WO2012146047A1 - 采用旋转tin网和非剖面法直接制作平、立面图的地质勘查方法 - Google Patents

采用旋转tin网和非剖面法直接制作平、立面图的地质勘查方法 Download PDF

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WO2012146047A1
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fault
layer
rock
ore
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PCT/CN2012/000170
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English (en)
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Inventor
黄桂芝
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Huang Guizhi
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Publication date
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    • G—PHYSICS
    • G01—MEASURING; TESTING
    • G01V—GEOPHYSICS; GRAVITATIONAL MEASUREMENTS; DETECTING MASSES OR OBJECTS; TAGS
    • G01V9/00—Prospecting or detecting by methods not provided for in groups G01V1/00 - G01V8/00
    • E—FIXED CONSTRUCTIONS
    • E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21B—EARTH OR ROCK DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B49/00—Testing the nature of borehole walls; Formation testing; Methods or apparatus for obtaining samples of soil or well fluids, specially adapted to earth drilling or wells

Definitions

  • the invention relates to a geological exploration method in the field of geological exploration.
  • the geological map production method of the rear plan is the geological exploration method of the main framework.
  • the degree and structure of the ore (rock) layer (body) are controlled due to the mutual response of the adjacent exploratory wells, boreholes or sections, and the degree of coordination is not high.
  • the degree of control is not high and the number of wells or boreholes used is large.
  • the object of the present invention is to provide a geological exploration method for directly preparing flat and elevation drawings by using a rotating TIN net and a non-profile method, so as to solve the dispersibility and fault reconnaissance of the existing geological exploration method in the exploration or drilling.
  • Defects in construction and ore (body) control, borehole correction, and geological map fabrication methods It comprises the following steps: 1. Determine the side length of the base square according to the analogy method, the encryption method, the mathematical statistics method or the thin space method, or double the side length of the mesh grid by a square, or any side of the rectangular survey network. The length is doubled as the length of the base square, or based on experience and needs. 2.
  • One sampling point is arranged at each of the four vertices of the base square, and 0 ⁇ ⁇ ( ⁇ , an integer) sampling points are dispersedly arranged on two adjacent sides of the basic square, and three sampling points are dispersedly arranged in the basic square.
  • the base square vertex, edge and inner sample points are connected by triangles, which ultimately form the basic unit 1 ( Figure 1). 3.
  • the secondary unit body 3 (Fig.
  • the two adjacent basic units of the two adjacent supporting units are on both sides of the common side and are divided into two basic units.
  • the inner sampling point is connected to the sampling point at the apex of the nearest triangle, and the smallest of the six inner corners of the adjacent two triangles with the common side of the connecting line is larger, forming an initial survey network (Fig. 6), the mesh type Also suitable for horizontal exploration, the initial survey network is to remove the connection between all sampling points except the connection points of the adjacent two vertices on the edge of the base square and the adjacent sampling points, and the length thereof is In the range of 0. 20 ⁇ 0. 85 times of the length of the base square, the distribution of sampling points in the initial survey network should have good interlacing and dispersion.
  • one unit in the supporting unit is selected as the starting point unit of the surveying network to obtain four sub-schemes of the initial surveying network, and one sub-scheme is selected among the four sub-schemes.
  • the ore (rock) layer orientation, tendency and fault occurrence are obtained.
  • the layered, layered, platy ore (rock) layer of the desired orientation is roughly oriented to the orientation 0 and the inclination a m0 .
  • the floor level elevation data is used to create a partial floor contour map, and the ore line of the ore (rock) layer in the map with the rationality of the bottom line of the mine (rock) layer in the above two figures is selected.
  • the strike, inclination and inclination are the approximate orientation of the ore (rock) layer in the borehole, the approximate orientation, and the dip angle.
  • the core of the fault is obtained from the core data (or Top surface) (not necessarily the desired layer) layered, layered, slab-like marking layer orientation, tendency and fault occurrence.
  • the core data or Top surface (not necessarily the desired layer) layered, layered, slab-like marking layer orientation, tendency and fault occurrence.
  • the marking layer in the core that is in contact with the bottom of the fault zone is a layered, layered, cylindrical, columnar or three-direction development in the core that is not visible in the core. There is no obvious rule of the mineral (rock) layer (body).
  • the core of the same core discontinuity layer or the core of the core can be well-assembled and the bottom of the fault zone is the closest to the fault zone.
  • the formation of the layer is virtually as the core of the core and the bottom of the fault zone.
  • the erected core is erected, and the erect is found. The angle between the fault dip on the core, the dip angle of the marker layer and the strike of the fault and the strike of the marker layer.
  • the fault on the upright core will be pushed along the fault or the trend of the fault to the center of the core, or the mark on the upright core will tend to
  • the inverse marker layer tends to push flat to the virtual position at the core circle, see Figures 33-c and 33-d. 2.
  • the lower part of the core section of the core section of the same section or the lower part of the core of the section can be formed with the closest distance to the bottom of the core layer.
  • the contour map of the bottom plate of the layer first use the elevation value of the bottom plate of the mark 1 in the fault drill hole to make the local part of the mark layer substantially parallel to the side of the mark layer
  • the bottom line contour map and then the elevation value I 3 ⁇ 4 of the bottom layer of the mark layer in the fault drill hole is seen.
  • the mark layer substantially passes the other side of the I 3 ⁇ 4 to match the elevation data of the bottom layer of the adjacent drill hole.
  • the two sets of calculation results are tested separately, and which calculation formula group is consistent with the original data, which is the case, and the calculation result of the situation is selected.
  • O4 is larger than the core tilt direction, and according to the marking layer of the drilling data, the direction of the core is generally OA, "": the core tilt direction is ⁇ 90" , and when the core tilt direction is set to the 0Z direction, see the schematic diagram 33-g, This situation is also the same as the figure: a is the same in type, so you can also choose the A set and the B set of formula groups to calculate separately.
  • FIG. 34-a The condition of the layered, layered, and plate-like marking layers on the inclined core 1 and the upright core 2 in contact with or in virtual contact with the bottom of the fault (or the top surface) is as shown in Fig. 34-a.
  • ⁇ 0 °, the core tilt direction is determined as the OA direction, according to the direction of the marking layer of the data is greater than the core tilt direction, and according to the marking layer of the drilling data - Core tilt direction ⁇ W
  • the servant of Fig. 34-b is The marking layer tends to the south, 180" ⁇ core tilt direction ⁇ 0 °, the core tilt direction is set to OA direction, according to the drilling data, the marking layer trend is smaller than the core tilt direction (OB is greater than OA), and the rock Core tilt direction - according to the marking data of the drilling data ⁇ 90 °.
  • Ci using mathematical software to find (i) ((8) formula group, find the upright rock; ⁇ 1 2 and break) the bottom (or top) layered, layered, slab-like signs in contact or virtual contact
  • the layer strikes the 3 ⁇ 4 ZAOB m of the 1 j ⁇ core tilt direction.
  • the known conditions are the same as A1.
  • the condition of the fault is that the fault tends to the south, 180° ⁇ the core tilting degree ⁇ 0°, and the core tilt direction is determined as the OA direction, erect ⁇ '
  • the fault on the upper core of the core 2 is larger than the direction of the core tilt, and the fault strikes the core tilt direction ⁇ 90°. See diagram 33-a. '
  • the fault angle obtained in the formula r is the fault dip angle, and the obtained O ⁇ is valid; if not equal, then And. :, Invalid.
  • the core tilt direction is set to OA direction, straight ', ' ⁇ core 2 upper fault direction is smaller than the core tilt direction, and the core tilt direction - fault trend ⁇ 90°. See Figure 33-c.
  • the fault angle obtained in the formula r is the fault dip angle, and the obtained ZO ⁇ . is valid; if not equal, then ⁇ ⁇ ! ⁇ ] «, and Z ⁇ !O ⁇ are invalid.
  • the formula for finding the strike direction and tendency of the inclined core 1 is calculated separately. 8.
  • the distance from the fault point to the intersection of the broken ore (rock) and the direction of the distance are obtained from the data of the ore (rock) layer and the fault occurrence.
  • the layered, beta-like, platy ore (rock) layer is roughly determined from the layer of a rock (rock) obtained in accordance with step VII, I).
  • the ore (rock) layer in contact with the bottom surface (or top surface) of the fault is a cylinder, ft or three-direction ore (rock) body with similar developmental degrees and no obvious rules.
  • step VII a) the approximate orientation of the ore (rock) body in the borehole, the general tendency and the dip angle are respectively taken as the trend of the ore (rock) body; founded, , nj ⁇ and roughly dip".
  • ⁇ ⁇ 11 be the one with less than 180° in the strike of the ore (rock) layer
  • co m2 be the F(T ⁇ lJ ⁇ ) data interruption layer of the mine (rock) layer
  • ⁇ ⁇ is ! ⁇
  • ⁇ ⁇ is the one of the fault strikes greater than 180.
  • ⁇ is the angle between ⁇ ⁇ 1 and ⁇
  • ⁇ 2 is ⁇ ⁇ , 2 3 ⁇ 4 ⁇ ⁇ or ⁇
  • the angle between ⁇ ⁇ and ⁇ is the acute angle between the strike of the ore (rock) layer and the strike of the fault.
  • ⁇ is the inclination angle of the ore (rock) layer, which is the dip angle of the fault.
  • the orientation of the ore (rock) layer is ⁇
  • the fault tendency is ⁇
  • r is the projection of the intersection line of the broken ore (rock) and the fault strike line "angle.
  • the fault dip is smaller than the dip angle of the ore (rock) layer, it is broken ( The projection of the intersection line on the plan and the angle between the ore (rock) layer.
  • ⁇ is the mine The azimuth of the (rock) intersection line projected on the plan.
  • the cut-off (rock) layer in the borehole is M(jc m , z m ), the cut-off point is F ⁇ ,: ⁇ , ), the plane between the cut-off (rock) layer M and the cut-off layer F
  • the distance is L mf , see Figure 36.
  • the oblique hole is converted into a straight hole, and the pseudo-inclination angle and the pseudo-tilt angle of the ore (rock) layer in the FM direction profile and perpendicular to the r 3 direction profile are respectively obtained.
  • the ore (rock) layer strike is " m
  • the ore (rock) layer tends to be ⁇
  • the dip angle is "
  • the fault strike is f
  • the fault tends to be propensity.
  • the angle between the line connecting the cut-off point F and the point of the ore-cutting (rock) layer and the X-axis direction is V
  • the azimuth angle of the FM line is the ore in the FM direction.
  • the pseudo-inclination angle of the layer is the fault pseudo-tilt angle A.
  • the r 3 direction may be the direction of the ore (rock) layer, the direction of the fault strike or any other direction, and is set in a section perpendicular to the r 3 direction, the pseudo-tilt angle of the coal seam is ⁇ 2 , and the pseudo-tilt angle of the fault is. y f - y m
  • Tan 2 tan a . cos
  • g m - r 3 1 (44) tan ⁇ 2 ⁇ ⁇ c. s
  • the fault point is taken along the ⁇ 3 ⁇ 4 direction from the borehole. Obtain the point, and the obtained elevation data Z m/ is plotted on the map so as to connect the contour line. based on. Pass this point to Y. For the direction of the line, the line is the line of intersection of the broken ore (rock) intersection at that point.
  • the elevation of the elevation point used to make the contour line of the bottom layer of the ore (rock) layer is interpolated on the triangle side of the exploration network in the same fault block after the fault division, and the ore at the two ends of the triangle on the side of the triangle where the elevation point is interpolated
  • the layer (body) trend value is weighted average to obtain the interpolated Gaohe S ⁇ ore (rock) layer (body) trend, in the same fault block after the fault segmentation, according to the elevation (rock) layer (body) trend
  • Use the curve to smoothly connect the elevation points of the adjacent elevation values, and connect the mine (rock) layer (body) outcrop line to form the contour map of the bottom layer of the bed.
  • the geological exploration method for directly forming the flat and elevation maps by using the rotating TIN net and the non-profile method in the present invention the first is to save the exploration well or the borehole (compared with the commonly used square net), and the exploration well or the drill is narrowed.
  • the control spacing of the ore in the ore body, inclination and inclination increases the degree of dispersion of the exploration or borehole in the ore body's direction, inclination and oblique direction, forming a better fault control and defense system, and improving the faults in all directions.
  • the quality and accuracy of the prospecting and trending profile of the survey area based on the contour map of the above-mentioned ore floor are greatly improved compared with the survey area's tendency and the quality and accuracy of the profile made by the existing method.
  • the method of making geological maps is more scientific and reasonable.
  • it is conducive to timely production of dynamic and accurate geological exploration results, flat, elevation and three-dimensional visual geological models of the exploration area.
  • the above aspects are closely linked and closely combined, so that the geological exploration method can reach a new height as a whole, which can improve the quality, precision, efficiency and efficiency of geological exploration to a large extent.
  • FIG. 1 is a schematic view of a basic unit 1 in the first embodiment
  • FIG. 2 is a schematic view of the primary unit 2 in the first embodiment
  • FIG. 3 is a schematic view of the secondary unit 3 in the first embodiment
  • FIG. 4 is three times in the first embodiment.
  • FIG. 5 is a schematic diagram of a matching unit in the first embodiment
  • FIG. 6 is a schematic diagram of an initial survey network in which a matching unit is used as a copy unit in the first embodiment
  • FIG. 7 is a schematic diagram of a square net.
  • 8 is a schematic diagram of the basic unit 1 in the second embodiment
  • FIG. 9 is a schematic diagram of the primary unit 2 in the second embodiment
  • FIG. 10 is a schematic diagram of the implementation of the square body 2 and the second body 3, and FIG.
  • FIG. 11 is an embodiment. 2 is a schematic diagram of a cubic unit body 4, FIG. 12 is a schematic diagram of a matching unit in the second embodiment, and FIG. 13 is a schematic diagram of a survey network in which a matching unit is used as a copy unit in the second embodiment.
  • 14 is a schematic diagram of the basic unit 1 in the third embodiment, FIG. 15 is a schematic diagram of the primary unit 2 in the third embodiment, FIG. 16 is a schematic diagram of the secondary unit 3 in the third embodiment, and FIG. 17 is three times in the third embodiment.
  • FIG. 18 is a schematic diagram of a matching unit in Embodiment 3
  • FIG. 19 is a schematic diagram of a survey network in which a matching unit is used as a copy unit in the third embodiment.
  • Figure 20 is FIG.
  • FIG. 21 is a schematic diagram of the primary unit 2 in the fifth embodiment
  • FIG. 22 is a schematic diagram of the secondary unit 3 in the fifth embodiment
  • FIG. 23 is a third unit in the fifth embodiment.
  • FIG. 24 is a schematic diagram of a matching unit in Embodiment 5
  • FIG. 25 is a schematic diagram of a survey network in which a matching unit is used as a copy unit in the fifth embodiment.
  • 26 is a schematic view of the basic unit 1 in the fourth embodiment
  • FIG. 27 is a schematic view of the primary unit 2 in the fourth embodiment
  • FIG. 28 is a schematic view of the spliced body A1 in the fourth embodiment
  • FIG. 29 is a spliced body A2 in the fourth embodiment.
  • FIG. 30 is a schematic diagram of a matching unit in Embodiment 4
  • FIG. 31 is a schematic diagram of a survey network in which a matching unit is used as a copy unit in the fourth embodiment.
  • Fig. 32 is a schematic diagram showing the fault occurrence on the upright core
  • Fig. 33 is a schematic diagram showing the relationship between the tilting direction of the core and the approximate orientation of the ore (rock) layer and the formula group selection on the horizontal section of the inclined core
  • Fig. 34 is the slope Schematic diagram of the ore-seeking (rock) stratigraphic and fault occurrence on the core
  • Figure 34-a shows that OL and OW are on the same side of OG (or OZ), and the ore (rock) layer or fault tends to be opposite to OG (or OZ).
  • Figure 34-b shows that OL and OW are on the OG (or OZ) side, the ore (rock) layer or fault tends to the OG (or OZ) direction
  • Figure 34-c is the same side of OL and OW on the OG (or OZ).
  • the ore (rock) layer or fault tends to the OG (or OZ) direction.
  • Figure 35 is a schematic diagram of the relationship between the ore-bearing (rock) intersection orientation and the ore (rock) trend and fault strike.
  • Figure 36 shows the fault point and seeing ore point.
  • Fig. 37 is a schematic diagram of the intersection of the fault and the ore (rock) layer
  • FIG. 37- (a) is the section fault and ore (rock) layer in the direction of the line connecting M and F cross-sectional schematic view
  • FIG. 37-- (b) is through the points F perpendicular to the third direction and r in the cross section of the tomographic mineral (rock) layer
  • FIG. 37-- (c) is Along a plane perpendicular to the fault point and breaking see FIG mine borehole r 3 between the direction of orientation of the schematic distance (rock) and the line of intersection of the distance, since the faults.
  • FIG. 38 is no borehole mining (rock) layer Schematic diagram of the intersection of the broken ore (rock) intersection
  • Fig. 39 is a schematic diagram of the example, Fig.
  • Figure 32 illustrates: 0G (or 0Z) - core tilt direction, 0W, _ tilting the core on the core, one possibility, 0W 2 - another possibility of the strike on the inclined core, 0L - erect The general orientation of the ore layer or fault on the core.
  • Figure 33 illustrates: Figure 33-a, the core (rock) layer in the core that is in contact with the bottom surface of the fault zone (or the top surface) is thin - IS-like layered ⁇ 3 ⁇ 43 ⁇ 43 ⁇ 4 ⁇ 3 ⁇ 4 ⁇ ⁇ ,, upright core The original position of the fault and the ore (rock) layer does not pass through the center of the circle.
  • Figure 33-b the core (rock) layer in the core that is in contact with the bottom (or top) of the fault zone is a thin layer, layered, In the core, the virtual position of the core of the vertical core without the center of the fault and the original position of the ore (rock) layer being pushed to the center of the core at the core condition is maintained.
  • the ore (rock) layer in the core that is in contact with the bottom (or top) of the fault zone is thick and layered, and its formation is not seen in the core, but in the same core.
  • the lower part (or upper part) of the fault zone or the lower part (or upper part) of the core It can be a well-assembled schematic diagram of a mineral (rock) layer with obvious occurrences in the adjacent core and the bottom (or top) of the fault zone.
  • Figure 33-d the core (rock) layer in the core that is in contact with the bottom (or top) of the fault zone is thick and layered, and the formation is not seen in the core.
  • the lower part of the core interrupt zone (or the upper part) or the lower part of the core (or the upper part) is the closest to the bottom of the fault zone (or the top surface)
  • the pattern of the layer is pushed to the virtual position of the core in contact with the bottom (or top) of the fault zone while maintaining its shape.
  • Figure 34 illustrates: (1) On the top horizontal section of the core, if the ore (rock) layer strikes or the fault strikes through the center of the core, it is translated through the center of the core; (2)
  • the ACVU plane is the vertical core
  • the horizontal cross section of the cylinder 2 0 is the center of the top horizontal section ACVU, OA is perpendicular to OC, OA is perpendicular to OU, OA and OV are in a straight line;
  • ECWU is the core cylinder 2 does not move in the UOC direction , point A raises the angle r (the zenith angle of the hole in the depth of the core) to point E, and the core tilts to the core 1 when the point V falls to the point W;
  • point B is a cylinder 2, the point on the AC arc of the ACVU circle, OA is the azimuth direction of the core, OB is the direction of the ore (rock) layer; (5) the ore in the direction of the ore (rock) layer perpen
  • the inclination value a m As the ore (rock) layer at the inclined hole, the inclination value a m ; (8) The point F and the point J are the point B and the point on the inclined cylinder 1 The corresponding point of the point, OFJ is the ore (rock) level on the cylinder 1;
  • the M point is the intersection of the vertical point F and the plane ACVU along the point F;
  • UGC is the intersection of the inclined cylinder 1 and the plane extension plane of the top section UACV of the upright cylinder 2, and the point i is OA-extension The intersection of the line on the UACV plane;
  • the point H is the intersection of the line parallel to the EG of the point F and the UGC arc;
  • the point K is The intersection of the ore (rock) level OFJ in the cylinder 1 on the UGHC plane.
  • the present embodiment includes the following steps: 1.
  • the basic line spacing of reserves is 250 ⁇ 500m, commonly used is 500m, and its double is 1000m.
  • the plane coordinates of the four vertices are (0, 0), (1000, 0), (1000, 1000) and (0, 1000), a point is (200, 200), and b is (500, 800).
  • point c is (800, 500)
  • the above three points a, b, c are connected into a triangle, and then one vertex is selected from the four vertices of the base square, the distance of the vertex from the two vertices of the inner triangle adjacent thereto And minimum, connecting the sample points at the vertices of the selected square to the sample points at the two vertices of the inner triangle adjacent thereto, respectively, and the remaining three vertices of the base square are respectively directed to the base square
  • the nearest sampling point of the three sampling points is connected, and finally the basic unit 1 is formed (Fig. 1). 3.
  • the basic unit 1 is rotated 90 degrees counterclockwise to form the unit body 2 (Fig. 2), and the basic unit 1 is reversed.
  • the hour hand rotates 180 degrees to form the secondary unit body 3 (Fig. 3), and the base unit 1 is rotated 270 degrees counterclockwise to form the cubic unit body 4 (Fig. 4); 4.
  • the primary unit body 2 is placed on the lower side of the basic unit 1
  • the cubic unit body 4 is disposed on the right side of the basic unit 1
  • the secondary unit body 3 is disposed on the right side of the primary unit body 2 and the lower side of the cubic unit body 4, the basic unit 1, the primary unit body 2, and the secondary unit
  • the body 3 and the cubic unit body 4 are spliced into a square matching unit (Fig. 5), and the sampling points of the vertices of the triangles which are located in the two basic units of the adjacent two basic units in the matching unit are connected.
  • the matching unit is the copy unit, and the translation and replication matching unit is repeated to form the exploration network covering the exploration area, and the adjacent two Adjacent two of the matching units
  • the common side of the common unit of the basic unit is connected to the sample points at the vertices of the nearest triangle within the two basic units, and the smallest of the six internal angles of the adjacent two triangles connecting the common side of the common line
  • Fig. 6 initial survey network
  • the line between the points the length of the base square side length of 0. 20 ⁇ 0.
  • the sampling point distribution in the initial survey network should have better interlacing and dispersion.
  • one unit in the supporting unit is selected as the starting point unit of the surveying network to obtain four sub-schemes of the initial surveying network, and one sub-scheme is selected among the four sub-schemes; 6.
  • the exploration or drilling is arranged at the node; 7.
  • the ore (rock) layer orientation, tendency and fault occurrence are obtained according to the core data of the constructed borehole. (1) Seeking ore (rock) layer general direction and inclination
  • the No. 7 borehole is an inclined hole, and its core is upright.
  • the elevation value of the tuff layer in the No. 7 borehole is cut to the side of the tuff layer and the elevation map of the tuff layer in the adjacent borehole is used to make a partial floor contour map.
  • the elevation value of the bottom layer of the tuff layer in the hole is cut to the other side of the tuff layer, and the elevation map of the tuff floor is cut in the adjacent borehole to make a partial floor contour map, and the contour maps of the two partial bottom plates are medium and high.
  • the trend of the tuff layer at the No. 7 borehole is 101 degrees, tending to the south, and the inclination angle is 35 degrees.
  • the tuff layer is oriented at 101 degrees as the approximate strike O of the siltstone layer in contact with the bottom of the fault zone, and the dip angle of the tuff layer is 35 degrees as the dip angle of the siltstone layer in contact with the bottom of the fault zone.
  • the A1 formula group is used to solve the angle ZAOB m between the orientation of the siltstone in contact with the bottom of the fault zone on the core after erecting and the core tilting direction.
  • ZMO Method A2 and A3 obtained by two methods of verification are obtained in ZMO / C have an equal value, the A1 and A2 determined in ZAOB m ZAOK m calculated effective.
  • the trend and tendency of the siltstone layer in contact with the bottom of the fault zone in the No. 7 borehole is:
  • the second step is to find the fault strike, inclination and inclination on the inclined core.
  • the ZMO obtained in the two verification methods has the same value as the ZMO obtained in the s calculation formula. Therefore, the obtained ⁇ is valid.
  • the distance from the fault point in the plane from the fault to the intersection of the ore (rock) and the direction of the distance are obtained from the data of the occurrence of the ore (rock) layer and the fault occurrence data.
  • the fault tendency is 150 degrees
  • the fault dip angle is 67 degrees
  • the tuff layer tends to be 250 degrees.
  • the average height of the two partial floor contour maps made by the elevation of the No. 8 coal seam floor in the adjacent boreholes on both sides of the hole is also an approximate value of the No. 8 coal seam tendency close to the borehole in the map. 250 degrees.
  • the No. 1 ⁇ 25 drill holes at the grid nodes are the first batch of construction holes.
  • the holes a, b, and c in the net are all drill holes for subsequent construction.
  • the faults seen in No. 9 and No. 13 boreholes in No. 1 to No. 25 boreholes are all F5 faults determined by comparative studies. The faults are large, depending on the No. 9 borehole and No. 13 borehole data. The two sets and data obtained determine the position and r of the A2 point. After the direction, you can directly draw the upper plate intersection line and the lower plate intersection line of the F5 fault seen in the No. 9 borehole and the No. 13 borehole in the survey area design plan. The direction of the broken coal intersection of the No.
  • the b-hole in the 12-13-17-18 grid is adjusted to (757, 623) from the original (800, 500) relative to the 17 hole.
  • the direction of the broken coal line of the F6 fault seen in the b-hole is 273 degrees
  • the b-hole is the intersection of the upper and lower coals.
  • the vertical distances are 42.33m and 66.33m respectively. According to this, the two sections of the F6 fault crossing line can be directly drawn on the survey engineering design plan.
  • the 3-4-8- The hole in the 9 grid is adjusted to (389.33, 290.67) from the original (200, 200) relative to the No. 8 hole.
  • a F6 fault is seen in the drilling construction.
  • the direction of the F6 fault in the borehole is 21 degrees.
  • the b hole is the upper and lower coal.
  • the vertical distances of the lines are 86m and 102.67m respectively.
  • the two-disc coal intersection line of the F6 fault near the b-hole and the two-disconnected coal line of the F6 fault near the a-hole are directly connected. They are connected by a smooth curve, and then, according to the two broken coal intersections of the connected F6 fault, the c-holes in the 8-9-13-14 grid are the same as those of the No. 8 hole (500, 800). ) Adjust to (614, 847.33). All connections in the survey network are moved with the adjusted drill position, see Figure 39.
  • the ore (rock) layer (body) is used according to the elevation point.
  • the curve is sleekly connected to the elevation point of the adjacent elevation value, connected Mine (rock) layer (body) outcrop line, forming a contour map of the bottom layer of the ore.
  • XI According to the contour map of the bottom layer of the ore layer, the tendency, the oblique direction and the profile view are made. 12.
  • a three-dimensional visualization fine model of the exploration area is prepared, and the geological exploration work is completed.
  • Embodiment 2 See FIG. 8 to FIG. 13 , the difference between this embodiment and Embodiment 1 is: In step 2, three sampling points dispersedly arranged in the basic square are respectively, a (300, 300), b (400, 750), c (800, 400); The other steps are the same as in the first embodiment.
  • Embodiment 3 Referring to FIG. 14 to FIG. 19, the difference between this embodiment and Embodiment 1 is: In step 2, one sampling point is arranged at each of four vertices of the basic square, and three are dispersed in the basic square. At the sampling point, the above three internal points are connected in a triangle, and then a sampling point is arranged at the midpoint of the right side of the base square, which is added to the sampling points on the four vertices of the base square and the three sampling points dispersed in the base square. Eight sampling points.
  • the eight sampling points in Figure 14 are (0, 0), (1000, 0), (1000, 1000), (0, 1000), a (277, 454), b (500, 800), c (679 , 200), d (1000, 500).
  • Body 2 the base unit 1 is rotated 360 degrees counterclockwise to form the secondary unit body 3
  • the base unit 1 is rotated 540 degrees counterclockwise to form the cubic unit body 4.
  • the other steps are the same as in the first embodiment.
  • Embodiment 4 Referring to FIG. 26 to FIG. 31, the difference between this embodiment and Embodiment 1 is: In step 2, one sampling point is arranged at each of four vertices of the basic square, and three are dispersed in the basic square. At the sampling point, the above three internal points are connected in a triangle, and then a sampling point is arranged at the midpoint of the right side of the base square, which is added to the sampling points on the four vertices of the base square and the three sampling points dispersed in the base square. Eight sampling points.
  • the eight sampling points in Figure 26 are (0, 0), (1000, 0), (1000, 1000), (0, 1000), a (200, 450), b (450, 800), c (550 , 200), d (1000, 500).
  • the points are respectively connected, and the remaining two vertices of the square are respectively connected with the two sampling points of the inner near triangle to form the basic unit 1; in the second step, the right side of the basic unit 1 (Fig. 26) is mirror-symmetrically formed once.
  • Unit 2 (Fig.
  • step 27 connect the primary unit 2 (Fig. 27) to the right side of the basic unit 1 (Fig. 26) to form the spliced body A1 (Fig. 28), and rotate the spliced body A1 180 degrees counterclockwise to form the splicing body.
  • A2 (Fig. 29);
  • step four connect the spliced A2 to the right of splicing 1 On the side, a matching unit is formed (Fig. 30).
  • the other steps are the same as in the first embodiment.
  • Embodiment 5 Referring to FIG. 20 to FIG. 25, the difference between this embodiment and Embodiment 1 is: In step 2, one sampling point is arranged at each of four vertices of the basic square, and three are dispersed in the basic square. At the sampling point, the above three internal points are connected in a triangle, and then one sampling point is arranged at the midpoint of the base square and the midpoint of the right side, and the sampling points on the four vertices of the base square and the base square are dispersed. A total of nine sampling points are added to the three sample points.
  • the nine points in the schematic diagram 20 are (0, 0), (1000, 0), (1000, 1000), (0, 1000), a (171, 363), b (472, 832), c (672 , 530), d (1000, 500), e (500, 0).
  • the line intersects the base square vertex and the inner triangle vertex, and then connects the sample points at the four vertices of the base square to the sample points at one vertex of the inner nearest triangle, and finally forms the basic unit 1, as shown in FIG.
  • the sampling points on the common sides of two adjacent basic units in the matching unit are coincident and docked. Other steps are the same as in the first embodiment.
  • Embodiment 6 differs from Embodiments 1, 2, 3, 4, or 5 in that: Step A is further included between Step 4 and Step 5 of Embodiment 1, 2, 3, 4, or 5, respectively. Scale the length or width of the mating unit to make it a rectangle, and adjust the position of all the internal sampling points according to the scaling. The other steps are still the same as in the original embodiment.

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Description

采用旋转 TIN网和非剖面法直接制作平、 立面图的地质勘査方法 技术领域
本发明涉及地质勘査领域的一种地质勘査方法。
背景技术
采用以现有勘查网型 （如正方形、 长方形、 三角形、 六边形和放射状网）、 弯曲钻 孔校正方法、 据 3个见同一断层钻孔资料追索断层调整钻孔位置方法和先剖面图后平面 图的地质图件制作方法为主要框架的地质勘查方法， 第一， 由于相邻探井、 钻孔或剖面 间相互呼应、 配合程度不高， 使矿 （岩） 层 （体） 控制程度和构造控制程度不高而所用 探井或钻孔的数量较多。 第二， 只有一个或两个钻孔见到某一断层时， 无法确定断层的 产状， 无法依据断层的产状适当调整距该断层较近的钻孔的位置， 较好地追索和控制断 层。 第三， 剖面图的制作方法中需进行钻孔弯曲校正， 将斜孔中的构造点和见矿 （岩） 层 （体） 点投影到剖面图上， 有误差。 平面图只能依据剖面图中的点投影到平面图中来 制作， 使误差延续。 第四， 剖面间呼应、 配合程度不高又相距较远， 平面图上相邻剖面 间同一层位、同一高程线或同一断层界限的连接没有方向可以依据，只能顺势直接连接， 准确性较低。 即， 地质图件制作的方法不尽合理， 所制作的地质图件精度不高。 第五， 不利于及时制作动态和准确的地质勘查成果平、 立面图和勘查区三维立体可视化地质模 型。
发明内容
本发明的目的是提供一种釆用旋转 TIN网和非剖面法直接制作平、 立面图的地质勘 查方法， 以解决现有地质勘査方法在探井或钻孔的分散性、 断层追索、 构造和矿层（体） 控制、 钻孔弯曲校正、 地质图件制作方法方面的缺陷。 它包括下述步骤： 一、 依据类比 法、 加密法、 数理统计法或稀空法确定基础正方形的边长， 或以正方形勘査网网格边长 的二倍、 长方形勘查网中任意一边边长的二倍作为基础正方形的边长， 或依据经验和需 要确定。 二、 在基础正方形的四个顶点各布置一个采样点， 在基础正方形相邻的两条边 上分散布置 0〜ηι (η,为整数）个采样点，在基础正方形内分散布置 3个采样点，基础正方 形顶点、 边上和内部的采样点以三角形连接， 最终形成基本单元 1 (图 1)。 三、 把基本 单元 1逆时针旋转 90 1 20 2为 0或整数）度形成一次单元体 2 (图 2)，把基本单元 1逆时 针旋转 90 Χ η3 (η3为 0或整数)度形成二次单元体 3 (图 3)， 把基本单元 1逆时针旋转 90 ^ (^为 0或整数）度形成三次单元体 4 (图 4)。 四、 用基本单元 1、 一次单元体 2、 二 次单元体 3和三次单元体 4拼接成一个正方形的配套单元（图 5)， 配套单元中相邻两个 基本单元公共边两侧、 分处于两个基本单元之内的三角形顶点处的采样点相连， 并使以 连线为公共边的相邻两三角形中的 6个内角中最小者较大。五、以配套单元为复制单位， 重复平移复制配套单元， 形成覆盖勘査区的勘查网， 相邻两个配套单元中的相邻两个基 本单元公共边两侧、 分处于两个基本单元之内的距离最近的三角形顶点处的采样点相 连， 并使以连线所为公共边的相邻两三角形中的 6个内角中最小者较大， 形成初始勘查 网络（图 6)， 该网型也适用于水平勘探， 所述初始勘査网络是去除基础正方形边上的相 邻两个顶点处采样点的连线之外的所有采样点与相邻采样点之间的连线， 其长度均在基 础正方形边长的 0. 20〜0. 85 倍范围内， 初始勘査网络中采样点的分布应具有较好的交 错性和分散性。 依次分别选择配套单元中的 1个单元作为勘查网络的起点单元可得到初 始勘查网络的 4个亚方案， 在 4个亚方案中选择一个亚方案。 六、 在初始勘查网络的采 样点（节点）处布置探井或钻孔。 七、 依据己施工钻孔的岩芯资料求得矿 （岩） 层走向、 倾向和断层产状。 （一） 求得欲求的层状、 似层状、 板状矿 （岩） 层大致走向方位 0 和倾角 am0。 先用见该断层钻孔中截该矿 （岩） 层底板的高程值向该矿 （岩） 层大致走 向的一侧配合相邻钻孔中截该矿 （岩） 层底板高程数据制作局部底板等高线图， 然后再 用见该断层钻孔中截该矿 （岩） 层底板的高程值向该矿 （岩） 层大致走向的另一侧配合 相邻钻孔中截该矿（岩）层底板高程数据制作局部底板等高线图，选择上述两图中矿（岩） 层底板等高线合理性较大的图中的矿 （岩） 层底板等高线在该钻孔处的大致走向、 倾向 和倾角作为该钻孔中该矿（岩）层的大致走向方位 w„、 大致倾向方位 ^，和倾角 。 （二） 在见断层斜孔中依据岩芯资料求与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的 （不一定是 欲求层） 层状、 似层状、 板状标志层走向、 倾向和断层产状。 1、 求与断层底面 （或顶 面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向、 倾向。 （1 ) 与断层底面 （或 顶面）相接触的是岩芯中可见到其产状的层状、 似层状、 板状标志层。 将斜孔岩芯直立， 求直立后岩芯上断层倾角、 矿 （岩） 层倾角和断层走向与矿 （岩） 层走向之间的夹角。 若断层走向或标志走向不经过岩芯圆心， 将直立岩芯上的断层顺断层倾向或逆断层 i — 向平推至经过岩芯圆心处， 或将直立岩芯上的标志层走向顺标志层倾向或逆标志层倾向 平推至经过岩芯圆心处的虚拟位置， 见图 33- a和 33- b。 ( 2 ) 岩芯中与断层带底部相接 触的标志层是岩芯中见不到其产状的厚层状、 似层状、 筒状、 柱状或三个方向上发育程 度相近及没有明显规则的矿 （岩） 层 （体）。 以同段岩芯中断层带下部或在该段岩芯下 部与其可以很好拼合的岩芯中与断层带底面距离最近、 产状明显的标志层的产状虚拟作 为岩芯中与断层带底部相接触的标志层的产状的虚拟产状。 将斜孔岩芯直立， 求直立后 岩芯上断层倾角、 标志层倾角和断层走向与标志层走向之间的夹角。 若断层走向或标志 走向不经过岩芯圆心， 则将直立岩芯上的断层顺断层倾向或逆断层倾向平推至经过岩芯 圆心处， 或将直立岩芯上的标志层顺标志层倾向或逆标志层倾向平推至经过岩芯圆 ' 处 的虚拟位置， 见图 33-c和 33- d。 2、 依据距见断层钻孔及较近钻孔的资料制作同段岩芯 中断层带下部或在该段岩芯下部与其可以很好拼合的岩芯中 层带底面距离最近、 产 状明显的标志层的底板等高线图时， 先用该见该断层钻孔中截 1 标志层底板的高程值向 该标志层大致走向的一侧配合相邻钻孔的截该标志层底板 程数据制作局部底板等高 线图， 然后再用该见该断层钻孔中截该标志层底板的高程值 I ¾该标志层大致走 I ¾的另 - 侧配合相邻钻孔的截该标志层底板高程数据制作局部底板等高 图， 选择上述两图中的 标志层底板等高线图合理性较大的图中的标志层底板等髙线在该钻孔处的大致走向和 倾角作为该斜孔中该标志层的大致走向方位 OL0和倾角 ,„„。 3、 ί衣据岩芯倾伏角的范围、 与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层的大致倾向、 倾 斜圆柱体水平截面上岩芯倾伏方向与标志层大致走向间关系进行对计算标志层走向和 断层产状所用公式群的选择， 见示意图 33， 可归为 Α、 13、 G 冲情况下的计算公式群。 ( 1 )当 180"≥岩芯倾伏方向≥0° ; 标志层大致倾向南； 据钻孔资料的标志层大致走向 0L" 大于岩芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层大致走向 ,厂岩芯倾伏方向< 90" , 将岩芯倾 伏方向定为 OA方向时， 见示意图 33-a， 应属于图 33- al或 33 a2这两种情况中的一种， 但不能确定是 33-al还是 33- a2。 因此先选择 A套和 B套公式群分别计算。 无论选用 A 套公式群或 B 套公式群， 倾斜岩芯上标志层走向=岩芯倾伏 ；向 +求标志层走向时的 /— A OKm； 倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向 +求断层走向时的 / A OKf, 倾斜岩芯上断 层倾向 =倾斜岩芯上断层走向 +90° ; 对两套计算结果分别进行检验， 哪一套计算公式群的 计算结果与原始资料相符合， 就属于哪一种情况， 并选用该种情况的计算结果。 （2 ) 当 180"≥岩芯倾伏方向≥0°； 标志层大致倾向南； 据钻孔资料的 1: 层大致走向 ^,,小于岩 芯倾伏方向， 且岩芯倾伏方向-据钻孔资料的标志层大致走向 （ < 90°， 将岩芯倾伏方 定为 OA方向时， 见示意图 33- b ， 应选择 C套公式群计算， 倾斜岩芯上标志层走向二岩 芯倾伏方向 -求标志层走向时的 倾斜岩芯上断层走向二 ;·芯倾伏方向-求断层走 向时的 ZAOKf； 倾斜岩芯上断层倾向 =倾斜岩芯上断层走向 +90"。 （： 3 ) ^ 180"≥岩芯倾伏方向≥0°； 标志层大致倾向北； 据钻孔资料的 fe. 层大致走向 大于岩 芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层大致走向 《 -岩芯倾伏方 < 90， 将岩芯倾伏方向 定为 OA方向时， 见示意图 33- c ， 应选择 C套公式群计算， 倾斜岩芯上标志层走向=岩 芯倾伏方向 -求标志层走向时的 Ζ^ίΟΑ:,,,; 倾斜岩芯上断层走向 芯倾伏方向-求断层走 向时的 ZAOKf ； 倾斜岩芯上断层倾向 =倾斜岩芯上断层走向 -90"。 （ 4 ) 当
180"≥岩芯倾伏方| ≥0°； 标志层大致倾向北； 据钻孔资料的标^层大致走向 „小于岩 芯倾伏方向， 且岩芯倾伏方向 K钴孔资料的标志层大致走向 （ <9()°， 将岩芯倾伏方向 定为 OA方向时， 见示意图 33-d， 应属于图 33- dl和 33-d2 i 种情况中的一种， 但不能 确定是 33-dl还是 33- d2。 该种情况与图 33- a在类型上相同， W此同样可以先选择 A套 和 B套.公式群分别计算。 无论选用 A套公式群或 B套公式群， 颐斜岩芯上标志层走向= 岩芯倾伏方向 -求标志层走向时的 Z^O Cm; 倾斜岩芯上断层; 岩芯倾伏方向-求断层 走向时的 ^O^ ; 倾斜岩芯上断层倾向 =倾斜岩芯上断层走 |π」+:::70 : 对两套计算结果分 别进行检验， 哪一套计算公式群的计算结果与原始资料相符合， 就 ¾于哪一种情况， 并 选用该种情况的计算结果。 (5) 当 360"≥岩芯倾伏方向≥ 180°; 志层大致倾向南; 据钻 孔资料的标志层大致走向 O 大于岩芯倾伏方向， 且据钻孔资 ΐ:'的标志层大致走向 ai„- 岩芯倾伏方向 <90，将岩芯倾伏方向定为 0Z方向时，见示意阁 3-e,该种情况与图 33 - b 在类型上相同， 因此同样可以选择 C套公式群计算，倾斜岩芯上标志层走向=岩芯倾伏方 向 +求标志层走向时的 ^4 ; 倾斜岩芯上断层走向二岩芯 i K方向 +求断层走向时的 ZAOKf ； 岩芯上断层倾向=倾斜岩芯上断层走.向 -90"。（6) · 360"：?岩芯倾伏方 ；> 180°; 标志层大致倾向南； 据钻孔资料的标志层大致走向 O4小于 '^^倾伏方向， 且岩芯倾伏 方向-据钻孔资料的标志层大致走向 O^„<90， 将岩芯倾伏方向定为 0Z方向时， 见示意 图 33-f， 该种情况与图 33-a在类型上相同， 因此同样可以先 择 A套和 B套公式群分 别计算。 无论选用 Α套公式群或 Β套公式群， 倾斜岩芯上标志 U走向二岩芯倾伏方向 求 标志层走向时的 Z^O ,,;倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向 求断层走向时的 ZAOK ,； 岩芯上断层倾向=倾斜岩芯上断层走向 -90"; 对两套计算结果分别进行检验， 哪一套计算 公式群的计算结果与原始资料相符合，就属于哪一种情况， 选 该种情况的计算结果。 (7) 当 360"≥岩芯倾伏方向≥ 180°; 标志层大致倾向北； 据^： ¾
Figure imgf000006_0001
O4大于岩芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层大致走向 OA,"": 芯倾伏方向 <90'， 将岩 芯倾伏方向定为 0Z方向时， 见示意图 33- g， 该种情况也与图： a在类型上相同， 因此 同样可以先选择 A套和 B套公式群分别计算。 无论选用 Λ套公式群或 B套公式群， 倾斜 岩芯上标志层走向 =岩芯倾伏方向 +求标志层走向时的 ( 斜岩芯 t断 走向二岩 芯倾伏方向 +求断层走向时的 lO /； 倾斜岩芯上断层倾向 = 岩芯上断层走向- 270"; 对两套计算结果分别进行检验， 哪一套计算公式群的计算结果' 原始资料相符合， 就 于哪一种情况， 并选用该种情况的计算结果。 （8) 当 360" 芯 伏方向≥ 180°; 标志层 大致倾向北； 据钻孔资料的标志层大致走向 O 小于岩芯倾^ ' 向， 且岩芯倾伏方向- 据钻孔资料的标志层大致走向 O <90",将岩芯倾伏方向定为 U 方向时，见示意图 33-h ' 该种情况与图 33- b在类型上相同， 因此同样可以选择 C套公式群计算。 倾斜岩芯丄标 志层走向=岩芯倾伏方向-求标志层走向时的 Z iOA:m; 倾斜岩芯上断层走向=岩芯倾伏方 向-求断层走向时的 Z^O ^ ; 倾斜岩芯上断层倾向 =倾斜岩芯 i.断层走向 +90'。 , 求直 立岩芯 2上与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 状、 板状标志层走向 与岩芯倾伏方向间的夹角^ Οβ,„、 求倾斜岩芯 1上与断层底 ίΠ| 〔或顶面） 相接触或 拟 接触的层状、 似层状、 板状标志层走向与岩芯倾伏方向间的夹角
公式群中的所有公式为：
a、 sin ZFOM = sinr -cos ^ OBm (1 ) b、 FH = DF- tgr = OF - cos ZA OB - tgr (2) c、 BC ' =R2 +R2 ~ 2R2 · cos(90 - ZAOBm ) (3)
J /「 CF BC
d、 teZFHK =—— =—— (4) 6 FH FH ^ CD R(\-sm AOB I- sin ZAOBn
tgZDBC = - m "' (5)
BD R - cos ZAOBm cos ZAOBt f tgZCBI = tgam' · cos(90 - ZDBC - ZAOBm ) (6) ZHFK = 90° - ZCBi (7)
FH- sin ZFHK
h FK ： (8)
、 ― sln(l 80 - ZFHK - ZHFK) i、 tgZCOI = tg am' · cos AOBm (9) sin ZCOI
j、 sin 5O/ = (10) k、 CI BC - tgZCBi (ID 012 --=^R2 +CI2 (12)
、 BI? = ^BC2 +CI2 (13)
. , OI-smZBOI
sin /OBI (14)
BI
ZOFK = ZOBI (15) (κ) ( "'30 V7 + Daa7― 06)soo - "iz)S) = iffjyS} 、 ψ
'"ffOV soo ― '"gov s 一
(Ζ£)
ΐΟΥ7 uis÷i = CQOV7 u.s ΪΤ) = OD = 7 '¾ (Ζί) ( '"aOV7 + 06)soo ...iz - ..[ = - J3 、JB m
一 ^ΝΟΤ^ ΤΓ
(oe) zMd - ZNJ - £
(62)
(sz)
P 07 - ^N07 -。081 = z ON7
、 07 - lNN07 -。 081 = x N7 、
(LZ) M7 + N0V7= '")10 V7 、 z (9Z) = N0V7 so 、L
(ςζ) W^OZUis 、x
(PZ)
MOJ^-dO^ NO (ίΖ) J7 + OMd7 = NN07
(zz) = ¾YJsoo 、n
(ιζ) id
= V¾ 7u!s 、i
NOJ7 uts - y
(oz)
OFidy -。00 =
(61)
= ONd7 、s
MOJ7S)
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YOJ7U]S
(L\) :¥OJ7u!s 、b (91)
9
0.l000/il0ZM3/X3d ai、' ZBOI = arcsin(— n ZC01 ) + 90° (35) sin am' aj、 ZAOKm = AMOK - ZAOM (36) ak、 ZOMK = ZPMO - ZPMK (37) al、 ZA OK , = ZAOM— MOK (38)
1) A套计算公式群 （见示意图 34-a) 的具体内容及示;
Al、 使用数学软件对（1)〜（18)方程组求解， 求出直立 ϋ 2上与断层底面 (或顶 面 )相接触或虚拟接触的层状、似层状、板状标志层走向与 芯 伏方 I ¾ I'nJ的夹角 A OIL 已知： γ am' 、 anw， 令 am = a , OA OB, OF OE , () ' . OU都是岩芯半径 R。
A2, 使用数学软件对（1)〜（16)、 （19)〜^； 27)公式群求解， 求出倾斜岩芯 1 上与断 层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状 层走向与岩芯倾伏方向 间夹角 Z^i
己知： ^ am' AOBm , α am = amo , OA OB ΟΓ ()E OC Of/都是 岩芯半径 ？。
A3、 验证 Al和 A2的计算结果是否. TF.确
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验 ill: 1 次。
若 A3 两种验证方法中求得的 ZMOK与 A2方法中求得的 /MOK相等， 贝 ij A 1 中求 出的 ZA OBm和 A2中求出的 ZA OKm有效； 若不相等， 则无效。
A4、 A套计算公式群的示意图
见示意图 34-a。 求倾斜岩芯 1和直立岩芯 2上与断层底而 （或顶面） 相接触或虛拟 接触的层状、 似层状、 板状标志层间关系时图 34-a 的条件是， 标志层倾向南， 180"≥岩芯倾伏方 | ≥0°， 将岩芯倾伏方向定为 OA方向， 据 资料的标志层走向大于 岩芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层走向-岩芯倾伏方向 <W
2) B套计算公式群 （见示意图 34-b) 的具体内容及示意图
— ΒΓ、—使用数学软件对（1)、 （2)、 （4)、 (7)〜(9)、 (11)〜（！ 3)、 (32)〜(35)公式群求解， 求出直立岩芯 2上与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触 ^状、 似层状、 板状标志 层走向与岩芯倾伏方向间的夹角^ 4OS„,。 已知条件与 Al相同.
B2,、 使用数学软件对（1)、 （2)、 （4)、 （7)^(9)、 （11)〜（ ')、 、19)〜(26)、 （32)〜(36) 公式群求解， 求出倾斜岩芯 1上与断层底面 （或顶面） 相接 或虚拟接触的层状、 似层 状、 板状标志层走向与岩芯倾伏方向间夹角^ 4O „ 。 己知条 ί'「 ' A2相同。 B3、 验证 B 1和 B2的计算结果是否正确
,用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (3_0)、 （31)验证 I 次
若 B3两种验证方法中求得的 ZMO 与 B2方法中求得的 ZMO 相等，则 B1 中求出 的^ iOS„,和 B2中求出的^ 有效； 若不相等， 则无效。
Β4、 Β套计算公式群的示意图
见示意图 34-b。 求倾斜岩芯 1和直立岩芯 2上与断层底 ii: ：或顷面） 相接触或虚拟 接触的层状、 似层状、 板状标志层间关系时图 34-b 的条仆是， 标志层倾向南， 180"≥岩芯倾伏方向≥0°， 将岩芯倾伏方向定为 OA方向， 据钻孔资料的标志层走向小于 岩芯倾伏方向 (OB大于 OA)， 且岩芯倾伏方向 -据钻孔资料的标志层走向 < 90°。
3)、 C套计算公式群 （见示意图 34-c) 的具体内容及示:
ci、 使用数学软件对 （ι)〜（ΐ8)公式群求 ， 求出直立岩; λ 1二与断 ) 底面 （或顶 面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向 1 j ^芯倾伏方向问的夹 ¾ ZAOBm。 已知条件与 A 1相同。
C2、 使用数学软件对 (1)〜（16)、 (19)〜（22) 、 (24)〜(2(,) , :37)、 （38)公式群求解， 求出解倾斜岩芯 1上与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接 itiA」层状、 似层状、 板状标 志层走向线与岩芯倾伏方向间的夹角 Z^O „。 已知条件与 A2 'HI同。
C3、 验证 C1和 C2的计算结果是否正确
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验 卜： 1次。
若 C3两种验证方法中求得的 ZMC 与 C2方法中求得的 'ΙΟΚ相等，则 C1 中求出 的 Z OS P C2中求出的 Ζνί( „有效； 若不相等， 则无效。
C4、 C套计算公式群的示意图
见示意图 34-c。 求倾斜岩芯 1和直立岩芯 2上与断层底而 （或顶面） 相接触或虛拟 接触的层状、 似层状、 板状标志层间关系时图 34-c 的条 |:是， 标志层倾向南， 180" >岩芯倾伏方向≥ 0°， 将岩芯倾伏方向定为 OA方向， 据 资料的标志层走向小于 岩芯倾伏方向，—且岩 ^倾伏方向-据钻孔资料的矿 (岩)层走向 <( )l'。
5、 求直立岩芯 2上断层走向与岩芯倾伏方向间的夹角 /A()Bf
将直立岩芯旋转至岩芯中与断层底面（或顶面）相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向 6,„等于 A1 中所求 Z^( S„,处， 然后依据该 岩芯上标志层走向与断 层走向间的相互关系求得直立岩芯上断层走向与岩芯倾伏方向 勺央角 O 。如果 ¾ 直立岩芯上标志层走向大于断层走向， 则直立岩芯 2上断层 ^向与岩芯倾伏方向间的夹 角 立岩芯 2上标志层走向 ΖΑΟβ,,,—直立岩芯 2上断层走向与标志层走向间夹 角； 如果该直立岩芯上标志层走向小于断层走向， 则直立岩 ' 上断层走向与岩芯倾伏 方向间 |¾夹角 ^ β I直立岩芯 2上断层 向与标志层走 ^ ^-.直立岩芯 2上标 志层走向 Z^fOS,,, I。
6、 将 3中的标志层换为断层， 将图 33中的标志层换为断) , 见示意图 33， 依据 3 中的内容确定选用的公式群。
7、 求倾斜岩芯 1中断层走向与岩芯倾伏方向间的夹角/' 和断层倾
已知： 天顶角 、 直立岩芯 2上断层倾角 、 直立岩芯 2 1 断层走向线与岩芯倾伏 方向间的夹角 AOBf , OA、 OB、 OF、 OE、 OC、 OU都足 芯半径 R。
1)如果选用 A套公式群， 使用数学软件对 （1)〜(27)公式群求解， 并将其屮的 换 为 ， 换为 ， AOB,,,换为 ZAOB , AOKm换为 ΖΑΟ』、Ί , 求出倾斜岩芯 1 中断层 走向与 芯倾伏方向间的夹角 Ζ^Ο^.和断层顷角 af 。
求倾斜岩芯 1 和直立岩芯 2 上断层间关系时图 的条件是， 断层倾向南， 180°≥岩芯倾伏方 ≥0°， 将岩芯倾伏方向定为 OA方向， 直立 ·'ί芯 2上断层走向大于 芯倾伏方向， 且断层走向-岩芯倾伏方向 <90°。 见示意图 33-a。 '
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证 1次。
若两种验证方法中求得的 与公式 s中求得的 ZM A :|等， 则公式 r中求得的 ^即为断层倾角， 求得的 ^OC,有效； 若不相等， 则求得的 和/^ OA' 无效。
2) 如果选用 B套公式群， 使用数学软件对 （1)、 （2)、 (A), (7)〜(9)、 （11)〜(26)、 (32)〜(36)公式群求解，并将其中的 换为 af' ， am换为 af ， /AUBm换为 ΖΜ)β,， ΖΑΟΚ," 叛为 AOKf ， 求出倾斜岩芯 1 中断层走向与 芯倾伏方向 inin:, :.1:角 Z/lO^,和断层倾角 α ^
求倾斜岩芯 1 和直立岩芯 2 上断层间关系时图 34-b 的条件是， 断层倾向南， 180" >岩芯倾伏方向≥ 0°， 将岩芯倾伏方向定为 OA方向， 直 : 1\芯 2上断层走向小于岩 芯倾犬^ TI¥ tH犬方向-断层走向 <90°。 见示意图 33- b。
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证 1 次。
若两种验证方法中求得的 与公式 s方法中求得的 / 'K)K相等， 则公式 r中求 得的 即为断层倾角， 求得的 O ^有效； 若不相等， 则求^的 和 。：, 无效。
3) 如果选用 C套公式群， 使用数学软件对 (1)〜(22)、 (2^) (26)、 (37)、 (38)公式群 求解， 并将其中的 换为 ， 换为 ， ZAOBJ奂为 ZA( ' AOKw D、] —AOK f ， 求出倾斜岩芯 1 中断层走向与岩芯倾伏方向间的夹角^ O 和靳层倾角 ^。 求倾斜岩芯 1 和直立岩芯 2 上断层间关系时图 34-c 的条件是， 断层倾向南，
180" >岩芯倾伏方向≥ 0°，将岩芯倾伏方向定为 OA方向， 直 ' ,' ·芯 2上断层走向小于岩 芯倾伏方向， 且岩芯倾伏方向-断层走向 <90°。 见示意图 33- c。
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证〗 次
若两种验证方法中求得的 与公式 s方法中求得的 /M()K相等， 则公式 r中求 得的 即为断层倾角， 求得的 Z O ^.有效； 若不相等， 则 ^^!〈]«,和 Z^!O^ 无效。
8、 求倾斜岩芯 1 中断层走向和倾向
依据 3中 （1) 至 （8) 种情况下求倾斜岩芯 1 中断层走向和倾向的公式分别计算。 八、 在勘查工程平面图中， 依据矿 （岩） 层产状和断层产状数据求得平而上自钻孔 中见断层点到断矿 （岩） 交线的距离及该距离的方向。
(一） 求断煤交线方位角 Y。
1、 求矿 （岩） 层走向与断层走向之间所夹锐角 ω
(1) 求矿 （岩） 层走向 ωηι、 倾向 β„,和倾角 α。
1) 与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的是层状、 似 β状、 板状矿 （岩） 层 依据歩骤七、 一）中求出的某矿 （岩）层的大致走向方位 . 大致倾向 ρ:,和倾角 和二） 中求出的与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的); ^ . 似层状、 板状矿 （岩） 层走向 O '、 倾向综合考虑求得矿 （岩） 层走向 ωηι、 倾向 ,和倾角《。
2) 与断层底面 （或顶面） 相接触的矿 （岩） 层是筒状、 ft状或三个方向上发育程 度相近及没有明显规则的矿 （岩） 体
依据歩骤七、 一）中的方法求出的某矿 （岩） 体在该钻孔 的的大致走向方位 ,、 大致倾向 和倾角 将其分别作为该矿 （岩） 体的走向 0;„, , nj ^和大致倾角"。
(2) 求矿 （岩） 层走向与断层走向之间所夹锐角 ω
见示意图 35， 设 ωη11为矿 （岩） 层走向中小于 180°的那一个， com2为矿 （岩） 层走 百―中大于 180"的 F^T^^lJ^始数据中断层走向， ωη为! ^走向中小千 180°的那 一个， ωβ为断层走向中大于 180 的那一个。 ωι为 ωηι1和 ωπ 的夹角 ， ω2为 ωπ,2 ¾ ωη或 ^与 ωβ之间夹角， ω为矿 （岩） 层走向与断层走向 ί^所夹锐角。 α为矿 （岩） 层倾角， 为断层倾角。 矿 （岩） 层倾向为^， 断层倾向为^。 当断层倾角大于矿 (岩) 层倾角时， r是断矿 (岩)交线在平面图上的投影与断层走向线「 角。 当断层倾角小于矿 (岩)层倾角吋， 是断矿 (岩)交线在平面图上的投影与矿 (岩)层 向线间夹角。 ^是断矿 (岩)交线在平面图上投影的方位角。
1) com 180时， ωηΐ| ω„,， ωηι2=ωηι+180
ωηι〉180时， ω„ιΓ ω„, 180, ωηΐ2^ο^ηι
2) ω( 180时， cof| (0i、 co 2-o)f+180
cof〉180时， cofi:-cor— 180，
Figure imgf000013_0001
3) ω] I comi-ofl I ' <¾:--- I ωη--ωη12 I H ω2= I comi-- co
4) CO, ω2日寸， ω:'ωι
ω'>ω2时， ω=ω?
2、 求断矿 （岩） 交线的方位角 γ。， 见示意图 35。
(1) 如果断层与矿 （岩） 层倾向相反 ， 即 I Qm-Qf I
1) 断层倾角大于矿 （岩） 层倾角， 即 β〉α， 贝 U
Y :=arctan{sinco X tana÷ (tan β +coscoX tana) }
① ω,^ω2 , ωηιι〉ωπ时， 见图 35― a, γ 0 =ωη+ y
coi G)2， ωη1ι<(ΰη时， 见图 35― b， γ 0-"=ωπ- Υ
② ω,>ω2 ， ωηι2〉ωη时， 见图 35— c， γ。=ωη+Υ
ωι>ω2， ωΩ>ωπ1ι时， 见图 35― d， y 0 =-ωπ- Y
③ ωηΐι=ωη时， Y„ :·:'ωη
3
2) 如果矿 （岩） 层倾角大于断层倾角， 即 α> β 9
、 1 y =arctan{sinro X tan β - ( tana+coso Xtan β ) }
① ω I ^ ω2 , comi>cofi时， 见图 35—- e， Y。=comi- y
ω, ω2 ， on〉comi时， 见图 35— f， Υ 0 ^ωηιι ι y
② ω,>ω2 ， com2> ofi时， 见图 35— g， Y。 =ωηι2- γ
ωι >ω2 ， Ofi〉 oml时， 见图 35 - - h， Y。：comi+ Y
③ ω,,,ι^ωπ时， Υ ο ^ωπ
(2) 如果断层与矿 （岩） 层倾向相同 ， 即 I Qm- Qr
1 ) 断层倾角大于矿 （岩） 层倾角， 即 β〉α
Y =arctan{sinro X tana÷ ( tan β -cosoXtana) }
① ωι ω2， ωηι1〉ωη时， 见图 35-— i， Υ。=ωη- Υ
ωι ω2' ofi〉oomi日寸， 见图 35 ~ j , Υ 0 =ω^ + Υ
② ω, ^^ ωηι2>ωη时， 见图 35— - k， Y。=ofl- Y ωι>ω2， 0¾>0½1时， 见图 35― 1, Υ 0 =ωη+ y
③如果 coml=cofi， Υ ο =ωπ
2) 如果矿 （岩） 层倾角大于断层倾角， 即 a>e
Y =arctan{sinroXtanP ÷ (tana+coscoXtan β ) }
① ωι^ω2 ， ①^〉^^时， 见图 35—m， γ。 =coml+ Y
ωι^ω2 ， cofi〉coml时， 见图 35― n, Y 0 =roml- Y
② ωι〉ω2 ， om2>ctfi时， 见图 35— o， Y 0 =(om + Υ
ωι>ω2 ， cOf2> omi时， 见图 35 _ ρ， Y 0 =comi- Y
" ③ C0m|= 0fi时， Y o = 0f|
(二） 斜孔换算为直孔， 并求平面上钻孔中截断层点与断煤交线间的距离及该距离 的方向
1、 求钻孔在截矿 （岩） 层点与截断层点之间的平面距离
设钻孔中截矿 （岩） 层点为 M(jcm， zm)， 截断层点为 F ^,:^, ), 截矿 （岩） 层 点 M与截断层点 F之间的平面距离为 Lmf， 见示意图 36。
Figure imgf000014_0001
2、 斜孔换算为直孔， 并分别求 FM方向剖面内和垂直于 r3方向剖面内矿 （岩） 层 伪倾角和断层伪倾角
见示意图 37， 设矿 （岩） 层走向为 "m， 矿 （岩） 层倾向为^， 倾角为"； 断层走 向为 f， 断层倾向为 倾向为 。 以 Μ点为起点， 设截断层点 F与截矿 （岩） 层点 Μ的连线与 X轴方向的夹角为 V，设 FM线的方位角为 ， 设在 FM方向的剖面内矿（岩） 层伪倾角为 断层伪倾角为 A。 r3方向可以是矿 （岩） 层走向的方向、 断层走向的方 向或其它任意方向， 设在垂直于 r3方向的剖面内， 煤层伪倾角为 α2， 断层伪倾角为 。 yf - ym
tanv =
X f ― Xm (41) 若 yf ≥ ym ' ≥xm时，
若 ^< ， ν≥ ^时， = 180°— ν
若 /<^， ≤ 时， = 180° + ν
若 xf >xm， < „时， = 360°_v tan ax = tan a . |cos|gm -
(42)
Figure imgf000015_0001
tan 2 = tan a . cos|gm - r31 (44) tan β2 =Χοηβ · c。s|g, -r3| (45) 3、 求平面上过钻孔中截断层点沿垂直于 r3方向到断矿 （岩） 交点的距离和该距离 的方向
(1) 求在过 F点的虚拟直孔中截矿 （岩） 层的底板深度 Z;；,。
见示意图 37—a (剖面图）， 剖面方向为 M、 F两点连线方向， M(xm,_ym,zm)为钻孔截 矿 （岩） 层点， F ^,:^,^)为钻孔截断层点， \ 点为该剖面内的断矿 （岩） 交点， C 点为过 Α点的水平线与过 F点的垂线的交点， B点为过 M点的水平线与过 F点垂线的 交点， D点为矿（岩）层 MA与过 F点垂线的交点。 设矿（岩）层在 D点处的高程为 ， 则， 即为在过 F点的虚拟直孔中截矿 （岩） 层 MA的底板深度。 ， =z„, ± (x厂 x„,) +Ον— Λ,) -tana, (46) 式中， 钻孔倾斜方向与矿 （岩） 层倾向相反时取 -号， 断层倾向与矿 （岩） 层倾向相 同时取 +号。
(2) 求平面上过钻孔中截断层点沿垂直于 r3方向到断矿 （岩） 交点的距离 见示意图 37--b (剖面图）， 剖面为过 F点垂直于 r3方向的剖面， F、 C、 D点同前所 设， A2点为断矿 （岩） 层交点， a2为矿 (岩） 层伪倾角， ?2为断层伪倾角， 设 F与 A2 点间的水平距离为
Figure imgf000015_0002
式中， 断层倾向与矿层倾向相反时士号取 +号， 反之取 -号。
当 r3=Y。时， 剖面方向垂直于断矿 （岩） 交线的方向， 平面上过钻孔中截断层点到 断矿 （岩） 交点的距离最短。
(3) 求平面上过钻孔中截断层点沿垂直于 r3方向到断矿 （岩） 交线距离的方向 见示意图 37--C (平面图），先标注上 F点的平面坐标位置，设 F点到 A2点的方向为《3。 w3 = ;3土 90° (48)
1) 在下列情况时式中取-号
<Q
Figure imgf000016_0001
r0 >Qm
② zf >zm, Qf -S>90°, r0 <Qm r0<Qf (或 r0>2/、 ra >Qm 、 β2 >α2
③ zf 〉zm、 Qf -S≤90° rn <Q, r0<Qf ( r0 >Qf r„ >Qn 、 2 > β2
Figure imgf000016_0002
>Q ro >Qm 、 2 > β2
⑤ zm >z Qf -S≤90°, r0 <Q, r0 >Q„
⑥ zm >z Qf -S≤90° , r0 <Q, 、 ,<Qf (^ ro >Qf a > Qr, 、 β2 >α2
2) 在下列情况时式中取 +号
.
,
Figure imgf000016_0003
r„ < Qm 、 d (或 d厂 r0 >Qn 、 α2 > β2
② zf >Zm、 Qf -S≤90°, r0 <Qm、 >2/(或 <2/、 ro > Qn,
③ zf >zm、 Q 2,f -- < 9(T、 r0 <Q„ 、 ra<Qf (或。>ρ厂 r0 >Q, 、 β2 >α2
④ zm > zzf、 Qf -S >90° 、 r„ < Qm 、 r。 >β/ (或 <^、 r。 > Qn,
⑤ zzmm >>zzff、、 QQff --SS>>9900°°,, r0 <Qm、 f0 <Qf (或 >β厂 r0 >Qn 、 2 >α2
⑥ zm>z Qf -S≤90° , ra <Qm 、 Q<Qf {^ r0 >Qf r0 >Q, 、 2 > β2
(4) 求过钻孔中截断层点到断矿 (岩） 交线最短距离处断矿 岩） 交点的高程
(49)
1) 在下列情况时式中取-号
① Qf - > 90o、 ro <Qm、 r0 >Qf{^r0 <Q r0 >Qm)
② Zf > Zm、 Qr一 > 90°、 r0 < Qn,、 r„ <Qf (¾ r0 >Q > a2
③ Zf > Zn,、 QJ r„ < Qn,、 r0>Qf{ i 0<Q r0>QM)
④ Qr <90° r0<Qm、 r0<Qf {^ r0>Q β2 > «2
⑤ Z m >Zf、 Qf >90°, r0<Qm、 r0<Qf (^ Q>Q a2 >β2
⑥ Z m > Zf 、 Qf 一 ≤90。、 r0<Qf (或 0>2/、 r0 >Qm)- a2 >β2
2) 在下列情况时式中取 +号
① Z " f r > Z m、、 Qr > 90° r0 <Qm、 r0<Qf (^r0>Q r。>QJ、 a2 >β2
② zf >zm、 QJ <90° r„ < Qm、 r0<QF i >rA>Q r0 >QM)、 a2 >β2
③ Z m > Z f、 Qr - (5 > 90° , r„ < Qn,、 r„ >Qm)
④ Z m > Zf、 Qf 一 〉 90°、 r(> < Qm、 r。<Qf { r0 >Q r0 >Qm)^ ¾ > α2
⑤ Q
zm > zf、 f( 0 <Q
Qf r0 <Qm、 r0 > r0 >Qm) ⑥ zm ~> zf、 Qf - S≤90° , r0 < Qm , ra <Qf (或 r。 ,、 r0 > Qm ) , β2 > α2
4、 由于断层切割钻孔中未截矿 （岩） 层的断矿 （岩） 交点的求解方法
见示意图 38， 依据断层落差、 钻孔中所截同一断盘的岩芯资料和小范围内的地层柱 状， 估计钻孔中未截矿 （岩） 层向对盘的延长线与钻孔的交点， 将此点定为 ， 按 3中 (2)、 （3)中各种情况下的公式计算。
5、 因求解断矿 （岩） 交线是两盘分别求， 因此， 当断层两盘矿 （岩） 层倾角变化 较大时， 上述的 （39 ) ~ ( 48 ) 公式同样适用。
(三） 在勘査工程平面布置图中， 自钻孔中见断层点沿 ί¾方向量取 .得一点， 将 求得的该点高程数据 Zm/标注在图上， 以便连接等高线时作为依据。 过该点以 Y。为方向 作一直线， 该直线即为该点处断矿 （岩） 交线的方位线。 （四） 依据断矿 （岩） 交线 来追索断层， 把钻孔调整在可以控制到断层和主要可采矿 （岩） 层的位置， 调整范围是 以该钻孔为圆心， 以基础正方形边长的 0. 15 倍为半径的范围内， 与调整钻孔相连的所 有连线均随调整后的钻孔位置而动， 形成实际勘査网络， 实际勘查网络中相邻两个控制 点 （采样点） 间的长度在基础正方形边长的 0. 15〜0. 88 倍范围内。 如果预计调整后的 钻孔超出以 0. 2边长为半径的范围， 则原钻孔位置不变， 依据断层控制的需要程度考虑 是否增加加密钻孔， 见示意图 39。
九、 用钻孔中矿层 （体）、 岩层 （体）、 断层、 其它标志层的三维坐标数据、 钻孔倾 斜的方位角、 天顶角、 步骤七中求得的标志层走向和断层产状数据制作勘査区地质三维 立体动态的简单模型。 在立体动态的简单模型中进行断层和矿 （岩） 层 （体） 对比， 进 行断层和矿 （岩） 层 （体） 的统一编号， 确定断层交截关系和断层尖灭关系。 十、 在八 的基础上更正错误的相邻钻孔中断矿 （岩） 交线的连接， 依据断层交截、 尖灭关系和断 矿 (岩)交点处断矿 （岩） 交线的方向进行两断层或多断层交截、 尖灭处断矿 （岩） 交线 的连接。 在断层分割后的同一断块内的勘査网中三角形边上内插制作矿 (岩)层底板等高 线所用高程点的高程， 用内插高程点所在三角形边上两端点处矿 （岩） 层 （体) 走向值 进行加权平均求得内插高禾 S ^矿 (岩） 层 （体） 走向， 在断层分割后的同一断块内依 据高程点处矿 （岩） 层 （体） 走向用曲线圆滑连接相邻的同一高程值的高程点， 连接矿 (岩） 层 （体） 露头线， 形成矿层底板等高线图。 十一、 根据矿层底板等高线图制作倾 向、 斜向和走向剖面图。 十二、 根据十中的矿层底板等高线图和十一中的剖面图制作勘 査区地质的三维立体可视化精细模型， 完成地质勘査工作。
发明的优点 采用本发明中采用旋转 TIN网和非剖面法直接制作平、 立面图的地质勘査方法， 第 一， 即节省探井或钻孔 （与常用的正方形网相比）， 又缩小了探井或钻孔在矿体走向、 倾向和斜向的控制间距， 提高了探井或钻孔在矿体走向、 倾向和斜向的分散程度， 形成 了比较好的断层控制与防御体系， 提高了对各方向断层的捕捉能力，同时也提高了对矿 体形态控制的准确程度。 第二， 利用单一斜孔岩芯数据进行深层次开发可求出断层产状 和矿层产状， 进而依据断层产状和矿层产状可求得过平面上自钻孔中见断层点到断煤交 线的距离和方向， 然后可以在矿层底板等高线图中直接画出断矿 （岩） 交线的位置和方 向， 可以断矿 （岩） 交线为界， 把后续的钻孔适当调整在可以控制到断层和主要可采矿 层的位置。 第三， 不需要经过钻孔弯曲校正及剖面图的制作就可以直接制作准确的矿 (岩） 层底板等高线图， 避免了剖面图制作时斜孔中的见断层点和见矿层点向剖面图上 投影的误差问题和方法的繁琐。 第四、 平面图上相邻探井、 钻孔或剖面间的地质分析易 于进行， 相邻钻孔或剖面间同一层位、 同一高程线或同一断层界限的连接有方向作为依 据， 使矿层底板等高线图的准确性又得以提高。 第五、 根据前述矿层底板等高线图制作 的勘查区倾向、 走向剖面图的质量和精度与采用现有方法制作的勘查区倾向、 走向剖面 图的质量和精度相比有很大的提高。 第六、 地质图件制作的方法更科学、 合理。 第七、 有利于及时制作动态和准确的地质勘查成果平、 立面图和勘查区三维立体可视化地质模 型。 第八、 上述几方面环环相扣， 紧密结合， 使地质勘查方法从整体上达到一个新的高 度， 可以在较大程度上提高地质勘査的质量、 精度、 效益和效率。
附图说明
图 1是实施方式一中基本单元 1的示意图， 图 2是实施方式一中一次单元体 2的示 意图， 图 3是实施方式一中二次单元体 3的示意图， 图 4是实施方式一中三次单元体 4 的示意图， 图 5是实施方式一中配套单元的示意图， 图 6是实施方式一中以配套单元为 复制单位， 进行平移复制的初始勘査网示意图， 图 7是正方形网的示意图。 图 8是实施 方式二中基本单元 1 的示意图， 图 9是实施方式二中一次单元体 2的示—意 ^， 图 10是 实施方 ϊ—二中二 体 3 的示意图， 图 11 是实施方式二中三次单元体 4的示意图， 图 12是实施方式二中配套单元的示意图，图 13是实施方式二中以配套单元为复制单位， 进行平移复制的勘查网示意图。 图 14是实施方式三中基本单元 1的示意图， 图 15是实 施方式三中一次单元体 2的示意图， 图 16是实施方式三中二次单元体 3的示意图， 图 17是实施方式三中三次单元体 4的示意图， 图 18是实施方式三中配套单元的示意图， 图 19是实施方式三中以配套单元为复制单位， 进行平移复制的勘査网示意图。 图 20是 实施方式五中基本单元 1 的示意图， 图 21是实施方式五中一次单元体 2的示意图， 图 22是实施方式五中二次单元体 3的示意图， 图 23是实施方式五中三次单元体 4的示意 图， 图 24是实施方式五中配套单元的示意图， 图 25是实施方式五中以配套单元为复制 单位， 进行平移复制的勘查网示意图。 图 26是实施方式四中基本单元 1 的示意图， 图 27是实施方式四中一次单元体 2的示意图， 图 28是实施方式四中拼接体 A1的示意图， 图 29是实施方式四中拼接体 A2的示意图， 图 30是实施方式四中配套单元的示意图， 图 31 是实施方式四中以配套单元为复制单位， 进行平移复制的勘查网示意图。 图 32 是直立岩芯上求断层产状示意图， 图 33是倾斜岩芯水平截面上岩芯倾伏方向与矿 （岩） 层大致走向间关系和公式群选择的对应关系示意图， 图 34 是倾斜岩芯上求矿 （岩） 层 走向和断层产状示意图， 图 34—a是 OL与 OW在 OG (或 OZ)同一侧， 矿 （岩） 层或断 层倾向与 OG (或 OZ)相背， 图 34— b是 OL与 OW在 OG (或 OZ)两侧， 矿 （岩） 层或断 层倾向于 OG (或 OZ)方向， 图 34— c是 OL与 OW在 OG (或 OZ)同一侧， 矿 （岩） 层或 断层倾向于 OG (或 OZ)方向， 图 35是断矿 （岩） 交线方位与矿 （岩）走向、 断层走向关 系示意图， 图 36是见断层点与见矿层点连线 （FM ) 的平面方位示意图， 图 37是断层与 矿 （岩） 层交截示意图， 图 37-- ( a) 是为 M、 F两点连线方向的剖面内断层与矿 （岩） 层交截示意图， 图 37-- ( b ) 是过 F点垂直于 r3方向的剖面内断层与矿 （岩） 层交截示 意图， 图 37-- ( c ) 是平面图上沿垂直于 r3方向钻孔中的见断层点与断矿 （岩） 交线间 的距离及该距离的方位示意图， 图 38是由于断层切割钻孔中未见矿（岩）层的断矿（岩） 交点求解示意图， 图 39是实例示意图， 图 40是根据斜孔岩芯资料求矿层走向、 断层产 状、 平面上过钻孔中截断层点沿垂直或非垂直于断矿 （岩） 交线方向到断矿 （岩） 交线 的方向、 距离和高程的算法流程图。
1、 图 32说明： 0G (或 0Z)—岩芯倾伏方向， 0W,_倾斜岩芯上矿层走向的一种可能， 0W2—倾斜岩芯上矿层走向的另一种可能， 0L—直立岩芯上矿层或断层的大致走向。
2、 图 33说明： 图 33-a， 岩芯中与断层带底面 （或顶面 ^ 相接触的矿 （岩） 层是细 — IS 似层状 Γ¾¾¾ϊ¾ΐΐ其产状 ί件下， 直立岩芯上断层和矿 （岩） 层原始位置不 经过圆心的示意图。 图 33-b， 岩芯中与断层带底面 （或顶面） 相接触的矿 （岩） 层是细 层状、 似层状， 在岩芯中可见其产状条件下， 直立岩芯上不经过圆心的断层和矿 （岩） 层原始位置在保持其产状不变的条件下平推至经过岩芯圆心处的虚拟位置示意图。 图 33-c, 岩芯中与断层带底面 （或顶面） 相接触的矿 （岩） 层是厚层状、 似层状， 在岩芯 中见不到其产状， 但同段岩芯中断层带下部 （或上部） 或在该段岩芯下部 （或上部） 与 其可以很好拼合的邻段岩芯中与断层带底面（或顶面）距离较近处有产状明显的矿（岩） 层的示意图。 图 33-d， 岩芯中与断层带底面 （或顶面） 相接触的矿 （岩） 层是厚层状、 似层状， 在岩芯中见不到其产状， 则以同段岩芯中断层带下部 （或上部） 或在该段岩芯 下部 （或上部） 与其可以很好拼合的邻段岩芯中与断层带底面 （或顶面） 距离最近、 产 状明显的矿 （岩） 层的产状在保持其产状不变的条件下平推至岩芯中与断层带底部 （或 顶部） 相接触处的虚拟位置示意图。
ab—直立岩芯上断层原始位置及走向； cd—直立岩芯上矿（岩）层原始位置及走向； « —直立岩芯上断层原始位置及走向平推至经过岩芯圆心处的虚拟位置； '—直立岩 芯上矿（岩）层原始位置及走向平推至 所在水平截面上经过岩芯圆心处的虚拟位置。
3、 图 34 说明： （1)在岩芯的顶部水平截面上， 如果矿 （岩） 层走向或断层走向不 通过圆心， 则将其平移使其通过圆心； （2) ACVU平面是直立岩芯圆柱体 2 的顶部水平 截面， 0是顶部水平截面 ACVU的圆心， OA垂直于 OC， OA垂直于 OU， OA和 OV 在一条直线上； （3)ECWU是岩芯圆柱体 2沿 UOC方向不动， A点向上抬起角度 r (钻 孔在该段岩芯深度上的天顶角）到达 E点， V点向下落到 W点时的岩芯倾斜圆柱 1 ; ( 4 ) B点是圆柱体 2中 ACVU圆的 AC弧段上的一点， OA为岩芯的方位角方向， OB为矿（岩） 层走向方向； （5 ) 在垂直于 OB方向的矿 (岩) 层倾向方向上矿 （岩） 层真倾角为 ； e、 I点为岩 （煤） 层面 OB与沿 OC方向垂直向下的截面的交点， OBI为矿 （岩） 层面，
ZOC/ = 90°； ( 6 ) 倾斜岩芯 1上矿 （岩） 层与原直立岩芯 2顶部水平截面上的交线方位 为 OK，矿 (岩)层在垂直于 OK方向上的倾角即为岩芯倾斜后矿（岩）层的真倾角 ; ( 7 ) 以斜孔向两侧分别依据相邻钻孔资料制作的两个局部矿 （岩） 层底板等高线图中合理的 那一张图中该斜孔处矿 （岩） 层倾角值《„,。作为该斜孔处的矿 （岩） 层倾角值 am ; ( 8 ) F点与 J点是倾斜圆柱体 1上 B点与 I点的对应点， OFJ为圆柱体 1上的矿 （岩） 层面；
( 9 ) M点是沿 F点垂直向下与平面 ACVU的交点； （10 ) UGC是倾斜圆柱体 1与直立 圆柱体 2的顶截面 UACV所在平面延长面的交线， i点是 OA—延长线在 UACV平面上的 交点； （11 ) H点是过 F点平行于 EG的直线与 UGC圆弧的交点； （12 ) R点在 FH延长 线上， FR=CJ; ( 13 ) K点为圆柱体 1 中的矿 （岩） 层面 OFJ在 UGHC平面上的交点。
(因 m、 FJ与 CH两直线均在 CFRJ平面上， 因此两直线有交点 K， 因 CH线为水平线， 因此 Κ点高程与 0点相同， ΟΚ线为圆柱体 1中岩 （煤） 层面 OFJ的走向线）； ( 14 ) 在 圆柱体 1的 UEC顶截面上， FQ〃OD; ( 15 ) FP丄 OK， FP方向为圆柱体 1中矿 （岩） 层 面 OFJ的倾向方向 0„; ( 16 ) N点是平面 UGHC上 BC线与 OK线的交点； （17 ) 0、 M、 B、 H 四点在一条直线上； （18 ) L是 OK线与 UGHC弧线的交点； （19 ) W是 OB线与 UGHC弧线的交点； （20 ) 0、 P、 N、 K、 L五点在一条直线上。
具体实施方式
具体实施方式一： 本实施方式包括下述歩骤： 一、 国家有规定的各种类型煤田的勘 査网度标准， 如中国， 煤层稳定程度为较稳定， 构造复杂程度为中等时， 探明储量的基 本线距为 250〜500m， 常用的是 500m， 其二倍为 1000m; 二、 在基础正方形的四个顶点 各布置一个采样点， 在基础正方形内分散布置三个采样点， 见示意图 1， 四个顶点的平 面坐标分别为（0， 0)， ( 1000, 0)， ( 1000 , 1000) 和（0， 1000) , a点为（200， 200) , b点为 （500， 800 )， c点为（800， 500)， 上述 a、 b、 c三点连接成三角形， 然后从基础 正方形的四个顶点中选取一个顶点， 该顶点距离与其相邻的内部三角形两个顶点的距离 之和最小， 把选取出来的这个正方形的顶点处的采样点和上述的与其相邻的内部三角形 两个顶点处的采样点分别连接， 过基础正方形的其余三个顶点分别向基础正方形内部三 个采样点中就近的的采样点连线， 最终形成基本单元 1 (图 1 ) ; 三、 把基本单元 1逆时 针旋转 90度形成一次单元体 2 (图 2 )， 把基本单元 1逆时针旋转 180度形成二次单元 体 3 (图 3 )， 把基本单元 1逆时针旋转 270度形成三次单元体 4 (图 4 ) ; 四、 把一次单 元体 2设置在基本单元 1的下侧， 把三次单元体 4设置在基本单元 1的右侧， 把二次单 元体 3设置于一次单元体 2的右侧和三次单元体 4的下侧， 基本单元 1、 一次单元体 2、 二次单元体 3和三次单元体 4拼接成一个正方形的配套单元（图 5 ) , 配套单元中相邻两 个基本单元公共边两侧、 分处于两个基本单元之内的三角形顶点处的采样点相连， 并使 以连线为公共边的相邻两三角形的 6个内角中最小者较大；五、以配套单元为复制单位， 重复平移复制配套单元， 形成覆盖勘查区的勘査网， 相邻两个配套单元中的相邻两个基 本单元公共边两侧、 分处于两个基本单元之内的距离最近的三角形顶点处的釆样点相 连， 并使以连线我公共边的相邻两三角形的 6个内角中最小者较大， 形成初始勘查网络 (图 6)， 该网型也适用于水平勘探， 所述初始勘查网络是去除基础正方形边上的相邻两 个顶点处的采样点之外的所有采样点与相邻采样点之间的连线， 其长度在基础正方形边 长的 0. 20〜0. 85 倍范围内， 初始勘査网络中的采样点分布应具有较好的交错性和分散 性。 依次分别选择配套单元中的 1个单元作为勘査网络的起点单元可得到初始勘査网络 的 4个亚方案， 在 4个亚方案中选择一个亚方案； 六、 在初始勘查网络的采样点 （节点） 处布置探井或钻孔； 七、 依据已施工钻孔的岩芯资料求得矿 （岩） 层走向、 倾向和断层 产状。 (一） 求矿 （岩） 层大致走向和倾角
已知： 7号钻孔为斜孔， 将其岩芯直立， 岩芯中见不到与断层带底部相接触的粉砂 岩层的层理和层面， 但该岩芯下面的岩芯与其可以很好的拼合， 且在这段岩芯中距断层 底面 0. 6m处有一层 0. 1m厚的凝灰岩， 拼合后的直立岩芯上， 凝灰岩层倾角 = 23°， 断层倾角 = 50°， 凝灰岩层走向与断层走向间夹角 = 25"， 断层走向大于凝灰岩走向， 断层倾向与凝灰岩倾向相同。 该段岩芯的天顶角 r = 20°， 该段岩芯的倾斜方位角 50°。
先用 7号钻孔中截该凝灰岩层底板的高程值向该凝灰岩层大致走向的一侧配合相邻 钻孔中截该凝灰岩层底板高程数据制作局部底板等高线图， 再用 7号钻孔中截该凝灰岩 层底板的高程值向该凝灰岩层大致走向的另一侧配合相邻钻孔中截该凝灰岩底板高程 数据制作局部底板等高线图， 两个局部底板等高线图中等高线解释合理的那一张图中在 7号钻孔处凝灰岩层走向的大致值为 101度， 倾向南， 倾角为 35度。 将该凝灰岩层的走 向 101度作为与断层带底部相接触的粉砂岩层的大致走向 O ， 将该凝灰岩层的倾角 35 度作为与断层带底部相接触的粉砂岩层的倾角。
(二） 在见断层钻孔中求矿 （岩） 层走向、 倾向和断层产状
求： 倾斜岩芯上矿 （岩） 层走向、 倾向和断层产状
解： 分两歩进行。
1、 第一歩， 求倾斜岩芯上与断层带底部相接触的粉砂岩层的走向和倾向
依据己知条件， 属于图 33-a的类型， 先按 Al、 A2套公式群计算。
( 1 )使用 MatLay7.0软件采用 A1公式群， 求解直立后的岩芯上与断层带底部相接 触的粉砂岩走向与岩芯倾伏方向间夹角 ZAOBm。
己知： γ = 20°, am' = 23°, am = amo = 35°, ¾04 = OB = OF = OE = OC = OU = R = 50 , 求 出 ZAOBm * 20°。
( 2 )采用 A2公式群计算倾斜岩芯上与断层带底部相接触的粉砂岩层走向与岩芯倾 伏方向间夹角 ,„
已知： ZAOB,,, = 20。， OA = OB = OF = OE = OC = OU = R = 50 , am' = 23° , y = 20° , am = 35°
求出 Z^OZ^ = 50.18227284°
( 3 ) 采用 A3中公式验证 Al和 A2的计算结果是否正确
A3两种验证方法中求得的 ZMO 与 A2方法中求得的 ZMO/C有一个值相等， 因此 A1中求出的 ZAOBm和 A2中求出的 ZAOKm有效。 7号钻孔中与断层带底部相接触的粉砂岩层的走向和倾向为：
走向 =岩芯倾伏方位 +
Figure imgf000023_0001
50° + 50.18227284° = 100.18227284。
倾向 = 100.18227284° + 90 ° = 190.18227284°
2、 第二步 求倾斜岩芯上断层走向、 倾向和倾角。
已知断层倾角 = 50°， 该段岩芯的天顶角 r = 20°， 因直立岩芯上岩层走向与断层 走向间夹角 ^ = 25 断层走向大于岩层走向， 所以，
ZAOBf = I θ + ΖΑΟΒη, | = | 25° + 20° | = 45°，因断层倾向与岩层倾向相同，故断层倾向南， 属于图 33-a的情况， 先采用 A套公式计算， 求出^ 4(9 ^ = 53.38074745。
两种验证方法中求得的 与 s计算公式中求得的 ZMO 有一值相等， 因此， 求 出的 Ζ^Ο^有效。
7号钻孔所见断层的产状为：
断层走向方位 =岩芯倾伏方位 + O ^ = 50° + 53.38074745° = 103.38074745° 断层倾向 = 103.38074745° + 90 ° = 193.38074745°
断层倾角 = 65.24374125°
八、 在勘查工程平面图中， 依据矿 （岩） 层产状和断层产状数据求得平面上自钻孔 中见断层点到断矿 （岩） 交线的距离及该距离的方向。
1、 求平面图中自钻孔中见断层点到断矿 （岩） 交线的最短距离及最短距离的方向 己知： 13号钻孔中见到 F5断层和主要可采矿层 8号煤层， 依据煤岩对比确定该断 层是 JH断层， 13号钻孔中见到的 8号煤层位于 F5断层的下盘。 岩芯上可见断层带的底 面， 与断层带底面相接触处是粉砂岩， 见不到粉砂岩层的层理和层面， 但该段岩芯下面 的岩芯与其可以很好的拼合， 且在这段岩芯中距断层底面 0.5m处有一层 0.1m厚的凝灰 岩。 依据拼合后的岩芯资料求得断层倾向为 150度， 断层倾角为 67度， 凝灰岩层倾向 为 250度。 以该孔两侧相近钻孔中 8号煤层底板标高所做的的两个局部底板等高线图中 等高线解释合理的那一张图中接近该钻孔处的 8号煤层倾向的大致值也为 250度。 依据 钻孔资料和依据该斜孔岩芯求得的断层产状和 8号煤层产状如下：
X, = 5237325.31， y f = 22596248.12 , z; = -510.87 , x„ = 5237341.25 , >„ = 22596263.54 , ζ„, = -707.43 , " = 25"， β = 67" , = 150" ( ρ,为断层倾向）， ρ„, = 250" ( ρ,„为矿层倾向） 求： 过钻孔中见断层点沿垂直于断煤交线方位上到断煤交线的距离
解： ω π=150° -90° =60°, " ml=250 ° -90。 =160°，
ω ^ ω ^- ω η^Ι όίΓ _ 60° =100°， ω =180° — (^=80° 因 l Qm-Qf l 〉90° (断层与矿层倾向相同）， β >α
r =arctan(sin ω tan a /tan β +cos ω tan a ) (40) =arctan(sin80 tan25 ° /tan67 +cos80 ° tan25。）=10.6750°
因 " 〉 90° ωβ> ωπι1， 贝 lj Γ。=ωβ-Γ=150° +90° -10.6750° =229.325°
Figure imgf000024_0001
v=44.0507°
因 xm>xf , ym>yf, δ=ΐ80° +v=180° +44.0507° =224.0507° ， 取！ "3 = Y 0 a, =arctan tana |cos|g„,- δ ||)= arctan(tan25°|cos|250 -224.05°||)=22.7483°
a2
Figure imgf000024_0002
(44) ^^arctanCtan^cosl^- r0 | )= arctan(tan67° cos|150° -229.325° |)=65.8404° (45) 从已知条件可知， zf > zm，依据上述计算可知， - > 90° > α2 r < Qm r0 >Qf 因此，该实例属于 W Qf -S>90°, r0 <Qm, r0 >Qf( r0<Q r0 >Qm), β2 >α2 情 况， 13号钻孔中所见 F5断层与 8号煤层的下盘断煤交线的参数为-
Figure imgf000024_0003
',-y 2 I = -698.1308 (47)
Figure imgf000024_0004
tana2 + tan β2 tan 9.3471° + tan 65.8404° ω2=γ0 - 90° = 229.325° -90° =139.325° (49) 13号钻孔中未见到 F5断层上盘的 8号煤层， 依据 F5断层的落差估计的 F5断层上 盘的 8号煤层在 F5断层下盘中延长线与钻孔中心线交点的高程为 -750.01m， 则 13号钻 孔中所见 F5断层与未见的 8号煤层的上盘断煤交线的参数为，
Figure imgf000024_0005
zf - zn -510.87- (-740.7108)
= 96.01 l(m)
tana2 + tan β2 tan 9.347 Γ + tan 65.8404° ω γ0 - 90° = 229.325° - 90° = 139.325°
2、 见示意图 39， 在该勘査区， 格网节点处的 1~25号钻孔为第一批施工钻孔， 各格 网中的 a、 b、 c钻孔均为后续施工的钻孔。 在 1~25号钻孔中 9号钻孔和 13号钻孔所见 的断层， 经对比研究确定都是 F5断层， 该断层落差较大， 在分别依据 9号钻孔和 13号 钻孔资料求得的两组 和 数据确定 A2点的位置和 r。的方向后，就可以在勘査区勘査 工程设计平面图中直接画出 9号钻孔和 13号钻孔所见 F5断层的上盘交面线和下盘交面 线。 以 9号钻孔和 13号钻孔处 F5断层的断煤交线方向作为切线方向， 用圆滑曲线分别 将其上、 下盘交面线连接起来。 为了对 F5 断层进行追索控制， 依据其断煤交线的位置 调整 8-9-13-14格网中的 b钻孔， 将其由原来的相对于 13钻孔位置的 （200， 500 ) 调整 为 ( 331.67 , 213.33 )， 8-9- 13-14格网中的 a钻孔由原来的相对于 13号钻孔位置的（800， 200 ) 调整为 （713.33， 363.33 ) , a待 b钻孔施工后再依据情况调整。 12-13-17-18格网 中的 b钻孔，将其由原来的相对于 17钻孔的（800， 500 )调整为（757， 623 )。依据 3-4-8-9 格网中 b钻孔的资料求得的 b钻孔中所见 F6断层的断煤交线方向是 273度， b钻孔距上、 下盘断煤交线的垂直距离分别是 42.33m和 66.33m， 据此可在勘査工程设计平面图直接 画上 F6断层的两盘断煤交线， 以该组断煤交线为参考依据， 将 3-4-8-9格网中 a钻孔由 原来的相对于 8号钻孔的 （200， 200 ) 调整为 （389.33， 290.67)。 a钻孔施工中见到 F6 断层， 依据 a钻孔中见到 F6断层的资料求得 a钻孔中 F6断层的断煤交线方向是 21度， b钻孔距上、 下盘断煤交线的垂直距离分别是 86m和 102.67m， 据此在勘査工程设计平 面图上直接将 b钻孔附近的 F6断层的两盘断煤交线与 a钻孔附近 F6断层的两盘断煤交 线分别以圆滑曲线相连， 然后， 依据连接后的 F6断层的两盘断煤交线， 将 8-9-13-14格 网中 c钻孔 ώ原来的相对于 8号钻孔的 （500， 800 ) 调整为 （614， 847.33 )。 勘査网络 中的所有连线均随调整后的钻孔位置而动， 见图 39。
九、 用钻孔中矿层 （体）、 岩层 （体）、 断层、 其它标志层的三维坐标数据、 钻孔倾 斜的方位角、 天顶角、 步骤七中求得的标志层走向和断层产状数据制作勘査区地质三维 立体动态的简单模型。 在立体动态的简单模型中进行断层和矿 （岩） 层 （体） 作对比， 进行断层和矿 （岩） 层 （体） 的统一编号， 确定断层交截关系和 Jff层尖灭关系。 十、 在 八的基础上更正错误的相邻钻孔中断矿 （岩） 交线的连接， 依据断层交截、 尖灭关系和 断矿 (岩)交点处断矿 （岩） 交线的方向进行两断层或多断层交截、 尖灭处断矿 （岩） 交 线的连接。 在断层分割后的同一断块内的勘査网中三角形边上内插制作矿 (岩)层底板等 高线所用高程点的高程， 用内插高程点所在三角形边上两端点处矿 （岩） 层 （体） 走向 值进行加权平均求得内插高程点处矿 （岩） 层 （体） 走向， 在断层分割后的同一断块内 依据高程点处矿 （岩） 层 （体） 走向用曲线圆滑连接相邻的同一高程值的高程点， 连接 矿 （岩） 层 （体） 露头线， 形成矿层底板等高线图。 十一、 根据矿层底板等高线图制作 倾向、 斜向和走向剖面图。 十二、 根据十中的矿层底板等高线图和十一中的剖面图制作 勘查区地质三维立体可视化精细模型， 完成地质勘査工作。
具体实施方式二：见示意图 8至示意图 13， 本实施方式与实施方式一的不同之处是： 步骤二中， 在基础正方形内分散布置的三个采样点分别为， a(300， 300)， b (400, 750)， c(800, 400)； 其它步骤与实施方式一都相同。
具体实施方式三： 见图 14至图 19， 本实施方式与实施方式一的不同之处是： 步骤 二中， 在基础正方形的四个顶点各布置一个采样点， 在基础正方形内分散布置三个采样 点， 上述的内部三点连接成三角形， 然后在基础正方形右边的中点布置一个采样点， 与 基础正方形的四个顶点上的采样点和基础正方形内分散布置的三个采样点相加一共八 个采样点。 示意图 14 中八个采样点分别为 （0， 0)， （1000， 0)， （1000， 1000)， （0， 1000) , a(277， 454)， b(500， 800)， c(679， 200) , d(1000, 500)。 将正方形右边中 点处的采样点与内部就近的三角形的两个采样点分别连接， 将与正方形右边中点处的采 样点同在一条直线上的两个正方形顶点与内部就近的三角形的一个采样点分别连接， 将 正方形的其余两个顶点与内部就近的三角形的两个采样点分别连接， 最终形成基本单元 1 (图 14); 步骤三中， 把基本单元 1逆时针旋转 180度形成一次单元体 2， 把基本单元 1逆时针旋转 360度形成二次单元体 3， 把基本单元 1逆时针旋转 540度形成三次单元 体 4。 其它步骤与实施方式一都相同。
具体实施方式四： 见图 26至图 31， 本实施方式与实施方式一的不同之处是： 步骤 二中， 在基础正方形的四个顶点各布置一个采样点， 在基础正方形内分散布置三个采样 点， 上述的内部三点连接成三角形， 然后在基础正方形右边的中点布置一个采样点， 与 基础正方形的四个顶点上的采样点和基础正方形内分散布置的三个采样点相加一共八 个采样点。 图 26中八个采样点分别为 （0， 0), (1000, 0)， （1000， 1000)， （0， 1000)， a(200, 450)， b(450, 800)， c(550， 200)， d(1000， 500)。 将正方形右边中点处的采 样点与内部就近的三角形的两个采样点分别连接， 将与正方形右边中点处的采样点同在 一条直线上的两个正方形顶点与内部就近的三角形的一个采样点分别连接， 将正方形的 其余两个顶点与内部就近的三角形的两个采样点分别连接， 最终形成基本单元 1; 步骤 二中， 以基本单元 1 (图 26) 的右边为轴镜像对称形成一次单元体 2 (图 27)， 把一次 单元体 2 (图 27) 接于基本单元 1 (图 26) 的右侧形成拼接体 A1 (图 28)， 把拼接体 A1 逆时针旋转 180度形成拼接体 A2 (图 29); 步骤四中， 把拼接体 A2接于拼接体 1 的右 侧， 形成配套单元 （图 30 )。 其它步骤与实施方式一都相同。
具体实施方式五： 见图 20至图 25， 本实施方式与实施方式一的不同之处是： 步骤 二中， 在基础正方形的四个顶点各布置一个采样点， 在基础正方形内分散布置三个采样 点， 上述的内部三点连接成三角形， 然后在基础正方形底边的中点和右边的中点各布置 一个采样点， 与基础正方形的四个顶点上的采样点和基础正方形内分散布置的三个釆样 点相加一共九个采样点。示意图 20中的九个点分别为（0， 0)， ( 1000， 0)， （1000， 1000) , (0， 1000) , a ( 171， 363)， b (472， 832) , c (672 , 530)， d ( 1000， 500)， e (500， 0)。 将基础正方形底边和右边中点处的采样点向与其内部就近的三角形两个顶点处的采样 点分别连线， 在上述的四个连线中去掉最长的连线， 连接与上述最长的连线交叉的基础 正方形顶点与内部三角形顶点， 然后将基础正方形四个顶点处的采样点分别与内部就近 的三角形一个顶点处的采样点连线， 最终形成基本单元 1， 如图 20所示； 歩骤四中， 配 套单元中相邻两个基本单元公共边上的采样点重合对接。 其它歩骤与实施方式一相同。
具体实施方式六： 本实施方式与实施方式一、 二、 三、 四或五的不同在于： 分别在 实施方式一、 二、 三、 四或五的步骤四和步骤五之间还包括步骤 A， 把配套单元的长度 或宽度方向缩放， 使之成为长方形， 内部所有采样点的位置按照縮放比例调整。 其它步 骤仍与原实施方式相同。

Claims

1、 采用旋转 TIN 网和非剖面法直接制作平、 立面图的地质勘查方法， 以解决现有 地质勘査方法在探井或钻孔的分散性、 断层追索、 构造和矿层 （体） 控制、 钻孔弯曲校 正、 地质图件制作方法方面的缺陷， 其特征在于它包括下述步骤： 一、 依据类比法、 加 密法、数理统计法或稀空法确定基础正方形的边长，或以正方形勘查网网格边长的二倍、 长方形勘查网中任意一边边长的二倍作为基础正方形的边长， 或依据经验和需要确定， 二、 在基础正方形的四个顶点各布置一个采样点， 在基础正方形相邻的两条边上分散布 置 0〜η1(η1为整数)个采样点， 在基础正方形内分散布置 3个采样点， 基础正方形顶点、 边上和内部的采样点以三角形连接， 最终形成基本单元 1(图 1)， 三、 把基本单元 1逆时 针旋转 90 Χ η2(η2为 0或整数)度形成一次单元体 2(图 2)， 把基本单元 1逆时针旋转 90 Χ η3(η3为 0或整数)度形成二次单元体 3(图 3)， 把基本单元 1逆时针旋转 90 Χ η4(η4为 0或整数)度形成三次单元体 4(图 4)， 四、 用基本单元 1、 一次单元体 2、 二次单元体 3 和三次单元体 4拼接成一个正方形的配套单元 (图 5)， 配套单元中相邻两个基本单元公 共边两侧、 分处于两个基本单元之内的三角形顶点处的采样点相连， 并使以连线为公共 边的相邻两三角形中的 6个内角中最小者较大， 五、 以配套单元为复制单位， 重复平移 复制配套单元， 形成覆盖勘査区的勘査网， 相邻两个配套单元中的相邻两个基本单元公 共边两侧、 分处于两个基本单元之内的距离最近的三角形顶点处的采样点相连， 并使以 连线为公共边的相邻两三角形中的 6 个内角中最小者较大， 形成初始勘查网络 (图 6)， 该网型也适用于水平勘探， 所述初始勘査网络是去除基础正方形边上的相邻两个顶点处 采样点的连线之外的所有采样点与相邻采样点之间的连线， 其长度在基础正方形边长的 0.20〜0.85倍范围内， 初始勘查网络中采样点的分布应具有较好的交错性和分散性， 依 次分别选择配套单元中的 1个单元作为勘查网络的起点单元可得到初始勘査网络的 4个 亚方案， 在 4 个亚方案中选择一个亚方案， 六、 在初始勘查网络的采样点 (节点)处布置 探井或钻孔， 七、 依据已施工钻孔的岩芯资料求得矿 （岩） 层走向、 倾向和断层产状，
(一）、 求得欲求的层状、 似层状、 板状矿 （岩） 层大致走向方位 。和倾角 am()， 先用 见该断层钻孔中截该矿 （岩） 层底板的高程值向该矿 （岩） 层大致走向的一侧配合相邻 钻孔中截该矿 （岩） 层底板高程数据制作局部底板等高线图， 然后再用见该断层钻孔中 截该矿 （岩） 层底板的高程值向该矿 （岩） 层大致走向的另一侧配合相邻钻孔中截该矿
(岩） 层底板高程数据制作局部底板等高线图， 选择上述两图中矿 （岩） 层底板等高线 图合理性较大的图中的矿 （岩） 层底板等高线在该钻孔处的大致走向、 倾向和倾角作为 该钻孔中该矿 （岩） 层的大致走向方位 、 大致倾向方位 和倾角 ， （二）、 在见断层 斜孔中依据岩芯资料求与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的 （不一定是欲求层） 层状、 似层状、 板状标志层走向、 倾向和断层产状， 1)、 求与断层底面 （或顶面） 相接 触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向、 倾向， （1 )、 与断层底面 （或顶面） 相接触的是岩芯中可见到其产状的层状、 似层状、 板状标志层， 将斜孔岩芯直立， 求直 立后岩芯上断层倾角、 矿 （岩） 层倾角和 f层走向与矿 （岩） 层走向之间的夹角， 若断 层走向或标志走向不经过岩芯圆心， 则将直立岩芯上的断层顺断层倾向或逆断层倾向平 推至经过岩芯圆心处， 或将直立岩芯上的标志层走向顺标志层倾向或逆标志层倾向平推 至经过岩芯圆心处的虚拟位置， 见图 33-a和 33-b， （2 )、 岩芯中与断层带底部相接触的 标志层是岩芯中见不到其产状的厚层状、 似层状、 筒状、 柱状或三个方向上发育程度相 近及没有明显规则的矿 （岩） 层 （体）， 以同段岩芯中断层带下部或在该段岩芯下部与 其可以很好拼合的岩芯中与断层带底面距离最近、 产状明显的标志层的产状虚拟作为岩 芯中与断层带底部相接触的标志层的产状的虚拟产状， 将斜孔岩芯直立， 求直立后岩芯 上断层倾角、 标志层倾角和断层走向与标志层走向之间的夹角， 若断层走 [¾ϊ或标志走向 不经过岩芯圆心， 则将直立岩芯上的断层顺断层倾向或逆断层倾向平推至经过岩芯圆心 处， 或将直立岩芯上的标志层顺标志层倾向或逆标志层倾向平推至经过岩芯圆心处的虚 拟位置， 见图 33-c和 33-d， 2 )、 依据距见断层钻孔及较近钻孔的资料制作同段岩芯中 断层带下部或在该段岩芯下部与其可以很好拼合的岩芯中与断层带底面距离最近、 产状 明显的标志层的底板等高线图时， 先用该见该断层钻孔中截该标志层底板的高程值向该 标志层大致走向的一侧配合相邻钻孔的截该标志层底板高程数据制作局部底板等高线 图， 然后再用该见该断层钻孔中截该标志层底板的髙程值向该标志层大致走向的另一侧 配合相邻钻孔的截该标志层底板高程数据制作局部底板等高线图， 选择上述两图中标志 层底板等高线图合理性较大的图中的标志层底板等高线在该钻孔处的大致走向和倾角 作为该斜孔中该标志层的大致走向方位 O 和倾角 3 )、 依据岩芯倾伏角的范围、 与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层的大致倾向、 倾 斜圆柱体水平截面上岩芯倾伏方向与标志层大致走向间关系进行对计算标志层走向和 断层产状所用公式群的选择， 见示意图 33， 可归为 A、 B、 C三种情况下的计^:公式群， ( 1 )、当 180β≥岩芯倾伏方向≥0°，标志层大致倾向南，据钻孔资料的标志层大致走向 0。 大于岩芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层大致走向 O。-岩芯倾伏方向 < 90。， 将岩芯 倾伏方向定为 OA方向时， 见示意图 33-a， 应属于图 33-al或 33-a2这两种情况中的一 -种， 但不能确定是 33-al还是 33-a2 , 因此先选择 A套和 B套公式群分别计算， 无论选 用 A套公式群或 B套公式群， 倾斜岩芯上标志层走向=岩芯倾伏方向 +求标志层走向时 的 Ζ Ο , , 倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向 +求断层走向时的^ 倾斜岩芯上 断层倾向=倾斜岩芯上断层走向 +90。， 对两套计算结果分别进行检验， 哪一套计算公式 群的计算结果与原始资料相符合，就属于哪一种情况，并选用该种情况的计算结果，（2 )、 当 180。≥岩芯倾伏方向≥0°， 标志层大致倾向南， 据钻孔资料的标志层大致走向 O 小于 岩芯倾伏方向， 且岩芯倾伏方向-据钻孔资料的标志层大致走向 O。< 90°， 将岩芯倾伏 方向定为 OA方向时， 见示意图 33-b ， 选择 C套公式群计算， 倾斜岩芯上标志层走 向=岩芯倾伏方向 -求标志层走向时的 ^4O „,，倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向 -求断 层走向时的 ^O ^ , 倾斜岩芯上断层倾向 =倾斜岩芯上断层走向 +90°， （3 )、 当 180"≥岩芯倾伏方向≥0°， 标志层大致倾向北， 据钻孔资料的标志层大致走向 O。大于岩 芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层大致走向 OZ。-岩芯倾伏方向 < 90°， 将岩芯倾伏方 向定为 OA方向时， 见示意图 33-c ， 应选择 C套公式群计算， 倾斜岩芯上标志层走向= 岩芯倾伏方向 -求标志层走向时的 ^4O^„， 倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向-求断层 走向时的 ^40^/ ; 倾斜岩芯上断层倾向 =倾斜岩芯上断层走向 -90°， （4 )、 当 180 ≥岩芯倾伏方向≥0°， 标志层大致倾向北， 据钻孔资料的标志层大致走向 0 小于岩 芯倾伏方向， 且岩芯倾伏方向-据钻孔资料的标志层大致走向 O£。< 90°， 将岩芯倾伏方 向定为 OA方向时， 见示意图 33-d， 应属于图 33-dl和 33-d2两种情况中的一种， 但不 能确定是 33-d 还是 33^2，·该种情况与图 33-a在类型上相同， 因此同样可以先选择 A 套和 B套公式群分别计算， 无论选用 A套公式群或 B套公式群， 倾斜岩芯上标志层走 向=岩芯倾伏方向 -求标志层走向时的 ^4O „,，倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向 -求断 层走向时的 ^O 倾斜岩芯上断层倾向 =倾斜岩芯上断层走向 +270°， 对两套计算结果 分别进行检验， 娜一套计算公式群的计算结果与原始资料相符合， 就属于哪一种情况， 并选用该种情况的计算结果， （5 )、 当 360°≥岩芯倾伏方向≥ 180°， 标志层大致倾向南， 据钻孔资料的标志层大致走向 OZ。大于岩芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层大致走向 岩芯倾伏方向 < 90°， 将岩芯倾伏方向定为 ΟΖ方向时， 见示意图 33-e， 该种情况与 图 33-b在类型上相同，因此同样可以选择 C套公式群计算,倾斜岩芯上标志层走向=岩芯 倾伏方向 +求标志层走向时的 Z^4O m， 倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向 +求断层走向 时的 AOKf ， 岩芯上断层倾 向 =倾斜岩芯上断层走 向 -90。， （ 6 )、 当 360 ≥岩芯倾伏方向≥ 180°， 标志层大致倾向南， 据钻孔资料的标志层大致走向 。小于 岩芯倾伏方向' 且岩芯倾伏方向-据钻孔资料的标志层大致走向 < i:。< 90。， 将岩芯倾伏 方向定为 OZ.方向时， 见示意图 33-f， 该 情况与图 33-a在类型上相同' 因此同样可以 先选择 A套和 B套公式群分别计算， 无论选用 A套公式群或 B套公式群， 倾斜岩芯上 标志层走向 =岩芯倾伏方向 -求标志层走向时的 ^4O :m， 倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏 方向-求断层走向时的 ^O 岩芯上断层倾向 顷斜岩芯上断层走向 -^)°， 对两套计算 结果分别进行检验， 哪一套计算公式群的计算结果与原始资料相符合， 就属于哪一种情 况， 并选用该种情况的计算结果， （7)、 当 360°≥岩芯倾伏方向≥ 180°， 标志层大致倾向 北， 据钻孔资料的标志层大致走向 O 大于岩芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层大致 走向 。-岩芯倾伏方向 <90°， 将岩芯倾伏方向定为 ΟΖ方向时， 见示意图 33-g， 该种情 况也与图 33-a在类型上相同， 因此同样可以先选择 A套和 B套公式群分别计算， 无论 选用 A 公式群或 B套公式群， 倾斜岩芯上标志层走向=岩芯倾伏方向 +求标志层走向 时的^ 4O „,， 倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向 +求断层走向时的 ^O ^ 倾斜岩芯 上断层倾向 =倾斜岩芯上断层走向 -270°， 对两套计算结果分别进行检验， 哪一套计算公 式群的计算结果与原始资料相符合， 就属于哪一种情况， 并选用该种情况的计算结果， (8)、 当 360°≥岩芯倾伏方向≥ 180°， 标志层大致倾向北， 据钻孔资料的标志层大致走向 ( „小于岩芯倾伏方向， 且岩芯倾伏方向-据钻孔资料的标志层大致走向 O£。<90°，. 将岩 芯倾伏方向定为 OZ方向时， 见示意图 33-h, 该种情况与图 33-b在类型上相同， 因此同 样可以选择 C套公式群计算， 倾斜岩芯上标志层走向=岩芯倾伏方向 -求标志层走向时的 ZAOK,,, , 倾斜岩芯上断层走向 =岩芯倾伏方向 -求断层走向时的^ 40^， 倾斜岩芯上断 层倾向 =倾斜岩芯上断层走向 +90°， 4)、 求直立岩芯 2上与断层底面 （或顶面） 相接触 或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向与岩芯倾伏方向间的夹角 Z^ A,、 求倾斜 岩芯 1上与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向与 岩芯倾伏方向间的夹角 ,，
公式群中的所有公式为，
a、 sin O = sinr · cos ZAOBm (1) b、 FH = DF- tgr = OF - cos ZAOBm - tgr (2) c、 BC2 =R2 + R2 -2R2 -cos(90 -ZAOB (3)
t CD R(l - sin ZAOB I- sin ZAOB
e、 tpZDBC =—— =― 2 = ≡- ( \
BD R - cos ZAOBm cos ZAOB J f、 tgZCBI = tg m' · cos(90 - ZDBC― ZA OBm ) (6) g、 HFK = 9( -ZCBI° (7)
, .r„ FH- sin ZFHK
'h、 FK (8) sin(l 80 - ZFHK - ZHFK) i、 tgZCOI = tgZam' - cos AOBm (9) sin ZCOI
j、 sin ZBOI (10) sin a„ k、 CI = BC-tgZCBI
(11)
1、 O (12) m、 BI
Figure imgf000032_0001
(13)
. ,^DT 01 -sin ZBOI
n、 sm ZOBI = (14)
BI o、 ZOFK = ZOBI (15) p、 OK2 =R2 + FK2 - 2R - FK - cos ZOFK (16)
. FK- sin ZOFK
q、 sin ZFOK = (17)
' OK sin ZFOM
sin a. (18) sin ZFOK s、 cos ZPMO =tgZF0M (19)
ZMOK = 90° - ZPMO
(20)
R- sin ZFOM
t、 sin ZFKM
FK (21) tgFKM
u、 cos PMK
(22) "™
ZOMK = ZPMO + Z.PMK
(23) OM^OF-cosFOM
(24) x、 _ OM- sin ZOMK
sin ZOKM
― OK (25) tgZFOM
y、 cos ZAOM = (26) tgr z、 ZAOKm = ZAOM + AMOK (27) ab、 ΔΜΟΚχ =180°- ΖΟΜΚ, - ZOKM,
ZMOK2 =180° - O ^, (28) ac、 FM = OF -sin ZFOM (29) ad、 MK2 =FK2 -FM2 (30)
MK sin ZOMK
ae、 sin AMOK - (31)
~ ~OK
BC2 =R2 +R2 -2R2 - cos(90 + ZAOB (32)
CD R(\ + sin ZAOBJ 1 + sinZAOB
ag、 tgZDBC = (33)
BD R- cos ZAOB^ cos ZAOB^ ah、 tgZCBI = tgam' · cos(90― ZDBC + ZAOBm ) (34) ai、 ZBOI = arcsin(Sin O/) + 90° (35) sin a:" aj、 ZAOKm 二 ZMOK -ZAOM (36) ak、 ZOMK = ZPMO― ZPMK (37) al、 ZA OK , = ZAOM - ZMOK (38)
(1)、 A套计算公式群 （见示意图 34-a) 的具体内容及示意图
Al、 使用数学软件对 (1)〜(18)方程组求解， 求出直立岩芯 2上与断层底面（或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向与岩芯倾伏方向间的夹角 ZAOBm 已知： γ、 、 amo, 令 α„, =α„,。，04、 OB, OF、 OE、 OC、 Of/都是岩芯半径 7?， A2、 使用数学软件对 (1)〜(16)、 （19)〜(27)公式群求解， 求出倾斜岩芯 1上与断层底 面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向与岩芯倾伏方向间夹 角 ZA0Km
已知： ^、 、 ΖΑΟΒ„,、 ",„。、 am =amo, OA、 OB, OF、 OE , OC、 都是 岩芯半径 /?，
A3、 验证 Al和 A2的计算结果是否正确
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证 1次，
若 A3两种验证方法中求得的 ZMO 与 A2方法中求得的 ^相等， 贝 lj A1 中求 出的 ^ 40 ,和 A2中求出的 ^O^有效， 若不相等， 则无效，
A4、 A套计算公式群的示意图
见示意图 34-a， 求倾斜岩芯 1和直立岩芯 2上与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟 接触的层状、 似层状、 板状标志层间关系时图 34-a 的条件是， 标志层倾向南， 180。≥岩芯倾伏方向≥0°，将岩芯倾伏方向定为 OA方向.，据钻孔资料的标志层走向大于 岩芯倾伏方向， 且据钻孔资料的标志层走向 -岩芯倾伏方向< 90°，
(2)、 B套计算公式群 （见示意图 34-b ) 的具体内容及示意图
Bl、 使用数学软件对（1)、 （2)、 （4)、 （7)〜(9)、 （11)〜（18)、 (32)〜(35)公式群求解， 求出直立岩芯 2上与断层底面 （或顶面'） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志 层走向与岩芯倾伏方向间的夹角^ 40 ,， 已知条件与 A1相同，
B2、 使用数学软件对 (1)、 （2)、 （4)、 （7)〜(9)、 （11)〜（16)、 （19)〜(26)、 （32)〜(36) 公式群求解， 求出倾斜岩芯 1上与断层底 ¾ (或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层 状、 板状标志层走向与岩芯倾伏方向间夹角 Z O „, ， 已知条件与 A2相同，
B3、 验证 B 1和 B2的计算结果是否正确
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证 1次，
若 B3两种验证方法中求得的 MOK与 B2方法中求得的 ZMOK相等，则 B1中求出 的 ZAOBm和 B2中求出的 ΖΑΟΚ。,有效， 若不相等， 则无效，
Β4、 Β套计算公式群的示意图
见示意图 34-b， 求倾斜岩芯 1和直立岩芯 2上与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟 接触的层状、 似层状、 板状标志层间关系时图 34-b 的条件是， 标志层倾向南， 180 ≥岩芯倾伏方向≥0°， 将岩芯倾伏方向定为 OA方向， 据钻孔资料的标志层走向小于 岩芯倾伏方向 (ΟΒ'大于 ΟΑ)， 且岩芯倾伏方向-据钻孔资料的标志层走向< 90°，
(3)、 C套计算公式群 （见示意图 34-c ) 的具体内容及示意图
Cl、 使用数学软件对 （1)〜(18)公式群求解， 求出直立岩芯 2 上与断层底面 （或顶 面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标志层走向与岩芯倾伏方向间的夹角 ΖΑΟΒ,', , 己知条件与 A1相同，
C2、 使用数学软件对 （1)〜（16)、 (19)〜(22) 、 (24)〜(26)、 (37)、 (38)公式群求解， 求出解倾斜岩芯 1上与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状标 志层走向线与岩芯倾伏方向间的夹角 Z^O ,,, , 已知条件与 A2相同，
C3、 验证 C 1和 C2的计算结果是否正确 用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证 1次，
若 C3两种验证方法中求得的 ZMO 与 C2方法中求得的 ZMC 相等，则 C1中求出 的 ZAOBm和 C2中求出的 ΖΑΟΚ„,有效， 若不相等， 则无效，
C4、 C套计算公式群的示意图 '
见示意图 34-c， 求倾斜岩芯 1和直立岩芯 2上与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟 接触的层状、 似层状、 板状标志层间关系时图 34-c 的条件是， 标志层倾向南， 180ΰ≥岩芯倾伏方向≥0°，将岩芯倾伏方向定为 OA方向， 据钻孔资料的标志层走向小于 岩芯倾伏方向， 且岩芯倾伏方向-据钻孔资料的矿 (岩)层走向 < 90°，
5)、 求直立岩芯 2上断层走向与岩芯倾伏方向间的夹角^
将直立岩芯旋转至岩芯中与断层底面（或顶面）相接触或虚拟接触的层状、似层状、 板状标志层走向 等于 A1 中所求 ^O m处， 然后依据该直立岩芯上标志层走向与断 层走向间的相互关系求得直立岩芯上断层走向与岩芯倾伏方向间的夹角^ 4O ，如果该 直立岩芯上标志层走向大于断层走向， 则直立岩芯 2上断层走向与岩芯倾伏方向间的夹 角 ^O^ = 立岩芯 2上标志层走向 —直立岩芯 2上断层走向与标志层走向间夹 角， 如果该直立岩芯上标志层走向小于断层走向， 则直立岩芯 2上断层走向与岩芯倾伏 方向间的夹角 AOBf = I直立岩芯 2上断层走向与标志层走向间夹角一直立岩芯 2上标 志层走向 Z 4OS„, I ,
6)、 将 3中的标志层换为断层， 将图 33中的标志层换为断层， 见示意图 33， 依据 3 中的内容确定选用的公式群，
7)、 求倾斜岩芯 1中断层走向与岩芯倾伏方向间的夹角 ZAOKf和断层倾角 f 已知： 天顶角 y、 直立岩芯 2上断层倾角 、 直立岩芯 2上断层走向线与岩芯倾伏 方向间的夹角 ^IO^ , OA、 OB、 OF、 OE、 OC、 Of/都是岩芯半径 ？，
(1)、 如果选用 A套公式群， 使用数学软件对 （1)〜(27)公式群求解， 并将其中的 换为 ， (xm换为 c f ， ZAOBm换为 ΖΑΟβ,， ZAOKJ奂为 ZAOKf， 求出倾斜岩芯 1中断 层走向与岩芯倾伏方向间的夹角 ^O ,和断层倾角 af，
求倾斜岩芯 1 和直立岩芯 2 上断层间关系时图 34-a 的条件是， 断层倾向南， 180°≥岩芯倾伏方向≥0°， 将岩芯倾伏方向定为 ΟΑ方向， 直立岩芯 2上断层走向大于岩 芯倾伏方向， 且断层走向-岩芯倾伏方向 < 90°， 见示意图 33-a，
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证 1次， .
若两种验证方法中求得的 ZMO 与公式 s中求得的 ZMO 相等， 则公式 r中求得的 即为断层倾角， 求得的 ^4O^/有效， 若不相等， 则求得的 和^。^ 无效，
(2)、 如果选用 B套公式群， 使用数学软件对 （1)、 （2)、 （4)、 （7)〜(9)、 （11)〜(26)、 (32；)〜 (36)公式群求解，并将其中的 换为 ， 换为" ,， AOBm涣为 ZAOBf， ZAOKm 叛为 ZAOKf , 求出倾斜岩芯 1 中断层走向与岩芯倾伏方向间的夹角^ 4O /和断层倾角 af ,
求倾斜岩芯 1 和直立岩芯 2.上断层间关系时图 34-b 的条件是， 断层倾向南， 180。≥岩芯倾伏方向≥0°， 将岩芯倾伏方向定为 ΟΑ方向， 直立岩芯 2上断层走向小于岩 芯偷伏方向， 且岩芯倾伏方向-断层走向 <90°， 见示意图 33-b，
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证 1次，
若两种验证方法中求得的 与公式 s方法中求得的 ZMO 相等， 则公式 r中求 得的《 即为断层倾角， 求得的 O ^ 效， 若不相等， 则求得的《/和^40^/ 无效，
(3)、 如果选用 C套公式群， 使用数学软件对 (1)〜(22)、 （24)〜(26)、 （37)、 （38)公式 群求解， 并将其中的 换为 ， "m换为 ， ZAOBm咴为 OBf， ZAOKm换为 AOKf， 求出倾斜岩芯 1中断层走向与岩芯倾伏方向间的夹角 O ^和断层倾角 Λ/，
求倾斜岩芯 1 和直立岩芯 2 上断层间关系时图 34-c 的条件是， 断层倾向南， 180°≥岩芯倾伏方向≥0° ,将岩芯倾伏方向定为 ΟΑ方向， 直立岩芯 2上断层走向小于岩 芯倾伏方向， 且岩芯倾伏方向-断层走向< 90°， 见示意图 33-c，
用公式 (28)、 （29)验证 1次， 用公式 (30)、 （31)验证. 1次，
若两种验 ii方法中求得的 与公式 s方法中求得的 相等， 则公式 r中求 得的 即为断层倾角， 求得的 O ^有效， 若不相等， 则求得的 和^。^, 无效，
8 )、 求倾斜岩芯 1中断层走向和倾向
依据 3 ) 中 （1 ) 至 （8 ) 种情况下求倾斜岩芯 1中断层走向和倾向的公式分别计算， 八、 在勘查工程平面图中， 依据矿 （岩） 层产状和断层产状数据求得平面上自钻孔 中见断层点到断矿 （岩） 交线的距离及该距离的方向，
(一）、 求断煤交线方位角 Y。 . '
1 )、 求矿 （岩） 层走向与断层走向之间所夹锐角 ω
( 1 )、 求矿 （岩） 层走向 com、 倾向 2„,和倾角《，
①、 与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的是层状、 似层状、 板状矿 （岩） 层 依据步骤七、 一)中求出的某矿 （岩)层的大致走向方位！ 、 大致倾向 0；,和倾角 , . 和二） 中求出的与断层底面 （或顶面） 相接触或虚拟接触的层状、 似层状、 板状矿 （岩） 层走向 OL'、 倾向综合考虑求得矿 （岩） 走向 com、 倾向 0„和倾角"，
②、 与断层底面 （或顶面） 相接触的矿 （岩） 层是筒状、 柱状或三个方向上发育程 度相近及没有明显规则的矿 （岩） 体
依据步骤七、 一）中的方法求出的某矿 （岩） 体在该钻孔处的的大致走向方位 、 大致倾向 和倾角《,， 将其分别作为该矿 （岩） 体的走向 com、 倾向 ,和大致倾角《，
(2)、 求矿 （岩） 层走向与断层走向之间所夹锐角 ω
见示意图 35， 设 coml为矿 （岩） 层走向中小于 180°的那一个， oim2为矿 （岩） 层走 向中大于 180°的那一个， 设 cof为原始数据中断层走向， ωη为断层走向中小于 180°的那 一个， ωβ为断层走向中大于 180°的那一个， 0)1为 0½1和 cofl之间的夹角 ， ω2为 com2与 (0^或00„11与（^之间夹角， ω为矿'（岩） 层走向与断层走向之间所夹锐角， α为矿 （岩） 层倾角， ?为断层倾角， 矿 （岩） 层倾向为 2„,， 断层倾向为 当断层倾角大于矿 (岩) 层倾角时， 是断矿 (岩)交线在平面图上的投影与断层走向线间夹角， 当断层倾角小于矿 (岩)层倾角时， 是断矿 (岩)交线在平面图上的投影与矿 (岩)层走向线间夹角， r。是断矿 (岩)交线在平面图上投影的方位角，
①、 com 180时， comi=com， rom2=rom+180
com〉180时， comi=com— 180， com2=om
②、 cof 180时， （Of尸 (of， ωβ-ω!+180
C0f〉180时， ωπ=ωί— 180, co 2=of
③、 ①尸 I oml-cofl I ， ω2= I cofl--com2 I 或 ω2= | ω^-ωη I
④、 ωι^ω2 H > ω=ωι
ωι >ω20f , ω=ω2
2)、 求断矿 （岩） 交线的方位角 γ。， 见示意图 35，
(1)、 如果断层与矿 （岩） 层倾向相反 ， 即 i Qm-Qf I ^90
①、 断层倾角大于矿 （岩） 层倾角， 即 β >α， 贝 lj
Y =arctan{sinro X tana÷ (tan β +cos.coX tana) } (39) a、 ωι ω2 ' coml〉cofi时， 见图 35—a， γ 0 =ωπ+ γ
ωι^ω2, (omi< ofi时， 见图 35— b， γ 0-rofl- γ
b、 ω,>ω2 ， om2>cofl时， 见图 35— c， Ύ。 =ωη+ γ
ω.ι>ω2> (Of2>comI时， 见图 35— d， γ。=ωη-γ
c、 foml=cofl时，、 γ ο =ωη ②、 如果矿 （岩） 层倾角大于断层倾角， 即- α> β
Y =arctan{sinro X tan β ÷ (tana+cosroXtanP ) }
a、 ω^ω2 ， oomi〉cofi时， 见图 35― e, Y0=o)mi-Y
ω^ω2 , a)fi> oml时， 见图 35—f， Y。 =oml+ γ
b、 ω!>ω2 ， ωη^ ^^时， 见图 35—g， Y。 =com2- Y
ωϊ>ω2 ， ωβ>ωηιι时， 见图 35— h, Y。 =o»ml+ γ
c、 roml=rofl时， . Y o =ωπ
(2)、 如果断层与矿 （岩） 层倾向相同 ， 即 I Qm-Qf I < 90
①、 断层倾角大于矿 （岩） 层倾角， 即 β〉α
Y =arctan{sinro X tana÷ (tan β -cosroXtana) }
a、 ωι ω2， comi〉Ofi时， 见图 35— i， Υ 0 =ωη- Υ
ωι ω2， oofi> omi时， 见图 35— j， Y 0 =ωπ+ Y
b、 ωι>ω2. om2〉cofl时， 见图 35― k, γ 0 Υ
ωι>ω2， ωβ>ωηιι时， 见图 35— 1， Υ 0 =ωπ+ Υ
c、 如果 ωηι=ωη> Υ 0 =ωη
②、 如果矿 （岩） 层倾角大于断层倾角， 即 a〉e
y =arctan{sinro X tan β ÷ ( tana+cosro X tan β ) }
a、 ωι ω2 ， coml>cofi时， 见图 35― m， Y0=oml+Y
ωι ω2 ， a»fi〉omi时， 见图 35— n， Y 0 =coml- γ
b、 ωι>ω2 ， com2> Ofi时， 见图 35― o， Y。 =coml+ γ
" ωι>ω2 ， 0f2〉o)mi时， 见图 35— , Y 0 =coml- γ
c、 ο½ι=ωη时， Y ο =ωη
(二）、 斜孔换算为直孔， 并求平面上钻孔中截断层点与断煤交线间的距离及该距 离的方向
1)、 求钻孔在截矿 （岩） 层点与截断层点之间的平面距离
设钻孔中截矿 （岩） 层点为
Figure imgf000038_0001
截矿 （岩） 层 点 M与截断层点 F之间的平面距离为 Lmf， 见示意图 36，
Figure imgf000038_0002
2)、 斜孔换算为直孔' 并分别求 FM方向剖面内和垂直于 Γ3方向剖面内矿 （岩） 层 伪倾角和断层伪倾角
见示意图 37， 设矿 （岩） 层走向为 "m， 矿 （岩） 层倾向为 倾角为 α'， 断层走 向为 "f， 断层倾向为 β,, 倾向为 ?， 以 Μ点为起点， 设截断层点 F与截矿 （岩） 层点 Μ的连线与 X轴方向的夹角为 V，设 FM线的方位角为 ， 设在 FM方向的剖面内矿（岩） 层伪倾角为 ， 断层伪倾角为 A， r3方向可以是矿 （岩） 层走向的方向、 断层走向的方 向或其 r3方向的剖面内， 煤层伪倾角为 "2， 断层伪倾角为 /¾，
Figure imgf000039_0001
若 yf ≥ ym ' χ/≥ ,时， s = v
若 xf <xm, f ≥ymn, δ = ηο°-ν
若 yf < ym ' xf ≤ xm W ' 5 = i8o° +
Figure imgf000039_0002
tan a = tan a · |cos|gm - δ\
(42) tan β、 = tan ? · cosO f-5
1 H 1 ^f " (43) tan a2 = tan a · cosQm一 r3 44
Figure imgf000039_0003
3)、 求平面上过钻孔中截断层点沿垂直于 r3方向到断矿 （岩） 交点的距离和该距离 的方向
(1)、 求在过 F点的虚拟直孔中截矿 （岩） 层的底板深度 ，
见示意图 37--a (剖面图）， 剖面方向为 M、 F两点连线方向， M(x„,,_ym,zm)为钻孔截 矿 （'岩） 层点， ^( ， , Z/)为钻孔截断层点， 点为该剖面内的断矿 （岩） 交点， C 点为过 A点的水平线与过 F点的垂线的交.点， B点为过 M点的水平线与过 F点垂线的 交点， D点为矿（岩）层 MA与过 F点垂线的交点， 设矿（岩）层在 D点处的高程为 ,， 则'， 即为在过 F点的虚拟直孔中截矿 （岩） 层 MA的底板深度，
Z ± (X厂 x»') + ( f-y,n)2 -tana,
(46) 式中， 钻孔倾斜方向与矿 （岩） 层倾向相反时取 -号， 断层倾向与矿 （岩） 层倾向相 同时取 +号， (2)、 求平面上过钻孔中截断层点沿垂直于1"3方向到断矿 （岩） 交点的距离 见示意图 37--b (剖面图）， 剖面为过 F点垂直于 r3方向的剖面， F、 C、 D点同前所 设， A2点为断矿 （岩） 层交点， 《2为矿 （岩） 层伪倾角， A为断层伪倾角， 设 F与 A2 点间的水平距离为 ， .
Figure imgf000040_0001
式中， 断层倾向与矿层倾向相反时士号取 +号， 反之取 -号，
当 r3=Y。时， 剖面^向垂直于断矿 （岩） 交线的方向， 平面上过钻孔中截断层点到 断矿 （岩） 交点的距离最短，
(3)、 求平面上过钻孔中截断层点沿垂直于!"3方向到断矿 （岩） 交线距离的方向 见示意图 37--C (平面图），先标注上 F点的平面坐标位置，设 F点到 A2点的方向为 ί¾， ω = = r3士 90° (48)
①、 在下列情况时式中取-号
3、 z f > ζ,"、 Qr >90°, r0 < Qm、 >Qf (或 r。<Q广 ro >Qm)
b、 Zf > Z m、 Qf 一 >90o、 r0 < Qm、 r0 <Qf (或 >2/、 Λ >β„,)、 β2 > 2
c、 Zf > Z m、 Qf - ^ < 90° ^ r0 < Qm、 r0<Qf (^ra >Q r0 >OJ、 a2 > β2
d、 z", > Zf、 Qr >90°, r。〈Qm、 r。<Qf (或 >β,、 d)、 a2 > β2
ε、 Z m > Zf、 Qf < 90° , r„ < Qm、 0 >Qfi r0 < Q r0 > Qm)
f、 z", > Zf、 Qr - ≤90。、 r。〈Qm、 ro<Qf r0 >Qf , rc >Q β2 > a2
②、 在下列情况时式中取 +号
3、 Zf 〉 Zm、 Qr -5>9Q°, ra < Qm、 ro<Qf (或 0 >β/、 a2 > β2
b、 Zf > Z m、 Qr < 90° r0 < Qm、 r0 >Qfi r0<Q r0 >Qm)
c、 2f > z„,、 Qi <90° r0 < Qm、 r0<Qf ( r0 >Q β2 > a2
d、 Z", > Zf、 Qr -δ>90°. r。 < Qm、 r0>Qf(^ 0<Q ro >Qm)
6、 . Z m > Z f ■、 Qi — >90。、 f0<Qf (或^ >2 β2 > a2
f、 Z > Z 、 Qi - ≤ 90°、 r0 < Qm、 r0 <Qf r0 >Qf , a2 > i
(4)、.求过钻孔中截断层点到断矿 （岩）交线最短距离处断矿（岩）交点的高程 Ζ zmf =2/ ± , .tany^ (49)
①、 在下列情况时式中取-号 a 、 Qf -δ>9ΰ°. r0〈Qm、 〉 β/(或 ·<β/、 ra >Qm)
b 、 Zf > Zm、 Qr一 > 90。、 r0<Qf {^r0>Qr ra>Qm β2 > 2 c、 Zf > Z",、 Qf - <5≤90。、 r0 < Qm、
Figure imgf000041_0001
r0 >Qm)
d、 Z f > Zm、 Qr - 8 < 9Q° , r0<Qm、 r0<Qf i^ra>Q ra >Qm) Pi >"2
e 、 Zm > ?/、 Qf -δ> 90° . r0 < Q„,、 r0 <Qf (或。〉 ρ,、 r0 > Qm «2 > A
f 、 Z", > Zf、 Qr r。<Qm、 r0<Q{ ( r0>Q a2 > β2
②、 在下列情况时式中取 +号
a、 U °、 r0<Qm、 r0<Qf (或^ >β/、 ra >Qm a2 > β2 b 、 Zf >Z m、 Qr -δ≤90°. r0<Qm、 r0<Qf {^Lr0>Q r0 >QJ、 a2 > β2 c、 Z„, > Zf、 Qr - > 90° r„ < Qm、 r0>Qf( r0<Q ra>Qm)
d 、 Qr -δ>90°. r0 < Q„,、 r0<Qf {^r0>Qn r0>Qm) β2 > a2 ε、 Z m > Zf、 Qr -S≤90°, r0 <Q m、 r0 >Qm)
f 、 Z,„ > Zf、 Qr -δ≤90°. ro < Qm、 r0<Qf 0 >Q r0>Q 、 β2 > a2
4)、 由于断层 ；切割钻孔中未截矿 （岩 ) 层的断矿 （岩） 交点的求解方法
见示意图 38， 依据断层落差、 钻孔中所截同一断盘的岩芯资料和小范围内的地层柱 状， 估计钻孔中未截矿 （岩） 层向对盘的延长线与钻孔的交点， 将此点定为 4， 按 3) 中 (2)、 （3)中各种情况下的公式计算， '
5)、 因求解断矿 （岩） 交线是两盘分别求， 因此， 当断层两盘矿 （岩） 层倾角变化 较大时， 上述的 （39) - (48) 公式同样适用，
(三）、 在勘查工程平面布置图中， 自钻孔中见断层点沿《3方向量取 ^得一点， 将 求得的该点高程数据 Zni标注在图上， 以便连接等高线时作为依据， 过该点以 Y。为方向 作一直线， 该直线即为该点处断矿 （岩） 交线的方位线， （四）、 依据断矿 （岩） 交线来 追索断层， 把钻孔调整在可以控制到断层和主要可采矿 （岩） 层的位置， 调整范围是以 该钻孔为圆心， 以基础正方形边长的 0.15倍为半径的范围内， 与调整钻孔相连的所有连 线均随调整后的钻孔位置而动， 形成实际勘查网络， 实际勘查网络中相邻两个控制点 (采 样点）间的长度在基础正方形边长的 0.15〜0.88倍范围内,如果预计调整后的钻孔超出以 0.2 边长为半径的范围， 则原钻孔位置不变， 依据断层控制的需要程度考虑是否增加加 密钻孔， 见示意图 39，
九、 用钻孔中矿层 （体）、 岩层 （体）、 断层、 其它标志层的三维坐标数据、 ·钻孔倾 斜的方位角、 天顶角、 步骤七中求得的标志层走向和断层产状数据制作勘査区地质三维 立体动态的 单模型， 在立体动态的简单模型中进行断层和矿 （岩） 层 （体） 对比， 进 行断层和矿 （岩） 层 （体） 的统一编号， 确定断层交截关系和断层尖灭关系， 十、 在八 的基础上更正错误的相邻钻孔中断矿 （岩） 交线的连接， 依据断层交截、 尖灭关系和断 矿 (岩)交点处断矿 （岩） 交线的方向进行两断层或多断层交截、 尖灭处断矿 （岩） 交线 的连接， 在断层分割后的同一断块内的勘査网中三角形边上内插制作矿 (岩)层底板等高 线所用高程点的高程， 用内插高程点所在三角形边上两端点处矿 （岩） 层 （体） 走向值 进行加权平均求得内插高程点处矿 （岩） 层 （体） 走向， 在断层分割后的同一断块内依 据高程点处矿 （岩） 层 （体） 走向甩曲线圆滑连接相邻的同一高程值的高程点， 连接矿 (岩） 层 （体） 露头线， 形成矿层底板等高线图， 十一、 根据矿层底板等高线图制作倾 向、 斜向和走向剖面图， 十二、 根据十中的矿层底板等高线图和十一中的剖面图制作勘 查区地质的三维立体可视化精细模型， 完成地质勘査工作。 .
2、 依据权利要求 1所述的采用旋转 TIN网和非剖面法直接制作平、 立面图的地质 勘查方法， 其特征在于在步骤四和步骤五之间还包括步骤 A， 把配套单元的长度或宽度 方向缩放， 使之成为长方形， 内部所有控制点位置按照缩放比例调整。
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