导水裂隙带和冒落带最大高度计算表
上庄煤矿水文地质特征及主要充水因素分析
煤炭与化工Coal and Chemical Industry第43卷第12期2020年12月Vol.43 No. 12Dec. 2020地测与水害防治上庄煤矿水文地质特征及主要充水因素分析张亮（山西潞安环保能源开发股份有限公司地质勘査大队，山西长治046204）摘要：矿井水文地质条件是评判煤矿安全开采的重要标准之一，主要充水因素是矿井水防治的主要依据。
根据上庄煤矿地质、物探及钻井资料，综合分析了井田水文地质特征及主要充水因素，阐明了 3号煤层采空区积水及K8砂岩富水区分布特征，揭示了以导水裂隙为主要 充水通道的各煤层开采潜在风险，为矿井安全生产及矿井水防治提供了依据。
关键词：上庄煤矿；水文地质；瞬变电磁；充水通道中图分类号：TD745文献标识码：A 文章编号：2095-5979 ( 2020 ) 12-0036-04Analysis of hydrogeological characteristics and mainwater filling factors in Shangzhuang MineZhang Liang(Geology Team, Shanxi Lu^an Eiwironmental Energy Development Ltd., Changzhi 046204, China )Abstract : Mine hydrology and geological conditions are one of the most important criteria for judging the safety of mining,and the main water —filling factors are the main basis for mine water control. Based on the geological, physical explorationand drilling data of Shangzhuang Mine, the hydrological and geological characteristics as well as the main water-filling factors of the mine were analyzed comprehensively, and the characteristics of the water accumulation in the goaf of the No. 3coal seam and the distribution of the water-rich area o£ the K8 sandstone were clarified, the technology revealed thepotential risk of each coal seam mining with water-conducting fissure as the main water —filling channel, which provided thebasis for mine safety production and mine water prevention.Key words : Shangzhuang Mine; hydrogeology; transient electromagnetism; water-filling channel0引 言矿井水是影响井田经济技术评价的主要因素， 直接影响到煤矿的安全生产及生产效益〔5。
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摘要：一、引言二、冒落带高度计算方法1.经验公式2.实测数据计算3.理论分析三、导水裂隙带高度计算方法1.地下水位下降法2.钻孔冲洗液法3.地球物理法四、计算实例与分析五、结论与建议正文：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概念，它们的计算对于工程建设和水资源开发具有重要意义。
本文将介绍冒落带和导水裂隙带的高度计算方法，并通过实例进行分析，以期为相关领域提供参考。
二、冒落带高度计算方法1.经验公式冒落带高度的经验公式主要有以下几种：（1）H1=0.1D（D为洞穴直径，H1为冒落带高度）（2）H1=3.5D（D≤10m，H1为冒落带高度）（3）H1=3D（D>10m，H1为冒落带高度）2.实测数据计算通过对现场实测数据的处理和分析，可以得出冒落带高度。
实测数据包括洞穴直径、地下水位、岩石物理力学性质等。
3.理论分析根据岩溶发育原理和力学分析，可以推导出冒落带高度的理论值。
主要包括以下方面：（1）地下水动力作用下的岩溶发育规律（2）岩溶洞顶部的应力分布特征（3）冒落带形成的力学机制三、导水裂隙带高度计算方法1.地下水位下降法通过观测地下水位的下降速度和范围，结合岩溶发育特征，可以估算导水裂隙带高度。
2.钻孔冲洗液法在钻孔过程中，观测冲洗液的流量和变化，可以判断导水裂隙带的位置和高度。
3.地球物理法利用地球物理方法（如电法、地震法等）探测地下结构，结合钻孔资料，可以确定导水裂隙带的位置和高度。
四、计算实例与分析以某岩溶地区为例，通过现场实测、经验公式计算和理论分析，得出冒落带和导水裂隙带的高度。
分析结果表明，实测数据与计算结果基本一致，验证了计算方法的准确性。
五、结论与建议本文总结了冒落带和导水裂隙带的高度计算方法，并对计算方法进行了分析和实例验证。
在实际应用中，应根据具体情况选择合适的计算方法，并结合现场实测数据和理论分析，以获得更为准确的计算结果。
综采一次采全高顶板导水裂缝带发育高度的计算公式及适用性分析
综采一次采全高顶板导水裂缝带发育高度的计算公式及适用性分析白利民;尹尚先;李文【摘要】确定煤层顶板导水裂缝带高度可为顶板防治水、采掘工程布置、防水煤柱留设以及瓦斯抽采设计提供依据。
采用井下仰孔注水测渗漏法，实测山西西山煤田镇城底矿8煤导水裂缝带高度为57.98 m，其中冒落带高度16.72 m，裂隙带高度41.26 m。
依据实测结果并收集了8个矿综采一次采全高中硬覆岩下导水裂缝带高度数据，利用数理统计回归分析的方法，得出了适用于综采一次采全高中硬覆岩下导水裂缝带高度计算的经验公式，并与《煤矿安全规程》中相应经验公式进行对比分析，结果表明，该公式适用性好，而《煤矿安全规程》中有关公式应用于中厚煤层综采一次采全高开采条件预测，其误差较大。
%Setting the height of the water conducting zone in roof can provide the basis for prevention and control of roof water, mining and excavation layout, leaving the water prevention coal pillars, design of coal gas drainage. Taking No.8 seam in Zhenchengdi mine, Xishan as a study object, using water injection leakage measurenment method in overhead borehole, the height was 57.98 m, the falling zone height was 16.72 m and the fractured zone height was 41.26 m. Based on observation result from 8 mines in the similar conditions, empirical formulas of wa-ter conducting zone height for fully mechanized mining face were obtained by statistical regression analysis. The contrastive analysis of the corresponding formula in"coal mine safety regulations"was carried out. The result show that the empirical formula has good applicability, formula in"coal mine safety regulations"has relativelylarge er-ror when applied in prediction of the mining conditions for mining height of fully mechanized mining in median thick seam.【期刊名称】《煤田地质与勘探》【年(卷),期】2013(000)005【总页数】4页(P36-39)【关键词】导水裂缝带;井下仰孔注水测渗漏法;回归分析;经验公式【作者】白利民;尹尚先;李文【作者单位】山西焦煤集团西山煤电集团公司，山西太原030052;华北科技学院安全工程学院，北京 101601;山西省朔州市水工程移民办公室，山西朔州036002【正文语种】中文【中图分类】TD741;P641.4导水裂缝带发育高度是煤矿顶板防治水、采掘工程布置、防水煤(岩)柱留设以及瓦斯抽采等设计依据的主要技术参数之一，国内外众多学者对“两带”高度进行了深入研究[1-11]，结果表明，工作面顶板导水裂缝带发育受多种因素的影响，如采厚、采空区的面积、顶板岩层的结构类型、顶板管理方式、煤层的赋存状态和开采条件等，这些因素具有复杂、难定量及非线性等特点。
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
综放开采裂隙带计算
问题的提出
• 我国厚（特厚）煤层普遍采用综放开采或一次采全高 • 没有形成全国统一综放开采的“两带”高度的计算公式
• 目前《煤矿防治水规定》和《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤 柱留设与压煤开采规程 》(简称《三下采煤规程》)防隔水安全煤 （岩）柱留设方法适用于厚煤层分层综采和普采
埋藏较浅地区的安全开采； 下组煤的安全开采； 断层附近的安全开采；
一、露头风氧化带防水煤柱留设方法
防水安全煤（岩）柱 Hsh>=Hli+Hb 防砂安全煤（岩）柱 Hs>=Hm+Hb 防塌安全煤（岩）柱 Ht=Hm
防水煤（岩）柱保护层的留设 三下采煤规程规定：
覆岩岩性 松散层底部 粘土层厚度 大于累计采 厚 4A 3A 2A 2A 松散层底部 松散层全厚 松散层底部 粘土层厚度 小于累计采 无粘土层 小于累计采 厚 厚 5A 6A 7A 4A 5A 6A 3A 4A 5A 2A 3A 4A
2）、最高导水裂缝带上限高于断层上盘含水层时，防隔水煤 （岩）柱按图c留设。其计算公式为： L=L1+L2+L3=Ha(sinδ－cosδcotθ)+ (Hacosδ+M)(cotθ+cotδ) ≥20 m
式中 L--防隔水煤（岩）柱宽度，m； L1，L2，L3--防隔水煤(岩)柱各分段宽度，m； HL--最大导水裂缝带高度，m； θ--断层倾角，（°）； δ--岩层塌陷角，（°）； M--断层上盘含水层层面高出下盘煤层底板的高度，m； Ha--断层安全防隔水煤（岩）柱的宽度，m。
二、 水淹区或老窑积水区下采掘时 防隔水煤（岩）柱的留设 （防治水规定附录三之五）
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）。
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 ）。
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）。
综采一次采全高顶板导水裂缝带发育高度的计算公式及适用性分析
２ ． Ｓ ａ ｆ ｅ ｔ ｙ Ｅ ｎ ｇ ｉ ｎ ｅ ｅ ｒ ｉ ｎ ｇ ｃ ｏ ｌ ｌ ｅ ｇ ｅ ， Ｎｏ ｒ ｔ ｈ Ｃ ｈ ｉ ｎ ａ Ｉ ｎ ｓ ｔ ｉ ｔ ｕ ｔ ｅ ｏ ｆＳ ｃ ｉ ｅ ｎ ｃ ｅ ａ ｎ ｄ Ｔ ｅ ｃ ｈ ｎ ｏ ｌ ｏ ｇ ｙ ， Ｂ ｅ ｊ ｉ ｉ ｎ ｇ １ ０ １ ６ ０ １ ， Ｃ ｈ ｉ ｎ ａ ； ３ ． Ｗ ａ ｔ ｅ ｒ Ｅ ｎ ｇ ｉ ｎ ｅ ｅ ｒ ｉ ｎ ｇＭｉ ｇ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ Ｏ ｉｃ ｆ ｅ ， Ｓ ｈ ｕ ｏ ｚ ｈ ｏ ｕ ０ ３ ６ ０ ０ ２ ， Ｃ ｈ ｉ ｎ ａ ）
摘 要 ：确 定煤 层顶板 导 水裂缝 带 高度 可 为顶板 防治 水 、采掘 工程 布 置 、防水煤柱 留设 以及 瓦斯抽 采设计提 供依据 。采 用井 下仰 孔 注水测渗 漏法 ， 实测 山西西 山煤 田镇城 底矿 ８煤 导水 裂缝 带 高度
为５ ７ ． ９ ８ ｍ，其中冒落带高度 １ ６ ． ７ ２ ｍ，裂隙带高度 ４ １ ． ２ ６ ｍ。 依据 实测结果并收集 了８ 个矿综采一 次采全高中硬覆岩下导水裂缝带高度数据 ，利用数理统计回归分析的方法，得 出了适用于综采一 次采全 高中硬 覆岩 下导 水裂缝 带 高度 计 算的经验 公 式 ，并 与 （ 《 煤矿 安全 规程 》 中相应 经验公 式进
第４ １ 卷 第 ５期 ２ ０ １ ３ 年 １ Ｏ月
煤 田地 质 与 勘 探
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Ｖｂ １ ． ４１ Ｎ Ｏ． ５ Ｏｃ ｔ ． ２Ｏｌ ３
文章编号 ： １ ０ ０ １ － １ ９ ８ ６ （ ２ ０ １ ３ ） ０ ５ ． ０ ０ ３ ６ — ０ ４
行对 比分析 ，结 果表 明 ，该公 式适 用性好 ，而 《 煤矿 安全规 程》 中有 关公 式应 用 于 中厚煤 层 综采
冒落带与导水裂隙带最大高度的经验公式
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）M200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）M5400～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。
煤矿常用计算公式及其应用范围
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。
煤矿常用计算公式(地质、通风)
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)。
导水裂隙带高度计算应用探讨
导水裂隙带高度计算应用探讨【摘要】:在环境影响评价工作中对新建煤矿确定导水裂隙带高度的方法主要有经验公式法和类比分析法，近年来随着科学技术的发展，采煤方法工艺的提升，很多经验公式法已经不适用于大型煤矿导水裂隙高度计算，本文结合目前国内主要大型煤矿的开采方法、煤层厚度等参数论述类比分析法对新建煤矿导水裂隙带的确定的指导意义。
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【关键词】:导水裂隙带;类比分析;经验公式1 、引言矿井煤层开采使上覆岩层发生破坏和位移，产生冒落带、裂隙带和弯曲带，即俗称“三带”，其中导水裂隙带的高度包括冒落带和裂隙带的高度，俗称“两带”。
环境影响评价工作中确定导水裂隙带高度主要是为了保护煤层上方具有供水意义的含水层不被导通，从而保护井田内居民饮用水安全，因此，“两带”高度的确定，对保护居民饮用水含水层具有十分重要的作用。
目前，环境影响评价工作中对新建煤矿确定导水裂隙带高度的方法主要有经验公式法和类比分析法。
其中经验公式计算法主要是利用《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中的经验公式计算得出导水裂隙带高度;类比分析法主要是根据新建煤矿所在矿区的其它开采煤矿的采煤经验，获得裂采比进行类比计算(导水裂隙带是煤层采厚的几倍计)。
2 、经验公式国家煤炭工业局制定的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》一书中，煤层覆岩内坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时，厚煤层分层开采冒落带高度计算公式见表1，导水裂隙带最大高度见表2。
表1和表2计算公式概念明确，简单易求，但公式的应用范围为:单层开采厚1,3m，累计采厚不超过15m。
而近年来随着科学技术的发展，采煤方法工艺的不断提升，煤矿开采规模的不断提升，这些经验公式已经不适用于大型煤矿机械化开采的导水裂隙高度计算。
3、类比分析法类比分析法是利用与拟建项目类型相同的现有项目的实测数据进行预测分析的方法，是环评工作中预测分析常用的方法，也是定量结果较为准确的方法;该方法在评价工作等级较高、又有可资参考的相同的或相似的现有工程时，应采用此法。
冒落带与裂隙带最大高度及充水系数值的计算
１ 概
况
表 ２ 各主采煤层顶底板岩石特征 （ 岩石抗压强度
２ ３ ０ － ３ ６ ０ ｋ ｇ ， ｃ ｍ ）
煤层 名称 岩石名称 厚度 ， ｍ 岩石特征
中岭 井 田位 于 贵 州 省 毕 节 地 区纳 雍 县 西 南
部， 隶属纳雍县中岭镇管辖。 中岭煤矿总设计能力 为３ ０ ０万 ｄ ａ （ 中岭井为 ２ ０ ０万 ， 坪 山井 为 １ ０ ０
长
长
， ｍ 用 ｌ ， ｌ
煤
， ｌ 孚 ／ ｍ
采
阅 ／ ｍ
冒落带 最大高度经验公式为 ：
：
（ ３— ４ ）
（ １ ）
式中 日 一 冒落带最大高度 ， ｍ； 、 ６ 、 ８ 煤层平均煤厚代入式 （ １ ） ， 计算 得出 １ 、 ３ 、 ６ 、 ８ 煤层最大 冒落带高度 为 ７ ． ０ ０ ｍ 、
式中
一导水裂隙带最大高度 ， ｍ； － 累计采厚（ ＿ 取平均值 ） ， ｍ； 矿— 开 采分层 数 。
６ 、 ７ 、 ８ 煤层 的１ １ ０ ６ ２ 、 １ １ ０ ７ ２ 、 １ ｌ ０ ８ ２ 工作面 ， ３ 煤
层距 下方 ６ 、 ７ 、 ８ 煤层 层 间距 分 别为 ２ ０ ｍ、 ３ ０ ｍ、
根据导水裂 隙带最大高度经验公式计算 ， 最
大导水裂隙带高度值是３ １ ． １ ６ ｍ （ ３ 煤层 ） ， 若设计 １ １ ０ ６ ２ 、 １ １ ０ ７ ２ 工作面 ，因导水裂隙带高度最大高 度 大于 层 间距 ，在考 虑 １ １ ０ ３ ２ Ｔ作 面采后 对 底板
扰 动破 坏深厚 ， 设计该 两 面 ， 在掘 进或 回采 时将有
冒落带与裂 隙带最大 高度及 充水 系数 值 的计 算
塌陷预测
4、塌陷（1）塌陷、裂缝预测依据因煤炭资源开采形成的采空区有可能引起地表形成塌陷和地裂缝，对土地资源造成破坏，依据有：a.资源赋存情况及矿山开采工艺；b.煤层采深及开采方式；c.煤层倾角及主要影响角正切；d.煤层顶板岩性及顶板管理方式。
（2）预测方法1）预测塌陷区破坏面积预测：塌陷区多集中在煤层露头附近煤层埋深较浅的地段，可能产生的塌陷区范围根据《矿区水文地质规程及勘探规范》（GB12719-91）附录F：冒落、裂隙带最大高度经验公式预测。
在计算得出具体的导水裂隙带最大高度后根据《贵州省晴隆县兴鑫煤矿地质灾害危险性评估说明书》中地形地质剖面图、地质地形图和矿体走向进行相应的投影计算，初步确定预测塌陷区的范围，结合塌陷区一般产生在地形较平缓的地段，扣除其中的煤柱保护区域和风氧化带后最终确定预测塌陷区的具体面积。
2）破坏土地的利用类型预测方法：根据晴隆县国土资源局1:10000土地利用现状图将预测破坏范围勾绘在图上，并进行分析统计的方法。
3）土地拟破坏程度预测：参照同类地质条件及产量的煤矿矿山已发生的塌陷区破坏情况进行分析。
（3）预测塌陷区面积、破坏地类项目区为中山地貌，塌陷区多集中在煤层露头附近煤层埋深较浅的地段，可能产生的塌陷范围与煤层的上覆围岩岩性、岩石抗压强度、煤层的倾角、矿山开采方法、顶板管理方式等关系密切。
1）塌陷区范围预测塌陷区多集中在煤层露头附近煤层埋深较浅、地面较缓的地段，可能产生的塌陷范围根据《项目区水文地质规程及勘探规范》（附录F：冒落带导水裂隙带最大高度经验公式预测。
见表3－3。
表3-3冒落带导水裂隙带最大高度经验公式预测项目区内可采煤层特征见表3-4将表3-4中可采煤层特征与表3-3进行对比，本次选择公式①：Ht＝11.2+(100×M)/(2.4×n+3.1)计算出项目区可采煤层的导水裂隙带最大高度值为54.19m（M=5.46m，n=4）。
根据《贵州省晴隆县青利煤矿矿山地质灾害危险性评估说明书》，青利煤矿矿山综合评估剖面图确定矿体走向移动角、上山移动角取δ=γ＝60°，下山方向移动角取β=54°，将导水裂隙带最大高度值54.19m 投影在地形地质剖面图上，结合上山移动角，可量得采空塌陷影响地表范围是86.53m，再将86.53m反投在地形地质图上，在地质地形图投影计算后圈出预测塌陷区影响范围127.67hm2。
采空区冒落带、裂隙带高度确定
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）。
导水裂隙带高度
导水裂隙带高度
煤层覆岩类为坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时及厚煤层分布开采时，导水裂隙带最大高度可选择下表中给出的两种经验公式计算。
缓倾斜（<25°）和倾斜煤层(25°~45°)开采时导水裂隙带高度计算公式
开采急倾斜(>45°)煤层时冒落带高度和导水裂隙带高度计算煤层顶板岩层内为坚硬、中硬、软弱岩层，用全陷法开采时的冒落带高度和导水裂隙带高度可用以下的经验公式计算。
依据矿区水文地质工程地质勘探规范（GB12719—91）中关于冒落带导水裂隙带最大高度的经验计算公式：
其中：
H c——冒落带；
H f——导水裂隙带；
M——累计采厚，m；
h——采煤工作面小阶段垂高，m；n——煤分层层数；
m——煤层厚度，m。
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。
冒落带和导水裂隙带最大高度的计算方法
段垂高，m。
3、冒落带、导水裂隙带最大高度，对缓倾斜和倾斜煤层，系指从煤层顶面
算起的法向高度；对于急倾斜煤层，系指从开采上限算起的垂向高度。
4、岩石抗压强度为饱和单轴极限强度。
tips:感谢大家的阅读，本文由我司收集整编。仅供参阅！
风化岩石，页岩、泥质砂岩、粘土岩、第四系和第三系松散层等
″
h1=(1～2)M
5585
400×105～600×105
辉绿岩、石灰岩、硅质石英岩、砾岩、砂砾岩、砂质页岩等
″
＜400×105
砂质页岩、泥质砂岩、页岩、粘土岩、风化碉石、第三系和第四系松散层
″
h1=0.5M
注：1、此表引自煤炭工业部制定的“矿井水文地质规程”（试行）。
岩石抗压强度(Pa)
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)(m)
0～54
400×105～600×105
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
h1=(4～5)M
200×105～400×105
砂质页岩，泥质砂岩，页岩等
″
h1=(3～4)M
＜200×105
冒落带和导水裂隙带最大高度的计算方法
一、一般经验公式
h2=(1-3)h1m
式中m——矿层开采厚度，m；
k——岩石松散系数（见表附1.4 1827）
α——矿层倾角，度；
h1——冒落带高度，m；
h2——导水裂隙带高度。
二、我国煤炭部门总结的经验公式
见表1。
表1冒落带和导水