往年設(shè)計參考08級采礦

Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslationpart.Thegeneralpartisanewdesignofxiaoyugoumine.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofminingarea;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.Xiaoyugouminelocatesatthenortheastofzhunge`erMinearea,ithasalengthof3.8kmintheeastandwestdirectionwhileawidthof3.0kminthesouthandnorthdirectiononaverage.ThetotalareaisApproximay11.4km2.Themaincoalseaminthemineisonlyone,whichisthe6#coalseam.Theaverageangleis3degree,whilethethicknessisabout12.0m.Theminefieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare92.33milliontons.Therecoverablereservesare87.61milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.2milliontonsperyear.Theservicelifeis56.16years.Thenormalflowofthemineis20m3perhourandthemaxflowofthemineis30m3perhour.TheRelativegasdischargetyis1.08m3perton.ThusitisLowgaseousmine.Thecoaldustoftheminehasnon-explosionhazard.Butthecoalseamiseasilyspontaneouscombustion.ThelevelofspontaneouscombustionisI.Thedevelopmentofthemineissinglelevelwithslopedevelopment.Thenumberoftheworkingfacesisonlyone.Comprehensivemechanizationputsinthetopcoaltechnologyistheminingmethod.Severalbeltconveyersundertakethejobofcoaltransportinthemine,whiletheauxiliarytransportationsystemdependsonthetracklessrubber-tyredcar.Theventilationtypeiscentralizedjuxtapose.Theworkingdaysinayearare330.Everydayittakes16hoursinliftingthecoal.Theworkingsysteminthemineis“three-eight”.Thetitleofthespecialsubjectpartis“Thetheoreticalresearchonthepredictionofgroutamountinbackfillofcollapsezoneincoalmining”.Apredictionmethodofgroutamountincollapsezoneisputforwardbystudyingtheregularityofthevirginroofmovementandrockcrack-expansioninthecollapsezone,whichprovidesabasisforthebackfillprojectincollapsezone.Thetranslatedacademicpaperisabouttherockbolts.Itstitleis“yticalmodelsforrockbolts”.:stripdistrict;comprehensivemechanizationputsinthetopcoal;thetracklessrubber-tyredtransport;centralizedjuxtaposeventilation 一般部礦區(qū)概述及地質(zhì)特 礦區(qū)概 地質(zhì)特 煤層特 2境界和儲 2.1境 礦井儲 礦井工作制度、設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年 礦井工作制 礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年 4開 4.1開拓的基本問 礦井基本巷 準(zhǔn)備方式——帶區(qū)巷道布 煤層地質(zhì)特 帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系 帶區(qū)車場選型設(shè) 采煤方 采煤工藝方 回采巷道布 井下..........................................................................................................概 帶區(qū)設(shè)備選 礦井提 概 主副井提 礦井通風(fēng)及安全技 概 礦井通風(fēng)方 礦井風(fēng)阻計 礦井通風(fēng)設(shè)備選 防止特殊的安全措 設(shè)計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指 專題部煤礦開采冒落區(qū)注漿充填量預(yù)計研 緒 問題的提出與研究意 文獻綜 主要研究內(nèi)容及研究思 冒落區(qū)注漿量的影響因 巖體孔隙 巖體碎脹系 巖體軸向應(yīng) 注漿工 冒落區(qū)模型建 冒落區(qū)形態(tài)分 碎脹系數(shù)KP的確 冒落巖塊與頂板之間存在離層空 冒落巖塊充滿采空 冒落區(qū)注漿充填量的預(yù)計方 偽注漿預(yù)計方法概 預(yù)計方法具體步 研究主要結(jié) 參考文 翻譯部英文原 中文譯 致 礦區(qū)概述及地質(zhì)特礦區(qū)概礦區(qū)地理位置與交（一）小魚溝位于準(zhǔn)格爾煤田東北隅。其西界與東孔兌普查區(qū)相鄰；南以16Km2。 39°57′22″～39°59′05″ 周邊礦區(qū)位置關(guān)系見示意（1-1）。東北孔兌區(qū)小0南詳區(qū)查0黑黃南 21（二）

造至2020年能力將提高至6000萬噸/年長145Km，為工企Ⅱ級鐵路，能力可達800萬噸/年?！?09118Km。150Km109國道的一部雨雪天氣難以通行。區(qū)內(nèi)通線位置詳見圖1-2（交通位置圖。圖1- 礦區(qū)氣候條根據(jù)一九八八 溫可達38.3℃（196161日最低氣溫－30.9℃（1971120日7.2℃。月份。年降水量142.5～636.5mm，平均397.4mm。蒸發(fā)量遠遠大于降水量，年蒸發(fā)量1792～2115mm，平均2059.8mm；冬春兩季多為西北風(fēng)。年平均大21.340m/s104月1.5m20～150mm。200012次7礦區(qū)水文情表水體據(jù)水利頭道拐水文站觀測資料水位標(biāo)高最低（1978720日990.33m（1981926日55.2m3/s（1980627日5150m3/s（1981926日；年平5.74～24.30kg/m3。地質(zhì)特1.2.1地（Ⅰ（Ⅰ4煤田總的構(gòu)造輪廓為—東部隆起、西部坳陷，近S—N，向W傾斜的單斜構(gòu)造。北端地層轉(zhuǎn)為NW，傾向SW，南端地層轉(zhuǎn)為SW至EWNWN10°，構(gòu)造形態(tài)簡單。1.2.2地（一）太古界集寧群（Ar1in）66—4號鉆孔中見到，厚15m。（二）寒武系本組地層厚90m，與下伏張夏組（∈2Z）整合接觸10m，但層位較穩(wěn)定。與下伏白山組（∈3g）3、鳳山組（∈3f）上部為灰白、淺灰色薄層～厚層白云質(zhì)灰?guī)r及薄層本組厚86m，與下優(yōu)長山組（∈3C）整合接觸（三）奧陶系（四）石炭系本組地層厚5.27～42m，分布全區(qū)。與下伏地層中下奧陶統(tǒng)（O1+2）不整2、太原組（C3t）頂部為薄層灰色粘土巖、黑灰色砂泥巖、泥巖、不穩(wěn)6號煤層劃分到晚石炭世。（五）二迭系較純。l—5號煤層中3、5號煤層局部可采。含豐富的植物化石。本組厚度21～95m，分布全區(qū)。與下優(yōu)太原組（C3t）整合接觸。出露于2、下石盒子組40～120m，基本分布全區(qū)。在煤田北部不全或剝蝕。與下伏3、上石盒子組4、石千峰組上部主要為棕紅色泥巖、砂泥巖、粉砂質(zhì)泥巖及灰綠色細粒長石質(zhì)石（六）三迭系2、和尚為組（七）侏羅～白堊系（J—4～20m的黑灰色、灰綠色細晶～隱晶質(zhì)玄武巖，在煤田北392m，分布在煤田北部；小魚溝（八）第三系（九）第四系0～120m1.2.3地質(zhì)構(gòu)東向褶曲兩翼較寬緩一般10°以下南部窯溝背斜西北翼較陡傾角14°l7號鉆孔附近，以60°西延伸，到15270°西延出區(qū)外，背斜軸線微2.5～3Km3445502Km。向斜在30號鉆孔西側(cè)最低，向兩端，褶曲寬緩，兩翼傾角6西延伸，長約1.5Km，褶曲兩翼平緩，傾角l°～3°，表現(xiàn)為穹隆狀，已經(jīng)1.2.4水文地表水體據(jù)水利頭道拐水文站觀測資料水位標(biāo)高最低（1978720日990.33m（1981926日55.2m3/s（1980627日5150m3/s（1981926日；年平5.74～24.30kg/m319859月測120余m，孔內(nèi)無水位，又無大的斷裂與勾通，由此可見水不易補小魚溝位于準(zhǔn)煤田東北部構(gòu)造形為一單斜具次級波狀起伏流量一般較小水補給來源貧乏以大氣降水補給為主水位較深，均在百米之下。由于煤層直接充水含水巖組上部數(shù)層隔水層（泥巖、砂質(zhì)泥巖等的存在大氣降水補給者甚微由此決定了本水文地質(zhì)條件簡單，屬煤田補給區(qū)隙直接充水巖層主要為堅硬裂隙砂巖充水空間發(fā)育但因補給來源貧乏，抽水試驗結(jié)果證實，單位涌水量均小于0.001l/s·m。區(qū)內(nèi)有數(shù)層泥巖、粘土 煤層特煤層賦存條26、915.55m，煤系總140.70m9.4%。66969號表1- 煤層群賦存特夾矸平均(點數(shù)平均(點數(shù)平均(點數(shù)平均(點數(shù)6 9采本范圍內(nèi)主采煤層為6、9煤層，其它煤層均不具備開采價值6東北角尖滅煤層厚度變化在0.26～19.24m，平均厚度12.00m，最大厚度分布在中南部，煤層較穩(wěn)定。6號煤層屬復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層，夾矸最多達20層9號煤層：本區(qū)主要可采煤層，位于太原組下部，大部可采。在152號鉆孔為風(fēng)化煤煤層厚度0.10～7.24m，平均厚度3.55m煤層結(jié)構(gòu)簡單～復(fù)雜，最多夾矸11層，平均夾矸層數(shù)3層，單層夾矸最大厚1.00m左右，平0.26m，夾矸主要巖性為粘土巖、泥巖、炭泥巖。煤層圍巖性泥巖及軟弱夾層抗壓強度值較低（100Kg/cm2），其它各類巖石抗壓強100Kg/cm2。6號煤層頂?shù)装鍘r層大部分為泥巖、粘土巖，1126號煤層直RC＝50Kg/cm2，6號RC＝6lKg/cm2。66號板均為不穩(wěn)定巖層，應(yīng)對6號煤層頂板加強。6號煤層底板泥巖、粘土9100Kg/cm2，屬半堅硬巖類。9100根據(jù)兩個巖樣孔的統(tǒng)計，巖石抗壓強度值＜100Kg/cm2的占5％，屬軟100～250Kg/cm243％，屬半堅硬巖石；＞250Kg/cm2的5295％。煤的特（一）6所以定該層段為半暗型煤；6絲炭較發(fā)育，定為半亮型煤。9號煤層一般厚層狀，硬度大，以暗煤為主，（二）定量資料分析，本區(qū)煤層突出特征是絲質(zhì)組含量較高：6號煤層平均值為37.6%929.4%。礦物雜質(zhì)中粘土組占絕對優(yōu)勢，硫化物1%。（三）60.5588，9號煤層為0.5561，均屬Ⅰ變質(zhì)階段。與煤分類對照，相當(dāng)長焰煤。（一）1、水分62.92～13.54%5.56%；91.85～13.46%，4.75%。2、灰分617.67～29.87%23.17%9號煤18.35～39.08%28.19%，屬中灰煤。3、揮發(fā)分628.05～39.56%37.38%941.41%38.12%（二）1、硫本區(qū)硫分有由上往下逐漸增大的規(guī)律，6號煤層是全區(qū)硫分最低的可采90.60％～4.66％，平均1.85％，屬中硫煤。1.06％。26、90.03%、0.021%3煤層由3.0～24.76PPM，平均41.0PPM。砷多以砷黃鐵礦形態(tài)存在，所以硫業(yè)燃燒用煤要求砷的含量不得超過8PPM，所以使用前最好進行化驗檢查4（三）范圍較小，代表性強。本區(qū)精煤碳元素一般都在78～80％左右，氫元素多在16左右。（一）發(fā)熱量617.99～25.55MJ/kg23.11MJ/kg。9煤層原煤發(fā)熱量為15.44～25.86MJ/kg，平均值為21.62MJ/kg。均屬中高熱值（二）本區(qū)煤灰熔融性很高，也是該區(qū)煤質(zhì)主要特征之一，T2一般都大于1500T11500℃，各層均屬于“難熔灰分”煤。本區(qū)煤灰（三）低溫干餾各煤層平均值為：65.9%；96.1%，屬含油煤。根據(jù)原報告資料分析：6號煤層上段，煤質(zhì)較差，灰分較高，精煤回收率很低，屬于極難選煤；66號煤層屬接近難選煤。根據(jù)中國煤炭分類GB575－86低變質(zhì)煤的分類指標(biāo)為洗37％以上，煤類屬長焰煤（CY41）。6號煤層是本區(qū)主要可采煤層，煤質(zhì)最佳，屬中灰、低硫，其它有害元素磷、氯含量均不高，砷含量較高。全區(qū)均屬低變質(zhì)程度煤。6號煤層洗煤37～39%38.00%，粘結(jié)指數(shù)為零，煤種為長焰煤，發(fā)熱量（QgDT，）23.55MJ/Kg，含油率不高（T＝5.9）。6號煤層屬巨厚煤層，上段結(jié)構(gòu)復(fù)雜，原煤灰分高，可選性極差，9號煤層均屬中高灰煤，低中硫～中硫煤。其它有害元素均不高，砷含回收率屬。所以9號煤層，最適合火力發(fā)電和民用。瓦斯等開采技術(shù)條果瓦斯含量均不高，屬“低沼氣礦井”（5-4-1）。CH4N2CO2氣，根據(jù)原報告提供基礎(chǔ)資料在112號鉆孔簡選樣中縮選煤塵試驗樣，其試驗結(jié)果6號煤層。試驗證明該區(qū)煤的本身特性無煤塵性。2境界和儲2.1境2.1.1范小魚溝擬 位于 2.1.2尺由于該為近水平煤層，沒有十分明顯的與傾向，故以自然方向為基準(zhǔn)來確定尺寸。3.7km3.9km3.8km。2.5km3.2km3.0km。0°8°3°。賦存狀況如圖2-1所示。

圖2- 賦存狀況示意儲量計算基10.60m240%317.0mJ/kg43%5、煤層容重：6#1.4t/m3六煤煤層儲量計圖2- 六煤賦存狀況示意6

Z6zMS

Z6zMS12.0010.481.46Z6gZ121bZ122b

Z6gZ121b60%Z122b30%Z333kZ6gZ6Z6g(13%Z6

礦井工作制330d16h。礦井設(shè)計生產(chǎn)能力及服務(wù)年確定依2.2.1條規(guī)定：礦井設(shè)計生產(chǎn)能力應(yīng)根據(jù)礦井設(shè)計生產(chǎn)能1.2Mt/a礦井服務(wù)年87.61Mt,6#煤，4km。本礦井水源由準(zhǔn)旗水務(wù)所屬三拉溝水庫供給，距本礦工業(yè)場地10km。礦7km。概況經(jīng)設(shè)計生產(chǎn)能力取1.2Mt/a。T

式 T—礦井服務(wù)年限Zk—A—K—1.3~1.51.4。T表3- 新建礦井設(shè)計服務(wù)年礦井設(shè)計生產(chǎn)能力礦井設(shè)計服務(wù)年限第一開采水平設(shè)計服務(wù)年限6.0————井型校1612.00m，為特厚煤層，賦存穩(wěn)定，厚度變化不大。根2限，滿足《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》關(guān)于表3-1的有關(guān)要求。444.1開拓的基本問1234、確定礦井開采程序，做好開采水平的56、合理確定礦井通風(fēng)、及供電系統(tǒng)、1執(zhí)行國家有關(guān)煤炭工業(yè)的技術(shù)政策為早出煤出好煤高產(chǎn)高效、3、4必須執(zhí)行煤礦安全生產(chǎn)的有關(guān)規(guī)定要建立完善的通風(fēng)、井筒的確13°2低洼和采空區(qū)，不受崖崩滑坡和洪水。距水源、電源較近，礦井鐵路線短，道路布置合理3工業(yè)場35kV的再劃1設(shè)計開采煤層為6#煤層6#號煤層平緩傾角平均為3°最大僅8°，220m，且為近水平煤層，按照設(shè)計規(guī)范2小，平均為3°，最大8°，適宜沿主要延展方向做大巷，在大巷兩翼布置分帶工作面，這也是近水平煤層簡單、高效的準(zhǔn)備方式。故可將主要開拓巷開拓巷道主要可分為煤巷和巖巷，其技術(shù)比較見表4-1表4- 煤巖巷的技術(shù)比30～40m的保護煤柱，利于，采區(qū)發(fā)火時，不易封閉件開拓方案提出與比1筒掘至距6#煤層底板30m，在主井井底布置煤倉和6#煤分層大巷，副斜井掘至6#煤層底板布置輔助大巷回風(fēng)斜井掘至6#煤層布置布置回風(fēng)大 .00m，傾角14°，斜長895m;井筒裝備膠帶 開采6#層煤，大巷、輔助大巷和回風(fēng)大巷東西方向布置。沿南北

4-

井筒掘至距6#煤層底板30m，在主井井底布置煤倉和6#煤分層大巷，副斜井掘至6#煤層底板布置輔助大巷回風(fēng)斜井掘至6#煤層布置布置回風(fēng)主斜井井口標(biāo)高.00m16°819m;井筒裝備膠帶副斜井井口標(biāo)高.60m5°30′1781m；井筒采用低污染防爆無軌膠輪車，兼做進風(fēng)及安全出口。回風(fēng)斜井井口標(biāo)高.00m21°513m，承擔(dān)全礦井4-2所示。4-

井筒掘至距6#煤層底板30m，在主井井底布置煤倉和6#煤分層大巷，副斜井掘至6#煤層底板布置輔助大巷回風(fēng)斜井掘至6#煤層布置布置回風(fēng)大巷，同時在副斜井井底車場附近布置設(shè)備換裝硐室、井下變電所、水倉、水泵房、消防材料庫。主斜井井口標(biāo)高.00m16°819m;井筒裝備膠帶副斜井井口標(biāo)高.00m18°631m；井筒采用低絞回風(fēng)斜井井口標(biāo)高.00m21°541m，承擔(dān)全礦井開采6#層煤，大巷、輔助大巷和回風(fēng)大巷東西方向布置。沿南北方提升采用絞車牽引礦車?；仫L(fēng)斜井裝備行人臺階和扶手。如圖4-3所示。圖圖4- 斜井單水平開方案四：綜合開拓方式（主斜副立開拓方式在9#煤層在主井井底布置大巷；在今天掘副斜井、風(fēng)井，且為立井，副井掘至6#煤層底板布置輔助6#如圖4-4圖4- 綜合開拓（主斜副立開拓方式主斜井井口標(biāo) .00m，傾角14°，斜長899m;井筒裝備膠 .00m，井深207.00m；井筒采用低絞車牽引 2保護煤柱，如圖4-5所示。4-5方案四工廣保護煤柱s11104m2<12104m2

QMs前三個方案的巷道工程量比較見表4-2。表4- 可比項目井巷工程量比較1m2m3m4m5m6m7m8mmm4-3。 項目在井田北部邊界主井筒掘至9#煤層在主 至6#煤層底板 至6#煤層布置井，主井筒掘至距6#煤層底板30m，在主井井底布置煤倉和6#煤分層 井，主井筒掘至距6#煤底布置煤倉和6#煤分6#煤層底板布置輔掘至6#煤層布置布置554.00652.00652.0016.0030.0032.00備250.00210.00210.00884.00884.002183276.00246.00246.00項目20.0022.0022.00資3475.003341.004117.0010.2萬元。1、主井井筒傾角越第四系松散層距離年費用增加36萬礦井工業(yè)場地聯(lián)合布項目30天。越第四系松散層距離4、主井井筒傾角場內(nèi)聯(lián)絡(luò)公路距離較必要的安全設(shè)施硐室較為，綜采設(shè)備作面搬家大約需要5030天就可完成等優(yōu)點。礦井基本巷井B=1000mm600mm軌距檢修道。井筒斷面為半圓拱形，傾角為14°，斜長為895m。井筒斷面布置如圖4-6、圖4-7。墻拱水墻拱水巷33巷水拱0

圖4- 主斜井基巖3巷 水拱 3巷 水拱 圖4- 副斜井表土層斷拱水拱水巷圖4- 副斜井基巖段斷小鋪小鋪基墻拱水巷33類斷面(m掘進尺寸支凈周凈掘基寬高形厚度Ⅲ砼4-10

斷面(m)掘進尺寸支凈周凈掘基寬高形厚度Ⅲ錨33拱墻4-11井底車1井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要巷道的一組巷道和硐室的總稱它聯(lián)系井筒提升和井下兩大生產(chǎn)環(huán)節(jié)為提煤提矸石下料通風(fēng)排水供電和升降人員等各項工作服務(wù)是井下的總樞紐根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》4.2.1輔助，大巷輔助為電機車，井底車場布如圖4-12?；仫L(fēng)斜回風(fēng)斜井回風(fēng)斜回風(fēng)斜井落平大回風(fēng)大材 硐消防材料井底煤皮帶機尾6煤回風(fēng)大6 大6煤輔運大管子水泵房變電水3主井系統(tǒng)硐 (4-式中Qmc——井底煤倉有效容量，t；井底煤倉的有效容量可按礦井設(shè)計日產(chǎn)量的15%~25%3636t0.20，則需要副井系統(tǒng)硐20m1000m3/h以下時，主要水倉的有效容量應(yīng)能容納8h的正常涌水量。由于本礦井正常涌水量為20m3/h，所需水倉的容量為Q0=20×8=160Q式中Q——水倉容量，m3；S9m225m

(4-Q1=20×8=160其它硐機修硐室、消防車硐室、井下材料庫、庫、乘人車場等主要開拓巷主井大特征表如圖4-13。3巷水拱圖 主井大巷斷面煤 大皮線巷線皮線巷線斷面(m支護凈掘?qū)捀撷箜畔锼畨佇D4-14煤層大巷斷面輔運大巷其斷面如圖4-15斷面(m掘進尺寸支護凈掘?qū)捀吆穸娶箜畔?水溝拱(頂 基 鋪底小

圖4-15輔助大巷斷面巷線16巷線16巷線巷線類斷面(m支護凈掘基寬高形Ⅲ墻基墻基小計8565頂小計鋪拱(頂水巷錨桿(套砼4-16全規(guī)程》第19條，第20條有關(guān)安全間隙的要求而確定，并按通風(fēng)要求驗算煤層地質(zhì)特帶區(qū)煤層特帶區(qū)所采煤層為6#煤層。其煤層特征：6#煤層上段，是結(jié)構(gòu)十分復(fù)雜，煤層絲質(zhì)組平均值為37.6%。f=2.5~3.01.912~2.000。帶區(qū)的相對瓦斯涌出量為1.08m3/t，絕對瓦斯涌出量為1.61m3/min，該I級。煤層頂?shù)装褰Y(jié)泥巖及軟弱夾層抗壓強度值較低（100Kg/cm2），其它各類巖石抗壓強100Kg/cm2。6號煤層頂?shù)装鍘r層大部分為泥巖、粘土巖，1126號煤層直RC＝50Kg/cm2，6號RC＝6lKg/cm2。66號板均為不穩(wěn)定巖層，應(yīng)對6號煤層頂板加強。6號煤層底板泥巖、粘土水文地地質(zhì)構(gòu)帶區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造簡單，煤層起伏不大，煤層傾角為0°～8°，平均3°。且?guī)^(qū)巷道布置及生產(chǎn)系1）巷道布置簡單，巷道掘進和費用低、投產(chǎn)快2）系統(tǒng)簡單，占用設(shè)備少，費用少，通風(fēng)線路短方向轉(zhuǎn)折變化少同時使巷道交叉點和風(fēng)橋等通，長距離的傾斜巷道，使掘進及輔助、行人比較帶區(qū)巷道布15100米留設(shè)一個聯(lián)絡(luò)巷，保證盡快形2300m12.00m150故工作面長度取為150m5.4m，3.75m5m3.75mB為：B=175.4（m601工作面，然后依次開采下一個相鄰分帶，具體如下：601→602→603→604→U分帶斜巷鋪設(shè)B=1000mm的膠帶輸送機，煤炭到大巷膠帶運5-1帶區(qū)生產(chǎn)系

圖5-1巷道布置4輔助系帶區(qū)內(nèi)巷道掘進方帶區(qū)生產(chǎn)能力及采出帶區(qū)生產(chǎn)能力是指單位時間內(nèi)帶區(qū)內(nèi)同時生產(chǎn)的采煤工作面和掘進工作面產(chǎn)煤及帶區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)能夠保證的能力，一般以萬t/a表示。由于6#煤層厚度為12.0m，故采用大采高或綜放開采可滿足礦井產(chǎn)量需A0LV0M式中A0——γ——煤層容重，t/m3；

(5-作8小時，共進兩刀，每刀推進0.6m。若工作面正規(guī)循環(huán)率為0.97，則工作V0＝330×（0.6×4）×1.0×0.97＝768mA0=150×768×12ABk1k2式中AB——帶區(qū)生產(chǎn)能力；

(5-k1＝1.11k2=1。1.2Mt/a1.71Mt/a，因此能滿足礦井的產(chǎn)帶區(qū)采出率=帶區(qū)實際采出煤量/帶區(qū)工業(yè)儲量帶區(qū)內(nèi)工業(yè)儲量為：6.01帶區(qū)內(nèi)實際采出煤量為：7.26則：帶區(qū)采出率=6.01/7.26×100%=中厚煤層不低于0.8，薄煤層不低于0.85。設(shè)計首采帶區(qū)采出率為82.78%，帶區(qū)車場選型設(shè)井 采煤工藝方帶區(qū)煤層特征及地質(zhì)條6#12.00m3°t/3f=2.53.0斷口常具鋸齒狀及階梯狀。帶區(qū)內(nèi)無較大的斷層和褶鄒構(gòu)造。帶區(qū)的相對瓦斯涌出量為1.08m3/t，絕對瓦斯涌出量為1.16m3/min，該I級。預(yù)計本帶區(qū)開采時最大涌水量不超過30m3/h，正常涌水量為20m3/h對育，因此6號煤層頂板均為不穩(wěn)定巖層，應(yīng)對6號煤層頂板加強。6號確定采煤工藝方從煤礦開采的過程來看，采煤工藝主要有綜采、普采、采三種類型。就目前煤礦開采技術(shù)發(fā)展趨勢看綜采采煤工藝的重要發(fā)展方向2.0-3.5m，回采工作面煤壁增壓小，93-97%以上?；夭晒ぷ髅鎱?50m1800m。根據(jù)三機配套原則，確定工作面設(shè)備配套如表6-1表6- 工作面配套設(shè)1兗礦與太原礦山機械23回采工作面破煤與裝煤方MG300/700WD0.6m，1.2m。采煤機技術(shù)特征見表6-2。表6- 采煤機技術(shù)特兗礦與太原礦山機械廠聯(lián)mm最大t0.6m后停機；將支架拉過并順序40m左右，進刀方式如圖6-1所示。圖6- 端部斜切割三角煤進回采工作面運煤方工作面煤炭采用張家口煤礦機械生產(chǎn)的SGZC-764/400彎曲刮板輸送機。該刮板輸送機技術(shù)特征見表6-3機、平巷膠帶機選型詳見第7章井下部分表6- 前后刮板輸送機技術(shù)特mV回采工作面支護方1表明，支架是采煤工作面裝備中投資最多的設(shè)備，約占60%～70%，因本礦井第一水平首先開采6#煤層，煤層厚度一般在0.26～19.24m，平均按經(jīng)驗計算 (6-6計算；r——H——4.0mZFS6200/18/35,其主要技術(shù)參數(shù)如下：2ZT1P27000/17/35型端頭支架，其主要技術(shù)參數(shù)如下：3400mm支打交錯一排單體支柱；靠煤柱一側(cè)支打一路單托棚；Ф20cm×3.8m。采放比、放煤步距、放煤方1放比理想的狀態(tài)是所放頂煤充分松散破碎后增加的高度等于底層工作面的1112.82.03.0m。數(shù)據(jù)確定其采放比為1：2設(shè)計采煤機采高為4.0m，放煤高度為8.0m。1：3的相關(guān)規(guī)定。2 L(0.15~0.21)[(HM)

式中L——放煤步距，m；Mh——放煤口至煤層底板的垂高，mL=0.17[(12.0-4.0)-0.3]=12.0m312~15m45689回采工作面正規(guī)循環(huán)作120.6m1.2m。采用“三八”8小時，均執(zhí)行現(xiàn)場交環(huán)作業(yè)圖表，見采煤方法圖。勞動組織配備見表6-6表6- 勞動組織配備1113411135333966674483端頭551330611133QLSM1

(L

(6-式中Q——工作面循環(huán)產(chǎn)量，t；C2——工作面放煤范圍內(nèi)回采率Qd=4×Q=4×1203.76=4815 (6-420工作面主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)見表6-7表6- 工作面主要技術(shù)經(jīng)濟指1m2m3°34m5m617m89mt個4tm3/萬6根個/發(fā)/t/%元回采巷道布回采巷道布置方11.08m3/t1.61m3/min，屬U型通風(fēng)方式?；?15m回采巷道參故輔運平巷與回風(fēng)平巷巷設(shè)計斷面參數(shù)相同平巷設(shè)計掘進寬度為5.4m，3.75m20.25m25.0m，高為3.75m，設(shè)計掘進斷面為18.75m2。工作面巷與回風(fēng)巷斷面分別見6-2與圖6-3b.c. 順3 順3類凈斷面(m掘進尺寸支護凈周寬高形Ⅲ3 錨桿(套巷水鋪頂幫小計74圖6- 區(qū)段巷斷面回風(fēng)順回風(fēng)順類凈斷面(m掘進尺寸支護凈周寬高形Ⅲ53 錨桿(套巷水鋪頂幫小計74圖6- 區(qū)段回風(fēng)巷斷面2頂板采用6孔W鋼帶打注錨桿，間距800mm，靠近巷幫的一根距巷幫250mm，排距800mm。頂板兩側(cè)靠兩幫的錨桿與頂板垂線成30°角，其它幫錨桿每排8根，每幫4根，間距800mm，排距800mm?？拷敯?、10°、15°角。加強錨索布置，距巷中1.25m各一根，排距2.4m。支護材料見表6-8。表6- 兩巷支護材WX220/3.04.5m，6W屈服強度Ф20×2000樹脂膠泥100×100×10SKL18-7/1860，Ф21.6×5250MSCK-23/100樹脂膠泥與M鋼帶配套的托1.0m29U網(wǎng)頂：5000×850mm幫：3100×850mmФ2.8Ф20×2000樹脂膠泥花式鑄鋼托板：350×120×4077概7.1.1設(shè)計的原始條件與數(shù)井下設(shè)計的原始條件與數(shù)據(jù)見表7-1表7- 井下設(shè)計的原始條件與數(shù)123h4d5m63789低煤塵無井下系統(tǒng)示意圖見帶區(qū)巷道布置平面圖大圖7.1.2煤層及煤可采。該煤層傾角在0°～8°，平均3°；煙煤，容重為1.40t/m31.5左右；內(nèi)瓦斯含量普遍較低，一般小于1.20m3/t；煤塵無性，自然發(fā)7.1.3距離和輔助設(shè)1700m,2500m900m2400m460m。故從井底車場到工作面最大運5360m。量4488t，運煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要大于各工作面的生產(chǎn)能力。7.1.4礦井系（1）方②實現(xiàn)從地面至工作面順槽連續(xù)146°傾角以下巷道，巷道底板需要硬化處理。（2）系綜采工作面→平巷→煤層大巷→井底煤倉→巖層大巷→主掘進工作面→掘進面平巷→煤層大巷→井底煤倉→巖層大地面→副井→井底車場→輔助大巷→輔助平巷→工作地面→副井→井底車場→輔助大巷→掘進面輔助平巷→掘進工作面地面→副井→井底車場→輔助大巷→各個工作地帶區(qū)設(shè)備選設(shè)備選型原必須考慮礦井開拓系統(tǒng)狀況并與系統(tǒng)統(tǒng)一規(guī)劃注意上下輸環(huán)節(jié)能力的配套，以及局部與總體的統(tǒng)一；必須使設(shè)備的安裝和檢修方便并應(yīng)考慮輸送設(shè)備對通風(fēng)必須在決定主要的同時統(tǒng)一考慮輔助是否合理經(jīng)濟等帶區(qū)設(shè)備選型及能力驗1）設(shè)備選特征，帶區(qū)設(shè)備配套選型如下：刮板輸送機型號為SGZC-764/400可彎曲刮板輸送機，機型號為SZZ-764/132橋式機；破碎機型號為2）能力驗t/h名外形尺度長寬高14名外形尺度長寬高14243442設(shè)備驗主設(shè)倉，兩者均采用型號為DSJ100/80/200型可伸縮膠帶輸送機，其采用CST可YSB-160型電動機，大巷帶式輸送機同斜巷膠帶輸送機相輔助設(shè)礦井采掘面等各工作地點人員以各采掘面人員一次運到位為基礎(chǔ)，兼顧其它固定工作點的人員，確定最大班需運送人員為45人，所選的WrC20/2J2500m；2400m4900m。正常生產(chǎn)期間材料、設(shè)備運量200t2500m900m，最大運3860m5ｍ/s3ｍ/smin 概進行礦井提升設(shè)計的原始條件與數(shù)據(jù)見表8-表8- 礦井提升設(shè)計的原始條a--1m-dh---低煤塵-無-I人14899m4.2m，凈斷面積13.22m2，采用帶式輸送機進行煤炭提升。副井井筒采用斜井形式，半5°301781m5m17.31m2，主副井提主井提11.2Mt/a899mB=1000mmα=14°800t/hCST2套，實現(xiàn)頭部雙滾筒驅(qū)動，配YBS-250250kW型電動機，采用尾部重載車式拉緊方式。主斜井帶式輸送機選型計算主要技術(shù)參數(shù)見表8-2。表8- 主斜井帶式輸送機技術(shù)參ST2500---CST-CST750KVi=24.57/2-2、能力校3637t16h,平均每小時提升量為350t/h，主斜井輸送機能力為800t/h，小于主斜井膠帶輸送機提升能力。而且在主斜井大巷設(shè)置有一容量1180t的煤倉，可以起到一到的緩沖作用，同時也副井提副井輔運設(shè)備采用無軌膠輪車，參數(shù)如下表8- 名外形尺度長寬高14243442概本瓦斯、煤塵、自燃、煤和瓦斯突出及地溫等情礦井絕對瓦斯涌出量為1.61m3/min，相對瓦斯涌出量為1.08m3/t。屬于根據(jù)內(nèi)12個煤樣的，表明內(nèi)煤層基本為容易自燃。孔號-煤吸氧量別66孔號-煤吸氧量別66662-666666660.45℃/100m礦井通風(fēng)方通風(fēng)方式和通風(fēng)系統(tǒng)的選擇及其依風(fēng)井?dāng)?shù)目、位置、服務(wù)范圍及服務(wù)時服務(wù)時間與礦井相同，即56a。掘進通風(fēng)及硐室通2個掘進組，5個掘進YBT-28型風(fēng)機供風(fēng)。礦井風(fēng)量、風(fēng)壓及等積孔的計（一）1、按井下同時工作的-Q總 式中：4―每人每分鐘供風(fēng)量，m3/人N―160人；K1.4。2Q礦＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ膠+ΣQ其它）·K (9-2式中：ΣQ采―ΣQ掘―ΣQ硐―ΣQ膠―膠輪車需風(fēng)量總和，m3/min；ΣQ其它―其它地點需風(fēng)量總和，m3/min；K漏―1.2。按瓦斯（或二氧化碳）Q采=100×q采瓦×K采通 (9-3式中：Q采——采煤工作面實際需風(fēng)量，m3/s547.2m3/min；q采瓦——3.42m3/min；K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，即該工作Q采=100×vc×Sc×Ki=60×1.5×12×1.2=1296.0 (9-式中：Q采——采煤工作面實際需風(fēng)量，m3/s1296m3/min；vc——采煤工作面風(fēng)速，當(dāng)機采工作面進氣溫穩(wěn)定在230C1.0～1.5m/s1.5m/s；Sc——12m2；Ki——采煤工作面的長度風(fēng)量系數(shù)，取Q采=4×N=4×40=160 0.25m/s，回采工作面最4m/s的要求進行驗算，回采工作面風(fēng)量應(yīng)滿足：0.25×60×Sc≤Q采式中：Sc——12m2；180≤Q采≤2880m3/min根據(jù)以上計算，設(shè)計綜采工作面配風(fēng)量應(yīng)不小于1296m3/min，取1320m3/min22m3/s50%配風(fēng)。全礦井采煤工作面總需風(fēng)量為∑Q采=22+22×50%=33m3/s。按瓦斯涌出量計算（綜掘Q掘=100×q掘瓦×K掘通=100×2.02×1.6=323.2 (9-6式中：Q掘——掘進工作面實際需風(fēng)量，m3/s323.2m3/min；q掘瓦掘進工作面絕對二氧化碳涌出量，預(yù)算結(jié)果為1.6；按掘進工作面（巖巷）一次的最大量計Q掘=25×A=25×12=300 Q掘=4×N=4×20=80Q掘=Qf×I×kf=350×1×1.3=455 (9-kf——1.3；15×SJ≤Q掘式中：SJ——掘進工作面的最大斷面積199≤Q掘8m3/s360m3/min6m3/s。全 進工作面總需風(fēng)量為∑Q掘=8+6=14m3/s井下材料硐室：120m3/min，2本礦井井下輔助為防爆低污染無軌膠輪車，膠輪車單獨供風(fēng)量5.4m3/min·kW多臺膠輪車供風(fēng)量按疊加方法計算第一臺風(fēng)5.4m3/min·kW。第2臺加75%計算3臺加50%4臺以后都按加50%計算，本礦井輔65kWΣQ膠 (9- 取 即15∑Q其他=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ膠 (9-=3.2其它供風(fēng)量取240m3/minQ礦＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ膠+ΣQ其它 (9-60m3/s，（二）601工作面供風(fēng)量：25m3/s；膠輪車供風(fēng)量：材料硐室為：2m3/sm3/s礦井風(fēng)阻計（一）h=

Q2

(9-式中：h——通風(fēng)阻力,礦井通風(fēng)阻力計算詳見表9-3、9-4。局部阻力按10%計，則：礦井通風(fēng)容易時期，風(fēng)量為82m3/s，阻力為1064.62Pa；礦井通風(fēng)時期，風(fēng)量為82m3/s1523.57Pa； 巷道SR））6601601上回1301回風(fēng)1301回風(fēng)6小 巷道SR））6煤輔助運6煤輔助運601601上回采1301回風(fēng)13016煤回風(fēng)6煤回風(fēng)6煤回風(fēng)小 （二）

＝1.1982 (9-

＝1.1982 (9-長但巷道斷面較大通風(fēng)阻力小容易期和期通風(fēng)難易程度均為容易。礦井通風(fēng)容易時期和時期的通風(fēng)立體圖和通風(fēng)網(wǎng)絡(luò)圖見圖9-1、圖39-167899-2圖9-3通風(fēng)時期通風(fēng)立體3232678915圖9-4通風(fēng)時期通風(fēng)網(wǎng)絡(luò)礦井通風(fēng)設(shè)備選主要通風(fēng)機選礦井風(fēng)量：通風(fēng)容易時期和通風(fēng)時期均為礦井負壓：通風(fēng)容易時期為1064.62Pa，通風(fēng)時期為1523.57Pa。Hsdminh

(9-式中hsdmin——通風(fēng)容易時期通風(fēng)機風(fēng)壓，Pa；hd——通風(fēng)機附屬裝置和出口的風(fēng)壓損失hn——自然風(fēng)壓，Pahd＝200Pahn＝0b.通風(fēng)時Hsdmaxhmhd式中hsdmax——通風(fēng)時期通風(fēng)機風(fēng)壓，Pa取hd＝200Pa，且hn＝0，故有通風(fēng)容易時期通風(fēng)機風(fēng)壓為

(9-3GAF型通風(fēng)機；方案二選用防根據(jù)通風(fēng)設(shè)備選型進行比較，方案一選用GAF型軸流通風(fēng)機，通風(fēng)設(shè)9-5。9-5。 風(fēng) 風(fēng) 效率 FBCDZ（原BDK）54-8-№22裝置性能曲4M1M2詳見圖9-5。電動機選通風(fēng)機所需電機功N初

(9-N后

(9-FBCDZ（BDK）54-8-NO22YBFe1315M2-8,2×160kW。60%已上，10min防止特殊的安全措瓦斯管理措嚴格掌握風(fēng)量分配，保證各個工作面和機電硐室有足夠的新按井下在冊人員配備式自救3m煤塵的防利用環(huán)境安全監(jiān)測系統(tǒng)，及時測定中的風(fēng)塵濃度防塵、灑水、降塵系統(tǒng)，對煤流各點必須經(jīng)常噴霧灑水相鄰煤層所有機道和回風(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預(yù)防井下火災(zāi)的措對個工作面及采空區(qū)進行束管監(jiān)測電子計算機及時掌握自防水措d.打開煤柱放水時g.底板原始導(dǎo)水裂隙有透水時h.10-112層13m4°56d班278a9amm-低--m個1個0mmm個3大巷方-主運膠帶輔助無軌膠輪-無-ZK10-6/550CK-66-mm3/萬6t/元專煤礦開采冒落區(qū)注漿充填量預(yù)計研F型和S：煤礦；冒落區(qū)；充填；注漿量；碎脹系數(shù)；偽注漿預(yù)計問題的提出與研究意煤炭工業(yè)能否健康發(fā)展事關(guān)我國能源安全和經(jīng)濟可持續(xù)發(fā)展[1-3]同時目前我國煤炭工業(yè)著環(huán)境破壞與資源枯竭兩大問題[4,6]采沉陷。全部充填的位置只能是采空區(qū)，而部分充填的位置可以是采空區(qū)、離層區(qū)或冒落區(qū)。由于降低充填成本是煤礦充填開采技術(shù)研究的關(guān)鍵問題。即采空區(qū)膏體條帶充填覆巖離層分區(qū)注漿充研究內(nèi)容。目前由于對煤礦部分充填減沉機理及相關(guān)理論缺乏系統(tǒng)的研究，冒落區(qū)注漿充填是在采空區(qū)冒落矸石之間的空隙未被壓實之前注入漿79對地表沉陷進行控制二是充填材料選用粉煤灰煤礦巖石等工業(yè)廢物實現(xiàn)工業(yè)廢物的安全處置對減少粉煤灰場占用的耕地及房柱式冒落區(qū)注漿充填和條帶開采冒落區(qū)注漿充填。 文獻綜巖體微裂隙注漿量預(yù)巖體注漿法就是利用壓送的通過注漿鉆孔或注漿管把具有一定凝（注漿來改變巖體狀況的方法稱為巖體注漿加固工法[10。裂隙的幾何分布特征交切形式及其物理力學(xué)性質(zhì)對于各種巖體工程影響巨大，它是產(chǎn)生強度破壞或大量涌水的癥結(jié)所在。液在裂隙中流動、凝膠，實現(xiàn)對巖體裂隙的封堵，達到控水、增強的目的。巖體單一裂隙或均勻分布裂隙模擬工程類比等方離層注漿防治地表塌陷的注漿量預(yù)K2J(t)P-t曲線和V-t曲線，可進行注漿量的計算以及估計在整個注漿過程中的耗能量（由P-tt軸所成的曲邊梯形可得。 式中Vz——需注入的灰漿體積，m3；L計——計算盆地長度，m；l計——計算盆地傾向長度，m；K2——充填離層的分布形態(tài)系數(shù)，一般為0.3~0.7

(1-1其中，L計工的計算如下L計＝L- (1-2式中L——下沉盆地長度S0——拐點偏移距，ml計＝l- (1-3式中l(wèi)——下沉盆地傾向長度，m；注漿量，最后根據(jù)積分法確定出的注漿總量為如下：V

t2J(t)dtK

2t1

(1-4式中Vζ0.5~0.7；Vc——日開采煤層體積；ηJ(t)——塌陷速率；t2——終了計算時間1-1v-tp-t。v-tt之間所圍成部分的面積。圖1- 注漿壓力和注漿體積與時間t的關(guān)需 得兩種計算方法的前提都是必須進行地表遼寧工程技術(shù)大學(xué)張向東則認為離層注漿量的預(yù)計按以下步驟進行計算[15后確定注漿總體積。計算QZK[LZLQ(MMch)VD式中QZ——充填注漿總量—煤層開采后留下的空間體積；K0.7~1.0；斷層冒落帶的注漿量預(yù)

(1-5越南煤炭總公司直屬的冒溪煤礦年產(chǎn)0.53Mt，是越南的大型煤礦。其處0.6Mt，該井的井底車場已經(jīng)建成，當(dāng)施工坍塌最大涌水量100～105m3/h，涌出泥砂及碎石塊達1550m3，充塞巷道長度達90m西北石門-80m水平(地面標(biāo)高+30m)巷道進至接近FA斷層前，穿過V7煤層。該煤層厚0.8m，頂板為遇水膨脹的泥巖7～7.5m。FA斷層為正斷層，傾角75°，寬度20～25m，含水，上、下盤巖層影響帶均已風(fēng)化破碎巷道掘進進入FA斷層12m層有零碎的中顆粒和粗顆粒砂巖，局部有泥砂巖晶狀體，斷層帶中有砂巖、泥巖和煤泥巖(具可塑性)18TV1鉆孔做了抽水試驗透水系數(shù)K=0.433～0.73m/d透水層。FA5.1～13.7m，為承壓水。方體區(qū)域。其注漿總量預(yù)計采用(1-6)：QA(L式中Q——預(yù)計注漿總量，m3；A1.5；β95%

(1-61-2按上述注漿鉆孔布置方案并用上述進行計算得原設(shè)計水泥漿注入21232039m399.1%原數(shù)據(jù)非常接近。文獻[17]在處理巷道遇斷層冒落帶時采用了單孔注漿量的計算式中A

Q

(1-7軟巖巷道冒落區(qū)注漿量預(yù)Dlg

(1-8 采場冒落區(qū)注漿充填量預(yù)煤科總院王建學(xué)在文獻[7,8]中進行了冒落區(qū)注漿充填的可行性研究與論后，共同支撐上覆巖層。他在其博士[19]中提出冒落區(qū)注漿量按采出煤層0.5~0.7倍進行預(yù)計，并根據(jù)此原則進行了金橋煤礦冒矸空隙注漿充0.5~0.7倍煤層體積這個預(yù)計量，王建學(xué)并沒有給出相關(guān)依據(jù)，也沒有具體預(yù)計。假設(shè)工作面推進L，工作面傾向長度為a，煤層開采厚度為h。在簡化的h頂，直接頂冒落的長度與工作面推進長度相同，如圖1-3所示，圖1- 直接頂冒落前后的理想模

VLh煤

(1-9

VLh頂

(1-10

VV

(1-11式中β——頂板巖層的碎脹系數(shù)。V(VV充式中V充

(1-12hV壓

(1-13

(1-14h壓h壓的關(guān)系即可求解所需的填充體積。述各式成立的嚴格條件，因此需要對各個參數(shù)進行修正。中同時給出了中國礦業(yè)大學(xué)李興尚在其博士 [21]中對建筑物下條帶開采冒落區(qū)注漿充填做了詳細的論述其中關(guān)于注漿量預(yù)計有專門章節(jié)予以論述他所建立的是基于分形理論的er海綿模型用來對采場冒落區(qū)進行空隙模擬并給出了冒落區(qū)空隙率的計算 如下：P

r3

(1-15式中ρ0 Dlg(Ni1/Ni)/lg(ri/ri1

(1-16ρ0ρrmaxrmin的方法在中都有詳細論述。隙體積。該空隙體積值即做為注漿量的預(yù)計值。同時給出了一個工程實主要研究內(nèi)容及研究思主要研究內(nèi)研究思通過理論分析研究確定注漿預(yù)計中的相關(guān)參數(shù)冒落區(qū)注漿量受以下因素影響直接頂和老頂越硬，懸頂時間越長，頂板冒，冒矸不被壓實巖體孔隙VV注0 n圖2- 注漿量和孔隙率的關(guān)系曲巖體碎脹系能對冒落帶進行注漿充填。巖體的碎脹系數(shù)KP一般情況下為1.12~1.65，即60~90%。巖體軸向應(yīng)根據(jù)相關(guān)文獻結(jié)果[20]n隨著σ的增大而減小，其趨勢和注漿量與破碎巖體軸向應(yīng)力的關(guān)系是一注漿工節(jié) “偽注漿預(yù)計法圖3-1圖示為采場頂板結(jié)構(gòu)和采煤工作面推進至距開切眼一定距離后采空區(qū)3-1充滿采空區(qū)且與頂板接頂良好。冒落區(qū)形態(tài)分3-3-2M，直接頂厚度為∑hKP，則離層空間高度為hhM

h

(3-1令?h為零，可得充滿采空區(qū)的理論直接頂巖層厚度∑h'h

KP1

(3-2實際垮落帶直接頂厚度∑h∑h=∑h'：直接頂厚度剛達到理論值時，此時恰好能充滿采空關(guān)于此處的計算，詳細內(nèi)容參見文獻[1322]的論述。（1（2記為F（Full）型冒落區(qū)；將（3）情形對應(yīng)的冒落區(qū)稱為“離層型冒落區(qū)S（Separation）型冒落區(qū)。碎脹系數(shù)KP的確其值一般在1.33~1.5之間。為了將各層巖層冒的巖塊作為一個整體進行 KP

(3-3據(jù)，可以參考下表[8,2324]進行選擇：表3- 巖層碎脹系數(shù)參考砂——PKP[2527據(jù)此，給出下列K(x)

KPKP'(xL

(3-4式中KP——為初始最大碎脹系數(shù)；KP'——為殘余碎脹系數(shù)；LLP——充分碎脹推進距，mK(x)——x根據(jù)此，可以得出在一定注漿孔間距LZ下的冒落區(qū)矸石的平均碎脹系數(shù)，并將其作為注漿量中的KP值。即：K(Lp)K(LzKP

(3-5K(x)=1.35-K1.35(1.350.0120) 冒落巖塊與頂板之間存在離層空此時，冒落區(qū)注漿量的計 為VVVV(KP1)V式中V注V離V矸——冒落區(qū)矸堆中最大注漿量；V頂VVVKPV式中V采V?h——由裂隙帶老頂下沉引起的離層空間體積減少量

(3-6(3-7由式(3-6)可見，若冒落區(qū)巖塊無法充滿采空區(qū)時，KP越大，則冒落帶巖層冒體積越大，故V離越??；其減小的量并入到冒落區(qū)矸石堆空隙體α。冒落巖塊充滿采空此時，由于不存在離層空間，故注漿總量的計 為V(KP1)V式 KP——考慮碎脹系數(shù)變化而取的平均值

(3-8偽注漿預(yù)計方法概基本思方法概預(yù)計方法具體步得到V注。中相關(guān)參數(shù)的確定有待于下一步取得。方案布置如圖4-1。4-1相鄰注漿工作面間距離稱為注漿步距LZ，它決定了注漿工作面的布置位50m，還有文獻[20]15~20m。LzR。計算依據(jù)是相鄰兩鉆孔RLZ/2RNKNK式中LF

(4-1(4-2NK應(yīng)根據(jù)計算結(jié)果向上取整數(shù)，以保證單孔注漿量Q計算如下CQAR2LnBC式中QC

(4-3S型冒落區(qū)，QC近似等于離層空間體nnK11 式中K

(4-4對S型冒落區(qū)，K值按式(3-3)中KP計算；對F型冒落區(qū)，K值按式(3-5)KP計算。QFNKQNFNFLA/式中LA——采煤工作面總推進長度，m。

(4-5(4-6V

(4-7注V注'V注進行調(diào)整。通過搜集相關(guān)文獻，綜述了冒落區(qū)注漿量預(yù)計研究現(xiàn)狀提出了冒落區(qū)注漿量預(yù)計中新的影響因素——注漿工藝按冒落巖塊對采空區(qū)的充滿情況分類了冒落區(qū)，將其分為F型冒落區(qū)和S型冒落區(qū)?；谙嚓P(guān)文獻研究成果，提出F型冒落區(qū)巖塊碎脹系數(shù)的線性變化建立了通用的冒落區(qū)模型，并對注漿量預(yù)計加以論述參考文獻[1]高.煤炭產(chǎn)業(yè)特點與科學(xué)發(fā)展[J].中國煤炭[2]高，許家林.煤炭工業(yè)發(fā)展幾個問題的討論[J].采礦與安全工程學(xué)[3]高，許家林.煤礦綠色開采技術(shù)[J].中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報全工程學(xué)報[5]高，繆協(xié)興，許家林，等.論科學(xué)采礦[J].采礦與安全工程學(xué)報[6]，許家林，朱衛(wèi)兵，等.從采充均衡論煤礦部分充填開采的選擇[J].遼寧工程[7]，李華東，楊本生.采空區(qū)冒矸空隙充填減小地面下沉開采技術(shù)的研究[J].煤[8]，劉天泉.冒落矸石空隙注漿膠結(jié)充填減沉技術(shù)的可行性研究[J].煤礦開[9]，許家林，朱衛(wèi)兵，等.垮落矸石注漿充填體壓實特征的顆粒流模擬[J].煤炭[10]程曉，張鳳祥.土建注漿施工與效果檢測[M].:同濟大學(xué),1997:[11]，王介強.巖體裂隙注漿的計算機模擬研究[J].巖土工程學(xué)報[12]紅，.巖體微裂隙注漿量預(yù)測分析的遺傳神經(jīng)網(wǎng)絡(luò)方法[J].巖土工程學(xué)[13]高，石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué),[14]楊逾，范學(xué)理，楊倫.離層注漿防治地表塌陷的注漿量計算[J].中國地質(zhì)與防[15]，金銀龍.高壓充填注漿控制巖層移動[J].中國礦業(yè)趙斌，趙大奎，左永江.越南冒溪煤礦FA斷層突水冒落治理的注漿技術(shù)[J].建井技李順峰.化學(xué)注漿加固技術(shù)在斷層冒落帶的應(yīng)用[J].煤炭工程..開采沉陷塑性損傷結(jié)構(gòu)理論與冒矸空隙注漿充填技術(shù)的研究[D].煤炭科學(xué)研究總院,2001.楊逾.垮落帶注充控制覆巖移動機理研究[D].遼寧工程技術(shù)大學(xué).建筑物下條帶開采冒落區(qū)注漿充填減沉技術(shù)的理論研究[D].中國礦業(yè)大學(xué),2008.竇林名，鄒喜正，曹勝根.煤礦圍巖控制與監(jiān)測[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué),劉剛.井巷工程[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué),王作棠，周華強，謝耀社.礦山巖體力學(xué)[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué),鄧喀中，周鳴，譚志祥.采動巖體破裂規(guī)律的試驗研究[J中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)張冬至，鄧喀中.采動巖體碎脹系數(shù)變化規(guī)律研究[J].江蘇煤炭張俊英.采動破碎巖體的動態(tài)碎脹性物理模擬的研究[J].選煤技術(shù),2006,高繆協(xié)興許家林.巖層控制的關(guān)鍵層理論[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué),參考文張榮立、何國緯、李鐸.《采礦工程設(shè)計手冊》.：煤炭工業(yè)東兆星、吳士良.《井巷工程》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)高、石平五.《礦山壓力及控制》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)蔣國安、呂家立.《采礦工程英語》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)煤炭科技名詞審定.《煤炭科技名詞1996》.：科學(xué)《支架圖冊》.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)采礦工程系翻英文原

yticalmodelsforrockThreeyticalmodelshavebeendevelopedforrockbolts:oneforboltssubjectedtoconcentratedpullloadinpullouttests,oneforboltsinstalledinuniformlydeformedrockmasses,andoneforboltssubjectedtotheopeningofindividualrockjoints.Thedevelopmentofthemodelshasbeenbasedonthedescriptionofthemechanicalcouplingattheinterfacebetweentheboltandthegroutmediumforgroutedbolts,orbetweentheboltandtherockforfrictionallycoupledbolts.Forrockboltsinthepullouttests,theshearstressoftheinterfacesexponentiallywithincreasingdistancefromthepointofloadingwhenthedeformationiscompatibleacrosstheinterface.Decouplingmaystartfirstattheloadingpointwhentheappliedloadislargeenoughandthenpropagatetowardsthefarendoftheboltwithafurtherincreaseintheappliedload.Themagnitudeoftheshearstressonthedecoupledboltsectiondependsonthecouplingmechanismattheinterface.Forfullygroutedbolts,theshearstressonthedecoupledsectionislowerthanthepeakshearstrengthoftheinterfacewhileforfullyfrictionallycoupledboltsifisapproximaythesameasthepeakshearstrength.Forrockboltsinstalledinuniformlydeformedrock,theloadingprocessoftheboltsduetorockdeformationhasbeentakenintoaccountindevelothemodel.Modelsimulationsconfirmthepreviousfindingsthataboltinsituhasapick-uplength,ananchorlengthandneutralpoint.Itisalsorevealedthatthefaceteysasignificantroleinenhancingthereinmenteffect.Injointedrockmasses,severalaxialstresspeaksmayoccuralongtheboltbecauseoftheopeningofrockjointsintersectingthebolt.Rockboltshavebeenwidelyusedforrockreinmentincivilandminingengineeringforalongtime.Boltsreinrockmassesthroughrestrainingthedeformationwithintherockmasses.Inordertoimproveboltingdesign,itnecessary:tohaveagoodunderstandingofthebehaviourofrockboltsindeformedrockmasses.Thiscanbeacquiredthroughfieldmonitoring,laboratorytests,numericalmodelingandyticalstudies.Sincethe1970s,numerousresearchershavecarriedoutfieldmonitoringonrockboltsinstalledinvariousrockformations.manperformedpioneeringworkinstudyingtheperformanceoffullygroutedrockboltsintheKielderexperimentalrunnel.Hemonitoredboththeloadingprocessoftheboltsandthedistributionofhismonitoringdata,heproposedtheconceptsof“neutralpoint”“pick-uplength”and“anchorlength”.Attheneutralpoint,theshearstressattheinterfacebetweentheboltandthegroutmediumiszero,whilethetensileaxialloadofthebolthasapeakvalue.Thepick-uplengthreferstothesectionoftheboltfromthenearendofthebolt(onthetunnelwall)totheneutralpoint.Theshearstressesonthissectionoftheboltpickuptheloadfromtherockanddragthebolttowardsthetunnel.Theanchorlengthreferstothesectionoftheboltfromtheneutralpointtothefarendofthebolt(itsseatingdeepintherock).Theshearstressesonthissectionoftheboltanchorthebolttotherock.Theseconceptsclearlyoutlinethebehaviouroffullygroutedrockboltsinadeformedrockformation.BjonfotandStephansson’sworkdemonstratedthatinjointedrockmassestheremayexistnotonlyonebutseveralneutralpointsalongtheboltbecauseoftheopeningdiscementofindividualjoints.Pullouttestsareusuallyusedtoexaminetheanchoringcapacityofrockbolts.Agreatnumberofpullouttestshavebeenconductedsofarinvarioustypesofrocks.Farmercarriedoutfundamentalworkinstudyingthebehaviourofboltsundertensileloading.Hissolutionpredictsthattheaxialstressofthebolt(alsotheshearstressattheboltinterface)willdecreaseexponentiallyfromthepointofloadingtothefarendoftheboltbeforedecouplingoccurs.Fig.1(a)illustratestheresultsofatypicalpullouttest.Curvearepresentsthedistributionoftheaxialstressalongtheboltunderarelativelylowappliedload,atwhichthedeformationiscompatibleonbothsidesoftheboltinterface.Curvebrepresentstheaxialstressalongtheboltatarelativelyhighappliedload,atwhichdecouplinghasoccurredatpartoftheboltinterface.Fig.1(b)showstheaxialstressalongarockboltinstalledinanundergroundminedrift.Itisseenfromthisfigurethatthedistributionoftheaxialstressalongthesectionclosetotheboreholecollariscompleydifferentfromthatinpullouttests.However,alongthesectiontothefarendofthebolt,thestressvariessimilarlytothatinpullouttests.ThereasonAxialstressAxialstressonsteel

b5a Distancetoborehole

AxialstressAxialstressFig.1