設(shè)計(jì)說明書終板題目一礦1 5Mt

一般部分為一礦1.5Mt/a的新井設(shè)計(jì)，二礦位于黑龍江省集賢縣境內(nèi)，交通mm3/hm3/h輔助采用1t固定箱式礦車。230m落法處理采空區(qū)。礦井采用“三八”70.6m4402.06t3324m3/min1396.3Pa0.459N·s2/m81.76m2，礦井通風(fēng)中等。設(shè)計(jì)礦井的噸煤成本120.08元/t。英文原文題目為：TriggeringofSeismicityRemotefromActiveMiningThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.5Mt/anewundergroundminedesignofdongrongcoalmine.dongrongcoalmineliesinjixianheilongjiang.thetrafficisveryconvenient.It’sabout7.0kmonthestrikeand4.0kmonthedip,withthe28.0km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamofthismineisonlyonewithanaveragethicknessof3.50mandanaveragedipof18.0°.Theprovedreservesofthiscoalmineare335.75Mtandtheminablereservesare238.67Mt,withaminelifeof106a.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis100m3/handtheummineinflowis200m3/h.Itisanthracitecoalspontaneouscombustiontendency,andit’sacoalthathasdustexplosion.Thismineadoptsopeningupbyaditswithonemininglevel.Theadoptedcoalwinningmethodislongwallminingtothediportotherise.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodofpreparationinminingarea,thelengthofworkingfaceis230m,whichusesfully-mechanizedcoalminingtechnology,andfullycavingmethodtodealwithgoaf.Theworkingsystemis“three-eight”,withtwoandhalfteamsmining,andtheotheroverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle,withsevenworkingcycleeveryday.Advanceofworkingcycleis0.6m,andtyof4402.06toncoalisTheminemakesuseofdiagonalventilationmethod.Attheeasytimeofmineventilation,thetotalairtyis3324m3perminute,thetotalmineventilationis693.3Pa,thecoefficientofis0.226N·s2/m8,equivalentorificeis2.50m2.Atthedifficulttimeofmineventilation,thetotalairtyisabout3324m3perminute,thetotalmineventilationis1396.3Pa,thecoefficientofis0.459N·s2/m8,equivalentorificeis1.76m2.Thecostofthedesignedmineis120.08yuanperton.Themonographicstudyisdeformationandfailuremechanismandrooftimberingtechniquestudyonroadwayofcompositeroof.Thetranslatedacademicpaperisaboutimplicationsforstressmeasurementprogramsandnumericalstabilityysisoffaultsinmines.ItstitleisthattriggeringofSeismicityRemotefromActiveMiningExcavations：openingupbyadits;up-dipanddown-dipminging;stripdistrict;longwallminingtothediportotherise;diagonalventilation 礦區(qū)概 地 2境界與儲(chǔ) 2.1境 礦井工作制 礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力及服務(wù)年 4開 4.1開拓的基本問 劃 礦井基本巷 煤層地質(zhì)特 采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系 采區(qū)車場選型設(shè) 采煤工藝方 回采巷道布 概 距離和貨載 采區(qū)設(shè)備選 大巷設(shè)備選 7.3.1大巷設(shè)備選 概 主井提 礦井通風(fēng)系統(tǒng)選 礦井風(fēng)量計(jì) 全礦通風(fēng)阻力計(jì) 通風(fēng)機(jī)選 防止特殊的安全措 參考文 礦區(qū)概述及地質(zhì)特西南距福利屯32km，經(jīng)福利屯到雙鴨山市40km。重建后的同三公路于北1-1

年平均最低氣溫為-17.4～-23.9端最低氣溫-35℃325.7～692.3mm，年蒸發(fā)量1095.5～1430.6mm61～70%4.1～4.7m/s，最大風(fēng)速可24m/s1.55～2.08m 高為+66～+68m。東北部有雙山子，標(biāo)高+154m；西部有索利崗山，標(biāo)高為+207.9m；松花江在北約45km處流過，20年一遇最高洪水位+67.3m，百年一遇洪水位上統(tǒng)（雞西群）2400m。

12101-21-2。F760°，向南西傾伏，延展甚短，與F7斷層斜交。—5、9、12、14、16、17、18、20、20下、、、、、29-1b1415.39m15～25°F7斷層附40°左右。煤層群。其層群含有9、12、14、16、17、18、20、20下、、、、號(hào)共12個(gè)529-1b號(hào)煤層。內(nèi)煤層屬穩(wěn)定～～1～23～40.544～0,593L/s·m1.273～20～40m0.107～0.554L/s·m0.522～2.839m/d，該層局部與上部含水層有水力聯(lián)系，在一般為0.018～0.315L/s·m。天窗部位風(fēng)化裂隙含水帶富水性強(qiáng)，單位涌水量最大為0.0028～0.0398L/s·m0.004～0.0291m/d。8～10m8～16m100～130m，兩隔水層均為亞粘土和粘土層，10～120m，從東向西逐漸增厚,局部缺失形成“天窗”。本范圍內(nèi)“天窗”共分布有三處，其中較大的一處位于8～12勘探線的煤層露頭部位，其下伏有9～26號(hào)煤層露頭?！疤齑啊狈秶鷥?nèi)，第四系和煤系的富水性好、透水性強(qiáng)。1.141L/s·m又有F13等幾條正斷層通過“天窗”，使水文地質(zhì)條件變得復(fù)雜。因此，在“天窗”范圍內(nèi)開根據(jù)地質(zhì)報(bào)告提供的涌水量數(shù)據(jù)，設(shè)計(jì)預(yù)計(jì)礦井先期開采地段內(nèi)正常涌水量為，根據(jù)地質(zhì)報(bào)告提供的采樣資料內(nèi)瓦斯含量為0.07～3.38ml/g，-500m以上瓦斯含，根據(jù)地質(zhì)報(bào)告及二三礦實(shí)際開采情況礦井煤塵有有自然發(fā)火傾向?qū)Φ刭|(zhì)構(gòu)造的評(píng)褶曲使淺部煤層局部傾角達(dá)40°以上，對煤層開采產(chǎn)生一定的。26條（15m4條0.93條/km2。巖漿巖活動(dòng)微弱僅于鉆孔中見有厚度不大的淺層侵入巖體呈巖脈侵入煤1-4表1- 煤層穩(wěn)定性計(jì)算評(píng)價(jià)價(jià)99穩(wěn)定穩(wěn)定96穩(wěn)定穩(wěn)定從全礦井看，、、、四個(gè)煤層平均煤厚為1.97～3.50m，是本礦井的主采層，1842.3%，對機(jī)械化采煤的推進(jìn)度將產(chǎn)生一定的影響。110～130m3～40.2～2.2m的粘土層，隔水性一般。說”F12、F13、F25、F52等張性斷層充水性相對要強(qiáng)，故設(shè)計(jì)中對防水煤巖柱的留設(shè)作了專門57.5～150.5Mpa根據(jù)地質(zhì)報(bào)告，本瓦斯含量在0.07～3.38m3/t之間,小于10m3/t，結(jié)合二、三（b）煤塵及煤的自（d）222.1境F1F55、F716號(hào)煤層-900m等高線垂直投影為界。28.0km2。圖2-1賦存狀井境界確定合理。賦存狀況示意圖如圖2-1所示礦井工業(yè)儲(chǔ)量是指在范圍內(nèi)，經(jīng)地質(zhì)勘探，煤層厚度和質(zhì)量均合乎開采要求，地16煤層，采用塊段法計(jì)算工業(yè)儲(chǔ)量。2-1所示。

(mS/cosA)i i

(2-mi—i塊段煤層平均厚度，m；Si—i塊段煤層平面面積，m2；Ai—i塊段煤層的平均傾角，°表2-2 傾角煤層厚度9ABCDEZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22Z122b——控制的資源量中經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量；Z2m11——探明的資源量中邊際經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量；Z2m22——控制的資源量中邊際經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量；Z333——推斷的資源量；

（2-k——0.7~0.9k值0.9k0.70.8。z111bZz60%70%344.0460%70%Z122bZz30%70%344.0430%70%72.25MtZ2M11Zz60%30%340.0460%30%61.20MtZ2M22Zz30%30%340.0430%30%30.60MtZ333kZz10%80%340.0410%80%27.20Mt的有關(guān)要求，邊界內(nèi)側(cè)暫留50m寬度作為井界煤柱，內(nèi)部斷層兩側(cè)各留50m,則

PHLm

P——斷層保護(hù)煤柱損失，萬t。H——斷層煤柱寬度，50m；L—3.05Mt2-4-2。2-工業(yè)廣場占地面積指標(biāo)表井型/Mt·a-2.4

PHLmP——斷層保護(hù)煤柱損失，萬t。H——斷層煤柱寬度，50m；L—m——煤層厚度，m；r1.5Mt/a2-4-21.2km2。1417條規(guī)定工業(yè)廣場屬于Ⅱ15m400m，寬為300m，新生界松散層厚度142～157m，因工業(yè)廣場接近天窗，故取表土層厚度142m，結(jié)（2-4-2）采用垂直剖面法計(jì)算工業(yè)廣場的壓 煤層傾角 采用垂直剖面法計(jì)算工業(yè)廣場壓煤示意圖如圖-52-516#煤工業(yè)廣場保護(hù)煤柱計(jì)算示意圖2-4-表2- 各煤層工廣煤柱壓煤量計(jì)算煤 厚度 工廣煤柱面積 壓煤量 30.3Mt對于本礦井防水煤柱計(jì)算，根據(jù)地質(zhì)報(bào)告，內(nèi)8～12勘探線的煤層露頭部位因第三系缺失而形成“天窗”。因該第四系層巖性主要為各粒級(jí)砂巖，且富含水，即相當(dāng)于本礦井于“水體”下采煤，故應(yīng)根據(jù)《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》規(guī)定，留設(shè)防水煤巖柱。防水煤巖柱計(jì)算如下：因第四系層（）直接位于基巖之上，故保護(hù)等級(jí)為Ⅰ級(jí)，即不允許裂隙波及水體，也即防水煤巖柱高度按下列計(jì)算：Hsh≥Hli+Hb+HfeHsh—防水煤巖柱高度，mHli—導(dǎo)水裂隙帶最大高度，mHb—保護(hù)層厚度，mHfe—基巖風(fēng)化帶深度，由于本為煤層群開采，故計(jì)算防水煤巖柱的煤層厚度應(yīng)采用煤層綜合作用厚度，計(jì)算為：∑Mj=Mj+Cj*Mi式中：∑Mj—煤層綜合作用厚度，mMj—計(jì)算煤層的厚度，mMi—上層煤的厚度，mCj—相鄰兩煤層層間距與兩層中的下一層煤厚之比“天窗”9～268個(gè)層，經(jīng)計(jì)算，∑Mj=4.36m。（1）Hli=100∑Mj/（1.6∑Mj+3.6）（2）Hli=20√∑Mj+10Hlimax=51.8m保護(hù)層厚度（Hb）根據(jù)“三下”采煤規(guī)程取值為6.6m?；鶐r風(fēng)化帶深度（Hfe）根據(jù)地質(zhì)報(bào)告取30m。因此，防水煤巖柱高度（Hsh）計(jì)算值為88.4m因此，設(shè)計(jì)暫定本開采上限標(biāo)高為-180m，其-180m以上工業(yè)儲(chǔ)量3.373Mt算，取東西風(fēng)井工業(yè)場地為100m×100m30m計(jì)算可得大巷保護(hù)煤柱總量為：2.07Mt2-7表2- 永久保護(hù)煤柱損失煤柱類 儲(chǔ)量邊界及內(nèi)部斷層保護(hù)煤 天窗保護(hù)煤 大巷保護(hù)煤 東西風(fēng)井保護(hù)煤 工業(yè)廣場保護(hù)煤 合 kgkgZk——

Z

P

（2-Zg——P——保護(hù)工業(yè)場地、井筒、境界、巷道、天窗、大斷層等留設(shè)的永久保護(hù)煤柱0.8。修1618°1.5Mt/a。ZKZkA和礦井服務(wù)年限TZKT——

TAK

（3-Zk——礦井可采儲(chǔ)量，238.67Mt；A——設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力，1.5Mt/a；K——礦井儲(chǔ)量備用系數(shù)。1.3～1.5。結(jié)合本設(shè)計(jì)礦井的具體情況，礦井1.5。把數(shù)據(jù)代入3-1得礦井服務(wù)年限

T

按礦井的實(shí)際煤層開采能力，能力，儲(chǔ)量條件及安全條件因素對井型進(jìn)行校核（1）（2）能力的校，輸送機(jī)工作面生產(chǎn)的原煤經(jīng)膠帶輸送機(jī)到大巷膠帶輸送機(jī)運(yùn)到井底煤倉連續(xù)、，3-2-1。表3- 我國各類井型的礦井和第一水平設(shè)計(jì)服務(wù)年

600————25°1.2～2.4Mt/a時(shí)，礦井設(shè)計(jì)服50a30a。47.5a，符合《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計(jì)規(guī)范》的規(guī)定。44、立礦井提升通風(fēng)排水和動(dòng)力供應(yīng)等生產(chǎn)系統(tǒng)這些用于開拓的井下巷道的形式、、④確定礦井開采程序，做好開采水平的⑥合理確定礦井通風(fēng)、及供電系統(tǒng)本開拓方式的選擇，主要考慮到以下幾個(gè)因素本煤層埋藏較深，煤層可采線在-250m，最深處到-850m表土層厚度大120~160m本瓦斯及涌水比較小,對開拓方式的選擇影響不大+32m4-1。18°142~157m，無流沙層；水表4- 井筒形式比井筒2工期。5受地形影響有足夠儲(chǔ)量的山嶺1井筒施工工藝、設(shè)備與工序比較簡341助提升能力小，2通風(fēng)線路3斜井井筒通過富含水層，內(nèi)煤層埋藏不地質(zhì)條件簡需要特殊法施工的緩斜123當(dāng)表土層為富含水層的沖積層或流沙層時(shí)，井筒容41井筒施工技術(shù)復(fù)雜，設(shè)備多，要求有較高2井筒裝備復(fù)雜，掘進(jìn)速度對不利于平硐和斜井的地形地質(zhì)條件都可①沿的有利位②井筒沿傾斜方向的有利位位于中部時(shí)，石門較短，沿石門的工程量較??；井筒位于，免穿過村鎮(zhèn)居民區(qū)古跡保護(hù)區(qū)陷落區(qū)或采空區(qū)洪水浸入?yún)^(qū)盡量避免橋涵工程，，附近有河流或水庫時(shí)要考慮避免一旦決堤的及防洪措施，，因?yàn)榈屯咚沟V井面積大（南北長平均8.0km，東西傾斜寬平均4.0km面積平均28.0km2）,所以工業(yè)場地內(nèi)布置主立井、副立井，南北邊界處各布置一個(gè)回，， 14-3#鉆孔東南方①工業(yè)場地位于及儲(chǔ)量中心，便于兩翼均衡開采②工業(yè)場地所在地?zé)o村莊，不需拆遷，可降低投資、縮短建井工期③工業(yè)場地位于斷層天窗之上，減少了保護(hù)煤柱④工業(yè)場地兩側(cè)首采塊段埋深淺，煤層賦存條件較好本煤層傾角大，跨度不大，首采16#煤層賦存標(biāo)高在-150m~-900m之間，階750m。4-1～4-4所示。16#煤層底板巖層中；通風(fēng)方式采用兩翼對角式通風(fēng),4-1所示；4-2所示；大巷和回風(fēng)大巷皆為巖石大巷，布置在16#煤層底板巖層中；通風(fēng)方式采用并列式通風(fēng),4-3所示；4-4所示。方案二、方案四的主要區(qū)別在于采用兩翼對角式通風(fēng)還是并列式通風(fēng)，從技術(shù)4-1方案一：雙立井兩水平開拓（兩翼對角式式通風(fēng)4-2方案二：雙立井單水平開拓（兩翼對角式通風(fēng)圖4-3方案三：雙立井兩水平并列式通圖4-4方案四：雙立井單水平并列式通4-5～4-9 基價(jià)(元費(fèi)用（元費(fèi)用（元初期基建費(fèi)用（萬818巷基建費(fèi)用小 生產(chǎn)費(fèi)用（萬元煤量（萬提升高基價(jià)（元費(fèi)用（元涌水量時(shí)間服務(wù)年限基價(jià)（元煤量（萬平均運(yùn)距 基價(jià)(元費(fèi)用（元費(fèi)用（元初期基建費(fèi)用（萬818巷山66生產(chǎn)費(fèi)用（萬元煤量（萬提升高基價(jià)（元費(fèi)用（元涌水量時(shí)間服務(wù)年限基價(jià)（元煤量（萬平均運(yùn)距3數(shù)量數(shù)量基價(jià)(元費(fèi)用（萬費(fèi)用（萬初期基建費(fèi)用（萬主井開86副井開1284場巷巷煤量（萬提升高基價(jià)（元費(fèi)用（萬元立井提升涌水量時(shí)間服務(wù)年限基價(jià)（元煤量（萬平均運(yùn)距基價(jià)/元生產(chǎn)費(fèi)用小計(jì) 數(shù)量基價(jià)(元費(fèi)用（萬費(fèi)用（萬初期基建費(fèi)用（萬主井開86副井開128場巷巷基建費(fèi)用小 煤量（萬提升高基價(jià)（元費(fèi)用（萬元立井提升涌水量時(shí)間服務(wù)年限基價(jià)（元煤量（萬平均運(yùn)距基價(jià)/元生產(chǎn)費(fèi)用小計(jì) 方案名 方案 方案 方案 方案費(fèi)用/萬 4

百分比 4-104- 數(shù)量基價(jià)(元費(fèi)用（元費(fèi)用（萬元初期基建費(fèi)用（萬主井開86副井開1284場巷巷煤量（萬提升高基價(jià)（元費(fèi)用（萬元立井提升涌水量時(shí)間服務(wù)年限基價(jià)（元煤量（萬平均運(yùn)護(hù)大巷長度路長度大巷數(shù)量基價(jià)（元1用基價(jià)（元4計(jì)7 數(shù)量基價(jià)(元費(fèi)用（元費(fèi)用（元初期基建費(fèi)用（萬巷基建費(fèi)用小 生產(chǎn)費(fèi)用（萬元煤量（萬基價(jià)（元費(fèi)用（元涌水量時(shí)間基價(jià)（元煤量（萬線路長度基價(jià)（元4-翼各布置一個(gè)，軌道大巷、膠帶機(jī)大巷都布置在16#煤層底板巖石中。6.5m33.18m2，井筒內(nèi)裝備一16t的雙箕斗，井壁采用混凝土砌壁支護(hù)方式，表土段采用凍結(jié)法施工。此外，還布置有檢修道，動(dòng)力電纜，照明電纜，通訊信號(hào)電纜，人行臺(tái)階等設(shè)施。主井?dāng)嗝嫒鐖D4-13，4-144-174-18.（1）聯(lián)系著井筒提升和井 升降人員等各項(xiàng)工作服務(wù)，是井下的總樞紐。根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計(jì)規(guī)范》4.2.1要求:井底車場布置形式應(yīng)根據(jù)大巷方式，通過車場的貨載量、井筒提升方式、井筒與主要大巷的相互位置，地面生產(chǎn)系統(tǒng)布置和井底車場巷道及主要硐室所處的圍巖條件①大巷采用固定式礦車時(shí)，宜采用環(huán)形車場②當(dāng)井底煤炭和輔助分別采用底卸式及固定式礦車時(shí)，宜采用折返與環(huán)形相③當(dāng)大巷采用帶式輸送機(jī)運(yùn)煤，輔助采用無軌系統(tǒng)時(shí)，宜采用折返式或折返式與環(huán)形相結(jié)合形式的車場；若輔助采用有軌系統(tǒng)，則宜采用環(huán)形形式的車場。④采用綜合開拓方式的新建礦井或擴(kuò)建礦井，井下采用多種方式時(shí)，應(yīng)結(jié)合石、大巷材料及設(shè)備輔助采用蓄電池電機(jī)車牽引固定式礦車，工作面斜巷采用無極繩4-19。1-2-3-4-5-6-7-8-水泵房9-等候硐室10-醫(yī)療室11-變電所12-清倉絞車硐室4-19井底車場平面圖（2）牽引方4500×1060×1600151.5t礦車組成。4545t681t6m25m的圓、副井系統(tǒng)硐室由水泵房水倉清理水倉硐室變電所調(diào)度及等候室組成，、20mQ0=387×8=3096根據(jù)水倉的布置要求，水倉的容量為式中

QS

（4-醫(yī)療硐室、機(jī)修硐室、井下材料庫、庫、換矸硐室、乘人車場等1）大 B——輸送機(jī)邊緣至巷道壁的最小距離，主要巷道取800mm，采區(qū)巷道一般300~500d1——膠帶輸送機(jī)寬度，d1＝1400+120=1520mm；d2——蓄電池式電機(jī)車的寬度，d2＝1060mm；d3——蓄電池式電機(jī)車與皮帶機(jī)間距，d3＝310mm；c——910mm。 +310+910=4600大巷的斷面和特征表如圖4.2.7，石門選用的斷面與大巷相同井線 1.516t6.570033.184505044.1844.18井井 1.51t礦車雙層四車窄罐1t礦車雙層四車寬罐7.269140.715005066.4778.54井井600600 11.526.03230m(北 240(南428.27536.32650.262）輔助大輔助大巷為一條雙軌巷道，并作進(jìn)風(fēng)巷使用，設(shè)人行道 （B2——軌道大巷寬度，mm；a——1300mm；300~500mm610d1、d2——蓄電池式電機(jī)車的寬度，d1＝d2＝1060c——蓄電池式電機(jī)車的間距，630mB2= +630=21年版）1920條有關(guān)安全間隙的要求而確定其斷面尺寸，并按通風(fēng)要求驗(yàn)算其1010大巷斷面設(shè)計(jì)噴B=460033圍巖類別斷面(m圍巖類別斷面(m凈掘進(jìn)尺寸高噴射厚度 桿長度方式外露排列間距錨 規(guī)格凈周長 備巖石0000 .7寬掘每米工程量及材料消耗量表掘進(jìn)掘進(jìn)圍巖工程量類別巷道墻角巖石錨桿數(shù)量(根噴射材料材料消耗表鋪底錨桿重 注眼樹脂鐵(k)(個(gè) 粉刷面10.5 斷面特征 斷面掘尺寸 桿凈掘?qū)捀吖こ塘?根 助采用蓄電池電機(jī)車牽引1.5噸固定箱式礦車。主要大巷（膠帶輸送機(jī)大巷和輔助運(yùn)前經(jīng)驗(yàn)表明，由錨桿和噴射混凝土組成的巷道，可使每米巷道的剛才消耗量降低40~100kg60%，縮小巷道斷面，從而加快巷道掘進(jìn)速度。準(zhǔn)備方式—3.50m18°1.4t/m3。0.07～3.38m3/t10m3/t230m左右。30m30m的保護(hù)煤柱。采區(qū)軌道上山和上山布置在煤層中，水平間距30m，外側(cè)各留設(shè)30m保護(hù)煤柱。各區(qū)段巷道采150m200m51240m5-1、5-2所示。230m。 1610116102工作面，如此依次開采。運(yùn)煤系統(tǒng)路線如下工作面→區(qū)段平巷→采區(qū)上山→采區(qū)煤倉→大巷→井底煤倉→主井→地面。輔助系地面→副井→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)上部車場→區(qū)段回風(fēng)平巷→工作面。地面→副井→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)中部車場→區(qū)段平巷→工作面→區(qū)段軌道平巷→采區(qū)上部車場→回風(fēng)斜井。區(qū)段平巷機(jī)機(jī)頭硐室時(shí)產(chǎn)生的少量矸石，采用礦車經(jīng)輔助路線由副井運(yùn)出地面工作面→區(qū)段平巷→采區(qū)軌道上山→軌道大巷→副井→地面AM-50縮帶式輸送機(jī)，JBT-52-2局部扇風(fēng)機(jī)。掘進(jìn)時(shí)機(jī)接刮板機(jī)和可伸縮膠帶輸送機(jī)。將其縮到25~50m，并將可伸縮帶式輸送機(jī)延伸50~75m，機(jī)與刮板機(jī)的搭接長12.5m。A0=L×V0×M×γ×C0×10- （5-L——工作面長度，230m；M——首采區(qū)煤層厚度，3.50m；V0——工作面年推進(jìn)長度，V0330×7×0.61386（m/aγ——煤層容重，1.40A0=230×1386×3.50×1.40×0.93×10-6 （5-A0——工作面生產(chǎn)能力，1.45Mt/a則，AB=1.1×1×1.451.5Mt/a1.60Mt/a采區(qū)采出率=采區(qū)實(shí)際采出煤量/采區(qū)工業(yè)儲(chǔ)量×100% 北一采區(qū)工業(yè)儲(chǔ)量為：36.55Mt。采區(qū)上部車場基本形式有平車場、甩車場和轉(zhuǎn)盤車場三類。上部甩車場有使用安全、5-3所示。5-4所示。7474321 55 1巷采用輸送機(jī)連續(xù)時(shí)煤倉容量為上山輸送機(jī)0.5h的運(yùn)量本采區(qū)大巷和上300mm，其容量為： （5-Q0——10t；L——割煤機(jī)半小時(shí)運(yùn)行距離，105m；M——首采區(qū)煤層厚度，3.50m；B——進(jìn)刀深度，0.6m；γ——煤的容重，1.40Q=10+105×3.50×0.6×1.40×0.93=297.09R=（297.09/1.40/20/3.14）1/2=1.833.66m20m451.7t，能夠滿足要23~4.5m4m。316#3.50m18°1.4t/m3。，根據(jù)地質(zhì)報(bào)告提供的采樣資料內(nèi)瓦斯含量為0.07～3.38ml/g，-600m以上瓦斯含量均低于3ml/g，但地質(zhì)報(bào)告沒有明確說明礦井瓦斯等級(jí)具有煤與瓦斯突出性，屬低，個(gè)，落差在8～23m，傾角為35～54°。230m1500m3.50m4m寬，3m10m煤柱雙巷掘進(jìn)。6-1。 支 SGZ-764/264采煤機(jī)、刮板輸送機(jī)、機(jī)及破碎機(jī)主要技術(shù)特征見表6-2、表6-3、表6-4、表6-5。（3）50m左右。6-1 技術(shù) 采高mf=截深m2 V mm 與采煤機(jī)配套牽引方 式 V技 m V 破碎機(jī)型號(hào)：PEM1000×650技 V A2

A-A-AAAA2A- 2

A-A-AAAA2A-

（6-式中Hmax——支架最大支護(hù)高度，m；則，Hmax=3.8+0.2=4.0 （6-hmin——煤層最小采高，2.9m；S2——200mm；a——50mmb——50mmHmin=2.9－0.2－0.05－0.05=2.66

P=6×M×γ×g×cosα×10- （6-M——工作面最大采高，3.8m；γ——上覆巖層密度，2.3×103α——煤層傾角，αmin=18°P=6×3.8×2.3×103×9.8×cos18°×10-6=0.49技術(shù) 型式高度m寬度m中心距m初撐力31）101m，幫要背實(shí)；當(dāng)機(jī)頭支架側(cè)護(hù)板（靠煤柱側(cè)）1m時(shí)，打兩根切200mm。工作面采用DZ35-20/110Q型單體支柱加鉸接頂梁進(jìn)行超前支護(hù)30m300mm30m一排單1m300mm30m1m301m帽。打好柱要上好繩并將柱與頂網(wǎng)或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人。1.8m0.8m當(dāng)機(jī)組行至工作面兩頭距巷道15m50m70m以外。mm環(huán)頂?shù)装迮c上一個(gè)循環(huán)頂?shù)装邋e(cuò)差過±50mm。機(jī)頭、機(jī)尾各10m要平緩過渡，防移架質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過±50mm。架間距要均勻，中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設(shè)，最大仰俯角＜7°，相鄰支架間不能有明顯錯(cuò)差（2/3200mm。350~550mm之間；移架過程50m，清煤人員必須面向機(jī)尾注意刮板輸送機(jī)、頂板、煤幫情況，以防發(fā)生意外。22臺(tái)端頭支架，其滯后普通支架一個(gè)循環(huán)，40m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。端頭支架底座嚴(yán)禁鉆底，以防壓住推移桿使機(jī)和工作面刮板輸送機(jī)機(jī)頭推在各點(diǎn)落煤處加設(shè)緩沖裝置3.5m/min150~200mm機(jī)組要掌握好采高，嚴(yán)禁割底割頂各級(jí)機(jī)嚴(yán)格把關(guān)，雜物（板皮、木料）進(jìn)入運(yùn)煤系統(tǒng)頂板及礦壓觀測措作面所有支架拉過后必須升緊達(dá)到初撐力；區(qū)段巷道超前工作面30m加強(qiáng)，對于失1)m。24小時(shí)正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表，見采煤工作面層面圖。Q= （6-Q——L——230m；S——0.6m；M——3.5m；γ——1.40t/m3；C——93%；Q=230×0.6×3.5×1.40×93%=628.86（t）Q0Q×日循環(huán)數(shù)=628.86×7 序號(hào) 三班122262 2226311機(jī) 363367端頭444822269 1 1168 0033 1113 工作面工人效率=工作面日產(chǎn)量/=4402.06/76=57.92(t/工CC1C2C3C4等組aC1100.03元/tbC230058.77t/工，C2為：C2=300/57.92=5.18(元/t)cC312.00元/t。d0.50元/Kwh電力費(fèi)=單價(jià)×（動(dòng)力用電消耗+照明用電消耗=0.50×(4.23+1.50)=2.87元=100.03+5.18+12.00+2.87=120.08(元6-8 1m2 m34m5t6個(gè)77t8%9人t/m3/6序號(hào)項(xiàng)目單位數(shù)量個(gè)/元2.73m3/t1.5Mt/a，根據(jù)以風(fēng)定產(chǎn)的要求20m4m寬，3m5m寬，3m高。采用膠帶輸送機(jī)運(yùn)m13.55m212m216mm1.9M20，Ф16-M20-1900。Z2360（后放1000mm。150×150×8mm15°，其余與頂板垂直。50×50mm、5.5×1.1mФ161.9mM20Z2360690mm托盤：采用拱形高強(qiáng)度托盤，規(guī)格為120×120×6mm200×300×50mm30mm15°700mm3m，嚴(yán)禁空班支護(hù)。如出現(xiàn)幫破碎，幫錨桿必須跟緊頂支 礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力、工作制度等井下設(shè)計(jì)的原始條件和數(shù)據(jù)見表7-1 項(xiàng)目單位數(shù)量12“三八”3h4d5m6789低性性750m1971m800m2086m2575m6632m4402.06t，掘進(jìn)面日產(chǎn)量440.20t，運(yùn)煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要大于各工作面的生產(chǎn)能力輔助根據(jù)1)方2)系井下系統(tǒng)包括運(yùn)煤系統(tǒng)、運(yùn)料系統(tǒng)、人員運(yùn)送系統(tǒng)、排矸系統(tǒng)回采工作面→區(qū)段平巷→采區(qū)上山→采區(qū)煤倉→大巷→主井→地面。掘進(jìn)工作面→區(qū)段平巷→采區(qū)上山→采區(qū)煤倉→大巷→主井→地面地面→副井→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→區(qū)段軌道平巷→回采工作面。地面→副井→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→區(qū)段軌道平巷→掘進(jìn)工作面。地面→副井→軌道大巷→井下系統(tǒng)如圖7-1所示采區(qū)設(shè)備選

圖7-1井下系；機(jī)型號(hào)為SGZ-764/264 輸送機(jī)型號(hào)為SSJ1200/M（A。設(shè)備技術(shù)特征見表7-2。； 技 m帶速類型寬度型號(hào)功率電壓V2)能力驗(yàn)設(shè)計(jì)長壁回采工作面采煤機(jī)最大瞬時(shí)出煤能力為687.2t/h，工作面刮板機(jī)生產(chǎn)能力為700t/h，機(jī)的生產(chǎn)能力為750t/h，破碎機(jī)通過能力為1100t/h，平巷皮帶通過能1)上山設(shè)備選7-3。 技術(shù) m帶速類型寬度型號(hào)功率電壓Vmm軌距的軌道，負(fù)擔(dān)采區(qū)的輔助及人員。1t 式中T——最大提升循環(huán)時(shí)間，s；n——一次提升串車數(shù)，輛；q——礦車裝載質(zhì)量，kg；Ab——?jiǎng)t，T=3.6×8×6×1000/1.25/451.7=306(T135)(T135)232Lv

（7-式中L1——600m。νm=3.87-4。 mm755.9t/h，采區(qū)設(shè)1200mm7-5。 V 小礦車。小礦車選用MG1.1-6A型1t固定箱式礦車，架線電機(jī)車式選用ZK10-6/5507-67-7。 1t固定箱式礦車技術(shù)特征技術(shù)特征 容積t1 淮南礦山機(jī)械 t7 m7N速 V 臺(tái)21.5Mt/a106a礦井工作制度為“三八”16h330d礦井開拓方式為立井單水平開拓，水平標(biāo)高分別為+600m16t16t8-1。 單 -t m t2.5/6（Ⅱ8-2。 m m 綱 絲繩m 條 8- 鋼絲 直 第一 徑

絲

N鋼絲破斷拉力總和（N—HS——礦度，912m；HZ——裝載高度，30m；HX——卸載高度，20m。

（8- （8-a——0.8m/s2；t——30s

（8-As——小時(shí)提升量，t；An——設(shè)計(jì)年產(chǎn)量，1.5Mt/a；cBn——年工作日，330d；Tv——日提升時(shí)間，16h。

（8- （8-2——

（8-

間升量量

8-416t筒/m·s-筒/m·s-交-8×4×19-直徑單位重量/kg·m-每根繩總破斷力-42安 大---乘人面積罐籠總載重罐體自重最大終端載荷組合鋼罐道寬度院2~3度，實(shí)行“三八制”26034進(jìn)口要有利于防洪，不受粉塵等有害氣體污染裝有皮帶機(jī)的井筒不得兼作回裝有箕斗的井筒不得作為主要進(jìn) 并列式 9-1 煤層較（4kmm。煤層為緩斜煤層，煤層?xùn)|西翼上部露頭距地表均較淺。礦井年產(chǎn)量1.5Mt，為大抽出式主要通風(fēng)機(jī)使井下處于負(fù)壓狀態(tài)當(dāng)一旦主要通風(fēng)機(jī)因故停上運(yùn)轉(zhuǎn)時(shí)井下的壓力提高，有可能使采空區(qū)瓦斯涌出量減少，比較安全；，壓入式主要通風(fēng)機(jī)使井下處于正壓狀態(tài)，當(dāng)主要通風(fēng)機(jī)停轉(zhuǎn)時(shí)壓力， 1，上行風(fēng)須把引導(dǎo)到最低水平，然后上行，路線長被地溫加熱程度大，：“U”“Y”“Z”逆風(fēng)將各用風(fēng)地點(diǎn)計(jì)算值乘以1.2就是各用風(fēng)地點(diǎn)實(shí)際風(fēng)量。順而下，遇到分風(fēng)地點(diǎn)1）1%的要求計(jì)算。即： （9-式中Qai——iKai——i面Kai=1.2~1.6Kai＝1.5。4402.08tqgai=4402.08×2.73/(60×24)=8.34Qa大=100×qgai×Kai100×8.47×1.5=1251m3/min)9-2 工作面溫度 （9-式中Vai——23~26°CVai=1.6Sai——i15Qa大=60×1.6×151440 （9-式中4——Nai——i50人。Qa大：Qa大=4×50=200Qa大=1440 （9- （9-式中Sai——i個(gè)工作面的平均斷面積，15m2225m3/min)≤Qa大≤3600由風(fēng)速驗(yàn)算可知，Qa大=1440m3/min10m。局部通風(fēng)根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，按工作面回風(fēng)中瓦斯的濃度不得超過1％的要求計(jì) （9-式中Qai——iKai——iKai＝1.5。440.20tqgai=440.20×2.73/(60×24)=0.835Qa=100×qai×Kai=100×0.835×1.5=125.25 （9-式中4——4m3Nai——i40人。Qa=4×40=160Qa=160井下材料《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，大型材料庫風(fēng)量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min100m3/min。80m3/min。60~80m3/min80m3/min80m3/min。∑Q硐=100+80+80=∑Qd≥ （9-式中S——S12.5m2；∑Qd≥60×0.25×12.5×4=根據(jù)各用風(fēng)地點(diǎn)需風(fēng)量、采用由里向外配風(fēng)，礦井總風(fēng)量∑Q∑Q=K×(∑Q采+∑Q備+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它) 式中K——礦井通風(fēng)系數(shù)，取K=1.2；∑Q采——∑Q備——∑Q掘——∑Q硐——∑Q其它——其它巷道所需風(fēng)量，m3/min；∑Q=1.2×(1440+0+160×2+260+750)=Q= （9-式中N——N=400Q=4×400×1.2=3324m3/min。41.2就是各用風(fēng)地1）1.2倍，即：Q進(jìn)1.2×14401728（m3/min）掘進(jìn)工作面：Q掘=160×1.2=井下材料庫：Q爆=100×1.2=120（m3/min）機(jī)電硐室：Q機(jī)=80×1.2=96（m3/min）采區(qū)絞車房：Q絞=80×1.2=96（m3/min）其它巷道：Q其它=750×1.2=《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的煤礦主要巷道允許風(fēng)速值見表9-39-4風(fēng)門設(shè)置在上山的甩車道和繞道兩側(cè)新鮮進(jìn)入回中的一組構(gòu)筑物，密閉：設(shè)置在已回采區(qū)域平巷以及掘進(jìn)巷道的雙巷聯(lián)絡(luò)巷中進(jìn)入的通，，既能克服通風(fēng)時(shí)期的阻力，又能保證礦井在容易時(shí)期通風(fēng)機(jī)的效率不低于70%，所 無提升設(shè)備的和風(fēng)——8—8 —864 輔助大 區(qū)段平 巷2 <15294010%計(jì)算，擴(kuò)建礦井宜按井15%計(jì)算。通風(fēng)時(shí)期：副井井口2→3→4→5→6→12→7→8→9→10→11→地面。hfr （9-α——L——井巷的長度，m；通風(fēng)容易和時(shí)期的摩擦阻力計(jì)算見表9-5和9-67749-1圖9-2通風(fēng)時(shí)期立體 編號(hào)LUSQV1錨噴2錨噴3錨噴4錨噴5錨網(wǎng)67錨網(wǎng)8錨噴9 編號(hào)LUSQV1錨噴2錨噴553錨噴4錨噴5錨網(wǎng)267錨網(wǎng)28錨噴9錨噴2

（9- （9-式中1.15——為考慮風(fēng)有局部阻力的系數(shù)hrmin＝1.15×602.9＝693.3(Pa)hrmax＝1.15×1214.2＝1396.3容易時(shí)期和時(shí)期通風(fēng)總阻力均小于2940Pa，符合要求礦井通風(fēng)總風(fēng)阻計(jì) 礦井通風(fēng)等積孔計(jì)算式中R——

R= （9-A= （9-A——礦井等積孔，m2?？傦L(fēng)阻為：Rhrmin/Qfmin20.226（N·s2/m8）總等積孔：Armin=1.1896/R0.5=2.50（m2）總風(fēng)阻為：Rhrmin/Qfmax20.459（N·s2/m8）總等積孔：Armax=1.1896/R0.5=1.76（m2）9-72m2，通風(fēng)容易。時(shí)期總等積孔小于2m2，通風(fēng)中等。計(jì)算結(jié)果匯總見表9-8。 等積孔風(fēng)阻礦難中易 等積孔 210a；5°90%；風(fēng)量調(diào)節(jié)時(shí)，應(yīng)盡量避免采用風(fēng)硐調(diào)節(jié)本礦井進(jìn)、出井口的標(biāo)高差為300m，地面平均大氣壓力為98000Pa，夏季平均氣溫為25℃，冬季平均氣溫為-4℃，出平均溫度為25℃。則礦井自然風(fēng)壓可由以經(jīng)驗(yàn)求得

（9-R——287J/(kg·K)461287

Hn=0Hn=374.1hrsmin＝hrmin－Hn＋h損 （9-50Pa

h損失——通風(fēng)機(jī)附屬裝置和出口的風(fēng)壓損失，通常為20~50Pa，在此則，hrsmin＝984.6－374.1＋50＝660.550Pa

hrsmax＝hrmax－Hn＋h損 （9-Hn——表示時(shí)期通風(fēng)的自然風(fēng)壓，hn夏＝0h損失——通風(fēng)機(jī)附屬裝置和出口的風(fēng)壓損失，通常為20~50Pa，在此hrsmax＝1407.7＋0＋50＝1457.7(Pa)3）Q因有外部漏風(fēng)（防爆門和通風(fēng)機(jī)風(fēng)硐漏風(fēng)Qf必大于礦井總Qf （9-k——漏風(fēng)損失系數(shù)，不做提升用時(shí)取1.1

Qf＝1.1×55.4＝60.9hfRf×Qf2確定；通風(fēng)機(jī)特性曲線由選擇的主要通風(fēng)機(jī)確容易時(shí)期：Rrsmin=hrsmin/Qr1min2=660.5/60.92=0.178（N·s2/m8）時(shí)期：Rrsmaxhrsmax/Qr1max21457.7/60.920.393（N·s2/m8）容易時(shí)期：hrsminRrsmin×Qf2時(shí)期：hrsmaxRrsmax×Qf29-9 風(fēng)壓風(fēng)壓2K589-5所示，在圖上繪制風(fēng)阻線，并求出風(fēng)機(jī)的實(shí)際工況M1M2。2K589-10。 由于Nmin/Nmax＝72.2/109.5＝0.66>0.6，可選一臺(tái)電動(dòng)機(jī)，故通風(fēng)容易與時(shí)期均選 式中Ne——電動(dòng)機(jī)功率，kw；Ne＝109.5×1.15/(0.93×0.95)＝142.5 hfs(198hfs(198 功率電壓電流電壓電流報(bào)主要通風(fēng)機(jī)管理，制定措施，報(bào)省（區(qū)）5%15%；置一套通風(fēng)機(jī)和一部備用電動(dòng)機(jī)。備用通風(fēng)機(jī)或備用電動(dòng)機(jī)和配套通風(fēng)機(jī)，必須能在10裝有主要通風(fēng)機(jī)的出口，應(yīng)安裝防爆門1次。改變通風(fēng)機(jī)轉(zhuǎn)數(shù)或風(fēng)葉角度時(shí)，117條有關(guān)規(guī)定；危及井下工人的生命安全，我國《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定要求在10min內(nèi)能把礦井反轉(zhuǎn)過來，而且要求風(fēng)量不小于正常風(fēng)量的60％。本設(shè)計(jì)采用反風(fēng)道反風(fēng)，即在出另開反在采煤工作面以及與其相互連接的上下平巷設(shè)置瓦斯儀檢測中瓦斯含量嚴(yán)格掌握風(fēng)量分配，保證各個(gè)工作面和機(jī)電硐室有足夠的新按井下在冊人員配備式自救器3m利用環(huán)境安全監(jiān)測系統(tǒng)，及時(shí)測定中的煤塵濃度防塵、灑水、降塵系統(tǒng)，對煤流各點(diǎn)必須經(jīng)常噴霧灑水相鄰煤層所有機(jī)道和回風(fēng)道必須設(shè)置隔爆木棚采掘工作面的工人應(yīng)按規(guī)定佩戴防塵帽和防塵打開煤柱放水時(shí)表10- 設(shè)計(jì)礦井基本技術(shù)經(jīng)濟(jì)指 12層43m45（1）（2）6（1）d（2）班37（1）（2）8a9amm低（1）（2）（指井筒形式、水平數(shù)（1）m（1）個(gè)1（2）個(gè)0m（1）m（2）m個(gè)2，存在圍巖應(yīng)力作用下表現(xiàn)為頂板極易離層冒落難以形成承載結(jié)構(gòu)兩幫移近、環(huán)。該類回采巷道采用傳統(tǒng)支護(hù)方式如工字鋼支架、U型鋼可縮支架支護(hù)時(shí)不僅在掘進(jìn)影，0.3～3m易與上部巖層離0.5m時(shí)（0.5m厚的隨采隨冒的軟弱巖層不能叫偽0.5~3.0m之間，而煤皮與頂板又易分離或0.5~3.0m，其上為較硬巖層或咬合住的斷裂巖塊，再生頂板與它又1所示。2所示。3所示。圖 圖 圖 圖 200~400mm。5~8m以上。1。 τ= （2-式中Cr————層面處的黏結(jié)系數(shù)；στ2-層巖層的這一活動(dòng)過程可以按均布載荷作用下的固定梁或簡支梁變形破壞過程的分析加以說明。6所示。圖 圖 H為 式中ζ————壓縮蠕變系數(shù),0.5~0.7；hk————kσk、γk————k60°~80°；n————n=4其中，可按下述步驟確定冒落空間上方露分層的層位hiLiLi=Li－1－2hi－1cotδ Lji。設(shè)巷道頂板巖層各分層的順層抗拉強(qiáng)度及重力密度分別為σi、γ（i=123…k…n況 （2-Lj（i=123…k…n7為開掘巷道后巖體的受力情況，N為垂直應(yīng)力，F(xiàn)NNN FFFFNNN圖 2.1MPa25.3MPa。在巷道頂?shù)装逯谐霈F(xiàn)拉主應(yīng)力的絕對值大9所示，巷道頂?shù)装逯谐霈F(xiàn)了范圍較大的卸壓區(qū)(應(yīng)力降低區(qū))，巷道頂?shù)装灞砻?/4左右，由頂板表面向上及由底板向下垂直應(yīng)力降低2.251/21.7m左右范圍內(nèi)，應(yīng)力集中系數(shù)仍達(dá)到1.25。側(cè)壓系數(shù)人對圍巖的應(yīng)力分布影響較大，λ<1時(shí)，巷道兩幫是應(yīng)力增高區(qū)。在模λ=0.3所模擬出的結(jié)果符合以上所述的規(guī)律。巷道兩幫在高集中應(yīng)力的作用下，容易圖 圖 125mm142mm10所示。10中位移不連續(xù)處即為頂板離層發(fā)生處，由于復(fù)合頂板中各薄巖層節(jié)理、裂隙發(fā)圖 傳統(tǒng)的懸吊組合梁組合拱等錨桿支護(hù)理論是根據(jù)處于彈性狀態(tài)的完整巖體，C、內(nèi)摩擦角E的作用，未涉及(巖特別是處于峰后區(qū)圍巖強(qiáng)度得到強(qiáng)化，提值強(qiáng)度和殘余強(qiáng)度。uasin

(pcctg)sin(1sin)(pi

（3-(pcctg)(1sin)R pi

（3-p——原巖應(yīng)力；pi——支護(hù)阻力；a————G——3-13-2p，反映巖石強(qiáng)度性質(zhì)的內(nèi)摩擦角和粘聚力cp是定值，1錨固體破壞前后的內(nèi)聚力C、C*、內(nèi)摩擦角、*、錨固體極限強(qiáng)度1

23破裂巖體中布置的錨桿強(qiáng)化了巖體的和*，*的強(qiáng)化大于的強(qiáng)化，與* 破裂巖體的和*隨 0 0聯(lián)合支護(hù)并非是各種支護(hù)構(gòu)件的簡單疊加，而是應(yīng)該適應(yīng)巷道圍巖非線性大變形的特點(diǎn)，σσ0ε圖 ABAD點(diǎn)，仍處A圖 錨桿與圍巖耦合作用分析。傳統(tǒng)的組合拱設(shè)計(jì)觀點(diǎn)認(rèn)為，巷道圍巖打入錨桿后所αα45°。根據(jù)數(shù)α剛度上相差兩個(gè)數(shù)量級(jí)時(shí)，錨桿的作用范圍比通常認(rèn)為的錨桿頂端沿45°向下的區(qū)域增加60%10MPa10GPa時(shí)，通常的認(rèn)識(shí)才45°范圍內(nèi)。模擬結(jié)果GPa20%10MPa時(shí)，才是通常認(rèn)Py發(fā)生集中。212143643 圖 kN的錨桿數(shù)量只占1/4。在多數(shù)情況使錨桿(索)初錨力很快下降，實(shí)際上成為支護(hù)。20世紀(jì)80年代以前，我國只在簡單條件下使用普通圓鋼錨桿，桿體直徑一般為14mm，16mm，18mmQ235235MPaI00kN以下；8020MnSiB級(jí)螺紋鋼作桿體，桿體18mm，20mm，22mm340Mpa100Nk以上，進(jìn)行分類：σs340MPa為普通錨桿；340MPaσs600MPa為高強(qiáng)錨桿；σs600MPa為10kN預(yù)緊（應(yīng)）14所示。15所示。16所示。板的安全可靠性要求更高而強(qiáng)調(diào)一些。復(fù)合頂板層狀賦存松散煤體巷道應(yīng)該遵循“幫頂同圖 hh圖 圖 （b）300Nm12-15kN，因此高預(yù)緊力錨桿能夠明顯提高錨桿安裝質(zhì)量。10m范圍內(nèi)松動(dòng)較為嚴(yán)重；工作面前方支承壓力明顯影響的范圍小（15~20m，作用時(shí)間短（5~10M和減摩措施提高預(yù)緊力；W型鋼帶系列，可供不同條件的巷道支護(hù)使用；。采取必要的輔助支護(hù)措施條件下煤巷的一個(gè)共同特點(diǎn)是圍巖破壞范圍和變。在試驗(yàn)巷道中每10-20m安裝一臺(tái)，利用該儀器外露端的顏色和數(shù)值，可以非常直觀地觀。加強(qiáng)回采工作面前方的超前支護(hù)條件下的煤巷從掘進(jìn)至本回采工作面采。巷圍巖的穩(wěn)定性可分為非常穩(wěn)定(I類)、穩(wěn)定(II類)、中等穩(wěn)定(III類)、不穩(wěn)定(IV類)和極不穩(wěn)定(V類)54。19978月)5hh=(100- （4-式中MRB——地質(zhì)力學(xué)分級(jí)指標(biāo)；LbSb1Sb2的確定

（4- （4- 4 I一般為一側(cè)己采空的圍巖較穩(wěn)定的回風(fēng)10m；煤質(zhì)中硬煤柱應(yīng)力集中的影響；煤柱影響系數(shù)0.等V I桿體直徑>16mm1.6~1.8m0.8~1.2m64~80穩(wěn)1.6~2.0m0.8~1.0m1.6~2.0m0.8~1.0m1.8~2.4m0.6~1.0m錨桿+W鋼帶+18~221.8~2.40.6~1.0V18~242.0~2.60.6~1.0Le （4-式中Lc——D根據(jù)材料力學(xué)計(jì)算出錨桿直徑 （4-式中P——0.1Ls （4-式中L1——L2——錨索的外露長度，對頂板而言，L2為冒落帶(或離層)制能力。目前，常使用的鋼帶有：鋼板鋼帶、W型鋼帶和圓鋼鋼帶。強(qiáng)錨桿支護(hù)的預(yù)緊力，提高錨桿預(yù)緊力是防止頂板離層的重要；張榮立，何國緯，李鐸.《采礦工程設(shè)計(jì)手冊》[M].：煤炭工業(yè)戴紹城，李世文，李芬等.《高產(chǎn)高效綜合機(jī)械化采煤技術(shù)與裝備》[M].：煤炭工業(yè)鄭西貴，李學(xué)華.《采礦AutoCAD2006與提高》[M].徐州：中國礦業(yè)大學(xué) 楊孟達(dá).《煤礦地質(zhì)學(xué)》[M].：煤炭工業(yè) 工業(yè)中配煤礦總公司物資供應(yīng)局.《煤炭工業(yè)設(shè)備手冊》[M].徐州：中國礦業(yè)大學(xué)， 中國煤炭建設(shè).《煤炭建設(shè)井巷工程概算》[M].：煤炭工業(yè)煤炭科技名詞審定.《煤炭科技名詞1996》[M].：科學(xué)竇林名，鄒喜正，曹勝根等《煤巷圍巖控制與監(jiān)測》[M]．徐州：中國礦業(yè)大學(xué)，林在康，李希海.《采礦工程專業(yè)畢業(yè)設(shè)計(jì)手冊》[M].徐州：中國礦業(yè)大學(xué)，中國煤炭建設(shè).《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計(jì)規(guī)范》[S].：中國計(jì)劃，杜計(jì)平，孟憲銳.《采礦學(xué)》[M].徐州：中國礦業(yè)大學(xué)，岑傳鴻《頂板防治》[M]．徐州：中國礦業(yè)大學(xué) 版社 孫久政，萬清生，劉欽德《回采巷道薄煤層復(fù)合頂板控制技術(shù)及工程實(shí)踐》[M]．：煤炭 工程．2001，20（1：53- 與安．2008，25（3：286- 穆海洋，畢業(yè)武，蒲文龍．復(fù)合頂板回采巷道錨，梁，網(wǎng)+錨索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)[J]護(hù)．2009，1：28-31張士環(huán)，朱貴旺，尹建國．復(fù)合頂板煤巷預(yù)拉力錨桿(桁架)支護(hù)技術(shù)[J]．礦山壓力與頂 板管[48]王永祥，韓恒梅．軟厚煤層復(fù)合頂板的錨網(wǎng)支護(hù)設(shè)計(jì)與施工[J]．煤炭工程 [39]宋鈞，陳衍寬，李潤河，韓復(fù)生，祝文德，馬春玉．錨網(wǎng)支護(hù)在復(fù)合巖層條件下的應(yīng)[J]2005，36（615-[40][J]6TriggeringofSeismicityRemotefromActiveMining

ByDepartmentofMiningEngineering,Queen’sUniversity,Kingston,Ontario,CanadaObservationsofseismicityandgroundcontrolproblemsintheSudburyminingcamphaveshownthatlate-stage(young)sub-verticalstrike-slipfaultsaresensitivetosmallmining-inducedstresschanges.Thestrength-limitednatureofstressmeasurementsmadeintheregionindicatesthatthesestructuresareinastateofmarginalstability.Numericalcontinuummodelsaredevelopedtoyzethebehaviorofsuchstructures.Inthemodels,shearstrainlocalizations(faults)evolvesuchthatthereiscloseinctionbetweenthefaultsystem,stresses,andboundarydeformation.FaultslipactivityinthesesystemsisnaturallysporadicandreproducesthecommonlyobservedGutenberg-Richtermagnitudefrequencyrelation.Itisshownthatarelativelyminordisturbancetosuchasystemcantriggersignificantseismicityremotefromthesourceofthedisturbance,abehaviorwhichcannotbeexinedbyconventionalnumericalstressysismethodologies.Theinitiallyuniformorientationofthestressfieldinthesesystemsevolveswithincreasingdisorder,whichexinsmuchofthescattercommonlyobservedindatasetsofstressmeasurements.Basedontheseresults,implicationsforstressmeasurementprogramsandnumericalstabilityysisoffaultsinminesarediscussed.:Triggering,microseismicity,stressysis,rockbursts,faultThemajorityofseismiceventsarounddeephardrockminesoccurclosetoexcavationboundaries.Theseeventsarerelatedtomining-inducedstresschangesleadingtodamageinvolvingfracturingofintactrockorslipalongpre-existingdiscontinuities.Extractionlayoutsleadingtohighlystressedstructuressuchaspillarsandabutmentsareparticularlypronetoinducedseismicity.Withappropriatecalibrationofrockmassstrength,numericalstressysiscanbeusedtoestimatetheextentoffracturingandthereforetheextentofnear-excavationseismicity(Becketal.,1997;PotvinandHudyma,2001;BeckandBrady,2002).Characteristicsofnear-excavationseismicityincludeswarmsofeventstriggeredbyproductionblasts(whichcausearapidchangeinthestressfield),followedbyagradualdecayineventfrequencytobackgroundlevelsoveraperiodofhoursordays.Theregularityinthefrequencyandlocationofnear-excavationeventsmakesthistypeofseismicityamanageableminingproblem.Acertainamountofseismicityalsooccursfurtherawayfromminingexcavationsandappearstobeuncorrelatedintimeandspacewithminingactivities.Eventshavebeenrecordedofmetersawayfromactivemining.Onthebasisofsourcelocations,ithaslongbeenrecognizedthattheseeventsaretheresultofsliponpreexistingstructuressuchasfaults,dykesorcontacts(Smithetal.,1974;Gayetal.,1984).Althoughthenumberofeventsclosetominingexcavationboundariesvastlyexceedsthosefurtheraway,thelatterareofgreatconcerntominingsincetheytendtobeoflargermagnitude,increasingtheriskofrockburstdamage.Sinceneithertheirlocationnormagnitudecanbepredictedinadvance,minesmustconsequentlymakemoreextensiveuseofheaviergroundsupporttocontrolpotentialrockburstdamagethanwouldberequiredifeventswereonlylocatedclosetoactiveminingexcavations.Duetothecomplexgeometryandgeologicalenvironmentofmostminesandtheavailabilityofnumerouscommerciallysupportedcodes,numericalstressysisisthetoolofchoiceforthemajorityofminingstabilityysis.However,onlyalimitedamountofsuccesshasbeenobtainedinusingnumericalmodellingtounderstandseismiceventsonfaultsa