测绘采矿专业毕业设计毕业论文.docx

山东科技大学学士学位论文 目录测绘+采矿专业毕业设计毕业论文目录1 绪论11.1 问题的提出11.2国内外研究情况21.3地表变形监测的研究方法31.4 课题研究内容和意义42 矿井地质采矿条件52.1 矿区地理位置及交通52.2 矿井地质62.3 采煤方法83 工作面地表移动观测站的设计及布设93.1 工作面地质概况93.2 3207工作面地表移动观测站的设计及布设113.3 地表移动观测工作174 观测站数据处理与变形量204.1 3207条带开采工作面观测数据说明204.2 地表移动与变形量计算204.3 基于GIS岩移观测数据监测与可视化系统235.1 地表移动与变形值分布285.2 地表移动角值295.3 地表移动的特征参数345.4 3207工作面一般岩移参数的确定3663207工作面地表变形概率积分法预计406.1 3207工作面地表变形概率积分法预计406.3 开采区建筑物损坏综合评价477 总结52参考文献54致谢辞56附录57山东科技大学学士学位论文 绪论1 绪论1.1 问题的提出 一切物体都具有自己的几何形状，由于某种原因改变了原几何形状称之为变形。自然界中普遍存在变形的现象，具体表现为变形体在外力荷载的作用下其形状、大小及位置在时间域和空间域的变化。变形体的范畴可以大到整个地球，也可以小到一个工程建(构)筑物的块体。根据变形体的研究范围，可将变形监测的研究对象划分为监测全球板块运动、地极运动、地球自转速率变化、地潮等的全球性变形研究，监测地壳形变、城市地面沉降等的区域性变形研究以及监测工程建筑物的三维变形、滑坡体的滑动、地下开采引起的地表移动和下沉等的工程和局部性变形研究三类1。变形体的变形在一定范围之内，应认为是正常的现象，但如果超过了规定的限度，就会影响建筑物的正常使用，甚至可能引发灾害。为了预防灾害就必须进行变形监测，科学、准确、及时地分析和预报工程及工程建筑物的变形状况，总结出变形发生的规律和原因，采取适当的方法和措施避免或减少灾害所带来的损失2。煤矿是一个特殊的行业，煤炭作为我国主要的资源，它的大规模开采和利用，一方面给人类带来了巨大的社会效益和经济效益;另一方面由于其开采引起的地表塌陷也对矿井的生产、人类的生活及矿区生态环境带来了一系列消极影响。开采沉陷引起的地表沉降已成为目前我国一个很突出的环境工程地质问题，并早己成为我国矿山开采研究中的一个重要研究课题，并取得了大量的处于世界领先的成果3。我国煤炭资源十分丰富，但是采后的一系列因地表下沉引起的问题给国家和社会带来了很多的危害。因此，研究地表移动的规律，以便开采被压煤层同时保护移动范围内的建筑物等地面目标不被破坏，就成为一个十分有意义的研究课题。这对于环境保护，协调工农关系，具有重大的社会和经济意义4。1.2国内外研究情况早在19世纪末，采矿引起的覆岩移动和破坏以及由此造成的井巷和地面建筑物的损害就引起了人们的注意，并进行了初步的观察和记录。21世纪30年代，在一些采煤先进国家已把岩层和地表移动作为一项科学研究工作5。关于矿山开采沉陷及防治的研究国内外已进行了大量的研究工作，并取得了一些的研究成果。前苏联、波兰、德国、澳大利亚、加拿大、美国等采矿业发达国家对开采沉陷的理论和实践都进行了较深入的研究6。前苏联学者早在30年代就开始了相关研究，对开采后的岩层移动进行了地面观测和地下观测，获得了大量的原始资料和实测数据，并据此对岩层控制和采煤工艺进行了改进和完善，研究了综采设备，提出了各类顶板的支护阻力和下沉量的计算方法，研究了岩层及地表受采动影响后的运动特征、影响和破坏的范围及程度。从1950年到现在，岩层与地表移动的科学研究工作获得了蓬勃的发展。特别是进入80年代以来，由于煤炭工业的迅速发展，“三下”采煤的客观需要，测距仪、全站仪、及GPS等先进测量仪器的出现和计算机的广泛应用，使岩层与地表移动的科学研究发展到一个新的阶段，可实现地表移动观测的自动采集、变形值计算及变形预报。当前，岩层与地表移动学科已成为采矿的重要内容，成为解决“三下”采煤和井巷保护技术的基础理论之一。岩层和地表移动最初的研究工作是从现场实地观测开始的。目前已从个别点的观测发展到由两条或三条观测线组成的观测站。现场观测为认识岩层和地表移动规律提供了大量的数据。许多科学结论都是在分析大量实测资料基础上的出来的7。在我国，为探索规律而进行的现成实测工作开始于50年代，各主要矿区都分别建立了地表移动观测站，获取了关于本矿区的岩层和地表移动完整资料。各矿区现在应用的以实测资料为基础的计算方法，能够满足“三下”采煤和建筑物、井巷保护的要求。1.3地表变形监测的研究方法目前，开采沉陷研究已经有了很好的成绩，并且应用到矿山开采的实际中，为矿山的正常生产提供了保障。但是，在实际中还暴露出一些问题：1）开采沉陷机理研究尚不充分。由于开采沉陷涉及学科较多，而以前的研究多在某单一学科的基础上建立起来的。因此，要准确认识开采沉陷机理，就必须把整个采动影响视作一个系统，多学科相再交叉配合由下至上地研究采动覆岩内部和地表移动，分析出岩层移动的力学过程，找出控制岩层移动的力学规律，为减缓开采沉陷提供理论基础。2）开采沉陷的动态过程研究尚不充分。在以往的研究中人们特别注重于开采沉陷的最终结果，而放弃了开采沉陷的动态过程研究，这对地表建筑物保护是极其不利的。3）影响开采沉陷的地质采矿因素定量性研究不充分。开采沉陷受到多种地质采矿因素影响，多数研究成果包含着综合因素的影响，而没有对某一特定影响因素的定量分析，这直接影响控制开采沉陷措施的有效性。4）连续介质力学理论在开采沉陷中的实用化程度较低。应用连续介质力学理论研究开采沉陷问题一直受到重视，由于研究对象的复杂性，在建立力学模型、确定计算边界以及岩体参数选取等方面都进行了大量简化，使得计算模型与实际问题偏差较大，因此许多研究成果尚未得到应用。5）现代非线性科学在开采沉陷中的研究处在探讨阶段。各种各样的新理论在开采沉陷中的应用还处在探讨阶段，离实际应用尚有一段距离8。1.4 课题研究内容和意义1.4.1 研究内容本文选取古城煤矿3207条带开采工作面作为研究对象，利用地表移动观测资料和数值模拟的方法进行了如下研究：1）通过在工作面地表建立地表移动观测站，利用常规测量仪器对地表观测站进行观测，获得了大量观测数据；2）根据大量观测数据，进行个观测点的高程计算、计算各测点间沿观测线方向的水平距离，进行垂直和水平位移计算。利用沉陷预计软件绘制出地表移动和变形曲线、点的下沉曲线图等。总结出矿区地表移动与变形的一般规律。1.4.2 本文研究的意义本次研究结合古城煤矿矿区地表移动与变形观测等资料，通过对资料和观测成果的处理，确定地表移动观测站主要移动参数，对观测资料进行综合分析，揭示出地表移动与变形的一般规律。开展矿区地表移动与变形分析，为古城煤矿土地的复垦、利用提供信息资料。通过分析本工作面对地表的影响，来预测矿区地表移动与变形。2 矿井地质采矿条件2.1 矿区地理位置及交通 2.1.1 地理位置山东能源临沂矿业集团古城煤矿位于兖州市东郊曲阜市以西，分属兖州、曲阜两市管辖，地理坐标北纬35333536，东经1164911654，西南部以铁路煤柱线分界，浅部自煤层露头及单家村煤矿为界，具体由2009年颁发的采矿许可证核定的23个坐标点确定，开采深度-700-1300m，矿井面积16.66km2。2.1.2 交通条件本矿井交通非常方便，京沪铁路从古城煤矿西侧通过，矿井西南方2.5km即是兖州车站，327国道横贯本矿井，各村间均有简易公路可通汽车。详见交通位置图(图2-1)。2.1.3 自然地理本区地势平坦，为冲积平原，一般高程+51m+56m，地势东高西低，仅泗河及其河堤高程相对变化较大。泗河、沂河流经本矿井，泗河发源于新泰市太平顶山的西部，全长142km，为全年性河流，洪峰期流量为4020/s；沂河发源于尼山，属泗河支流，洪峰期流量为445/s。本区位于北温带半湿润季风区，属海洋大陆性气候，四季分明。年平均气温13.5，月平均最高气温29(1966年)，日最高气温41.6(2002年7月15日)；月平均最低气温4.11(1975年)，日最低气温-19.4(1967年1月15日)。年平均降水量701.9mm，年最大降水量为1179.3mm，降水多集中于7、8月份，春季水量少。年平均蒸发量1654.7mm，年最大蒸发量1819.5mm(1966年)。春、夏季多东及东南风，冬季多西北风，平均风速2.3m/s。历年最大积雪厚度0.19m(1975年1月)，最大冻土厚度0.45m(1968年1月)。图2-1 交通位置图2.2 矿井地质兖州煤田为全隐蔽型石炭二叠系含煤区，地处鲁西南块陷的东缘，总体呈向斜（兖州向斜），兖州向斜为一宽缓不对称倾伏向斜，轴向东北向。东部煤系地层被峄山断层抬升而被剥蚀掉，直接出露太古界混合岩系。地层走向在向斜南翼为近东西向，至向斜转折端(横河、平阳寺一带)变为近南北向，往北为西北东北向。地层倾角平缓，一般10，局部达20。古城煤矿位于兖州向斜东北部，总体呈一宽缓的向斜构造，地层倾向东南，局部存在短轴褶曲，幅度较小。2.2.1 含煤地层本矿井含煤地层为太原组和山西组，含煤地层总厚245.04m。区内共含煤25层，煤层平均总厚19.82m，含煤系数7.9%。区内可采及局部可采煤层共7层，厚为12.86m。其中山西组的3号煤为主要可采煤层，平均厚8.5m，占区内可采煤层总厚的66.8%，全区可采，其余各层厚度均不超过1m。山西组厚52.25108.10m，平均76.57m，含煤4层，自上而下为2上、2、3上、3煤等，煤层平均厚9.90m，含煤系数12%，其中3煤为可采煤层，厚度9.15m，3煤为全区主要可采煤层。太原组厚145.92193.50m，平均厚168.47m，含煤21层，自上而下5、6上、6、8上、8下、9、10上、10下、11、12上、12、13、14、15上、15、16上、16下、17、18上、18、18下，煤层总厚9.89m，含煤系数为5.8%，6、10下、15上为局部的可采煤层，16上、17煤大部可采煤层。2.2.2 水文地质古城煤矿现矿井充水水源有3煤顶、底板砂岩及三灰，3煤顶、底板砂岩为主要充水水源，局部接受第四系下组的补给及第四系中组的微量补给，补给条件一般；开采下煤组时，直接充水含水层为十下灰，补给来源为十四灰、奥灰，补给条件一般。3煤顶板砂岩单位涌水量0.0004650.00117 l/sm，富水性较差；三灰单位涌水量0.001580.00382 l/sm，富水性较差；十下灰单位涌水量0.00006870.0273 l/sm，富水性较差；十四灰单位涌水量0.000426 l/sm，富水性较差；奥灰单位涌水量0.002890.877 l/sm，富水性中等。根据原煤炭工业部1984年5月颁发的矿井水文地质规程(试行)第二章第4条之规定和分类标准，古城煤矿开采3煤层原建井地质报告定性为“水文地质条件简单型矿井”，因存在采空区积水，定性为属于“水文地质条件中等型矿井”，开采16、17煤层属于“水文地质条件复杂型矿井”。2.2.3 地压 根据观测，放顶煤回采时，顶煤垮落步距为5m，顶板初压步距为50m，周期来压步距为20m。伴随周期来压，常出现煤炮、片帮，使巷道内煤尘飞扬，有时会出现较强的震感、巷道顶部金属网被撕开、支柱压弯或压裂现象，顶板最大下沉量达1m（2101皮带顺槽推进690710m处），活柱最大压缩至无行程，地压较大。2.3 采煤方法煤矿目前开采的煤层为3煤层，煤层厚度稳定，结构简单，煤层中硬，可放性中等，适合机械化分层或放顶煤开采，“古城矿井初步设计”推荐采用网下放顶煤开采。由于本矿井地处兖洲、曲阜两市之间，工农业较发达，人口密集，地面建筑物较多，压煤量大。如果采用搬迁的方式解决压煤问题，则搬迁费用大，且与地方关系协调难度大。根据“古城矿井初步设计”及“首采区建筑物下采煤方法及巷道布置方案”，确定采用条带开采，目前矿井全部采用综采放顶煤工艺开采9。3 工作面地表移动观测站的设计及布设3.1 工作面地质概况表3-1 3207工作面地质概况煤层名称3煤水平名称三水平采区32采区3205工作面标高(m)-1010-12203207工作面标高(m)-1030-1100地面标高(m)+52.86+54.75地面位置上部位于伊家村，327国道横贯工作面上部，下部位于孟家村村西270m，古柳村东北430m。井下位置及四邻采掘情况位于32采区中部，上起始于32采区集中皮带巷，下至井田边界煤柱线，西南为设计中的3203工作面，东北为正在安装的3207工作面。工作面走向长(m)1363煤层倾角012煤层厚度(m)8.6煤层结构简单3煤为沥青弱玻璃光泽，厚层状，视密度为1.35t/m3,煤岩成分以暗煤为主，亮煤次之，煤岩类型为亮暗煤,煤质牌号为低灰、低硫、低砷、低磷，高发热量的优质二号气煤，煤层厚度取掘进时煤厚探测数据的平均值，顶底板岩层厚度为古-1钻孔数据。顶底板名称岩石名称厚度(m)岩石特征煤3顶板细砂岩4.75白色，以石英为主，含云母碎片，泥质胶结较硬，具方解石细脉，缓波状层理，具有炭面中砂岩18.7灰白色，石英长石为主，夹暗色矿物，泥质胶结，有炭化面，断续状水平层理，底部为钙质砂岩砂质泥岩1.88黑灰色，块状构造，性脆，含植物化石，呈滑面。煤3底板砂质泥岩2.28黑色，夹炭质条带，沿层面有黑色片状矿物。 中砂岩3.0灰色，泥钙质胶结，坚硬，波状层理砂质泥岩2.3黑灰色，含云母星点，层中含植物碎片，并充填细砂岩条带及团块，水平层理中砂岩1.9白灰色，成分以石英为主，长石次之，含云母碎片，钙质胶结，坚硬，有碳线影响掘进的其它地质情况瓦斯低瓦斯煤尘具爆炸性煤的自燃具自然发火倾向地温2226，正常地压工作面深度大，地压较明显3205储量计算块段号走向长(m)倾斜长(m)斜面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)工业储量(t)回采率(%)可采量(t)1111107511932581.3513853638511775583206储量计算块段号走向长(m)倾斜长(m)斜面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)工业储量(t)回采率(%)可采量(t)111312451406858.71.3516523458514044933207工作面，如下图所示 图3-1 3207工作面概况3.2 3207工作面地表移动观测站的设计及布设3.2.1 观测站的设计1）设计所用参数的确定古城煤矿3207工作面条带开采地表移动的各项参数，参照煤矿测量手册及以前开展的地表岩移观测数据，类比地质采矿条件类似矿山，该煤系地层上覆岩性为中硬，走向、上山及下山移动角值均取75，并考虑调整值20，则取定各参数如下： 走向移动角：=750 -200 下山移动角：=750 -200 最大下沉角：=90-0.6（为煤层倾角） 松散层移动角：=4502）平面位置设计(1)走向观测线的设计走向观测线应设在移动盆地的走向主断面上，走向观测线位置的确定方法是：在倾向主断面上，从采空区中心用最大下沉角划线与地表相交于点，通过点作平行煤层走向的垂直断面，在此断面所在的位置就是走向观测线的位置，并且依据移动角值确定开采影响范围的边界点。3207条带开采工作面地表岩移观测站沿走向布设一条走向观测线南北线八，布设观测点54个。(2)倾向观测线的设计倾向观测线位于主断面内，和走向观测线垂直，在走向主断面图上自开切眼用(-)角和角向工作面推进方向划线交地表于E点，倾向线必须在工作面推进方向上超过E点的位置10。3207工作面地表岩移观测站沿倾向布设一条观测线东西线一。东西线一布设观测点42个。(3)观测线的长度设计观测线的长度应保证两端（半条观测线时为一端）超出采动影响范围，以便建立观测线控制点和测定采动影响边界。设站时移动盆地边界是根据地质采矿条件类似的其它矿区的沉陷参数类比确定的。设置走向观测线的具体做法：自开切眼向工作面推进方向，以角值(-)划线与基岩和松散层交接面相交，再从交点以角划线与地表相交于H点。H点便是不受邻区开采影响的点。在工作面停采线处，向工作面外侧用(-)角划线与基岩和松散层的交接面相交于一点，再从此交点用角划线与地表相交于F点。在HF方向上设走向观测线，要求走向观测线和倾斜观测线垂直、相交，并稍微超过交点一段距离得G点（G点不得超过E点），HF便是走向观测线的工作长度11，如图3-1，走向观测线长度HF按下式计算：DF=2hcot+2(H0-h)cot(-)cot-+l式中： h表土层厚度； H0采深；l工作面走向长度。 图3-2 走向主断面图3207条带开采工作面开采区域观测站沿走向布设一条观测线南北线八长约2970.148m。倾斜观测的长度是在移动盆地主断面上确定的，具体办法是：自采区的上、下边界分别以(-)和(-)划线与基岩和松散层交接相交，再从交点以角划线交于地表A、B点，AB即为倾斜观测线和工作长度，如图3-2。 AB段的长度可按下式计算：AB=2hcot+2(H1-h)cot-+(H2-h)cot-+Lcos式中：，下山移动角及其修正值； ，上山移动角及其修正值； H1，H2分别为采区下边界和上边界的开采深度； L工作面的倾斜长度。 图3-3 倾向主断面图3207条带开采工作面开采区域观测站沿倾向布设一条观测线，东西线一长约2869.56m。各测线的布设是根据古城煤矿地质采矿条件的综合影响和特殊性，以精确确定新驿煤矿在复杂地质构造和采矿条件下岩层和地表移动过程的基本规律及各种影响因素之间关系；观测、研究放顶及各种不同的处理采空区方法的效果；确定移动过程中各种参数，如移动角、最大下沉角、开采影响角等。(4)控制点与工作测点间距设计为了确保观测成果的可靠性，观测站的控制点应布设在地表不受采动影响的稳定区域，开采区域沉陷观测站的布设如下页图3-4所示。工作测点的编号，倾斜观测线按自下而上的方向顺序编号，走向观测线按工作面推进方向顺序编号。(5)测点结构及埋设方法观测点用混凝土预浇灌，标石上端面尺寸为150150mm，下端面尺寸为250250mm，高度500mm，埋深450mm，上露50mm。其示意图如图3-3所示。图3-4 测点结构及埋设方法示意图本次岩移观测共需埋设测点96个，观测线长度超出工作面边界的长度均大于932m。 图3-5 3207工作面观测站布设图3.2.2 观测站的标设首先，在井上下对照图量取计算个观测线控制点及交叉点坐标，解算出标定参数（即角度，距离），然后进行观测站测点及侧线控制点的标设。在观测站测点及侧线控制点标设时，先由高级点用极坐标法标设出各侧线控制点及交叉点，然后在测线上依照实地情况选择设点。 3.3 地表移动观测工作地表移动观测的基本内容是：在采动过程中，定期、重复地测定观测线上各测点在不同时期内空间位置变化。地表地洞观测工作可分为：观测站的连接测量，全面观测，单独进行水准测量，地表破坏的测定和编录。3.3.1 连接测量在观测站地表未受采动影响之前，测站埋设1015天之后，即可进行连接测量，就是确定各个测点和开采工作面之间的相互位置关系。连接测量时，首先，是将观测站G1控制点和矿区控制网连测，已确定平面位置和高程。然后，根据它来测定其余控制点的位置12。本次连接采用矿四等导线点为起始点与起始方向，用日本尼康厂生产的DTM830全站仪测量，一次测至3207条带开采工作面观测线的控制点上。其限差要求见表（3-1）。表3-1 连测导线测量观测限差表等级导线长度测角中误差测距中误差相对中误差测回数J2方角闭合差相对中误差四等9km2.518mm1/8000061/35000一级4km515mm1/3000021/15000高程连接测量采用等水准测量，组成闭合水准路线，采用S1水准仪按三等水准测量要求进行施测，测量限差见表3-2。等级水准路线最大长度（km）每公里高差中数全中误差M不符值、闭合差限差测段往返高差不符值附合或环线闭合差检测已测测段高差的差三456四1510表3-2 水准测量限差表注：表中R为测段长度；L为附合路线或环线长度；K为已测测段长度，均以km为单位。3.3.2 全面观测为了准确地确定工作测点在地表开始移动前的空间位置，应在连测后、地表开始移动之前进行全面观测。全面观测的内容包括：测定各测点的平面位置和高程，各测点的距离，各测点偏离方向的距离，记录地表原有的破坏状况，并作出素描。1、高程测量在确认观测站控制点未遭碰动、其高程值没有变化的前提下，可直接从观测站控制点开始进行水准测量。所布设的走向观测线的两端和倾向观测线两端设有控制点，水准测量应附合到两端的控制点上。高程测量使用S3型水准仪，配合红黑面尺，按四等水准的测量规范要求，采用附合水准路线进行观测。2、平面位置测量水平角观测及距离测量按级导线规范要求,采用日本尼康生产的DTM830观测一个测回,允许闭合差10，倾角观测一测回。3.3.3 日常观测工作所谓日常观测工作，是指在首次和末次全面观测之间适当增加的水准测量工作。首先，为判定地表是否开始移动，在回采工作面推进一定距离（相当于0.20.5H0）后，在预计可能首先移动的地区内选择几个测点，在短期的时间间隔内进行多次水准测量，以便及时发现测点下沉的趋势，确定地表开始移动的时间。在开采过程中仍需要进行日常观测工作，即重复进行水准测量，重复测量的时间间隔视地表下沉的速度而定，一般是每隔0.53个月观测一次。地表移动全过程，按下沉速度划分成三个时期：1、初始期：50mm/月；3、衰退期：50mm/月。在地表移动活跃期，要进行加密水准测量，以便确定下沉的动态过程，同时，还经常地进行巡视观测，为确定地表动态移动与变形提供依据。连续6个月观测地表各点的累计下沉值均小于30mm，则可确定地表移动过程稳定。3.3.4 地质采矿条件编录为了研究地质采矿因素对地表移动的影响，每次观测都要对地质采矿情况进行编录，井上下还应进行观测站的相关测量和调查工作，具体如下：1、回采工作面的位置、采高、采厚、煤层倾角、回采率、残留煤柱尺寸及位置。2、采区地质构造情况及水文地质情况。3、地表和建筑物的裂缝损害及出现位置等有关情况。4、采动对农作物生长的影响。5、测点破坏记录。6、地下水位简易观测 。7、采掘工程填图工作。4 观测站数据处理与变形量4.1 3207条带开采工作面观测数据说明根据3207条带开采工作面垂直移动特点和采掘进度（由2014年7月到2015年5月），分别于2014年7月到2015年5月进行了20次高程测量。于2014年7月7日、2014年11月10日、2015年4月18日进行了三次平面观测。垂直位移观测采用S2水准仪，平面位移观测采用尼康2级830型全站仪。观测数据处理采用MapInfo编写程序完成。4.2 地表移动与变形量计算每次观测结束，对观测成果进行检查，使其满足煤矿测量规程的有关规定，然后进行各种改正数的计算和平差计算，确保观测成果的正确性。观测站各测点和各测点间的移动变形计算主要包括：各测点的下沉和水平移动，相邻两测点间的倾斜和水平变形，相邻两线段（或相邻三点）的曲率变形，观测点的下沉速度等。测点某时刻的下沉，由该时刻观测到的测点高程与采前首次观测的测点高程之差计算得；测点某时刻的水平移动，由该时刻观测到的测点坐标与采前首次观测到的测点坐标变化经矢量分析分解后获得；相邻两测点间的倾斜和水平变形13，分别由该相邻两测点的下沉之差和水平移动之差与该两测点间的水平距离之比获得，在计算两测点间的水平变形时，要考虑到测点的水平移动方向问题；相邻两线段的曲率变形，由该相邻两线段的倾斜之差与两线段的平均水平距离之比获得；测点的下沉速度，由测点前、后两次观测的下沉值与两次观测的间隔天数之比获得14。沿主断面方向上的移动和变形量的正负号人为的规定为：指向上山和走向方向的水平移动、倾向上山方向和走向方向的倾斜、上凸的曲率、拉伸变形为正号；其余的移动和变形量为负号。在作移动、变形曲线时，一般具有正号的量从水平轴（即地表水平线）上向上量取，具有负号的量向下量取。 如果观测点编号按上面的规定（倾斜观测线上向上山方向顺序增加，走向线上按工作面推进方向顺序增加）时，移动和变形值用下列公式计算：1)某次观测时n号点的下沉Wn=Hm-H0 (mm)式中：Hm和H0分别是n号点在第m次观测时和首次观测时的高程。2)相邻两点间的倾斜inn+1=Wn+1-WnLnn+1 (mm/m)式中：Wn+1和Wn分别表示n+1号点和n号点的下沉量；Lnn+1表示n号点至n+1号点的水平距离。3)n+1号点附近的曲率（n号点至n+2号点间的平均曲率）kn+1=in+1n+2-inn+1(Lnn+1+Ln+1n+2)2 (10-3m)式中：in+1n+2、inn+1 分别为Lnn+1、Ln+1n+2之倾斜。4)n号点的水平移动Un=Lm-L0 (mm)式中：Lm、L0分别为第m 次观测时和首次观测时 n号点至观测线控制点间的水平距离，用点间距离累加求得。5)n号点至n+1号点间的水平变形nn+1=L(nn+1)m-L(nn+1)0L(nn+1)0 (mmm)式中：L(nn+1)m 、L(nn+1)0 分别为n号点至n+1号点在第m次观测时和首次观测时的水平距离。6)m号点的下沉速度Vn=Wm+1-Wmt (mm昼夜)式中：Wm+1 和Wm 分别表示第m+1次和第m次观测时（即前后两次）n号点的下沉量；t为两次观测的间隔天数。7)n号点的横向水平移动U横=Ym-Y0式中：Ym 、Y0 分别为第m次和首次观测时n号点的支距。8)由实测坐标计算水平移动方法将地表观测站中任意点与控制点间的首次与末次边长改化到同一观测线上，分别为L及L，则水平移动为：L=L-L，水平变形为：=LL 。将地表反映了点位的情况，称为坐标位移量。地表点P移动至P时，PP是一个具有大小和方向的量，称为地表点量。地表点量的模为： A=X2+X2式中：X=Xn-X0 ;Y=Yn-Y0 其移动方向为 ：=cot-1（YX）地表点总可采用两个相互正交方向的坐标位移来表示，与采用何种坐标无关。9)各种移动变形值的测量方法误差下沉误差：MW=2.2(mm) 倾斜误差：Mi=1.5(mmm) 曲率误差：Mk=0.0014（10-3m）水平移动误差：MV=2.5(mm) 水平变形误差：Mz=0.18(mmm) 4.3 基于GIS岩移观测数据监测与可视化系统为了做到对具有空间和时间特性的开采沉陷数据的空间表达、分析和可视化，充分突出矿区地表沉陷可视化系统（MSDFVS表示Mine Surface Subsidencing Forcasting System ）的新颖性和实用性，本报告基于地理信息平台MapInfo开发设计了MSDFVS系统，该系统突出了GIS在矿区地表沉陷预计系统中关于空间数据管理、分析和可视化的应用。在MSDFVS的设计和开发过程中遵循如下的原则：实用性原则：密切结合生产实际，为用户提供必要的数据转换功能，保证已有的数据资源能够转入本系统，同时，还要确保系统的数据录入和输出方便快捷。人机界面友好原则：采用面向对象的界面设计方法，让用户经短时间培训和学习即可掌握系统的操作，从而提供系统的实用性。集成化、可视化原则：在多个系统集成的基础上实现系统操作可视化、计算成果可视化及GIS空间可视化。标准化、规范化原则：系统设计和构造时应充分应用煤炭行业和相关行业的有关标准、规程和规范。还要遵循GIS领域的数据采集信息形式标准化、信息内容系统化、信息存储档案化、信息传递规范化，达到信息横向、纵向贯通一致，数据共享的目的。1）MSDFVS的安装及安装环境（1）硬件环境主机：pc微机，CPU266MHZ以上，内存32MB以上，4G以上的硬盘，VGA或更高分辨率的显示器，显示器最好选用17英寸以上。输入设备：键盘、鼠标、软驱、光驱等常规的信息采集及读取设备，必要时需配备数字化仪、扫描仪、视频输入或采集设备。输出设备：打印机、喷墨绘图仪或激光绘图仪。（2）软件环境操作系统：Windows 7。GIS软件平台：MapInfo Professional 6.0 或更高兼容版本。2）系统功能（1）实现开采沉陷资料的自动化处理和地质地形图、采掘工程图、井上下对照图等基础图件的数字化输入；（2）进而并以这些数据和图件为数据源实现开采沉陷的自动计算与各种结果的可视化及地表沉陷的动态、三维模拟；（3）最终建立集数据采集、处理、分析和预计为一体的以多维、动态为特征的开采沉陷分析与预计系统。3）系统总体结构地表沉陷监测、预计、分析和评价过程中，MSDFVS系统分为以下四个子系统：地表变形监测数据处理子系统（Sub.SJCL）：主要用于对开采工作面的地表沉陷观测数据的录入、编辑、管理、分析和计算；地表沉陷预计分析子系统（Sub.CXYJ）：主要根据已知的地表移动预计参数和地质采矿条件进行采煤工作面的采前沉陷和损害预计，为采煤方案的设计提供数据基础；矿区土地沉陷评价（Sub.CXPJ）：只研究了采动损害边界的确定和可信度分析；地表下沉动态模拟（Sub.DTMN）：对地表下沉过程进行动态、三维的模拟，以更直观的方式加深对地表沉陷过程的认识和理解，系统的功能结构图4-1如下：图4-1 系统的功能结构图（1）在监测数据处理子系统中，其具体详细功能如下：工作面管理新建、添加、修改、删除工作面，打开、保存、另存、关闭文件，返回主界面；数据管理录入、修改、浏览、查询、计算数据；数据可视化观测线平面图，垂直变形曲线，竖直变形曲线；格式打印数据打印，图形打印。（2）在预计处理子系统中，其具体详细功能如下：工作面管理新建、添加、修改、删除工作面，打开、保存、另存、关闭文件，输入角点信息，返回主界面；预计计算单点预计、格网预计、最大值预计；数据可视化三维立体图、等值线图、剖面图；格式打印数据打印，图形打印。MSDFVS的数据流程图：图4-2系统数据流程图4、计算输出由各测点多期的高程数据和平面坐标数据，运用该系统计算了各条线的各期垂直变形值、水平变形值。垂直变形值主要包括各个点下沉、倾斜、曲率、下沉速度等值；水平变形值主要包括各个点水平移动、绝对水平变形值、相对水平变形值，可以清楚的看到地表点在整个沉降期内移动与变形情况，也反映了整个测线在不同时间内的移动与变形分布。由各种移动与变形值，应用本系统绘制各条观测线的下沉、倾斜曲率、下沉速度及水平移动、绝对水平移动变形值与相对水平变形图。可以更直观看到，地表沿测线方向在不同时期内移动变形分布及其分布15。5 地表移动与变形值分布的岩移参数5.1 地表移动与变形值分布根据古城煤矿3207条带开采工作面三条观测线的垂直和平面变形观测数据，得到该面开采地表移动变形值分布如下：1.东西线一最大下沉值： 1085mm 在30号点；最大倾斜值： 0.94mm/m 在32点上； -1.36mm/m 在33点上； 最大曲率值： 0.04910-3/m 在32号点上； -0.09710-3/m 在33号点上；最大水平移动： 188.3mm 在25号点； -164.5mm 在22号点；最大水平变形： 1.82mm/m 在23点上； -3.12mm/m 在27点附近；最大下沉速度值： 5.25mm/m 在31号点附近。 3.南北线八 最大下沉值： 1008mm 在23号点；最大倾斜值： 2.95mm/m 在13点上； -0.8mm/m 在26点上；最大曲率值： 0.27610-3/m 在14号点上； -0.21410-3/m 在15号点上；最大水平移动： 5.3mm 在30号点上；-313.6mm 在27号点上；最大水平变形： 13.65mm/m 在29点上；-3.17mm/m 在26点上；最大下沉速度值： 1.73mm/m 在29号点。5.2 地表移动角值由监测数据绘制的三条观测线的下沉曲线图，并结合采深，采空区尺寸，绘制了3207条带开采工作面两条线（东西线一和南北线八）的移动角值确定图5-1、5-2、，由图求得两条线所确定的地表移动角值。图5-1 3207工作面东西线一移动角值确定图5-2 3207工作面南北线八移动角值确定图5.2.1、移动角值确定标准1)边界角确定准则根据地表下沉盆地边界点下沉值为10mm的标准来确定。2)移动角确定准则根据一般转石结构的建筑物的临界变形值（倾斜I=3mm/m，曲率k=0.2103/m，水平变形=2mm/m）来确定。3)拐点偏移距确定准则拐点是指在移动盆地主断面上下沉曲线凹凸的分界点。拐点的位置从理论上讲应位于工作面开采边界的正上方，但由于工作面边界的顶板并不切煤壁冒落或呈阶状弯曲，存在悬顶距，因此，拐点不在工作面开采边界的正上方，而略偏向采空区或煤柱一侧。在地表达到充分采动的情况下，拐点处的下沉值约为最大下沉值的一半16。根据拐点的下沉值约为最大下沉值的一半这一性质，可在下沉曲线图上确定拐点位置。确定拐点位置后，将拐点投影到煤层上得到计算边界，量取实际开采边界和计算边界之间沿煤层的距离，就可得到拐点偏距。若计算边界在实际开采边界的采空区一侧，拐点偏距取正值；若计算边界在实际开采边界的煤柱一侧，拐点偏距取负值。4)最大下沉角确定准则所谓最大下沉角，就是在倾斜主断面上，由采空区的中点和地表移动盆地的最大下沉点连线与水平线之间在煤层下山方向一侧的夹角。5)充分采动角确定准则在充分采动条件下，在地表移动盆地的主断面上，移动盆地平底的主断上、移动盆地的边缘（在地表水平线上的投影点）和同侧采空区边界连线与煤层在采空区一侧的夹角称为充分采动角。5.2.2 3201工作面各条线的角值参数由移动角值确定图5-1，5-2求得,三条线所确定的地表移动角值如下：1)东西线一倾向下山综合边界角=64倾向下山综合移动角=66 最大下沉角=902)南北线八走向综合边界角=59走向综合移动角=615.2.3 综合移动角、综合边界角的确定1)定权东西线一最大下沉值为1085mm，南北线八最大下沉值为1008mm。令M1=1085，M0=1008。取最大下沉值M0= M1=1251，则东西线一的权为P1=M0/M1=1.08，南北线八的权为P0=M0/M0=1由q=1/p，q1=0.93，q0=1。2)角值计算（倾向取加权平均值）倾向综合边界角：=q164q059（q1q0）倾向综合移动角：=q166q061（q1q0）通过以上公式得：倾向综合边界角为61.4，倾向综合移动角为63.4。5.3 地表移动的特征参数5.3.1 起动距起动距通常是指地表开始下沉时工作面推进的距离。地表下沉是以观测地点的下沉值达到10mm为标准。一般在初次采动时，起动距约为（1/41/2）H0（H0为平均深度）。起动距的大小主要和开采深度及岩石的物理力学性质有关。根据古城煤矿3207工作面垂直成果表中的下沉值，并结合两工作面地表移动观测站平面图，我们可得到每当工作面推进196m左右时，地表上的测点下沉值达到10mm。由于该工作面的平均采深H为1064.75m，所以该矿的地表移动起动距约为0.18H。5.3.2 超前影响距和超前影响角在工作面的推进过程中，工作面前方的地表随采动影响而下沉，这种现象称为超前影响距。将工作面前方地表开始移动（即下沉10mm）的点与当时的工作面开采位置连线，此连线与水平线在与水平线在煤柱一侧的夹角为超前影响角，用w表示。开始移动的点与工作面的水平距离称为超前影响距17。若已知超前影响距和开采深度，便可计算超前影响角，其公式为：w=cot-1(lH0)式中：l超前影响距离；H0平均采深。根据3207工作面垂直变形成果表中的下沉值表，并结合古城煤矿地表移动观测站平面图，我们可得到工作面前方152m超前影响距。已知这两个工作面的平均采深为1064.75m，所以超前影响角 w 可由下式求得：w=cot-1lH0 因此，该矿的超前影响距为152m，超前影响角为81.885.3.3 最大下沉速度及其滞后距当地表达到充分采动后，在地表下沉速度曲线上，最大下沉速度总是滞后于回采工作面一个固定距离，此固定距离称为最大下沉速度滞后距，用L表示。这种现象称为最大下沉速度滞后现象。把地表最大下沉速度点与相应的回采工作面开采位置连线，此连线和煤层（水平线）在采空区一侧之夹角，称为最大下沉速度滞后角18，用表示，其公式为：=cot-1(LH0)式中：L滞后距；H0平均采深。根据下沉速度表和古城煤矿3207工作面地表移动观测站平面图，我们可得到工作面下沉速度滞后距L为147m。所以就可以用下式计算最大下沉速度滞后角：=cot-1(LH0)所以，最大下沉速度滞后角为82.14。5.3.4 最大下沉速度系数最大下沉速度与地表最大下沉值、开采深度、露岩性质以及工作面推进速度有关，地表点最大下沉速度表示为：Vwmax=KWmaxVH0(mm/d)式中：K下沉速度系数； V工作面推进速度，m/d；H0平均开采深度，m；Wmax本工作面的地表最大下沉值，mm。根据古城3207工作面实测数据及工作面推进情况得，最大下沉速度5.25mm/d,平均开采深度为1064.75m，本工作面最大下沉值为1085mm，工作面推进速度为2.317m/d,因此，下沉速度系数为：K=2.224。5.4 3207工作面一般岩移参数的确定5.4.1 下沉系数在求取下沉系数时经常遇到充分采动与非充分采动条件两种情况。（1）当实测得到的是充分采动条件的最大下沉值时（）,下沉系数q可按下式直接计算。q=Wmaxmcos（2）当实测得到的是非充分采动条件的最大下沉值（）时，需先将非充分采动的实测最大下沉值换算成充分采动的最大下沉值，按上式求得下沉系数，然后利用表5-1计算出q值。即： 当回采区段一个方向为非充分采动时Wmax01=Wmax0Cy0式中：Wmax0为当回采区段一个方向为充分采动，另一个方向为非充分采动的实测最大下沉值，单位mm；Cy0为非充分采动剖面(沿y方向)最大下沉点的下沉值与充分采动的最大下沉值之比，由表3-1查得。 当回采区段两个方向均为非充分采动时Wmax01=Wmax0(Cy0CxO)式中：Wmax0为实测最大下沉值， mm；CxO为非充分采动剖面(沿x方向)的最大下沉值与充分采动的最大下沉值之比，由表5-1查得。表5-1 回采区段开采充分度（L0Lc）或（l0lc）与q0q的关系L0Lc或l0lc0.10.20.30