APP下载

短路径“疏干-回灌”水循环数值模拟及回灌研究

2021-12-09颖,杨卓,程

煤炭学报 2021年11期
关键词:露天煤矿露天矿含水层

李 颖,杨 卓,程 丽

(中煤科工集团沈阳设计研究院有限公司 绿色矿山规划设计所,辽宁 沈阳 110015)

露天煤矿具有生产安全、资源采出率高、高产高效等优点,近年来得到快速发展,但是为消除开采过程中地下水引发的地质灾害,开采时需将地下水抽出以降低含水层水位,但该方法造成地下水资源量衰减甚至枯竭,同时排水形成的巨大排泄区影响范围远大于矿坑面积[1],由此产生的环境负效应尤为突出[2]。由于疏干水量大且不稳定,直接综合利用难度较大,所以疏干水外排需要在系统外寻找新的排泄区来接纳,由此导致原有的补给-排泄平衡被打破[3-4]。同时大量的疏干水排放引发了地表生态环境破坏等问题[5],对系统外产生了难以逆转的影响。

露天煤矿采用降水井疏干法抽出的疏干水属于洁净水源,直接通过密闭管路和井回灌至原含水层中,水质未受污染,相较于其他回灌水源更能保证原地层水质不受干扰[6-7]。地下水回灌在水源热泵工程中已广泛应用,并在各地的地下水管理条例里对同层等量回灌进行了规定。因此,将疏干水有计划地回灌至原含水层对地下水系统进行补给,是保持露天煤矿区域地下水系统平衡的方法,避免由疏干和排水造成的水资源破坏及不良环境影响产生,是实现露天煤矿绿色开采中保护水资源的有效手段之一。

国外学者PETER Dillon在2005年曾论述采用钻井灌注或沟渠(水池)入渗等方式进行回灌,对于抬升松散层中的水位标高、改善地表植被的取水环境等具有良好的促进作用[8],美国开展回灌研究最早最多,并最先出台了回灌水质的水法政策,制定了回灌水处理工艺要求的相关规范。我国有梧桐庄煤矿向奥陶系含水层回灌实现矿井水零排放、中关铁矿向强径流带回灌单孔回灌能力达到496 m3/h等实例[5],已有采空区储水[9-10]、备用蓄水和废弃煤矿转成地下水库[11-12]的回灌试验研究。目前我国已经有许多通过回灌技术控制基坑降水对周边建筑环境影响的成功案例[13-14],但针对生产露天煤矿开展地下水回灌以解决疏干排水问题的研究报道较少。

在维护采矿安全生产基础上,减轻煤炭开采对地下水的影响,以降低地下水系统内水量衰减程度、保障疏干水量相对稳定、实现地下水系统内部循环为目标,笔者尝试利用注水回灌解决疏干水排放问题,创新性地以生产露天煤矿为研究对象,构建疏干-回灌协同开采地质模型,开展在降落漏斗[15]范围内的疏干水同层回灌的疏干技术研究,为露天煤矿疏干水零排放提供新思路及基础参考。

1 短路径地下水循环疏干理论

1.1 短路径地下水循环疏干概念

短路径地下水循环是指含水层中的水在降落漏斗范围内重新进入含水层参与地下水循环的过程。水由抽水井(疏干井)排出,经回灌井注入含水层重新成为地下水,并在含水层空间内流动,至疏干井再次排出含水层形成往复循环,构成一个以疏干井和回灌井为源汇项的补给-径流-排泄水循环系统。该系统是以回灌井注水为地下水补给源,水井抽水为排泄方式,抽水井和回灌井之间的含水层空间为径流路径,水在抽水井与回灌井形成的人为限制边界内循环。

短路径地下水循环疏干是在基于短路径地下水循环理论,在露天煤矿实现疏干的前提条件下,将疏干水重复注入含水层,临时利用含水空间和水在含水层中循环的时间,换取采煤工作区安全开采的疏干方法。具体地说就是露天煤矿疏干井抽出的地下水(疏干水),经管道供给回灌井并通过回灌井注入含水层中再次成为地下水,利用回灌注水在含水层中形成的注水反漏斗限制疏干影响范围,并利用水在含水层运移的时间,控制水位和疏干采区地下水,是通过回灌注水把疏干水和含水层再次联合起来控制地下水的方式。

图1为短路径地下水循环疏干系统示意,该系统由疏干井(群)、回灌井(群)、地面管路和疏干含水层组成。系统利用疏干与回灌形成的水位差诱导含水层内水的流动方向,采用回灌井围成的边界限制水的流入和流出,通过疏干水的循环抽注控制地下水和影响范围。

图1 短路径地下水循环疏干系统Fig.1 Drainage system of short path groundwater circulation

1.2 短路径地下水循环疏干数学模型

通过承压水运动的基本微分方程建立短路径地下水循环的疏干数学模型[16]:

式中,Kxx,Kyy,Kzz分别为沿主轴方向渗透系数,m/d;h为测压水头,m;Q为单位时间单位体积上垂直水量交换(疏干量、回灌量、降水或地表水入渗、越流补给等),d-1;Ss为单位贮水系数,m-1;t为时间,d。

初始条件和边界条件:

式中,h0为含水层的初始水位分布,m;Γ2为渗流区域的边界;n为Γ2边界的外法线方向;q(x,y,z)为边界流量。

结合水均衡原理:

∑Qsg-∑Qhg=ΔVSs

式中,∑Qsg为疏干期内地下水系统疏干井抽出的水量的总和,m3;∑Qhg为疏干期内地下水系统回灌井回灌的水量总和,m3;ΔV为疏干期内地下水系统内部由短路径地下水循环疏干产生的实际降落漏斗体积,m3。

根据数学模型得出,在短路径地下水循环疏干初期阶段,采区内含水层水位由高于含水层顶板降低至含水层顶板以下直至达到降深标高,疏干井抽水将含水层由承压变为无压,回灌井注水对疏干形成的降落漏斗形态反向叠加抑制漏斗向外扩散。随着系统内降落漏斗形态的逐渐稳定,理想状态此刻开始疏干量将等于回灌量,相当于回灌补给疏干,形成短路径地下水循环。

1.3 短路径地下水循环疏干理论关键问题

(1)疏干与回灌同步。采用疏水钻孔疏放含水层的静储量,降低采坑内水压或水位,同时向含水层注水,保证疏干与回灌同步。回灌注水形成的水帷幕可以阻止回灌井以外区域地下水对采区的补给,保护区域外水资源不受采矿疏干影响,保证回灌注水补给短路径地下水循环系统正常运行。

(2)疏干流量稳定。为满足露天矿安全需要和采掘进度计划安排[17],疏干工程量和设备选型均留有安全系数,实际疏干能力已偏大于设计值1.2倍以上,但疏干水量随着疏干时间的延长逐渐降低,使疏干能力越来越偏大,导致疏干设备频繁启停或常处于效率低区工作,不但缩短设备使用寿命、造成能源浪费,还会引发疏干含水层水位波动。虽然,为了更好的控制地下水,使疏干井可以持续稳定量抽水,采用回灌补给地下水,可以增加疏干井的出水量,保证疏干水泵持续和正常效率工作。

(3)回灌量尽量接近疏干量。回灌水源均来自于疏干水,因此瞬时的回灌量不能大于同时刻的疏干量,所以总回灌量小于总疏干量,而系统稳定运行的目标是保证采坑内水位降深的情况下,尽可能多的增大回灌量,降低疏干对含水层水量衰减的影响。

(4)回灌井与疏干井距离短。回灌井与疏干井的距离涉及到地下水影响范围和回灌的成本。用回灌的方法使回灌井以外地下水免受疏干影响,因此,回灌井距离疏干井越近对地下水的影响范围越小,回灌井与疏干井距离越短,连接疏干井和回灌井的地面管路越短,疏干排水设备所需的能耗越低。

2 疏干-回灌协同开采水文地质模型

笔者以水均衡为理论基础,采用FEFLOW地下水数值模拟软件,依据短路径地下水循环疏干理论,对露天煤矿疏干和回灌同时运行条件下的地下水流进行模拟[18-20]。以典型露天矿煤系含水层为例,建立承压含水层多井抽水和注水同时进行的水流数值模型,模拟计算含水层在回灌注水同时进行的情况下,露天矿区含水层系统由承压转无压的疏干过程。通过回灌注水在露天矿疏干降落漏斗范围内建立人工水文地质边界条件,缩小地下水循环系统,形成露天矿疏干排水短路径循环模式,减少疏干水排放及对地下水环境的影响。

影响露天煤矿疏干效果的因素可分为自然因素和人为因素。含水层性质、补给和排泄条件等为自然因素,可以通过模型参数设置。人为因素是疏干井、回灌井的布设,可简化为井之间的位置关系,包括回灌井之间的位置关系和回灌井与采坑或疏干井的位置关系2方面。其中回灌井之间的位置关系常用井间距离表示,当回灌井以采坑为中心环形布设时,回灌井数量即决定了井间距离。本次模拟回灌井按照单环形等间距布置,以露天采场“大井”中心(降水中心)为圆心,距离降水中心的距离L为半径的圆形,2个回灌井之间的距离大于注水影响半径,彼此间降深和流量不发生干扰。

在此,利用回灌井数量和回灌井距离降水中心的距离(L)2项基本条件的组合在的建立模型中进行试算,模拟计算各时刻、不同位置的含水层的水位以及疏干量和回灌量,通过指定疏干时间的采区中心残余水头判定疏干效果优劣。回灌井数量按疏干井数量与回灌井数量的比(1∶1,2∶3,1∶2,2∶5,1∶3)分5组,回灌井距离降水中心的距离(L)从800~3 000 m每百米间隔分23组,共试算115组。

2.1 回灌井数量与疏干效果的关系

图2为短路径地下水循环疏干时,各组试算的降水中心残余水头。图2中1∶1,2∶3,1∶2,2∶5,1∶3为模型里疏干井数量与回灌井数量的比值。从试算结果可以看出,同一观测时间,L相同时降水中心水位变幅仅相差零点几米,这对于露天矿承压含水层疏干而言影响极小,说明回灌井数量对短路径地下水循环疏干效果的影响甚微。因此,短路径地下水循环在不考虑回灌井成井质量和使用过程中出现的堵塞[21]等干扰回灌效果的问题时,回灌井的数量与疏干井数量相等。

2.2 回灌井距降水中心的距离(L)与疏干效果的关系

通过对回灌井距离降水中心的距离(L)从800~3 000 m不同组试算,得出降水中心残余水头,如图2所示。当回灌井布设在距离降水中心800 m时,短路径地下水循环疏干系统运行100 d,采区中心观测孔残余水头为37.26 m,运行1 000 d时仍有25.16 m,没有达到疏干的效果。当回灌井布设在距离降水中心2 300 m时,短路径地下水循环疏干系统运行100 d,采区中心观测孔残余水头为0.61 m,再增大L值,疏干效果基本无变化。可见,随着L增大,残余水头值变小,疏干效果渐好,回灌井距离降水中心距离过短,不能满足疏干要求,L过长疏干效果变化不明显。所以,每个模型都可以根据疏干要求得出形成较好循环的距离段。对于本模型,满足疏干要求100 d、采坑中心残余水位不高于5 m,回灌井距降水中心的距离能形成循环的布设段为2 000~3 000 m。

图2 回灌井数量与疏干效果对比Fig.2 Comparison of the number and dredging effect of recharge wells

2.3 疏干流量、回灌流量、L和时间(t)之间的关系

在能形成循环的布设段,不同时刻系统的疏干流量(Q1)、回灌流量(Q2)对比如图3所示。图3中正值为各时刻疏干井群的疏干流量之和、负值表示相应时刻的回灌井群回灌流量之和。当回灌井距降水中心的距离一定时,Q1先以稳定的疏干量持续一段时间后,随着t的增加逐渐下降,最后趋于稳定。如图3所示,在模型运行1 000 d后,对于L=2 000 m,疏干流量稳定在21 800 m3/d,为井群最大出水能力的91%。L=3 000 m的疏干流量由24 000 m3/d降至16 500 m3/d,疏干水量可稳定在群井最大出水能力的69%。相比较与不同L的试算数据,L越大疏干流量变幅越大。对于回灌流量,回灌井距降水中心的距离一定时,Q2随着t的增加逐渐增大,最后达到最大回灌流量,并能一直保持最大回灌量注水。对于不同L的试算,L越小回灌流量达到最大回灌量的时间越短。

图3 不同时刻疏干流量、回灌流量对比Fig.3 Comparison of drainage flow and recharge flow at different times

从图3可以看出,回灌井距离降水中心的距离(L)不同时,疏干流量和回灌流量与时间呈现出相同的规律。结合图2统计结果,L<2 200 m时对于模型来说回灌井位置过近,形成循环太快,可临时借用的含水层空间有限使得回灌量低,2 200~2 900 m可以形成较好循环的距离段;当回灌井布设距离大于3 000 m时,最大回灌量回灌时该位置的水头仍会降低,由于回灌水量不足,回灌叠加后仍有降落漏斗产生,不满足短路径地下水疏干运行的条件。因此2 200~2 900 m为形成短路径地下水循环疏干的适宜布井位置。对于L不同的模型,在一个区间范围内运行同样时间,回灌流量与L具有反向相关性,说明在此L范围内可以形成短路径地下水循环,短路径地下水循环系统形成的时间与距离L成反比。从疏干流量和回灌流量与时间对应关系可以看出,从某时刻开始疏干流量和回灌流量曲线平行,疏干流量基本等于回灌流量,说明已经形成短路径地下水循环,此时刻t即是短路径地下水循环疏干形成的时间。

对于同一回灌井距离L,回灌流量随着疏干回灌运行时间先降低再升高,最终达到最大回灌流量并保持稳定,流量由小变大的阶段可以理解为回灌井附近的地下水位随着疏干进行在逐渐下降,为补充疏干降落漏斗体积内的水压所需回灌量增加,在回灌流量平滑阶段地下水已形成短路径地下水循环,疏干流量大小取决于回灌流量。

根据水均衡原理,短路径地下水循环形成前,疏干总水量和回灌总水量的差即为产生的降落漏斗体内的水量,利用漏斗体积公式和水量列等量关系式计算回灌井距离降水中心的距离L。漏斗体水量可以采用体积公式和流量公式2种方法推求。由于群井抽水回灌计算量大且复杂,在此,根据露天采场(大井)引用半径r0简化计算。先根据短路径地下水循环疏干时长要求推算漏斗体水量,再反推最近回灌井布设距离L,计算公式为

(1)

式中,μs为承压含水层贮水率,m-1;μσ为承压转无压后含水层的给水度,无量纲;r0为露天采场(大井)引用半经,m;S为由含水层顶板算起的水头降深,m;h0为采场中心残余水头,m;M为承压含水层厚度,m;ΔQ为短路径地下水循环疏干稳定流量,m3/d;t1为短路径地下水循环疏干形成时间,d。

3 短路径地下水循环疏干验证

3.1 模型概述及疏干要求

3.1.1模型概述

以某露天煤矿为例,按照降水孔疏干法和短路径地下水循环疏干法分别进行数值模拟,通过疏干效果验证短路径地下水循环疏干法,并与降水孔疏干法进行对比。研究区总面积约80 km2,区域地势北高南低,地形起伏不大,不规则形状的露天矿采区位于研究区中央,矿区单边长度约1 000 m。煤层埋深40~70 m,矿坑挖掘深度在50~90 m以上,地层岩性由上至下为第四系的粉质黏土、粉质砂土、黏土间夹粉细砂;白垩系的泥岩、煤层和煤层间夹的含砾粗砂岩、砂岩、砾岩。煤系含水层主要影响露天矿开采,由煤层和煤层间夹的砂岩和砾岩组成,被煤层上覆的泥岩与第四系地层隔开,露天矿区综合柱状如图4所示。采区内水头高度高于含水层顶板35 m左右,含水层渗透性良好,具有承压性,补给来源主要接受侧向径流补给。煤系含水层水力坡度为0.5%,厚度30 m,渗透系数2.5 m/d,贮水率0.000 1 m-1,给水度0.01。

图4 露天矿区地层综合柱状Fig.4 Comprehensive stratigraphic histogram of open-pit coal mine

3.1.2FEFLOW地下水数值模型

研究区南北两边为流量边界,北侧流入,南侧流出,西侧基本垂直于等水位线概化为零流量边界,东侧隔水断层视为零流量边界。

采用Triangle法进行网格剖分,考虑到露天采矿工程地表位置平面图和疏干井、回灌井位置平面图,在露天矿疏干预估影响范围内,尤其是预估地下水降落漏斗区域内进行了网格加密。模型单面共剖分为11 578个节点、11 460个单元格。整个研究区的网格剖分平面如图5左图所示,其中地下水疏干预估影响区内的网格进行了加密,如图5右图所示。

图5 研究区网格剖分平面及网格加密放大Fig.5 Grid generation plane and grid densification enlarged view of the study area

在垂向上,根据所概化的水文地质模型,自上而下分为上覆地层、隔水层、煤系含水层3层。地表面采用等高线提取高程数据来刻画,煤系含水层采用从钻孔数据中提取的含水层顶底板高程散点数据进行空间插值控制。为了避免上覆弱含水层的越流补给,在煤系含水层上人为插入一个0.5 m厚的薄隔水层。为了降低模型运行启动期水位调整的影响,初始水位采用稳态模拟获得,并用收集的水位统测资料对初始时刻的地下水位分布情况进行验证。

渗透系数、给水度、贮水系数等水文地质参数,均在FEFLOW中进行设置,渗透系数采用“试估-校正法”和FePEST自动率定工具进行该参数的识别验证,露天矿区内采用3次抽水试验的结果,在矿区范围外的模型其他区域,主要参考了水文地质勘察报告和地下水流场图,隔水层的渗透系数和弹性贮水率都采用了均一值。

地下水的补给与排泄是影响地下水位变化的主要因素。本模型研究的地下水主要接受上游侧向径流补给,排泄项主要为向南方向的径流。东西边界均已使用第1类边界条件进行表征。因此,最重要的源汇项就为露天采坑的疏干抽水和回灌井的入渗补给。

3.1.3模型的识别验证

本次研究首先采用稳态模型进行模型的识别,使用“试估-校正”法以及FePEST工具调试参数。然后基于调参后的结果,对抽水试验进行模拟,进一步调整水文地质参数,通过非稳态的抽水试验模型验证参数的合理性。

经过调参和误差分析,校核出含水层渗透系数、煤层顶底板含水层的贮水率;隔水层的渗透系数和贮水率均采用均一值。综合考虑以往的勘探成果和抽水试验数据,各水文地质参数基本符合实际特征。

3.1.4疏干要求

露天煤矿采用降水孔疏干法疏干含煤地层水,现有降水孔20口,沿采区四周分布,单井出水能力可达到1 200 m3/d。疏干水综合利用能力能达到8 000 m3/d,多余水将外排至采场东侧低洼地带。根据露天煤矿安全需要设置水位降深,按照采掘进度计划安排确定疏干时间。结合本例实际确定采坑中心残余水头不高于含水层底板5 m,达到水位降深的疏干时间不大于60 d,保持水位降深疏干至1 095 d完成采矿工作。

3.2 降水孔疏干法数值模拟

采用FEFLOW数值模拟软件的非稳定流,模拟计算露天煤矿疏干过程。降水孔抽水量根据单井出水能力限定,实际抽水量由模拟计算取出。根据模拟结果,20口降水井同时抽水,单井抽水能力1 200 m3/d,疏干59 d,可将采坑中心残余水头疏降至4.89 m,模型运行结果与解析法计算吻合。图6为降水孔疏干法抽水进行1 095 d的过程中,疏干总水量和单井疏干流量与时间关系曲线。单井疏干流量随抽水时间延续逐渐减小,由开始时的1 200 m3/d降低到551.5 m3/d,疏干500 d时疏干流量已降至单井抽水能力的50%以下。据此可得出疏干水外排量,疏干水量减掉综合利用部分,最大需外排16 000 m3/d,至疏干后期疏干流量降低时也仍需外排3 030 m3/d。

图6 疏干总水量和单井疏干流量与时间关系Fig.6 Relationship between the total amount of water and flow of dredge and time

图7为数值模拟的各疏干节点的地下水水流场,从图7可以看出降落漏斗范围随着疏干时间的延长逐渐扩大,疏干至1 000 d时降落漏斗半径已达到4 188 m。

图7 降水孔疏干法降落漏斗范围Fig.7 Range of descending funnel in the drainage method of rainfall drainage hole

3.3 短路径地下水循环疏干法数值模拟

以2.2节中疏干方法为基础,为保护采区东侧水资源环境,不再将疏干水排放至采区东侧,实现疏干水零排放,同时为避免疏干降落漏斗对采区东侧影响,对采区东侧部分疏干井采用短路径地下水循环疏干方式进行试验。根据露天煤矿疏干水利用量和需减少外排量要求,推算对采区东侧的6口疏干井采用短路径地下水循环疏干可实现零排放。因此,选择东侧P1~P6疏干井为试验对象,在其外布置回灌井。回灌井以单环型、与疏干井数量比为1∶1布置,按式(1)计算其所在位置为2 455.46 m,故在模型中设置回灌井位置为距离采坑中心2 400 m。疏干井、回灌井及观测井布置如图8所示,图中P1~P20为承压含水层疏干井、R1~R6为回灌井。模拟计算设定疏干井最低水位不低于承压含水层底部,回灌井最高水位根据排水管道出水口压力不小于5 m水头高度确定,回灌井最高水位不高于初始水位5 m。

图8 试验模型概况Fig.8 Overview of test model

采用短路径地下水循环疏干数值模拟的各疏干节点的地下水水流场如图9所示。在同降深效果下,回灌井布设距降水中心2 400 m时,疏干至1 000 d时距采坑中心2 400 m的位置地下水位变幅仍控制在5 m范围内,说明疏干或回灌对2 400 m以外的区域没有形成降落漏斗,降落漏斗被控制在了2 400 m范围内。

图9 短路径地下水循环数值模拟验证结果Fig.9 Verification results of numerical simulation of short path groundwater circulation

图10为短路径地下水循环疏干法进行1 095 d的过程中,疏干总水量和疏干流量以及采坑中心残余水头高度与时间关系曲线。采坑中心残余水头高度0.8 m,疏干井日出水量稳定在990.75 m3以上,为最大疏干能力的82.5%,回灌流量达到960 m3/d。

图10 短路径地下水循环数值模拟验证结果Fig.10 Verification results of numerical simulation of short path groundwater circulation

降水孔疏干法与短路径地下水循环疏干日排水量统计如图11所示,随着疏干时间的延续和采坑水位的降低,疏干水量逐渐减少。疏干水减掉综合利用量即为需要外排的水量。疏干至65 d以后最大可减少外排量5 314.91 m3/d,至疏干500 d后可实现疏干水零排放,较降水孔疏干法减少外排33%~98%。

图11 实时疏干水外排量对照Fig.11 Comparison of real-time dredge water outflow capacity

3.4 短路径地下水循环疏干的应用方法

短路径“疏干-回灌”水循环疏干采用同层回灌的方式,可以解决露天矿疏干水需外排、难以实现疏干水零排放的问题,实现对露天矿地下水资源保护,同时在工程实施时可对疏干设备运行实现优化。该方法将疏干水作为含水层系统中的补给源,形成短路径地下水循环,可以使露天矿疏干水泵等设备以高效率持续工作,在保证疏干效果的同时,减少地下水资源总量的消耗,并可对降落漏斗范围进行控制。根据短路径地下水循环疏干的设计方法进行疏干排水设计可按照以下3步进行:

(1)确定疏干参数。根据水文地质勘察结果和工程经验,通过露天矿采区的承压含水层赋存深度、厚度、水头高度、水文参数和采掘进度计划要求等,确定目标降深和疏干时间的关系,进行疏干设计。

(2)计算Q1,Q2。根据疏干设计和短路径地下水循环疏干设计思想,确定回灌井数量和回灌井流量。

(3)确定距离L。根据式(1)计算短路径地下水循环条件下回灌井布设最近距离。

4 结 论

(1)针对露天煤矿疏干排水特点,基于水在降落漏斗范围内重新进入含水层参与地下水循环的过程,提出短路径地下水循环疏干理论和短路径地下水循环疏干法,在露天煤矿实现疏干的前提条件下,将疏干水重复注入含水层,临时利用含水空间和水在含水层中循环的时间,换取采煤工作区安全开采的疏干方法,通过回灌限制疏干影响的程度和范围,为露天矿疏干水零排放提供技术途径。

(2)选择典型露天矿煤系承压含水层为研究对象,构建疏干-回灌协同开采水文地质模型,模拟短路径“疏干-回灌”水循环疏干过程,获得短路径地下水循环疏干初期阶段疏干井、回灌井和系统内含水层的水位变化,以及降落漏斗形态逐渐稳定,疏干量等于回灌量后形成短路径地下水循环。以某露天煤矿为例,在验证疏干效果的同时,对比出短路径地下水循环疏干的优势。

(3)得出短路径地下水循环疏干法的疏干效果不受回灌井布设数量影响,通过分析Q1,Q2与t的关系、Q2随距离L的变化关系,推算出距离降水中心最近的回灌井布设距离简便计算公式,并给出短路径地下水循环疏干法用于露天煤矿疏干排水的应用步骤。

猜你喜欢

露天煤矿露天矿含水层
露天煤矿电气系统的事故隐患与安全措施
黄土丘陵区露天煤矿复垦土壤熟化过程中团聚体碳氮演变特征
基于RF和连续小波变换的露天煤矿土壤锌含量高光谱遥感反演
基于多变量的太灰含水层突水风险性分类判别研究
备战铁矿露天矿与挂帮矿同时开采稳定性研究
爆破振动作用下某露天矿高陡边坡稳定性分析
露天矿山土石方量的测量及计算
基于地层及水化学特征分析采煤对地下水环境的影响
德国露天煤矿
宁夏某矿地下水补给来源分析