牛儿庄矿井井筒变形监测设计

摘要概率积分法，以随机介质理论为基础，是我国较为成熟且最广泛的预计计算方法，特有的基本假设适用于各类矿区开采沉陷研究。所以本设计采用概率积分法对工作面开采产生的地表移动变形进行预计，设计合理的观测站观测井筒。悬挂钢丝法，目前最常用的井筒变形监测方法，其实施性方便可靠，适用于大多数矿区井筒的变形监测。本设计运用悬挂钢丝法对该矿区井筒进行变形监测，并提出合适的防护措施。该论文有图18幅，表12个，参考文献40篇。关键词：概率积分法；地表移动变形预计；观测站设计；井筒变形监测；悬挂钢丝法。

AbstractProbabilityintegralmethod,basedonstochasticmediumtheory,isthemostmatureandextensivepredictioncalculationmethodinChina.Theuniquebasicassumptionsareapplicabletotheresearchofminingsubsidenceinvariousminingareas.Therefore,thisdesignusestheprobabilityintegralmethodtopredictthesurfacemovementanddeformationcausedbyminingoftheworkingface,anddesignareasonableobservationstationtoobservethewellbore.Hangingwiremethod,themostcommonlyusedwellboredeformationmonitoringmethodatpresent,iseasyandreliabletoimplement,andissuitableformostwellboredeformationmonitoring.Thisdesignusesthehangingwiremethodtomonitorthedeformationofthemineshaft.Keywords:Probabilityintegralmethod;Predictionofsurfacemovementanddeformation;designofObservatory;Wellboredeformationmonitoring;Hangingwiremethod

目录1绪论 71.1选题背景与意义 71.2研究现状（国内及国外） 81.3论文内容及技术路线 102地质采矿资料 112.1矿井概况 112.1.1位置与范围 112.1.2自然状况 112.1.3矿山开采情况 122.2地层及构造 132.2.1井田地质构造 132.2.2煤层情况 132.3本次设计开采的工作面 143预计工作面开采引起的地表移动变形 163.1预计模型和参数选择 163.1.1概率积分法 163.1.2确定预计参数 163.2地表移动和变形预计 173.2.1最大变形值计算 173.2.2倾向主断面上变形预计 173.2.3井筒变形预计 244观测站设计 254.1设站目的 254.2观测站设计原则 254.3观测站设置所需资料 254.4观测站的设计 264.4.1观测站形式 264.4.2观测站位置的确定 264.4.3观测线的长度 274.4.4观测点点位 284.5地表移动观测站的标定与埋设 294.5.1标定的方法 294.5.2测桩的构造及埋设要求 294.6地表移动观测站的观测工作 304.6.1连接测量 304.6.2全面观测 304.6.3日常观测 304.7精度评定 314.7.1支导线终点的位置误差 314.7.2水准测量 334.8经费预算 344.9观测成果的整理与分析 345井筒变形监测 355.1开采引起的井筒变形的主要形式 355.2井筒抗变形能力分析 355.3井筒变形监测方法 375.3.1基本原理 375.3.2四基准垂线法 375.3.3各钢丝线的坐标测量 385.4施测准备工作及仪器 395.4.1测量基准的建立 405.4.2测量步骤 405.4.3测量精度分析 415.5井筒中心线拟合 425.5.1各测点坐标计算 425.5.2井壁中心线建模 425.6变形拟合模型 445.6.1经典最小二乘原理 445.6.2抗差加权整体最小二乘算法 465.6.3验证算法优良性 475.6.4井筒变形分析 475.6.5提交成果 475.7保护及维护措施 486结论与展望 49

1绪论1Introduction1.1选题背景与意义（Topicselectionbackgroundandsignificance）矿区的主井、副井担负着矿井作业的重要任务，其是否安全关系着矿井的生产安全。随着煤层逐步地被开发，开采深度也就不断增加，我国每年矿井开采深度增加大概在8米左右，部分开采已经进入到工业广场，所以会影响到井筒，需对井筒进行监测，获得监测数据，为井筒维修、护理提供基础。同时由于矿区井筒处于不同岩性的岩层之中，所以造成井壁围岩很容易出现变形，进而造成罐道的变形，由此可见对井筒进行变形监测的必要性。同时由于有些矿井年限过长，导致矿区内会存在衰老矿井、关闭矿井，其对于矿井作业存在严重安全隐患。井筒，作为煤炭生产的主要通道，是一个矿井的十分重要的部分，其能否正常运行更是保证矿井安全作业的重要环节之一

。因为在运营期间，井筒将会不可避免地受到一些工程因素及多相采动因素的影响，从而导致物理性质力学方面的变化，进而导致井壁破坏，严重的安全隐患将会随着井壁出现破坏而发生。有涌水、涌沙、掉块、罐道扭曲变形等危害都是井筒形变破裂导致的，造成巨大的经济损失。

井筒是否因变形而发生破坏，已成为判断井筒是否安全的重要指标之一，同时也是进行井筒防护措施的依据之一。对于早期矿区竖井井筒变形监测的实施，测量人员采用手动测量模式，通过运用悬挂钢丝、全站仪对点测量、手持激光测距仪等方法进行观测，不能够保证较高精度，观测工作效率比较低并且很难反映井筒变形细节。同时造成井筒变形破坏的原因十分复杂，再加上井下恶劣的工作环境，井下监测点众多且不集中，很难在矿井变形方面实现全面精确的监测。因此，研究矿区井筒变形的监测方法、变形数据分析处理模型，对井筒变形进行合理监测，精确确定井筒变形的幅度、方向及位置信息，进行井筒变形预报预警是制定综合治理井筒方案的重要前提，也是矿山安全保障的重要研究内容。

1.2研究现状（国内及国外）（Researchstatusatdomesticandabroad）主要方法：（1）悬挂钢丝法：基于钢丝定向的方法是目前井筒变形监测最可靠的方法，是以在井筒内钢丝垂球构建基准，通过地面已知控制点及导线传导等方式获取位于钢丝的基准坐标，进而得到井筒内壁上特征点的位置信息，通过对比特征点坐标的变化来分析井筒变形。对断面每一层进行偏移测量，悬挂钢丝时，考虑精度和可行性，一般选择挂三根或者四根钢丝，最少挂两根。分别在井壁，井筒中心，悬挂钢丝，分析井筒在工作面开采中的变形程度，设计合适地面观测站，在井筒上布点，分析与地面观测站的关系，主要是获得井筒内每个点的坐标。在进行变形监测中最关键的问题是如何定位，这里地面观测站建立起到重要作用。（2）通过激光垂准仪来建立垂线基准的变形监测方法，这种方法不仅达到了毫米级的高精度要求，而且还可以节省大量的时间，适合整个矿井的检修时间安排，成本稍高但保证了矿井的正常生产。对于观测数据，我们将其进行挠度分析，若变形达到厘米级，罐笼提升的状态就会受到影响，如若不采取措施，其变形量还会继续发展，甚至可能影响到井筒的安全运营，造成较大的损失，故提前预测其变形量将变得十分重要。其他研究方法：除此之外还有三维激光扫描等先进井筒变形监测技术、倒锤法、位移法、压缩木法、光纤光栅监测技术、激光雷达扫描等技术。国内对矿山井筒变形监测的研究起步比较早，多是利用传统方法直接测量井壁变形，该方法好处就是投入少、施工简单便捷且容易各单位独立完成，不足就是测量精度不高，无法监测井壁细微变形，因此它的广泛使用就此受到限制。近年来，GPS技术被引用并投入到井筒变形监测中来，因其精度较高所以已经逐渐被一些工程技术人员接受。例如，高井祥等采用GPS技术设计矿区井筒变形监测实测方案和变形监测网，联合建立了井筒动态变形监测系统，研究并利用GPS和GIS的井筒破坏机理与控制方法，取得了一系列的研究成果。煤矿井筒的地质条件复杂，伴生灾害多，研究还不够透彻深人。GNSS、加速度计、应力应变计以及光纤传感器等新的变形传感技术已逐步成为井筒变形监测的主要手段与方法，可用于指导井筒注浆治理与预警。目前，高精度的井筒变形监测技术，特别是三维变形监测技术仍然面临巨大挑战。井筒变形数据的属性与内在规律建模具有很大的难度，变形预报预警精度及可靠性有待进一步提高。此外，值得一提的是，微变形监测技术是工程灾害防治的一种极为重要的手段，其具有种动态、实时的特点。特别是在变形监测领域，国内广泛运用。另外，一种基于光纤光栅技术的变形监测方法被国外专家提出，该监测方法特点是建立了光纤光栅与井壁的应变传递关系。该方法可以预测实际应力变形，为轴的失效预测提供了依据。有科学家通过正交试验设置监测位置，实现了全深度、多层次、智能化监测的目标。但目前我国井壁监测信息水平仍远低于水利、桥梁等工程领域。原因有很多，例如井下测试环境复杂、苛刻，而对轴类衬砌的测试精度要求较高，所以精度很难达到要求。其次，无法准确预测井壁上发生损伤的位置。其三，由于缺乏AI的帮助，一般的变形监测系统难以真正完成对获取的数据进行实时动态反馈。不仅我国重视煤矿开采工程活动井筒变形研究，国外很多发达国家，也很重视井筒的变形监测，例如发达国家德国，其国内知名企业DMT就研究出了一种较为成熟的井筒变形监测产品，一个叫做ISSM的井筒惯性监测变形方法。这种方法主要通过在一个罐笼内放入ISSM，然后根据罐笼自身的运动可以较准确地自动测定出该罐笼任意时间所对应的三维坐标，通过测量坐标的变化计算出其偏移量，由此可以推求出井筒变形与移动的变化程度，但是由于技术限制，这种方法目前还未在我国得到应用。另外，佛罗伦萨大学和意大利IDS公司合作研发的IBIS系统可用于微小位移变化量的监测。另外还有GB-SAR技术，一种极具潜力的变形监测技术，它可以精确量化监测目标的形变，并已在基础设施、自然灾害、露天矿、冰川运动、文物保护等领域取得成功应用。GB-SAR技术虽然作为一种极具潜力的变形监测技术，但还是得不到国内学者的研究和其工程化的推广，因为目前GB-SAR商用设备仅能从国外进口且成本高，相信随着GB-SAR变形监测技术在我国的广泛应用，GB-SAR理论和设备的研究都会有良好的发展。

1.3论文内容及技术路线（Papercontentandtechnicalroute）1）论文主要内容收集牛儿庄矿工业广场煤柱开采地质采矿资料；选择合适的预计模型预计该矿区工作面开采对井筒的影响；设计工业广场地表移动变形观测站，包括布网及精度分析；设计井筒变形监测方案，并评定精度以及合理性。针对已给出的背景资料，结合牛儿庄矿工业广场煤矿采矿地质资料，采用合适预计模型，选定合适参数，预计地表移动变形量，得出具体数据，画出地表移动变形分布图，分析地表移动变形对井筒是否有影响，熟悉各种监测法的原理及优缺点，根据实地条件选出合理可行的监测方法并进行方案设计，做到安全、合理、经济并符合精度要求，最后评估合理性（精度要求）。2）技术路线2地质采矿资料2Geologicalandminingdata2.1矿井概况（Mineoverview）2.1.1位置与范围该井田位于河北省邯郸市峰峰矿区东北部，地理坐标：北纬：36°29′54″～36°34′39″，东经：114°12′08″～114°15′51″。南面距离峰峰镇6000m，东面距离邯郸市33000m。邯峰公路穿过工人村并位于井田西部，牛儿庄到新屯矿的公路横跨整个井田，构成该地区交通运输主干线。该地区运煤铁路专线南北纵贯该井田，南面是峰峰火车站，距离约4000m，东面是马头火车站，距离21400m，并在马头火车站与京广铁路接轨，可达全国各地，交通四通八达（详见图2.1）。井田走向平均长3000m，倾向平均宽为2800m，采矿许可证注册面积为8.5889km2。2.1.2自然状况1）地形地貌井田位于鼓山东麓丘陵及太行山东麓中段地区，沿鼓山边缘向东倾斜，井田地势具有西北高，东南低的特点，第四系沉积物主要以冲、洪积物及风化黄土构成，其黄土具有垂直节理特征，地面标高+170～+240m，相对高差约70m，其坡度约为11.6％。井田内有许多沟壑，其中，包括香山沟、二十四会沟、南岗沟、断头沟、现到沟、上牛沟、西佐沟等在内的都是壁陡谷宽呈现“U”字形的沟，这些沟深度介于5～20m，宽度介于15～20m，坡度约为73％。剩下为村庄和农田。冲沟底部有部分基岩地层零星出露。2）水文井田地表被数条冲沟所切割，冲沟的流向由西向东穿过整个井田。井田地表无较大的水系，仅有香山村西北沟内有潜水溢出形成小股水流，水量约0.05m3/min。由于采矿活动影响，目前基本干枯。地表冲沟除上官庄沟内常年积蓄矿坑水外，其余冲沟平时干涸无水，仅雨季时有暂时性水流，属于季节性冲沟，流速迅猛，排水畅通。矿区农业利用井田内自然冲沟拦洪筑坝，进行农田浇灌，分别建有上官庄蓄水池、牛儿庄蓄水池、香山蓄水池、北羊二庄蓄水池、牛儿庄围墙外蓄水池，五个蓄水池位于井田东部，煤层开采较深，对生产没有影响。图2.1牛儿庄采矿有限公司交通位置图Figure2.1LocationmapofNiuerzhuangMine2.1.3矿山开采情况1）矿井生产能力矿井自1960年投产到1965年达到设计生产能力，产量逐年上升，生产地区由原来的一水平生产为主，转向二水平地区生产。进入上世纪七十年代，随着国民经济的持续发展，矿井利用二水平超强度剃头式开采三水平，使矿井产量最高达100万吨/年以上水平。上世纪90年代中期，矿井生产全部转入三水平地区，随矿井生产年限增加，资源/储量减少。受开采深度的增大、地区范围缩小、生产地区过于集中、地质条件恶化等诸多因素的制约，矿井生产能力逐年下降，矿井产量进入递减期。通过2014年的核定结果可知，该矿井生产能力为87万吨/年，到目前该矿井的采矿规模只有60万吨/年。采区布置和采煤方法以井田边界，大中型断层和分水平标高为基准划分各个采区，采区中部主要包括上山、下山布置，两翼开采，分水平运输。采区共划分为一、二、三水平，其中一水平：零～五盘区；二水平：六～七盘区；三水平：八～十盘区。包括2号煤层、4号煤层和-291m以上的6号煤层在内的煤层均为开采煤层。其中，2号煤层为主要开采煤层，4号煤层、6号煤层为配采煤层。2号煤层、4号煤层均采用联合布置开采，主要盘区的上、下山布置在4号煤层位，并用石门眼连接2号煤层。6号煤层单独布置开采。2、4、6号煤层采用走向长壁式采煤方法。随着开采深度的增加，矿井瓦斯涌出量和压力增大，为防止煤与瓦斯突出，改下行式开采为上行式开采。2.2地层及构造（Stratumandstructure）2.2.1井田地质构造本井田位于峰峰煤田的中部，鼓山东麓，鼓山复背斜以东，并向东南倾伏，总的构造轮廓为一单斜构造。在这个单斜构造上发育着N20°～30°E方向与近东西方向的大断层纵横切割。受大中型断层的控制，井田内发育着一些较低序次的幅度和宽度较小的开阔褶曲，构成了井田的主要构造轮廓。按照2013年《煤矿地质工作规定》，本矿地质构造复杂程度为复杂型。但根据《邯郸市牛儿庄采矿有限公司生产地质报告》显示，此次拟开采的东工广大煤1号面周边并未揭露有明显的地质构造。2.2.2煤层情况 本井田为石炭、二叠系含煤建造。石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组为主要含煤地层。煤系地层总厚217.90m，共含煤7～14层，其中煤层总厚19.55m，含煤系数9.0%。其中1、1下、3、5上、5、6下、7上、10号煤层为不可采煤层；2、4、6、7、8、9号煤层为可采煤层，可采煤层总厚为14.68m，可采含煤系数为6.7%。

2.3本次设计开采的工作面本次设计开采工作面为东工广大煤1号面，正好进入到了工业广场和井筒保护煤柱范围内，属八盘区二水平大煤，该工作面走向长约402m，倾斜长约50m，煤层厚度5.5m，倾角约9°，可采储量约为14万吨（全部位于工业广场煤柱内）。工作面标高-200m~-240m，地面标高+200m~+190m。井田概况说明具体详见表2.1，井上下对照图见图2.2。表2.1东工广大煤1号面掘进地质说明Table2.1GeologicaldescriptionofDonggongCoalNo.1surfaceexcavation概况煤（矿）层名称大煤水平名称二水平采区名称八盘区工作面名称东工广大煤地面标高(m)+200～+195工作面标高(m)-200~-240地面位置煤场以东50m，青兰高速延长线以西80m，南至上官庄冲沟，北距牛儿庄小屯柏油路250m。井下位置及四邻采掘情况该工作面位于工业广场保护煤柱内，处于工广煤柱东部，其东北为三煤柱轨道，西南为南工广4号，东南为外52804采空区。四南、东南大煤均已回采，下部野青未采。走向长（m）354~412倾斜长（m）37~50面积（m2）（平）4025020100煤矿（层）情况煤（矿）层总厚（m）煤（矿）层结构（M）煤（矿）层倾角（度）7~125.50.50（0.05）2.3（0.10）1.2（0.05）1.39该工作面内煤层结构复杂，共含三层夹矸，全区稳定可采。（矿）层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶细砂岩4.75灰白色，钙质胶结直接顶粉砂岩3.94黑灰色，含云母片伪顶直接底粉砂岩9.56深灰色，含植物化石老底细砂岩1.42黑色，细致上部含砂较大图2.2东工广大煤1号面井上下对照图Figure2.2UpanddowncomparisonchartofDonggongCoalNo.1surfacewell3预计工作面开采引起的地表移动变形3Expectedsurfacemovementanddeformationcausedbyminingofworkingface3.1预计模型和参数选择（Expectedmodelandparameterselection）本设计采取概率积分法作为预计模型。3.1.1概率积分法原理：因为岩层在沉积过程中，由于沉积环境的变化，地下岩层会形成不同形式的岩层(如砂岩、泥岩等)。岩层在受到后期构造应力、岩浆侵入等作用影响下，在岩层中会形成节理、层理、断层等弱面。正是由于岩层中存在弱面，所以可认为岩层是非连续的介质，将其理想为松散介质，同时把开采引起的岩层与地表移动视作随机过程，把岩层当做一种随机介质

，用随机介质的颗粒体的移动来描述整个过程，所以用非连续介质模型研究开采沉陷问题是可行的。概率积分法有如下基本假定：应遵循等影响原则，即开采引起的岩层各方向移动与方向无关，假设岩层是各向同性的、均质的、不连续的介质。地下大工作面开采引起的岩层及地表移动可以认为是很多个小工作面开采引起的岩层与地表移动的叠加起来，即承认线性叠加原理。对于弯曲带内的岩层，不会发生体积上的变化，只是发生形变。通过收集的牛儿庄矿地质采矿资料分析，该工作面的变形预计计算可采用概率积分法，利用概率积分法的随机介质理论，符合设计要求。3.1.2确定预计参数参数包括角值参数和预计变形参数两部分，根据不同覆岩所对应地表下沉系数的不同，再结合《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》中地表移动与覆岩破坏实测的数据得峰峰镇的参数如下：1）角值参数：松散层移动角：=56°边界角：移动角：充分采动角：2）预计变形参数：最大下沉角：水平移动系数：下沉系数：开采主要影响角正切值：3.2地表移动和变形预计（Surfacemovementanddeformationprediction）本设计需要预计的变形值包括该工作面开采所导致的最大变形值预计，主断面上变形预计，井筒的变形预计。3.2.1最大变形值计算3.2.2倾向主断面上变形预计1）判断是否充分采动沿走向开采宽度：走向方向的主要影响半径：开采影响传播角计算：沿倾向开采宽度：走向采动系数计算：

倾向采动系数计算：这里考虑上山、下山开采主要影响角正切值一样。计算得：沿走向采动程度系数=0.985，沿倾向采动程度系数=0.25。表3-1采动程度系数计算参考表因为计算得沿走向的采动程度系数和沿倾向的采动程度系数都小于1，所以可以认为该工作面属于走向倾向双向非充分采动。

2）地表移动变形值计算由于该工作面为倾角9°倾斜煤层，与水平煤层开采所产生的地表移动规律不同，倾斜煤层开采所产生的地表移动变形有如下规律：图3-1倾向煤层开采地表变形特征图根据工作面开采情况采用有限开采地表移动与变形值计算公式沿走向主断面沿倾向主断面由于井筒正好处于倾向主断面，主要进行的地表移动变形预计范围图如下图，从O点至主井1点。图3-2地表移动变形预计范围图O点至主井1点的地表移动变形值计算表如下：表3-2倾向主断面下沉与变形计算表一表3-3倾向主断面下沉与变形值计算表二表3-4倾向主断面上叠加地表下沉与变形值计算表图3-3倾向主断面地表移动变形下沉变形图图3-4倾向主断面水平移动变形图图3-5倾向主断面地表移动倾斜变形图图3-6倾向主断面地表移动水平变形图3.2.3井筒变形预计取下沉值为10mm的点为最外边界点，即x=-232m为最外边界点，因为主井离采煤工作面距离为263.6m，主井、副井在最外边界以外，变形值很小。主井在倾向主断面上，其下沉及变形值如表3-2至表3-4所示。副井，因为没有在主断面上，通过地表任一点移动与变形预计的计算公式计算其变形值图3-7地表任一点移动变形计算示意图副井处下沉值计算：由计算得到副井下沉值为2mm，小于10mm。综上，可以认为主井和副井均不受开采影响的变形。同时，该计算忽略了拐点偏移距的影响，因为，拐点一般向采空区一侧偏移，加上拐点偏移距，计算出来目标点的变形值会更小，所以可以忽略其影响。

4观测站设计4Observatorydesign4.1设站目的（Stationpurpose）通过之前预计的地表变形值可知，工作面开采对井筒没有影响，可考虑到安全以及工作面还要继续开采等因素的影响，还是要在井筒周围设计观测站，并对井筒进行观测。毕竟，对井筒的观测有其重要意义，同时也为日后其他工作面开采如果影响到井筒做好准备。同时，设置地表移动观测站，通过观测数据也可得到该地区的移动变形值，对分析对其它构筑物的影响也有积极意义。4.2观测站设计原则（Stationdesignprinciples）观测站设计应遵循以下原则：观测线应设在地表移动盆地的主断面上。观测站应设置在远离附近正在有开采的区域。观测线上的测点应根据开采深度和设站目的按一定的间隔布设。观测线要布设到最外边界点以外，即长度要大于地表移动盆地的范围（保证控制点要在移动盆地范围之外）。为了保证观测点能与地表同步移动，测点的埋设要牢固。经济性原则：在满足技术目标要求的情况下，做到开销最少。如果是设置的特殊观测站，即为了特殊目的，则可不受上述条件限制。设计观测站设计原则是为了获得精确、可靠、有实际意义、有代表性的观测资料内容，本次设计的观测站主要观测井筒，观测站设计时需要绕过遮挡物布设至井筒周围。4.3观测站设置所需资料（Stationsetuprequiredinformation）为了确定观测地区井下开采和地面位置的关系，需要设站地区的井上下对照图和采掘计划图，图的比例尺一般为1:1000或1:2000。包括地质地形图、地质柱状图、煤层赋存条件、水文条件、覆岩物理力学性质在内的设站地区的地质和水文地质资料。包括采煤方法、顶板管理方法、开采厚度、工作面推进速度、回采时间及周围开采情况在内的开采工作面设计资料。包括设站地区附近的导线点、控制点以及水准点测量资料在内的观测地区井上下测量资料。包括移动角、边界角、最大下沉角、充分采动角、松散层移动角及其有关参数在内的矿区或邻近矿区已有的开采沉陷资料。地表移动范围应按照边界角来确定，但国内要求，在设计观测站时，一般要用移动角再减去一部分（修正值））作为边界角。下山移动角调整值，上山移动角调整值，走向移动角调整值。图4-1地表移动观测站设计示意图4.4观测站的设计（Stationdesign）4.4.1观测站形式由于本井田内地表为山地丘陵的地貌形态，煤层走向远大于煤层倾向，所以采用主断面观测线，即沿倾向主断面和走向主断面设置两条观测线。该工作面位于工业广场保护煤柱内，处于工业广场煤柱东部，其西南为南工业广场4号，东南为外52804采空区，东北为三煤柱轨道。已回采的有西南、东南大煤，下部野青未采，考虑该矿区地质采矿条件，因此在工作面内沿倾向主断面布置半条观测线，沿走向主断面布置整条观测线。4.4.2观测站位置的确定据资料牛儿庄矿工作面走向长为402米，倾向长50米，平均采深为415米，倾向观测线距切眼的距离设计为300米，平均开采深度415米。根据该工作面条件建立走向观测线和倾向观测线，走向观测线的位置，沿走向主断面上布设一条，倾向观测线则分别沿倾向主断面布设一条、平行倾向主断面并通过副井布设一条。图4-2观测站布设形式4.4.3观测线的长度1)倾斜观测线长度确定：式中：工作面倾斜长度，m;上山和下山移动角，（°）；表土层厚度，m;表土层移动角，（°）；上山和下山移动角修正值，（°）。2）走向观测线确定：（全走向观测线）（半走向观测线）式中：走向工作面长度，m;超出倾斜线长度，一般取4个测点间距；根据目前已知移动参数通过计算和作图确定观测线长度，设置得牛儿庄工作面倾向观测线长为570米，走向观测线长为1005米。分别大于倾向最外边界510m，走向最外边界862m。4.4.4观测点点位根据实践经验，地表移动盆地沿走向呈左右对称分布。因此，走向观测线沿工作面中线布置，沿回采方向编号1～12；倾斜方向分别布置A～B共2条观测线，根据工作面长度和移动参数确定观测点点位和点间距，其中工业广场共布置控制点3个，观测点37个，加密点2个，测点间距为35m（采深400m以上），控制点间距为51m，61m图4-3观测点点位分布图表4-1观测线长度、控制点及观测点情况汇总观测线总长度（米）控制点数目观测点数（个）测点总数（个）走向观测线72501313倾向观测线A34501212倾向观测线B28501212合计135503737

4.5地表移动观测站的标定与埋设（Calibrationandembeddingofmobilesurfaceobservationstation）4.5.1标定的方法利用地表移动观测站设计平面图及矿井范围内已有的国家级测量控制点坐标为依据，首先确定倾向观测线上观测点的位置，给出倾向观测线方位，再确定走向观测线和倾向观测线的交点，再设计标出走向观测线方位，最后在走向观测线和倾向观测线的方向上根据点间距依次标定出各观测线上的控制点和观测点的点位。4.5.2测桩的构造及埋设要求在观测期间与地表牢固结合、便于观测、费用低等是埋点的要求。使埋设时，应在点位处挖一直径为0.25米、深为0.7米的基坑，将测桩用混凝土灌住，并将刻十字的一端朝上，外露0.2米。基坑中间用直径18毫米的铁杵作好标记，在标志上钻一小孔作为中心。对于水准基点离观测站较远的情况，至少需要埋设两个水准基点在观测站附近1千米处。图4-4测桩示意图

4.6地表移动观测站的观测工作（Observationworkofsurfacemobileobservationstation）包括连接测量、全面观测、日常观测等在内的测量工作为地表移动观测站的观测工作。介绍如下：4.6.1连接测量主要内容：一般可利用离矿区最近的控制点，利用GPS或者全站仪确定观测线上一个控制点平面位置，然后采用水准测量确定其高程，最后通过这个控制点确定出其他控制点的平面位置和高程。一般在观测点埋设10~15天后进行连测工作，独立进行两次，要求点位中误差不大于7cm，高程测量则按三等水准测量要求同步进行。4.6.2全面观测为了确定观测点的初始位置及高程还要进行全面测量。其中，测定各测点的平面位置和高程、各测点间的距离、记录地表原有的破坏状况、并作素描图记录是全面观测的主要内容。全面观测需要独立进行两次，如果两次测得的同一点高程差小于10

mm且同一边的长度差小于4

mm的话，则取其平均值作为观测站的原始观测数据。同时根据原始观测数据得出的测量数据，绘出观测站设计平面图。

全面观测也可以在采动过程中进行，目的是为了获得地表的动态水平移动及水平变形数据，在地表移动趋于稳定后，还需进行最后一次全面观测，也就是该地区六个月内下沉小于30mm时。4.6.3日常观测日常观测工作：第一次全面观测和最后一次全面观测之间适当增加的水准测量工作。在采煤工作面推进一定距离后（一般工作面推进长度为平均开采深度的0.35倍），在预计可能先发生移动的地区选出几个工作测点，每隔5天进行一次水准测量，其目的为了判断地表是否开始移动。如果发现测点有下沉的趋势(一般测点的下沉达到10

mm)，说明地面开始受到开采影响而下沉。在移动过程中，要重复进行水准测量，一般每2个月进行一次，根据地表下沉速度确定重复具体时间间隔。此外，在移动活跃阶段，为了获得较精确的下沉速度，还应在最大下沉地段适当增加水准测量的次数。

每次观测应在尽可能短的时间内完成，目的是保证所获得资料的时序性，特别是在活跃阶段，水准测量必须在一天内进行完毕。

表4-2观测站观测次序表观测时间观测内容设站10~15天内与矿区控制点联测采动前全面观测两次，取平均，作为基准数据地表移动初始期水准测量（一个月测一次）地表移动活跃期全面测量四次，加密水准测量（半个月一次）地表移动衰退期水准测量地表下沉小于30mm/6个月全面观测两次4.7精度评定（Accuracyassessment）4.7.1支导线终点的位置误差导线点的位置误差是由于测角误差和量边误差累积而成的，分别通过测角误差和测边误差计算支导线终点的坐标误差。水准最弱点的坐标：导线任意边的坐标方位角是关于的函数，即式中：水准最弱点的点位误差计算公式：考虑经费原因及实际要求，实地测量采用TS06全站仪进行测量，本次测量采用支导线的误差计算方法，TS06全站仪测角中误差为2″，测边中误差2mm，其它限差和方法按《变形监测测量规程》要求进行。本次设计采用国家四等变形监测规范。表4-3变形监测测量精度规范参考表等级垂直位移监测水平位移监测适用范围变形观测点的高程中误差/mm相邻变形观测点的高差中误差/mm变形观测点的点位误差/mm一等0.30.11.5变形特别敏感的高层建筑、高耸构筑物、工业建筑、重要古建筑、精密工程设施、特大型桥梁、大型直立岩体、大型坝区地壳变形监测等二等0.50.33.0变形比较敏感的高层建筑、高耸构筑物、工业建筑、古建筑、特大型和大型桥梁、大中型坝体、直立岩体、高边坡、重要工程设施、重大地下工程、危害性较大的滑坡监测等三等1.00.56.0一般性的高层

建筑、多层建筑、工业建筑、高耸构筑物、直立岩体、高边坡、深基坑、以般地下工程、危害性一般的滑坡监测、大型桥梁等四等2.01.012.0观测精度要求较低构筑物，普通滑坡监测、中小型桥梁等图4-5水准最弱点点位误差计算示意图最终计算得最弱点点位误差：13.4mm大于12mm（国家四等变形监测测量精度要求），无法达到要求。因为选用测角精度为2″，测距精度为2mm的TS06全站仪无法满足测量精度要求，建议采用拓普康GM-101全站仪，其测角中误差1.0″，测边中误差(1.5mm+2ppm)，用拓普康GM-101全站仪计算出最弱点的点位误差：8.3mm<12mm（采取四等变形监测等级），符合精度要求。4.7.2水准测量矿山井筒监测一般根据国家三四等水准测量精度要求，采用四等水准测量表4-4国家水准测量等级划分表可知高程误差不大于10mm，采用华光牌DS2级水准仪测量得高程误差：所以符合精度要求。

4.8经费预算（budget）表4-5经费预算表仪器数量单价拓普康GM-101全站仪一台58000华光牌DS2级水准仪一台2800合计2台68000人工费用控制在5000以内，需要总费用75000左右。4.9观测成果的整理与分析（Analysisandanalysisofobservationresults）1）观测成果的计算在进行内业处理前，应先对观测数据进行检查，判断其准确性，然后再进行以下计算。改正数计算：因观测采用GM-101全站仪，所以需要进行气象改正，仪器常数改正。计算分析各种观测误差：如果观测误差符合误差允许要求，则进行平差处理，如果超出误差允许，需进行重测并分析原因。坐标计算、高程计算。各移动变形计算。2）绘制图表根据每次观测的计算结果绘制成图，为了准确反应变形分布特征，移动变形曲线图一般选择1:1000比例尺，并与观测站平面图保持一致。为了表示各种采矿条件对移动和变形分布形态的影响，观测线断面图应绘在一起，断面图的比列尺与井上下对照图相对应保持一致。还可以根据移动变形值绘出等值线图。每次测量完成都要及时绘制移动变形曲线图，保证准确无误。①设站地区的地形地貌图、特殊地物图、地质构造图、煤层产状图、岩层柱状图等。

②原有的采区巷道和新设计的采区巷道。

③保护煤柱轮廓线图，包括原有的和新设计的。成果整理地表移动主断面上移动变形特征，需确定变形最大值的位置地表移动盆地的形状大小，范围以及包括移动角，边界角，充分采动角等在内的各种角值参数包括水平移动角、影响传播角、下沉系数等在内的地表移动预测参数。工作面推进过程中地表移动变形的发展过程与趋势。

5井筒变形监测5Wellboredeformationmonitoring5.1开采引起的井筒变形的主要形式（Themainformofshaftdeformationcausedbymining）由于变形与破坏的性质不同，其成因也不相同。井壁破坏形式主要以竖向压缩或拉伸变形以及错动破坏最为常见。变形主要分为：井筒沿轴向的挤压或拉伸变形；井筒中心线的偏斜和弯曲；井壁错动；径向水平挤压引起的井壁破坏。1)井筒沿轴向的挤压或拉伸变形：由于岩层在竖直方向上下沉量不相等从而导致井筒沿轴向发生挤压或拉伸变形。这种挤压或拉伸变形表现特别是在井筒煤柱开采时，当工作面接近或通过井筒下方时表现尤为突出。2)井筒中心线倾斜与弯曲：井筒在不同深度上的围岩水平移动值不等，从而导致其中心线倾斜和弯曲。当采空区位于井筒的一侧或在井筒两侧不对称时，岩层就会产生水平移动，井壁也随围岩而移动，使井筒中心线偏向采空区的“重心”。井筒中心线的偏斜方向和大小随深度变化和工作面的转移而变化。3）井壁错动的原因有两种:其一，采空区上覆岩层严重弯曲可导致岩层沿层面的错动；其二，在采动的影响下，对于有软弱层的岩层，其岩体会沿软弱层面产生滑动，从而引起井壁错动。4）径向水平挤压引起的井壁破坏。地下深度开采破坏了井壁与围岩的原始力学平衡，在围岩与井壁中产生了附加应力场。而附加应力是井壁产生变形的重要原因。5.2井筒抗变形能力分析（Analysisofanti-deformationabilityofshaft）根据开采经验，如果井筒的平均竖向压缩变形在1mm/m范围以内，可以认为井筒是安全运行的，需要注意的是，该井筒能及时采取合理的维修措施。截止目前，国内外对各种井筒因工作面开采而损坏的情况尚无评价标准，根据国内外井筒煤柱的开采经验可知，可使用采动引起的混凝土井筒围岩的变形量对其所受影响进行分析。（1）偏斜变形影响。井筒的偏斜变形一般不会对井筒的破坏产生影响，通常仅使提升中心线偏离，改变井筒内各设备间的安全间隙，对于技术要求较为严格的提升井，其偏斜变形在小于1％时一般不会影响安全运行。（2）竖向变形影响。参照C30混凝土的变形性能，可以认为:①在井壁与围岩硬度相差不大条件下，一般围岩竖向压缩变形超过1.6mm/m时，井壁产生竖向压缩破坏;②若是井壁围岩软弱相间的情况下，一般可以认为在围岩竖向压缩变形超过1.0mm/m时，井壁产生竖向压缩破坏。（3）径向变形影响。由于井筒在径向方向上为拱形结构，所以在径向方向上抗压变形较强，自然，抗拉能力相对较弱，但是由于井筒与围岩之间存在结构面，使得井筒径向拉伸变形远小于围岩的拉伸变形。（4）井筒竖向压缩变形我国目前《规程》中还没有井壁的允许变形值，前苏联根据经验确定了不同井壁轴向允许变形值，见表5-1。表5-1井筒轴向压缩允许值井壁类型岩体竖向压缩变形允许值/mm·m-1整体水泥0.62砖0.73钢质连续0.63钢质丘宾筒1.00钢筋水泥丘宾筒2.00我国有许多井筒损坏的实际例子。例如：沛城煤矿主、副井筒均用250＃和300＃混凝土整体施工，井筒内径5m，井壁厚度平均为0.8m。井壁内竖筋和环筋采用内外二层布设，交接处采用连续焊接法连接。第四系厚度为主井206.65m，副井193m，主、副井落底深度分别为484.7m和410m。冻结法施工。井筒处下沉量达到200mm，竖向压缩变形值＝-1.25mm/m时，井筒产生了损坏，出现片帮及渗水现象。井筒损坏处在表土层和基岩面的交界处。在围岩强度接近或大于井壁的情况下，一般不会在井壁上出现压应力集中现象，故井壁不会发生受压破坏。这是由于围岩强度大于井壁，在开采影响过程中，即使围岩处于竖向压缩状态，其产生的竖向压缩变形值，一般接近或小于井壁变形值，不会出现比井壁大的压缩变形值，这样，就不会出现将围岩重量转嫁给井壁承担，在井壁上不会出现压应力集中现象，所以井壁处于安全状态，不会产生竖向受压破坏。但是，如果围岩强度小于井壁的情况下，就会在井壁上出现竖向压应力集中现象，从而导致井壁发生受压破坏。这是由于受采动影响，围岩会处于竖向压缩状态，因为其强度小，所以围岩产生的竖向压缩变形必然要比井壁大，这样，就会出现将围岩重量转嫁给井壁承担，压应力一旦集中，难免发生破坏。表5-2牛儿庄矿井筒特征表井筒名称高程倾角垂深井筒设施断面支护用途地面井下主井205.991-20090406箕斗19.62砌碹、锚喷提煤副井206.491-20090406.5罐笼33.16砌碹、锚喷提升人员物料备注：地面至一水平为砌碹，约240m；一水平至二水平为锚喷；厚度均为0.5米。5.3井筒变形监测方法（Wellboredeformationmonitoringmethod）由于井筒内部环境较差，井筒构造复杂，所以很难做到高精度监测。为了实现可靠的、毫米级井筒变形监测方法，本设计采用四基准垂线法。下面就监测方案设计、外业施测、数据模型及井壁中线拟合进行详细阐述。5.3.1基本原理四基准垂线法为井筒变形监测技术，该方法将有效针对井筒中线变形监测，原理如下：在井筒内部投掷四根钢丝，通过地面控制点测量投放的四根钢丝平面和高程信息，可采用极坐标法或者前方交会法对钢丝线的平面坐标进行坐标测定，最后反演井筒中心线。5.3.2四基准垂线法在井筒内部投放四根钢丝建立测量基准，通过对四根钢丝中任意两根钢丝进行水平定向，通过手持测距仪测量井壁特征点到钢丝基准线的水平距离，基于一定数据处理模型（最小二乘算法）进行拟合，反演井筒中心线，目标为让精度达毫米级。罐笼提升系统提供高程。如图5-1所示，所示圆为井筒内某一横断面，A点和B点为井筒附近地面已知控制点，P1~P4分别为四根钢丝垂线在该井筒断面上的投影点，投放时最好控制四个基准点围成矩形，PI~P2、P2~P3、P3~P4、P4~Pl确定出四条基准方向线。Q1~Q8则为该断面井筒内壁上需要测量的8个特征点。可采用手持测距仪量取d1~d8的数值，再由已知地面控制点A、B点的平面坐标通过极坐标法或者前方交会法求得P1~P4点平面坐标，通过其平面坐标再结合高程信息，采用最小二乘拟合模型获得井筒中心线，再拟合出井筒三维模型。图5-1四基准垂线法井筒变形监测示意图5.3.3各钢丝线的坐标测量为了提供变形监测的基准可采用极坐标法或者前方交会法对四根钢丝进行平面坐标测量。1）极坐标法具体步骤如下:其中点A、M为地面已知控制点，B、G为随机测量点，按照支导线测量方法进行。在B点架设全站仪，后视A点，同时测量∠ABC、∠ABD、∠ABE、∠ABF的水平角以及点B到点C、D、E、F的距离。根据方位角和距离可计算出C、D、E、F四点的平面坐标。当C、D、E、F不能通视的情况下，可将仪器架设于G点，对D、E、C、F进行坐标测量。图5-2极坐标法示意图

2）前方交会法具体步骤如下:

①在B点架设全站仪，后视G点，依次照准C、D、E、F四点。然后根据全圆观测法，需要观测两个测回，然后计算得到∠EBG、∠DBG、∠CBG、∠FBG的值。

②然后再在G点架设全站仪，后视B点，依次照准C、D、E、F四点，观测两个测回（全圆观测法），然后计算得到∠EGB，∠DGB，∠CGB，∠FGB的值。

③B、G为已知点，根据BG已知的长度，计算C、D、E、F四点的坐标。图5-3前方交会法示意图5.4施测准备工作及仪器（Preparationandequipment）内容包括：钢丝垂线基准确定，井壁特征点与钢丝基准的距离。施测前的准备工作包括：收集井筒结构有关资料及地质水文资料，测量需要的特殊材料等。为了完成设计。所需的主要设备有：①全站仪:目的是建立较高精度的钢丝垂线基准，用于测量钢丝垂线基准坐标;②用于全站仪目标照准的反射片;

③CN61M/LM30手持式激光测距仪：用于量测井筒内特征点至钢丝基准线水平距离;

④钢尺:用于距离测量，量取地面已知控制点与钢丝基准线的距离;

⑤小钢卷尺:用于短距离测量，在量取全站仪仪器高时可用到;⑥其他物品:棱镜、垂球、对讲机、反射贴片、照明设备、地面控制点安装设备等。

5.4.1测量基准的建立通过重锤投放四根钢丝建立变形测量的平面基准，钢丝投放的主要装备包括：手摇绞车（用于缠绕钢丝）、定向垂球、小垂球、滑轮、四根钢丝、定点板、大水桶等。建立过程如下:

①为了减少钢丝的摆动，可采用将钢丝穿过固定在井架横梁上的导向滑轮并且挂上小垂球，然后手摇绞车使得小垂球均匀且缓慢地下放的方法，该方法还可以检查钢丝是否弯曲。②当小垂球到达定向水平后，信号警报会响，此时停止下放小垂球并且闸住绞车，然后将悬挂钢丝卡入定点板内（防止继续下落），同时在定向水平上取下小垂球，换上定向垂球。应保证定向垂球不和桶底、桶壁有任何接触。

③完成上述工作后，为了验证垂球线在井筒内是否自由悬挂，需要采用信号圈法和比距法同时进行的方法检测。信号圈法是将适当重量的小圈套在钢丝上下放。如果小圈能够到达定向水平，则说明垂球线是自由悬挂，否则相反。比距法则是在井下测量四根钢丝之间的距离。如果井上、井下量得的距离之差不大于2mm，则认为垂球线是自由悬挂，否则相反。

和地面的坐标测量相同，极坐标法和前方交会法也同样适合垂线坐标的测定。因为观测目标是较细的钢丝，且位于主井上方，无法架设棱镜进行观测，所以可使用反射贴片。即在钢丝基准建立稳定之后，将反射贴片粘贴在钢丝上。反射贴片的粘贴要满足以下要求:

a.主井上方点位视野开阔良好，通视；

b.尽量保证反射贴片的中心轴线与钢丝贴合；

c.粘贴反射贴片时，要尽量地将反射贴片与钢丝贴紧，避免贴片因粘贴性不够好而被风吹落，避免贴片跌落入矿井内。5.4.2测量步骤①投放四根钢丝，并在投放钢丝时注意最好使P1，P2，P3

，P4连成的平面图构成矩形。

②钢丝坐标测量：精确测量P1，P2，P3，P4的平面坐标（采用极坐标法或者前方交会法）。

③测量准备：负责实地测量的人员穿好防水衣及专用装备，系好安全带，进人罐笼顶部，准备测量。

④高程控制：在绞车房内，安排专门的测量人员，按设计测量截面的高程调节罐笼高度，并记录实际断面高程数据。⑤断面测量：利用两根钢丝定向，用手持测距仪CN61M/LM30测量井壁特征点与钢丝基准线距离，获取d1~d8的数值。以d1测量为例说明，P2，P1点用于定向，量取P1至井壁Q1的距离d1，由记录人员记录相关数据。测点选取井壁内钢筋露头处为宜，保证8个测量点处于同一横断面内，尽量避免施工等原因造成井壁凸出，每个点测量三次，读数至毫米位。⑥数据整理:以测量值d1~d8为基础，获取每个断面上8个测点的平面坐标，以每个断面上8个测点坐标为基础，根据数据处理模型确定断面的中心坐标和半径，再结合已知高程值实现井筒内壁的重建和中线的拟合。5.4.3测量精度分析影响测量精度主要有以下两种误差：井中基准线位置偏差引起的测量误差；2）井壁丈量误差。井壁丈量误差主要是量距读数误差和量距不水平引起的长度误差。因为采用CN61M/LM30手持测距仪，所以存在测角量边误差，其测量精度2mm，通过钢丝定向时，为了减小测量误差，使手持测距仪顺着两根钢丝的方向测量特征点，或者垂直两根钢丝的定线方向，由于人在测量时存在测角误差，由于井筒直径为5m，所以取定向点到特征点距离为3m计算，控制手的测角误差在1°时，精度可达到9mm，目标在控制点位误差在10mm以内，所以符合要求。如何控制手的测角误差在1°以内，可采用三角尺、激光瞄准器、反射贴片、挡光板，因为手持测距仪受到外界光污染的影响，测量精度会下降，使用三角板是为了保证精确测量垂直于两条基准线上的点，当测量沿着两条基准线上的点时，使用激光瞄准器和钢丝上的反射贴片是为了确保测距仪与两条基准线平行，弥补不能架设棱镜的缺点。因为测量八个点，在每一次测量时，无论平行两条基准线或者垂直两条基准线，都测两个待测点，取平均值作为观测数据，最大限度提高精度。

5.5井筒中心线拟合（Shaftcenterlinefitting）利用测量得到的四根钢丝基准线的平面位置坐标信息，可计算出某一个断面的圆心坐标和半径，再根据高程信息，可计算出每一个断面的圆心坐标和半径，进而拟合出井筒中心线，方便建立井筒三维变形模型。5.5.1各测点坐标计算以计算Q1点的坐标为例。已知其相应的两条定向垂线是P1、P4，那么Q1、P1、P4三者共线，则该测点到垂线P1的距离与垂线P1、P4间的距离有如下几何关系：式中，、分别为垂线p1的横、纵坐标值；、分别为垂线p4的横、纵坐标值；为垂线p1、p4间的距离；为测点Q1到垂线p1的距离；、分别为所要求的测点Q1的横、纵坐标值。求解上述方程组，就可以得到测量Q1的平面坐标（，），同理可以获得所有测点的平面坐标。此外，测点的高程是由绞车房控制系统确定，即在划分断面时设定。5.5.2井壁中心线建模为了实现该井筒内井壁重建与中心线拟合，必须利用每个断面上的8个特征点的坐标值计算出每个断面的圆心坐标（x，y）和半径R，进而建立井筒的三维变形模型。假设井筒上井壁内某一断面上的测点Q1~Q8的坐标为（、），其中i=1，2，……8；在这个断面上的中心坐标为（x，y），断面半径为R。则存在如下方程：……上述方程式为井筒中心线拟合的基本模型以，，为初值将上式线性化得误差方程如下式：，由上式误差方程式，再基于一定的数据处理模型，就可求解得到某一断面井筒中心坐标和半径，最后结合已知高程值通过多项式拟合的方法得到井筒的三维变形模型图。

5.6变形拟合模型（Fitmodel）设计井筒中线测量与井筒变形拟合的技术路线。通过井筒中心线拟合的基本模型，测量井壁特征点在截面上的位置，以及截面的高程信息，拟合出井筒的中心线及井筒，通过分析，建立井筒三维变形模型。图5-4技术路线流程图5.6.1经典最小二乘原理在测量数据处理中，采用最小二乘原理并运用高斯-马尔可夫模型。其函数模型和随机模型分别如式：式中：；；；；；；；；。若只考虑其观测向量的误差，误差方程式为：式中：其最小二乘平差准则为：则待求参数X的最小二乘估计为：

5.6.2抗差加权整体最小二乘算法抗差算法中抗差因子起重要作用，抗差因子可采用残差向量构建。其函数表达式：

式中：；，；；如下式计算：式中：；其中，残差的协因数阵：式中：对于观测值不相关时，为独立观测；当观测值相关时，采用抗差因子的改正协因数，迭代最优解。

5.6.3验证算法优良性通过模拟已知圆心坐标、已知半径的井筒截