防治水计算公式经验公式汇编.docx
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防治水计算公式经验公式汇编
宝雨山煤矿防治水计算公式、经验公式汇编一、项目实施背景
河南宝雨山煤业有限公司宝雨山煤矿水文地质类型为复杂型，矿井防治水工作量大、任务艰巨。
为制定科学切实可行有效的防治水措施，工程技术人员需要花费很长时间翻阅大量的书籍查找需要的防治水计算公式、经验公式，为了提高编制防治水措施的质量及效率，组织工程技术人员搜集防治水计算公式、经验公式进行整理，编制了防治水计算公式、经验公式汇编。
二、项目实施进度安排
1、2015年1月份开始对《煤矿防治水规定》《煤矿安全规程》《地质学基础》《水文地质学基础》《构造地质学》《钻探工程》《河南煤化钻探注浆标准》中关于防治水的计算公式、经验公式进行整理及排版
2、2015年8月份开始使用。
三、项目实施过程
（一）钻探计算公式
1、钻具全长=累计孔深+残尺（机上余尺+机高）机高=钻机立轴固定盘至孔口之距离。
2、累计孔深=上次累计孔深+本次进尺
累计孔深=钻具全长-本次残尺-减尺-钻头磨损。
3、岩（煤）层真厚度计算公式：
公式：
已知岩层钻探伪厚度L，钻孔倾角α，岩层倾角或钻孔方向岩层方向岩层伪倾角β，求岩层真厚度m公式：
公式：
（1）垂直孔：
m=Lcosβ，式中β为岩层真倾角，它等于岩芯倾角。
（2）顺岩层倾向（或伪倾向）钻孔：
m=Lsin（α-β）
（3）逆岩层倾向（或伪倾向）钻孔：
m=Lsin（α+β）主要用途：
（1）用钻探资料计算岩层真厚度。
（2）设计钻孔时根据岩层厚度计算设计钻探伪厚度。
（3）反算钻孔倾角。
（二）单孔出水量估算公式
1、公式：
q=CW√2gh
式中：
q—单孔出水量（m3/s）；C—流量系数，一般取0.6～0.62；W—钻孔的断面积（m2）；g—重力加速度（9.81m/s2）；h—钻孔出口处的水头高度（m）。
为计算钻孔的平均放水量，可取最大水头高度的40~45%。
2、用途：
（1）设计放水孔孔径孔数；
（2）根据钻孔喷出水头高度估算钻孔出水量。
（三）老空积水估算公式
Q积=ΣQ采+ΣQ巷
Q采=KMF/cosaQ巷=WLK
式中Q积：
总积水量，m3；ΣQ采：
采空区积水量之和，m3；ΣQ巷：
巷道积水量之和，m3；K：
充水系数，
采空区一般取K=0.25～0.5（按老空区形成时间远近选取数据，新采空区取
值大），煤巷一般取K=0.5～0.8（根据巷道时间远近，巷道支护方式等选取数据），岩巷取K=0.8～1.0（按巷道支护方式，掘巷时间等选取数据）；F—采空积水区的水平投影面积（m2）;
M：
采空区的平均采厚，m；a:
煤层倾角；
W:
积水巷道原有断面，m2；L：
积水巷道长度，m。
（四）探放水超前距及帮距计算公式
L=0.5KM
式中：
L—超前距或帮距，m；K—安全系数取，2～5；M—煤层厚度，m；P—水头压力，MPa；
KP—煤的抗拉强度，MPa
（五）常用注浆材料计算公式及参数
1、普通水泥主要性质：
（1）普通水泥的比重3.0～3.15，通常采用3.0。
容重为1.0～1.6t/m3，通常采用1.3t/m3。
（2）普通水泥初凝为1～3小时，终凝为5～8小时（初凝为水泥从加水起到维卡试针沉入浆液中距离底板0.5～1mm时间，终凝为试针沉入净浆中不超过1.0mm所需时间）。
（3）强度：
国际普通水泥分为200、250、300、400、500、600等标号。
2、水泥浆配制公式：
（1）水灰比（ρ）公式：
ρ=Ww/Wc
式中：
Ww—水的重量
Wc—水泥的重量。
（2）水泥浆的体积计算公式：
Vg=Vc+VW。
式中：
Vg—水泥浆的体积；
Vc—水泥的体积，Vc=Wc/dc；Wc—水泥的重量；dc—水泥比重；VW—水的体积。
（3）一定水灰比配制一定体积水泥浆所需水泥和水的量计算公式：
Wc=dcV/1+dcρ
Ww=ρWc
式中：
Wc—水泥重量；
Ww—水的用量；V—欲配浆液体积；dc—水泥比重；ρ—水灰比。
（4）浆液由稀变浓计算加水泥公式：
ΔWc=（ρ2-ρ1）Wc
式中：
ρ1—原浆液水灰比。
（5）浆液由浓变稀计算加水公式：
ΔWc=[（ρ2-ρ1）ρ1]Wc
3、水玻璃浓度常用波美度表示，注浆一般使用30～45波美度。
波美度与比重计算公式为：
Be′=145-145/d
d=145/（145-Be′）式中：
d—比重；
Be′—波美度。
4、粘土浆主要参数：
（1）粘土比重一般为2，容重为1.3t/m3；
（2）粘土浆比重常用1.12～1.20；
（3）计算比重为dn的一方粘土浆中含粘土X吨公式：
X=2dn-2。
一吨粘土造比重为dn粘土浆量为1/dn方
（4）粘土水泥浆：
一方粘土水泥浆中水泥量为0.1～0.4t；加水玻璃体积比为0.5～3%。
（六）浆液注入量预算公式
1、浆液注入量预算公式：
V=AHπR2nβ
式中：
V—注浆孔浆液预算注入量（m3）；A—浆液消耗系数，一般A=1.2～1.5；H—注浆段高（m）；
R—浆液的有效扩散半径（m），一般按20m计算；
β—充填系数，取0.9
n—岩石裂隙率（%），一般根据取芯和抽压水试验来确定。
在砂岩、砂质页岩含水层n=1～3%；断层破碎带或岩溶发育的地层n最大10%。
（取0.012）。
2、用途：
（1）预计孔内注浆量；
（2）根据注入量计算扩散半径。
（七）防隔水安全煤岩柱设计计算方法
留设防水安全煤岩柱的目的是，不允许导水裂缝带波及水体。
其垂高（Hsh）
应大于或等于导水裂缝带的最大高度（Hli）加上保护层厚度（Hb（）如图7-1a，图7-1b
所示），即
Hsh≥Hli+Hb（7-1）
图7-1防水安全煤柱设计
a—缓倾斜煤层；b—急倾斜煤层
如果煤系地层无松散层覆盖和采深较小，则应考虑地表裂缝深度（Hbili）（如图
7-2所示），此时
Hsh≥Hli+Hb+Hbili（7-2）
图7-2煤系地层无松散层覆盖时防水安全煤柱设计
如果松散含水层为强或中等含水层，且直接与基岩接触，而基岩风化带亦含水，则应考虑基岩风化带深度（Hfe）（如图7-3所示），此时
Hsh≥Hli+Hb+Hfe（7-3）
或者将水体底界面下移至基岩风化带底界面。
上述式中：
Hsh—防隔水煤（岩）柱高度，m；
Hli—导水裂缝带最大高度，m；Hb—保护层厚度，m；
Hbili—地表裂缝深度，m；Hfe—基岩风化带深度，m。
图7-3基岩风化带含水时防水安全煤岩柱设计
（八）防砂安全煤岩柱设计计算方法
留设防砂安全煤岩柱的目的，是允许导水裂缝带波及松散弱含水层或已疏
降的松散强含水层，但不允许垮落带接近松散层底部。
其垂高（Hs）应大于或等于垮落带的最大高度（Hm）加上保护层厚度（Hb）（如图8-1所示），即
Hs≥Hm+Hb（8-1）
图8-1防砂安全煤岩柱设计
（九）防塌安全煤岩柱设计计算方法
留设防塌安全煤岩柱的目的，是不允许导水裂缝带波及松散弱含水层或已
疏干的松散含水层，同时允许垮落带接近松散层底部。
其垂高（Ht）应等于或接近垮落带的最大高度（Hm）（如图9-1所示），即Ht≈Hm。
图9-1防塌安全煤岩柱设计
（十）垮落带和导水裂缝带高度的设计计算
1缓倾斜（0°～35°）、中倾斜（36°～54°）煤层
（1）垮落带高度
1）如果煤层顶板覆岩内有极坚硬岩层，采后能形成悬顶时，其下方的垮落带最大高度可采用下式计算：
Hm（K
M
1）cos
（10-1）
式中：
Hm—垮落带高度，m；K—冒落岩石碎涨系数；α—煤层倾角，°。
2）当煤层顶板覆岩内为坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时，开采
单一煤层的垮落带最大高度可采用下式计算：
Hm（K
MW
1）cos
（10-2）
式中：
W—冒落过程中顶板的下沉值，m；
3）当煤层顶板覆岩内为坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时，厚煤层分层开采的垮落带最大高度可采用附表10-1中的公式计算。
（2）导水裂缝带高度
煤层覆岩内为坚硬、中硬、软弱、极软弱岩层或其互层时，厚煤层分层开采的导水裂缝带最大高度可选用表10-2中的公式计算。
表10-1厚煤层分层开采的垮落带高度计算公式
覆岩岩性（单向抗压强度及主要岩石名称）（MPa）计算公式（m）
坚硬（40～80，石英砂岩、石灰岩、砂质页岩、砾岩）中硬（20～40，砂岩、泥质灰岩、砂质页岩、页岩）软弱（10～20，泥岩、泥质砂岩）
Hm2.
Hm4.
Hm6.
100
1
100
7
100
2
M
M16
M
M19
M
M32
2.5
2.2
1.5
（十）保护层厚度的选取
1缓倾斜（0°～35°）、中倾斜（36°～54°）煤层
（1）防水安全煤岩柱的保护层厚度，可根据有无松散层及其中粘性土层厚度按附表11-1中的数值选取。
表11-1防水安全煤岩柱保护层厚度（不适用于综放开采）
单位：
m
覆岩岩性
松散层底部粘性土层厚度大于累计采厚
松散层底部粘性土层厚度小于累计采厚
松散层全厚小于累计采厚
松散层底部无粘性土层
坚
硬
4A
5A
6A
7A
中
硬
3A
4A
5A
6A
软
弱
2A
3A
4A
5A
极软弱2A2A3A4A
注：
A=∑M/n:
∑M—累计采厚；n—分层层数；附表11-2同。
（2）防砂安全煤岩柱的保护层厚度，可按表11-2中的数值选取。
表11-2防砂安全煤岩柱保护层厚度（不适用于综放开采）
松散层底部粘性土层或弱
单位：
m
覆岩岩性
含水层厚度大于累计采厚
松散层全厚大于累计采厚
坚
硬
4A
2A
中
硬
3A
2A
软
弱
2A
2A
极软弱2A2A
2急倾斜煤层（55°～90°）
急倾斜煤层防水煤岩柱及防砂煤岩柱的保护层厚度，可按表11-3中的数值选取。
表11-3急倾斜煤层防水及防砂煤岩柱保护层厚度
a
b
c
d
a
b
c
d
坚
硬
15
18
20
22
17
20
22
24
中
硬
10
13
15
17
12
15
17
19
软
弱
5
8
10
12
7
10
12
14
覆岩岩性
55°～70°71°～90°
单位：
m
注：
a—松散层底部粘性土层大于累计采厚；b—松散层底部粘性土层小于累计采厚；c—松散层全厚为小于累计采厚的粘性土层；
d—松散层底部无粘性土层。
（十二）近距离煤层垮落带和导水裂缝带高度的设计计算
1、上、下两层煤的最小垂距h大于回采下层煤的垮落带高度Hxm时，上、下层煤的导水裂缝带高度可按上、下层煤的厚度分别选用附表10-2中的公式计算，取其中标高最高者作为两层煤的导水裂缝带最大高度（如图12-1所示）。
图12-1近距离煤层导水裂缝带高度计算（h＞Hxm）
2、下层煤的垮落带接触到或完全进入上层煤范围内时，上层煤的导水裂缝带最大高度采用本层煤的开采厚度计算，下层煤的导水裂缝带最大高度，则应采用上、下层煤的综合开采厚度计算，取其中标高最高者为两层煤的导水裂缝带最大高度（如图12-2所示）。
图12-2近距离煤层导水裂缝带高度计算（h＜Hxm）
上、下层煤的综合开采厚度可按以下公式计算（如图12-3所示）。
Mz12M2
h12
y
M1
2
（12-1）
式中：
Mz1-2—上、下层煤综合开采厚度，m；M1—上层煤开采厚度，m；M2—下层煤开采厚度，m；
h1-2—上、下层煤之间的法线距离，m；y2—下层煤的冒高与采厚之比。
图A.1.6-3缓倾斜近距离煤层的综合开采厚度
3如果上、下层煤之间的距离很小时，则综合开采厚度为累计厚度：
Mz12
M1M2
（12-2）
式中各参数同公式（12-1）。
（十三）地表裂缝深度的实测结果
地表裂缝深度与岩性及采深采厚比等因素有关。
我国部分煤矿地表裂缝深度的实测结果见表
13-1。
（十四）含水或导水断层防隔水煤（岩）柱的设计计算
含水或导水断层防隔水煤（岩）柱的设计（附图14-1）可参照下列经验公式计算：
L0.5KM
3p
≥20m（14-1）
KP
表13-1部分煤矿地表裂缝深度实测资料
矿区或矿名
采深采厚比
裂缝处岩（土）性裂缝深度（m）
附注
阜新清河门矿
开滦唐家庄矿
松散层0.4～0.6
松散层5～6
直接量测
直接量测
开滦范各庄矿辽源胜利矿
抚顺胜利矿
松散层1.76
松散层5.0
松散层7～8
直接量测直接量测
直接量测
新汶孙村矿枣庄柴里矿
扎賚诺尔矿
11～12
松散层2.5～3.0
松散层（砂质粘土）6～10
松散层（砂质粘土）1.9～2.0
直接量测直接量测
直接量测
淮南毕家岗矿
合山柳花岭矿
30～40
松散层（砂质粘土）2.8～3.0
松散层（砂质粘土）2.1～4.1
槽探
槽探结果
淮南李咀孜矿
18～34
松散层（砂质粘土）2.0～3.0
槽探结果
峰峰通二矿
40～80
松散层（砂质粘土）6.0～8.0
深沟观测
峰峰通二矿
19
松散层（粘土、亚粘土）＞10.0
槽探结果
式中：
L—煤柱设计的宽度，m；
K—安全系数，一般取2～5，一般取4；M—煤层厚度或采高，m；p—水头压力，MPa；
Kp—煤的抗拉强度，MPa。
图14-1含水或导水断层防隔水煤（岩）柱设计
（十五）煤层与强含水层或导水断层接触防隔水煤（岩）柱的设计计算
煤层与强含水层或导水断层接触，并局部被覆盖时，防隔水煤（岩）柱的设计如下：
1当含水层顶面高于最高导水裂缝带上限时，防隔水煤（岩）柱可按附图
15-1a、附图15-1b设计。
其计算公式为：
L=L1+L2+L3=Hacscθ+HLcotθ+HLcotδ（15-1）
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15-1c
设计。
其计算公式为：
L=L1+L2+L3=Ha（sinδ－cosδcotθ）+（Hacosδ+M）（cotθ+cotδ）≥20m（15-2）
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。
图15-1煤层与富水性强的含水层或导水断层接触时防隔水煤（岩）柱设计
Ha值应当根据矿井实际观测资料来确定，即通过总结本矿区在断层附近开
采时发生突水和安全开采的地质、水文地质资料，计算其水压（p）与防隔水煤
（岩）柱厚度（M）的比值（Ts=p/M），并将各点之值标到以Ts=p/M为横轴，以埋藏深度Ｈ０为纵轴的坐标纸上，找出Ts值的安全临界线（图15-2）。
Ha值也可以按下列公式计算：
Hp10
T
a（15-3）
s
式中:
p—防隔水煤（岩）柱所承受的静水压力，MPa；Ts—临界突水系数，MPa／m；10—保护带厚度，一般取10m。
图15-2Ts和Ｈ０关系曲线图
本矿区如无实际突水系数，可参考其他矿区资料，但选用时应当综合考虑隔水层的岩性、物理力学性质、巷道跨度或工作面的空顶距、采煤方法和顶板控制方法等一系列因素。
十六、煤层位于含水层上方且断层导水时防隔水煤（岩）柱的设计
在煤层位于含水层上方且断层导水的情况下（附图16-1），防隔水煤（岩）柱的设计应当考虑2个方向上的压力：
一是煤层底部隔水层能否承受下部含水
层水的压力；二是断层水在顺煤层方向上的压力。
图16-1煤层位于含水层上方且断层导水时防隔水煤（岩）柱设计
当考虑底部压力时，应当使煤层底板到断层面之间的最小距离（垂距），大于安全煤柱的高度（Ha）的计算值，计算结果应大于20m。
其计算公式为
LHa
sin
≥20m（16-1）
式中:
α—断层倾角，°；其余参数同前。
当考虑断层水在顺煤层方向上的压力时，按含水或导水断层防隔水煤（岩）柱
的设计计算煤柱宽度。
根据以上两种方法计算的结果，取用较大的数字，计算结果应大于20m。
如果断层不导水（附图16-2），防隔水煤（岩）柱的设计尺寸，应当保证含
水层顶面与断层面交点至煤层底板间的最小距离，在垂直于断层走向的剖面上大于安全煤柱的高度（Ha）时即可,计算结果应大于20m。
图16-2煤层位于含水层上方且断层不导水时防隔水煤（岩）柱设计
（十七）水淹区或老窑积水区下采掘时防隔水煤（岩）柱的设计
1巷道在水淹区下或老窑积水区下掘进时，巷道与水体之间的最小距离，应大于或等于巷道高度的10倍。
2在水淹区下或老窑积水区下同一煤层中进行开采时，若水淹区或老窑积
水区的界线已基本查明，防隔水煤（岩）柱的尺寸应当按含水或导水断层防隔水煤（岩）柱的设计计算煤柱宽度。
3在水淹区下或老窑积水区下的煤层中进行回采时，防隔水煤（岩）柱的尺寸，应大于或等于导水裂缝带最大高度与保护带高度之和。
（十八）保护地表水体防隔水煤（岩）柱的设计
保护地表水体防隔水煤（岩）柱的设计，可参照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱设计与压煤开采规程》执行。
（十九）保护通水钻孔防隔水煤（岩）柱的设计
根据钻孔测斜资料换算钻孔见煤点坐标，按本规范中含水或导水断层防隔水煤（岩）柱的设计的办法留设防隔水煤（岩）柱，如无测斜资料，应当考虑钻孔可能偏斜的误差。
（二十）相邻矿（井）人为边界防隔水煤（岩）柱的设计
1水文地质简条件单型到中等型的矿井，可采用垂直法设计，但总宽度应
大于或等于40m。
2水文地质复杂型到极复杂型的矿井，应当根据煤层赋存条件、地质构造、静水压力、开采上覆岩层移动角、导水裂缝带高度等因素确定。
1）多煤层开采，当上、下两层煤的层间距小于下层煤开采后的导水裂缝带高度时，下层煤的边界防隔水煤（岩）柱，应当根据最上一层煤的岩层移动角和煤层间距向下推算（见图20-1a）。
2）当上、下两层煤之间的垂距大于下煤层开采后的导水裂缝带高度时，上、下煤层的防隔水煤（岩）柱，可分别设计（见图20-1b）。
Hli—导水裂缝带上限;Ｈ１、Ｈ２、Ｈ3—各煤层底板以上的静水位高度；γ—上山岩层移动角；β—下山岩层移动角；Ｌy、Ｌ１y、Ｌ２y—导水裂缝带上限岩柱宽度；Ｌ１—上层煤防水煤柱宽度；Ｌ2,Ｌ3—下层煤防水煤柱宽度
图20-1多煤层地区边界防隔水煤（岩）柱设计
导水裂缝带上限岩柱宽度Ｌy的计算，可采用下列公式：
LHHL1
y
10Ts
≥20m（20-1）
式中:
Ly—导水裂缝带上限岩柱宽度,m;
H—煤层底板以上的静水位高度，m;Hli—导水裂缝带最大值，m；Ts—水压与岩柱宽度的比值，可取１。
（二十一）以断层为界的井田防隔水煤（岩）柱的设计
以断层为界的井田，其边界防隔水煤（岩）柱可参照断层煤柱设计，但应当考虑井田另一侧煤层的情况，以不破坏另一侧所留煤（岩）柱为原则（除参照断层煤柱的设计外，尚可参考图21-1所示的例图）。
L-煤柱宽度；Ls,Lx-上、下煤层的煤柱宽度；Ly-导水裂缝带上限岩柱宽度；Ha、Has、Hax-安全防水岩柱厚度；Hli-导水裂缝带上限；p—底板隔水层承受的水头压力
图21-1以断层分界的井田防隔水煤（岩）柱设计
（二十二）水体上采煤防水安全煤岩柱的设计
设计防水安全煤岩柱的原则是，不允许底板采动导水破坏带波及水体，或
与承压水导升带沟通。
因此，设计的底板防水安全煤岩柱厚度（ha）应大于或等于导水破坏带（h1）和阻水带厚度（h2）之和（附图22-1a），即：
ha≥h1+h2（22-1）
如果底板含水层上部存在承压水导升带（h3）时，则底板安全煤岩柱厚度（ha）应大于或等于导水破坏带（h1）、阻水带厚度（h2）及承压水导升带（h3）之和（附图22-1b），此时
ha≥h1+h2+h3（22-2）
如果底板含水层顶部存在被泥质物充填的厚度稳定的隔水带时，则充填隔
水带厚度（h4）可以作为底板防水安全岩柱厚度（ha）的组成部分，见图A.2.1-1c，则
ha≥h1+h2+h4（22-3）
图22-1底板防水安全煤岩柱设计示意图
a—无导升带的正常底板条件；b—存在导升带；c—底板含水层顶部存在充填隔水带
（二十三）底板采动导水破坏带深度（h1）的计算
1统计公式法
底板采动导水破坏带深度可通过现场观测获得。
我国煤矿的观测结果表明，底板采动破坏程度主要取决于工作面的矿压作用，其影响因素有开采深度、煤层倾角、煤层开采厚度、工作面长度、开采方法和顶板管理方法等。
其次是底板岩层的抗破坏能力，包括岩石强度、岩层组合及岩石裂缝发育状况等。
表23-1中仅列出与底板采动破坏深度关系最密切的工作面斜长、采深、采
厚和倾角等因素的实测参数，其统计范围工作面斜长30～200m，采深100～1000m，倾角4°～30°，一次采高0.9～5.4m（分层开采总厚度＜10m）。
采用回归分析，只考虑工作面斜长，得出下述统计公式：
h1=0.7007+0.1079L（23-1）
1
h=0.303L0.8（23-2）
式中：
h1—底板采动导水破坏带深度，m；L—壁式工作面斜长，m。
若考虑采深、倾角和工作面斜长，则可得下述统计公式：
h1=0.0085H+0.1665α+0.1079L-4.3579（23-3）
式中：
H—开采深度，m；α—煤层倾角，°。
断层带附近的采动导水破坏带深度比正常岩层中增大约0.5～1.0倍。
2理论计算法
应用断裂力学及塑性力学理论，可得到下列公式：
h=1.57γ2H2L/4R2（23-4）
0.015H
h1
2
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