小鱼沟煤矿1.2 Mta新井设计含5张CAD图-采矿工程.zip
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小鱼沟煤矿1.2
Mta新井设计含5张CAD图-采矿工程
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任务书设计日期： 20XX年 3月1日至20XX 年6月10日设计题目： 小鱼沟煤矿1.2 Mt/a新井设计设计专题题目：煤矿开采冒落区注浆充填量预计研究设计主要内容和要求：按照采矿工程专业毕业设计大纲要求，完成一般部分小鱼沟煤矿1.2Mt/a新井设计和专题部分煤矿开采冒落区注浆充填量预计研究，英译汉中文字数3000以上。院长签字： 指导教师签字：摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为小鱼沟煤矿1.2 Mt/a新井设计。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。小鱼沟井田位于准格尔煤田东北隅，井田东西长约3.8km，南北宽约3.0 km，面积约11.4km2。井田内主采煤层为6#煤。煤层倾角平均3，平均厚度12.0 m。井田地质条件较为简单。矿井工业储量为9233万t，可采储量为8761万t。矿井设计生产能力为1.2Mt/a。矿井服务年限56.16 a。矿井涌水量不大，正常涌水量为20 m3/h，最大涌水量为30 m3/h。矿井相对瓦斯涌出量为1.08m3/t，属低瓦斯矿井。矿井煤尘无爆炸危险性，但煤层易自燃，自然发火等级为I级。矿井采用斜井单水平开拓。一矿一面，采煤方法为综合机械化放顶煤开采。全矿采用胶带运输机运煤，辅助运输采用无轨胶轮车。矿井通风方式为中央并列式。矿井年工作日为330 d，日净提升时间16h，工作制度为“三八制”。专题部分题目是煤矿开采冒落区注浆充填量预计研究。从冒落区注浆充填这种新的充填开采思路出发，通过研究冒落区顶板活动规律和冒落岩块碎胀系数变化规律，提出冒落区注浆量预计方法，为冒落区充填工程提供依据。翻译部分主要内容为关于锚杆的分析模型，英文题目为：Analytical models for rock bolts。关键词：带区；综放；无轨胶轮车运输；中央并列式通风ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, special subject part and translation part.The general part is a new design of xiaoyugou mine. This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.Development engineering of coalfield; 5.The layout of mining area; 6.The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.Xiaoyugou mine locates at the northeast of zhungeer Mine area, it has a length of 3.8 km in the east and west direction while a width of 3.0 km in the south and north direction on average. The total area is Approximately 11.4 km2. The main coal seam in the mine is only one, which is the 6# coal seam. The average angle is 3 degree, while the thickness is about 12.0 m. The minefield geological condition is simple.The proved reserves of the minefield are 92.33 million tons. The recoverable reserves are 87.61 million tons. The designed productive capacity is 1.2 million tons per year. The service life is 56.16 years. The normal flow of the mine is 20 m3 per hour and the max flow of the mine is 30 m3 per hour. The Relative gas discharge quantity is 1.08 m3 per ton. Thus it is Low gaseous mine. The coal dust of the mine has non-explosion hazard. But the coal seam is easily spontaneous combustion. The level of spontaneous combustion is I.The development of the mine is single level with slope development. The number of the working faces is only one. Comprehensive mechanization puts in the top coal technology is the mining method. Several belt conveyers undertake the job of coal transport in the mine, while the auxiliary transportation system depends on the trackless rubber-tyred car. The ventilation type is centralized juxtapose.The working days in a year are 330. Everyday it takes 16 hours in lifting the coal. The working system in the mine is “three-eight”.The title of the special subject part is “The theoretical research on the prediction of grout amount in backfill of collapse zone in coal mining”. A prediction method of grout amount in collapse zone is put forward by studying the regularity of the virgin roof movement and rock crack-expansion in the collapse zone, which provides a basis for the backfill project in collapse zone.The translated academic paper is about the rock bolts. Its title is “Analytical models for rock bolts”.Keywords: strip district; comprehensive mechanization puts in the top coal; the trackless rubber-tyred transport; centralized juxtapose ventilation目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.2 井田地质特征41.3 煤层特征92 井田境界和储量142.1 井田境界142.2 矿井储量153 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限183.1 矿井工作制度183.2 矿井设计生产能力及服务年限184 井田开拓214.1 井田开拓的基本问题214.2 矿井基本巷道325 准备方式带区巷道布置465.1 煤层地质特征465.2 带区巷道布置及生产系统475.3 带区车场选型设计526 采煤方法536.1 采煤工艺方式536.2 回采巷道布置627 井下运输677.1 概述677.2 带区运输设备选择698 矿井提升728.1 概述728.2 主副井提升729 矿井通风及安全技术759.1 概况759.2 矿井通风方式769.3 矿井风阻计算799.4 矿井通风设备选型859.5 防止特殊灾害的安全措施8810 设计矿井基本技术经济指标91专题部分煤矿开采冒落区注浆充填量预计研究941 绪论941.1 问题的提出与研究意义941.2 文献综述961.3 主要研究内容及研究思路1042 冒落区注浆量的影响因素1042.1 岩体孔隙率1052.2 岩体碎胀系数1062.3 岩体轴向应力1062.4 注浆工艺1073 冒落区模型建立1073.1 冒落区形态分类1083.2 碎胀系数KP的确定1083.3 冒落岩块与顶板之间存在离层空间1103.4 冒落岩块充满采空区1104 冒落区注浆充填量的预计方法1114.1 伪注浆预计方法概述1114.2 预计方法具体步骤1115 研究主要结论113参考文献115翻译部分英文原文117中文译文错误！未定义书签。致 谢错误！未定义书签。一般部分1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置与交通（一）地理位置小鱼沟井田位于准格尔煤田东北隅。其西界与东孔兑普查区相邻；南以小鱼沟为界与牛连沟详终区相接；北、东界到煤层露头线。面积约16Km2。其地理座标为： 北纬 3 95722395905东经 11120471112232 本区行政区划隶属准格尔旗东孔兑乡和窑沟乡管辖。小鱼沟井田与周边矿区位置关系见示意（图1-1）。图1-1 核实区与周边矿区关系位置示意（二）交通1.铁路 大（同）准（格尔）铁路：此线是准格尔能源有限责任公司所建的运煤专用线，东起大（同）秦（皇岛）线大同站，西至薛家湾镇，全长约264 Km，为工企级电气化铁路，现运输能力为1500万吨/年。该线通过改造至2020年运输能力将提高至6000万吨/年。 准（格尔）东（胜）铁路：该铁路是目前正在修建的地方铁路，东起大准线薛家湾站，向西延伸至包（头）神（木）铁路的巴图塔站。全长145 Km，为工企级铁路，运输能力可达800万吨/年。另外，神华集团准能公司拟建准（格尔）河（曲）铁路。该线北起大准线黑岱沟站，南到阴（塔）火（山）线的火山站，经阴火线可与神（木）朔（州）铁路相接。内蒙古自治区拟建呼（和浩特）托（克托）铁路已进行前期准备工作，该线经托克托电厂专用线与大准铁路相接。2公路 呼（和浩特）准（格尔）公路是为开发准格尔煤田改建的二级油路。该线自呼和浩特市开始，经喇嘛湾黄河大桥进入准格尔旗境内，过薛家湾镇到大饭铺与109国道相接。呼和浩特市至薛家湾镇118 Km。 准（格尔）东（胜）公路：从本区向北4 Km与109国道相接。从薛家湾至鄂尔多斯市东胜区150 Km，为柏油路面。该线为109国道的一部分。3水路距本区较近的有黄河可以通航。黄河位于本区东面东北边缘，直距黄河约2Km。在上世纪60年代，准格尔旗曾组织航业运输队进行长河运输，随着公路运输和铁路的迅速发展，长河运输已经衰落，现仅在渡口处尚有小型机动船从事过河横渡。综上所述：准格尔矿区对外交通运输比较方便。施工区内皆为土路，遇雨雪天气难以通行。区内外交通线位置详见图1-2（交通位置图）。图1-2交通位置图1.1.2 矿区气候条件本区属于典型的温带大陆性气候。具体特点是：太阳辐射强烈、日照丰富、干燥少雨、蒸发量远大于降水量、风大沙多，无霜期短、昼夜温差大、冬季漫长而寒冷、夏季短暂而温热、春季回暖升温快、秋季气温下降显著。根据一九八八年出版的伊克昭盟国土资源记载，准格尔旗的最高气温可达38.3（1961年6月1日），最低气温30.9（1971年1月20日），年平均气温7.2。本区降水量较小且时间相对比较集中，降雨一般集中在七、八、九三个月份。年降水量142.5636.5mm，平均397.4mm。蒸发量远远大于降水量，年蒸发量17922115mm，平均2059.8mm；冬春两季多为西北风。年平均大风天可达21.3天，最大风速40m/s；冰冻期从每年的10月下旬至翌年4月上旬，最大冻土深度1.5m以上，积雪厚度20150mm。进入上世纪九十年代，准格尔旗的气候有所变化。气温有逐年增高的趋势。季节性温差逐年减小，形成夏季高温少雨，持续干旱现象，受其影响，地区性扬沙天气和沙尘暴次数增多。最为严重的是2000年，沙尘暴达12次之多，扬沙天气7次。1.1.3 矿区水文情况黄河是我国第二大河流，从准格尔煤田东缘流过，是距离本区最近的地表水体。据黄河水利委员会头道拐水文站观测资料，水位标高：最低984.52m（1978年7月20日），最高990.33m（1981年9月26日）；河水流量最小55.2 m3/s（1980年6月27日），最大5150 m3/s（1981年9月26日）；年平均含沙量5.7424.30kg/ m3。1.1.41.2 井田地质特征1.2.1 井田地形准格尔煤田大地构造属华北地台（），鄂尔多斯台坳（4），东胜凸起，按地质力学观点，煤田位于阴山巨型纬向构造带的南缘属新华夏系第三沉降带。其构造格局，主要受阴山构造带和新华夏系构造带的影响。煤田总的构造轮廓为东部隆起、西部坳陷，走向近SN，向W倾斜的单斜构造。北端地层走向转为NW，倾向SW，南端地层走向转为SW至EW，倾向NW或N。倾角一般小于10，构造形态简单。1.2.2 井田地层准格尔煤田位于鄂尔多斯台向斜东部，其地层沉积序列与华北地合石炭二迭纪各煤田基本相似，将本区地层由老至新分别叙述如下：（一）太古界（Ar）集宁群（Ar1in）为片麻岩，仅在煤田北部边缘664号钻孔中见到，厚度大于15m。（二）寒武系（）寒武系平均总厚234m，与下伏地层太古界不整合接触；下统、中统出露于清水河一带，距煤田较远，本文不予叙述。上统出露于煤田东部，即黄河东岸，将分组扼要叙述。l、岗山组（3g）：为深灰、灰、杂色中厚层竹叶状灰岩；生物碎屑灰岩，鲕状灰岩夹暗紫色钙质泥岩。 本组地层厚90m，与下伏张夏组（2Z）整合接触。2、长山组（3c）为灰紫色中厚层状灰岩，含白云质结晶灰岩，局部夹生物碎屑灰岩。本组地层厚度小于10m，但层位较稳定。与下伏白山组（3g）整合接触。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泥质灰岩，夹黄褐色中厚层竹叶状灰岩；中部为灰岩、泥灰岩及生物碎屑灰岩；下部为白云质灰岩及竹叶扶灰岩、生物碎屑灰岩。本组厚86m，与下优长山组（3C）整合接触。（三）奥陶系（O）下统亮甲山组（O 1L）中统马家沟组（O2m）本区未分。下部为深灰色中厚层状隐晶质白云岩及白云质灰岩。上部为深灰色中厚至厚层泥质灰岩、厚层灰岩，局部为豹皮灰岩。厚度115m226m，分布全区。与下伏凤山组（3f）整合接触，露于黄河两岸及黑岱沟、龙王沟、焦稍沟下游。（四）石炭系（C）l、本溪组（C2b底部为铁锈色铁质砂泥岩，夹鸡窝状铁质结核，相当于山西式铁矿层位；其上为铝土岩，相当于G层铝土矿；上部以黑色泥岩为主，中夹煤线、砂岩，砂岩不稳定。在煤田南部出现l3层薄层灰岩，含丰富的动物化石。本组地层厚5.2742m，分布全区。与下伏地层中下奥陶统（O1+2）不整合接触。出露于黄河两岸及黑岱沟、龙王沟、焦稍沟等大沟谷下游。2、太原组（C3t）顶部为薄层灰色粘土岩、黑灰色砂泥岩、泥岩、不稳定6上号煤层；上部为巨厚6号煤，煤厚可达38米以上；中下部为灰白色粉砂岩、黑色砂泥岩、泥岩及7、8、9、10号煤层组成；在南部出现草层泥灰岩。底部为灰白色粗砂岩（K1）与本溪组（C2b）分界。含丰富的动植物化石：本组厚度12115m，分布全区。与下状地层本溪组整合接触。出露于黑岱沟、龙王沟、焦稍沟等各大沟谷下游。太原组上界的划分，依据华北地区区域地层表和煤炭系统的传统划法：将6号煤层划分到晚石炭世。（五）二迭系（P）1、山西组（P1s）：以灰白色粗砂岩，浅灰色及灰黑色砂泥岩、泥岩，深灰色粘土岩，l5号煤层组成。从岩性组合上可以三旋回，三层粗砂岩较稳定，其间为砂泥岩、泥岩、粘土岩、薄煤层。粘土岩三层，大部含砂，局部较纯。l5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2195m，分布全区。与下优太原组（C3t）整合接触。出露于各大沟谷中下游。2、下石盒子组（P1x）以绦紫色砂泥岩、泥岩；绦紫色薄中厚层细砂岩、粉砂岩五层，中夹灰绿色粘土岩、灰白一 灰绿色砂岩、砂泥岩。底部为灰白色粗砂岩（K4），含砾，相当于骆驼脖子砂岩与山西组分界。本组厚度 40120m，基本分布全区。在煤田北部不全或剥蚀。与下伏地层山西组（P1x）整合接触。出露于各沟谷中。3、上石盒子组（P2s）上部为暗紫色泥岩、砂泥岩、砂岩互层，中夹灰白色粗砂岩。中下部为灰绿色细砂岩；灰黄色中细砂岩；暗紫色泥岩、砂泥岩互层。底部为灰白色含砾粗砂岩。本组厚度大于290m，分布于煤田的中部、南部。西部。与下伏地层下石盒子组（Plx）整合接触。出露于煤田的中部、南部、西部的沟谷两侧。4、石千峰组（P2sh）：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 质石英砂岩、长石砂岩；下部为黄绿、灰绿色砾质砂岩、中砂岩及棕红色粉砂质泥岩；底部为灰绿暗紫色含砾粗砂岩，本组厚度大于170m。分布于煤田的西南部，与下伏地层上石盒子组（P2s）整合接触。出露于煤田的西南部。（六）三迭系（T）1、刘家沟组（T1L由浅灰、微粉红色中、细砂岩及粗砂岩组成。夹棕红、砖红色砂；黄泥岩薄层；偶夹灰黄色砂砾岩。胶结疏松，砂岩中斜层理、交错层理发育。本组厚度约257385m，分布于煤田的主南部马好一安。与下伏地层石千峰组整合接触，出露于煤田西南部马兴一带。2、和尚为组（T1h）为棕红、砖红色粉砂岩、粉砂质泥岩。夹浅灰色中细砂岩。本组厚度大于 165m，分布于煤田西南部马栅一带。与下伏地层刘家沟组（T1L）整合接触。出露煤田西南部马栅、东桃树梁等地。（七）侏罗白垩系（JK）侏罗上统白垩下统志丹群（J3K1zh）上部由紫红色砂砾岩、砂岩、砂泥岩互层；中下部为浅紫色、紫红色厚层状、巨厚层状砾岩、砂砾岩和薄层砂泥岩互层。砾石成分较为复杂，有花岗岩、花岗片麻岩等，有时可见沉积碎屑及角砾。砾石直径0.020.15m，甚至更大。砾石磨圆好，分选差。在局部中夹一层厚约420m的黑灰色、灰绿色细晶隐晶质玄武岩，在煤田北部玻璃达旦地区零星出露。本群厚度大于392m，分布在煤田北部；小鱼沟北，阳市吃咀以北、以西。与下伏地层古生界不整合接触，出露于煤田北部小鱼为以北、阳市吃咀一带。（八）第三系（N）上新统（N2）：上部为红色泥岩；中部为红色砂质泥岩及粉砂质泥灰岩；下部为红色泥岩；底部常见一层砂砾岩，含钙质结核。本组厚度090m，分布于煤田西部、西北部，与下伏地层不整合接触，出露于冲沟，局部露于地表。（九）第四系（Q）主要为浅黄色含粉砂质土，无层理，垂直节理发育，含钙质结核。厚度 0120m，全区广泛分布，与下伏地层不整合接触，为本区地貌地表。1.2.3 井田地质构造小鱼沟井田位于准格尔煤田东北隅，其构造特点和煤田区域总体构造大致相同，矿区总体构造形态为一倾向北西的单斜构造，发育有次级波状起伏，区内构造线为北东向。井田处于窑沟背斜的西北翼，构造形态受窑沟背斜的控制与牵制，在窑沟背斜形成的同时，产生了和窑沟背斜走向基本一致的褶皱，其褶曲轴为北东向，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以下。综合上述，本区构造简单，构造复杂程度一类。现将井田内主要褶皱叙述如下：l、兰家窑子背斜：位于矿区北部兰家窑子一带，起于7号钻孔附近，以南 60西延伸，到 152号钻孔逐渐转变为南70西延出区外，背斜轴线微成弧形。长2.53Km，精曲北东端紧密，西南端宽缓，北翼倾角3左右，南翼倾角4左右，已经控制查明。2、碾房梁向斜：位于矿区中西部碾房梁一带，起于13号钻孔南，以南 45西延伸，到矿区边界处以南 50西延出区外，向斜轴线略呈弧形，长约2Km。向斜在30号钻孔西侧最低，向两端翘起，褶曲宽缓，两翼倾角46。3、脑包沟背斜：位于矿区南部脑包沟，走向和脑包沟一致，以南45西延伸，长约1.5Km，褶曲两翼平缓，倾角l3，表现为穹隆状，已经控制查明。1.2.4 井田水文地质黄河是我国第二大河流，从准格尔煤田东缘流过，是距离本区最近的地表水体。据黄河水利委员会头道拐水文站观测资料，水位标高：最低984.52m（1978年7月20日），最高990.33m（1981年9月26日）；河水流量最小55.2 m3/s（1980年6月27日），最大5150 m3/s（1981年9月26日）；年平均含沙量5.7424.30kg/ m3。小鱼沟沟口贾窖圪旦，在1985年9月测黄河水位标高为968.53m。区内126号钻 孔孔底标高为 839.62m，低于黄河水位120余m，孔内无水位，又无大的断裂与黄河勾通，由此可见黄河水不易补给矿区，而是排泄矿区水的天然场所。小鱼沟井田位于准格尔煤田东北部，构造形态为一单斜具次级波状起伏，岩层平缓，未见断层。区内各岩层中不同程度发育着裂隙，仅局部有泉水出露，流量一般较小，地下水补给来源贫乏，以大气降水补给为主，地下水位较深，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，大气降水补给地下者甚微，由此决定了本井田水文地质条件简单，属煤田补给区本区煤系地层为上石炭统太原组及下二叠统山西组。岩性由粒度不同的砂岩、砂质泥岩、泥岩、粘土岩及煤层组成，各岩层又程度不同地发育着裂隙 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，致使含水层富水性较弱，仅含有微量裂隙水。核实区内外经三个钻孔试验抽水，均因水柱高度不足（0.254.04m）而未进行正式抽水试验。据邻区钻孔抽水试验结果证实，单位涌水量均小于0.001l/sm。区内有数层泥岩、粘土岩为隔水层，各含水层一般无水力联系。构造简单，无断层及陷落柱。煤系基底奥陶系灰岩，岩溶裂隙一般不发育，小的溶洞及裂隙均被方解石及泥质所充填。黄河虽流经矿区东缘，但无大的断裂与其勾通。区内因地形复杂，冲沟发育，大气降水难以补给地下，故本区应属于以裂隙岩层为主的水文地质条件简单类型，即二类一型。1.3 煤层特征1.3.1 煤层赋存条件矿区内含煤2层，分别为6、9号煤层，煤层平均总厚 15.55m，煤系总厚140.70m，含煤系数为9.4%。太原组含煤6层：为6、 9号煤层， 6号煤层巨厚，大部分可采； 9号煤层大部可采。煤层群赋存特征见下表：表 11煤层群赋存特征煤层号煤层埋藏深度煤层自然厚度煤层可采厚度夹 矸单层厚度层数煤层间距稳定程度可采性备注最小最大平均(点数)最小最大平均(点数)最小最大平均(点数)最小最大平均(点数)6111.29307.25203.60（61）0.2025.5113.12(61)1.6319.2412.00(57)0.020.861185.8522.7015.03(50)较稳定大部可采主要可采煤层0.2523.738.43(65)9169.39370.54248.46（73）0.259.603.62(73)0.807.753.55(67)0.100.8018较稳定大部可采主要可采煤层本井田范围内主采煤层为6、9煤层，其它煤层均不具备开采价值。6号煤层：位于太原组上部，是本区的主要可采煤层。大部可采，井田东北角尖灭。煤层厚度变化在0.2619.24m，平均厚度12.00m，最大厚度分布在井田中南部，煤层较稳定。6号煤层属复杂结构煤层，夹矸最多达20层以上，平均夹矸层数11层，夹矸最大厚度1.00m左右，平均夹矸厚度0.1 5m，夹矸总厚度24m；夹矸主要为粘土岩、砂质粘土岩，泥岩及炭泥岩。煤层结构尤以顶部最为复杂。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0.107.24m，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，平均夹矸厚0.26m，夹矸主要岩性为粘土岩、泥岩、炭泥岩。1.3.2 煤层围岩性质本区两个岩样孔的岩石力学试验成果表明，岩石力学特点是抗压强度高，绝大部分岩石属半坚硬一坚硬岩石，而又以坚硬岩石为主。只有煤层、部分泥岩及软弱夹层抗压强度值较低（小于100 Kg /cm2），其它各类岩石抗压强度值均大于100 Kg /cm2。区内6号煤层顶底板岩层大部分为泥岩、粘土岩，112号孔6号煤层直接顶板为泥岩，采取样品保抗压强反试验，抗压强度RC50 Kg /cm2，6号煤层RC6l Kg /cm2。6号煤层底板泥岩由于较软，未采成样品，局部6号煤层呈冲刷接触（直接顶板为砂岩），砂岩裂隙较为发育，因此6号煤层顶板均为不稳定岩层，应对6号煤层顶板加强维护。6号煤层底板泥岩、粘土岩在遇水的情况下有可能产生塑性变形，造成巷道底鼓现象。9号煤层顶板以砂岩为主，其次为泥岩、粘土岩，其抗压强度大于100 Kg /cm2，属半坚硬岩类。9号煤层底板以泥岩为主，虽抗压强度值大于100 Kg /cm2，但侵水后其各种物理力学指标均相应降低，故在开采9号煤层时应该引起重视。根据两个岩样孔的统计，岩石抗压强度值100 Kg /cm2的占5，属软弱岩石；在100250 Kg /cm2的占43，属半坚硬岩石；250 Kg /cm2的占52，属坚硬岩石。半坚硬一坚硬岩石合计占95。1.3.3 煤的特征（一）煤的宏观特征根据煤的物理性质和煤岩成分特征，概括定出各煤层的宏观煤岩类型。6号煤层上段，是结构十分复杂，煤岩成分以暗煤为主，少量的丝炭和亮煤，所以定该层段为半暗型煤；6号煤层中一下段，以亮煤为主，夹有镜煤条带，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，局部夹有亮煤，丝炭较发育，煤岩类型由半暗型一暗淡型。（二）显微煤岩特征部分钻孔进行光片煤岩显微组分定量和最大反射率测定（电光管），从定量资料分析，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%， 9号煤层平均值为29.4%。矿物杂质中粘土组占绝对优势，硫化物和碳酸盐一般都不超过1%。（三）变质阶段镜煤最大反射率可反映煤的变质程度，各层均不高，6号煤层为0.5588， 9号煤层为 0.5561，均属变质阶段。与煤分类对照，相当长焰煤。五、煤的主要化学性质（一）工业分析1、水分（Mad）6号煤层在2.9213.54%之间，平均值5.56%； 9号煤层在1.8513.46%，平均值为4.75%。2、灰分（Ad）6号煤层在17.6729.87%之间，平均值为23.17%，属中灰煤； 9号煤层在18.3539.08%，平均28.19%，属中灰煤。3、挥发分（Vdaf）6号煤层在28.0539.56%之间，平均值为37.38%； 9号煤层在35.1141.41%之间，平均值为38.12%。（二）有害元素1、硫（St,d）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煤层，但是变化幅度很大，由 0.452.16%，平均值为1.25，属于低中硫。9号煤层，变化较大，在0.604.66，平均 1.85，属中硫煤。本区硫分主要以硫化物为主，其次是有机硫，硫酸盐硫微量。所以通过洗选后，精煤硫分有明显下降，其洗后结果：6号煤层平均值为0.74，9号煤层平均值为1.06。2、磷各煤层磷含量为6、9号煤层磷平均值分别为0.03%、0.021%，属低磷煤。3、砷砷含量较高、变化大，6号煤层由4.l47.5PPM，平均 22.1PPM； 9号煤层由3.024.76PPM，平均41.0PPM。砷多以砷黄铁矿形态存在，所以硫分高，砷就高，硫分多以结核形态存在，易于剔除，同时也降低了砷的含量，采矿时加强手选，可降低砷和硫含量。砷是有害元素，特别是酿酒和食品工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、氯氯在本区各煤层含量均不高，属于低氯煤。（三）元素分析煤中有机质主要由碳、氢、氮、氧和硫等五种元素构成。有机质的元素组成与煤的成因类型和变质程度有关，同时也与风、氧化程度有关。本区煤层碳元素较高，主要与煤层受轻微氧化有关。原煤碳元素与灰分大小有密切关系，灰分的变化影响着碳元素含量的变化。洗选后的精煤各种元素的变化范围较小，代表性强。本区精煤碳元素一般都在7880左右，氢元素多在4.85.0左右，氧元素多在13.014.0%，氮元素很稳定。碳与氢的比一般在16左右。六、工艺性能（一）发热量（Qnet,d）6煤层原煤发热量为17.9925.55 MJ/kg，平均值为23.11 MJ/kg。9煤层原煤发热量为15.4425.86 MJ/kg，平均值为21.62 MJ/kg。均属中高热值煤。（二）灰成分、熔融性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1500，部分点T1也大于1500，各层均属于“难熔灰分”煤。本区煤灰中的三氧化二铝含量高，一般都大于40%，是导致煤灰熔融点高的主要因素，含氧化钙和氧化铁低也是个因素。煤熔融点高，对煤的气化和燃烧用煤都有益处。（三）低温干馏（Tar,d）各煤层平均值为：6号煤层5.9%；9号煤层6.1%，属含油煤。七、可选性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； 6号煤层下部两个样可选性分别为难选、易选煤。从简选样资料看6号煤层属接近难选煤。八、煤类根据中国煤炭分类国家标准 GB57586低变质煤的分类指标为洗煤（Vdaf）、粘结指数（GRI）、透光率（Pm）。区内煤粘指数为01，挥发分一般均在37以上，煤类属长焰煤（CY41）。九、煤的工业用途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号煤层洗煤挥发分多在3739%之间，平均值为 38.00%，粘结指数为零，煤种为长焰煤，发热量（QgDT，）为23.55MJ/Kg，含油率不高（T5.9）。 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，属于“极难选”煤，精煤回收率属低等；中下段，结构较简单，灰分低，可选性较差，属于难选煤，精煤回收率属良等。全层综合评价定为难选煤。该区用少数点对煤的热稳定性和煤对二氧化碳化学反应性进行试验，均较好，煤灰熔融性较高，灰分、硫分等均可满足“沸腾层发生炉”气化用煤指标。 所以本层煤经粗选后，可用于火车、船舶等的蒸气机用煤。原煤和中煤均可用于火力发电。气化和液化是发展方向。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，砷含量较高。9号煤层进行可选性试验，属于极难选煤（0.1值为53.6），精煤回收率属低等。所以9号煤层，最适合火力发电和民用。1.3.4 瓦斯等开采技术条件一、瓦斯8勘探线从浅到深进行了采样，主要可采煤层共采瓦斯样11个，化验结果瓦斯含量均不高，属“低沼气矿井”（表5-4-1）。从瓦斯成分分析看，几乎无CH4气，绝大部分是N2气，其次是CO 2气，说明该区瓦斯含量不高。二、煤尘根据原报告提供基础资料，在112号钻孔简选样中缩选煤尘爆炸试验样，其试验结果6号煤层。试验证明该区煤的本身特性无煤尘爆炸危险性。三、煤的自燃根据原报告资料说明该区煤易自燃。另外煤层本身含丝炭高，下部煤层含硫高，都是易产生煤的自燃内在因素。通过试验，该区都是高挥发分，燃点试验也证明该区属“很易自燃煤”。2 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围小鱼沟拟定井田位于准格尔煤田最北部，行政区划隶属准格尔旗喇嘛湾镇管辖。其地理坐标为：东经：11120001112250 北纬：3957223959492.1.2 井田尺寸由于该井田为近水平煤层，没有十分明显的走向与倾向，故以自然方向为基准来确定井田尺寸。井田东西方向最小长度为3.7 km，最大长度为3.9km，平均为3.8 km。南北方向最小长度为2.5km，最大长度为3.2km，平均为3.0km。煤层倾角最小为0，最大为8，平均倾角为3。井田赋存状况如图 21所示。图 21井田赋存状况示意图2.2 矿井储量2.2.1 储量计算基础本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算。1、最低可采厚度为0.60 m。2、最高可采灰分不大于40%。3、最低发热量不低于17.0 mJ/kg。4、最高硫分不大于3%。5、煤层容重：6#煤层容重为1.4 t/m3。井田内主采煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法进行含量计算。2.2.2 六煤煤层储量计算6号煤层等值线图如下图 22六煤赋存状况示意图6号煤层的地质储量为 (2-1) 式中， 6煤地质资源量，Mt； 煤层平均厚度，m； 煤层赋存面积，km2； 煤层容重，t/m3。6号煤层的工业储量为 (2-2)式中 6煤工业资源/储量； 探明的资源量中经济的基础储量； 控制的资源量中经济的基础储量； 推断的资源量； 可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7。本矿井煤层赋存稳定，但有贯穿整个井田的大断层多条，属中等地质构造，故可信度系数k取0.8。以勘探地质报告为基础，矿井的资源分类及计算比例如表2-2-3所示，表2-1 地质资源分类表地质资源量探明的资源储量推断的资源量控制的资源储量矿井工业储量次边际经济的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量次边际经济的资源量编码2S11121b2M11333122b2M222S2260%10%30%六号煤层的可采储量为 (2-3)式中 矿井工业广场和主要大巷没煤柱损失量； 断层和采区巷道等的煤柱损失量； 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定设计矿井年工作日为330 d，每日三班作业，两班生产，一班检修，日净提升时间16h。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1、资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。2、开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。3、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据。4、投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2 矿井设计生产能力小鱼沟井田储量较丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件较好，无断层，褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，宜建设大型矿井。故确定小鱼沟煤矿矿井设计生产能力为1.2 Mt/a。3.2.3 矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。本矿井煤炭资源储量较丰富，可采资源量87.61Mt,主要可采煤层6#煤，煤层倾角小，为近水平煤层，无断层和较大褶皱构造，无岩浆侵入体，地质构造较为简单，无老窑和采空区。矿井距外部公路仅4km。本矿井水源由准格尔旗黄河水务有限公司所属三拉沟水库供给，距本矿工业场地10km。矿井电源可由准格尔电业局正在规划建设的纳林沟110kV区域变电所供给，距本矿工业场地仅7km。概况经设计生产能力取。矿井服务年限用公式（3-1）计算 (3-1)式中 T 矿井服务年限； Zk 矿井可采储量； A 设计生产能力； K 储量备用系数，一般取1.31.5，本设计取1.4。则矿井服务年限为 表 31新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.9402015 153.2.4 井型校核按矿井的实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核：1、煤层开采能力井田内6煤平均12.00 m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综放工作面保产。2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为斜井单水平。主斜井采用胶带机运煤，副立井采用无轨胶轮车辅助运输。运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤转载后经主斜井胶带机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。3、矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范关于表 31的有关要求。4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤从地面向地下开拓一系列巷道进入煤层从而建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方案进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：1、确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理确定开采水平的数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6、合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1、贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2、合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3、合理开发国家资源，减少煤炭损失。4、必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5、要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6、根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1 井筒的确定包括主井、副井及风井的形式、数目、位置及坐标的确定。1、井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各形式井筒的优缺点及适应条件见如下分析：（1）平硐优点：井下运输环节少，系统简单，费用低，地面工业广场设施简单，施工条件好，施工速度快，井巷工程量少，加快建井周期，少留工业广场保煤柱。缺点：受地形迹埋藏条件限制。适用条件：只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。（2）斜井优点：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；提升能力大，可做为安全出口。缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。适用条件：煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓倾斜、倾斜煤层（3）立井优点：立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。缺点：立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。适用条件：不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。本矿井煤层倾角小，平均3，为近水平煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小，地势高低起伏明显，表土层很薄；不具备平硐开拓条件，但可以采用立井开拓或斜井开拓或者是两种开拓方式组合。2、主副井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少。（2）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村。（3）井田两翼储量基本平衡。（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层。（5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。（6）工业广场宜少占耕地，少压煤。（7）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。3、风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。4.1.2 工业场地工业场地的位置选择在主、副井井口附近。矿井对外联系的公路从井田北部约4km处通过，35kV电源线路来自井田西南部，水源来自井田西北部，从大路工业园位置考虑，矿井工业场地布置在井田北部或西北部较好。4.1.3 井田的再划分1、开采水平确定井田设计开采煤层为6#煤层，6#号煤层平缓，倾角平均为3，最大仅8，为近水平煤层。煤层埋藏最深处仅220 m，且为近水平煤层，按照设计规范要求，应采用单水平开拓。开采水平标高为+970m。 2、阶段内再划分井田范围内不存在较大的断层和褶皱，属简单结构煤层。由于本矿井设计为高产高效矿井，故应力求巷道布置和生产系统简单。考虑到目前高产高效矿井近水平煤层的准备方式主要有盘区式和带区式，需要分析二者的优缺点进行阶段内再划分方案的选择。由于本井田大致呈现为东西向延展较长，南北方向较短，且煤层倾角较小，平均为3，最大8，适宜沿井田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。故可将井田划分为若干个带区。4.1.4 主要开拓巷道开拓巷道主要可分为煤巷和岩巷，其技术比较见表 41。表 41煤岩巷的技术比较项目煤层巷道岩层巷道特征沿煤层掘进，随煤层等高线变化。在距煤层一定距离的岩层中，掘进中基本保证取直。优 缺 点掘进容易，施工速度快，便于机械化掘进，掘进中可以探明煤层变化和地质构造。生产期间，大巷维护困难，影响生产，两侧至少留设3040m的保护煤柱，煤层有起伏变化时，大巷随之弯曲，不利于运输，采区发火时，不易封闭。可保持一定方向，弯曲少，有利运输，巷道维护条件好，不留设护巷煤柱，安全条件好，便于布置采区煤仓。工程量大，机掘有困难，机械化程度低、速度慢、费用较高。适 用 条 件服务年限小的片盘斜井，煤层群中相距较远的单个煤层或中厚煤层，煤层底板岩层有含水溶洞时，不易开掘岩石巷道时。在距离煤层不太远的地方，又适合于开掘和维护巷道的煤层，煤层有瓦斯煤层突出和自然发火的巷道，大巷要呈直线布置。本井田初步考虑采用三条大巷：胶带大巷，辅助运输大巷和专用回风大巷。4.1.5 井田开拓方案提出与比较1、 方案提出根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：斜井开拓方式在井田北部边界外，不连沟以南，掘主斜井、副斜井和回风斜井，主井筒掘至距6#煤层底板30m，在主井井底布置煤仓和6#煤分层运输大巷，副斜井掘至6#煤层底板布置辅助运输大巷，回风斜井掘至6#煤层布置布置回风大巷，同时在副斜井井底附近布置井下中央变电所、水仓、中央水泵房、消防材料库。（1）主斜井井口标高+1132.00m，倾角14，斜长895m; 井筒装备胶带输送机，承担煤炭的提升任务及安全出口。（2）副斜井井口标高+1130.60m，倾角530，斜长1781m；井筒采用低污染防爆无轨胶轮车运输，兼做进风及安全出口。（3）回风斜井井口标高+1155.00m，倾角21，斜长513m，承担全矿井的回风及安全出口。主、副斜井工业场地内联合布置，回风斜井工业场地单独布置。矿井首先开采6#层煤，运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷东西方向布置。沿南北方向布置长壁工作面回采。主斜井装备胶带输送机担负煤炭提升任务，副斜井提升采用低污染防爆低污染防爆无轨胶轮车。回风斜井装备行人台阶和扶手。图 41斜井单水平开拓方案二：斜井开拓方式在井田北部边界外地形较为平整处，掘主斜井、副斜井和回风斜井，主井筒掘至距6#煤层底板30m，在主井井底布置煤仓和6#煤分层运输大巷，副斜井掘至6#煤层底板布置辅助运输大巷，回风斜井掘至6#煤层布置布置回风大巷，同时在副斜井井底附近布置井下中央变电所、水仓、中央水泵房、消防材料库。（1）主斜井井口标高+1165.00m，倾角16，斜长819m; 井筒装备胶带输送机，承担煤炭的提升任务及安全出口。（2）副斜井井口标高+1130.60m，倾角530，斜长1781m；井筒采用低污染防爆无轨胶轮车运输，兼做进风及安全出口。（3）回风斜井井口标高+1155.00m，倾角21，斜长513m，承担全矿井的回风及安全出口。主、副斜井工业场地和回风斜井工业场地均单独布置。矿井首先开采6#层煤，运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷东西方向布置。沿南北方向布置长壁工作面回采。主斜井装备胶带输送机担负煤炭提升任务，副斜井提升采用低污染防爆低污染防爆无轨胶轮车。回风斜井装备行人台阶和扶手。如图 42所示。图 42斜井单水平开拓方案三：斜井开拓方式在井田北部边界外地形较为平整处，掘主斜井、副斜井和回风斜井，主井筒掘至距6#煤层底板30m，在主井井底布置煤仓和6#煤分层运输大巷，副斜井掘至6#煤层底板布置辅助运输大巷，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、井下中央变电所、水仓、中央水泵房、消防材料库。（1）主斜井井口标高+1165.00m，倾角16，斜长819m; 井筒装备胶带输送机，承担煤炭的提升任务及安全出口。（2）副斜井井口标高+1163.00m，倾角18，斜长631m；井筒采用低绞车牵引矿车，兼做进风及安全出口。（3）回风斜井井口标高+1165.00m，倾角21，斜长541m，承担全矿井的回风及安全出口。主、副斜井工业场地联合布置，回风斜井工业场地单独布置。矿井首先开采6#层煤，运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷东西方向布置。沿南北方向布置长壁工作面回采。主斜井装备胶带输送机担负煤炭提升任务，副斜井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 43所示。图 43斜井单水平开拓方案四：综合开拓方式（主斜副立开拓方式）。在井田北部边界外地形较为平整处，掘主斜井，主井筒掘至9#煤层在主井井底布置运输大巷；在今天中央掘副斜井、风井，且为立井，副井掘至6#煤层底板布置辅助运输大巷，回风斜井掘至6#煤层布置布置回风大巷，同时在副斜井井底附近布置井下中央变电所、水仓、中央水泵房、消防材料库。如图 44所示。图 44综合开拓（主斜副立开拓方式）（1）主斜井井口标高+1132.00m，倾角14，斜长899m; 井筒装备胶带输送机，承担煤炭的提升任务及安全出口。（2）副斜井井口标高+1177.00m，井深207.00m；井筒采用低绞车牵引矿车，兼做进风及安全出口。（3）回风斜井井口标高+1178.00m，井深208.00m，承担全矿井的回风及安全出口。所提四个方案水平数目均相同，区别在于井筒形式、位置以及由此引起的部分基建、生产费用不同。2、 经济比较在四个方案中，前三个方案都是全斜井开拓，且工业广场位于无煤区，故无须留设工业广场保护煤柱，而第四个方案需要留设较大的工业广场保护保护煤柱，如图 45所示。图 45方案四工广保护煤柱其压煤面积为为：Q0，故设计的水仓容量满足要求。则副水仓容量取：Q1=208=160 m3(3) 其它硐室机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、乘人车场等。4.2.3 主要开拓巷道(1) 主井运输大巷主井运输大巷仅采用胶带运输，运输大巷单独通风。运输大巷的断面和特征表如图 413。图 413主井运输大巷断面图 (2) 煤层运输大巷运输大巷仅采用胶带运输，运输大巷单独通风。运输大巷的断面和特征表如图 414。图 414煤层运输大巷断面图（3）辅运大巷辅运大巷其断面如图 415。图 415 辅助运输大巷断面图（4）回风大巷回风大巷仅用于回风使用，其断面如图 416。图 416 回风大巷断面图各主要开拓巷道的断面尺寸，均按照运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。5 准备方式带区巷道布置5.1 煤层地质特征5.1.1 带区煤层特征带区所采煤层为6#煤层。其煤层特征：6#煤层上段，是结构十分复杂，煤岩成分以暗煤为主，少量的丝炭和亮煤，所以定该层段为半暗型煤；6#煤层中一下段，以亮煤为主，夹有镜煤条带，丝炭较发育，定为半亮型煤，6#煤层丝质组平均值为 37.6%。6#煤层平均厚度12.00 m，煤层平均倾角3。煤的容重1.40 t/m3，普氏系数为f=2.53.0，反射率为1.9122.000。带区的相对瓦斯涌出量为1.08m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.61 m3/min，该带区属于低瓦斯带区。本煤层无煤尘爆炸危险性，但极易自然发火，自燃等级为I级。5.1.2 煤层顶底板结构本区两个岩样孔的岩石力学试验成果表明，岩石力学特点是抗压强度高，绝大部分岩石属半坚硬一坚硬岩石，而又以坚硬岩石为主。只有煤层、部分泥岩及软弱夹层抗压强度值较低（小于100 Kg /cm2），其它各类岩石抗压强度值均大于100 Kg /cm2。区内6号煤层顶底板岩层大部分为泥岩、粘土岩，112号孔6号煤层直接顶板为泥岩，采取样品保抗压强反试验，抗压强度RC50 Kg /cm2，6号煤层RC6l Kg /cm2。6号煤层底板泥岩由于较软，未采成样品，局部6号煤层呈冲刷接触（直接顶板为砂岩），砂岩裂隙较为发育，因此6号煤层顶板均为不稳定岩层，应对6号煤层顶板加强维护。6号煤层底板泥岩、粘土岩在遇水的情况下有可能产生塑性变形，造成巷道底鼓现象。5.1.3 水文地质本区煤系地层为上石炭统太原组及下二叠统山西组。岩性由粒度不同的砂岩、砂质泥岩、泥岩、粘土岩及煤层组成，各岩层又程度不同地发育着裂隙 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，致使含水层富水性较弱，仅含有微量裂隙水。核实区内外经三个钻孔试验抽水，均因水柱高度不足（0.254.04m）而未进行正式抽水试验。据邻区钻孔抽水试验结果证实，单位涌水量均小于0.001l/sm。区内有数层泥岩、粘土岩为隔水层，各含水层一般无水力联系。构造简单，无断层及陷落柱，岩层平缓倾角小于15。煤系基底奥陶系灰岩，岩溶裂隙一般不发育，小的溶洞及裂隙均被方解石及泥质所充填。黄河虽流经矿区东缘，但无大的断裂与其勾通。区内因地形复杂，冲沟发育，大气降水难以补给地下，故本区应属于以裂隙岩层为主的水文地质条件简单类型。预计本带区开采时最大涌水量不超过30 m3/h，正常涌水量为20 m3/h，对生产影响不大。5.1.4 地质构造带区内地质构造简单，煤层起伏不大，煤层倾角为08，平均3。且区域内没有较大的断层和褶曲构造。故属于地质条件简单的区域。5.2 带区巷道布置及生产系统5.2.1 带区准备方式的确定带区准备方式优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、劳动生产率高和吨煤成本低。本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷同样布置在煤层中，辅助运输采用无轨胶轮车。带区准备方式存在的问题：1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难；2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求；3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一问题更加突出；4）有时存在着污风下行的问题。上述问题采取措施后可以逐步得到克服。5.2.2 带区巷道布置针对首采带区，其参数设计如下：（1）带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用两进一回的布置方式，每个工作面共布置三条平巷，一侧布置两条：一侧进风兼运煤，一侧回风且上一工作面的辅助运输平巷作为下一工作面的回风平巷。为提高掘进速度，并提高长距离掘进的安全性，结合煤层赋存情况，设计采用双巷掘巷施工，两条巷道之间留设15米的保护煤柱，并且每隔100米留设一个联络巷，保证尽快形成通风回路，提高掘进安全性。 （2）区段要素首采带区为东一带区；倾向长2300 m，平均厚12.00 m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在150米，吨煤生产成本较低，故工作面长度取为150 m；两平巷设计均为矩形断面，其中运煤平巷宽为5.4m，高为3.75m；回风平巷宽5 m，高3.75m；分带宽B为：B =150+5.4+5+15=175.4（m）。（3）开采顺序首采工作面为601工作面，然后依次开采602以及之后的工作面。由于一带区双巷掘进，中间留设15m的保护煤柱，各分带之间连续开采，首采工作面为601工作面，然后依次开采下一个相邻分带，具体如下：601602603604（4）分带通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统。（5）分带运输分带运输斜巷铺设B=1000 mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，集中到转载巷道，由主斜井胶带输送机提升至地面；带区内辅助运输采用无轨胶轮车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。井田巷道布置图见图5-1。图5-1 井田巷道布置图5.2.3 带区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：（1） 运煤系统煤由工作面刮板运输机平巷转载机、破碎机平巷胶带输送机大巷胶带输送机（2）辅助运输系统工作面设备材料经副斜井运至井底车场，由无轨胶轮车经大巷，辅助运输平巷运至工作面。运输路线如下：辅助运输大巷工作面辅运平巷工作面（3）通风系统带区3001工作面风流路线为：副井辅运大巷601工作面辅运平巷601工作面601工作面回风平巷回风大巷风井（4）排矸系统胶带运输大巷巷道沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石；辅运大巷与胶带运输大巷一样采用沿煤层底板掘进，同样基本不会产生矸石，斜巷也一定是煤巷，不会产生矸石。（5）供电系统供电：地面变电站副井中央变电所轨道运输大巷辅助运输平巷工作面（6）排水系统在工作面601工作面辅运平巷敷设两趟6寸管路，在601工作面辅运巷比较高处建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。水流方向：工作面工作面辅运平巷辅助运输大巷副井井底水仓地面5.2.4 带区内巷道掘进方法带区内所有工作面平巷均沿底板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚杆及时支护相配合；部分巷道采用炮掘巷道快速掘进技术，主要通过实现炮掘工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆成套支护等。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆钻机配合锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台局部通风机，通风方式为压入式。5.2.5 带区生产能力及采出率（1） 带区生产能力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求。考虑到综放开采投资少、开采成本低、产量大、效率高等优点，故可以布置一个综放工作面保证矿井年产量。a.采煤工作面的生产能力，按下式计算： ( 51)式中A0工作面生产能力，万t/a；L工作面长度，m；M煤层厚度，m；V0工作面年推进长度； 煤层容重，t/m3；C0工作面回采率。按照年工作日为330天，采用三八制作业方式。每天两班采煤，每班工作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，则工作面年推进长度为：V0330（0.64）1.00.97768m。则有：A0=150768 12 1.40.80=1.55Mt/ab.带区生产能力为： ( 52)式中AB带区生产能力；k1带区掘进出煤系数；k2工作面间出煤影响系数；A0工作面生产能力。带区掘进出煤系数取为k11.1，由于同采的工作面个数为1，故k2=1。则可得到带区生产能力为：AB=1.111.55=1.71Mt/a矿井设计井型1.2 Mt/a，带区生产能力1.71Mt/a，因此能满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率 = 带区实际采出煤量/带区工业储量100% 带区内工业储量为：6.01 Mt带区内实际采出煤量为：7.26 Mt则：带区采出率 = 6.01/7.26100% = 82.78%根据煤炭工业设计规范规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，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%，符合煤炭工业设计规范规定。5.3 带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均3，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层中，大巷采用无轨胶轮车辅助运输，因此，轨道斜巷与大巷连接处不需设立车场：连接处转角37，采用直线连接，不需设计曲线缓冲；长约100 m，用于辅助运输。由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷相连，不设带区煤仓，单设一个溜煤眼。井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。6 采煤方法6.1 采煤工艺方式6.1.1 带区煤层特征及地质条件带区所采的6#煤层平均厚度12.00m，煤层平均倾角3。煤的容重1.40 t/m3，普氏系数为f=2.53.0，内生裂隙比较发育。由于内生裂隙的发育，其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1.08 m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.16 m3/min，该带区属于低瓦斯带区。本煤层无煤尘爆炸危险性，但极易自然发火，自燃等级为I级。预计本带区开采时最大涌水量不超过30 m3/h，正常涌水量为20 m3/h对生产影响不大。煤层直接顶板为岩层大部分为泥岩、粘土岩，层底板泥岩由于较软，未采成样品，局部6号煤层呈冲刷接触（直接顶板为砂岩），砂岩裂隙较为发育，因此6号煤层顶板均为不稳定岩层，应对6号煤层顶板加强维护。6号煤层底板泥岩、粘土岩在遇水的情况下有可能产生塑性变形，造成巷道底鼓现象。 6.1.2 确定采煤工艺方式从煤矿开采的过程来看，采煤工艺主要有综采、普采、炮采三种类型。就目前煤矿地下开采技术发展趋势看，综采是采煤工艺的重要发展方向。它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。但是，综采设备价格昂贵，综采生产优势的发挥有赖于全矿井良好的生产系统、较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。根据我国的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：煤层地质条件好、构造少、上综采后能很快实现高产、高效，或者某些地质条件特殊上综采后仍有把握取得较好的经济效益。普采设备价格便宜，一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一，而产量平均近综采产量的三分之一。普采对地质变化的适应性比综采强，工作面搬迁容易。对推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普采则可以取得较好的效果。与综采相比，普采操作技术比较容易掌握，组织生产比较容易。因此，普采是我国中小型矿井发展采煤机械的重点。炮采工艺的主要优点是技术装备少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理比较简单，是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺，但是，由于炮采单产和效率低、劳动条件差，根据我国的技术政策，凡条件适于机采的炮采面，特别是在国有重点煤矿都要逐步改造成普采面。本带区内煤层赋存稳定，煤层属特厚煤层，适合采用综采和普采工艺方式，不适宜用炮采，可以用普采或综采。但普采年产量不大，无法满足本矿井的产量要求，加上本带区内分带长较大，故最终决定采用综合机械化采煤方式。这样也符合了矿井高产、高效的要求，并取得较好的经济效益。但是就综合机械化开采而言，12m的厚煤层又存在几种不同的开采工艺与方法：分层综采；放顶煤综采。它们各有优缺点，下面比较如下：1. 分层综采工艺优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机等设备尺寸小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，不易片帮，生产环节良好；工作面采出率高，可达93-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，产量提高困难；开采投入高。分层开采时人工铺网劳动强度大，费用高；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2. 放顶煤综采工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效。单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更强的适应性。缺点：煤损较多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤矸界线难以区别，使得煤炭含矸率高，影响煤质；有自然发火、瓦斯积聚的隐患，“一通三防”难度稍大。比较上述厚煤层开采的两种工艺方式，分层开采经济效益较差，不利于矿井实现高产、高效，故不选用。由于本矿煤均厚12m，又由于带区为低瓦斯区域，瓦斯防治方面不存在大的问题，故适宜采用放顶煤综采工艺。而对于自然发火，在保证顶煤放落充分的前提下，可以通过采空区灌浆等措施予以解决。6.1.3 回采工作面参数从高产高效、一井一面、集中生产的发展趋势要求出发，应增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架与放煤速度。与大运量、高强度的工作面输送机相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。从设备技术性能要求出发，所选综放机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综放开采优势。根据前述开拓及准备方式的巷道布置，确定了分带工作面沿东西方向布置，由带区南侧向北推进。工作面长度为150m，推进长度平均达1800m。根据三机配套原则，确定工作面设备配套如表 61。表 61工作面配套设备序号项目设备型号制造厂家1采煤机MG300/700WD兖矿集团与太原矿山机械厂2液压支架ZFS6200/18/35北京煤矿机械厂3刮板输送机SGZC-764/400张家口煤矿机械有限公司6.1.4 回采工作面破煤与装煤方式由于采用综放开采，故工作面底部煤炭由采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程；工作面顶煤在矿山压力作用之下被破碎并通过液压支架放煤口装煤进入工作面后部刮板输送机；工作面靠近煤壁处的少量遗留碎煤由前刮板输送机上的铲煤板装入刮板输送机。结合矿井实际生产情况，工作面选用兖矿集团与太原矿山机械厂联合生产的MG300/700WD型电牵引采煤机割煤。采用双向割煤工艺方式，即采煤机往返一次为两个循环，每个循环推进0.6m，则往返一次共推进1.2m。采煤机技术特征见表 62。表 62采煤机技术特征参数单位数量制造厂家兖矿集团与太原矿山机械厂联合采高范围 m1.94.2截深m0.8供电电压kV1.14总功率kW700牵引功率kW255机面高度 mm1593适应煤层倾角 25适应煤层硬度 f4最大牵引力kN750牵引速度m/min07.18.7最大卧底量mm250过煤高度mm778滚筒直径mm1800变频器280kVA 400v 0-80Hz牵引变压器170Kva AC3300V/400V/50Hz降尘方法内外喷雾机重t53工作面进刀方式：采用端部斜切割三角煤进刀。进刀方法：机组割透机头（机尾）煤壁后，将上滚筒降下割底煤，下滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.6m后停机；将支架拉过并顺序移刮板输送机顶过机头（机尾）后调换上、下滚筒位置向机头（机尾）割煤；采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。机组进刀总长度控制在40 m左右，进刀方式如图 61所示。图 61端部斜切割三角煤进刀6.1.5 回采工作面运煤方式工作面煤炭运输采用张家口煤矿机械有限公司生产的SGZC-764/400可弯曲刮板输送机。该刮板输送机技术特征见表 63。转载机、平巷胶带机选型详见第7章井下运输部分。表 63前后刮板输送机技术特征参数单位数量制造厂家张家口煤矿机械有限公司输送能力t/h800设计长度m150额定电压V3300装机功率kW2200链速m/s1.10刮板链型式中双链链条规格38137-C链条破断负荷kN2200中部槽规格mm17501000340 6.1.6 回采工作面支护方式1、 工作面支架液压支架是综采工作面的主要设备之一，国内外长壁工作面的生产经验表明，液压支架是采煤工作面装备中投资最多的设备，约占60%70%，因此选择液压支架时应把支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠、故障率低，而且要使用寿命长，进年来液压支架有向重型化发展的趋势，支架工作阻力逐年增加。本矿井第一水平首先开采6#煤层，煤层厚度一般在0.2619.24m，平均厚度12.00m，煤层赋存稳定，煤层顶底板岩性为泥岩、砂泥。顶底板稳定性较差，为满足工作面设备正常运行，实现快速移架，设计选用低位放顶煤液压支架。支架所需支护强度：按经验公式计算P=nrH=62.04.0=48t/m2=0.471MPa： ( 61)P支架支护强度，MPa；N计算参数，原苏联取68，英国取57，我国多取57，此处取6计算；r岩石容重，t/m3H采高，按4.0m计算；由以上计算以及矿井开采技术条件，综采工作面低位放顶煤支架选择ZFS6200/18/35, 其主要技术参数如下：支撑高度：1.803.50m支护强度：0.800.86MPa工作阻力：6200KN支架中心距：1.50m支架重量：21.7t2、 工作面端头支护本设计选用ZT1P27000/17/35型端头支架，其主要技术参数如下：支撑高度：1.703.50m支护强度：0.46MPa支架重量：35.0t3、 超前支护根据矿井开拓布置，本设计将全井田划分为二个采区开采，布置一个综采放顶煤工作面，大巷沿东西方向布置，沿南北方向采煤工作面，工作面推进方向由南向北，即由井田边界向大巷方向推进，由于全井田仅有一个采煤工作面，因此不存在工作面超前关系。从工作面煤壁线起向前30m内进行两巷超前支护。在两巷靠工作面煤壁一侧距煤壁400mm支打交错一排单体支柱；靠煤柱一侧支打一路单托棚；巷道中路支设一排单体支柱。两巷均为一梁三柱形式，每排柱子内的柱距均为1.3m。托梁及单体柱规格同端头支护。若巷道压力增大、变形严重时，根据实际情况增加托棚，超前支护距离可增加至35m以上，此时紧靠煤柱一路托棚梁可用规格为20cm3.8m。6.1.7 采放比、放煤步距、放煤方式1、采放比采放比是放顶煤工作面采煤机机采高度与顶煤高度之比。合理的采放比要根据煤层厚度、煤的硬度和发育程度以及工作面推进速度等因素确定。采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采高。对于一次采全厚综放开采，我国的采放比一般在1：1到1：2.8之间。目前，我国缓倾斜煤层的综放面采高一般为2.0到3.0m。结合三矿煤层煤质中硬以上，且节理裂隙发育，并参照我国的一些经验数据，确定其采放比为1：2。即设计采煤机采高为4.0m，放煤高度为8.0m。采放比符合煤矿安全规定关于采放比不小于1：3的相关规定。2、放煤步距放煤步距是在工作面推进方向上，两次放顶煤之间工作面的推进距离。合理选择放煤步距，对于提高采出率、降低含矸率十分重要。最佳的放煤步距应是顶煤垮落后能从放煤口全部放出的距离。放煤步距过大过小都会带来一系列问题。对于综放工作面而言，放煤步距应与移架步距或采煤机截深成倍数关系，一般有一刀一放、两刀一放和三刀一放三种方式。根据理论推导及我国放顶煤工作面开采的实践，确定放煤步距时，可借鉴如下经验公式： ( 62 )式中L放煤步距，m；H煤层厚度，m；M采煤机割煤高度，m；h放煤口至煤层底板的垂高，m。本设计取系数0.17，H=12.0m，M=4.0m，h=0.3m，则放煤步距计算如下：L=0.17(12.0-4.0)-0.3 = 1.309结合采煤机截深，故取放煤步距为截深的一倍，即1.2m。3、放煤方式放顶煤工作面放煤顺序、次数和放煤量的配合方式称为放煤方式。打开放煤口，一次将能放的煤全部放出称单轮放煤；每架支架的放煤口需打开多次才能将顶煤放完的则称为多轮放煤。放煤方式可以分为顺序放煤和间隔放煤。顺序放煤是指按支架排列顺序，依次打开放煤口放煤的方式；间隔放煤是指按支架排列顺序每隔一架或多架依次打开放煤口放煤的方式。目前我国常用的放煤方式是单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤。由于本煤层厚度12.0m，顶煤较厚，故应采用多轮顺序放煤。6.1.8 各工艺过程注意事项回采过程中要注意以下事项：1、煤壁成直线，无探头煤，保证顶、底板平直，采高严格控制在4.0m。2、支架成直线，支架中心距均匀且支架与煤壁保持垂直，支架要升紧，以保证支架顶梁接顶良好。顶板不太完好处，可提前伸伸缩当或拉架。3、工作面刮板输送机成直线且平稳，顶溜弯曲长度为1215m。4、保证上、下安全出口通畅，无杂物和材料堆积。5、工作面两巷不得缺梁少柱，胶带机机头必有有照明设施。6、控制进、回风进度，防止刮板输送机向前或向后窜动。7、工作面浮煤、浮矸要清理干净，管线悬挂整齐，防止被压或拉架时损坏。8、工作面所有支架都必须支设牢固，回、进风斜巷单体支柱要拴好防倒绳或将支柱顶盖与棚梁固定，严禁在浮煤、浮矸上支设支柱。9、照明、闭锁装置安装要齐全可靠。10、放煤首先检查后部刮板输送机是否正常，放煤口管路是否吊挂合理，如有问题，及时处理。11、严格掌握放煤顺序和放煤步距。当放煤和割煤发生矛盾时，应停止割煤，先进行放煤。12、防止自然发火措施做到位。瓦检人员必须认真检查CH4、CO、CO2含量、温度等参数。对采空区及冒落带采取防止自燃发火措施，如完善防火监测系统，顶煤放净，尽量杜绝采空区漏风。6.1.9 回采工作面正规循环作业1、 回采工艺过程工作面每割一刀煤，推进0.6m，每割两刀放一次煤。采用两采一放追机放顶煤作业方式。回采工艺过程为：采煤机机头（尾）斜切进刀正常割煤伸伸缩梁移架推工作面前刮板输送机采煤机机头（尾）斜切进刀正常割煤伸伸缩梁移架推工作面前刮板输送机调整工作面后部刮板输送机放顶煤。2、 劳动组织劳动组织以采煤机割煤、放煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面循环进尺0.6 m，放煤步距1.2m。采用“三八”制作业方式：两班生产，一班检修，每个班工作时间8小时，均执行现场交接班制。循环方式为生产班每班进2个循环，日进4个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法图。劳动组织配备见表 66。表 66劳动组织配备表序号工种一班二班检修班合计1工长11132副工长11133安全员11134记录工11135机组工33396煤溜工皮带工6610227支架工448168清煤工22049泵工111310端头维护工55102011电工116812备件工002213放煤工330614送饭工111315合计3030451053、 技术经济指标工作面循环产量按下式计算： ( 63)式中Q工作面循环产量，t；L工作面长度，m；LD工作面机头机尾处不放煤长度，m；S循环进尺，m；M1工作面设计采高，m；M2工作面放煤高度，m；煤的容重，t/m3；C1工作面机采范围内回采率；C2工作面放煤范围内回采率。则工作面循环产量为：Q1500.64.01.40.95+(150-6)0.681.40.75=1203.76t则工作面日产量为：Qd=4 Q=41203.76=4815 t ( 64 )回采工作面成本主要包括工资、材料消耗、设备折旧费、电力消耗四项费用，取吨煤成本为20元。工作面主要技术经济指标见表 67。表 67工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1工作面推进长度m12502工作面长度m1503工作面平均倾角34设计采高m4.05放煤高度m8.06采放比11：27放煤步距m1.28煤的容重t/m31.409循环进尺m0.610循环产量t1203.7611日循环数个412日产量t481513坑木消耗m3/万t614单体柱用量根40015乳化液消耗kg/万t40016油脂消耗kg/万t20017截齿消耗个/万t2418炸药消耗kg/万t14020雷管消耗发/万t23021回采工效t/工5122回采率%8623吨煤成本元/t206.2 回采巷道布置6.2.1 回采巷道布置方式1、布置方式工作面相对瓦斯涌出量为1.08m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.61 m3/min，属低瓦斯工作面，故瓦斯的威胁不是很严重。根据以风定产的要求以及第九章通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。回采巷道采用单巷布置与掘进，布置方式为一进风一回风，每个工作面共布置两条斜巷，每侧布置一条。工作面运输平巷布置胶带输送机，兼作回风巷；工作面轨道巷铺设轨道，兼作进风。由于分带间采用留巷，故分带斜巷的掘进不受工作面采动影响，且双巷掘进时可以实现通风等方面的要求。2、煤柱尺寸工作面两侧平巷之间留设15m煤柱，该煤柱同时作为分带间保护煤柱。6.2.2 回采巷道参数1、巷道参数a.断面由于采用双巷布置方式，本区段的运输平巷作为下一工作面的回风平巷，故辅运平巷与回风平巷巷设计断面参数相同。运输平巷设计掘进宽度为5.4m，高为3.75 m，设计掘进断面为20.25 m2；回风平巷设计掘进宽度为5.0m，高为3.75 m，设计掘进断面为18.75 m2。工作面运输巷与回风巷断面分别见图 62与图 63。b.方向与坡度由于采用综采放顶煤，故要保证两巷平行且尽量为直线。由于煤层倾角很小，仅局部段稍大，故两巷均可沿煤层底板按中线掘进。只有在个别地段因煤层倾角变大时，应按照“胶带机巷取直，轨道巷尽量取平”的原则进行掘进。此时轨道巷需按腰线掘进，可适当的破部分底板或留部分底煤并作小角度的转折。c.机电设备布置采用综采设备分巷布置方式，目的是为了能将机电设备布置在工作面进风流中。工作面胶带巷布置胶带运输机运煤；轨道巷铺设轨道，并布置排水管路，动力电缆及泵站等。图 62区段运输巷断面图图 63区段回风巷断面图2、支护方式由于巷道断面较大，为了确保回采期间能保证设计断面尺寸，故采用锚、网、索、带支护方式。两巷支护方式与参数相同。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250 mm，排距800mm。顶板两侧靠两帮的锚杆与顶板垂线成30角，其它垂直顶板。帮锚杆每排8根，每帮4根，间距800mm，排距800mm。靠近顶板、底板的帮锚杆安设角度分别与水平线成10、15角。加强锚索布置两路，距巷中1.25m各一根，排距2.4m。支护材料见表 68。表 68两巷支护材料材料名称型号及规格材质顶钢带WX220/3.0，长4.5m，6孔的W钢带屈服强度235MPa顶锚杆202000 mm建筑螺纹钢顶锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂顶锚杆托板10010010 mmA3钢加强锚索SKL18-7/1860，21.65250 mm锚索锚固剂MSCK-23/100的树脂锚固剂树脂胶泥固化剂锚索托板与M钢带配套的专用托板锚索托梁1.0m的29U钢网顶：5000850 mm 帮：3100850 mm金属菱形2.8热镀锌低碳钢锚具KM22(KM18)帮锚杆202000 mm建筑螺纹钢帮锚杆锚固剂MSCK-23/60树脂胶泥固化剂帮锚杆托板花式铸钢托板：35012040 mmEG257 井下运输7.1 概述7.1.1 运输设计的原始条件与数据井下运输设计的原始条件与数据见表 71。表 71井下运输设计的原始条件与数据序号项目单位数量1矿井设计生产能力Mt/a1.22工作制度三八制3日净提升时间h164年工作日d3305煤层平均厚度m12.06煤层平均倾角（）37煤的容重t/m31.408相对瓦斯涌出量m3/t1.089绝对瓦斯涌出量m3/min1.6110矿井瓦斯等级低11煤尘爆炸性无井下运输系统示意图见带区巷道布置平面图大图。根据小鱼沟矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助运输与工作面辅助运输均采用无轨胶轮车运输；大巷和工作面煤炭采用胶带运输机连续不间断运输。针对中央带区具体设计如下。7.1.2 煤层及煤质带区所采煤层为6号煤层，为一稳定、结构简单的特厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在08，平均3；烟煤，容重为1.40t/ m3，硬度1.5左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1.20 m3/ t；煤尘无爆炸性，自然发火危险性较高。7.1.3 运输距离和辅助运输设计平巷平均运距为1700 m, 最大运距2500 m；煤层大巷平均运距为900 m，最大运距2400 m，岩层大巷运距460m。故从井底车场到工作面最大运距为5360 m。带区内布置一个工作面、两个掘进面保产，设计综采，综采工作面日产量4488 t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员运输考虑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运输。7.1.4 矿井运输系统矿井井下运输方式多样，根据矿井具体情况选用。运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、运矸系统等。（1）运输方式1）运煤：本井型属于大型矿井，需要一定的井下运输能力；矿车运输效率低，运输环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带运输能实现连续运输，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带运输机运煤。2）辅助运输回采工作面为大功率采煤机进行综采开采，工作面斜巷主要采用锚杆锚索组合钢带支护，其辅助运输量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期运输。设计采用无轨胶轮车运输支架等大件设备，实现工作面运输连续高效。无轨胶轮车是一种以柴油机为动力，不需要铺设轨道，使用胶轮在道路上自由行驰的车辆；实现从地面至工作面顺槽连续运输；无轨胶轮车一般采用铰接车身，前部为牵引车，后部为承载车，转弯半径小，机动灵活；车辆的前端工作结构可以更换，短时间可以改换成材料、设备、人员、救护、修理及吊装等车型，实现一机多功能；爬坡能力大，最大可达14。缺点是无轨胶轮车车体较宽，行驰中要求巷道两侧的安全间距比有轨运输要大；恶化井下空气；支架运输车及多功能运输车需要引进，投资较高；受制动距离限制，一般适用于6倾角以下巷道，巷道底板需要硬化处理。爆破材料和油品等轻型货物按照煤矿安全规程，采用专用设备包运，单独运至目的地。（2）运输系统1) 运煤系统：综采工作面运输平巷煤层运输大巷井底煤仓岩层大巷主井地面掘进工作面掘进面运输平巷煤层运输大巷井底煤仓岩层大巷主井地面2) 运料系统：地面副井井底车场辅助运输大巷辅助运输平巷工作面地面副井井底车场辅助运输大巷掘进面辅助运输平巷掘进工作面3) 人员运送系统：地面副井井底车场辅助运输大巷各个工作地点7.2 带区运输设备选择7.2.1 设备选型原则（1）必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一；（2）必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；（3）必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机轨道输送机轨道的情况；（4）必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；（5）必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。7.2.2 带区运输设备选型及能力验算（1）运煤设备1）运输设备选型结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：刮板输送机型号为SGZC-764/400可弯曲刮板输送机，转载机型号为SZZ-764/132桥式转载机；破碎机型号为PCM110锤式破碎机；平巷可伸缩胶带输送机型号为DSJ100/80/200型可伸缩胶带输送机。2）运输能力验算设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为500 t/h，工作面刮板运输机生产能力为800 t/h，转载机的生产能力为1100 t/h，破碎机通过能力为1000 t/h，平巷皮带通过能力为800 t/h，带区运输系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故所选设备能满足要求。（2）辅助设备根据井下辅助运输工作内容，选用以下辅助运输设备，见表7-2：表7-2 矿井达产时各类防爆低污染防爆无轨胶轮车特征及数量表 序号名 称型号功率(kW)载重（kg）外形尺度(mm)数量 (辆)备 注长宽高1防爆低污染防爆无轨胶轮车WrC20/2J65462060651950236042防爆低污染防爆无轨胶轮车W885800085002370185043防爆低污染防爆无轨胶轮车WqC4J65400058002070218044井下支架搬运车WC40Y200400009843352016122租赁7.2.3 运输设备验算（1）主运输设备设计综采工作面和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为500 t/h，平巷胶带机直接搭接大巷胶带，两者运输能力均为800 t/h，故带区皆不设缓冲煤仓，两者均采用型号为DSJ100/80/200型可伸缩胶带输送机，其采用CST可控启动装置，配YSB-160型电动机，大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管理。（2）辅助运输设备矿井采掘面等各工作地点人员运输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运输，确定最大班需运送人员为45人，所选的WrC20/2J型无轨胶轮车人车可以满足人员运送要求。工作面最大运距2500m；煤层大巷最大运距2400m，最大运距4900 m。正常生产期间材料、设备运量为每班200 t；根据工作面最大运距2500 m，大巷平均运距为900 m，最大运距3860 m；大巷平均行车速度5 /s，平巷行车速度3 /s，装卸载调车等车时间取30 min，牵引车每班可运行约6次，所选无轨胶轮车可以满足材料、设备的运输要求。8 矿井提升8.1 概述进行矿井提升设计的原始条件与数据见表 81：表 81矿井提升设计的原始条件项目单位数量矿井设计生产能力Mt/a1.2矿井服务年限a56开拓方式-斜井水平数目-1水平标高m970矿井工作制度-三八制矿井年工作日d330日净提升时间h16矸石量Mt/a0.15煤的体积质量t/m31.4矸石的体积质量t/m32.6煤的松散系数-1.15矸石的松散系数-1.4矿井瓦斯等级-低煤尘爆炸危险性-无自然发火等级-I最大班下井人数人45主斜井筒断面为半圆拱形，倾角为14，斜长899m。净宽4.2m，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，半圆拱形断面，倾角为530，斜长1781m。净宽5m，净断面积17.31m2，采用低污染防爆无轨胶轮车运输，主要负责人员、材料、矸石等的运输。8.2 主副井提升8.2.1 主井提升1、 设备选型设计矿井井型为1.2Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主斜井带式输送机提运至地面。主斜井井筒斜长899m，装备一台宽度B=1000mm，带速V=2.5m/s，=14的钢绳芯带式输送机，输送能力800t/h，采用CST可控启动装置2套，实现头部双滚筒驱动，配YBS-250 250kW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 82。表 82主斜井带式输送机技术参数项目单位参数带宽mm1000运量t/h800带强N/mmST2500阻燃带速m/s2.5轴功率kW997功率分配1：1拉紧-尾部重载车式拉紧胶带安全系数-7.97驱动滚筒直径mm900驱动控制方式-CST加鼠笼电动机电机台数及功率kW2250（防暴）减速器型号及速比-CST750KVi=24.57/2台驱动滚筒布置及个数-头部双滚筒2、 运输能力校核矿井设计日产量为3637t，设计净提升时间为16h,平均每小时提升量为227.3，小于主斜井胶带输送机提升能力。设计综放工作面采煤机和掘进工作面的同时最大瞬时出煤能力为350t/h，主斜井输送机运输能力为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，同时也提高了运输与提升系统的可靠性，防止提升系统一旦出现故障，不影响工作面正常的生产与出煤。故主斜井提升系统满足要求。8.2.2 副井提升副井辅运设备采用无轨胶轮车运输，参数如下表8-3：表8-3 矿井达产时各类防爆低污染防爆无轨胶轮车特征及数量表 序号名 称型号功率(kW)载重（kg）外形尺度(mm)数量 (辆)备 注长宽高1防爆低污染防爆无轨胶轮车WrC20/2J65462060651950236042防爆低污染防爆无轨胶轮车W885800085002370185043防爆低污染防爆无轨胶轮车WqC4J65400058002070218044井下支架搬运车WC40Y200400009843352016122租赁9 矿井通风及安全技术9.1 概况9.1.1 本井田瓦斯、煤尘、自燃、煤和瓦斯突出及地温等情况（1）瓦斯矿井绝对瓦斯涌出量为1.61m3/min，相对瓦斯涌出量为1.08m3/t。属于低瓦斯矿井。同时，该矿井以及邻近矿井无煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出，瓦斯（二氧化碳）喷出情况。（2）煤尘本井田煤属于不粘煤，其挥发分产率较高，5个孔30个煤样的测试结果表明井田内煤尘不具有爆炸性。（3）煤层自燃根据井田内12个煤样的测试结果，表明井田内煤层基本为容易自燃。因此，在煤的开采和堆放过程中对煤的自燃应予以足够的重视，以免发生危险。各煤层的自燃情况详见煤的自燃倾向试验成果表(表9-2)。表9-2 煤的自燃倾向试验成果表孔号-煤样号煤层号煤吸氧量别(cm3/g)自燃等级J307-煤260.98容易自燃J303-煤260.82容易自燃J307-煤460.95容易自燃J502-煤160.87容易自燃J303-煤62-30.84容易自燃J506-煤161.07容易自燃J506-煤260.89容易自燃J502-煤360.87容易自燃J502-煤461.16容易自燃J502-煤661.06容易自燃J307-煤961.01容易自燃J506-煤460.97容易自燃J502-煤260.88容易自燃（4）地温通过算术平均值估算，平均地温梯度为0.45/100m，小于3/100m，属于地温正常区，各煤层埋藏较浅，无高温区。9.2 矿井通风方式9.2.1 通风方式和通风系统的选择及其依据由于抽出式通风方式适应性广泛，漏风量小，通风管理比较简单，加之本井田煤层赋存较深，地面无小窑塌陷区。故设计通风方式采用抽出式。根据矿井开拓方式及井筒布置关系，矿井采用主斜井和副斜井入风，回风井回风，通风系统为中央并列式，服务于整个矿井生产期间。9.2.2 风井数目、位置、服务范围及服务时间本矿井移交生产时，在工业场地内建有主斜井和副斜井，在工业场地东建有回风井。主斜井和副斜井均为入风井，回风井回风。回风井服务于全矿井，服务时间与矿井寿命相同，即56a。9.2.3 掘进通风及硐室通风（1）掘进通风本次设计掘进通风采用局扇通风方式，井下共设2个掘进组，5个掘进面，采用压入式通风，选用YBT-28型风机供风。（2）井下硐室通风井下爆破材料发放硐室采用独立通风，乏风直接引入回风大巷，其它硐室布置在新鲜风流中。9.2.4 矿井风量、风压及等积孔的计算（一）矿井风量计算1、按井下同时工作的-最多人数计算Q总4NK=41601.4 (91) 896.0m3/min14.93m3/s 式中： 4每人每分钟供风量，m3/人N井下最大班下井人数，为160人；K备用系数，取为1.4。2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算Q矿（Q采+Q掘+Q硐+Q胶+Q其它）K漏 (92 )式中：Q采采煤工作面实际需风量总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需风量总和，m3/min；Q硐掘进工作面实际需风量总和，m3/min；Q胶胶轮车需风量总和，m3/min；Q其它其它地点需风量总和，m3/min；K漏矿井漏风系数，取为1.2。（1）采煤工作面实际需风量：采煤工作面应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其最大值，并用风速验算。a. 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采=100q采瓦K采通=1003.421.6=547.2m3/min (93 )式中：Q采采煤工作面实际需风量，m3/s，经计算为547.2 m3/min； q采瓦采煤工作面二氧化碳涌出量，预算结果为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，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，取1.6；b. 按工作面温度计算Q采=100vcScKi=601.5121.2=1296.0 m3/min (94)式中：Q采采煤工作面实际需风量，m3/s，经计算为1296 m3/min； vc采煤工作面风速，当机采工作面进风流气温稳定在20230C之间时，工作面风速应在1. 01.5m/s之间，设计取1.5m/s； Sc采煤工作面的平均断面积，约12m2； Ki采煤工作面的长度风量系数，取1.2；c. 按工作人数计算Q采=4N=440=160 m3/min (95)式中：N工作面同时工作的最多人数，人；d. 按风速进行验算煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速0.25 m/s，回采工作面最高风速4m/s的要求进行验算，回采工作面风量应满足：0.2560ScQ采460Sc式中：Sc采煤工作面的平均断面积，约12m2； 180Q采2880 m3/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/min，即22m3/s。备用工作面按回采工作面的50%配风。全矿井采煤工作面总需风量为Q采=22+2250%=33m3/ s。（2）掘进工作面实际需风量：煤巷、半煤岩巷和岩巷独头掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，并取其最大值。a. 按瓦斯涌出量计算（综掘）Q掘=100q掘瓦K掘通=1002.021.6=323.2 m3/min (96 )式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/s，经计算为323.2 m3/min； q掘瓦掘进工作面绝对二氧化碳涌出量，预算结果为2.02m3/min； K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，取1.6；b. 按掘进工作面（岩巷）一次爆破的最大炸药量计算Q掘=25A=2512=300 m3/min (97)式中：A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，经计算取12kg；c. 按工作人数计算Q掘=4N=420=80 m3/min式中：N工作面同时工作的最多人数，人；d. 按局部扇风机吸风量计算Q掘=QfIkf=35011.3=455 m3/min (98)式中：Qf掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min； kf掘进工作面局部通风机风量备用系数，取1.3；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数；e. 按风速进行验算煤矿安全规程规定煤巷、半煤巷工作面的风量应满足：15SJQ掘240SJ式中：SJ掘进工作面的最大断面积，13.26m2；199Q掘3182m3/min根据以上计算，设计配风量取最大值，综掘工作面配风量为480m3/min，即8m3/s。普掘工作面配风量为360m3/min，即6m3/s。全矿井掘进工作面总需风量为Q掘=8+6=14m3/ s。（3）硐室需风量计算井下爆破材料发放硐室：120 m3/min，2 m3/s（4）井下低污染防爆无轨胶轮车供风量本矿井井下辅助运输为防爆低污染无轨胶轮车，胶轮车单独供风量5.4m3/minkW。多台胶轮车供风量按叠加方法计算，第一台风量5.4 m3/minkW。第2台加75%计算，第3台加50%，第4台以后都按加50%计算，本矿井辅运大巷和辅运顺槽共有3台胶轮车同时工作，防爆低污染无轨胶轮车功率按65kW计算。Q胶=5.485+5.4650.75+5.4650.5 (99)=897.75m3/min 取900m3/min 即15 m3/s（5）其它供风量Q其他=（Q采+Q掘+Q硐+Q胶）5% (910)=（33+14+2+15）5%=3.2 m3/s其它供风量取240m3/min。综合上述计算，全矿井一个综采放顶煤工作面，一个备用工作面，一个综掘工作面，一个炮掘工作面以及独立通风硐室、防爆低污染防爆无轨胶轮车和其他地点所需总风量为：则矿井的总供风量为：Q矿（Q采+Q掘+Q硐+Q胶+Q其它）1.2 (911) （33+14+2+15+4）1.2 81.6m3/s根据以上计算，矿井总风量取为82m3/s。其中：主斜井进风22m3/s，副斜井进风60m3/s，（二）风量分配601工作面供风量：25m3/s；备用工作面供风量：11m3/s综合机械化掘进工作面供风量：10m3/s；炮掘工作面供风量：8m3/s；胶轮车供风量： 21m3/s爆破材料发放硐室为：2m3/s。其它供风量为：5m3/s。（包括注氮需要风量0.28 m3/s）。9.3 矿井风阻计算（一）矿井等积孔计算矿井通风阻力按下式计算：h= (912)式中：h通风阻力, Pa；摩擦阻力系数，kgS/m4；L井巷长度，m；U井巷断面净周长，m；Q通过井巷的风量，m2；R井巷摩擦风阻，Ku；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82 m3/s，阻力为1064.62Pa；矿井通风困难时期，风量为82m3/s，阻力为1523.57Pa；表9-3 矿井通风容易时期风阻计算井巷名称支护方式摩擦阻力系数巷道长度L（m）巷 道 净周长 P(m)净断面 S (m2)风 量Q(m3/S)R（NS2/m8）风速V（m/S）负 压 （Pa）副斜井锚喷0.0008158015.8517.31600.00393.47136.27副斜井锚喷0.00120015.8517.31580.00063.3520.15联络巷锚喷0.0014015.8517.31580.00013.354.036煤辅助运输大巷锚喷0.00117015.413.26500.00113.7727.51601上辅助运输顺槽锚杆0.001523001512.24150.02821.2362.23601上回采工作面锚杆0.00217015.212.75250.00251.9615.271301回风顺槽锚杆0.001523301512.24250.02862.04175.111301回风顺槽锚杆0.00151001512.24290.00122.3710.116煤回风大巷锚喷0.00112015.412.36720.00105.8349.72回风大巷锚喷0.0012012.2510.49800.00027.6313.31风井井底车场锚喷0.0013012.2510.49820.00037.8220.98风井锚喷0.00151312.2510.49820.00547.82358.74风硐砌碹0.0013011.228.82820.00059.3032.33小 计925.76局部阻力10%92.58总 计1,064.62表9-4 矿井通风困难时期风阻计算井巷名称支护方式摩擦阻力系数巷道长度L（m）巷 道 净周长 P(m)净断面 S (m2)风 量Q(m3/S)R（NS2/m8）风速V（m/S）负 压 （Pa）副斜井锚喷0.0008158015.8517.31600.00393.47136.27副斜井锚喷0.00120015.8517.31580.00063.3520.15联络巷锚喷0.0014015.8517.31580.00013.354.036煤辅助运输大巷锚喷0.00143015.413.26580.00284.3793.646煤辅助运输大巷锚喷0.00115015.413.26480.00103.6222.37601上辅助运输顺槽锚杆0.001526401512.24150.03241.2371.43601上回采工作面锚杆0.00217015.212.75250.00251.9615.271301回风顺槽锚杆0.001526201512.24250.03212.04196.901301回风顺槽锚杆0.00151001512.24290.00122.3710.116煤回风大巷锚喷0.00117015.412.36620.00145.0252.236煤回风大巷锚喷0.00117015.412.36660.00145.3459.196煤回风大巷锚喷0.00147215.412.36760.00386.15217.90回风大巷锚喷0.0012012.2510.49800.00027.6313.31风井井底车场锚喷0.0013012.2510.49820.00037.8220.98风井锚喷0.00151312.2510.49820.00547.82358.74风硐砌碹0.0013011.228.82820.00059.3032.33小 计1,324.85局部阻力15%198.73总 计1,523.57（二）矿井等积孔计算1）等积孔计算容易期：Amin2.99m22.0m2 (913)困难期：Amax2.50m22.0m2 (914)2）通风难易程度评价由等积孔计算结果可以看出，矿井通风容易期和困难期通风线路虽然较长，但巷道断面较大、通风阻力小，容易期和困难期通风难易程度均为容易。矿井通风容易时期和困难时期的通风立体图和通风网络图见图9-1、图9-2、图9-3、图9-4。图9-1 通风简单时期通风立体图图9-2 通风简单时期通风网络图图9-3 通风困难时期通风立体图图9-4 通风困难时期通风网络图9.4 矿井通风设备选型9.4.1 主要通风机选型根据前面计算，用风机的个体特性曲线来选择主要通风机，必须先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。本矿井建设规模1.2Mt/a，属低瓦斯矿井，通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式通风。由主、副斜井进风，回风斜井出风。矿井风量：通风容易时期和通风困难时期均为82m3/s矿井负压：通风容易时期为1064.62 Pa，通风困难时期为1523.57Pa。1、 自然风压矿井通风方式为中央并列式，风井和副井的落平点相同，且在地面的标高大致相同，因此自然风压为零。2、 主要通风机工作风压a.通风容易时期该矿井为抽出式通风，通风容易时期自然风压与通风机风压作用相同，通风机有较高功率，故从通风系统阻力中减去自然风压。通风容易时期主要通风机静风压为：(915) 式中hsdmin通风容易时期通风机风压，Pa；hm通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；hd通风机附属装置和扩散器出口的风压损失，Pa；hn自然风压，Pa。取hd200 Pa，且hn0，故有通风容易时期通风机风压为：hsdmin1064.6202001264.62Pab.通风困难时期通风困难时期自然风压与通风机作用反向，故通风系统需加上自然风压。主要通风机静风压：(916) 式中hsdmax通风困难时期通风机风压，Pa。取hd200Pa，且hn0，故有通风容易时期通风机风压为：hsdmax1523.5702001723.57Pa3、 初选通风机针对矿井通风要求，根据目前国产通风机的性能参数和现场实际运行情况，经多方比较可供选择的方案有两种。 通风设备选型为两个方案，方案一选用GAF型通风机；方案二选用防爆对旋轴流式通风机。根据通风设备选型进行比较，方案一选用GAF型轴流通风机，通风设施由通风机房、电机间、风门间、扩散塔、配电间等组成，土建工程量大，设备安装复杂，施工周期长，投资较高。方案二选用防爆对旋轴流通风机，通风设施由风门间、配电间等组成，土建工程量小，设备安装较简单，施工周期短，具有节能、低噪声、节约基建投资和反风速度快的特点。经过比较，通风设备推选防爆对旋轴流通风机。风机特性曲线见图9-5。通风机工况参数见表9-5。表9-5 通风机工况参数表参数时期风 量 Q（m3/s）风 压 H（Pa）叶片角度（0）效 率（%）容易时期86.11272.0546/3873困难时期86.11754.8949/4180图9-5 FBCDZ（原BDK）54-8-22装置性能曲线4、 求通风机实际工况点通风机实际工况点为风机工作风阻曲线与风机风压特性曲线的交点。根据前面计算确定的工况点不一定恰好是所选择通风机的实际工况点。必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。在通风机特性曲线图中作通风机工作风阻曲线，实际工况点M1 、M2详见图 95。9.4.2 电动机选型通风机所需电机功率N初=1.15153176kW (917)N后=1.15192221kW (918)式中：K电动机功率备用系数，1.15Q风机工况点风量，m3/sH风机工况点负压，Pa风机工况点效率c机械传动效率，0.98在回风斜井井口附近建主扇风机房一座，安装两台FBCDZ（原BDK）54-8-NO22型对旋轴流通风机，其中一台工作，一台备用，通风机主轴转速740r/min，风量范围68106m3/s，风压范围9242646Pa。每台通风机配套电动机YBFe1315M2-8,功率2160kW。通风设施由风道、风门间、配电间、风机平台等组成。风机自带碟形风门。当井下需要反风时，通过风机反转返风。风机反风量能达到60%已上，时间控制在10 min内，满足煤矿安全规程。9.5 防止特殊灾害的安全措施9.5.1 瓦斯管理措施1严格执行安全技术操作规程第四章第一节及煤矿安全规程的有关规定。2设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测不得少于两次，发现问题及时汇报处理，另外建立瓦斯的个体巡检测和连续检测的双重检测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。3在采煤工作面以及与其相互连接的上下顺槽设置瓦斯报警仪，检测风流中瓦斯含量，并将信息及时传递到地面控制室。4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风流。5按井下在册人员配备隔离式自救器6按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反风并达到规定风量。7严禁在工作面两道再掘超过3 m的硐室8采后按规定时间回收，密闭，注浆9.5.2 煤尘的防治1掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置，掘进头风机要设防尘器。2利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度。3奖励防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水。4对于容易积存煤尘之处，应定期进行清理。5井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼处漏风。6相邻煤层所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚。7采掘工作面的工人应按规定佩戴防尘帽和防尘口罩。9.5.3 预防井下火灾的措施1实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自燃发火根源。2完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态。3对个工作面及采空区进行束管监测，电子计算机监控，及时掌握自燃征兆和情况及时采取措施。4煤层大巷要搞好壁后充填和喷混凝土封闭煤层，防止煤层的风化和自燃。5井下设置完备的消防撒水系统，存放足够的消防器材。9.5.4 防水措施1井巷出水点的位置及其水量，前采空区积水范围、标高和积水量，都必须绘出采掘工程图上。2主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。3采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线，进行探水，确认无突水危险后，方可前进。a.接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时；b.接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；c.接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时；d.打开隔离煤柱放水时；e.接近有出水可能的钻孔时；f.接近有水或稀泥的灌泥区时；g.底板原始导水裂隙有透水危险时；h.接近其它可能出水地区时10 设计矿井基本技术经济指标设计矿井的基本技术经济指标如下表：表 101设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号烟煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m12.04煤层倾角08（平均3）5（1）矿井工业储量Mt92.33（2）矿井设计可采储量Mt87.616（1）矿井年工作日数d330（2）日采煤班数班2个7（1）矿井年生产能力万t/a120（2）矿井日生产能力t/d36378矿井服务年限a56.169矿井第一水平服务年限a56.1610井田东西方向长度m3800井田南北方向长度m300011瓦斯等级-低瓦斯相对涌出量m3/t1.0812通风方式-中央并列式13（1）矿井正常涌水量m3/h20（2）矿井最大涌水量m3/h3014开拓方式-斜井单水平15水平标高m97016（1）生产的工作面数目个1（2）备用的工作面数目个017采煤工作面年推进度m76818（1）移交时井巷工程量m2210（2）达产时井巷工程量m984219开拓掘进队数个320大巷运输方式-主运胶带辅助运输无轨胶轮车21矿车类型-无22电机车类型-ZK10-6/550直流式架线电机车CK-66型齿轨23设计煤层采煤方法-综合机械化放顶煤全部垮落24（1）工作面长度m150（2）工作面推进度m/月64（3）工作面坑木消耗量m3/万t6（4）工作面效率t/工51（5）工作面成本元/t20专题部分煤矿开采冒落区注浆充填量预计研究摘要：煤矿采场冒落区注浆充填是全新的采煤方法，可以有效地解决特殊条件下的煤层开采问题。利用这项技术的一个首要问题就是注浆量的预计研究。基于此，本文分析了煤矿各类冒落区注浆量的预计方法，以及影响采场冒落区注浆量的影响因素。从采场冒落区顶板活动规律和岩块碎胀系数变化规律出发，提出将冒落区分为F型和S型两种类型，并针对两种类型冒落区形态，给出不同的预计思路。提出了冒落区注浆量预计的新方法伪注浆预计法，将此法的预计值作为注浆工程的理论预计值。关键词：煤矿；冒落区；充填；注浆量；碎胀系数；伪注浆预计法1 绪论1.1 问题的提出与研究意义我国一次性能源消耗中，煤炭占70%左右，且未来50年仍然是我国国民经济发展的重要能源。未来几十年内，我国以煤炭为主体的能源结构不会改变，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，目前我国煤炭工业面临着环境破坏与资源枯竭两大问题。在煤炭为我国工业发展做出巨大贡献的同时，也带来了一系列环境问题。现阶段我国煤炭开采形成的问题主要有：(1)对土地资源的破坏和占用；(2)对水资源的破坏和污染；(3)对大气环境的污染。尤其是半个世纪以来高强度煤炭开采引起的地表沉陷不仅破坏了生态环境，也对地表建（构）筑物造成较大损害。同时，随着矿井储量逐步减少，煤炭资源枯竭问题日益突出。而在我国生产矿井中，“三下”压煤量约为140亿t，其中建筑物下压煤约为90亿t4。这些煤层大多分布在工业基础较好、开发条件较为优越、对煤炭需求较为迫切的经济发达的东部地区。因此，研究建筑物下煤层开采问题具有重大战略意义。为了解决这些因煤炭开采引起的社会、环境问题，钱鸣高院士先后提出了绿色开采3与科学采矿5理念，并且在其领导之下形成了一整套绿色开采理论与技术。其中，充填开采就是为解决开采沉陷问题而提出的绿色开采技术之一。它是建筑物下压煤开采的最理想技术途径，其优点是煤炭资源的回收率高，能最大限度解放常规开采方法无法采出的煤炭资源。按充填量和充填范围占采出煤层的比例，煤矿充填开采方法可分为：全部充填与部分充填4, 6。采空区全部充填开采就是在地下煤层采出后，顶板尚未垮落前，从采场外部运来充填材料充入采空区形成充填体，完全靠采空区充填体阻止顶板垮落，支撑围岩。煤矿全部充填大致包括以下三个阶段：干式充填；水砂充填；膏体充填。但由于受成本高、充填工艺复杂等因素的制约，全部充填法并没有在煤矿中得到推广应用。部分充填开采，是相对全部充填而言的，其充填量和充填范围仅是采出煤量的一部分，靠覆岩关键层结构、充填体及部分煤柱共同支撑覆岩控制开采沉陷。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。而研究部分充填开采技术，减少充填材料的用量和充填量，是降低充填成本的重要技术途径。为此，结合煤系矿床岩层特点，许家林等人提出了三种煤矿部分充填开采技术，即：采空区膏体条带充填、覆岩离层分区隔离注浆充填、条带开采冒落区注浆充填。煤矿部分充填技术是完全符合煤炭资源开采与环境相协调的绿色开采理念，它扩大了煤矿开采沉陷控制技术的应用领域，在三下煤层开采中具有广泛的应用前景，同时也为煤矿充填开采增加了新的研究内容。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，使得充填工艺达不到工程实际要求，往往造成工程失败和充填成本浪费。因此，有必要对部分充填技术的相关理论开展研究。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液予以充填，充填材料加固冒落岩块后，一起支撑上覆岩层，起到减缓地表沉陷的作用。该技术的价值体现在以下三个方面7-9：一是作为一项地表沉陷控制措施，对地表沉陷进行控制；二是充填材料选用粉煤灰、煤矿粉碎岩石等工业废物，实现工业废物的地下安全处置，对减少粉煤灰场占用的耕地及环境污染，有重要意义；三是该技术充填作业不干扰井下采煤生产，工艺简单、有利于井下通风和防止冒落区火灾，对实现煤矿安全、高效生产有促进作用。由于采煤方法的不同，冒落区充填可以分为长壁开采冒落区注浆充填、房柱式冒落区注浆充填和条带开采冒落区注浆充填。为了能够在现场成功应用推广冒落区注浆充填开采，必须首先确定注浆量，而目前尚无有效的预计方法，为此开展的相关工作也相对较少。研究冒落区注浆量有以下重要意义：（1）能为冒落区注浆工程合理预算提供依据，使得充填开采可行性评估更加准确。（2）在实际注浆充填工程中，注浆量是注浆终止的一个重要判别条件，只有准确地预计出注浆量，才能有效控制注浆工程的实施状况。（3）注浆量的多少关系到注浆充填效果的好坏。若注浆量过少则达不到充填减沉、保护地表建筑物目的；若注浆量过多，则会大大增加充填成本，使煤矿企业因经济上无法承受而放弃使用该项技术。因此，合理进行注浆量预计是进行冒落区充填开采的重要前提之一，故本论文的研究具有重要意义。1.2 文献综述1.2.1 岩体微裂隙注浆量预计岩体注浆法就是利用压送的手段通过注浆钻孔或注浆管把具有一定凝胶时间的浆液（即主剂、溶剂、和外加剂的液态混合物）注入到岩体裂隙中，浆液凝结后充填在岩层裂缝中，使岩体的物理力学性质得以改善，这种通过注浆来改变岩体状况的方法称为岩体注浆加固工法10。在自然界的岩体中存在着各种地质成因的裂隙，岩体本身可视为岩块与交切裂隙所构成的地质体。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。注浆正是利用岩体裂隙存在的特征，将所注液体有目的地压入地层，通过浆液在裂隙中流动、凝胶，实现对岩体裂隙的封堵，达到控水、增强的目的。因此对于浆液在裂隙中扩散情况的研究是至关重要的。就注浆研究现状来看，由于土体颗粒分布的相对均匀性，使其模型建立相对容易，在理论及实验中己得到较好的模拟。而岩体裂隙注浆只能对单一裂隙或均匀分布的裂隙进行模拟实验，难以反映现场复杂的裂隙分布情况。采用传统的参照土体颗粒分布的相对均匀性，岩体单一裂隙或均匀分布裂隙实验室模拟、工程类比等方法等进行模拟分析，模型难以反映现场真实复杂的裂隙分布情况，其注浆量的预测与实际用量相对偏差很大 。基于上述情况，东北大学郝哲利用蒙特卡洛法（Monte-Carlor）模拟了岩体裂隙分布，并根据山东莱芜铁矿谷家台矿区现场注浆实践，编制开发了一套反映裂隙岩体中注浆扩散情况的计算机模拟程序，弥补了裂隙注浆现有理论及实验方法的不足，为工程设计提供更为可靠的依据11。在此基础之上，东北大学王述红提出一种用于岩体微裂隙注浆预测的新方法遗传神经网络法12。即用遗传算法优化神经网络结构，提高神经网络预测能力的新方法。实际工程实例表明，该方法具有预测速度快、精度高、实用性强的特点，是注浆量预测的有效方法。其特点是利用人工神经网络的高度非线性映射能力，并用遗传算法优化神经网络结构，提高神经网络预测的精确性。在位移反分析、钻孔裂缝产状确定等方面已有应用，工程实例中对山东莱芜铁矿谷家台注浆工程的实践进行预测。应用遗传神经网络方法预报现场注浆量，可提供重要的注浆材料需求信息，以便进行注浆的优化设计，只要根据具体问题更换模型训练样本数据集、优选适当遗传神经网络结构，就可以获得相应的注浆量预测值，遗传神经网络方法在地下工程注浆量预测预报中具有广泛的应用前景。1.2.2 离层注浆防治地表塌陷的注浆量预计由于地下煤层的大量采出，导致岩层移动向覆岩及地表传播造成了地表塌陷区形成。覆岩离层区充填减沉的基本原理是利用岩移过程中覆岩内形成的离层空洞，从钻孔向离层空洞充填外来材料来支撑覆岩，从而减缓覆岩移动往地表的传播。离层充填与采空区充填的不同在于充填区是上部岩层，充填工作不会干扰井下工作面的生产13。辽宁工程技术大学杨逾通过对下沉盆地及注浆以后地表实际下沉状态的研究，提出注浆液在孔底以“点源式异向优势”流动模式扩展14。当浆液充填物中水份滤失以后的沉淀物受力时，把可注浆离层带变成一个含有类岩体夹层的有效应力支承层，于是改变注浆层的应力状态，阻止或减缓了上位岩体的进一步弯曲下沉，最终减缓地表下沉。整个注浆系统由注浆井、注浆站和注浆管路组成。而在系统确定之前必须对注浆量和泵压两参数进行计算。经过对离层注浆机理的深入研究，杨逾提出注浆量的两种计算方法14，即地表沉陷影响函数法和开采影响函数法。在此过程中引入了两个参数：充填离层的分布形态系数K2和塌陷速率J(t)。根据同一坐标系中的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- t曲线和t轴所成的曲边梯形可得）。地表影响函数法的方法如下：根据地表沉陷区的体积，考虑一定的沉陷率，并经过充填离层的分布形态系数修正，最终得出需要注入的灰浆体积公式如下： ( 11 )式中Vz需注入的灰浆体积，m3；Wmax地表最大下沉量，m；L计计算盆地走向长度，m；l计计算盆地倾向长度，m；K1减沉率；K2充填离层的分布形态系数，一般为0.30.7。其中，L计工的计算公式如下：L计L-S0 ( 12 )式中L下沉盆地走向长度，m；S0走向拐点偏移距，m。l计l-S1 ( 13 )式中l下沉盆地倾向长度，m；S1倾向拐点偏移距，m。此方法可以在预计地表下沉后，根据设计要求和特定岩性算出需注入灰浆量，适用于采区工作面开采后预计地表下沉盆地形状较规则的条件。开采影响函数法的主要步骤如下：首先计算日采出煤层体积，据此计算出日地表塌陷体积，据此确定日需注浆量，最后根据积分法确定出的注浆总量公式为如下： ( 14 )式中V注浆总量；塌陷率，一般取0.50.7；Vc日开采煤层体积；工程要求的目标减沉率；滤失以后的浆体在岩层中的压缩系数；浆液的滤失系数；J(t) 塌陷速率；K浆液常注量；t1起始计算时间；t2终了计算时间。注浆泵流量与泵压与时间的关系如图 11所示，分别是曲线v-t和p-t。则注浆总量即是曲线v-t与时间轴t之间所围成部分的面积。图 11注浆压力和注浆体积与时间t的关系需要指出的是，以上研究所得两种计算方法的前提都是必须进行地表下沉的预测计算。因此，对于注浆量的计算确定，地表下沉预测计算非常重要。另外许多参数在选取之前必须对具体情况加以研究。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：先计算煤层采出后留下的空间体积，而后预计地表正常盆地体积，最后确定注浆总体积。计算公式如下： ( 15 )式中QZ充填注浆总量煤层开采后留下的空间体积；K充填系数，一般取0.71.0；LZ采区走向长度；LQ采区倾斜长度；M煤层实际开采厚度；Mch充填法开采时充填体被压实后的高度；VD预计地表下沉盆地的体积。1.2.3 断层冒落带的注浆量预计在井巷掘进过程中，若接近或通过断层破碎带，则有可能造成巷道冒顶，导致断层冒落带的形成。由于顶板冒落，易造成支架破坏、人员伤亡，威胁安全生产。部分断层受采掘活动影响之后活化，易形成导水通道，造成井巷突水。因而，在这种情况下，通常需要对断层冒落带进行注浆加固或者堵水，从而消除安全隐患，使生产正常进行。文献16介绍了越南冒溪煤矿断层冒落带的注浆过程，给出了注浆量的预计公式，并将其与实际数值进行了对比，对于煤矿采场冒落区充填量预计具有一定参考意义。现简述如下：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。其处于施工的友谊井设计能力为年产0.6Mt，该井的井底车场已经建成，当施工至-80m水平西北石门巷道，掘进进入FA断层12m时，发生了突水、冒顶、坍塌，最大涌水量100105m3/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，掘进至接近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，厚7 7.5m。FA断层为正断层，倾角75，宽度2025m，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时，断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)充填物。在18T和V1钻孔做了抽水试验，透水系数K=0.4330.73m/d，为弱透水层。地质勘探时FA断层交接面的钻孔水位高出孔口5.113.7m，为承压水。针对上述情况，采用了地面注浆堵水加固的处理方法，最终成功地解决了该问题。其地面注浆钻孔施工如图 12，所有钻孔布置相结合，将-80水平巷道通过断层带附近的部分用水泥浆加固成一个25m16m30m的近似长方体区域。其注浆总量预计采用公式( 16 )： ( 16 )式中Q预计注浆总量，m3；A超扩散系数，取1.5；L注浆孔排间距，m；R浆液有效扩散距离，m；B注浆固结长度，m；H注浆段高度，m；层平均裂隙率，取10%；岩层裂隙充填系数，取95%。图 12注浆钻孔施工布置图按上述注浆钻孔布置方案并用上述公式进行计算得原设计水泥浆注入量为2112m3，实际注浆过程中注入水泥浆2039m3，是设计量的99.1%，与原数据非常接近。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公式如下： ( 17 )式中A损耗系数；R有效扩散半径，m；L注浆段长，m；n受注岩体孔隙率，%；B浆液充填系数。再根据注浆钻孔的布置，从而确定总的注浆量。由于冒落体的不规则和空隙的不均衡，浆液不可能均匀渗透，同时又要求不会沿大的通道跑走而造成材料浪费，故需要对每孔的注浆总量做一个上限设置。1.2.4 软岩巷道冒落区注浆量预计软岩巷道稳定性控制一直是困扰矿山生产和建设的重大问题，尤其是当地质条件复杂，断层破碎带集中，且受构造应力影响严重时，软岩巷道极易失稳，顶板冒落，松动范围不断扩大并向巷道顶板上方抽冒，沿巷道轴向发展，导致整条巷道垮落冒顶直至报废。采取注浆固结修复技术是一项处理软岩巷道冒落区的有效方法。中国矿业大学熊伟基于渗透注浆理论和分形理论，讨论了软岩巷道冒落区注浆时的注浆压力、流量等因素，同时讨论了冒落区孔隙率的统计计算方法18。并通过工程实例表明注浆是一种通过冒落区的有效办法。他在文献中介绍到注浆量采用单孔预计方式，即对每一个注浆钻孔进行注浆量预计，工程实例表明，这种预计方式与实际注浆时的注浆量非常接近。其预计方式如下：首先在现场取样的基础之上通过分形理论计算冒落区孔隙率，如下式； ( 18 )然后确定单孔的注浆半径，半且考虑多孔注浆时孔间相互影响确定浆液扩散半径；最后根据浆体在孔隙中的相关渗透理论计算单孔注浆量。1.2.5 采场冒落区注浆充填量预计采场冒落区是指由覆岩“三带”中的垮落带岩层弯曲、下沉、断裂破碎后冒落形成的区域，是由破碎的岩块和岩块之间的空隙组成的混合堆体。通过对采场冒落区进行注浆充填，可以有效地加固冒落区矸石堆体的稳定性，从而对上覆岩层直到更大的承载作用以减缓覆岩移动向地表传播，达到保护地表建筑物的目的。由于德国对于煤炭开采引起的环境问题非常重视，故冒落区注浆充填在上个世纪首先由德国进行试验研究19。试验在中厚煤层的开采中进行。在支架后面设置牵引管，用来在移架时牵引其后面的充填管路。注浆管位置采用了顺走向沿煤层底板铺设的方式。注浆工作沿工作面推进方向分段进行，这样实施的目的在于使覆岩形成最大的冒落拱及最大冒矸体积。同时使注入冒落矸石空隙中的充填体有较长的凝固时间，以形成对上覆岩层的支撑体，并为下一个冒落拱的形成创造条件。目前，国内对于这一技术的相关理论，已经开展了一些工作。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证，提出冒落矸石空隙注浆胶结充填技术是一种新的减沉措施，与传统的采空区充填不同。冒落矸石空隙注浆胶结充填技术指的是在采空区冒落矸石之间的空隙未被压实之前及时地注入浆液予以充填，充填浆液与冒落矸石胶结后，共同支撑上覆岩层。他在其博士论文19中提出冒落区注浆量按采出煤层体积的0.50.7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填工业性试验。但是，对于0.50.7倍煤层体积这个预计量，王建学并没有给出相关依据，也没有具体预计公式。辽宁工程技术大学杨逾将冒落区矸堆与充填体称为“混合体”。基于混合体对顶板的支撑作用，并运用关键层理论，他提出了一种充填体积与地表下沉量之间换算的方法，从而达到求解注浆充填量的目的20。求解的理论过程概述如下：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。在简化的情况下，假设只有直接顶冒落，直接顶厚h顶，直接顶冒落的长度与工作面推进长度相同，如图 13所示，图 13直接顶冒落前后的理想模型则有，采空的煤层体积为： ( 19 )冒落的顶板体积为： ( 110 )顶板冒落下来的体积： ( 111 )式中顶板岩层的碎胀系数。填充后的总体积为： ( 112 )式中V充垮落带中填充的浆体体积；填充后体积的压缩系数，可根据试验测定。经上部岩层压实后的高度为： ( 113 )由于直接顶的冒落，失去了对上覆岩层的支撑作用，导致上部岩板发生弯曲变形，假设上部岩板的最大弯曲变形为h，此时上部岩层与注充后的垮落带充分接触，垮落带注充后形成的“混合体”对上部岩层产生一定的支撑作用，根据连续性条件有： ( 114 )此值即为上部岩板的最大挠度。根据杨逾文中所讨论的薄板、中厚板及厚板理论分析即可求解所需未知量。假如要控制一定的岩层移动位移，即h已知，可求得h压，根据h压的关系即可求解所需的填充体积。上述关系是在理想状态下分析的，在实际煤炭开采过程中，无法达到上述各式成立的严格条件，因此需要对各个参数进行修正。论文中同时给出了相应的修正解。这种方法的不足之处在于所以建立模型过于理想化，即垮落带岩层顶板之上直接就是一层关键层，这种模型适应范围较小。同时，他没有讨论冒落区的最大注浆量预计问题。中国矿业大学李兴尚在其博士论文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Menger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公式如下： ( 115 )式中0冒落岩块密度；破碎岩块堆体松散体积密度；D冒落岩块的分维数；rmax，rmin冒落岩石特征尺寸的最大和最小值；其中，冒落岩块的分维数计算公式如下， ( 116 )获取其它几个原始数据0、rmax、rmin的方法在论文中都有详细论述。由此，就可以算出冒落区岩块的空隙率，再根据冒落区体积即可求出空隙体积。该空隙体积值即做为注浆量的预计值。论文同时给出了一个工程实例进行验证，结果在一定程度上相吻合。值得注意的是，作者将空隙体积做为注浆体积的一个前提是空隙必须全部可注，但这是不符合实际的。故此种方法在一定程度上存在问题，可能导致预计量偏大。1.3 主要研究内容及研究思路1.3.1 主要研究内容(1) 相关文献的综述对有关冒落区注浆或其它类型注浆时的注浆量预计文献进行研究、综述，通过分析明确目前的研究现状。(2) 建立冒落区注浆量预计模型对不同采场冒落区形态进行归类；研究冒落区注浆量的影响因素；建立采煤工作面冒落区注浆量预计模型。(3) 确定冒落区注浆量预计方法确定以所建立模型为基础的预计方法、步骤；研究确定相关参数的方法。1.3.2 研究思路(1) 在对已有文献的研究、综述基础之上，分析冒落区注浆充填量预计的影响因素。(2) 通过理论分析建立冒落区模型并对其进行分类，并对每类冒落区注浆量进行分别预计。(3) 在现有预计方法的基础之上，结合冒落区注浆影响因素提出新的预计方法。(4) 通过理论分析研究确定注浆预计公式中的相关参数。2 冒落区注浆量的影响因素由于开采沉陷引起的岩层移动在时空分布上极其复杂，且冒落区形态又为一灰色模型，因此在进行注浆工程设计时，要把注浆量计算得非常准确是很困难的。冒落区注浆量受以下因素影响8：(1) 冒落高度越大，冒矸越多，碎胀扩容体积越大，可能注入的浆量越多。(2) 直接顶和老顶越硬，悬顶时间越长，顶板冒落后，冒矸不被压实的时间越长，注浆时间越长，可能注入的浆液越多。实际工程中，注浆量与注浆目的、注浆参数、注浆地层特性及注浆材料等因素密切相关，是一个难以确定但又十分重要的注浆参数指标。冒落区破碎岩体由于其空隙大小、分布难以推断，故空隙赋存特征成了影响其注浆量预计的重要因素。破碎岩体中影响浆体注充量的主客观因素很多，主要的客观因素有：破碎岩体孔隙率，岩体碎胀系数，岩体轴向应力。关于这几项影响因素的探讨详见文献20，在此仅做简要综述。值得注意的是，注浆工艺对注浆量也有很大影响作用。2.1 岩体孔隙率孔隙率是描述岩石物理、力学、渗流等特性的重要参数。因此，研究破碎岩体压实过程中孔隙率的变化规律具有重要的工程价值。孔隙率是指介质在破碎状态下颗粒间的孔隙体积与总体积之比。根据孔隙率的定义，可以看出在恒定压力的作用下，孔隙率几乎决定了注浆量的大小。根据破碎岩体孔隙率与轴向压力的关系，可以看出在压力最小，即顶板破断垮落挤压垮落带以前的单位时间注充量是最大的。冒落区破碎岩体的压实过程也是孔隙率逐渐减小的过程，因此孔隙率随压力增大而减小的过程中，粉煤灰浆体的注入量也就随着减少。根据试验数据，注浆量和孔隙率的关系曲线拟合如图 21所示。因为不管影响因素如何改变，它们只影响浆体在单位时间内的注入量，而整个过程中浆体的绝对注入量是持续增加的，所以讨论注充量的时候我们采用了注浆量与垮落带体积之比表示，同时也处理了量纲的不一致问题。图 21注浆量和孔隙率的关系曲线2.2 岩体碎胀系数岩石破碎以后的体积将比整体状态下的有所增大，这种性质称为岩石的碎胀性。岩石的碎胀性可用岩石破碎后处于碎胀状态下的体积与岩石破碎前处于整体状态下的体积比来表示，该值称为碎胀系数。冒落带破碎岩体当中注浆量的存在与岩体的碎胀性是必然的关系。若在不考虑冒落带与老顶之间空隙的情况下，只有岩体破碎膨胀特性的存在，才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1.121.65，即使这样粉煤灰浆体也不能完全充满冒落带。根据试验数据，由于破碎岩体岩块的块度不同（试验时为粒径的不同），在粉煤灰浆体带压情况下最多只能充填碎胀体积的6090%。2.3 岩体轴向应力根据相关文献结果20，在破碎岩体进行压实试验时得出：孔隙率n随着轴向应力的增大而减小，其趋势和注浆量与破碎岩体轴向应力的关系是一致的。破碎岩体加载初期，孔隙率较大，但是在引力作用下减小的幅度很大。因此，此时相对单位时间内注浆量最大，但是减小的幅度也较大。随着应力的增加，孔隙率减少，相对单位时间的注浆量也减小，但是绝对的注浆量在增加。当压力较大时，孔隙率随压力的变化相当微小且趋于一稳定的残余孔隙率值，此时增加注浆量己经很难。在应力状态相同时，粒径越小，孔隙率越大，但是由于此时孔隙的形态不同于大粒径时的孔隙，反而不利于注浆。在冒落区注浆工程中，轴向应力也体现了矿压的影响作用，对于确定有利的注浆区域和注浆时机具有重要意义；而不同注浆区域的碎胀系数是不相同的，故又进一步影响了注浆量。2.4 注浆工艺注浆工艺对注浆量的影响主要体现在注浆管路布置方式、注浆钻孔布置方式与注浆压力等方面。如随采随充和间隔式滞后充填；底板敷设管路充填与采用上位注浆巷道钻孔充填时，最大充填量都是不相同的。同样，注浆压力不同时，也影响着注浆量。在钻孔注浆充填时，尽管可以预计出注浆总量，但对于工程实践中，单孔注浆量显得更有意义，是该钻孔注浆终止的判别条件之一。基于此，可以通过注浆钻孔的布置及单孔注浆量的设计来进行注浆总量的预计。即后续章节所提出的“伪注浆预计法”。3 冒落区模型建立从采场顶板结构及其活动规律出发，对于采用垮落法管理顶板的采场，建立如下冒落区模型图：图 31冒落区模型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顶板冒落状态。随着工作面向前推进到一定距离，采场直接顶开始断裂、冒落，在自重作用下在采空区底板碎胀型堆积，并对采空区进行了充填。由于岩体碎胀性的存在，使得冒落岩块扩容，从而在岩块之间形成空隙及相关结构。对于不同岩性、结构的采场顶板而言，冒落岩块对采空区的充填程度是不相同的。当直接顶碎胀系数较大且岩层较厚时，其垮落之后就有可能充满采空区，从而对老顶形成较好的支撑作用；但是当直接顶碎胀系数较小、岩层较薄时，其垮落之后便不能充满采空区，从而在冒落岩块与老顶之间形成离层空间，如图 31所示情形。由于浆液在离层空间和岩块空隙之间的可注性及扩散特征不同，造成注浆量的预计方式在二者之中也不相同，从而可将上述模型分为两种情况讨论：冒落岩块与顶板之间存在离层空间；冒落岩块充满采空区且与顶板接顶良好。为了能够在实际应用中区分这两种不同情形，必须首先根据现场顶板条件进行冒落区状态判别。3.1 冒落区形态分类图 32如图 32所示，煤层厚度为M ，直接顶厚度为h，直接顶碎胀系数为KP，则离层空间高度为： ( 31 )令h为零，可得充满采空区的理论直接顶岩层厚度h为： ( 32 )实际垮落带直接顶厚度h，则有：（1）h=h：直接顶厚度刚达到理论值时，此时恰好能充满采空区（2）hh：直接顶厚度超过时，此时只需部分直接顶垮落落就能充满采空区。（3）hh：直接顶厚度小于理论值时，垮落后不能充满采空区。关于此处的计算，详细内容参见文献13, 22的论述。据此，可根据冒落岩块对采空区的充满状态进行冒落区分类。为了便于叙述和研究，这里将（1）（2）两种情形对应的冒落区称为“充满型冒落区”，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”，记为S（Separation）型冒落区。3.2 碎胀系数KP的确定不同岩性岩层垮落之后其碎胀系数是不相同的，甚至同一种岩性的岩层在不同矿区其碎胀系数值也不相同。对于某一确定的采场顶板而言，直接顶的每一分层各有一个与之对应的碎胀系数值，但是彼此相差一般不是很大，其值一般在1.331.5之间。为了将各层岩层冒落后的岩块作为一个整体进行分析，可以按岩层厚度对碎胀系数作加权平均处理。即，垮落直接顶岩层的碎胀系数平均值为： ( 33 )关于各岩层碎胀系数的取值，可采用各矿区的经验数据，如果没有此数据，可以参考下表8, 23, 24进行选择：表 31岩层碎胀系数参考值岩石名称碎胀系数初始(刚破碎)残余(压实后)砂1.061.151.011.03黏土1.201.031.07碎煤1.201.05粘土页岩1.401.10泥质页岩1.401.10砂质页岩1.601.801.101.15硬砂岩1.501.80一般软岩石1.020一般中硬岩石1.31.51.025一般硬岩石1.31.51.030据前述碎胀系数与注浆量的关系知，KP越大，冒落矸石堆体可注浆量越大。而KP与工作面推进距是有关系的，据相关文献研究25-27，提出将二者归结为一线性关系。据此，给出下列公式描述碎胀系数的动态变化规律： ( 34 )式中KP为初始最大碎胀系数；KP为残余碎胀系数；L冒落区矸石压实步距，m；LP充分碎胀推进距，m ；K(x)滞后工作面x处冒落岩块的碎胀系数。根据此公式，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，并将其作为注浆量公式中的KP值。即： ( 35 )如当KP1.35，KP1.05，L30m，LP=0，Lz=15时,则有碎胀系数变化规律方程：K (x) =1.35-0.01x由此求得，平均碎胀系数为：3.3 冒落岩块与顶板之间存在离层空间冒落区与老顶之间存在离层空间时，若注浆充填及时且离层高度较大，则老顶的挠曲变形不至于接触到冒落岩块，故不会对矸堆的碎胀系数产生影响。此时，可视冒落区碎胀系数为一定值，虽然其随时间有一定变化，但该变化值可以忽略。故碎胀系数的变化规律不适用于此种类别冒落区。此时，冒落区注浆量的计算公式为： ( 36 )式中V注冒落区注浆总量；V离离层空间体积；V矸冒落区矸堆中最大注浆量；冒落区矸堆的可注充系数；KP冒落带岩层碎胀系数；V顶冒落带岩层的初始体积。 ( 37 )式中V采采出煤层体积；Vh由裂隙带老顶下沉引起的离层空间体积减少量。由式( 36 )可见，若冒落区岩块无法充满采空区时，KP越大，则冒落带岩层冒落后体积越大，故V离越小；其减小的量并入到冒落区矸石堆空隙体积中，但这部分体积并不完全可注，其中存在一个可注充系数。由此得出如下结论：当冒落区与上覆岩层存在离层空间时，整个冒落区的最大注充量是随着冒落矸石碎胀系数（与顶板条件有关）的增加而减小的，但并不会无限制的减小。但是就冒落矸石堆中，浆体的充填量是随着垮落岩体碎胀系数的增加而增加的。3.4 冒落岩块充满采空区顶板不存在离层空间时，则冒落区矸堆受老顶弯曲、下沉以及断裂影响，其碎胀系数发生动态变化。由后面章节确定的注浆方案知，钻孔注浆是在滞后采煤工作面一定距离进行的，此时受注区域的碎胀系数已受到覆岩顶板作用而发生变化，故需要研究确定碎胀系数的变化规律。此时，由于不存在离层空间，故注浆总量的计算公式为： ( 38 )式中考虑碎胀系数变化而取的平均值。4 冒落区注浆充填量的预计方法4.1 伪注浆预计方法概述4.1.1 基本思想对同一冒落区而言，其最优可注浆量客观上是确定的。不论实际工程中采取哪种注浆方案，目的都是能尽量多地注入充填浆体，以达到更好的减沉效果。故假设在不同注浆方案下，注浆量均能向最优值逼近。基于此，采用一种优化假设注浆方案预计的注浆总量值也是接近最优注浆量的，故可以作为其它注浆方案下的总量预计值。此方法兼顾了冒落区形态和注浆工艺对注浆总量的影响，而又与具体的注浆方案无关，因而具有一般性指导意义。4.1.2 方法概述根据前述各种注浆影响因素，并参照其它类似问题的注浆量预计方法，提出了一种“伪注浆预计法”。针对某一特定采煤工作面，首先对其冒落区进行预测分类，确定冒落区类别。然后假设采用间隔钻孔方式进行注浆。此时可设计一种最优化的冒落区注浆钻孔布置方案，通过钻孔注浆量进行注浆总量预计，最后依据该方式下的注浆总量确定预计量。4.2 预计方法具体步骤首先进行冒落区类别预计。根据现场取得的顶板条件和一些经验数据，按前述冒落区分类依据进行预计，确定冒落区类别。根据所确定的冒落区形态特征，依据相关公式进行注浆总量初步计算，得到V注。公式中相关参数的确定有待于下一步取得。设计一种优化的冒落区注浆充填方案，称为伪注浆方案。方案设计原则为：方案客观可行，且注浆量接近最优值。假设注浆方案采用顶板巷道钻孔注浆方式，沿采煤工作面推进方向，每隔一定距离布置一个注浆工作面，每一个注浆工作面布置几个注浆钻孔。注浆工作面滞后采煤工作面一定距离。方案布置如图 41。图 41伪注浆方案布置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置。注浆步距的确定很大程度上受冒落区矸石碎胀、压实影响，合理的注浆步距应保证冒落区没有被压实。文献19根据冒矸压实步距在4560m之间从而控制注浆步距应小于50m，还有文献20中取值为1520m。注浆步距LZ的影响因素主要有：注浆扩散半径与老顶破断距。其中，注浆扩散半径可在一定程度上受到主观因素控制，而老顶破断距则是客观一定的。故LZ主要根据老顶破断距进行确定。计算老顶破断距可按照梁的模型进行13，也可以参照关键层理论计算28。由注浆步距Lz可以求出单孔注浆扩散半径R。计算依据是相邻两钻孔注浆时应使浆液的扩散能够达到注浆步距以内的范围，则： ( 41 )再由注浆半径R可确定每一注浆工作面的注浆孔数目NK，即： ( 42 )式中LF工作面长度。每一个工作面的注浆钻孔数目NK应根据计算结果向上取整数，以保证浆体能够在整个工作面范围内扩散。单孔注浆量Q计算公式如下： ( 43 )式中QC离层空间内可注入浆体量。上式适应于不同类别冒落区。对S型冒落区，QC近似等于离层空间体积；对F型冒落区，QC等于零。不同类别的冒落区，其注浆段长L的计算方法不相同。损耗系数A取值1.21.5，浆液充填系数B取值0.90.95。孔隙率n按下式进行计算： ( 44 )式中K受注岩体碎胀系数。对S型冒落区，K值按式( 33 )中KP公式计算；对F型冒落区，K值按式( 35 )中计算。每一个注浆工作面的注浆总量为： ( 45 )沿采煤工作面推进方向共有注浆工作面个数NF为： ( 46 )式中LA采煤工作面总推进长度，m。则冒落区的注浆总量为： ( 47 )根据该注浆方案的相关参数对上述公式中的部分参数进行修正、确定；再用该注浆方式所确定的注浆量总和V注对原预计注浆总量V注进行调整。5 研究主要结论(1) 通过搜集相关文献，综述了冒落区注浆量预计研究现状。(2) 提出了冒落区注浆量预计中新的影响因素注浆工艺。(3) 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。(4) 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假设，并给出了具体公式和算例。(5) 建立了通用的冒落区模型，并对注浆量预计加以论述。(6) 提出新的冒落区注浆量预计方法，并给出了预计步骤及相关计算公式。参考文献：1 钱鸣高. 煤炭产业特点与科学发展J.中国煤炭,2006,32(11).2 钱鸣高，许家林. 煤炭工业发展面临几个问题的讨论J.采矿与安全工程学报,2006,23(2).3 钱鸣高，许家林. 煤矿绿色开采技术J.中国矿业大学学报,2003,32(4).4 许家林，朱卫兵，李兴尚. 控制煤矿开采沉陷的部分充填开采技术研究J.采矿与安全工程学报,2006(1).5 钱鸣高，缪协兴，许家林，等. 论科学采矿J.采矿与安全工程学报,2008,25(1).6 李兴尚，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.辽宁工程技术大学学报,2008,27(2).7 王建学，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.煤炭工程,2005(4).8 王建学，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.煤矿开采,2001(1).9 李兴尚，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.煤炭学报,2008,33(4).10 程晓，张凤祥. 土建注浆施工与效果检测M. 上海: 同济大学出版社, 1997: 12.11 郝哲，王介强. 岩体裂隙注浆的计算机模拟研究J.岩土工程学报,1999,21(6).12 王述红，郝哲. 岩体微裂隙注浆量预测分析的遗传神经网络方法J.岩土工程学报,2001,23(5).13 钱鸣高，石平五. 矿山压力与岩层控制M. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2003.14 杨逾，范学理，杨伦. 离层注浆防治地表塌陷的注浆量计算J.中国地质灾害与防治学报,2001,12(1).15 张向东，金银龙. 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The development of the models has been based on the description of the mechanical coupling at the interface between the bolt and the grout medium for grouted bolts, or between the bolt and the rock for frictionally coupled bolts. For rock bolts in the pullout tests, the shear stress of the interfaces exponentially with increasing distance from the point of loading when the deformation is compatible across the interface. Decoupling may start first at the loading point when the applied load is large enough and then propagate towards the far end of the bolt with a further increase in the applied load. The magnitude of the shear stress on the decoupled bolt section depends on the coupling mechanism at the interface. For fully grouted bolts, the shear stress on the decoupled section is lower than the peak shear strength of the interface while for fully frictionally coupled bolts if is approximately the same as the peak shear strength. For rock bolts installed in uniformly deformed rock, the loading process of the bolts due to rock deformation has been taken into account in developing the model. Model simulations confirm the previous findings that a bolt in situ has a pick-up length, an anchor length and neutral point. It is also revealed that the face plate plays a significant role in enhancing the reinforcement effect. In jointed rock masses, several axial stress peaks may occur along the bolt because of the opening of rock joints intersecting the bolt.1. IntroductionRock bolts have been widely used for rock reinforcement in civil and mining engineering for a long time. Bolts reinforce rock masses through restraining the deformation within the rock masses. In order to improve bolting design, it is necessary: to have a good understanding of the behaviour of rock bolts in deformed rock masses. This can be acquired through field monitoring, laboratory tests, numerical modeling and analytical studies.Since the 1970s, numerous researchers have carried out field monitoring work on rock bolts installed in various rock formations. Freeman performed pioneering work in studying the performance of fully grouted rock bolts in the Kielder experimental runnel. He monitored both the loading process of the bolts and the distribution of his monitoring data, he proposed the concepts of “neutral point” “pick-up length” and “anchor length”. At the neutral point, the shear stress at the interface between the bolt and the grout medium is zero, while the tensile axial load of the bolt has a peak value. The pick-up length refers to the section of the bolt from the near end of the bolt (on the tunnel wall) to the neutral point. The shear stresses on this section of the bolt pick up the load from the rock and drag the bolt towards the tunnel. The anchor length refers to the section of the bolt from the neutral point to the far end of the bolt (its seating deep in the rock). The shear stresses on this section of the bolt anchor the bolt to the rock. These concepts clearly outline the behaviour of fully grouted rock bolts in a deformed rock formation. Bjonfot and Stephanssons work demonstrated that in jointed rock masses there may exist not only one but several neutral points along the bolt because of the opening displacement of individual joints.Pullout tests are usually used to examine the anchoring capacity of rock bolts. A great number of pullout tests have been conducted so far in various types of rocks. Farmer carried out fundamental work in studying the behaviour of bolts under tensile loading. His solution predicts that the axial stress of the bolt (also the shear stress at the bolt interface) will decrease exponentially from the point of loading to the far end of the bolt before decoupling occurs. Fig.1(a) illustrates the results of a typical pullout test. Curve a represents the distribution of the axial stress along the bolt under a relatively low applied load, at which the deformation is compatible on both sides of the bolt interface. Curve b represents the axial stress along the bolt at a relatively high applied load, at which decoupling has occurred at part of the bolt interface. Fig.1(b) shows the axial stress along a rock bolt installed in an underground mine drift. It is seen from this figure that the distribution of the axial stress along the section close to the borehole collar is completely different from that in pullout tests. However, along the section to the far end of the bolt, the stress varies similarly to that in pullout tests. The reason Fig.1 Distribution if the axial stress (a) along a grouted steel bar during pullout test, after Hawkes and Evan, and (b) along a grouted rock bolt in situ after sunfor these results is that bolts in situ have a pick-up length and an anchor length, while bolts in pullout tests only have an anchor length.It is thought that the relative movement between the rock and the bolt is zero at the neutral point. In the solution by Tao and Chen, the position of the neutral point depends only on the radius of the tunnel and the length of the bolt. That solution was implemented in the analytical models created by Indraratna and Kaiser and Hyett et.al. It seems that Tao and Chens solution is valid only when the deformation is compatible across the bolt interface. When decoupling occurs, the position of the neutral point is obviously also related to the shear strength of the interface. Field monitoring and pullout tests have indicated two facts concerning the loading of a rock bolt in situ: (1) rock deformation applied a load on the pick-up section of the bolt; (2) the load on the pick-up section drags the anchor section of the bolt towards the underground opening. These two facts must be taken into account in developing analytical models for rock bolts.The aim of this paper is to develop analytical models for ful
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