冒落带与导水裂隙带最大高度的经验公式
深部大采高工作面覆岩“三带”发育高度实测
和垮落带 一 起 通 常 被 称 为 导 水 裂 隙 带. 研 究 覆 岩
岩、泥岩.红庆河煤矿瓦斯含量低,煤尘具有爆炸
接决定了工作面矿压显现的强度.裂隙带是岩层破
“三带”发育特征 对 指 导 矿 井 安 全 生 产 具 有 重 要 的
实用价值.
当前我国煤矿主要采用的覆岩 “三带”测试方
侏罗系中下统延安组 ３
Ｇ
１ 煤 层, 该 煤 层 可 采 厚 度
０
８０~８
４５ m, 平 均 厚 度 ６
１４ m, 可 采 面 积
２
１８１
０６km ,赋存 深 度 ５８３
５５~８６１
９０ m, 平 均
为 ２１
８５ MPa,直接 顶 和 基 本 顶 顶 板 整 体 性 较 好,
２ “三带”测试方案
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新疆乌苏市五号平硐采空区稳定性浅析
新疆乌苏市五号平硐采空区稳定性浅析摘要：新疆乌苏市五号平硐开采有50年的历史，地面塌陷坑主要形成于上世纪70年代矿山开采过程中，大片的塌陷坑不仅破坏了优良的草场，且牛羊跌入塌陷坑时有发生，威胁了矿区及当地牧民生命财产安全。
本次采用资料收集、物探等多种方法圈定了采空区范围，并采用导水裂隙带计算方法及移动盆地理论评价了采空区稳定性。
关键词：五号平硐采空区稳定性评价1 煤矿概况新疆乌苏市五号平硐位于乌苏市西南，该矿1976年投产，该矿主采A3、A5煤层，采用平硐开拓。
开采1542m水平以上煤层，开采深度小于100m，该矿目前已停产关闭。
2 地质概况五号平硐位于中低山区，矿区地层为侏罗系下统八道湾组、三工河组砂砾岩、含砾泥岩、泥质粉砂岩、泥质砂岩、粉砂岩，地表多被第四系砂砾石所覆盖。
五号平硐矿区位于阿特克—乌苏电厂—乌兰托力尕向斜南翼，平硐内煤层产于侏罗系下统八道湾组地层中，可采煤层5层，五号平硐开采A3、A5煤层。
3 采空区范围采空区范围确定采用资料收集、物探、钻探等多种方法圈定。
根据开采现状，采用计算机制图方法确定开采范围约为0.89km2。
通过收集资料与物探工作，最终确定采空区总面积0.995km2。
4 稳定性评价矿内地面塌陷的稳定性评价与预测，是指地下煤层采空区的存在对地面变形的影响以及影响程度大小的分析，理论基础为《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719—91）中关于地下采空体导水裂隙发育规律及《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》等关于地表移动盆地理论。
4.1 冒落带及导水裂隙高度计算根据煤层产状、岩石抗压强度及顶板管理方法，采用《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719—91）提供的公式进行计算。
五号平硐主要开采A3、A5煤层，煤层倾角5～29°，为缓倾斜煤层，煤层顶底板岩层以泥质粉砂岩、泥质砂岩为主，抗压强度10.31～28.43Mpa，为软弱岩石，顶板陷落。
矿井中冒落带与导水裂隙带高度的计算方式分析
年 产 ４ ～ ０万 ｔ ５９ ，老矿 井 已有 ２ ～０年 的开 采 历 史 ， ０６ 但 初期 的开 发产 量 小 ， 井设 计 不 规 范 ， 乏科 学合 矿 缺
生产井的工作面长度 、 宽度 、 综合系数 、 岩石强度和重 理的开采方式 ， 冒落带和导水裂隙带高度的确定有 对 力等因素。新井所确定 冒落带和导水裂隙带 ， 如继续 较大误差 ， 造成煤炭资源的浪费和安全隐患。浅部多 沿用勘查成果 中的数据进行估算 ， 不能反应实际矿床 已开 拓 或采 空 ， 采 垂 深 在 １０ ２ ０ｍ， 表 岩 层 及 开 ０～ ０ 地 动态 ， 出现 较 大误差 。 故 围 岩遭 到破 坏 ， 石 压力及 水 的压力 状 态失衡 。以往 岩 （）上述 矿 山处在 南天 山构 造带 ， ３ 地表 水 系发育 ， 的 矿井设 计 依据 为生 产地 质报 告或 详查 报告 ， 前井 之 流 向均 横切 岩煤层 走 向 ，水 文及 工程 地质 条件 复杂 ， 田内并无 开 拓 系统 ， 矿体 围岩 和煤层 稳 定性 还处 在平 概 而论 的利 用 经 验公 式 计 算 冒落 带 和 导水 裂 隙 带 衡的状态 ，通过矿床水 文地质及工程地质条件 的调
现象 ， 其导水 裂隙带高度 ８ 虽与计算高度相 差 ４ｍ，
不 大 ， 也 大于 安全 高 度 。 以上 虽 属个 别 案 列 ， 也 但 但
应 引起 足 够 重视 ， 加 以研 究 应对 措 施 。 并
１ 煤矿 开发 现状
拜 城县 各 煤 矿均 分 于 天 山南 麓 一 侧 ，库 一拜 盆
已有 多年 ， 已有 老 井经 过 多 年 的开 采 ， 文 地 质 及工 水
大突水事件 ， 但隐患犹存。 拜城县铁列克河流域所处矿山 ， 煤层位于第 四
岩石的水理性质
岩石的水理性质1 岩石的溶水性：岩石能容纳一定水量的性质，用容水度（W n）表示W n＝V nV×100%2 岩石的给水性：在重力作用下，从饱水岩石中，自由流出一定水量的性能，用给水度（μ）表示μ＝V gV×100%3 岩石的持水性：饱水的岩石在重力作用下排水后仍能保持一定水量的性能，用持水度(W m)表示W m＝V mV×100%岩石的吸水性：用吸水率（W a）表示W a=m w1m s式中 m w1——岩石试件在0.1 M P a和室温条件下自由吸入水的质量m s——试件干质量岩石的软化性：岩石浸水后强度降低的性质，用软化系数（K R）表示K R＝σcwσcd式中σcw——岩石的饱水抗压强度σcd——岩石的干抗压强度4岩石的抗剪强度：τ=σtanφ+c式中σ——垂直的压应力Φ——岩石的内摩擦角C——内聚力4 岩石的隔水值：单位厚度的岩石对地下水流的阻隔能力m i＝m固V＝m固Ah式中 m i——岩石隔水值，kg/m3m固——岩石的固体质量，kgV——岩石的体积，m3A——岩石的面积，m2h——岩石的厚度, m5 岩石的隔水质量等值系数：在相同的水文地质条件下，与泥岩不同质量，但有相同厚度的任一种岩石的隔水值与泥岩隔水值之比。
δi ＝m im0式中m i——某岩石的单位厚度隔水值， kg/m2m0——泥岩单位厚度隔水值，kg/m26 等值厚度：每种岩石的厚度在隔水值方面相当于泥岩的厚度h e＝h iδi式中h e——岩石的等值厚度，mh i——该岩石的实际厚度，mδi——该岩石的隔水质量等值系数7 水力坡度 I＝H A−H BL AB式中H A−H B——A、B两点的水位差L AB——A、B两点的实际距离8 流量：单位时间内通过某一过水断面的水量Q＝ων式中ω——过水断面面积，m2ν——水流的平均流速，m/s9 达西定律 Q＝KωI式中 Q——单位时间内通过过水断面ω的渗流流量，m3/d K——砂土的渗透系数，m/dω——过水断面面积，m2 I——水力坡度10 通过含水层过水断面的流量 Q＝KMB H1−H2L q＝KM H1−H2L式中 K——渗透系数，m/dM——含水层厚度，mB——过水断面的水流宽度，mH1、H2——孔1孔2断面的水头，m q——单宽流量，m2/d11 岩心采取率Kμ＝L0L×100%式中 L——某回次所取岩芯的总长度，mL0——本回次进尺长度，m12 钻孔涌水量当f＜5m时，Q＝11d2√f当f＞5m时，Q＝11d2√f（1＋0.00 3f）式中 Q——钻孔涌水量，L/sf——钻孔涌水高度，dmd——孔口管内径，dm13 岩石的裂隙率K T＝∑IbA×100%式中 A——测定面积，m2I——裂隙长度，m b——裂隙宽度，m14 突水点的划分（一）小突水点：Q ≤60m3/h(二)中等突水点60m3/h＜Q≤600m3/h（三）大突水点600m3/h＜Q≤1800m3/h（四）特大突水点Q＞1800m3/h15 矿井涌水量1）正常涌水量大于1000m3/h的矿井，主要水仓有效容量 V＝2（Q＋3000）2）富水系数法K P＝QPQ——某一时期矿井排水量 P——同一时期的开采量3）单位涌水量法q0＝Q0F0S0Q0——生产矿井的涌水量F0——开采面积S0——水位降深16 底板破坏深度与采面斜长关系的经验公式：h1＝1.86＋0.11Lh1＝0.009 11H＋0.044 8α-0.311 3f＋7.929 1×ln L24式中h1——采动对底板的破坏深度L——工作面斜长，mH——采深，mα——煤层倾角，（°）f——底板岩石坚固性系数17 斯列萨列夫公式计算巷道底板突水时的安全水头H 安＝2K P t2L2+γt t安=L（√γ2L2+8KP H—γL）4K P式中H安——安全水头，即巷道底板隔水层所能承受的极限水头值，10−2M P a K P——底板隔水层抗张强度，10−2M P at——巷道底板隔水层实际厚度，mL——巷道宽度，mγ——巷道底板隔水层密度t安——安全厚度，即巷道底板抵抗实际水头的极限厚度，mH——作用于巷道底板的实际水压，10−2M P a采煤工作面的安全水压P＝T s M T s——临界突水系数，M P a／m M——底板隔水层厚度，m18 突水系数 T=PM—C p式中P——作用于底板的水压，M P aM——隔水层底板厚度，mC p——矿压破坏深度，M19 老空积水量的估算Q 积=∑Q采+∑Q巷Q采=KMFcosαQ巷=KWL式中Q积——相互连通的各个积水区的总水量，m3∑Q采——有水力联系的煤层采空区积水量之和，m3∑Q巷——与采空区连通的各种巷道积水量之和，m3K——充水系数，通常采空区取0.25~0.5，煤巷取0.5~0.8,岩巷取0.8~1.0 M——采空区煤层平均采高或煤厚，mF——采空积水区的水平投影面积，m2α——煤层倾角，（°）W——积水巷道原有断面，m2L——不同断面的巷道长度，m20 超前距的计算公式a=0.5AB√3PK P式中 a——超前距（防水煤柱宽度L），mA——安全系数（一般取2~5）B——巷道的跨度（宽或高取其大者），mP——水头压力，M P aK P——煤的抗拉强度，M P a21 矿区需水量的计算Q=∑qn式中Q——矿区工业场地需水量，m3／dq——每生产1t煤的需水量，m3n——一年中最高日产煤量，t／d22 补给量的计算1)地下水流入量的计算Q j=KIBM式中Q j——地下水平均径流量，m3／dK——含水层渗透系数，m／dI——天然状态或开采条件下的水力坡度B——计算断面宽度，mM——天然状态或开采条件下计算断面内含水层的厚度，m 2）大气降水渗入补给量的计算Q s=aZF365式中 a——渗入系数，m3／dZ——多年平均降水量，mF——接受降水的渗入面积，m23）地表水渗漏补给量的计算潜水含水层：Q s=BK H2−h22L承压含水层：Q s=BKM H−hL式中Q s——河水的渗漏补给量，m3／dB——河水对供水井（群）的补给宽度，mK——含水层的渗透系数，m／dH——河水至含水层底板高度，mh——供水井（群）动水位高度，mL——井（群）至河水边线距离，mM——承压含水层厚度，m4)相邻含水层越流补给量的计算Q y=KμFμHμ−hMμ+K L F L H L−hM L式中Q y——越流补给量，m3／dK μ、Mμ——开采层上部弱透水层的垂直渗透系数（m／d）和厚度（m）K L、M L——开采层下部弱透水层的垂直渗透系数（m／d）和厚度（m）Hμ、H L——与开采层相邻上、下含水层的水位，mFμ、F L——与开采层相邻上、下含水层越流面积，m2h——开采含水层的水位或开采漏斗的平均水位，m地下水综合补给量的计算Q b=E+Q y+Q j+Q k±∆V365式中Q b——开采区含水层接受的日平均补给量，m3／dE——开采区日平均地下水蒸发量，m3／dQ y——开采区地下水日平均溢出量，m3／dQ j——流出区外的日平均径流量，m3／dQ k ——开采区含水层日平均开采量，m 3／d∆V ——开采区接连两年同一天含水层中地下水储存量年差，m 323 地下水环境影响评价的数学模型 H m ＝W i （D n +D m +K +M) 式中 H m ——环境质量变异系数 W i ——污染源影响分量 D n ——地质条件影响分量 D m ——地貌条件影响分量 K ——开采条件影响分量 M ——修正系数在此处键入公式。
冒落带和导水裂隙带高度计算
冒落带和导水裂隙带高度计算一、引言冒落带和导水裂隙带是岩溶发育过程中的两个重要组成部分，它们的计算对于了解岩溶发育特征、评价岩溶水资源和指导岩溶工程具有重要意义。
本文将探讨冒落带和导水裂隙带高度的计算方法及其影响因素，以期为岩溶研究及工程实践提供参考。
二、冒落带高度计算方法1.经验公式冒落带高度可以通过经验公式进行计算。
在我国，常用的经验公式有：H1 = 0.1D1其中，H1为冒落带高度，D1为钻孔直径。
2.实测数据计算根据实地钻孔探测取得的岩溶发育情况、钻孔直径等数据，可以计算冒落带高度。
3.理论计算根据岩溶发育原理，结合岩溶发育过程中的物理化学作用，可以推导出冒落带高度的理论计算公式。
三、导水裂隙带高度计算方法1.经验公式导水裂隙带高度的经验公式为：H2 = 0.2D2其中，H2为导水裂隙带高度，D2为钻孔直径。
2.实测数据计算根据实地钻孔探测取得的岩溶发育情况、钻孔直径等数据，可以计算导水裂隙带高度。
3.理论计算结合岩溶发育原理，可以推导出导水裂隙带高度的理论计算公式。
四、影响因素分析1.岩性条件岩性条件是影响冒落带和导水裂隙带高度的重要因素。
不同岩性的岩石，其岩溶发育特点和程度各异。
2.地质构造地质构造对岩溶发育具有控制作用。
一般来说，断裂带附近岩溶发育较为强烈，导水裂隙带高度较大。
3.地下水活动地下水活动对岩溶发育具有促进作用。
在地下水活动强烈的地区，岩溶发育更为充分，冒落带和导水裂隙带高度较大。
五、计算实例与应用本文以某岩溶地区为例，根据实地钻孔探测数据，采用经验公式和理论计算方法，计算出冒落带和导水裂隙带高度。
并将计算结果应用于实际工程，指导岩溶治理和资源开发。
六、结论与展望本文总结了冒落带和导水裂隙带高度的计算方法，分析了影响因素，并以实际工程为例进行了计算与应用。
结果表明，经验公式和理论计算方法在实际应用中具有一定的可行性。
然而，由于岩溶发育的复杂性，计算结果仍存在一定的不确定性。
采空区冒落带、裂隙带高度确定
大方县龙山煤矿采空区冒落带、裂隙带高度确定矿长：李发中工程师：赵凤龙二O一二年三月龙山煤矿采空区冒落带、裂隙带高度确定一、矿井概况龙山煤矿位于贵州省毕节市大方县县城北东，距大方县城直距34.5 km，公路距离约50 km。
地理坐标：东经105°51′44″～105°52′36″，北纬27°19′57″～27°20′45″。
行政区划属大方县星宿乡。
矿山向南3.0km与326国道相接，向北35 km 经大山、长石与大纳公路（大方-四川纳溪）相接，属新场向斜西翼北端，区内总体地势为东南高北西低。
区内最高点位于矿区东南部一山头，海拔+2098.5m，最低点位于矿区西北部一洼地，海拔+1759.6m，最大相对高差338.9m。
其矿界范围由9个拐点构成，走向长约0.75km，倾斜宽约1.35km，面积0.8007km2。
开采标高+1850m至+1450m。
矿区含可采煤层3层（M18、M51、M73），煤层累计平均厚度3.3m。
保有煤炭资源储量总计425.2万吨，矿井设计利用工业储量213.7万吨，可采储量159.6万吨。
设计三层煤联合开采，斜井开拓，壁式采煤，全部垮落法管理顶板。
矿井设计生产能力为15万吨/年，服务年限为8.2年。
二、矿井水文地质1．地层矿区及其附近出露的地层有下三叠统夜郎组（T1y），上二叠统长兴组（P3c）和龙潭组（P3l），中统茅口组（P2m），第四系零星分布。
龙潭组是该区的含煤地层。
现由新到老简述如下：（1）、第四系（Q）主要为残积、坡积、冲积物等，零星分布于地势低洼处，不整合于矿区内各地层表面，主要覆盖含煤地层，厚0～10m。
（2）、下三叠统夜郎组（T1y）：根据岩性变化情况由上至下分三段：九级滩段（T1y3）、玉龙山段（T1y2）、沙堡湾段（T1y1）1)九级滩段（T1y3）主要由灰紫色、紫色、暗紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩组成，局部夹薄层状泥质灰岩、灰岩，含瓣鳃类等动物化石（产王氏克氏蛤、格氏克氏蛤、弱海扇等动物化石）。
矿区地下水流场变化及水化学类型异常原因分析--以甘肃省宁县和盛-泾川县荔堡煤炭勘查区为例
矿区地下水流场变化及水化学类型异常原因分析--以甘肃省宁县和盛-泾川县荔堡煤炭勘查区为例王玉合【摘要】The types of hydrogeological condition often determine mine inflow degree of water and water bursting hazard. During the general exploration design stage of the Hesheng, Ning County-Libu, Jingchuan County coal exploration area in Gansu Province used neighboring areas data for reference, has defined the hydrogeological condition in the area as simple type. But in practical hydrogeologi⁃cal exploration has found that the Cretaceous Luohe Formation groundwater flow field and hydrochemical type have been changed. We have carried out analysis for the causation, considered that may be caused by unknown water conducted faults and ill-sealed boreholes. Combined with practices, put forward measures including capital input increasing, performance of water prevention and drainage engi⁃neering facilities improving. Then have carried out careful analysis for security level and borehole sealing data, combined with winning technology to determine sealing quality. The study has provided guidance for future safety production management.%水文地质条件的类型，往往决定着矿井涌水量的大小以及有无突水危险。
浅部煤层露头防水煤柱计算
露头防水煤柱及奥陶系灰岩含水层隔水煤柱计算书一、浅部煤层露头防水煤柱计算：根据《矿井水文地质规程》煤层露头防隔水煤（岩）柱的留设，应按以下公式计算：1、当煤层露头无覆盖或被粘微透水松散层覆盖时：H防=H冒+H保2、当煤层露头被松散富含水层覆盖时；H防=H裂+H保根据上两式计算的值，不得小于20米。
式中 H防-----防水煤（岩）柱高度（m）H冒-----采报冒落带高度（m）；H裂-----垂直煤层的导水裂隙带最大高度（m）；H保-----保护层厚度（m）；a------煤层倾角（°）。
冒落带与导水裂隙带最大高度的经验公式表注：1、表中：M—累计采厚（m）；n---煤分层层数；m----煤层厚度（m）；h---采煤工作面小阶段垂高（m ）。
2、冒落带、导水裂隙带最大高度，对于缓倾斜和倾斜煤层，系指从煤层顶面算起的法向高度；对于急倾斜煤层系指从开采上限首起的垂向高度。
3、岩石抗压强度为饱和单轴极限强度。
本矿井根据勘中间报告本矿井内各煤层均有隐伏露头存在，有风氧化带存在，推测风氧化带宽度为100m 。
本矿井浅部煤层风化带处于，该含水层主要由第三系和第四系孔隙含水层下部，由大气降水的垂直入渗补给。
因此煤层浅部风化带防水保护煤柱按式H 防=H 裂+H 保进行计算。
导水裂隙带（包括冒落带最大高度）：1.52.5n 1.5100H ++=M裂其中：M —累计采厚（m ），4煤取1.19m ，6煤取0.95m ，8煤取2.37m ，13煤取12.21mn —煤分层层数，4、6、8煤取1，13煤取2经计算，4煤裂隙带H 裂=16.65m ；6煤裂隙带H 裂=14.32m ；8煤裂隙带H 裂=28.11m ；13煤裂隙带H 裂=84.39m 。
H 保—保护层厚度（m ），取20m ；则：露头防水煤柱4煤H 防=H 裂+H 保=16.65+20=36.65m6煤H 防=H 裂+H 保=14.32+20=34.32m 8煤H 防=H 裂+H 保=28.11+20=48.11m 13煤H 防=H 裂+H 保=84.39+20=104.39m注：以上计算煤柱厚度为垂高二、13煤层突水系数值及安全防水岩柱计算1、突水系数计算根据《矿井水文地质规程》，“突水系数”计算公式为：s P pT M C =-式中 Ｔｓ-----突水系数〔kgf/(cm 2.m)〕; P-------隔水层承受的水压（kgf/cm 2）; M-------底板隔水厚度（m ）；C P ------采矿对底板隔水层扰动破坏厚度（m ）。
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冒落带与导水裂隙带最大高度的经验公式
煤层倾角
岩石
抗压
强度
Kgf/cm2
岩石名称
顶
板
管
理
方
法
冒落带最大高
度
（m）
导水裂隙带（包
括
冒落带最大高
度）
0 ～5 4 度
400
至
600
辉绿岩、石灰岩、硅
质石英岩、砾岩、砂
砾岩砂质页岩等
全
部
陷
落
H=（45）M
200
至
400
砂质页岩、泥质砂岩
页岩等
全
部
陷
落
H=（34）M ＜200
风化岩石、页岩、泥
质砂岩、粘土岩、第
四系和第三系松散层
等
全
部
陷
落
H=（12）M
5400～辉绿岩、石灰岩、硅全
5 ～8 5 度
600 质石英岩、砾岩、砂
砾岩砂质页岩等
部
陷
落
＜400
砂质页岩、泥质砂岩
页岩、粘土岩、风化
岩石、第三系和第四
系松散层等
全
部
陷
落
H=0.5M
注：1、表中：M—累计采厚（m）；n---煤分层层数；m----煤层厚度（m）；
h---采煤工作面小阶段垂高（m）。
2、冒落带、导水裂隙带最大高度，对于缓倾斜和倾斜煤层，系指从煤层顶面算起的法向高度；对于急倾斜煤层系指从开采上限首起的垂向高度。
各类防隔水煤（岩）柱的留设
一、煤层露头防隔水煤（岩）柱的留设，按以下公式计算：
1、煤层露头无覆盖或被粘微透水松散层覆盖时：
H防=H冒+ H保
2、煤层露头被松散富含水层覆盖时（见附图8-1）；
H防=H裂+H保
根据上两式计算的值，不得小于20米。
式中（H冒）、裂高（H裂）的计算参照附录七。
式中H防-----防水煤（岩）柱高度（m）
H冒----- 采报冒落带高度（m）；
H裂-----垂直煤层的导水裂隙带最大高度（m）；
H保-----保护层厚度（m）；
a------煤层倾角（°）。
二、含水或导水断层防隔水煤柱的留设（附图8—2）可参照以下经验公式计算：
≮20m
式中：L----煤柱留设的宽度（m）
K----安全系（一般取2—5）；
M-----煤层厚度或采高（m）；
P-----水头压力（kgf/cm2）；
KP----煤的抗张强度（kgf/cm2）。
三、煤层与强含水层或导水断层接触，并局部被覆盖时（附图8—3），防水煤柱的留设：
（图）
1、当含水层顶面高于最高导水裂隙带上限时，防水煤柱可按附图8—3a、b留设。
计算公式为：
2、最高裂隙带上限高于断层上盘含水层时，防水煤柱按附图8-3c留设。
计算公式为：
以上两式中：
L-----防隔水煤柱宽度（m）,L1、L2、L3为分段宽度；
H裂-----最大导水裂隙带高度（m）；
θ----断层倾角（°）；。