淮南市矿山测量工程设计书.doc

淮南市矿山测量工程设计书一 工程概况1.1 交通位置与自然地理条件该矿区淮南市位于亚热带和暖温带的过渡地带，气候条件优越，其主要气候特征是：春温多变，夏季雨水集中（占全年雨量的50%），春季次之，秋季较少，冬季最少，累计年平均降水为937.2毫米。秋高气爽、冬季干冷、季风显著、四季分明。累计年平均气温为15.3。无霜期较长，最长为261天，最短为179天，平均为224天。冻土深度为0.3m。井田范围北起F81断层，南止F211断层，西自1煤层隐伏露头，东至三十一勘探线和13-1煤层-1000m底板等高线地面垂直投影线。全井田南北走向长平均约13km，东西倾斜宽平均11km左右，面积约140km2。测区内总体地势平坦，最大高差不足4m；村庄密集，高大树木较多，不利于采用常规三角网和导线网进行平面控制；乡村道路较为发达，大部分道路能通行汽车，其余部分可通行三轮摩托车，交通便利。1.2 地质采矿条件简介地层及煤层：本井田新生界松散层厚224.10576.00m。含煤地层为石炭、二叠系，共有9层可采煤层，平均总厚度24.11m，其中13-1、11-2、8、6-2和1煤层为主采煤层，平均总厚度21.14m，各煤层赋存稳定，倾角一般515。地质构造：本井田地层形态总体为一走向近南北、倾向东的反“S”型单斜构造。共发现断层167条，大致可划分为近东西、北西、北东向3个断层组。由于受区域构造作用影响，井田五线以北构造中等，五线F92断层之间构造简单，F92断层以南构造中等偏复杂。煤炭：9层可采煤层共有地质储量（因无D级储量，亦为工业储量）26.3亿吨。可采储量12.97亿吨（-850m以上7.60亿吨）。煤质：为中灰富灰、特低硫、低磷特低磷、富油高油、高熔难熔灰分、具较强粘结的气煤和1/3焦煤。可供动力、炼焦配煤和化工之用。水文：本井田新生界松散层自上而下可分为3部分；每部分又分为3个含水组和3个隔水组，共计分为4个含水组、4个隔水组和1个碎石层。其中下3含水组在七线以北与基岩直接接触，为基岩含水层的主要补给水源；二叠系砂岩以中、细粒为主，富水性弱，以储存量为主，为矿坑的充水因素之一；煤系地层下伏的太原群灰岩距1煤层约1620m，灰岩水水压较高，在开采1煤层时需采取疏水降压措施。区域资料表明，奥陶系灰岩的中上部岩溶裂隙比较发育，虽分布不均，但富水性较强，系太灰的主要补给水源。矿井初期开采4-117-2煤时正常涌水量为850m3/h，最大涌水量为1330m3/h；开采1煤时，经蔬水降压后，另增太灰涌水量805m3/h。瓦斯：本矿井属高瓦斯矿井。地温：本井田平均地温梯度为3.08/100m；预计-780m水平地温为37.743.7，平均40.1，属地温异常区。煤层可燃性及煤尘爆炸性：本井田可采煤层除6-2和1煤层不自燃很易自燃以外，其余均很易自燃。煤尘均具有强爆炸性。地下水资源：本井田地下水资源十分丰富。新生界第二含水组水质均符合饮用水标准，含水组沙层较厚，水量丰富，水质优良，可作为矿井饮用水等生活用水水源；另外，矿井井下排水量较大，正常涌水量为850m3/h，经深度净化处理后也可满足矿井生产用水的要求，因此矿井供水水源丰富可靠。本井田面积大，煤层埋藏深，煤层数目多且赋存平缓，因此设计确定矿井采用立井、分区开拓、分区通风、集中出煤的开拓方式。主要巷道采用主要石门及分层（组）大巷布置形式。全井田划分为中央区、西区、北区和南区4个分区。矿井初期先开中央区，其他分区为接替区。根据矿井提升、通风等要求，矿井投产时在中央区工业场地内设主井、副井和中央回风井3个井筒；并预留1个主井位置。西区、南区和北区分别设进、回风井井筒各1个，形成各自独立的通风系统；其中进风井装备提升设备，用于各分区辅助提升。全矿井共设井筒11个。全井田划分2个生产水平开采。其中，一水平标高为-780m，采用上、下山开采，下山采至-850m；二水平标高-950m，亦采取上、下山开采，下山采至-1000m。本矿井煤层倾角小，一般515。因此，根据不同采区块段的开采条件及开拓布置，确定采区采用走向长壁与倾斜长壁相结合的布置方式。1.3 工程概况1.3.1南区井巷工程概况南区主要作为整个矿井的后备采区,为该矿的后备主力采场,出煤系统仍由中央区主井承担。考虑到行人运料战线长以及通风能力不足，南区布设进风井和回风井2个立井，设计断面进风井8.6m、回风井7.2m。回风井2008年7月正式开挖，进风井2008年10月，第一水平设计标高-796m，第二水平-905m。水文地质情况：表土（新地层）段300350m，以沙层为主，富水性强。基岩段以泥岩、砂质泥岩和砂岩为主，局部砂岩富水性较强，井筒穿过煤层主要为11-2和13-1煤层。施工方法采用冻结法，井筒外围预注浆，局部通风机供风。表土（新地层）段人工挖掘，基岩段炮掘，模板浇注混凝土，其中基岩段双层井壁，内壁采用套壁法施工。单层井壁厚度0.50.8m，施工时井筒内主要设施包括吊盘、模板、风水管路、电缆线、吊桶、散钻、大抓、双路风筒等目前，进风井已掘至-550m标高，回风井接近第一水平-796m。回风井-796m马头门拨开后，便施工-796m井底车场，首先与进风井贯通。1.3.2 中央区井巷工程概况中央区与南区均为立井开拓，中央区第一水平标高-780m，南区第一水平设计标高-796m，第二水平-905m。南区布设两个井筒进风井和回风井，中央区副井与南区回风井间直线距离4.6km。根据设计图纸和生产安排，中央区与南区第一水平大巷预计2009年下半年进行贯通，中央区与南区大巷总长约4.9km,共设计三条大巷，即胶带机大巷、轨道大巷和回风大巷，设计巷道净断面5.6m4.4m，锚网喷支护一次成巷，软岩地段采用U型钢二次支护。地质概况：目前该矿南翼采区处于开拓之中，南翼轨道大巷将先后穿过6080、H=050m的FD95逆断层，5055、H=555m的FD108-1正断层，65、H=085m FD108正断层, 7080、H=030m的F114-1正断层等大型断层。该区为地质异常带，有新构造断层活动的迹象，目前南翼轨道大巷迎头底板距11-2煤层顶板法距约25m，巷道向前掘进过FD95逆断层后巷道顶板距13-1下煤层底板法距约20m左右；穿过FD108-1正断层后将进入13-1煤层顶板地层中掘进，巷道底板距13-1煤层顶板最小法距不到20m；穿FD108正断层后将揭露13-1煤层，并穿过13-1煤层，进入其底板中掘进；在穿F114-1断层附近将可能揭露11-2煤层，巷道穿F114-1断层后最终进入11-2煤层底板中掘进。该区域构造极其复杂，断层众多且落差较大，受其影响，巷道施工层位及岩层产状变化强烈，岩性复杂且岩体破碎。水文地质概况：南翼轨道大巷构造发育，岩体破碎，受其影响，煤系砂岩含水层富水性好，巷道掘进时将会时常发生顶底板涌水现象。巷道在穿FD95及F108等断层时，受大断层影响，砂岩富水性将会进一步增强，且存在导通新生界下含水的可能性。该区域构造复杂。中央区向南施工的“南二11-2胶带机大巷和南二11-2轨道大巷”是连接中央区和南区间运输与回风的主干工程，到2009年4月，分别掘进 约1.9km和1.6km，与南区西翼轨道石门剩余贯通距离约3.0km，待南区西翼轨道石门施工后，中央区和南区大巷将进行对向掘进，巷预计09年下半年进行贯通，为确保中央区与南区两井间长距离大巷的准确贯通，按煤矿测量规程的要求，应进行贯通测量方案的设计。1.4 已有测量成果概况该矿区平面控制网属原矿务局的三等三角网。该网是物测队于1981年建立的，根据该市城建局于1975年施测的三等三角网和物测队于1981年施测的三等三角网组合而成，其成果经物测队进行两网的整体平差后提供的。平差采用的坐标系统为BJ-54坐标系，中央子午线经度为120，投影带为3带的第40带。该网平差后的测角中误差为0.58,最弱点点位中误差为0.022m，最弱边边长相对中误差为1/21万。2007年4月，为确保矿区安全生产，该矿与某大学联合建立矿区基准网，以确保这两个大巷的正确贯通，并建立近10年内不受开采影响（含邻近矿区开采影响）的矿区测绘基准。矿区平面基准网由26个D级GPS点组成，高程基准网为18个点（其中16个点为D级GPS点）构成的三等水准网（路线总长约71.4 km ）组成。GPS平面基准网转换到BJ-54坐标系下后，点位中误差均在0.5cm以内，最大点位误差为0.28cm，平均为0.16cm；最弱边边长相对中误差为1/41万，平均为1/663万；相邻点间的坐标方位角中误差最大不超过1，平均为0.05。三等高程基准网平差后的单位权中误差为，每公里观测高差观测值的全中误差为4.2 mm。在中央区，布设由P0、P5、P6和P7等四个矿区基准网点（D级GPS点）组成的近井网，其中P0和P5点位于楼顶，P6和P7点位于工广内；P25为D级GPS点和三等水准点，也为矿区基准网中的点。在南区，布设由K5、I132、G6和G11等四个矿区基准网点（D级GPS点）组成的近井网，其中K5和G6点位于楼顶，I132和G11点位于工广外围；I132和G11点同时为三等水准点。1.5 设计依据 1、矿山测量学 主编 张国良 中国矿业大学出版社 2008年10月 2、GPS测量原理及应用 武汉大学出版社主编 徐绍铨 3、GPS测量操作与数据处理主编 魏二虎 黄劲松 武汉大学出版社 4、应用工程测量主编 胡振琪煤炭工业出版社 5、坐标系统一个矿区应采用统一的坐标和高程系统。为了便于成果、成图的相互利用，采用国家3带高斯平面坐标系统。在特殊情况下，可采用任意中央子午线或矿区平均高程面的矿区坐标系统。平面坐标系采用1954北京坐标系。按3分带，中央子午线经度为L0=117，投影带为第39带，横坐标加500Km。矿区高程尽可能采用1985国家高程基准，当无此条件时，方可采用假定高程系统。1.6 贯通限差的确定表1-1 导线测量主要技术要求等级导线长度(Km)平均边长(Km)测角中误差()测距中误差(mm)测距相对中误差(mm)测回数方位角闭合差()相对闭合差三等1431.820610四等91.52.51846一级40.551524二 地面连接测量的方案设计2.1 技术规范及限差要求表2-1 近井光电测距导线的布设与精度要求等 级附（闭）合一般边长测距相对测角中误差导线全长导线长度（km）中误差相对闭合差（km）三等导线15251/1000001.81/00000四等导线10121/1000002.51/40000一级导线50.51/3000051/20000二级导线30.251/20000101/10000煤矿测量规程规定，两井两次独立定向所算得的井下定向边的方位角之差，不应超过1。则一次定向的中误差为 若忽略投向误差，认为井上、下连接误差大致相同，则2.2 平面连接测量方案设计本设计中，井上测设采用二级导线，从两个给定已知点M、N敷设导线，求得近井点的坐标及方位角，设计图见图1-1（绿色部分为井上导线）。图2-1 近井点测量设计图本设计中，在井下定向水平，测设经纬仪导线A-1-2-3-4-5-6-7-B，导线采用15基本控制导线。导线布设图见图1-2（蓝色部分为井下导线）。图2-2 井下导线布设图2.3 高程连接测量方案设计 主井与回风井之间的水准测量，以两近井点同时作为水准基点。为顾及两井口水准基点相对高程中误差引起贯通点K在Z轴方向的偏差中误差的限定值，即0.03m，所以井口水准基点的高程测量按照国家水准测量规范四等水准测量的精度要求测设。本次地面水准测量作业方案为自已知三角点一起测，沿水准支线测设到近井点一，此段为双程往返测量。从水准点一开始向主井布设水准支线，传递主井高程。回风井高程传递方案同主井，从已知三角点一布设水准支线，测设到近井点二，再从近井点二向回风井布设水准支线，同样采用双程往返测量。两近井点间的水准测量最终结果均取两次测得高程的平均值。以下为略图： 三角点一 近井点 图 2-3 地面水准略图 水准测量采用国产北京光学仪器厂DS3自动安平水准仪，区格式木质水准尺。每一测站采用两次仪器高法观测两点之间的高差，两次测得结果若在5mm限差之内，则取两次结果平均数作为所测高差结果。由于测区内地理原因，为了防止脚架的升降，应自备尺垫。为减弱水准标尺的零点误差及仪器及脚架沉降所带来的误差对观测结果的影响，从三角点一到近井点一、二之间测段都布设为偶数段测站，并且在观测过程中，相邻测站间标尺要互换。高程控制与平面控制一样，亦自成系统。三 联系测量方案设计3.1 立井几何定向主井：采用一井定向，三角形法连接，一井独立定向六次。回风井：采用一井定向，三角形法连接，一井独立定向六次。 图3-1 稳定投点的设采用连接三角形进行一井定向时，要在井筒挂两根垂球线。投点时，采用单重投点法，即在投点过程中，垂球的重量不变。在投点过程中，为了减少投点误差，可尽量增加两垂球线间距离，并选择合理的垂球线位置。在定向时，最好定制风机运转或增设风门，减小风速，以此减少马头门处气流对垂球线的影响。对钢丝要有明确的要求，最好采用小直径，刚强度的钢丝，适当增加垂球重量，并将垂球浸入稳定杆液体中。而且在淋水大的井筒，必须采用挡水措施，并在大水桶上加挡水盖。 进行单重稳定投点所需设备和安装系统如图2-1所示。缠绕钢丝的手摇绞车固定在出车 平台上，钢丝通过安装在井架横梁上的导向滑轮2、自定点板3的缺口挂下，定点板固定在一专用的木架4上，用以稳住垂线悬挂点的平面位置，使其不受井架震动的影响。在钢丝下端挂上垂球，并将它放在盛有稳定液体的水桶6中。 本次设计任务两井投点略图如下：其中1点为井下第一起算点，在后面将详细说明。副井与主井方式相同，01为起算点。 近一 近二 南区回风井 主井 0点 01点 00点 01点 图3-2 井下投点略图 3.2 投点及连接投点： 在两个立井中各悬挂一根垂球线A和B。投点的方法与一井定向相同，只是每个井筒悬挂一根钢丝，投点工作比一井定向简单，而且占用井筒时间短。指用锤线或激光束将地面点的位置通过立井传递至定向水平的测量工序。包括单重稳定投点、单重摆动投点和激光投点。本矿井筒400左右，不算太深，滴水不大，井筒气流比较缓和，因此决定采用单重稳定投点方式。所需设备及要求：垂球：50-100kg；钢丝：0.5-2mm的高强度优质碳素弹簧钢丝；单闸手摇绞车；导向滑轮：直径不小于150mm；定点板；加盖大水桶；小锤球。地面连接: 地面连接的任务在于测定两垂球的坐标, 再由坐标算出两垂球的方位角来。关于地面连接的方式,根据两井筒相距的远近而有所不同。当两井相距较近时,则可插入一个近井点, 然后用导线连接，当两井相距较远时, 则可在两井筒附近各插入一个近井点来连接。如图1 所示。当敷设导线时, 应该使导线具有最短的长度并尽可能沿两垂球连线的方向延伸, 因为此时量边误差对联线的方向不产生影响。一般可按照设立近井点的要求进行测量, 但在定向之前, 应根据一次定向测量中误差不超过20的要求。井下连接: 在定向水平上, 一般可用井下 7经纬仪导线将两垂球线连接起来,在巷道形状可能的情况下,和地面连接导线一样尽可能沿两垂球方向敷设,并使其长度最短。在选定了井上下连接方案后,应进行精度预计。如果井下经纬仪导线起始边的方位角中误差Ma0不超过20,方案才能被采用。3.3 联系测量的测量误差图3-31、 选择井上下连接点C和C时，应满足下列条件：1） 点C与D及C与D应彼此通视，且CD和CD的长度应尽量大于20m当CD边小于20m时，在C点进行水平角观测，其仪器必须对中三次，每次对中应将照准部（或基座）变换120；2） 点C和C应尽可能设在AB延长线上使三角形的锐角应小于2，这样便构成最有利的延伸三角形；3） 点C和C应适当 靠近最近的垂球线中，使a/c及b/c之值应尽量小一些；2、 外业1） 、在连接点C上用测回法测量角度和。当CD边小于20m时，在C点的水平角观测，仪器应对中三次，每次对中应将照准部位置变换120。具体的施测方案和限差见下表表3-1 实测方法及误差仪器级别水平角观测方法测回数测角中误差限差半测回归零差各测回互差重新对中测回间互差DJ2全圆方向观测法36121260DJ6全圆方向观测法663030722） 丈量连接三角形的三个边长a(a）、b（b）及c（c）。量边应用检验过的钢尺并施加比长时的压力，记录测量时的温度。在垂线稳定的情况下，应用钢尺的不同起点丈量6次。读数估读到0.5mm。同一边各次观测值的互差不得大于2mm，取平均值作为丈量的结果。 摆动的情况下，应将钢尺延所量三角形的各个方向固定，然后用摆动观测的方法（至少连续读取六个读数），确定钢尺在钢丝上的稳定位置，以求得边长。每次均须用上述方法丈量两次，互差不得大于3mm取平均值作为丈量的结果。井上下丈量得两垂球间的距离的互差不得超过2mm.3、 内业内业分为两部分：解算连接三角形各边未知要素及其检核；按一般导线方法计算各边的方位角与各点坐标。1） 三角形的解算对于延伸三角形，垂球处的角度、按正弦公式计算当178，可用下列简化公式计算在计算三角形时，应用井下定向水平丈量的和计算的两垂球线之间距离平差值进行计算。2） 、测量和计算正确性的检验（1） 连接三角形三角内角和应等于180。一般均能闭合，若尚有微小的残差时则可将其平均分配于、中。（2） 两垂球间的距离的检查。设为两垂球线间的实际丈量值，为其计算值，则：式中可按余弦公式计算：当井上连接三角形中d2mm,井下连接三角形中d4mm且符合煤矿测量规程要求时，可在丈量的边长a、b及c中分别加入下列改正数：3.4 工作组织与安全措施 工作组织的主要流程有：（1）准备工作选择连接方案，做出技术设计；定向设备及用具准备；检查定向设备及检验仪器；预先安装某些投点设备和将所需用具设备等送至定向井口和井下；确定井上下负责人，同一负责指挥和联络工作。（2）制定地面的工作内容及顺序（3）制定定向水平上的工作内容和顺序（4）定向时的安全措施：定向过程中应劝阻一切非定向工作人员在井筒附近停留；提升容器应牢固停妥；井盖必须结实可靠地改好；对定向钢丝必须事先仔细检查，放提钢丝时应事先通知井下，只有当井下人员撤离时才能开始；垂球未到井底，人员不得进入井筒；钢丝要均匀慢放。（5）定向后的技术总结：包括定向测量的实际时间安排，实际参与定向的人员和分工；地面连测导线的计算成果及精度；定向的内业计算和精度评定；定向测量的综合评述和总结。2.1.4 内业数据处理由于每个井筒内只投一个点，不能直接推算井下导线边的方位角。因此，首先采用假定坐标系统，然后经过换算求得与地面坐标系统一致的方位角。（1）根据地面导线计算、点坐标，通过坐标反算原理求出两锤球线连线在地面坐标系统中的方位角、边长； （2）建立井下假定坐标系统，计算在定向水平上两锤球线连线的假定方位角、边长。通常为了计算方便，假定-1边为轴方向，与-1垂直方向为轴，点为坐标原点，即 ， 。计算井下连接导线各点假定坐标，直至锤线B的假定坐标 和 。再通过反算公式计算的假定方位角及其边长： 理论上讲， 和 应相等。（3）按地面坐标系统计算井下连接导线各边的方位角及各个点的坐标。式中 若 时，然后根据 之值，以锤线的地面坐标重新计算井下连接导线各边的方位角及各点的坐标，最终求得锤线的坐标。井下连接导线按地面坐标系统算出点坐标值应和地面连接导线所算得的点坐标值相等。为了检核，两井定向也应独立进行两次，两次算得的井下起始边的方位角互差不得超过1。3.5 高程导入采用钢丝法导入标高时，首先应在井筒中部悬挂一钢丝，在井下端悬一重锤，使其处于自由悬挂状态。图3-3施测方法：在井上、井下同时用水准仪测得A、B处水准尺上的读数a和b，并用水准仪瞄准钢丝，在钢丝上作上标记；变换仪器高再测一次，若两次测得的井上、井下高程基点与钢丝上相应标志间的高差互差不超过4mm，则可取其平均值作为最终结果。可通过在地面建立的比长台用钢尺往返分段测量出钢丝上两标记间的长度，且往返测量的长度互差不得超过L/8000(L为钢丝上两标志间的长度)。这样，井下水准基点B的高程HB即可通过下式求得：HL（a-b)3.6 高程导入精度估算导入高程均需独立进行两次，也就是说在第一次进行完毕后，改变其井上下水准仪的高度并移动钢尺，用同样的方法再作一次。加入各种改正数后，前后两次之差，按煤矿测量规程规定一般取导入高程的误差，d为允许误差，约等于井深的1/8000。四 井下控制测量方案设计4.1 井下导线测量 井下贯通导线的起始可从主井井底石门起始边1-2和副井井底石门起始边01-02开始，其中2、02为巷道掘进后布设的第一个导线点。根据地面控制测量、联系测量、导入高程可以得到井下起始点1、01的三维坐标，根据坐标反算，可以得到巷道的掘进坡度及掘进距离。从而可根据井下导线测量的相关规程布设合适的导线进行井下导线测量工作。根据井下两起算点的坐标及高程反算出掘进方向及坡度后，与原设计坡度值进行对比，若差值在容许范围之内时， 则要进行实地中线及腰线的标定。相应的井下待贯通巷道的导线点要布设在巷道标定中线方向上，根据相应等级，均匀布设。主井的地下起算点为石门处的1点。同样副井地下起算点为石门处01。向斜巷贯通点K敷设7级导线。测角与地面采用相同的仪器，三鼎STS-75R2全站仪，两个测回施测。量边同样采用此仪器，每边往返测四个测回，一测回内读数较差不大于10mm,单程测回最大互差不大于15mm。往测及返测边长化算为水平距离（经气象和倾斜改正）后的互差，不得大于边长1/6000。由于井下导线测量不同于地面上导线测量，并非一次全面布网，而是随井下掘进而逐步布设。本次工程的布设方案即为，由1、01点初步给出新巷道的掘进方向，随巷道的掘进先敷设低等级的30级导线，用以控制巷道中线的标定。随巷道掘进30100m延长一次。当巷道掘进到300-500m时，再敷设15级基本控制导线，用来检查前面已敷设的低等级导线。所以其起始边和最终边一般应与低等级控制导线点相重合。当巷道继续向前掘进时，以 高等级导线所测设的最终边为基础，向前敷设低等级控制导线和给中线。当巷道又掘进300-500m时，再延长高等级控制导线。但在后面的误差计算中，井下导线点以高等级导线点为准。井下观测工作完成后，应及时整理和检查外业手簿，确认各观测成果符合规程的规定后，方可进行内业计算。1、分别按往、返测成果计算导线最末边的方位角1和 。2、计算并检核角度闭合差f。 f=。3、分配角度闭合差，若往测和返测的中间导线点不完全重合，则角度闭合差应分别分配，即往测和返测各分配 f2。4、按分配闭合差后的水平角推算往、返测各边的方位角。5、计算坐标增量和往、返测坐标增量闭合差。6、计算并检核坐标相对闭合差K。7、分配坐标闭合差。8、分别计算往测和返测各导线点的坐标。 表4-1煤矿测量地下导线主要技术要求导线类别井田（采区）一翼长度/km测角中误差/（）一般边长/m导线全长相对闭合差闭（附）合导线复测支导线基本控制导线57602001/80001/6000515401401/60001/4000采区控制导线11530901/40001/30001301/30001/20004.2 井下高程测量石门处为平巷部分，采用与地面上同样的北光DS3自动安平水准仪进行往返观测，往返测高差的较差不大于50mm.(R为水准点间路线长度，以km为单位)。本次任务中水准路线部分路程较短，采用地下二级水准测量的技术规格。经纬仪（全站仪)高差传递的具体作法是：当由上平巷向下平巷通过斜巷传递高程时，在斜巷上端整置仪器，后视上平巷中的高程点A，测垂直角量斜边和A点处的觇标高。然后，前视一临时设置的固定照准点，测垂直角量斜边。在斜巷中每两站之间均用临时设置的固定照准点代替测点。在上下两站观测过程中，其中间设置的固定照准点一直保持不动（迁站时应特别注意不要碰动照准点）。中间各站均前后视照准点测垂直角量斜边。当测到斜巷下端时，在最后一站后视固定照准点，测垂直角量斜边，前视下平巷中的高程点B，测垂直角量斜边和B点处的觇标高。A、B各水准点之间的高差按下式计算： hAB=HB-HA=h1+h2+hn+a-b式中a-上平巷水准点觇标高； b-下平巷水准点觇标高；采用变更仪器高(两次仪器高互差应大于10 cm)的方法进行观测。两次测得的相邻点间的高差互差不大于5 mm时，取其平均值作为观测成果。由于井下高程点有的设在顶板上程点在顶板上时，应在读数前加“-”号后，再进行运算。有的设在底板上，高差hi的计算公式都是hiaibi(即后视读数-前视读数)。只是当高程点在顶板上时，应在读数前加“-”号后，再进行运算。图4-1 井下水准测量本次任务由1点到01点贯通的斜巷部分采用三角高程测量，与导线同时施测，每条导线边两端点往返测高差的互差不大于10mm+0.3mmL（L为水平边长，以m为单位），每段三角高程导线的高差往返测互差不应大于100mm.(L为导线长度，以km为单位）。 图4-2 三角高程测量 4.3 测量方案的实施 拟定测量方案如上所述，根据测量方案中的作业方法，逐步进行相应的测量工作。要求无论是地上测量与井下测量，所有观测项目均要在首次观测完毕后进行相应的检核。根据最新版工程测量规范与煤矿测量规程中的要求，科学有效的进行相关的测量工作。观测中若发现错误，要及时查找原因，采取提高实测精度的相应措施。根据贯通巷道的掘进需要，及时的延长巷道的中线和腰线。直线巷道中，每隔50m时设一中线点，并测有高程；在施测中坚持每炮放线，用红漆绘好炮眼后方可开钻，并进行检查测量。贯通测量导线最后几个（不少于3个）测站点必须牢固埋设。最后一次标定贯通方向时，两个相向工作面之间的距离不得小于50m。当两个掘进工作面之间的距离剩下20-30m时，测量负责人应以书面形式报告矿井技术负责人以及安全检查和施工区、队等有关部门。为了更好的完成贯通任务，因此编定了风水沟煤矿主副井贯通工程设计书。五 陀螺定向方案设计5.1 陀螺经纬仪定向步骤本次测量运用逆转点法 第一步：在A点安置陀螺经纬仪，严格整平对中，并以两个镜位观测测线方向AB的方向值测前方向值M。 第二步：将经纬仪的视准轴大致对准北方向(对于逆转点法要求偏离陀螺子午线方向不大于60。 第三步：测量悬挂带零位值测前零位，同时用秒表测定陀螺摆动周期。第四步：用逆转点法精确测定陀螺北方向值NT。 启动陀螺马达，缓慢下放灵敏部，使摆幅在13范围内。调节水平微动螺旋使光标像与分划板零刻度线随时保持重合，到达逆转点后，记下经纬仪水平度盘读数。连续记录5个逆转点的读数u、u、u、u、u，并按下式计算 N：图5-1第五步：进行测后零位观测，方法同测前零位观测。第六步：再以两个镜位测定AB边的方向值测后方向值M。第七步：计算T陀螺方位角： () 于是可得井下定向边坐标方位角。5.2 陀螺定向精度估计陀螺经纬仪的测量精度，以陀螺方位角一次测定中误差表示，跟踪逆转点法定向时的误差分析。 以德国威斯特发伦采矿联合公司的GYROMAT2000型陀螺经纬仪为例来进行探讨。按跟踪逆转点法进行陀螺定向时，主要误差来源有： 经纬仪测定方向的误差； 上架式陀螺仪与经纬仪的连接误差； 悬挂带零位变动误差； 灵敏部摆动平衡位置的变动误差； 外界条件，如风流、气温及震动等因素的影响。（1）经纬仪测定方向的误差 一条测线一次观测的程序为：仪器在测站对中整平；测前以一测回测定测线方向值；以5个连续跟踪逆转点在度盘上的读数确定陀螺北方向值；测后以一测回测定测线方向值。这样，此项误差包括:对中误差一般陀螺定向边都较长，当测线边长d=60m时，取eT=ec=0.8mm，则觇标对中误差和仪器对中误差为：2=测线一测回的测量方法中误差 测前测后两测回的平均值中误差 由5个逆转点观测确定陀螺北方向的误差 逆转点观测误差包括跟踪瞄准误差和读数误差。 故逆转点观测误差为：由5个逆转点读数计算平均值的公式为：则相应的误差为：故经纬仪测定方向的误差为： （2）上架式陀螺仪与经纬仪的连接误差陀螺仪与经纬仪靠固定在照准部上的过渡支架来连接。每次定向都要把陀螺仪安置在经纬仪支架上，这样由于每次拆装连接而造成的方向误差，根据用WILDT3经纬仪对三台仪器多次的实际测试，求得其连接中误差，取。（3）悬挂带零位变动误差悬挂带对陀螺摆动系统的指向起阻碍作用，在实际观测时采用跟踪的方法可以消除悬挂带扭力的大部分影响。悬挂带材料的力学性质的优劣、陀螺运转造成的温升、外界气候的变化以及摆动系统的机械锁紧和释放等因素的影响，均会引起零位变位。根据对三台陀螺经纬仪的167次测试结果，求得悬挂带零位变动中误差。（4）灵敏部摆动平衡位置的变动误差影响摆动平衡位置变动的主要因素是：电源电压频率的变化引起角动量的变化，灵敏部内部温度的变化引起重心位移以及由于温升造成悬挂带和导流丝的形变等因素，都会造成平衡位置的变动。由此而造成的误差多呈系统性，按JT15陀螺经纬仪灵敏部结构形式进行的98次试验，摆动平衡位置的最大离散度为，中误差。（5）外界条件，如风流、气温及震动等影响这些条件的影响程度较为复杂，无法精确地一一测试，可取。所以，测线陀螺方位角一次测定中误差为： 误差分析的结果说明德国威斯特发伦采矿联合公司的GYROMAT2000型陀螺经纬仪的设计精度是合理可行的。方案一：设计图纸上贯通方向上用蓝色三角形标计点加测陀螺边方案二：设计图纸上贯通方向上用黄色圆标记点加测陀螺边计算步骤： 图1设观测角观测边长为在3点和（n-1）的未知角值设为z（），且假设在井下k至（k+1）边上加测陀螺方位列出四个平差值条件方程式为，坐标方位角条件式加测陀螺方位角后另一方位角条件式纵坐标条件式横坐标条件式经过简化计算计算出各边坐标方位角近似值记为以及各点的近似坐标的近似值z（），式（1）、（2）化成改正数条件式分别为将（3）、（4）分别按泰勒级数展开略去二次以上项再展开并略去改正数和乘积项，兼顾把（3）（4）式化成改正数条件方程归纳整理为式（5）（6）(8)（9）形成联合定向附有参数条件方程的基本形式，化简为六 贯通误差预计6.1 方案一 利用7”导线，全站仪测距精度为5*5mm,不加陀螺边。 计算如下表所示：表6-1 控制点及贯通点坐标A点坐标xa60251.2490 B点坐标xb60380.1554 ya32117.4620 yb32003.4502 待求点坐标测站待求点转角长度XYAC110d2526107.822960217.157832219.7536 Ca109d1354111.489 60105.679332221.3097b107d2336132.914 60084.265432217.344511179d221100.815 60005.401632210.9138179d22479.125512179d221100.815 59979.903632208.55482393d395725.606959984.070432061.212934169d5431147.400959990.908331863.595845179d5615197.735459997.986631665.288956179d5533198.433260005.331931466.70667179d4625198.718660011.87631268.606178179d4854198.20860024.964130869.991889179d3805199.450260032.389630672.5242910179d4413197.607260039.093930469.40021011179d5355203.204360045.958530272.00151112179d5651179.51860053.0130074.43041213179d5232179.696960059.660929876.0085贯通点131413179d5601198.438160059.660929876.00851514179d5225198.722360066.552229677.69021615179d4208197.464760073.683929479.09581716179d3206197.881660080.334829281.74321817179d4206197.963760088.027429084.01111918179d5815199.02260094.1174288865023199.186760101.275828687.24782120179d5848199.052260108.54128488.19372221127d4534198.727760129.375127890.78972322179d4427199.988460121.869528090.6371242390d934199.852960115.245328289.2544续表6-12524179d294152.506160135.972627691.0457g25199.852960129.375127890.7897gg177d155959.99460433.686927701.3582175d191733.3595Ge163d381435.28860494.141627700.8686f165d151962.396660467.016527699.9433FG34d1614814.659460529.412827699.7799E点坐标xe60717.3173F点坐标xf61317.7851ya27217.5713yf27905.0578表6-2 测角误差估算表测站待求点XYXYdxdy1259979.904 32208.555 60005.402 32210.914 -25.498-2.3592359984.070 32061.213 59979.904 32208.555 4.1668-147.3423459990.908 31863.596 59984.070 32061.213 6.8379-197.6174559997.987 31665.289 59990.908 31863.596 7.0783-198.3075660005.332 31466.706 59997.987 31665.289 7.3453-198.5836760011.876 31268.606 60005.332 31466.706 6.5441-198.17860024.964 30869.992 60011.876 31268.606 13.0881-398.6148960032.390 30672.524 60024.964 30869.992 7.4255-197.46891060039.094 30469.400 60032.390 30672.524 6.7043-203.124101160045.959 30272.002 60039.094 30469.400 6.8646-197.399111260053.010 30074.430 60045.959 30272.002 7.0515-197.571121360059.661 29876.009 60053.010 30074.430 6.6509-198.422dx2dy21273.613535290.193955.971145064141360059.661 29876.009 60066.552