GB 51044-2014 煤矿采空区岩土工程勘察规范 （完整版）

1 总 则

1.0.1 为了预防和避免煤矿采空区对工程建设的影响，提高煤矿采空区岩土工程勘察水平，做到技术先进、经济合理、保护环境，制定本规范。

1.0.2 本规范适用于煤矿采空区的治理、地质灾害防治及在采空区影响范围内新建、改建或扩建工业与民用建(构)筑物等工程建设的岩土工程勘察。

1.0.3 煤矿采空区建设工程在设计和施工前，应按基本建设程序进行岩土工程勘察。各勘察阶段工作应正确反映场地工程地质条件，查明不良地质作用和地质灾害，判定作为工程场地的适宜性，提供勘察资料成果，并应提出工程处理措施建议。

1.0.4 煤矿采空区建设工程勘察应积极采用成熟可靠的新技术和新工艺，并应采取完备的安全生产措施。

1.0.5 煤矿采空区岩土工程勘察，除应符合本规范外，尚应符合国家现行有关标准的规定。

2 术语和符号

2.2 符 号

t——终采时间；
H_D——荷载临界影响深度；
H_a——附加应力影响深度；
H_lf——垮落断裂带深度；
H_m——垮落带高度；
H_li——断裂带高度；
W——下沉值；
K——曲率值；
U——水平移动值；
q——下沉系数；
M——采出矿层法向厚度；
H——采空区采深；
h——松散层厚度；
H₀——采空区平均采深；
S——拐点偏移距；
r——主要影响半径；
b——水平移动系数；
T——地表移动延续时间；
T_c——移动初始期；
T_h——移动活跃期；
T_s——移动衰退期；
V_w——下沉速率；
i——倾斜值；
ε——水平变形值；
α——煤层倾角；
θ₀——开采影响传播角；
tanβ——主要影响角正切；
△T——剩余移动期；
△W——剩余下沉值；
△i——剩余倾斜值；
△K——剩余曲率值；
△U——剩余水平移动值；
△ε——剩余水平变形值。

3 基本规定

3.0.1 煤矿采空区类型可根据开采规模、形式、时间、采深及煤层倾角等进行划分，并应符合下列规定：
1 可根据开采规模和采空区面积划分为大面积采空区及小窑采空区。
2 可根据煤层开采形式划分为长壁式开采、短壁式开采、条带式开采、房柱式开采等采空区。
3 可根据开采时间和采空区地表变形阶段分为老采空区、新采空区和未来(准)采区。
4 可根据采深及采深采厚比分为浅层采空区、中深层采空区和深层采空区。
5 可根据煤层倾角分为水平(缓倾斜)采空区、倾斜采空区和急倾斜采空区。

3.0.2 拟建工程场地或其附近分布有不利于场地稳定和工程安全的采空区时，应进行采空区岩土工程勘察。

3.0.3 煤矿采空区岩土工程勘察应根据基本建设程序分阶段进行，可分为可行性研究勘察、初步勘察、详细勘察和施工勘察。已建场地或拟建场地施工及运营过程中发生新采或复采时，应进行补充勘察。

3.0.4 煤矿采空区岩土工程勘察应在查明采空区特征的基础上，分析评价煤矿采空区场地的稳定性，并应综合评价煤矿采空区场地的工程建设适宜性及拟建建(构)筑物的地基稳定性，同时应提出煤矿采空区治理措施建议。

3.0.5 煤矿采空区勘察应充分搜集区域及场地地质资料、矿产及其采掘资料、邻近场地工程勘察资料等，且应对搜集到的资料的完整性、可靠性进行分析和验证。

3.0.6 煤矿采空区勘察应以勘察任务委托书和勘察技术要求为依据，并应根据勘察阶段、采空区类型、工程重要性等级、工程结构型式及布置、勘察手段的适用条件等，选择适宜的勘察方法与手段，同时应合理布置工作量。

3.0.7 煤矿采空区勘察报告应由文字说明和图件资料组成，并应附有必要的影像资料。

3.0.8 勘探工作布设时应避免对工程自然环境、地下管线、地下工程造成不良影响，勘探完工后应及时、妥善回填。

4 勘察阶段工作内容

5 煤矿采空区调查与测绘

6 地球物理勘探

7 勘探与取样

8 采空区地表移动变形监测

9 地 下 水

10 原位测试及室内试验

11 地表移动和变形预测

12 采空区稳定性和工程建设适宜性评价

13 采空区治理措施

14 岩土工程分析评价和成果报告

14.0.1 岩土工程分析评价应阐明建筑场地岩土工程条件，并应根据工程结构类别、特点，结合当地经验和类似工程经验，在定性分析的基础上进行定量评价。

14.0.2 岩土工程分析评价及编制勘察报告所依据的工程地质测绘，勘探、测试及试验等原始资料，应进行整理、检查、分析，并应确认无误后再使用。

14.0.3 岩土参数应根据工程特点和地质条件选用，并应按现行国家标准《岩土工程勘察规范》GB 50021的有关规定进行参数统计、标准值确定及可靠性和适用性评价。

14.0.4 岩土工程勘察报告应资料完整、真实准确、数据无误、图表清晰、结论有据、建议合理、便于使用和适宜长期保存，并应重点突出、有明确的工程针对性。

14.0.5 岩土工程勘察报告应根据任务要求、勘察阶段、工程特点和地质条件等编写，勘察报告文字说明宜包括下列内容：
1 勘察工作概况，宜包括拟建工程概况、勘察目的、任务要求和依据的技术标准、勘察等级划分、勘察时间、方法、过程和勘察工作量。
2 场地自然地理概况，宜包括地理位置、地形地貌、气象、水文及交通等。
3 区域地质概况，宜包括地质构造、地层岩性、煤层分布情况、地震等。
4 场地工程地质条件，宜包括地质构造、地层、岩土性质及其均匀性、地基岩土物理力学指标统计与分析。
5 场地水文地质条件，宜包括地下水类型及水位、腐蚀性评价和补给状况。
6 采空区勘察成果，宜包括采空区范围、层数、埋深、采厚、开采时间、方法、回采率、顶板管理方法、顶板岩性、覆岩破坏类型及分布情况、地表移动变形范围及位移量、采空区剩余空隙体积、采空区充水情况、有害气体等采空区基本要素特征。
7 采空区稳定性分析与评价。
8 拟建场地工程建设的适宜性评价与分区。
9 采空区治理措施建议。
10 结论与建议。

14.0.6 勘察报告附件(表)资料除应包括常规内容外，还宜包括下列内容：
1 报告附件，宜包括勘探任务委托书及技术要求、工程地质测绘报告、工程物探成果报告、水文地质试验成果报告、原位测试成果报告、室内试验成果报告及其他专题报告。
2 附表，宜包括勘探点数据一览表、采空区调查表、采空区变形参数表、采空区对拟建工程影响程度综合评价表等。

14.0.7 勘察报告图件资料应包括下列内容：
1 工程地质平面图。除应包括常规地质内容外，还应标出拟建建(构)筑物、矿界、井口、采空区(含巷道)位置、地表移动盆地范围及分区、地表裂缝分布、地表移动变形等值线图(实测及预测)、工程建设适宜性分区界线等。工程地质平面图比例尺应根据工程规模和勘察阶段确定，宜采用1：500，也可采用1：1000～1：2000。
2 工程地质纵、横断面图。除应包括常规地质内容外，还应标出拟建建(构)筑物位置及基底埋深、矿界、井口、采空区(含巷道)位置、垮落带、断裂带、弯曲带、地表移动盆地范围及裂缝分布等；在工程地质概况中应对采空区基本要素特征、采空区稳定性与拟建工程相互影响程度进行分析评价。工程地质纵、横断面图水平比例尺及垂直比例尺宜采用1：200，也可采用1：100或1：500；在基岩及斜坡地区水平比例尺与垂直比例尺宜相同。
3 钻孔柱状图。除应包括常规地质内容外，还应标出矿产或采空区、垮落带、断裂带、弯曲带、含水情况，并应描述钻进速度、掉钻、漏水等情况。

14.0.8 采空区勘察过程中及结束后，应将搜集、调查、物探、钻探等原始资料及测量、观测、试验数据及时归档。

附录A 覆岩破坏类型

附录A 覆岩破坏类型

表A 覆岩破坏类型

附录B 压矿量估算

B.0.1 对于必须预留保护煤(岩)柱的建(构)筑物，所预留保护煤(岩)柱范围内的矿产量应为建(构)筑物的压矿量。保护煤(岩)柱边界可根据建(构)筑物受护边界按移动角采用垂直剖面法、垂线法及数字高程投影法等方法进行计算，宜采用垂直剖面法。

B.0.2 建(构)筑物受护范围应包括受护对象及其周围的围护带。围护带宽度应根据受护对象的保护等级确定，对于重要工程，围护带宽度不应小于20m；对于一般工程，围护带宽度不宜小于10m；对于次要工程，围护带宽度不宜小于5m。

B.0.3 用垂直剖面法留设保护煤(岩)柱(图B.0.3)的方法和步骤，应符合下列规定：

图B.0.3 垂线剖面法设计保护煤(岩)柱示意图

1 在平面图上，应沿受护建(构)筑物的角点作平行于煤层走向和倾斜方向的四条直线，应两两相交得矩形保护范围ABCD。在ABCD外侧应根据建(构)筑物的保护等级增加围护带宽度，所得矩形A′B′C′D′应为受护边界。
2 应过四边形A′B′C′D′中心点作煤层倾向剖面Ⅰ-Ⅰ′和走向剖面Ⅱ-Ⅱ′，在Ⅰ-Ⅰ′、Ⅱ-Ⅱ′剖面上可求出保护煤(岩)柱边界。
3 在Ⅰ-Ⅰ′剖面上应标出地面线、建(构)筑物轮廓线、松散层、煤层等，并应标出煤层倾角α、煤层厚度M及煤层埋藏深度H₀。沿受护边界点C′、D′应以松散层移动角φ，基岩内应分别以斜交剖面移动角β′、γ′代替β、γ角划直线。直线与煤层底板的交点应为保护煤柱在煤层该斜交剖面上的上、下边界M′及N′。应将M′、N′投影到平面图上，得M、N点。β′、γ′角应按下列公式计算：

(B.0.3-1)

(B.0.3-2)

式中：γ、β、δ——分别为上山、下山和走向方向的岩层移动角；
θ——围护带边界与煤层倾向线之间所夹的锐角。
4 在Ⅱ一Ⅱ′剖面上应标出地面线、建(构)筑物轮廓线、松散层、煤层等。沿受护面积边界与地面线交点在松散层内应以移动角φ划直线，在基岩内应以走向方向的岩层移动角δ划直线。
5 应将Ⅰ-Ⅰ′剖面上M′、N′点投影到Ⅱ一Ⅱ′剖面上，与Ⅱ-Ⅱ′剖面上基岩内的两条斜线相交，得交点E′、F′、G′、H′。E′F′应为煤柱上边界在Ⅱ一Ⅱ′剖面上的投影，G′H′应为煤柱下边界在Ⅱ-Ⅱ′剖面上的投影。
6 应将E′、F′、G′、H′点分别转汇到平面图上得E、F、G、H点，EFGH点围成的四边形应为所求保护煤(岩)柱平面范围。

B.0.4 用垂线法设计与煤层走向斜交的受护对象保护煤(岩)柱(图B.0.4)时，应符合下列规定：
1 应在受护边界12346外侧增加围护带宽度，得受护面积边界1′2′3′4′6′。

图B.0.4 垂线法设计保护煤(岩)柱示意图

2 受护面积边界1′2′3′4′6′向外应按宽度s＝h·cotφ划出ABCDE五边形。
3 应由A、B、C、D、E等各点分别作线段AB、BC、CD、DE、EA等各边的垂线，在煤层上山方向垂线长度L_u和下山方向垂线长度L_d应按下列公式计算：

(B.0.4-1)

(B.0.4-2)

式中：h——松散层厚度(m)；
H——煤层到地表的垂深(从受护边界起在松散层中以φ角作直线与基岩面相交，H值为过此交点的煤层深度)；
θ——各受护边界与煤层走向所夹的锐角；
β′、γ′——斜交剖面移动角，分别按本规范公式(B.0.3-1)及公式(B.0.3-2)计算确定。
4 在各垂线上，应按计算垂线长度，用直线分别连接垂线各端点相交于A′、B′、C′、D′、E′等点，各点所围成的轮廓应为建筑物保护煤(岩)柱边界的平面范围。

B.0.5 数字标高投影法可用于设计延伸形建(构)筑物或基岩面标高变化较大情况下的保护煤(岩)柱。采用数字标高投影法设计受护对象保护煤(岩)柱时，应符合下列规定：
1 保护煤(岩)柱空间体的侧平面(即倾角为φ、β′、γ′的平面)上等高线的等高距，应与煤层等高线(或基岩面等高线)的等高距D相同。
2 相邻两等高线之间的水平距离d应根据φ、β′、γ′角及煤层等高距D，按d＝Dcotφ(d＝Dcotβ′或d＝Dcotγ′)求取。
3 连接保护煤(岩)柱侧平面与煤层层面(或基岩面)上同值等高线的交点，所围成的多边形应为保护煤(岩)柱边界。

附录C 采动边坡稳定性预测

C.0.1 单滑面采动边坡坡体(图C.0.1)稳定性，可按下列公式验算：

图C.0.1 单滑面采动坡体计算模型

式中：F_x——坡体下滑力(kN)；
G——滑体重量(kN)；
F_k——坡体抗滑力(kN)；
K_f——坡体稳定性评价系数；
A——地震加速度，重力加速度(g)；
c——滑动面内聚力(kPa)；
L——滑动面长度(m)；
Z——滑体后壁张开性裂缝深度(m)；
H_w——张性裂缝中充水深度(m)；
γ_w——水的容重(kN／m³)；
α₀——滑面倾角(°)；
——滑面内摩擦角(°)；

W——坡顶边缘下沉值(m)；
H_i——坡顶至开采煤层底板垂直高度(m)；
i、i′——坡顶边缘最终和动态倾斜值，mm／m，倾向与坡体相同时取正值，相反取负值；
ε、ε′——坡顶边缘最终和动态水平变形值，mm／m，拉伸为正，压缩为负，动态取正值。

表C.0.1 岩(土)性系数ψ

C.0.2 厚表土圆弧形滑面采动坡体(图C.0.2)稳定性计算验算时，宜按岩性、坡度和采动程度等将滑坡体分成n个垂直条块，第1条块抗滑力F_k1和下滑力F_x1应按公式(C.0.1-1)、公式(C.0.1-2)计算，其余条块(i)的抗滑力F_ki和下滑力F_xi应按公式(C.0.2-1)～公式(C.0.2-6)计算，坡体稳定性系数K_f按式(C.0.2-7)计算：

图C.0.2 圆弧形滑面采动坡体计算模型

式中：r_U——孔隙压力比；
T_Di——渗透力产生的平行滑面分力(kN)；
R_Di——渗透力产生的垂直滑面分力(kN)；
β_i——第i条块地下水流向(°)。

C.0.3 采动边坡的滑动角与滑动面的确定，应符合下列规定：
1 坡体内有明显的外倾式软弱层理面或断裂结构面时，可根据层理面或结构面推断采动坡体潜在滑动面及其倾角。
2 坡体内无明显的外倾式软弱层理或断裂结构面时，发生采动崩塌的潜在崩塌面倾角(α₀)可根据坡体高度(H_s)按表C.0.3确定。
3 厚表土层圆弧形滑面采动坡体的潜在滑面及后壁裂缝位置，可按非理想松散层介质极限平衡理论用图解趋近法确定，主要参数宜为内摩擦角，滑体后壁的张性裂缝深度可根据矿区采动裂缝发育深度的经验数据确定。

表C.0.3 采动坡体崩塌面倾角(α₀)参考值

C.0.4 采动边坡稳定性计算所需的有关力学参数，可按表C.0.4的规定确定。

表C.0.4 采动坡体稳定性计算有关力学参数参考值

附录D 采空区地表移动盆地分区

D.0.1 开采煤层倾角α＜15°，地表平坦，且达到超充分采动，采动影响范围内无大型地质构造时，最终形成的静态地表移动盆地(图D.0.1)，可划分为移动盆地的中间区域、内边缘区、外边缘区，并应符合下列规定：

图D.0.1 开采煤层倾角α＜15°充分采动时地表移动盆地分区示意

1 中间区域位于采空区的正上方，地表应均匀下沉，地表下沉应达到该地质采矿条件下应有的最大值，其他移动和变形值应近似为零且无明显裂缝。
2 内边缘区位于采空区外侧上方，地表应不均匀沉降，且地面应向盆地中心倾斜呈凹形，并应产生压缩变形，可不出现裂缝。
3 外边缘区位于采空区外侧矿层上方地表应不均匀沉降，且地面应向盆地中心倾斜呈凸形，并应产生拉伸变形。当拉伸变形超过一定数值后，地面可出现拉伸裂缝。
4 在地表刚达到充分采动或非充分采动条件下，地表移动盆地内可不出现中间区域。

D.0.2 开采倾角为15°≤α≤55°煤层时，地表移动盆地(图D.0.2)应具有下列特征：

图D.0.2 开采倾角为15°≤α≤55°煤层时地表移动盆地示意

1 在倾斜方向上，移动盆地的中心(最大下沉点)应偏向采空区的下山方向，并与采空区中心不重合。最大下沉点同采空区几何中心的连线与水平线在下山一侧夹角(最大下沉角)应小于90°。
2 移动盆地与采空区的相对位置，在走向上应对称于倾斜中心线，而在倾斜方向上应不对称，且矿层倾角越大，不对称性越加明显。
3 移动盆地的上山方向较陡，移动范围较小；下山方向较缓，移动范围较大。
4 采空区上山边界上方地表移动盆地拐点应偏向采空区内侧，采空区下山边界上方地表移动盆地拐点应偏向采空区外侧。拐点偏离的位置大小与矿层倾角和上覆岩层的性质有关。

D.0.3 开采倾角α＞55°煤层时，地表移动盆地(图D.0.3)应具有下列特征：

图D.0.3 开采倾角α＞55°煤层时地表移动盆地示意

1 地表移动盆地形状的不对称性更加明显。工作面下边界上方地表的开采影响达到开采范围以外很远，上边界上方开采影响则达到矿层底板岩层。整个移动盆地明显地偏向矿层下山方向。
2 最大下沉值不应出现在采空区中心正上方，而应向采空区下边界方向偏移。
3 底板的最大水平移动值应大于最大下沉值，最大下沉角应小于15°。
4 煤层开采时，可不出现充分采动的情况。

附录E 工程物探方法及适用条件

附录E 工程物探方法及适用条件

表E 工程物探方法及适用条件

注：有效性和有效深度宜经现场试验确定。

附录F 钻探施工要点及技术要求

F.0.1 工程地质钻探设备应根据采空区的地形地貌、埋深、地层岩性和地质构造等选用。

F.0.2 工程地质钻探工艺的选择应符合下列规定：
1 完整地层可采用单管钻具钻进。
2 软硬互层、破碎松散地层可采用双层岩芯管钻头钻进。
3 坚硬岩层可采用双管钻具、喷射式孔底反循环钻进。

F.0.3 现场技术要求应符合下列规定：
1 地下水位、标志地层界面及采空区顶、底板测量误差应小于±0.05m。
2 取芯钻进回次进尺不应大于2.0m。
3 钻孔应全取芯，坚硬完整岩层取芯率不应低于80％，强风化、破碎的岩石不应低于65％。
4 应观测地下动水位，并宜进行简易水文地质观测。
5 钻孔垂直度每百米应小于2°。

F.0.4 钻孔编录应符合下列规定：
1 现场记录应及时、准确，并应按回次进行，不得事后追记。
2 描述内容应规范、完整、清晰。
3 钻探记录和岩芯编录应有记录员、机长及工程负责人验收签字。
4 应绘制钻孔柱状图。

附录G 采空区钻探现场描述要点及三带判定依据

G.0.1 当符合下列条件之一时，可判定为垮落带：
1 突然掉钻且掉钻次数频繁。
2 钻机速度时快时慢，有时发生卡钻或埋钻，钻具振动加剧现象。
3 孔口水位突然消失。
4 孔口有明显的吸风现象。
5 岩芯破碎，层理、倾角紊乱，混杂有岩粉、淤泥、坑木、煤屑等。
6 瓦斯、煤层自燃等有害气体上涌。

G.0.2 当符合下列条件之一时，可判定为断裂带：
1 突然严重漏水或漏水量显著增加。
2 钻孔水位明显下降。
3 岩芯有纵向裂纹或陡倾角裂隙。
4 钻孔有轻微吸风现象。
5 瓦斯、煤层自燃等有害气体上涌。
6 岩芯采取率小于75％。

G.0.3 当符合下列条件之一时，可判定为弯曲带：
1 全孔返水。
2 无耗水量或耗水量小。
3 取芯率大于75％。
4 进尺平稳。
5 岩芯完整，无漏水现象。

附录H 采空区移动变形的计算方法与计算公式

H.0.1 当采用长壁式开采时，采空区地表移动预计宜采用概率积分法进行计算。

H.0.2 开采煤层倾角α＜15°，采用概率积分法进行采空区地表移动变形值计算时，采空区地表移动变形值可按下列公式计算：

1 下沉：

（H.0.2-1)

2 倾斜：

（H.0.2-2)

（H.0.2-3)

3 曲率：

（H.0.2-4)

（H.0.2-5)

4 水平移动：

（H.0.2-6)

（H.0.2-7)

5 水平变形：

（H.0.2-8)

（H.0.2-9)

式中：x、y——计算点相对坐标(考虑拐点偏移距)(m)；
D——开采煤层区域。

H.0.3 开采煤层的倾角为15°≤α≤55°，采用概率积分法进行采空区地表移动变形值计算时，采空区地表移动变形值可按下列公式计算：

1 下沉：

（H.0.3-1)

2 倾斜：

（H.0.3-2)

（H.0.3-3)

3 区率：

（H.0.3-4)

（H.0.3-5)

4 水平移动：
（H.0.3-6)

（H.0.3-7)

5 水平变形：

（H.0.3-8)

（H.0.3-9)

式中：r——等价计算工作面的主要影响半径；
L_i——等价计算工作面各边界的直线段。

H.0.4 开采煤层倾角α＞55°，采用概率积分法进行采空区地表移动变形值计算时，采空区地表移动变形值可按下列公式计算：

1 下沉：

（H.0.4-1)

2 倾斜：

（H.0.4-2)

（H.0.4-3)

3 曲率：

（H.0.4-4)

（H.0.4-5)

4 水平移动：

（H.0.4-6)

（H.0.4-7)

5 水平变形：

（H.0.4-8)

（H.0.4-9)

（H.0.4-10)

式中：r(z)——深度为z处的主要影响半径；
G——开采空间；
q——下沉系数，对于急倾斜煤层为下沉盆地体积与开采煤层体积的比值。

H.0.5 采空区地表移动变形最大值计算应符合下列规定：
1 地表最大下沉值可按下列公式计算：

1）充分采动：

（H.0.5-1)

2)非充分采动：

（H.0.5-2)

式中：W_cm——充分采动条件下地表最大下沉值(mm)；
W_fm——非充分采动条件下地表最大下沉值(mm)；
n——地表充分采动系数，
k₁、k₃——与覆岩岩性有关的系数，坚硬岩层取0.7，较硬岩层取0.8，软弱岩层取0.9；
D₁、D₃——倾向及走向工作面长度(m)。
2 地表最大水平移动值可按下列公式计算：
1)沿煤层走向上的最大水平移动：

（H.0.5-3)

式中：U_cm——充分开采的最大水平移动值(mm)。
2)沿煤层倾斜方向的最大水平移动：

(H.0.5-4)

或(H.0.5-5)

式中：h——表土层厚度(m)；
b(α)——水平移动系数，随倾角α变化；
P₀——计算系数，P₀＝tanα—h／(H₀—h)；当P₀＜0时，取P₀＝0。
3 最大倾斜变形值可按下式计算：

（H.0.5-6)

式中：i_cm——充分开采的最大倾斜变形(mm／m)。
4 最大曲率变形值可按下式计算：

（H.0.5-7)

式中：k_cm——充分开采的最大曲率变形(10^-3／m)。
5 最大水平变形值可按下式计算：

（H.0.5-8)

式中：ε_cm——充分开采的最大水平变形(mm／m)。

H.0.6 地表移动延续时间T可按下列方法确定：
1 根据最大下沉点的下沉量、下沉速度与时间关系曲线确定地表移动延续时间T时，可按下列方法确定：
1)下沉10mm时为移动期开始的时间；
2)连续6个月累计下沉值不超过30mm时，可认为地表移动期结束；
3)从地表移动期开始到结束的整个时间为地表移动的延续时间；
4)在地表移动过程的延续时间内，地表下沉速度大于50mm／月(1.7mm／d)(煤层倾角α＜55°)，或大于130mm／月(1.0mm／d)(煤层倾角α≥55°)的时间可为活跃期；从地表移动期开始到活跃期开始的阶段可为初始期；从活跃期结束到移动期结束的阶段可为衰退期(图H.0.6)。

图H.0.6 地表移动延续时间的确定方法

2 当无实测资料时，地表移动的延续时间T可按下列公式确定：

(H.0.6-1)

(H.0.6-2)

H.0.7 地表移动变形预计的计算参数宜根据实测数据，采用最小二乘法确定，并应符合下列规定：

1 下沉系数可按下式似合求取：

（H.0.7-1)

2 水平移动系数可按下式似合求取：

（H.0.7-2)

3 主要影响角正切可按下式拟合求取：

（H.0.7-3)

式中：H_z——走向主断面上走向边界采深(m)；
r_z——走向主断面上主要影响半径(m)，r_z为充分采动时走向主断面上下沉值分别为0.16W_cm和0.84W_cm值的点间距的1.25倍。
4 开采影响传播角：

（H.0.7-4)

式中：U_wcm——倾向剖面上最大下沉值点处的水平移动值(mm)。
5 充分采动时，下沉盆地主断面上下沉值应为0.5W_cm、最大倾斜和曲率为零的3个点的点位x(或y)的平均值x₀(或y₀)为拐点坐标。应将x₀(或y₀)向煤层投影(走向断面按90°、倾向断面按开采影响传播角投影)，其投影点至采空区边界的距离为拐点偏距S。拐点偏距应分下山边界拐点偏距S₁、上山边界拐点偏距S₂、走向左边界拐点偏距S₃和走向右边拐点偏距S₄。

H.0.8 当无实测资料时，概率积分法地表移动变形计算参数，可根据岩性、地质、采矿条件等近似确定，各参数选取方法应符合下列规定：
1 可依据覆岩岩性按表H.0.8-1近似确定地表移动一般参数，以及表H.0.8-2选取松散层移动角值。

表H.0.8-1 按覆岩岩性确定地表移动一般参数


表H.0.8-2 松散层移动角值(单位：°)

松散层厚度h（m）	干燥、不含水	含水较强	含流砂层
＜40	50	45	30
40～60	55	50	35
＞60	60	55	40

2 依据覆岩综合评价系数P及地质、开采技术条件等确定地表移动计算参数时，应符合下列规定：
1)覆岩综合评价系数P可按下式计算：

(H.0.8-1)

式中：m_i——覆岩分层法线厚度(m)；
Q_i——覆岩i分层的岩性评价系数，可由表H.0.8-3查得；当无实测强度值时，Q⁰值可由表H.0.8-4查得。

表H.0.8-3 分层岩性评价系数



表H.0.8-4 初次采动的岩层评价系数Q⁰

注：①泥灰岩指淮南矿区二道河等地区的泥灰岩组。

2)覆岩综合评价下沉系数可按下式计算：

(H.0.8-2)

3)覆岩综合评价主要影响角正切可按下式计算：

(H.0.8-3)

式中：D——岩性影响系数，其数值与综合评价系数P的关系可由表H.0.8-5查得。

表H.0.8-5 岩性综合评价系数P与系数D的对应关系

4)水平移动系数可按下列计算：

（H.0.8-4)

5)开采影响传播角可按下列计算：

（H.0.8-5)

（H.0.8-6)

6）坚硬、较硬和软弱覆岩的拐点偏移距，宜分别取（0.31~0.43）H、（0.08~0.30）H和（0~0.07）H

H.0.9 煤层群开采或厚煤层分层开采时，若下层煤开采的影响超过上层煤开采时已移动的覆岩，地表受下层煤开采的重复采动参数宜符合下列规定：
1 重复采动条件下的下沉系数可按下列公式计算：
1)对于不同岩性的覆岩，可依据重复采动下沉活化系数按下列公式计算重复采动下沉系数：

(H.0.9-1)

(H.0.9-2)

式中：a——下沉活化系数，可按表H.0.9取值；
q_初、q_复1、q_复2——分别为初采、第一次复采、第二次复采下沉系数。

表H.0.9 按覆岩性质区分的重复采动下沉活化系数a

岩性	一次重采	二次重采	三次重采	四次及四次以上重采
坚硬岩	0.15	0.20	0.10	0
较硬岩	0.20	0.10	0.05	0

2)重复采动下沉系数也可按下列公式计算：

(H.0.9-3)

较硬覆岩：

(H.0.9-4)

厚含水冲积层地区：(H.0.9-5)

式中：H₁、H₂——分别为第一层煤和第二层煤距基岩面的深度(m)；
M₁、M₂——分别为第一层煤和第二层煤的采高(m)；
k——系数。
2 重复采动条件下，水平移动系数可与初次采动相同。
3 重复采动时，主要影响角正切tanβ较初次采动应增加0.3～0.8。对于较硬岩层可按下式计算：

（H.0.9-6)

式中：tanβ_复——重采时主要影响角正切；
tanβ_初——初采时主要影响角正切；
H——第二层煤的采深(m)。
4 当上、下工作面对齐时，重复采动时的拐点偏移距应小于初次采动时的拐点偏移距，并应符合下列规定：
1)对于较硬覆岩，当上、下工作面对齐时，重复采动时的拐点偏移距可按下列公式计算：

(H.0.9-7)

上山：

走向：

2)也可采用下列公式直接计算重复采动时的拐点偏移距：

上山：

走向：

式中：H、M——第二层煤的采深和采厚。
5 重复采动时的影响传播角较初次采动宜增加1°～5°(10°≤α≤30°)。重复采动时最大下沉角较初次采动增大，对于坚硬覆岩，其增大值宜为(0.05～0.20)α；对于较硬覆岩，其增大值宜为0.15α；对于软弱覆岩，其增大值宜为0.1α。
6 重复采动时，边界角宜减小2°～7°；移动角宜减小5°～10°。
7 重复采动时，充分采动角宜增大1°～5°，超前影响角宜减小10°～15°，最大下沉速度角宜增大5°～10°。

附录J 部分矿区地表移动实测参数表

附录J 部分矿区地表移动实测参数表

附录J 部分矿区地表移动实测参数表

附录K 煤(岩)柱安全稳定性系数计算

K.0.1 当采用条带式开采时，煤(岩)柱安全稳定性系数可按下式计算(图K.0.1)：

(K.0.1)

式中：γ₀——上覆岩层的平均重度(kN／m³)；
H₁——煤(岩)柱埋深(m)；
A——保留煤(岩)柱条带的宽度(m)；
B——采出条带宽度(m)；
σ_m——煤(岩)柱的极限抗压强度(kPa)。

图K.0.1 条带式开采计算示意

K.0.2 当采用充填条带式开采或条带煤(岩)柱有核区存在时，煤(岩)柱安全稳定性系数可按下式计算：

(K.0.2)

式中：P_U——煤(岩)柱能承受的极限荷载(kN)；
P_Z——煤(岩)柱实际承受的荷载(kN)。

K.0.3 煤(岩)柱能承受的极限荷载P_U计算，应符合下列规定：
1 对于矩形煤(岩)柱，其所能承受的极限荷载P^J_U，可按下式计算：

(K.0.3-1)

2 对于长条形煤(岩)柱，其所能承受的极限荷载P^L_U，可按下式计算：

(K.0.3-2)

式中：L——煤(岩)柱长度(m)；
M——采出煤层厚度(m)。

K.0.4 煤(岩)柱实际承受的荷载P_Z计算，应符合下列规定：
1 对于房柱式开采，当采区的宽度足够大且煤(岩)柱尺寸比较规则、各煤(岩)柱的刚度相同时，煤(岩)柱实际承受的荷载P_Z可按下式计算(图K.0.4)：

(K.0.4-1)

2 对于条形开采所形成的矩形煤(岩)柱，其实际承受的荷载P^J_Z可按下式计算：

(K.0.4-2)

3 对于条形开采所形成的长条形煤(岩)柱，其实际承受的荷载P^L_Z可按下式计算：

(K.0.4-3)

图K.0.4 房柱式开采计算示意

附录L 采空区垮落带、断裂带计算方法

L.0.1 当煤层倾角α＜55°时，采空区垮落带及断裂带高度计算，应符合下列规定：
1 当煤层顶板覆岩内存在坚硬岩层，煤层回采后能形成悬顶，而开采空间及垮落岩层本身的空间只能由碎胀的岩石填满时，垮落带最大高度可按下式计算：

(L.0.1-1)

式中：k——垮落岩石的碎胀系数。
2 当煤层顶板为硬质岩、软质岩层或其互层时，开采空间和垮落岩层本身的空间可由顶板的下沉和垮落岩石的碎胀填满，开采单一煤层时垮落带的最大高度可按下式计算：

(L.0.1-2)

3 当煤层顶板为硬质岩、软质岩层或其互层时，厚层煤分层开采的垮落带最大高度，可按表L.0.1-1中的公式计算。

表L.0.1-1 厚煤层分层开采的垮落带最大高度计算公式

注：∑M为累计开采厚度；公式应用范围为单层开采厚度不超过3m，累计采厚不超过15m；计算公式中“±”号项为中误差。
4 当煤层顶板为硬岩、软岩或其互层时，厚煤层分层开采的断裂带最大高度(H_1i)，可按表L.0.1-2中的公式计算。

表L.0.1-2 厚煤层分层开采的断裂带最大高度计算公式

L.0.2 当煤层倾角α≥55°，煤层顶板、底板为硬质岩、软质岩层，用垮落法开采时，采空区垮落带和断裂带最大高度(H_m、H_1i)，可按表L.0.2中的公式计算。

表L.0.2 急倾斜矿层开采垮落带和断裂带最大高度计算公式

注：式中h_c为开采阶段垂高。

L.0.3 近距离煤层垮落带和断裂带高度计算(图L.0.3)，应符合下列规定：
1 上、下煤层的最小垂距h_1-2大于回采下层煤的垮落带高度H_xm时，上、下层煤的断裂带最大高度，可按上、下层煤的厚度分别按表L.0.1-2中的公式计算，并应取其中标高最高者作为两层煤的断裂带最大高度。

图L.0.3 近距离煤层导水断裂带高度计算示意

2 下层煤的垮落带接触到或完全进入上层煤范围内时，上层煤的断裂带最大高度应采用本层煤的开采厚度计算，下层煤的断裂带最大高度应采用上、下层煤的综合开采厚度计算，并应取其中标高最高者为两层煤的断裂带最大高度。上、下层煤的综合开采厚度可按下式计算：

(L.0.3-1)

式中：M₁——上层煤开采厚度(m)；
M₂——下层煤开采厚度(m)；
h_1-2——上、下层煤之间的法向距离；
y₂——下层煤的垮落带高度与采厚之比。
3 上下层煤之间的距离很小时，综合开采厚度可按下式计算：

(L.0.3-2)

附录M 采空区剩余空隙体积计算

M.0.1 采空区垮落带剩余体积Q(m³)可按下式计算：

(M.0.1)

式中：S——采空区治理面积(m²)；
K_c——煤层采出率(回采率)，一般通过矿山实际情况调查确定；
△V——采空区剩余空隙率，垮落岩块充填后剩余的空隙率，其取值为0.2～1。

M.0.2 采空区剩余空隙率可按下列方法确定：
1 利用矿山已有的沉降及采空区观测资料。
2 利用采空区勘察孔内空洞和裂隙的资料。
3 利用地区已有的工程资料。