胡家河煤礦大型貫通測量方案設計與優化

王 鐸

(陜西彬長胡家河礦業有限公司，陜西 咸陽 713600)

0 引言

胡家河煤礦井建設規模5.0 Mt/a，井田東西長8.1 km，南北寬6.5 km，胡家河礦井地質儲量819.75 Mt，設計可采儲量為395.44 Mt。本礦井為高瓦斯礦井和沖擊地壓礦井，需進行“三區聯動開采”，首采區的401、402兩盤區內形成的3個分區僅能滿足5年左右的開采時間，需提前接續403盤區。為保證礦井生產能力的穩定性和連續性，解決礦井403、405盤區及周邊3號煤區域的通風問題，在中羅堡村附近設置一對進、回風立井，并兼礦井安全出口。二號風井建設項目涉及二號進風立井與回風立井貫通及副立井與二號風井貫通，兩處貫通均屬于兩井間的巷道貫通，其中副立井與二號風井的貫通距離長，技術難度大。為保證貫通測量的順利完成，對貫通測量涉及的新設備、新技術進行研究，設計了貫通測量方案，實施了副立井聯系測量和已掘進巷道的導線測量工作。

1 貫通測量的不利因素分析

依據《煤礦測量規程》和實際情況，確定本項目貫通的橫向偏差不大于±0.3 m，高程偏差不大于±0.2 m[1]。綜合考慮各種因素，對副立井與二號風井貫通測量的不利因素進行分析。

1.1 貫通測量線路超長

胡家河煤礦工業廣場與二號風井廣場直線距離約5 km，副立井與二號風井間井下巷道長度超過8 km。井下導線超長，為保證貫通精度必須采取措施提高井下導線測量精度。

1.2 超深井筒的豎井聯系測量

井筒中的氣流是引起鋼絲垂線偏斜的主要根源，且井筒越深，影響越大[2-4]。胡家河煤礦的井筒均屬于井筒深度較大的立井，其中副立井井深為563.3 m，直徑為8.5 m，二號風井井深為763.0 m，直徑為7.5 m。根據實際情況，本項目擬采用單重擺動投點，制定有效措施減少投點時鋼絲擺幅，提高投點精度。

1.3 井下導線測量不利條件

由于該礦為高瓦斯突出礦井，井下供風量很大，嚴重影響儀器對中、觀測精度[5-7]。井下導線測量時應采用應對措施，減少巷道內風流對對中、觀測的影響。

2 貫通測量設計及誤差預計

2.1 貫通測量方案設計

主要對技術難度大的副立井與二號風井之間貫通進行討論。

貫通線路：副立井與二號風井之間貫通測量線路為：副立井→中央二號輔助運輸大巷→北西輔助運輸大巷→二號進風巷道→二號進風井，長度約8.3 km，如圖1所示。

圖1 胡家河煤礦井平面位置示意

地面控制測量：在二號風井廣場布設4個控制點，與胡家河煤礦已有地面控制點共同組成貫通測量的地面控制網?？刂凭W的平面測量采用GNSS測量技術，執行《全球定位系統(GPS)測量規范》(GB18314—2009)有關D級控制網的相關技術要求。控制網的高程測量采用水準測量施測，執行《國家三、四等水準測量規范》(GB 18314—2009)有關四等水準測量的相關技術要求，工業廣場與二號風井間水準線路長約12 km。

立井聯系測量：本項目的平面聯測測量采用鋼絲投點導入坐標，陀螺定向測定井下起始邊方位角，井下高程采用長鋼尺導入?？紤]到項目立井井深均超過500 m，投點時采用單重擺動投點，并采取加大垂球重量、增加浸泡垂球液體密度(液體內加入鋸末)等措施減少鋼絲擺動幅度，以提高投點精度[8-10]。

井下導線測量：井下導線平均邊長按150 m計算，需布設約55個導線點，且副立井和二號風井的井下車場區域存在邊長較短的導線邊。井下導線測量采用防爆型全站儀，按照礦井7″級基本控制導線的要求獨立施測，獨立觀測2次。導線測量時巷道內氣流較大影響儀器對中時，采用擋風板降低氣流影響；采用“三架法”，減少對中和整平次數，降低對中誤差；光電測距時，實地測量氣壓、溫度值計算距離常數。

陀螺定向測量：本項目在進行副立井、二號進風井、二號回風井的井底各測定1條陀螺邊提供導線的起始方位角，井下導線線路中加測4條陀螺邊(每隔1.5～2.0 km)，共測7條陀螺定位邊。

2.2 貫通誤差預計

以貫通點K為原點，橫向偏差方向為X軸方向，縱向為Y軸方向，建立誤差預計假定坐標系，進行貫通誤差分析。

貫通相遇點水平重要方向誤差預計：①地面測量誤差引起的橫向偏差的中誤差計算見式(1)

(1)

式中，a—5 mm；b—3 mm/km；d—5 km；α—53°，計算得M地面為9 mm。

②井下測量誤差引起的橫向偏差的中誤差計算見式(2)

(2)

式中，Mβ—測角中誤差，取7″；Ry—K點到導線點在假定Y軸上的投影長度。計算得Mβ=10.2 mm。

③陀螺定向誤差影響的計算見式(3)

(3)

式中，MT—陀螺定向中誤差，取7″；RTY—K點到陀螺定向點在假定Y′軸上的投影長度。計算得，MT=9 mm。

④量邊誤差影響的計算見式(4)

(4)

式中，ml—全站儀測距中誤差，取2 mm；α—導線邊和x′軸的夾角。計算得ML=2.2 mm。

⑤井下導線測量引起橫向偏差的中誤差計算見式(5)

(5)

計算得，M井下導線=0.138 m。

⑥投點誤差引起的橫向偏差計算見式(6)

(6)

式中，投點誤差按±kdhHv2/Q計算；k—影響系數，取0.005；d—鋼絲直徑，取2 mm；h—馬頭門高度，m；H—井深，m；v—風速，m/s；Q—重錘重量，kg。計算得，M投點=36 mm。

⑦貫通相遇點橫向偏差的中誤差計算見式(7)

=0.142 m

(7)

計算得，M橫向偏差=0.142 m。按2倍的中誤差預計，貫通在水平重要方向的預計誤差不大于0.284 m，滿足0.3 m的設計要求。

貫通相遇點高程誤差預計：地面水準測量引起的高程中誤差為0.069 m(按水準線路12 km，每公里高差測量中誤差為20 mm計算)；井下高程導線測量引起的高程中誤差為0.086 m(按導線線路8.3 km，每公里高差測量中誤差為20 mm，獨立2次測量計算)；按照相關資料及經驗，副立井導入高程的中誤差為0.023 m，二號風井導入高程的中誤差為0.034 m。綜合考慮，貫通相遇點高程測量中誤差為0.090 m，按2倍的中誤差預計，貫通的高程預計誤差不大于0.180 m，滿足0.2 m的設計要求。

3 副立井聯系測量及導線測量

3.1 副立井聯測測量

副立井導入高程測量：井上下均采用全站儀，用水平視線在鋼尺上以正倒鏡法讀取鋼尺的讀數，取平均值作為結果，計算鋼尺長度；內業計算進行鋼尺長度的溫度、自重、比長改正，計算井下定向基點的高程。副立井導入高程測量獨立測量2次，2次互差1 mm，相對誤差為1/426233。

副立井平面投點測量：副立井聯系測量導線示意，如圖2所示。利用控制點GD03、GD04，測量連接導線點L1、L2；在L2架設全站儀，后視L1，前視鋼絲上的棱鏡，計算鋼絲的平面坐標；井下在D7架設全站儀，后視D8，前視鋼絲上的棱鏡，在連續測量10個以上左右擺動方向的角度讀數和距離讀數，取其平均值為最終觀測值，計算角度和距離；根據陀螺儀測定的D7～D8的方位角，計算推算D8點的坐標，完成平面投點工作。井上下獨立測量2次，D8點坐標較差12.6 mm。

圖2 副立井聯系測量導線示意

3.2 已掘進巷道井下導線測量

水平角測量：在擬定貫通線路中已掘進巷道的井下導線測量工作，布設井下導線點39個，布設陀螺定向邊2條，測得導線線路長5.5 km。水平角共測量37站，采用線路往返測獨立觀測2次，每次每測站2測回的作業方法。各次觀測的精度統計見表1。

表1 井下導線水平角觀測精度統計

豎直角測量：豎直角共測量37站，采用線路往返測獨立觀測2次，每次測段往返測，每測段2測回的作業方法。各次觀測中指標差互差最大12″，豎直角互差最大14″。

傾斜距離測量：傾斜距離共測38段，采用線路往返測獨立觀測2次，每次測段距離往返測量，往(返)各2個測回，每測回4個讀數的作業方法。各次觀測的精度統計如下。距離測量，測回內讀數較差最大2 mm，單程測回間較差最大2 mm，往返觀測最大互差約為1/52 700。

各項測量精度均優于《煤礦測量規程》關于7″導線的技術指標。

3.3 陀螺定向測量及導線平差計算

陀螺定向測量：選擇副立井的一對地面控制點作為已知邊，采用HGG05全自動積分式陀螺儀在井下測定3條陀螺邊。經計算儀器常數一次測定中誤差為±6.4″；3條待定邊的一次定向中誤差分別為±2.6″、±5.5″、±5.7″。

井下導線平差計算：采用逐步趨近法，可對井下導線測量與陀螺定向聯合進行方向附合導線的平差計算，最終得到本次測量井下控制點的平面坐標。井下導線2次獨立觀測水平角的平差計算精度統計見表2，精度遠遠高于規程規定的精度要求。

表2 2次獨立觀測角度閉合差精度統計表

4 結論

(1)井筒較深時，采取加大垂球重量、在浸泡垂球的液體內加入鋸末以增加液體密度等措施減少鋼絲擺動幅度，能有效提高投點精度，本項目563 m井深的副立井2次投點誤差為0.012 m。

(2)采用HGG05全自動積分式陀螺儀與全站儀進行方位角測定，精度優于7″，已掘進巷道內井下導線2次獨立觀測角度閉合差均小于限差的1/3。表明采用陀螺邊作為井下導線的起始邊能大幅度提高井下導線的精度，減少貫通測量誤差。