矿坑涌水量计算表
矿坑涌水量的预测方法-(解析法)
解析法（一）解析法的应用条件解析法是根据解析解的建模要求,通过对实际问题的合理概化，构造理想化模式的解析公式，用于矿坑涌水量预测。
具有对井巷类型适应能力强、快速、简便、经济等优点，是最常用的基本方法。
解析法预测矿坑涌水量时，以井流理论和用等效原则构造的“大井”为主，后者指将各种形态的井巷与坑道系统,以具有等效性的“大井”表示，称“大井”法.因此说:矿坑涌水量计算的最大特点是“大井法”与等效原则的应用，而供水则以干扰井的计算为主。
稳定井流解析法:应用于矿坑疏干流场处于相对稳定状态的流量预测。
包括①在已知某开采水平最大水位降条件下的矿坑总涌水量；②在给定某开采水平疏干排水能力的前提下，计算地下水位降深（或压力疏降）值。
非稳定解析法：用于矿床疏干过程中地下水位不断下降，疏干漏斗持续不断扩展，非稳定状态下的涌水量预测.包括:①已知开采水平水位降(s）、疏干时间（t)，求涌水量（Q);②已知Q、s，求疏干某水平或漏斗扩展到某处的时间(t）；③已知Q、t，求s，以确定漏斗发展的速度和漏斗范围内各点水头函数隨时间的变化规律，用于规划各项开采措施。
在勘探阶段，以选择疏干量和计算量最大涌水量为主。
（二）计算方法如上所述，应用解析法预测矿坑涌水量时，关键问题是如何在查清水文地质条件的前提下，将复杂的实际问题概化。
它可概括为如下三个重要方面：分析疏干流场的水力特征，合理概化边界条件，正确确定各项参数.1。
分析疏干流场的水力特征矿区的疏干流场是在天然背景条件下，迭加开采因素演变而成。
分析时，应以天然状态为基础，结合开采条件作出合理概化。
（1）区分稳定流与非稳定流矿山基建阶段，疏干流场的内外边界有受开拓井巷的扩展所控制，以消耗含水层储量为主,属非稳定流；进入回采阶段后,井巷输廊大体已定，疏干流场主要受外边界的补给条件控制，当存在定水头(侧向或越流)补给条件时，矿坑水量被侧向补给量或越流量所平衡，流场特征除受气候的季节变化影响外，呈现对稳定状态.基本符合稳定的“建模”条件，或可以认为两者具等效性；反之,均属非稳定流范畴。
矿坑涌水量的常用预测方法汇总
吉林大学精品课>>专门水文地质学>>教材>>专门水文地质学§10.4矿坑涌水量预测一、矿坑涌水量预测的内容、方法、步骤与特点（一）矿井涌水量预测的内容及要求矿坑涌水量预测是一项重要而复杂的工作，是矿床水文地质勘探的重要组成部分。
矿坑涌水量是指矿山开拓与开采过程中，单位时间内涌入矿坑(包括井、巷和开采系统)的水量。
通常以m3/h表示。
它是确定矿床水文地质条件复杂程度的重要指标之一，关系到矿山的生产条件与成本，对矿床的经济技术评价有很大的影响。
并且也是设计与开采部门选择开采方案、开采方法，制定防治水疏干措施，设计水仓、排水系统与设备的主要依据。
因此，在矿床水文地质调查中，要求正确评价未来矿山开发各个阶段的涌水量。
其内容与要求包括可概括为以下四个方面：（1）矿坑正常涌水量：指开采系统达到某一标高(水平或中段)时，正常状态下保持相对稳定的总涌水量，通常是指平水年的涌水量。
（2）矿坑最大涌水量：是指正常状态下开采系统在丰水年雨季时的最大涌水量。
对某些受暴雨强度直接控制的裸露型、暗河型岩溶充水矿床来说，常常还应依据矿山的服务年限与当地气象变化周期，按当地气象站所记录的最大暴雨强度，预测数十年一遇特大暴雨强度产生时，可能出现暂短的特大矿坑涌水量，作为制订各种应变措施的依据。
（3）开拓井巷涌水量：指包括井筒(立井、斜井)和巷道（平、平巷、斜巷、石门)在开拓过程中的涌水量。
（4）疏干工程的排水量：是指在规定的疏于时间内，将一定范围内的水位降到某一规定标高时，所需的疏干排水强度。
对于地质勘探阶段来说，主要是进行评价性的计算，以预测正常状态下矿坑涌水量及最大涌水量为主。
至于开拓井巷的涌水量预测和专门性疏干工程的排水量的计算，由于与矿山的生产条件密切相关，一般均由矿山基建部门或生产部门承担。
（二）矿坑涌水量预测的方法根据当前矿床水文地质计算中常用的各种数学模型的地质背景特征极其对水文地质模型概化的要求，可作如下类型的划分：⎪⎪⎪⎪⎪⎪⎩⎪⎪⎪⎪⎪⎪⎨⎧⎪⎪⎪⎩⎪⎪⎪⎨⎧⎩⎨⎧⎩⎨⎧⎩⎨⎧-混合型模型水均衡法有限差法有限元法数值解非稳定井流公式稳定井流公式—井流方程—解析解确定模型回归方程曲线方程非确定性统计模型数学模型分类s Q （三）矿坑涌水量预测的步骤矿坑涌水量预测是在查明矿床的充水因素及水文地质条件的基础上进行的。
露天采矿场总涌水量计算
露天采矿场总涌水量计算露天采矿场总涌水量是由地下水涌水量和降雨迳流量两部分组成。
一、地下水涌水量的计算露天采矿场地下涌水量与地下开采矿坑地下水涌水量计算方法基本相同。
二、降雨迳流量计算露天采矿场降雨迳流量，应按正常降雨迳流量和设计频率暴雨迳流量分别计算。
（一）计算方法1、正常降雨迳流量（Qz）计算公式Qz=FH式中F——泵站担负的最大汇水面积，m2；H——正常降雨量，m；——正常地表迳流系数，%。
2、设计频率暴雨迳流量（Qp）计算公式Qp=FHp′式中Hp——设计频率暴雨量，m；′——暴雨地表迳流系数，%；其它符号同前。
（二）计算参数的选取1、汇水面积（F）的圈定根据排水方式确定的排水泵站担负的最大汇水面积进行圈定。
应包括露天境界内和境界外的地形分水岭或地表截水沟范围以内的汇水面积。
2、地表迳流系数的确定地表迳流系数的选取，可根据采矿场岩石性质、裂隙发育程度和降雨强度大小等因素确定。
对于扩建或改建矿山，在具备实测地表迳流系数的矿山，应尽可能采用实测值。
对于不具备实测条件的新建矿山，当有类似生产矿山资料时，应选用类似生产矿山的实测值。
对缺乏上述资料的矿山，可选用地表迳流系数经验值。
1）生产矿山实测地表径流系数国内部分生产露天采矿场地表径流系数实测值，见表1、表2、表3、表4。
2）地表径流系数经验值当无实测资料可按表5选取地表迳流系数经验值。
表1 抚顺西露天煤矿1960年地表迳流系数实测值降雨量(mm) 岩性裂隙发育程度迳流系数()365(4天降雨量)煤层油页岩玄武岩中等发育中等0.40.40.55降雨量(mm) 降雨汇水总量(m3) 实测地表迳流量地表迳流系数()55 107 30 14.7 44000260008250140189401380024801100.430.530.300.785表3 凹山、东山露天铁矿1980～1982年地表迳流系数实测值降雨量(mm) 降雨汇水总量(m3) 实测地表迳流量地表迳流系数() 岩性222.3 222.3 112.8 991458555755796016000700082000.160.130.14安山岩凝灰岩粗面岩闪长斑岩注：由于爆破人为地扩大了原岩的裂隙和破碎程度，岩石破碎、裂隙发育，整个采场约有90%地段属松散、松软和半坚硬的岩石。
矿井涌水量计算的方法
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）。
×××矿区坑涌水量预测方法及结果分析
×××矿区坑涌水量预测方法及结果分析本文对×××矿区矿坑涌水量分别采用解析法和比拟法两种方法进行计算，得出结论与矿坑实际涌水量相比较，误差小于10%，可判断结论较可靠，对矿坑未来采矿排水设计及选择排水设备提供较翔实的依据。
标签：矿坑涌水量解析法比拟法数十年来，前人对×××矿区井下开采系统疏干排水的涌水量计算进行了大量的基础性工作，取得了较为珍贵的资料与经验。
现就×××矿区矿坑涌水量预测方法及结果进行论述。
1解析法1.1公式选择（1）浅部壶天群溶洞含水层①×××矿区西部天子岭组条纹状灰岩、泥质灰岩和石炭系下统砂页岩组成西部隔水边界;矿区北部石炭系下统砂页岩和泥盆系上统帽子峰组砂页岩组成北部隔水边界。
北部和西部隔水边界组成矿区“厂”字型的相对隔水边界。
②矿床疏干时，直接向壶天群含水层布置截流巷和放水钻孔放水，疏干对象只有壶天群含水层。
在疏干过程中，第四系水和中上泥盆统东岗岭上亚组、天子岭下亚组浅部溶洞-裂隙水只是通过与壶天群含水层的水力联系，作为壶天群含水层的补给源补给壶天群含水层。
中上泥盆统东岗岭上亚组和天子岭下亚组深部裂隙水由于有天子岭中上亚组花斑状灰岩夹泥灰岩和条带状灰岩的杂质灰岩隔水岩层的阻隔，在浅部截流中段未能揭露。
所以，实际矿床疏干只是壶天群含水层的涌水量。
③在矿床疏干过程中，矿区与南部董塘河之间长期存在一地下水分水岭，分水岭位于疏干漏斗南侧、观测孔CKB5-1和CKB14-1北侧附近。
董塘河对矿坑地下水无补给。
④×××矿区井下采矿采用充填法开采，开采活动不发生崩落。
综合上述因素，壶天群矿坑涌水量计算公式，选用无河水补给、直交隔水边界四分之一进水的“大井法”地下水动力学公式：式中：K——渗透系数;H——含水层水头高度;M——含水层厚度;h——地下水动水位（动水位至含水层底板高度）;R——北部边界至实际疏干漏斗边界平均距离;r0——“大井法”引用半径。
采区涌水量计算.doc.
采区涌水量计算编制：日期：根据21采区实际情况，我矿对21采区排水系统所承担的涌水量进行了重新计算，二1煤顶板涌水量采用比拟法进行计算，二1煤底板L 7-8灰岩水采用大井法进行计算，另外，根据告成矿总体规划，21采区排水系统还要承担23、22采区前期部分开拓巷道涌水的排水任务，同时还要考虑21采区二1煤在开采过程可能出现的灾害水量及其他水量，因此，此次对21采区二1煤开采过程中21采区排水系统所承担的涌水量进行重新核算包括了上述四部分。
各部分涌水量详细计算步骤及过程如下： 一、21采区二1煤层顶板涌水量计算根据21采区二1煤顶板强含水层T 11和T 12分布情况，21采区二1煤开采时受顶板水影响的区域主要为该采区中下部，采用比拟法进行计算。
21采区二1煤开采过程中顶板涌水量计算采用公式如下：132113211321H H F F Q Q ⨯⨯=（顶）（顶）式中：Q 21（顶）------21采区顶板涌水量，m 3/h ；Q 13（顶）------13采区顶板涌水量：正常涌水量取480m 3/h ，最大涌水量取720m 3/h ； F 21------------21采区顶板含水层水位降低值。
受顶板水影响区域最低煤底板标高-220，13采区回采结束后水位降深至-70m ，得F 21=-70-(-220)=150m ；F 13------------13采区顶板含水层水位降低值。
目前13采区回采已基本结束，按其二1煤底板取水位标高为-70m ，13采区回采前顶板水水位标高取长观3#孔水位标高292m ，得F 13=292-（-70）=362m ；H 21------------21采区二1煤采动后形成冒裂带范围内揭露T 11—T 12面积，取609284m 2； H 13------------13采区二1煤采动后形成冒裂带范围内揭露T 11—T 12面积，取1203701m 2。
代入公式132113211321H H F F Q Q ⨯⨯=得：hm Q hm Q /8.3291203701609284362150720/8.21912037016092843621504803)(21321=⨯⨯==⨯⨯=顶最大正常（顶）二、21采区二1煤开采过程中L 7-8灰岩含水层涌水量计算：采用大井法承压—无压公式：r R M M H K Q lg lg )2(366.12--⨯⨯⨯⨯=K S r R ⨯⨯+=10式中：Q------21采区L 7-8含水层涌水量，m 3 /h ；H------承压含水层底板以上水头高度。
涌水量计算
涌水量计算（1）解析法根据井田水文地质条件和矿井主要充水因素，利用解析法进行矿坑涌水量预测时，直接充水含水层太原组灰岩岩溶水。
1）太原组灰岩岩溶水预测2(2S?M)M?h0 Q ?BK （5-1）R R ?10SK （5-2）式中：Q——预测矿坑涌水量，m3/h；B(m) 3200 K(m/d) 0.4427 M(m) 9.5 S(m) 169 R(m) 1124.45 Q(m3/h) 163.82 S——水位降低值，m； K——渗透系数，m/d；M——含水层厚度，m； B——进水廊道长度，m； R——影响半径，m；K取抽水实验资料0.4427K2、10+11号煤层矿井涌水量预算(大井法)开采10+11号煤层布置一个工作面，工作面宽180 m，推进长度1200m，因此，将矩形工作面（长a=1200m,宽b=180m）看做一个大井，使用大井法预算矿井涌水量：(2H?M)M计算公式为：Q?1.366KLgR?Lgr式中：Q%～矿井涌水量(m3/d) K%～渗透系数(m/d) H%～水头高度(m) M%～含水层厚度(m) r%～大井半径(m)，r=ηa?b4R0%～引用半径(m)，R0=10SK(S=H) R%～影响半径(m)，R=R0+ r0根据ZK504号孔资料，太原组含水层水位标高1120.58m，渗透系数(K)0.4427m/d,含水层厚度(M)约9.5m,先期开采地段10+11号煤层底板标高最低为884m,由此确定水头高度:(H=S)=1120.58-884=236.58(m) r=ηa?b4=379.5mR0=10SK=1574.1m R= R0+ r0=1953.6m将上述参数代入上述公式得开采10+11号煤层矿井正常涌水量Q=3743m3/d （156m3/h）最大涌水量Qmax=δQ正，δ: 季节影响比值系数开采2号煤层时，季节影响比值系数δ=1.2故最大涌水量Qmax=3743×1.2=4492 m3/d（187.2m3/h） 2号煤层与10+11号煤层联合开采，矿井正常涌水量为上述涌水量之和，即矿井正常涌水量：Q正=355+3743=4098 m3/d(170.75 m3/h)最大涌水量Qmax=425+4492 =4917 m3/d(204.88m3/h)3 狭长水平坑道法采用承压——无压公式：Q?BK(2S-M)M （5-5）L式中：Q——为预测的矿坑涌水量（m3/d）；K——为渗透系数（m/d）； S——为最大水位降深（m）； M——为含水层厚度（m）；L——为水平坑道影响宽度（m），采用奚哈尔德公式R?10SK；B——进水廊道长度，主采煤层工作面年推进度，即B=2500m。
矿井(坑)涌水量计算
A.1
比拟法是一种应用相当广泛的传统方法。它是当新矿井与生产矿井的水文地质条件相类似时，用生产矿井的资料来预测新矿井（坑）涌水量的方法，虽属一种近似的预测方法，但往往可以获得满意的效果，特别是对于那些水文地质条件简单或者中等的矿井。比拟法包括富水系数法、矿井单位涌水量比拟法、相关关系分析法等。
富水系数法
(D.1)
式中：
——新矿井（坑）涌水量，单位为立方米每年（m3/a）；
——富（含）水系数，单位为立方米每吨（m3/t）；
——新矿井设计年产量，单位为吨每年（t/a）。
(D.2)
式中：
——富（含）水系数，单位为立方米每吨（m3/t）；
——生产矿井（坑）年涌水量，单位为立方米每年（m3/a）；
矿井充水含水层的收入项一般由下面几部分组成：
——大气降水渗入补给含水层的水量，单位为立方米每天（m3/d）；
——从其它地区同一含水层中流入矿区含水层的水量，单位为立方米每天（m3/d）；
——从矿区内其它含水层流入充水含水层的水量，单位为立方米每天（m3/d）；
——地表水渗入补给充水含水层的水量，单位为立方米每天（m3/d）；
——水位降深，单位为米（m）；
——影响半径，单位为米（m）；
——承压水含水层厚度，单位为米（m）；
——动水位至底板隔水层水柱高度，单位为米（m）；
A.4
水均衡法是在查明矿床开采条件的情况下，利用直接充水含水层的补给水量和支出水量之间的关系，根据水均衡原理，获得开采地段涌水量的方法。
在直接充水含水层的补给条件和补给量易于查清的情况下，均衡法往往可以获得满意的计算结果。
A.3
解析法是根据地下水动力学的原理，用数学分析的方法，针对具体的水文地质条件进行合理概化，构造解析公式，计算矿井（坑）涌水量。不同的边界条件下，矿井（坑）涌水量计算公式有很多。稳定流条件下，常用的基本公式如下：
矿坑涌水量地预测方法-(解析汇报法)
解析法（一）解析法的应用条件解析法是根据解析解的建模要求，通过对实际问题的合理概化，构造理想化模式的解析公式，用于矿坑涌水量预测。
具有对井巷类型适应能力强、快速、简便、经济等优点，是最常用的基本方法。
解析法预测矿坑涌水量时，以井流理论和用等效原则构造的“大井”为主，后者指将各种形态的井巷与坑道系统，以具有等效性的“大井”表示，称“大井”法。
因此说：矿坑涌水量计算的最大特点是“大井法”与等效原则的应用，而供水则以干扰井的计算为主。
稳定井流解析法：应用于矿坑疏干流场处于相对稳定状态的流量预测。
包括①在已知某开采水平最大水位降条件下的矿坑总涌水量；②在给定某开采水平疏干排水能力的前提下，计算地下水位降深（或压力疏降）值。
非稳定解析法：用于矿床疏干过程中地下水位不断下降，疏干漏斗持续不断扩展，非稳定状态下的涌水量预测。
包括：①已知开采水平水位降（s）、疏干时间（t），求涌水量（Q）；②已知Q、s，求疏干某水平或漏斗扩展到某处的时间（t）；③已知Q、t，求s，以确定漏斗发展的速度和漏斗范围内各点水头函数隨时间的变化规律，用于规划各项开采措施。
在勘探阶段，以选择疏干量和计算量最大涌水量为主。
（二）计算方法如上所述，应用解析法预测矿坑涌水量时，关键问题是如何在查清水文地质条件的前提下，将复杂的实际问题概化。
它可概括为如下三个重要方面：分析疏干流场的水力特征，合理概化边界条件，正确确定各项参数。
1. 分析疏干流场的水力特征矿区的疏干流场是在天然背景条件下，迭加开采因素演变而成。
分析时，应以天然状态为基础，结合开采条件作出合理概化。
（1）区分稳定流与非稳定流矿山基建阶段，疏干流场的内外边界有受开拓井巷的扩展所控制，以消耗含水层储量为主，属非稳定流；进入回采阶段后，井巷输廊大体已定，疏干流场主要受外边界的补给条件控制，当存在定水头（侧向或越流）补给条件时，矿坑水量被侧向补给量或越流量所平衡，流场特征除受气候的季节变化影响外，呈现对稳定状态。
采掘场地下水涌水量计算
了生产的要求， 提高了经济效益， 同时也完善了该矿 的爆破工艺技术。
（ 上接第 ３８ 页）
破效果得到很大提高， 大块率由排间起爆的 ３．２％降
因此， 大块率反而会增 加， 这一点应在现场 的 施 工 中 到斜线起爆的 １．４３％。
引以注意。
减少抵抗线是降低大块率的一个途径。对于大
块率不高的矿山， 在保证孔网面积和炸药单耗不变
的情况下， 减少抵抗线是降低大块率和根底的可行
流域内潜水与地表水的补给来源主要为大气降 水， 其次是侧向 径流补给。锡林河为该 区潜水与地表 水的排泄区。承压水主 要接受侧向径流补给， 并向下 游径流。在露天开采条 件下， 采掘场排水成为 主要排
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露天采矿技术 ２００７ 年第 ４ 期
采矿工程
泄方式。
Ｑ— — 抽 水 率 ；
根据含水层分布范围和富水性的差异， 确定 ４
计算区参数值见表各分区水文地质参数表结合露天开采进度通过对井位井量井数目进行多次调试满足剥采要求确定达产时期含水岩组疏干水量为4214m地下水涌水量计算过程中充分结合采掘工程的空间关系布置疏干工程较好地反映了外部条件
采矿工程
露天采矿技术 ２００７ 年第 ４ 期
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采掘场地下水涌水量计算
金祎民
计算的二维非稳定流的数学模型：
表 １ 各分区水文地质参数表
! " ! " !
!ｘ
Ｔ !Ｈ !ｘ
＋! !ｙ
Ｔ !Ｈ !ｙ
＋Ｑ＝Ｓ !Ｈ !ｔ
（ 承压水部分）
! " ! " !
!ｘ
ｋｈ !Ｈ !ｘ
＋! !ｙ
ｋｈ !Ｈ !ｙ
＋Ｑ＝μ!Ｈ （ 潜水部分） !ｔ
_矿坑涌水量分析
1557. 22 2543. 15
1519. 38 1709. 32 2051. 18
2499. 53 3830. 96 4597. 15
2 矿坑涌水量预测结果及原因分析 (1) 矿坑系统涌水量采用水文地质比拟法与分析计算法进
行计算对比 。从表 2可知 ,其预测结果差别较大 ,其原因主要为 预算方法与计算公式适用条件的不同及计算参数精度在一定程 度上的影响 。
Q = 1. 366KM ( 2S - M ) lg R0 r0
Q = 2. 73KMS lg R0 r0
平均 正常 最大
最小 最大
最小 最大
最小 最大
1367. 45 3064. 77 2051. 18 4597. 15 4189. 03 19041. 06 6283. 55 28561. 58
1384. 61 2076. 92
井田位于低中山区 ,局部发育陷落柱及弱导水性小断层 ,构 造条件中等 。井田北侧及东南部虽有地表河流 ,但一般情况下与 深部煤层之间不存在水力联系 。总的来说 ,矿坑充水条件一般较 简单 ,局部较复杂 。关于此煤矿井筒涌水量已通过井筒检查孔做 过专门水文地质工作 ,并提交了有关成果 。本次工作分别对 3号 煤首采区及全区矿坑系统进行了涌水量预测 。
r0
=η·a
+b 4
式中 : r0 ———假想大井引用半径 ; a———矩形之长 , m;
b———矩形之宽 , m;
η———系统 (查表求得 ) 。
各预测区的 r0 值见表 1。
预测区 矿坑系统形态
首采区 矩形
全区
矩形
表 1 r0 值计算表
a (m)
b (m)
矿坑涌水量分析方法综述
矿坑涌水量分析方法综述摘要：矿坑涌水量分析是一项复杂而艰巨的工作，是矿山排水和矿床疏干设计的重要依据。
本文旨在分析矿坑涌水量中常用的几种方法和特点进行初步的总结，提出了在矿坑涌水量实际预测中，应根据预测精度要求和水文地质特点条件，合理选用适当的分析参数和方法。
关键词：矿坑涌水量、分析方法、总结综述引言在矿井开采或建设过程中，由于人为扰动的外力作用破坏了地下含水岩层和土壤的维护结构，接通地下含水系统，是地下水和地表水通过被打通的空隙涌入矿坑，从而形成矿坑涌水。
矿坑涌水量是指矿山开拓与开采过程中，单位时间内涌入矿坑（包括井、巷和开采系统）的水量。
它是确定矿坑水文地质类型、矿坑水文地质条件复杂程度和评价矿坑开发经济技术条件的重要指标之一，也是设计与开采部门选择开采、开采方法，制定防治水疏干措施，设计水仓、排水系统与设备的重要依据。
因此，在矿坑水文地质调查中，要求正确评价未来矿山开发各个阶段的涌水量。
尤其在我国，煤矿地质条件复杂，矿坑涌水量难以准确预测，矿坑涌水事故时有发生，这不仅会给煤矿的安全生产带来威胁，在透水事故严重发生时也会给煤矿带来巨大的经济损失和人员伤亡。
而且，在中国煤矿多集中在北方缺水省份，煤矿的大规模开采造成了对水资源的严重破坏，同时伴生的矿井水未经处理或处理不达标随意排放，污染周围的农田和水体，危害人畜健康。
这不仅加剧水资源相对短缺的矛盾，进而影响了本地区乃至全国的生态环境及经济的可持续发展。
因此，准确预测矿坑涌水量，有助于合理确定矿坑水处理设施的建设规模，有效利用建设资金，减少或避免安全事故的发生。
本文将对矿坑涌水量分析方法做一简介。
地下水涌水量的经验公式法一、涌水量与水位降深关系曲线法采用这种方法的基本条件，是预测地区与试验地区的水文地质条件基本相似，同时，要有三个或三个以上的稳定降深和阶梯流量抽水试验资料。
根据实践，应用上部水平排水或坑道放水试验资料预测深部水平涌水量，能取得很好效果。
涌水量计算报表
观测者 刘超、李利锋、解鹏、李欢欢 刘超、李利锋、解鹏、李欢欢
观测日期 2011.3.31 2011.3.31
副井 3.3300
备注：副井涌水量瞬时实测为1.33+16.43=17.76（m³/h）=426.24（m³/d）。
观测点 主井
平均时间（s） 2.4100 36.1200
标准体积（m³） 0.0152 0.0152
备注：（1）、主斜井涌水量瞬时实测为9.61+24.16+1.51=35.28（m³/h）=846.72（m³/d）； （2）、副斜井涌水量为11.29+1.00=12.29（m³/h）=294.96（m³/d）。
观测点
平均时间（s） 41.2300
标准体积（m³） 0.0152 0.0152
涌水量（m³/h） 1.3272 16.4324
观测点 主井 副井
平均时间（s） 3.5950 6.9475
标准体积（m³） 0.0152 0.0152
涌水量（m³/h） 7.6106 5.2508
观测者 李利峰、解鹏 李利峰、解鹏
观测日期 2011.4.20 2011.4.20
ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ
备注：（1）、主斜井涌水量实测瞬时为15.2（m³/h）=364.8（m³/d），但根据排水人员所述，实际抽排水时间为（1/2）*24小时，故实 际涌水量为7.6（m³/h）=182.4（m³/d）； （2）、副斜井涌水量实测瞬时为8.0（m³/h）=192.0（m³/d），但根据排水人员所述，实际抽排水时间为（2/3）*24小时，故实 际涌水量为5.3（m³/h）=127.2（m³/d）。
备注：
观测点 主井 副井
平均时间（s） 2.5550 2.3750
露采+地采涌水量计算
4.1.5矿坑涌水量分析及预测4.1.5.1 矿坑涌水量分析1、2013年储量核实报告涌水量估算情况根据《XX铁矿资源储量核实报告》预测矿坑涌水量XX矿段露天采场地下涌水量1115m3/d，总涌水量为11677m3/d，XX矿段露天地下涌水量5971m3/d，总涌水量为14958m3/d，XX矿段露天采场地下涌水量853m3/d，总涌水量为2147m3/d。
2、矿山开采过程中实际涌水量情况根据XX矿业公司及现场调查，露天采场的排水系统与矿山生产用水，生活用水的排水系统连为一体，排水参数除矿坑涌水量外，还附加有生活用水和生产涌水量，且矿坑涌水量较小，因此矿山未能测得历年矿井系统的实际涌水量。
但根据测得主要出水断层（F212-F213）的日涌水量合约250m3/d，极端天气下最大涌水量约1500m3/d。
其余段无较大出水点，仅有少量地下水渗出。
推测采场的实际地下涌水量约500m3/d，极端天气下最大地下涌水量约1500m3/d。
XX矿段地采部分，矿山未系统监测矿坑涌水量，现试生产回采最低标高1320m，根据开采坑道涌水量简易观测，日涌水量约1000m3/d，极端天气下最大涌水量约3000m3/d。
3、估算涌水量差异根据实际情况分析，2013年估算涌水量较实际情况偏大，原因为地表降雨径流量未分直接降雨进入采坑和采场外集雨面积范围内的地表径流面积，均用集雨面积进行了重复计算。
导致总涌水量计算偏大。
4.1.5.2 本次矿坑涌水量预测（1）矿坑涌水量计算边界的确定目前露采场基本连成一体，呈近东西向的长条形，长4.3km,宽650～900m，面积3.09km2，现已开采至1105m标高，计算矿坑涌水量用初拟最低采底标高967m 作为计算的采底边界。
以露采场边界作为矿坑涌水量估算周界。
XX矿段（P28～P22线）已结束露天开采（采底标高1300m），转入地下开采（采底标高1042m）。
按地下开采坑道系统进行矿坑涌水量预测，以露采采底标高（1300m）至地下开采采底标高（1042m）为水柱高度（H）和降深（S），以采矿坑道系统周界为矿坑涌水量预测的边界。
[新版]矿山涌水量计算总结
![[新版]矿山涌水量计算总结](https://img.taocdn.com/s3/m/9707739470fe910ef12d2af90242a8956becaad7.png)
露天采矿场总涌水量计算露天采矿场总涌水量是由地下水涌水量和降雨迳流量两部分组成。
一、地下水涌水量的计算露天采矿场地下涌水量与地下开采矿坑地下水涌水量计算方法基本相同。
二、降雨迳流量计算露天采矿场降雨迳流量，应按正常降雨迳流量和设计频率暴雨迳流量分别计算。
（一）计算方法1、正常降雨迳流量（Qz）计算公式Qz=FH式中 F——泵站担负的最大汇水面积，m2；H——正常降雨量，m；——正常地表迳流系数，%。
2、设计频率暴雨迳流量（Qp）计算公式Qp=FHp′式中 Hp——设计频率暴雨量，m；′——暴雨地表迳流系数，%；其它符号同前。
（二）计算参数的选取1、汇水面积（F）的圈定(( ((当缺乏上述资料时，可收集矿山附近气象台（站）的降雨和暴雨参数资料，按下述方法进行计算。
频率为P的24h暴雨量H24P计算公式：式中 Kp——模比系数。
24h最大暴雨量均值，mm；各地最大24h暴雨量比24——历年最大日暴雨量大10%左右，故采用24=1.1；频率为P的暴雨雨力Sp采用下式计算：S P=H24P/t1-n式中 n——暴雨递减指数，由地区n值等值线图查得；其余符号同前。
频率为P的不同历时暴雨量Htp按下式计算：Htp=Sp t1-n式中 t——暴雨历时，min；所有符号同前。
偏差系数Cs一般根据当地Cs与C关系确定，无该资料是可按下式计算：变差系数C，利用地区C24等值线图查得，当无该资料时，可利用下式计算：——变率，C以设计频率的暴雨迳流量和水泵排水量为纵坐标，以排除积水时间或允许淹没时间为横坐标，绘出不同历时的暴雨迳流量累计曲线和水泵工作排水量累计曲线。
横坐标取点时12h以内取的密些，而12h～24h可放稀，长历时段，用日(d)为单位取点)。
矿坑涌水量计算与矿山水文地质编图
700 1030 330 880 95Hale Waihona Puke 6 150 56156 210806
注：根据现有资料，邻近矿山的矿体的面积为采空区面积。
正常涌 水量 Q(m3/d)
19729
最大涌水 量
Qmax(m3/d)
27226
§3矿坑涌水量预测计算
（三）水均衡法
确定均衡区，根据均衡区内水的进入量和排出量相等的原理进行计算。 （泉流量统计法）
图75三次不同降深的控制面积示意图
表 1 不同降深的流量及控制面积表
降深 第一次降深 第二次降深 第三次降深
Qs(m3/d) 11177 7191 4332
s(m) 65 46 30
F(m2) 228991 140358 126415
将表 1 中的数据代入错误！未找到引用源。)，从而求出三元复相关方程中
H n 1 1
h n 1 01
承压水： Q Q1
rS rS1
潜水：
Q Q1
H 3 h 0 3 r
H13
h
3 01
r1
水平巷道： Q qL ， q Q1 / L1
不同类型矿坑： Q K b P ，
K b Q1 / P1
Q
Q1
F •S F1 • S1
Q Q1 F • S / F1 • S1
Q2
HB
Lb B
0.66L B
0.388
lgB
t
A ,A 暴——平均降雨量，设计频率暴雨量（可 查气象资料，也可采用长观泉资料查变化系 数）； φ——地表径流系数（经验值重粘土、页岩 0.9，轻粘土、砂页岩、花岗岩、玄武岩 0.8～ 0.9，砂岩、灰岩、粉质粘土 0.6～0.8，粉砂 0.2～0.5，排土场以土为主 0.2～0.4，排土
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采底标高 (m) 1808
地下涌水量(m3/d)
水均衡法
“大井法 ”
796.16
616.3
大气降水迳流量(m3/d)
采场内
采场外集雨面积内
年均 1509
最大 68312
年均 9694
含水层厚 度 (m)
98.8 134 116.4
单位涌水量q (L/s·m)
0.0235 0.0184 0.02095
t=5110d 。
流量(m3/d) 采场外集雨面积内
最大 438726
总涌水量(m3/d)
平均涌水量(m3/d)
水均衡法
年均 11999
最大 507834
“大井法”
年均 11706
最大 507541
年均
最大
11852.5 507687.5
误差(%) 年均
涌水量 0.012
误差(%) 最大
涌水量 0.00029
Q2= MRL
3t
Q3=1 AF T
Q地 =Q1+Q2+Q3
Q4=
“承压转无压”法
涌水量 Q地
（m3/d）
采场内大气 降水迳流量
Q4 （m3/d）
采场外集雨 面积坡流量
Q5 （m3/d）
年均
最大
年均
最大
总涌水量（m3/d）
年均
最大
502.99
1509.36 68312.26 9693.63 438726 11705.98 507541
渗透系数
K (m/d) 0.0213 0.0127 0.017
影响半径
R (m) 56.48 79.53 68.005
富水性 评价
备注
弱 抽水试验
பைடு நூலகம்
弱 抽水试验
弱
-
总涌水量 Q
(m3/d)
最大
备注
507834.23
地下水位 标高： 1941.21m
； 时间： T=365d；
Q=Q1+Q2+Q3+Q4+Q5
(m)
采场内
Q4max (m3/d)
采场外集雨 面积内 Q5max (m3/d)
总涌水量 Q
(m3/d)
年均
501927 1509.36
0.75
9693.63 0.1361 68312.26 438726
11999
Q4= AW T
Q5=2 AF T
Q4max=aW Q5max=φ 2aF
Q=Q1+Q2+Q3+Q4+Q5
6K (2H M )M lgQ=R0 r0
0.19138
Q=Q地+Q4+Q5
孔号
ZK1506 ZK2707
平均
降深 （m）
55.5 72 63.75
采场内大气降水迳流量
面积
W （m2）
迳流量
Q4 （m3/d）
采场外集雨面积坡流量
最大降雨迳流量
地表
迳流 系数 φ2
迳流量
Q5 （m3/d）
最大日降 水量 a
场外影响半径内地下水静储量
采场
周长 L
（m）
涌水量
Q2 （m3/d）
采场外集水面积内地下迳流量
地下
迳流 系数
φ
面积
F （m2）
涌水量
Q3 （m3/d）
地下水 涌水量
Q地 (m3/d)
采场内大气降水迳流量
年降 水量
A （m）
3889
2.57
0.06 4298073 775.49
796.16
1.0976
1808 111.41 计算公式
含水层厚度 M
（m）
引用半径γ 0 （m）
渗透系数 K
（m/d）
“承压转无压”法
20.488
262.3150612
M=H×含水率；
r0=
F'
；R=10S K
R0=γ 0+R
0.017
引用 影响半径
R0 （m） 407.58
1.366K (2H M )M lgQ=R0 r0
采 底 标 高
（m）
露采场地下水静储量
给
疏干
水
体积
度
V
μ （m3）
涌水量 Q1
（m3/d）
含水带厚 度 M
（m）
采场外影响半径内地下水静储量
影响 半径
R （m）
1808 0.0087 15187804
18.10
24.497
68.005
计算
μQ1=V
Q2=
公式
t
采 底 标
高 （m）
水位降深 S=H （m）