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

煤层顶板岩性多为砂质泥岩,底板岩性多为砂质泥
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ｔ５９，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１０２０ｍ，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 ）。

彬长矿区导水裂隙带高度的确定方法_黄阳

2. 2 导水裂隙带高度计算与评价由于综放开采导水裂隙带高度计算没有现成的
公式, 因此考虑通过对其它相似条件的矿区进行分析, 利用经验比拟法来评价。
下沟煤矿与高家堡井田相距 30余公里, 地形、地质特征均十分相似, 现在年开采量已超过 150M t。煤层平均厚度 16. 76 m, 设计预留底煤 4 m, 综放开采厚度为 12. 7 m, 工作面采高 2. 6 m, 采放比为 1 B 3. 88。目前下沟煤矿导水裂隙带的评价主要参考兴隆煤矿的评价公式。
目前国内经常采用的导水裂隙带计算经验公式为 1984年 5矿井水文地质规程 6 ( 试行 ) 和 2000年的 5建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采开采规程 6中提供的公式以及各大矿业集团根据自己矿区的实际情况总结出来的经验公式。 1. 2 公式的适应性评价
5矿井水文地质规程 6 ( 试行 ) 提供的公式适用于中厚煤层, 或厚、特厚煤层分层开采; 5建筑物、水体、铁路及主要井巷道煤柱留设与压煤开采规程 6 ( 2000版 ) 中提供的公式适用单层采厚 1~ 3 m, 累计采厚不超过 15 m, 公式形成时还没有出现放顶煤开采方法, 因此所用公式对放顶煤开采方法是否适用还需要进一步探讨。
表 2 国内相似采煤方法导水裂隙带计算资料对比表
矿区
开采煤厚
兴隆庄煤矿
南屯煤矿
平均 6m
最厚 8m
平均 6m
煤层倾斜
程度
煤层顶板岩石力学采冒比采裂比
性质
备注
)))
总体岩性 2. 7~ 属坚硬 3. 5
9. 0~ 最大采 11. 3 高综放
)))
总体岩性 3. 4~ 属坚硬 5. 3

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。

三带的形成(参考资料)

2 “三带”理论与特征2.1“三带”形成及特征工作面煤层开采后，采用垮落法处理采空区，采出空间周围的岩层失去支撑而向采空区内逐渐移动、弯曲和破坏。

这一过程随着采煤工作面的不断推进，逐渐从采场向外、向上（顶板）扩展直至波及地表，引起地表下沉，形成所谓的下沉盆地。

开采引起围岩的移动和破坏在时间及空间上是一个复杂的运动破坏过程，其特点是：上覆岩层移动和破坏具有明显的分带性，从采空区至地表，覆岩破坏范围逐渐扩大、破坏强度逐渐减弱。

在缓（倾）斜中厚煤层条件下，只要采深与采高之比达到一定值（H m>40），覆岩的破坏和移动会出现三个代表性的部分，自下而上分别为冒落带、裂隙带和弯曲下沉带，如图2-1所示。

地表321图2-1 采动覆岩移动破坏“三带”分布1—冒落带 2—裂隙带 3—弯曲下沉带2.1.1 冒落带冒落带也称垮落带，是指失去连续性、呈不规则岩块或似层状岩块向采空区冒落的岩层。

冒落岩块由于碎胀，体积较冒落前增大，增大比率可用碎胀系数表示，碎胀系数大小与岩性及采厚有关。

硬岩及采厚较大时，其值大，反之较小，平均在1.2~1.6的范围。

在自由堆积状态下，由于冒落岩块碎胀性而逐渐充填开采空间，导致冒落带发展到一定高度而自行停止。

冒落带碎落岩块在上覆岩层的沉降压力作用下被逐渐压实，甚至部分形成再生顶板。

厚煤层分层开采时，冒落岩块受重复采动的多次破坏，岩体碎度增大，碎胀系数减小。

冒落带内岩块之间空隙多，连通性强，是水体和泥沙溃入井下的通道，也是瓦斯逸出或聚集的场所。

2.1.2 裂隙带裂隙带又称断裂带或裂缝带。

裂隙大致分为两种：一种是垂直或斜交于岩层的新生裂隙，主要是岩层向下弯曲受拉产生的，它可部分或全部穿过岩石分层，但其两侧岩体基本能保持层状连续性；另一种是沿层面的离层裂隙，这种裂隙主要是岩层间力学性质差异较大，岩层向下异步弯曲移动所致。

离层裂隙要占据一定的空间，致使上部覆岩及地表下沉量减小。

地表下沉总量小于开采煤层厚度，除冒落岩块碎胀外，裂缝带的离层也是其主要原因。

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)。

矿井防治水工程常用计算公式

矿井防治水工程
常用计算公式
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2015 年 5 月 13 日
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目
录
1.突水系数公式 ...................................................... 1 2.底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式) ................................ 1 3.防水煤柱经验公式 .................................................. 2 4.老空积水量估算公式 ................................................ 2 5.明渠稳定均匀流计算公式 ............................................ 3 6.矿井排水能力计算公式 .............................................. 3 7.矿井涌水量计算 .................................................... 5 8.矿井水文点流量测定计算方法 ........................................ 5 9.浆液注入量预算公式 ................................................ 6 10.常用注浆材料计算公式及参数 ....................................... 6 11.钻探常用计算公式 ................................................. 7 12.单孔出水量估算公式 ............................................... 8 13.注浆压力计算公式 ................................................. 8 14.冒落带导水裂隙带最大高度经验公式表 ............................... 9 15.煤层底板破坏深度计算公式 ......................................... 9 16.巷道洞室围岩塑性破坏圈厚度计算 .................................. 11 17.关于帷幕厚度等参数的设计 ........................................ 11 18.预计强排水时涌水量 .............................................. 11

岩层与地表移动

3、充分采动角（ψ1、ψ2、ψ3）
在主断面上，移动盆地均匀下沉区边界点与同侧采空区边界点连线，在采空区一侧与煤层之夹角为充分采动角。在采空区下山边界、上山边界及走向边界的充分采动角分别以符号ψ1、ψ2和ψ3来表示。
4、最大下沉角（θ）
地表为非充分采动时，出现碗形盆地。在倾斜主断面上，移动盆地的最大下沉点与采空区中心连线，在下山方向与水平线的夹角为最大下沉角。如果地表充分采动时，可以用均匀下沉区中心点来求最大下沉角。
在移动盆地的主断面上，盆地的尺寸最大，移动变形值也最大，而且在主断面内的地表点基本上没有垂直于主断面的水平移动。所以，地表在主断面内所表现的移动规律是能够代表盆地的移动特征的。
开采水平煤层时，两个主断面均通过采区中心。开采倾斜煤层时，倾向主断面仍通过采区中心，而走向主断面则需根据最大下沉角θ来确定。
二、倾斜煤层及急倾斜煤层
倾斜煤层由于倾角变大，上覆岩层除有沿法线方向的弯曲外，还要沿层面向下错动，使岩层各点的移动偏向采空区下山方向。当移动稳定后，上覆岩层也会出现冒落带、断裂带和弯曲带。
开采急倾斜煤层时，岩层移动的情况就复杂多了。当煤层采空后，顶板岩层向采空区弯曲并沿层面向下移动；底板岩层有时也会向采空区隆起，并沿层面向下滑。当上履岩层的应力超过极限强度后，同样会断裂、垮落，并充填采空区。由于充填的岩石会沿采空区底板下滑，使得采空区下部被填满、压实，而采空区上部又被垮空，于是采空区上部的上覆岩层继续弯曲、断裂、冒落，岩层的移动加剧，而下部的岩层移动趋于稳定。
一、开采水平或倾斜煤层时
在采空区上方地表随基岩下沉、弯曲，形成一个具有一定范围的洼地，这个洼地即是地表移动盆地，又称为下沉盆地。在移动盆地边缘的表土上可能出现不同程度的裂缝，裂缝一般平行于采区的边界方向发展，其形状如楔形，上宽下窄，一般最深到地下五米左右就消失了。

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
２３０－３６０ｋｇ，ｃｍ）
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３００万ｄａ（中岭井为２００万，坪山井为１００
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７．００ｍ、
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１１０６２、１１０７２、１ｌ０８２工作面，３煤
层距下方６、７、８煤层层间距分别为２０ｍ、３０ｍ、
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３１．１６ｍ（３煤层），若设计１１０６２、１１０７２工作面，因导水裂隙带高度最大高度大于层间距，在考虑１１０３２Ｔ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

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。

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）。

三带计算公式

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
α——矿层倾角，o；
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 冒落带和裂隙带最大高度的经验公式
注：1、此表引自煤炭工业部制定的“矿井水文地质规程”（试行）。

2、M—累计采厚，m；n—煤分层层数；m—煤层厚度，m；h—工作面小阶段垂高，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。