往年设计参考08级采矿

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 一般部矿区概述及地质特 矿区概 地质特 煤层特 2境界和储 2.1境 矿井储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 4开 4.1开拓的基本问 矿井基本巷 准备方式——带区巷道布 煤层地质特 带区巷道布置及生产系 带区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 回采巷道布 井下..........................................................................................................概 带区设备选 矿井提 概 主副井提 矿井通风及安全技 概 矿井通风方 矿井风阻计 矿井通风设备选 防止特殊的安全措 设计矿井基本技术经济指 专题部煤矿开采冒落区注浆充填量预计研 绪 问题的提出与研究意 文献综 主要研究内容及研究思 冒落区注浆量的影响因 岩体孔隙 岩体碎胀系 岩体轴向应 注浆工 冒落区模型建 冒落区形态分 碎胀系数KP的确 冒落岩块与顶板之间存在离层空 冒落岩块充满采空 冒落区注浆充填量的预计方 伪注浆预计方法概 预计方法具体步 研究主要结 参考文 翻译部英文原 中文译 致 矿区概述及地质特矿区概矿区地理位置与交（一）小鱼沟位于准格尔煤田东北隅。其西界与东孔兑普查区相邻；南以16Km2。 39°57′22″～39°59′05″ 周边矿区位置关系见示意（1-1）。东北孔兑区小0南详区查0黑黄南 21（二）

造至2020年能力将提高至6000万吨/年长145Km，为工企Ⅱ级铁路，能力可达800万吨/年。～109118Km。150Km109国道的一部雨雪天气难以通行。区内通线位置详见图1-2（交通位置图。图1- 矿区气候条根据一九八八 温可达38.3℃（196161日最低气温－30.9℃（1971120日7.2℃。月份。年降水量142.5～636.5mm，平均397.4mm。蒸发量远远大于降水量，年蒸发量1792～2115mm，平均2059.8mm；冬春两季多为西北风。年平均大21.340m/s104月1.5m20～150mm。200012次7矿区水文情表水体据水利头道拐水文站观测资料水位标高最低（1978720日990.33m（1981926日55.2m3/s（1980627日5150m3/s（1981926日；年平5.74～24.30kg/m3。地质特1.2.1地（Ⅰ（Ⅰ4煤田总的构造轮廓为—东部隆起、西部坳陷，近S—N，向W倾斜的单斜构造。北端地层转为NW，倾向SW，南端地层转为SW至EWNWN10°，构造形态简单。1.2.2地（一）太古界集宁群（Ar1in）66—4号钻孔中见到，厚15m。（二）寒武系本组地层厚90m，与下伏张夏组（∈2Z）整合接触10m，但层位较稳定。与下伏白山组（∈3g）3、凤山组（∈3f）上部为灰白、浅灰色薄层～厚层白云质灰岩及薄层本组厚86m，与下优长山组（∈3C）整合接触（三）奥陶系（四）石炭系本组地层厚5.27～42m，分布全区。与下伏地层中下奥陶统（O1+2）不整2、太原组（C3t）顶部为薄层灰色粘土岩、黑灰色砂泥岩、泥岩、不稳6号煤层划分到晚石炭世。（五）二迭系较纯。l—5号煤层中3、5号煤层局部可采。含丰富的植物化石。本组厚度21～95m，分布全区。与下优太原组（C3t）整合接触。出露于2、下石盒子组40～120m，基本分布全区。在煤田北部不全或剥蚀。与下伏3、上石盒子组4、石千峰组上部主要为棕红色泥岩、砂泥岩、粉砂质泥岩及灰绿色细粒长石质石（六）三迭系2、和尚为组（七）侏罗～白垩系（J—4～20m的黑灰色、灰绿色细晶～隐晶质玄武岩，在煤田北392m，分布在煤田北部；小鱼沟（八）第三系（九）第四系0～120m1.2.3地质构东向褶曲两翼较宽缓一般10°以下南部窑沟背斜西北翼较陡倾角14°l7号钻孔附近，以60°西延伸，到15270°西延出区外，背斜轴线微2.5～3Km3445502Km。向斜在30号钻孔西侧最低，向两端，褶曲宽缓，两翼倾角6西延伸，长约1.5Km，褶曲两翼平缓，倾角l°～3°，表现为穹隆状，已经1.2.4水文地表水体据水利头道拐水文站观测资料水位标高最低（1978720日990.33m（1981926日55.2m3/s（1980627日5150m3/s（1981926日；年平5.74～24.30kg/m319859月测120余m，孔内无水位，又无大的断裂与勾通，由此可见水不易补小鱼沟位于准煤田东北部构造形为一单斜具次级波状起伏流量一般较小水补给来源贫乏以大气降水补给为主水位较深，均在百米之下。由于煤层直接充水含水岩组上部数层隔水层（泥岩、砂质泥岩等的存在大气降水补给者甚微由此决定了本水文地质条件简单，属煤田补给区隙直接充水岩层主要为坚硬裂隙砂岩充水空间发育但因补给来源贫乏，抽水试验结果证实，单位涌水量均小于0.001l/s·m。区内有数层泥岩、粘土 煤层特煤层赋存条26、915.55m，煤系总140.70m9.4%。66969号表1- 煤层群赋存特夹矸平均(点数平均(点数平均(点数平均(点数6 9采本范围内主采煤层为6、9煤层，其它煤层均不具备开采价值6东北角尖灭煤层厚度变化在0.26～19.24m，平均厚度12.00m，最大厚度分布在中南部，煤层较稳定。6号煤层属复杂结构煤层，夹矸最多达20层9号煤层：本区主要可采煤层，位于太原组下部，大部可采。在152号钻孔为风化煤煤层厚度0.10～7.24m，平均厚度3.55m煤层结构简单～复杂，最多夹矸11层，平均夹矸层数3层，单层夹矸最大厚1.00m左右，平0.26m，夹矸主要岩性为粘土岩、泥岩、炭泥岩。煤层围岩性泥岩及软弱夹层抗压强度值较低（100Kg/cm2），其它各类岩石抗压强100Kg/cm2。6号煤层顶底板岩层大部分为泥岩、粘土岩，1126号煤层直RC＝50Kg/cm2，6号RC＝6lKg/cm2。66号板均为不稳定岩层，应对6号煤层顶板加强。6号煤层底板泥岩、粘土9100Kg/cm2，属半坚硬岩类。9100根据两个岩样孔的统计，岩石抗压强度值＜100Kg/cm2的占5％，属软100～250Kg/cm243％，属半坚硬岩石；＞250Kg/cm2的5295％。煤的特（一）6所以定该层段为半暗型煤；6丝炭较发育，定为半亮型煤。9号煤层一般厚层状，硬度大，以暗煤为主，（二）定量资料分析，本区煤层突出特征是丝质组含量较高：6号煤层平均值为37.6%929.4%。矿物杂质中粘土组占绝对优势，硫化物1%。（三）60.5588，9号煤层为0.5561，均属Ⅰ变质阶段。与煤分类对照，相当长焰煤。（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号煤18.35～39.08%28.19%，属中灰煤。3、挥发分628.05～39.56%37.38%941.41%38.12%（二）1、硫本区硫分有由上往下逐渐增大的规律，6号煤层是全区硫分最低的可采90.60％～4.66％，平均1.85％，属中硫煤。1.06％。26、90.03%、0.021%3煤层由3.0～24.76PPM，平均41.0PPM。砷多以砷黄铁矿形态存在，所以硫业燃烧用煤要求砷的含量不得超过8PPM，所以使用前最好进行化验检查4（三）范围较小，代表性强。本区精煤碳元素一般都在78～80％左右，氢元素多在16左右。（一）发热量617.99～25.55MJ/kg23.11MJ/kg。9煤层原煤发热量为15.44～25.86MJ/kg，平均值为21.62MJ/kg。均属中高热值（二）本区煤灰熔融性很高，也是该区煤质主要特征之一，T2一般都大于1500T11500℃，各层均属于“难熔灰分”煤。本区煤灰（三）低温干馏各煤层平均值为：65.9%；96.1%，属含油煤。根据原报告资料分析：6号煤层上段，煤质较差，灰分较高，精煤回收率很低，属于极难选煤；66号煤层属接近难选煤。根据中国煤炭分类GB575－86低变质煤的分类指标为洗37％以上，煤类属长焰煤（CY41）。6号煤层是本区主要可采煤层，煤质最佳，属中灰、低硫，其它有害元素磷、氯含量均不高，砷含量较高。全区均属低变质程度煤。6号煤层洗煤37～39%38.00%，粘结指数为零，煤种为长焰煤，发热量（QgDT，）23.55MJ/Kg，含油率不高（T＝5.9）。6号煤层属巨厚煤层，上段结构复杂，原煤灰分高，可选性极差，9号煤层均属中高灰煤，低中硫～中硫煤。其它有害元素均不高，砷含回收率属。所以9号煤层，最适合火力发电和民用。瓦斯等开采技术条果瓦斯含量均不高，属“低沼气矿井”（5-4-1）。CH4N2CO2气，根据原报告提供基础资料在112号钻孔简选样中缩选煤尘试验样，其试验结果6号煤层。试验证明该区煤的本身特性无煤尘性。2境界和储2.1境2.1.1范小鱼沟拟 位于 2.1.2尺由于该为近水平煤层，没有十分明显的与倾向，故以自然方向为基准来确定尺寸。3.7km3.9km3.8km。2.5km3.2km3.0km。0°8°3°。赋存状况如图2-1所示。

图2- 赋存状况示意储量计算基10.60m240%317.0mJ/kg43%5、煤层容重：6#1.4t/m3六煤煤层储量计图2- 六煤赋存状况示意6

Z6zMS

Z6zMS12.0010.481.46Z6gZ121bZ122b

Z6gZ121b60%Z122b30%Z333kZ6gZ6Z6g(13%Z6

矿井工作制330d16h。矿井设计生产能力及服务年确定依2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据矿井设计生产能1.2Mt/a矿井服务年87.61Mt,6#煤，4km。本矿井水源由准旗水务所属三拉沟水库供给，距本矿工业场地10km。矿7km。概况经设计生产能力取1.2Mt/a。T

式 T—矿井服务年限Zk—A—K—1.3~1.51.4。T表3- 新建矿井设计服务年矿井设计生产能力矿井设计服务年限第一开采水平设计服务年限6.0————井型校1612.00m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根2限，满足《煤炭工业矿井设计规范》关于表3-1的有关要求。444.1开拓的基本问1234、确定矿井开采程序，做好开采水平的56、合理确定矿井通风、及供电系统、1执行国家有关煤炭工业的技术政策为早出煤出好煤高产高效、3、4必须执行煤矿安全生产的有关规定要建立完善的通风、井筒的确13°2低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水。距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理3工业场35kV的再划1设计开采煤层为6#煤层6#号煤层平缓倾角平均为3°最大仅8°，220m，且为近水平煤层，按照设计规范2小，平均为3°，最大8°，适宜沿主要延展方向做大巷，在大巷两翼布置分带工作面，这也是近水平煤层简单、高效的准备方式。故可将主要开拓巷开拓巷道主要可分为煤巷和岩巷，其技术比较见表4-1表4- 煤岩巷的技术比30～40m的保护煤柱，利于，采区发火时，不易封闭件开拓方案提出与比1筒掘至距6#煤层底板30m，在主井井底布置煤仓和6#煤分层大巷，副斜井掘至6#煤层底板布置辅助大巷回风斜井掘至6#煤层布置布置回风大 .00m，倾角14°，斜长895m;井筒装备胶带 开采6#层煤，大巷、辅助大巷和回风大巷东西方向布置。沿南北

4-

井筒掘至距6#煤层底板30m，在主井井底布置煤仓和6#煤分层大巷，副斜井掘至6#煤层底板布置辅助大巷回风斜井掘至6#煤层布置布置回风主斜井井口标高.00m16°819m;井筒装备胶带副斜井井口标高.60m5°30′1781m；井筒采用低污染防爆无轨胶轮车，兼做进风及安全出口。回风斜井井口标高.00m21°513m，承担全矿井4-2所示。4-

井筒掘至距6#煤层底板30m，在主井井底布置煤仓和6#煤分层大巷，副斜井掘至6#煤层底板布置辅助大巷回风斜井掘至6#煤层布置布置回风大巷，同时在副斜井井底车场附近布置设备换装硐室、井下变电所、水仓、水泵房、消防材料库。主斜井井口标高.00m16°819m;井筒装备胶带副斜井井口标高.00m18°631m；井筒采用低绞回风斜井井口标高.00m21°541m，承担全矿井开采6#层煤，大巷、辅助大巷和回风大巷东西方向布置。沿南北方提升采用绞车牵引矿车。回风斜井装备行人台阶和扶手。如图4-3所示。图图4- 斜井单水平开方案四：综合开拓方式（主斜副立开拓方式在9#煤层在主井井底布置大巷；在今天掘副斜井、风井，且为立井，副井掘至6#煤层底板布置辅助6#如图4-4图4- 综合开拓（主斜副立开拓方式主斜井井口标 .00m，倾角14°，斜长899m;井筒装备胶 .00m，井深207.00m；井筒采用低绞车牵引 2保护煤柱，如图4-5所示。4-5方案四工广保护煤柱s11104m2<12104m2

QMs前三个方案的巷道工程量比较见表4-2。表4- 可比项目井巷工程量比较1m2m3m4m5m6m7m8mmm4-3。 项目在井田北部边界主井筒掘至9#煤层在主 至6#煤层底板 至6#煤层布置井，主井筒掘至距6#煤层底板30m，在主井井底布置煤仓和6#煤分层 井，主井筒掘至距6#煤底布置煤仓和6#煤分6#煤层底板布置辅掘至6#煤层布置布置554.00652.00652.0016.0030.0032.00备250.00210.00210.00884.00884.002183276.00246.00246.00项目20.0022.0022.00资3475.003341.004117.0010.2万元。1、主井井筒倾角越第四系松散层距离年费用增加36万矿井工业场地联合布项目30天。越第四系松散层距离4、主井井筒倾角场内联络公路距离较必要的安全设施硐室较为，综采设备作面搬家大约需要5030天就可完成等优点。矿井基本巷井B=1000mm600mm轨距检修道。井筒断面为半圆拱形，倾角为14°，斜长为895m。井筒断面布置如图4-6、图4-7。墙拱水墙拱水巷33巷水拱0

图4- 主斜井基岩3巷 水拱 3巷 水拱 图4- 副斜井表土层断拱水拱水巷图4- 副斜井基岩段断小铺小铺基墙拱水巷33类断面(m掘进尺寸支净周净掘基宽高形厚度Ⅲ砼4-10

断面(m)掘进尺寸支净周净掘基宽高形厚度Ⅲ锚33拱墙4-11井底车1井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称它联系井筒提升和井下两大生产环节为提煤提矸石下料通风排水供电和升降人员等各项工作服务是井下的总枢纽根据《煤炭工业设计规范》4.2.1辅助，大巷辅助为电机车，井底车场布如图4-12。回风斜回风斜井回风斜回风斜井落平大回风大材 硐消防材料井底煤皮带机尾6煤回风大6 大6煤辅运大管子水泵房变电水3主井系统硐 (4-式中Qmc——井底煤仓有效容量，t；井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%3636t0.20，则需要副井系统硐20m1000m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常涌水量。由于本矿井正常涌水量为20m3/h，所需水仓的容量为Q0=20×8=160Q式中Q——水仓容量，m3；S9m225m

(4-Q1=20×8=160其它硐机修硐室、消防车硐室、井下材料库、库、乘人车场等主要开拓巷主井大特征表如图4-13。3巷水拱图 主井大巷断面煤 大皮线巷线皮线巷线断面(m支护净掘宽高Ⅲ砼巷水墙基铺小图4-14煤层大巷断面辅运大巷其断面如图4-15断面(m掘进尺寸支护净掘宽高厚度Ⅲ砼巷 水沟拱(顶 基 铺底小

图4-15辅助大巷断面巷线16巷线16巷线巷线类断面(m支护净掘基宽高形Ⅲ墙基墙基小计8565顶小计铺拱(顶水巷锚杆(套砼4-16全规程》第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算煤层地质特带区煤层特带区所采煤层为6#煤层。其煤层特征：6#煤层上段，是结构十分复杂，煤层丝质组平均值为37.6%。f=2.5~3.01.912~2.000。带区的相对瓦斯涌出量为1.08m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.61m3/min，该I级。煤层顶底板结泥岩及软弱夹层抗压强度值较低（100Kg/cm2），其它各类岩石抗压强100Kg/cm2。6号煤层顶底板岩层大部分为泥岩、粘土岩，1126号煤层直RC＝50Kg/cm2，6号RC＝6lKg/cm2。66号板均为不稳定岩层，应对6号煤层顶板加强。6号煤层底板泥岩、粘土水文地地质构带区内地质构造简单，煤层起伏不大，煤层倾角为0°～8°，平均3°。且带区巷道布置及生产系1）巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快2）系统简单，占用设备少，费用少，通风线路短方向转折变化少同时使巷道交叉点和风桥等通，长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较带区巷道布15100米留设一个联络巷，保证尽快形2300m12.00m150故工作面长度取为150m5.4m，3.75m5m3.75mB为：B=175.4（m601工作面，然后依次开采下一个相邻分带，具体如下：601→602→603→604→U分带斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带运5-1带区生产系

图5-1巷道布置4辅助系带区内巷道掘进方带区生产能力及采出带区生产能力是指单位时间内带区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及带区生产系统能够保证的能力，一般以万t/a表示。由于6#煤层厚度为12.0m，故采用大采高或综放开采可满足矿井产量需A0LV0M式中A0——γ——煤层容重，t/m3；

(5-作8小时，共进两刀，每刀推进0.6m。若工作面正规循环率为0.97，则工作V0＝330×（0.6×4）×1.0×0.97＝768mA0=150×768×12ABk1k2式中AB——带区生产能力；

(5-k1＝1.11k2=1。1.2Mt/a1.71Mt/a，因此能满足矿井的产带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量带区内工业储量为：6.01带区内实际采出煤量为：7.26则：带区采出率=6.01/7.26×100%=中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为82.78%，带区车场选型设井 采煤工艺方带区煤层特征及地质条6#12.00m3°t/3f=2.53.0断口常具锯齿状及阶梯状。带区内无较大的断层和褶邹构造。带区的相对瓦斯涌出量为1.08m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.16m3/min，该I级。预计本带区开采时最大涌水量不超过30m3/h，正常涌水量为20m3/h对育，因此6号煤层顶板均为不稳定岩层，应对6号煤层顶板加强。6号确定采煤工艺方从煤矿开采的过程来看，采煤工艺主要有综采、普采、采三种类型。就目前煤矿开采技术发展趋势看综采采煤工艺的重要发展方向2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，93-97%以上。回采工作面参150m1800m。根据三机配套原则，确定工作面设备配套如表6-1表6- 工作面配套设1兖矿与太原矿山机械23回采工作面破煤与装煤方MG300/700WD0.6m，1.2m。采煤机技术特征见表6-2。表6- 采煤机技术特兖矿与太原矿山机械厂联mm最大t0.6m后停机；将支架拉过并顺序40m左右，进刀方式如图6-1所示。图6- 端部斜切割三角煤进回采工作面运煤方工作面煤炭采用张家口煤矿机械生产的SGZC-764/400弯曲刮板输送机。该刮板输送机技术特征见表6-3机、平巷胶带机选型详见第7章井下部分表6- 前后刮板输送机技术特mV回采工作面支护方1表明，支架是采煤工作面装备中投资最多的设备，约占60%～70%，因本矿井第一水平首先开采6#煤层，煤层厚度一般在0.26～19.24m，平均按经验计算 (6-6计算；r——H——4.0mZFS6200/18/35,其主要技术参数如下：2ZT1P27000/17/35型端头支架，其主要技术参数如下：3400mm支打交错一排单体支柱；靠煤柱一侧支打一路单托棚；Ф20cm×3.8m。采放比、放煤步距、放煤方1放比理想的状态是所放顶煤充分松散破碎后增加的高度等于底层工作面的1112.82.03.0m。数据确定其采放比为1：2设计采煤机采高为4.0m，放煤高度为8.0m。1：3的相关规定。2 L(0.15~0.21)[(HM)

式中L——放煤步距，m；Mh——放煤口至煤层底板的垂高，mL=0.17[(12.0-4.0)-0.3]=12.0m312~15m45689回采工作面正规循环作120.6m1.2m。采用“三八”8小时，均执行现场交环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备见表6-6表6- 劳动组织配备1113411135333966674483端头551330611133QLSM1

(L

(6-式中Q——工作面循环产量，t；C2——工作面放煤范围内回采率Qd=4×Q=4×1203.76=4815 (6-420工作面主要技术经济指标见表6-7表6- 工作面主要技术经济指1m2m3°34m5m617m89mt个4tm3/万6根个/发/t/%元回采巷道布回采巷道布置方11.08m3/t1.61m3/min，属U型通风方式。回215m回采巷道参故辅运平巷与回风平巷巷设计断面参数相同平巷设计掘进宽度为5.4m，3.75m20.25m25.0m，高为3.75m，设计掘进断面为18.75m2。工作面巷与回风巷断面分别见6-2与图6-3b.c. 顺3 顺3类净断面(m掘进尺寸支护净周宽高形Ⅲ3 锚杆(套巷水铺顶帮小计74图6- 区段巷断面回风顺回风顺类净断面(m掘进尺寸支护净周宽高形Ⅲ53 锚杆(套巷水铺顶帮小计74图6- 区段回风巷断面2顶板采用6孔W钢带打注锚杆，间距800mm，靠近巷帮的一根距巷帮250mm，排距800mm。顶板两侧靠两帮的锚杆与顶板垂线成30°角，其它帮锚杆每排8根，每帮4根，间距800mm，排距800mm。靠近顶板、10°、15°角。加强锚索布置，距巷中1.25m各一根，排距2.4m。支护材料见表6-8。表6- 两巷支护材WX220/3.04.5m，6W屈服强度Ф20×2000树脂胶泥100×100×10SKL18-7/1860，Ф21.6×5250MSCK-23/100树脂胶泥与M钢带配套的托1.0m29U网顶：5000×850mm帮：3100×850mmФ2.8Ф20×2000树脂胶泥花式铸钢托板：350×120×4077概7.1.1设计的原始条件与数井下设计的原始条件与数据见表7-1表7- 井下设计的原始条件与数123h4d5m63789低煤尘无井下系统示意图见带区巷道布置平面图大图7.1.2煤层及煤可采。该煤层倾角在0°～8°，平均3°；烟煤，容重为1.40t/m31.5左右；内瓦斯含量普遍较低，一般小于1.20m3/t；煤尘无性，自然发7.1.3距离和辅助设1700m,2500m900m2400m460m。故从井底车场到工作面最大运5360m。量4488t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。7.1.4矿井系（1）方②实现从地面至工作面顺槽连续146°倾角以下巷道，巷道底板需要硬化处理。（2）系综采工作面→平巷→煤层大巷→井底煤仓→岩层大巷→主掘进工作面→掘进面平巷→煤层大巷→井底煤仓→岩层大地面→副井→井底车场→辅助大巷→辅助平巷→工作地面→副井→井底车场→辅助大巷→掘进面辅助平巷→掘进工作面地面→副井→井底车场→辅助大巷→各个工作地带区设备选设备选型原必须考虑矿井开拓系统状况并与系统统一规划注意上下输环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使设备的安装和检修方便并应考虑输送设备对通风必须在决定主要的同时统一考虑辅助是否合理经济等带区设备选型及能力验1）设备选特征，带区设备配套选型如下：刮板输送机型号为SGZC-764/400可弯曲刮板输送机，机型号为SZZ-764/132桥式机；破碎机型号为2）能力验t/h名外形尺度长宽高14名外形尺度长宽高14243442设备验主设仓，两者均采用型号为DSJ100/80/200型可伸缩胶带输送机，其采用CST可YSB-160型电动机，大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相辅助设矿井采掘面等各工作地点人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员，确定最大班需运送人员为45人，所选的WrC20/2J2500m；2400m4900m。正常生产期间材料、设备运量200t2500m900m，最大运3860m5ｍ/s3ｍ/smin 概进行矿井提升设计的原始条件与数据见表8-表8- 矿井提升设计的原始条a--1m-dh---低煤尘-无-I人14899m4.2m，净断面积13.22m2，采用带式输送机进行煤炭提升。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，实现头部双滚筒驱动，配YBS-250250kW型电动机，采用尾部重载车式拉紧方式。主斜井带式输送机选型计算主要技术参数见表8-2。表8- 主斜井带式输送机技术参ST2500---CST-CST750KVi=24.57/2-2、能力校3637t16h,平均每小时提升量为350t/h，主斜井输送机能力为800t/h，小于主斜井胶带输送机提升能力。而且在主斜井大巷设置有一容量1180t的煤仓，可以起到一到的缓冲作用，同时也副井提副井辅运设备采用无轨胶轮车，参数如下表8- 名外形尺度长宽高14243442概本瓦斯、煤尘、自燃、煤和瓦斯突出及地温等情矿井绝对瓦斯涌出量为1.61m3/min，相对瓦斯涌出量为1.08m3/t。属于根据内12个煤样的，表明内煤层基本为容易自燃。孔号-煤吸氧量别66孔号-煤吸氧量别66662-666666660.45℃/100m矿井通风方通风方式和通风系统的选择及其依风井数目、位置、服务范围及服务时服务时间与矿井相同，即56a。掘进通风及硐室通2个掘进组，5个掘进YBT-28型风机供风。矿井风量、风压及等积孔的计（一）1、按井下同时工作的-Q总 式中：4―每人每分钟供风量，m3/人N―160人；K1.4。2Q矿＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ胶+ΣQ其它）·K (9-2式中：ΣQ采―ΣQ掘―ΣQ硐―ΣQ胶―胶轮车需风量总和，m3/min；ΣQ其它―其它地点需风量总和，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——采煤工作面实际需风量，m3/s547.2m3/min；q采瓦——3.42m3/min；K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作Q采=100×vc×Sc×Ki=60×1.5×12×1.2=1296.0 (9-式中：Q采——采煤工作面实际需风量，m3/s1296m3/min；vc——采煤工作面风速，当机采工作面进气温稳定在230C1.0～1.5m/s1.5m/s；Sc——12m2；Ki——采煤工作面的长度风量系数，取Q采=4×N=4×40=160 0.25m/s，回采工作面最4m/s的要求进行验算，回采工作面风量应满足：0.25×60×Sc≤Q采式中：Sc——12m2；180≤Q采≤2880m3/min根据以上计算，设计综采工作面配风量应不小于1296m3/min，取1320m3/min22m3/s50%配风。全矿井采煤工作面总需风量为∑Q采=22+22×50%=33m3/s。按瓦斯涌出量计算（综掘Q掘=100×q掘瓦×K掘通=100×2.02×1.6=323.2 (9-6式中：Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/s323.2m3/min；q掘瓦掘进工作面绝对二氧化碳涌出量，预算结果为1.6；按掘进工作面（岩巷）一次的最大量计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——掘进工作面的最大断面积199≤Q掘8m3/s360m3/min6m3/s。全 进工作面总需风量为∑Q掘=8+6=14m3/s井下材料硐室：120m3/min，2本矿井井下辅助为防爆低污染无轨胶轮车，胶轮车单独供风量5.4m3/min·kW多台胶轮车供风量按叠加方法计算第一台风5.4m3/min·kW。第2台加75%计算3台加50%4台以后都按加50%计算，本矿井辅65kWΣQ胶 (9- 取 即15∑Q其他=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ胶 (9-=3.2其它供风量取240m3/minQ矿＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ胶+ΣQ其它 (9-60m3/s，（二）601工作面供风量：25m3/s；胶轮车供风量：材料硐室为：2m3/sm3/s矿井风阻计（一）h=

Q2

(9-式中：h——通风阻力,矿井通风阻力计算详见表9-3、9-4。局部阻力按10%计，则：矿井通风容易时期，风量为82m3/s，阻力为1064.62Pa；矿井通风时期，风量为82m3/s1523.57Pa； 巷道SR））6601601上回1301回风1301回风6小 巷道SR））6煤辅助运6煤辅助运601601上回采1301回风13016煤回风6煤回风6煤回风小 （二）

＝1.1982 (9-

＝1.1982 (9-长但巷道断面较大通风阻力小容易期和期通风难易程度均为容易。矿井通风容易时期和时期的通风立体图和通风网络图见图9-1、图39-167899-2图9-3通风时期通风立体3232678915图9-4通风时期通风网络矿井通风设备选主要通风机选矿井风量：通风容易时期和通风时期均为矿井负压：通风容易时期为1064.62Pa，通风时期为1523.57Pa。Hsdminh

(9-式中hsdmin——通风容易时期通风机风压，Pa；hd——通风机附属装置和出口的风压损失hn——自然风压，Pahd＝200Pahn＝0b.通风时Hsdmaxhmhd式中hsdmax——通风时期通风机风压，Pa取hd＝200Pa，且hn＝0，故有通风容易时期通风机风压为

(9-3GAF型通风机；方案二选用防根据通风设备选型进行比较，方案一选用GAF型轴流通风机，通风设9-5。9-5。 风 风 效率 FBCDZ（原BDK）54-8-№22装置性能曲4M1M2详见图9-5。电动机选通风机所需电机功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严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新按井下在册人员配备式自救3m煤尘的防利用环境安全监测系统，及时测定中的风尘浓度防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层所有机道和回风道必须设置隔爆木棚采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘预防井下火灾的措对个工作面及采空区进行束管监测电子计算机及时掌握自防水措d.打开煤柱放水时g.底板原始导水裂隙有透水时h.10-112层13m4°56d班278a9amm-低--m个1个0mmm个3大巷方-主运胶带辅助无轨胶轮-无-ZK10-6/550CK-66-mm3/万6t/元专煤矿开采冒落区注浆充填量预计研F型和S：煤矿；冒落区；充填；注浆量；碎胀系数；伪注浆预计问题的提出与研究意煤炭工业能否健康发展事关我国能源安全和经济可持续发展[1-3]同时目前我国煤炭工业着环境破坏与资源枯竭两大问题[4,6]采沉陷。全部充填的位置只能是采空区，而部分充填的位置可以是采空区、离层区或冒落区。由于降低充填成本是煤矿充填开采技术研究的关键问题。即采空区膏体条带充填覆岩离层分区注浆充研究内容。目前由于对煤矿部分充填减沉机理及相关理论缺乏系统的研究，冒落区注浆充填是在采空区冒落矸石之间的空隙未被压实之前注入浆79对地表沉陷进行控制二是充填材料选用粉煤灰煤矿岩石等工业废物实现工业废物的安全处置对减少粉煤灰场占用的耕地及房柱式冒落区注浆充填和条带开采冒落区注浆充填。 文献综岩体微裂隙注浆量预岩体注浆法就是利用压送的通过注浆钻孔或注浆管把具有一定凝（注浆来改变岩体状况的方法称为岩体注浆加固工法[10。裂隙的几何分布特征交切形式及其物理力学性质对于各种岩体工程影响巨大，它是产生强度破坏或大量涌水的症结所在。液在裂隙中流动、凝胶，实现对岩体裂隙的封堵，达到控水、增强的目的。岩体单一裂隙或均匀分布裂隙模拟工程类比等方离层注浆防治地表塌陷的注浆量预K2J(t)P-t曲线和V-t曲线，可进行注浆量的计算以及估计在整个注浆过程中的耗能量（由P-tt轴所成的曲边梯形可得。 式中Vz——需注入的灰浆体积，m3；L计——计算盆地长度，m；l计——计算盆地倾向长度，m；K2——充填离层的分布形态系数，一般为0.3~0.7

(1-1其中，L计工的计算如下L计＝L- (1-2式中L——下沉盆地长度S0——拐点偏移距，ml计＝l- (1-3式中l——下沉盆地倾向长度，m；注浆量，最后根据积分法确定出的注浆总量为如下：V

t2J(t)dtK

2t1

(1-4式中Vζ0.5~0.7；Vc——日开采煤层体积；ηJ(t)——塌陷速率；t2——终了计算时间1-1v-tp-t。v-tt之间所围成部分的面积。图1- 注浆压力和注浆体积与时间t的关需 得两种计算方法的前提都是必须进行地表辽宁工程技术大学张向东则认为离层注浆量的预计按以下步骤进行计算[15后确定注浆总体积。计算QZK[LZLQ(MMch)VD式中QZ——充填注浆总量—煤层开采后留下的空间体积；K0.7~1.0；断层冒落带的注浆量预

(1-5越南煤炭总公司直属的冒溪煤矿年产0.53Mt，是越南的大型煤矿。其处0.6Mt，该井的井底车场已经建成，当施工坍塌最大涌水量100～105m3/h，涌出泥砂及碎石块达1550m3，充塞巷道长度达90m西北石门-80m水平(地面标高+30m)巷道进至接近FA断层前，穿过V7煤层。该煤层厚0.8m，顶板为遇水膨胀的泥岩7～7.5m。FA断层为正断层，倾角75°，宽度20～25m，含水，上、下盘岩层影响带均已风化破碎巷道掘进进入FA断层12m层有零碎的中颗粒和粗颗粒砂岩，局部有泥砂岩晶状体，断层带中有砂岩、泥岩和煤泥岩(具可塑性)18TV1钻孔做了抽水试验透水系数K=0.433～0.73m/d透水层。FA5.1～13.7m，为承压水。方体区域。其注浆总量预计采用(1-6)：QA(L式中Q——预计注浆总量，m3；A1.5；β95%

(1-61-2按上述注浆钻孔布置方案并用上述进行计算得原设计水泥浆注入21232039m399.1%原数据非常接近。文献[17]在处理巷道遇断层冒落带时采用了单孔注浆量的计算式中A

Q

(1-7软岩巷道冒落区注浆量预Dlg

(1-8 采场冒落区注浆充填量预煤科总院王建学在文献[7,8]中进行了冒落区注浆充填的可行性研究与论后，共同支撑上覆岩层。他在其博士[19]中提出冒落区注浆量按采出煤层0.5~0.7倍进行预计，并根据此原则进行了金桥煤矿冒矸空隙注浆充0.5~0.7倍煤层体积这个预计量，王建学并没有给出相关依据，也没有具体预计。假设工作面推进L，工作面倾向长度为a，煤层开采厚度为h。在简化的h顶，直接顶冒落的长度与工作面推进长度相同，如图1-3所示，图1- 直接顶冒落前后的理想模

VLh煤

(1-9

VLh顶

(1-10

VV

(1-11式中β——顶板岩层的碎胀系数。V(VV充式中V充

(1-12hV压

(1-13

(1-14h压h压的关系即可求解所需的填充体积。述各式成立的严格条件，因此需要对各个参数进行修正。中同时给出了中国矿业大学李兴尚在其博士 [21]中对建筑物下条带开采冒落区注浆充填做了详细的论述其中关于注浆量预计有专门章节予以论述他所建立的是基于分形理论的er海绵模型用来对采场冒落区进行空隙模拟并给出了冒落区空隙率的计算 如下：P

r3

(1-15式中ρ0 Dlg(Ni1/Ni)/lg(ri/ri1

(1-16ρ0ρrmaxrmin的方法在中都有详细论述。隙体积。该空隙体积值即做为注浆量的预计值。同时给出了一个工程实主要研究内容及研究思主要研究内研究思通过理论分析研究确定注浆预计中的相关参数冒落区注浆量受以下因素影响直接顶和老顶越硬，悬顶时间越长，顶板冒，冒矸不被压实岩体孔隙VV注0 n图2- 注浆量和孔隙率的关系曲岩体碎胀系能对冒落带进行注浆充填。岩体的碎胀系数KP一般情况下为1.12~1.65，即60~90%。岩体轴向应根据相关文献结果[20]n随着σ的增大而减小，其趋势和注浆量与破碎岩体轴向应力的关系是一注浆工节 “伪注浆预计法图3-1图示为采场顶板结构和采煤工作面推进至距开切眼一定距离后采空区3-1充满采空区且与顶板接顶良好。冒落区形态分3-3-2M，直接顶厚度为∑hKP，则离层空间高度为hhM

h

(3-1令∆h为零，可得充满采空区的理论直接顶岩层厚度∑h'h

KP1

(3-2实际垮落带直接顶厚度∑h∑h=∑h'：直接顶厚度刚达到理论值时，此时恰好能充满采空关于此处的计算，详细内容参见文献[1322]的论述。（1（2记为F（Full）型冒落区；将（3）情形对应的冒落区称为“离层型冒落区S（Separation）型冒落区。碎胀系数KP的确其值一般在1.33~1.5之间。为了将各层岩层冒的岩块作为一个整体进行 KP

(3-3据，可以参考下表[8,2324]进行选择：表3- 岩层碎胀系数参考砂——PKP[2527据此，给出下列K(x)

KPKP'(xL

(3-4式中KP——为初始最大碎胀系数；KP'——为残余碎胀系数；LLP——充分碎胀推进距，mK(x)——x根据此，可以得出在一定注浆孔间距LZ下的冒落区矸石的平均碎胀系数，并将其作为注浆量中的KP值。即：K(Lp)K(LzKP

(3-5K(x)=1.35-K1.35(1.350.0120) 冒落岩块与顶板之间存在离层空此时，冒落区注浆量的计 为VVVV(KP1)V式中V注V离V矸——冒落区矸堆中最大注浆量；V顶VVVKPV式中V采V∆h——由裂隙带老顶下沉引起的离层空间体积减少量

(3-6(3-7由式(3-6)可见，若冒落区岩块无法充满采空区时，KP越大，则冒落带岩层冒体积越大，故V离越小；其减小的量并入到冒落区矸石堆空隙体α。冒落岩块充满采空此时，由于不存在离层空间，故注浆总量的计 为V(KP1)V式 KP——考虑碎胀系数变化而取的平均值

(3-8伪注浆预计方法概基本思方法概预计方法具体步得到V注。中相关参数的确定有待于下一步取得。方案布置如图4-1。4-1相邻注浆工作面间距离称为注浆步距LZ，它决定了注浆工作面的布置位50m，还有文献[20]15~20m。LzR。计算依据是相邻两钻孔RLZ/2RNKNK式中LF

(4-1(4-2NK应根据计算结果向上取整数，以保证单孔注浆量Q计算如下CQAR2LnBC式中QC

(4-3S型冒落区，QC近似等于离层空间体nnK11 式中K

(4-4对S型冒落区，K值按式(3-3)中KP计算；对F型冒落区，K值按式(3-5)KP计算。QFNKQNFNFLA/式中LA——采煤工作面总推进长度，m。

(4-5(4-6V

(4-7注V注'V注进行调整。通过搜集相关文献，综述了冒落区注浆量预计研究现状提出了冒落区注浆量预计中新的影响因素——注浆工艺按冒落岩块对采空区的充满情况分类了冒落区，将其分为F型冒落区和S型冒落区。基于相关文献研究成果，提出F型冒落区岩块碎胀系数的线性变化建立了通用的冒落区模型，并对注浆量预计加以论述参考文献[1]高.煤炭产业特点与科学发展[J].中国煤炭[2]高，许家林.煤炭工业发展几个问题的讨论[J].采矿与安全工程学[3]高，许家林.煤矿绿色开采技术[J].中国矿业大学学报全工程学报[5]高，缪协兴，许家林，等.论科学采矿[J].采矿与安全工程学报[6]，许家林，朱卫兵，等.从采充均衡论煤矿部分充填开采的选择[J].辽宁工程[7]，李华东，杨本生.采空区冒矸空隙充填减小地面下沉开采技术的研究[J].煤[8]，刘天泉.冒落矸石空隙注浆胶结充填减沉技术的可行性研究[J].煤矿开[9]，许家林，朱卫兵，等.垮落矸石注浆充填体压实特征的颗粒流模拟[J].煤炭[10]程晓，张凤祥.土建注浆施工与效果检测[M].:同济大学,1997:[11]，王介强.岩体裂隙注浆的计算机模拟研究[J].岩土工程学报[12]红，.岩体微裂隙注浆量预测分析的遗传神经网络方法[J].岩土工程学[13]高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学,[14]杨逾，范学理，杨伦.离层注浆防治地表塌陷的注浆量计算[J].中国地质与防[15]，金银龙.高压充填注浆控制岩层移动[J].中国矿业赵斌，赵大奎，左永江.越南冒溪煤矿FA断层突水冒落治理的注浆技术[J].建井技李顺峰.化学注浆加固技术在断层冒落带的应用[J].煤炭工程..开采沉陷塑性损伤结构理论与冒矸空隙注浆充填技术的研究[D].煤炭科学研究总院,2001.杨逾.垮落带注充控制覆岩移动机理研究[D].辽宁工程技术大学.建筑物下条带开采冒落区注浆充填减沉技术的理论研究[D].中国矿业大学,2008.窦林名，邹喜正，曹胜根.煤矿围岩控制与监测[M].徐州:中国矿业大学,刘刚.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学,王作棠，周华强，谢耀社.矿山岩体力学[M].徐州:中国矿业大学,邓喀中，周鸣，谭志祥.采动岩体破裂规律的试验研究[J中国矿业大学学张冬至，邓喀中.采动岩体碎胀系数变化规律研究[J].江苏煤炭张俊英.采动破碎岩体的动态碎胀性物理模拟的研究[J].选煤技术,2006,高缪协兴许家林.岩层控制的关键层理论[M].徐州:中国矿业大学,参考文张荣立、何国纬、李铎.《采矿工程设计手册》.：煤炭工业东兆星、吴士良.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学高、石平五.《矿山压力及控制》.徐州：中国矿业大学蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学煤炭科技名词审定.《煤炭科技名词1996》.：科学《支架图册》.徐州：中国矿业大学采矿工程系翻英文原

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