338 0.114 20.8 6 1991 51.0 1.245 0.245 0.060 25.0 7 1990 46.0 1.123 0.123 0.015 29.2 8 1996 44.2 1.079 0.079 0.006 33.3 9 1983 42.2 1.031 0.031 0.001 37.5 10 1988 37.3 0.911 -0.089 0.008 41.7 11 1987 37.0 0.904 -0.096 0.009 45.8 12 2002 37.0 0.904 -0.096 0.009 50.0 13 1992 35.0 0.855 -0.145 0.021 54.2 14 1997 33.5 0.818 -0.182 0.033 58.3 15 1999 32.8 0.801 -0.199 0.040 62.5 16 2003 32.1 0.784 -0.216 0.047 66.7 17 1985 31.9 0.779 -0.221 0.049 70.8 18 2005 30.7 0.750 -0.250 0.063 75.0 19 2000 26.7 0.652 -0.348 0.121 79.2 20 1994 24.0 0.586 -0.414 0.171 83.3 21 2001 22.9 0.559 -0.441 0.194 87.5 5
22 1986 22.7 0.554 -0.446 0.199 91.7 23 2004 14.0 0.342 -0.658 0.433 95.8 总和 941.9 4.439 注:根据满洲里市气象局1983~2005年,连续23年观测的每年一日最大降水量。
95.40239.941nHHP
23n 45.022439.41)1(2nKCV
设35.13VSCC,查皮尔逊III型频率曲线φ值表(参考《供水水文地质手册》第二册,地质出版社1977,第666~671页),计算不同频率的一日最大降水量如表3。
表3 不同频率的一日最大降水量计算 Table 3 Calculated the maximum precipitation for one day in different frequency 频率 (%)P 1 5 10 20 50 80 90 95 99 100年一遇 20年一遇 10年一遇 5年 一遇 2年 一遇 5年 一遇 10年一遇 20年一遇 100年 一遇
3.24 1.93 1.34 0.72 -0.22 -0.83 -1.05 -1.18 -1.35
VC 1.46 0.87 0.60 0.32 -0.10 -0.37 -0.47 -0.53 -0.61
1VPCK 2.46 1.87 1.60 1.32 0.90 0.63 0.53 0.47 0.39
PPKHH(mm) 100.74 76.58 65.52 54.05 36.86 25.80 21.70 19.25 15.97
注:频率为50%的一日最大降水量,相当2年一遇的一日最大降水量,也就是多年平均的一日最大降水量。频率为80%的一日最大降水量,相当5年一遇的枯水年的一日最大降水量。频率为90%的一日最大降水量,相当10年一遇的枯水年的一日最大降水量。频率为95%的一日最大降水量,相当20年一遇的枯水年的一日最大降水量。频率为99%的一日最大降水量,相当100年一遇的枯水年的一日最大降水量。