采矿08-3设计文字1矿区概述及地质特征

目 矿区概 矿区地理位 地形地 地面河流及水 矿区气象及.........................................................................................................矿区电力供 矿区经济概 井田地质特 井田地质构 水文地 煤层特 煤 煤的特 瓦斯、煤尘和煤的自 井田境 矿井工业储 储量计算基 矿井工业储 矿井可采储 矿井永久保护煤柱损失 矿井可采储 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 矿井服务年 井型校 井田开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位置及坐 工业场地的位 开采水平的确定及采盘区划 主要开拓巷 开拓方案比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 井底车场巷道及硐室支 主要开拓巷 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区内巷道掘进方 带区生产能力及采出 带区车场选型计 采煤工艺方 采煤方法的选 确定采煤工艺方 回采工作面参 综采工作面的设备选型及配 各工艺过程注意事 工作面端头支护和超前支 循环图表、劳动组织、工作面经济与技术指 综合机械化采煤过程中应注意事 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 概 矿井设计生产能力及工作制 煤层及煤 距离和辅助设 煤 方式和设备的选 煤 方式的选 带区煤 设备选型及能力验 大巷设备选 辅 方式和设备选 辅 方 辅 设备选 矿井提升概 主副井提 主井提升系 副井提升设备选 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 带区通风系统的要 工作面通风方式的确 矿井风量计 工作面所需风量的计 备用面需风量的计 掘进工作面需风 硐室需风 其它巷道所需风 矿井总风量计 风量分配及风速验 通风构筑 矿井阻力计 计算原 容易和时期矿井最路线确 矿井通风阻力计 矿井通风总阻 两个时期的矿井总风阻和总等积 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 底板突水机理国内外研究现 国外研究现 国内研究现 底板突水预测预报研究现 采场底板突水机理概 完整底板突水机 断裂构造底板突水机 采场底板突水类型划 煤层底板突水的影响因素分 采动影 水 底板隔水 地质构 回采底板破坏型突水预 经 理 回采影响断层型突水预 采场底板突水涌水量预 回采底板破坏型突水涌水量预 回采影响断层型突水涌水量预 致 山阳煤矿位于陕西省渭北石炭二叠纪煤田澄合矿区中深部，行政区划属合阳县镇、城关镇、防掳寨乡及甘井镇管辖。合阳县城位于井田东南角，井田距澄城县12km，地5.5km70.4km2。本矿区内交通较为方便，西韩铁路南北横穿本井田中部，合阳火车站位于矿井南部条件。西(安)-禹(门口)高速公路近南北向经过合阳县城，108国道紧邻矿区南部通过。以合有客货车通过。为本井田勘探和开发提供了良好的条件。1-1

1-1标高为+585m，一般高程+760m左右，总体趋势为一由北向南缓倾斜的地形。大峪河发育于黄龙山佛爷岭，自北向南经蒲城永丰镇注入洛河，为常年性水流，常流量0.3m3/s，枯水期流量0.2m3/s。金水沟河为一级支流，发源于陕西省黄龙县梁山北麓，纵贯合阳县南北，于大荔县华原以东流入，为季节性河流，年平均流量为0.15m3/s。13cm388.9～814.9mm530.1mm。7、8、9三月为雨季，最大连续降雨11天285.3mm，年蒸发量1922.1～1929.7mm。风速2.3～3.8m/s，最大风速根据渭南市所编《》中记载，1506年3月19日合阳5.5级，1960年812日澄城王庄4级，其余各次均未超过3级。2008年5月12日汶川，合4A7度。山阳矿井位于陕西省合阳县镇东北方向约5.0km，矿井工业场地附近主要有以下电110/35/10kV20000kVA的变压器二台，110kV系统均为10000kW110kV4.5km110/10kV31500kVA110kV电源引LGJ-240，4.5km110kV110kV变电站相连。合阳110/10kV5.0km。110/35/6kV16000kVA的变压器二台，110kV系统均为单母线分段接线，35kV6kV系统均为单母线分段接线。经核实该该变电站目前已接近满110kV110kV110kV330kV变4.0km。t12500t3～8°，东部及东北部倾角逐渐增大，不超过宋家庄背斜（合阳大背斜CH163、CH165、CH65W31等大量3km2.5～3km，局部面9km25～10°左右，东翼受断层影响倾角较大，一般10～15°1.72～10.29m，厚度变化较大。该背斜向北核部本井田内其余褶曲有：15-3短轴向斜，CH145短轴背斜，CH146、6-2短轴向斜，均15-31～2km2km3km２25m左右，有大量钻孔控制。其余的褶曲幅20m1km1km２之内。F22即杨庄正断层：位于本井田西部边界附近。北东东—北北东，倾向北西，倾角F4正断层：该断层略呈弧形弯曲，由东安家庄村向北延出图外，向南分叉成两条经陈家坡村，雷家洼村分别交于F10正断层。地表位置在井田外紧邻东部边界。北北东，倾70°120m150m。位置及落差基本可靠。DF1断层：正断层，位于测区南部。区内延展长度约95m，NE，倾向NW，倾角60～70º0～5m。NW60～70º0～6m。（O2f（C3t（P1sh盒子组（P2sh）及孙家沟组（P2s1-2。（Kz①奥陶系中统峰峰组（2f2二段（2f）以厚层深灰色、灰色石灰岩为主，斑构造，夹浅灰色白云质灰岩及泥灰岩，顶部岩层裂隙中多有铁质充填，厚度＞100m。一段岩性主要为灰黄色薄层状泥质、泥质灰岩、泥岩等。该组地层全本井田发育，地表无出露。本次钻孔奥陶均为峰峰组二段（2f为本井田内含煤地层之一，全井田发育，地表无出露。全层厚17.72～68.83m，一般厚32.05m，含煤7层，至上而下编号为、、、、 下、11，仅6、10号煤层在区内～K1（K1中段（K2上～K2下9号煤层。石灰岩一（K2上段（K2上～K3底：岩性为粉砂岩（常夹石英砂岩条带6、7、8号煤层。34.69～90.16m大，先期开采地段内孤立的无煤点或不可采较多，为不稳定煤层。5号煤层基本全区可采，4、5号煤层组成。石英砂岩5号煤层底板、为勘探区内标志层（K3，与下伏地层整合接触。3号煤组组成。粉砂岩中含植物茎叶化石；中、（K41、2号煤层组成。底部中粒砂岩为褐灰（K※中 （K5130.19m。与下伏地层整合接触。上部以棕红色中～较坚硬。下部以棕红色粉砂岩为主，夹薄石膏层。底部普遍发育蓝灰色泥灰岩。该组地层在12m。与下伏地层整合接触。本井田地质构造中等，可采煤层埋藏深度大，矿井直接充水含水层为煤系上覆地层各砂岩裂隙含水岩层，其补给条件较差，富水性一般都很弱，对煤层开采无较大影响。根据《矿（12719－91）及《煤、泥炭地质勘查规范》中有关规定，岩溶水连通性良好，具有区域性的水位标高+380.00m+380.00m以下，由于太原组下部岩层隔水性能不稳定，奥灰水将对煤层开采造成很大（9－910～6.68m，上部以粉质粘土、粉土为主，下部为含水的砂及砂卵砾石层砾石分选性差粒径一般2～8cm水位埋深1.0m～3.50m。10.37m5.366L/s，单位涌水量1.0797L/s.m。水质为HCO3-Na·Mg型，矿化度0.76g/L。区内出露该层的泉最大流量50～120m受大气降水补给，水量较小，季节性变化大，可供当地群众生活用水，一般民井使用小泵量的潜水泵（＜5m3/hH193.14m，0.042L/sq=0.0134L/s·m0.29m/d3-g型，0.38g/L0.079L/（400m沟谷9.78～25m，岩性上部为棕红色、棕黄色粉质粘土、粉下三叠统刘家沟砂岩裂隙含水层m0.369L/s·上二叠统孙家沟组砂岩裂隙含水层该层分布于本井田西北部，厚度20.50～198.75m。岩性以灰绿、浅灰色中、粗粒砂岩为据H3钻孔抽水资料：水位埋深91.50m，水位降深42.76m，涌水量0.448L/s，单位涌水量500m沟谷。属裂隙承压水，富水性弱的含水层。K5砂岩裂隙含水层下二叠统下石盒子组相对隔水层17.65～82.54m30～40m左右。岩性以灰黄、灰绿色至深灰色粉砂K中砂岩裂隙含水层孔（K5、K中、K4）混合抽水试验资料：水位标高+552.24～+618.48m，单位涌水量0.440L/s.m0.0633～0.343m/dHCO3·SO4-Na·Mg·Ca0.62g/L。岩性为河流相的褐灰、麻灰及灰色，细～粗粒砂岩，多为钙质及菱铁质胶结，稳定性较0.75～15m3/h0～21.63m4～6m12-1（K中※43混合抽水3（※4+392.96～+459.01m0.00339～0.00481L/s.m0.00737～0.0142m/d3·S4·C-0.62～0.89g/LK4砂岩裂隙含水层西河水X13孔简易抽水试验资料：水位标高+421.14～+535.00m，单位涌水量0. K3砂岩裂隙含水层K4、K3）混合抽水试验资料：单位涌水量0.00339L/s.m，渗透系数0.00737m/d，水质属HCO3·SO4·CL-Na·Mg0.62g/L。属裂隙承压水，富水性弱的含水层。K2灰岩裂隙承压水0～18.23m1～2m0～12.40m4～10m。K1隔水层5～10m。因其厚度不大，且遇水膨胀，松软易碎，故隔水条件较差。中奥陶统峰峰组二段灰岩含水岩组（O2f210m终孔，水文孔进入奥灰岩50m终孔，由于奥灰厚度小，施工中均未见钻孔漏水。详查阶段区内奥100.88m（6孔7612-112-5钻孔抽水试验资料：静止水位标高+370.95～+371.34m，单位涌水量0.000294～1.490L/s.m，0.000812～0.224m/d20～24℃1.01～1.16/L。属富水性强但不均一的溶蚀裂隙含水岩组。380.60m3h465.69m3h本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，含煤地层总厚123.68m84.43m12层（组2.60～8.54m4.52m10号煤为大部不可采煤层，均赋存在太原5110号煤。按其稳定程度，5号煤为较稳定煤层，101-1，现将各1-1煤层厚度煤层间距备最小～最小～51～2定1～3定5号煤层：位于山西组下段，K31018.81～35.3m26m左右。10号煤层：位于太原组下部，K1K21～3层夹矸，结构较复杂，个别地方分叉成两层。1033029%。可采范围主要分布于金水沟1.10m2.03～40.78m8～15m。5号煤为条痕灰黑色。光亮成分多呈玻璃光泽、弱玻璃光泽，参差状、棱角状、水分灰分8.33～19.48%15.69～16.32%，均属低挥发分煤。0.54～4.68%2.84%47.9%、43.6%，中硫煤和低硫煤较低，仅占6.4%、2.1%。井田西部以高硫煤为主，东部以中高硫煤0.51～3.85%2.25%。2062.8,Y值多变化在干燥基发热量(Qgr,d)为17.60～30.68MJ/kg，平均值为25.48MJ/kg，以高热值煤为主(占43.5%34.8%8.7%CO2950℃CO240%,CO267.8～73.4520083月的煤炭综合529%，属特低强度煤。6mm15.11～58.82%32.19%19.35～46.59%之间，平均32.34%；6～3mm16.10～27.27%21.48%19.04～41.98%26.87%；3～0.5mm14.74～33.60%之间，平均值为24.82%16.58～36.41%23.25%；0.5～0mm2.256m3/t，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。本次勘探对井田内各煤层共做了11个煤尘性试验。各煤层的火焰长度5～100mm，抑制煤尘最低岩粉量35～55%，结论为无性。依据的GB/T20104-2006《煤的自燃倾向性色谱吸氧鉴定法》对煤的自燃倾向进行I级，即容易自燃的煤层；另外根据以往老钻孔的ΔT20℃，属不易自燃的煤层。热害区的分布，本次勘探在地温异常西卓子井田金水沟以东布测6个钻孔钻孔进行了简易测温，1个钻孔进行了近似稳态测温。连同本井田内及周边已往施测的简易测温孔38由测温成果可知：孔底最低温度22.4℃，最高温度26.5℃。最大地温梯度3.02℃/100m，平均地温梯度2.86℃/100m山阳阳井田位于陕西省渭北石炭二叠纪煤田澄合矿区中深部行政区划属合阳县镇、城关镇、防掳寨乡及甘井镇管辖。井田南与澄合矿区煤矿相邻；北与澄合中深部详查区F22F4断层为界，与澄合中深部详查区相邻。井田的最大长度为13.6km，最小长度为12.4km，平均12.8km；井田倾斜方向的最2-1所示。

2-1S=H× （2-式中：S—井田的水平面积，m2；L—井田的平均长度则，井田的水平面积为：S0.8m40%0.7—0.8m；复》内容要求：新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；4.52m。采用块段法计算工业储量。2-2。2-2 ZzmFZz——

（2-m——F————煤容重，t/m3将各参数代入（2-2）2-1，所以地质储量为：2-1倾角储量512334754652-3计算 （2-式 0.7.0.8。井田边界保护煤柱按山阳煤矿实际情况取30m，则用2-3计算井田边界保护煤柱损

（2-2-2。本矿井设计生产业广场的中心处在井田的，倾向偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-530m，130m，主井、副井、风井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留带，宽度为15m。2-2井型（占地面积指标（公顷/102402-32-3广场中心深度煤层厚度冲击层厚度фδγβ2-3ImAAaIdC

S=梯形面积=1/2×(上底+下底=1/2×(1061＋1120) P2-4。2-4损失量Zk=（Zg- （2-式中：Zk——万tZg——P保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的C——2.1.40.750.80.855号煤层厚度为4.52m0.75。Zk=（456.25-16小时。矿井工作制度采用“三八制”作业，及两班生产，一班检修。，交通4.52m，煤层平均ZkATTZk/(AK

（3-T——Zk——K——1.4，确定井型时需要考虑备用系数的原因是，矿井各3-1T316.98/(3.01.4)75.5a（2）能力的校20t的U型通风。所以各项安全条件均可以得到保证，3-1。3-1a600————60a35a。75.5a，符合《规范》的规定。

确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、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、出好煤高产高效创造条件。井筒施工单价低，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；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提升能力小；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。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大巷的布置，⑦距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理30公顷，形状为矩形，长约600m，宽约500m，长边平行于井田力，减少开采水平和同时生产的水平数目。故在、通风、排水、巷道5号煤层，其它煤层属薄且不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储1、大巷的布大巷的布置考虑两种技术上可行的方案:30m左右的大巷保护煤柱，其优点在于掘进20m处的粉砂岩中。岩层大2立井单水平主井副井布置于井田储量只设一个水平水平标高+200m。4-1所示。 主 主 井水

4-1立井单水平上下山（双岩石大巷

方案二：立井单水平上下山（双煤层大巷立井单水平主井副井布置于井田储量只设一个水平水平标高+200m。 采用胶带输送 能力强。如4-2水水井井井风主副

4-2立井单水平上下山（双煤层大巷

方案三：斜井单水平上下山（双岩石大巷采用胶带输送机，能力强。如图4-3所示 井主井井副风

图4-3斜井单水平上下山（双岩石大巷

方案四：斜井单水平上下山（双煤层大巷胶带输送机，能力强。如图4-4所示。风井副井风井副井主井井底车 井底煤

4-4斜井单水平上下山（双煤层大巷

设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道费用，使井筒开拓以及费用等降低；这四种方案在技术上都是可行的，并且有对比性3）4-1。 费4-2~4-6中。12、主、副井布置在岩层中，费用较低，故未对比其费用的差别3、主、辅大巷断面大小不同，大巷费用按平均费用估算44-2 主井井筒副井井筒井底车场开拓大巷 主井井筒00副井井筒00井底车场00开拓大巷004-3方案一立井单水平开拓（岩石大巷）基价（费用（万元小计（万元煤量（时间服务年限煤量（时间小计（万元费用（万元4-4方案三斜井单水平开拓（岩石大巷）基价（费用（元小计（元小计（万元煤量（时间煤量（时间小计（万元费用（万元4-54-5立井单水平（岩石大巷斜井单水平（岩石大巷费用（万元百分比费用（万元百分比00001是最优方案，即该设计宜选用立井单水平上下山位于井田工业场地之中，担负矿井3.0Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备采用一22t6.5m33.18m2mm44.18m2164-541.5t8.0m50.24m2600mm，掘进60.44m24-6。在井田工业广场内主井西70m处打一风井，用于矿井前期的回风。井筒净直径为 4-6 22t 59033.1840010044.1844.18 4-71.5t矿车双层四车多绳宽罐笼、1.5t矿1个4-7 50.2450.24矿井为立井开拓，煤炭由大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井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要求大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场助，大巷辅助为电机车。井底车场布置如图4-8。）2400×150×150（mm100m。380.6m3/根据水仓的布置要求,水仓的容量为式中:Q—

QS

(4-S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，560.5m。Q=10×560.5=5605（m3）Q

7—7—

1辅运进风大巷和胶带回风大巷大体上沿煤层底板等高线布置，全部为岩巷，坡度为25240mm4520mm,22.6m2。4-94-104-94-9断面 净净距4-104-10断面 净净度树脂4501分带为首采工作面，设计如下：300m处。5号煤为条痕灰黑色。光亮成分多呈玻璃光泽、弱玻璃光泽，参差状、棱角状、4.52m1~25-1。5-1煤层5带区内平均瓦斯相对涌出量为2.256m3/t，涌出量较小；煤尘无性和自燃发火倾向5号煤伪顶为灰黑色炭质泥岩和泥岩，厚度小，与采煤同时垮落。直接顶板为粉砂岩和砂岩两类，粉砂岩属于中等稳定易冒落顶板，砂岩属于中等稳定不易冒落顶板；煤层直380.60m3/h465.69m3/h带区准备方式存在的辅助 和行人的问题本设辅助大巷布置为双轨大巷用电机车牵引矿车进行辅助 ；工作面运料斜巷布置单轨，利用长距离绞车解决辅助问题。因此确定采用带区准备方式，带区还设有带区集中巷和带区运料集中巷，使生产系统更加独立、集中。以下对带区巷道布置及生产系统进行详细说明。255m。50%计算。带区内各分带的斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带机，工作面→5401工作面斜巷→带区煤仓→胶带回风大巷→井底煤仓→主井→地辅助系5401工作面的路线为副井→井底车场→辅运进风大巷→进风行人斜巷→5401工作面斜巷→工作→5401工作面运料斜巷→5401工作面回风斜巷→胶带回风大巷→风井通风系统路线如图5-1。

图5-1通风系统路线地面变电站→副井→变电所→辅运大巷→分带运料斜巷→工作面在工作面回风顺槽中敷设一趟4寸管路，低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，工作面→分带运料斜巷→辅运大巷→井底水仓→副井→FD-Ⅱ2×55KW局扇，5-1。3.0Mt/a484.5m330天。00

A330HLanC

（5-n——85-1得：A0330

AK1K2

（5-K2——1.1；把数据带入5-2得：Mt/aMt/a则：带区采出率0.8583.69%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5-2所示。3356412 5-25号煤层，其煤层特征：条痕灰黑色，光亮成分多呈玻璃光泽、弱3～5°,1.46t/m3。4.52m1~2层夹矸。380.60m3/h465.69m3/h93~97%以上。矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。1225m。2由于后退式的工作面和巷道的条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式34采巷掘进，巷道间均留设20m宽的煤柱6-1工作面长度煤厚倾角简单、1~26-2

6-2MG500/1250-WD6-3。SGZ-764/5006-4。ZZ6000/25/50型支架主要技术特征见表6-5。SZZ764/160型机主要技术特征见表6-6。PCM110Ⅱ6-7。SSJ1200/M6-8。6-3项单数 m mm2500+2量 6 Vt6-4项单数型mVm表6-5支架主要技术特征mmmt 机技术特 型与带式输送机长mm链-V圆环链规格-质t 项目 型号-个4-V外形尺寸（长×宽×高质量t 可伸缩带式输送机技术特项目 型号m带速-V-机头外形尺寸（宽×高机尾外形尺寸（宽×高m质量t根据支架支护强度校核知g=k×H×r×10- （6- g——顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa；H——工作面的采高，4.5m；r——代入数据得g=7×4.5×2.65×103×10-5=0.83MPa<0.97由计算数据可知所选支架支护强度符合要求根据ZZ6000/25/50型支撑掩护式支架的特征表可知工作阻力为6000kN经演算，P80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。则：P0=75%×6000kN=4500kN支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的为 （6-（6-Hmin、Hmax——d——a——支架的卸载高度，0.05mS1=0.025×3.2×2.30=0.184mS2=0.025×5.5×3.70=0.509mHmin=3.2－0.509－0.05=2.641mHmax=5.5－0.184=5.316m（3）6-36-96-95.0m0.8m4.5m0.8m。30m6-1所示。 2

AAAA2 2

AAAA26-1工作面采煤机双向割煤往返一次进两刀，即采煤机上行（下行）15m200mm显错差（2／3200mm。350～550mm之间；移架过程中0.8m，行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推溜时，不应强推硬过，100mm1050m，清43台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。在各点落煤处加设缓冲装置5m/min150~200mm机组要掌握好采高,严禁割底割顶停机时及时停水,各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措矿压监测由当班班长及验收员完成每班班后记录在矿压观测记录表上并交相关工作面支护设计采用ZZ6000/25/50支撑掩护式支架。移架方式采用依次顺序自移式支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差ZT7500/18/366-106-10mmmt6-11。表6-11DZ35型单体支柱技术特征①辅助斜巷的超前支30m0.2m1m1m0.2m2.75m1m②胶带平巷的超前支30m0.2m1m1m0.2m2.5m1m（3）打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.7m在拉动端头架、推动机、拖拉50m70m以外。最终确定本工作面采向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.8m（工作面循环作业图表6-2）0.8m，54.52m4.5m225m，一次采0.931.46t/m3，则循环产量为： （6-B——循环进度，m；γ——煤层视密度，t/m3；k——工作面煤炭回收率，0.938330 （6-r——煤层容重，1.46t/k——0.9310%式

A= （6-8割煤→移架→推溜→割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀方20m0.8m4.5±0.1m。0.8m。10~15m左右，其弯曲段长度不得小6-12 5号煤5401工作面劳动组织图122262222632226411机8711248端头446241111311 ）循环产量按下列计算Q2L2SM2PCQQ1Q2

（6-（6-（6-Q1——4.5m采高段一刀煤产量，t；Q2——割过渡段一刀煤产量，t；QL1——4.5m采高段倾斜长度，m；L2——工作面过渡段倾斜长度，m；SM1——工作面中段采高，4.5γ——煤的容重，1.46Q1=(225-20)×0.8×4.5×1.46×0.93=1102.057Q2=20×0.8×4.0×1.46×0.93=86.89120元/t6-136-13 1m2 m34m5t6个87t8%9人t/m3/万6个/元为厚层难冒顶板，应在工作面前放松动1.5厚的老顶；综合机械化采煤工作面放时，必须有保护支架和其它设备的安全措施20m150m3.5m17.5m25.5m3.5m19.25m2。2.4mZ2360（后放28mm1300mm。150×150×8mm30°辅助斜巷采用50×50mm、5.7×1.1。锚杆布置锚杆排距1m，每排6根锚杆， 靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250mm。锚索：单根钢绞线，Ф15.24mm，长度7.3m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2335（先放Z2360（后放22m3mФ18mm2m，M20,规格型Ф18—M16—2000。托盘：采用拱形高强度托盘规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm30mm。10°1m4800mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板。6-2、6-3所示。800800800 800800800800线式电机车牵引1.5t固定式矿车设备和材料工作面辅助采用无极绳绞车高效工作；3.0Mt/a。3302.256m3/t；煤尘无性和自燃发火性9650m的人员。 （1）方以采用绞车实现变距离材料和油品等轻型货物按《煤矿安全规程采用设备包运单独运至目的地（2）系综采工作面→胶带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地掘进工作面→掘进面胶带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地地面→副井→井底车场→辅助大巷→辅助斜巷→工作地面→副井→井底车场→辅助大巷→掘进面辅助斜巷→掘进工作地面→副井→井底车场→辅助大巷→带区车场→各个工作地大巷掘进工作面→轨道大巷→井底车场→副井→大中型矿井的井下主要方式要积极采用连续化式输送机等连续设备。 选择矿井方式和设备应符合以下原则必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等56-66-7。设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为660t/h，工作面刮板机生产能力为DX7-17-1ST25004CST3800（防爆 3辅助 减少辅 环节 次数减少辅 人员，提 效率 MPC5-MLC5-所用辅助设备具体特性参数详见表7-2～表7-7-2 -t-外形尺寸（长×宽×高7-3 -t5外形尺寸（长×宽×高7-4 -t5外形尺寸（长×宽×高淮南矿山机械7-5 -人°3m8m8外形尺寸（长×宽×高7-6项目 型号-粘重t轨距供电VN速度（小时制速度（最高-台2--m7外形尺寸（长×宽×高3.0Mt/a75.5330井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于2.256m3/t；煤尘无性和自燃发火性矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓：水平标高+200m4个，主立井直径6.5m，净断面积33.18m2，支护厚度500mm，掘进断面44.18m2，590m；副立井径8.0m，净断面积50.24m2，支护厚度600mm，560m；风井直径7.5m，净断面积20t1.5t矿车双层四车1.5t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。HHVjVj—H—提升高度，m，HHz＋Hs＋Hx；则：Vj＝12.25（m∕s）

Tx=H/Vi+Vi/a+u＋θ a—m/s20.8m/s2；u—θ—10s③小时提升量As=C×af×An 式中：As—af—1.2；An—矿井设计年产量，300t∕a；ts—16h。As④小时提升次数

Ns ＝43（次 22t8.1 直径绳间距68-2项目 型号—mm3m数量条6间距m8-3项目 型号—直径中大小N钢丝破断拉力总和（不小于—594t/h20m1200t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可60t/h80。选择罐笼型号为2.8×6（Ⅱ，钢8-4~8-7所示：8-4 型号——型号—车数辆4人t根2数量根6直径8-5 型号——型号—车数辆4人t根2数量根6直径8-6 型号—mmm数量条6间距m8-7 型号—6×19股（1+6+12）钢丝钢丝破断拉力总和（不小于—8-8 型—NN总N标高+760m左右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。（F22井田开拓采用立井单水平采带区式结合开拓，水平标高+200m，为进行高产高效矿井设带区内布置一个综采工作面保产，工作面长度225m，同时布置一备用面，采巷掘2.5~5.0m8ZZ6000/25/509-19-1 12345刮板6789为了保证工作面正常前期准备5401工作面安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头；5402工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘进头和两个西翼岩层大巷掘进头。400509-2。9-2初期投资较少，出煤较多，工业场地布置集中，广场保护煤柱风系统铺设防尘洒水管路系km井，煤尘有性。根据以上分析，且矿井产量3.0Mt/a，属特大型矿井。根据以上分析，通风构筑物和调节设施及辅助通风机要少充分利用一切可用的通风井巷，使通风井巷工程量最小进风井巷与采掘工作面的进的粉尘浓度不得大于0.5mg/m360%井下破碎硐室和库，必须设有独立的回风道10min40%选择斜巷为进风巷，运料斜巷为回风巷9-3所示。9-3U一进一回，在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小稳定易于管理但上隅角瓦斯容易超限工作面进回风巷要提前掘进于巷道均在煤体重，因而巷道的漏风率减少，适用于低瓦斯矿YEWZ一进一回，前期掘进巷道工程量小，比较稳定，采空区漏风介于U型后退和根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷中瓦斯和二氧化碳的浓度不得超12.256m3/min

Qai100qai

（9-Qai——iqa——i9-29-4工作面温度（C工作面风速

Qai60vai

（9-vai——第i个回采工作面风速，进温度20~23℃，取1.5m/s；Sai——i22.5m2；

601.522.52025

Qai4

（9-4——Nai——i50

450200

由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为Qai=2070m3/min0.25m/s4m/s的要求Qmin0.2560SaiQmax460SaiSai——i

（9-（9-则：337.5

min2070

Qai=2070m3/min

Qbi100qbi

8802.25660241.38

1001.381.5207

Qbi4

（9-4——Nbi——50

450200

（9-扇扇Q扇——SI——扇FD-1No7.1/30370~600m3/min，取Q=600m3/min；安设局部扇

6001519.25I889

Qmbi15SbiQbi240

（9-（9-Sbi——i19.25m2288.75

4620

Qbi=889m3/minQbi=889m3/minm3/min100～200m3/min。80m3/min150m3/min200m3/min10%计算。

Qa——采煤工作面和备用面所需风量，2070m3/min；Qb——掘进面所需风量，1800m3/min；Qc——硐室所需风量，930Kt——1.2；

（9-则容易时期：

Q4NN——井下同时工作的最多人数，400

（9-Q44001.21920

两种方法选取最大值，则矿井总回风量通风容易时期为5937m3/min，时期1.2就是各用风地点的实际风量，采煤工作面只配计算的风量，两斜巷的风量乘以系数1.2.顺而下，遇到分风地点则加上其他风路的风量，一起分配给1）Q综=2070×1.2=24843）Q掘进4）岩石大巷掘进面：Q掘=889×1.2=1066.85）机车检修、充电硐室：Q充=150×1.2=1806）库：Q火=130×1.2=1567）其它巷道：Q其它9-5。9-5m—8——8—8集中平—8—8—6—64风门设置在上山的甩车道和绕道两 新鲜进入回中的一组构筑物 90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。294010%350mm通风容易时期和通风时期的定矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期，通风系统总阻力最大时称通风时期4501②时期的采煤方12354015540165401工作面斜巷7回风斜巷胶带回风大巷13风井14地面9-1、9-2所示。通风时期路线副井1井底车场7辅助大巷10南二盘区上山27区段平工作面区段运料平巷南二盘区辅运上山回风斜巷113通风时期网络图及立体图，分别如图9-3、9-4所示77165289-1889-2图9-3通风时期系统立体321

图9-4通风时期网络hfr （9-9-69-7。9-6表9-7通风时期通风阻力计算进风平 时期通风总阻力 式中：1.2、1.15为考虑风有局部阻力的系数∑hrfmin、∑hrfmax是矿井通风和容易时期的阻力之和； ∑hrmin=1026Pa（<2940Pa）∑hrmax=2893Pa（<2940Pa）9-8。 总阻力矿井通风总风阻计算：Rh/Q

（9-R R矿井通风等积孔计算：A1.1917R——矿井风阻，N·S2/m8；

（9-矿井总风阻为：Re102698.950.105

2893122.2520.194NS2

通风容易时期和通 时期的等积孔见表9-4- 总风阻等积孔9-10＜1m21～2m2＞2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔均大于2m2，总风阻均0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。25年。590%。⑤考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节2m，后期进、出风井井口标高相差50m，并且都小于400m。故设计中不必计算自然风hn=0。

hsehmdhnhbhsdhmdhn

（9-（9-hme——表示矿井通风容易时期总阻力，1054Pa；hmd——表示矿井通风时期总阻力，2384Pa；hn——hn=0；hb——20～50Pa50Pa。hse10260501076Pa因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）Qf必大于矿井总风Q，用下式计算：

Qf1.05

（9-1.05——Q1.0598.95104m3时期： 1.05122.25128m39-11 风压风压 作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程h RQ2

h/

（9- ==0.10

h/

（9- ==f容易时期：Hfe=Rfe×Qf2=0.10Qff时期：Hfd=Rfd×Qf2=0.18Qf通风容易和时期风阻见表9-12表9-12通风容易和时期风R选风机容易和时期的实际工况点M1、M2，如图9-5所示。2K56NO.249-139-13风压M0M35Pst

9-5He——Nf——

NeNfke

（9-ke——e——Hee=144×1.15/0.90=184Hed=522×1.15/0.90=667JR157-8Y1000-10/4309-149-14掘进应采风机，双电源和风电闭锁装置掘进与回采工作面应安设瓦斯自动装置大巷及装煤站应安设瓦斯自动断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源井下水泵房和变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统④打 煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时10-112层13m4°3～15（5（1）（2）6（1）d（2）班37（1）（2）8a9a井田长mm—低—（1）（2）—m（1）个1（2）个1m（1）m（2）m个3大巷方——固定矿车和平板3—（1）m（2）m/（3）[1]杜计平.《采矿学》.徐州：中国矿业大学[2].《煤矿开采学》.徐州：中国矿业大学林在康、左秀峰.《矿业信息及计算机应用》.徐州：中国矿业大学林在康、李希海.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学郑西贵、李学华.《实用采矿AutoCAD2010》.徐州：中国矿业大学王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、五.《矿山压力及岩层控制》.徐州：中国矿业大学杨梦达.《煤矿地质学》.：煤炭工业.中国煤炭建设.《煤炭工业矿井设计规范》.：中国计划岑传鸿、窦林名.《采场顶板控制与监测技术》.徐州：中国矿业大学蒋国安、.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学李位民.《特大型现代化矿井建设与工程实践》.：煤炭工业综采设备管理手册编委会.《综采设备管理手册》.：煤炭工业中国煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》.：煤炭工业朱、韩振铎.《采掘机械与传动》.徐州：中国矿业大学.《矿井提升》.徐州：中国矿业大学中配煤矿总公司物资供应局.《煤炭工业设备手册》.徐州：中国矿业大学马立强、张东升、屠世浩.《矿山技术经济学》.徐州：中国矿业大学、陈炎光.《中国煤炭高产高效技术》.徐州：中国矿业大学于海勇.《综采开采的基础理论》.：煤炭工业.《矿井防治理论与技术》.徐州：中国矿业大学中国煤炭建设.《煤炭建设井巷工程概算（2007基价）.：煤炭工业国外对煤层底板突水的研究较早，如匈牙利、波兰、南斯、西班牙等煤矿开采的历史已有100余年，均不同程度的受到底板突水的。早在20世纪初，国外事故次数少。20世纪40年代至50年代，匈牙利弗伦斯第一次提出底板相对隔水层的，1.5m/atm80%-88%的突水都是相对隔水层厚度小于这个数值。因此许多承压水上采煤的国家了相对隔水层厚度大于2m/atm就不会引起煤层底板突水的概念。随后学者B·斯列萨列夫以静力学理论为基础研究了煤， (2-γ—底板隔水层平均容重，kg/m3。动等因素对底板的破坏作用，并且其计算结果与实际情况差别较大，因此20世纪60年代206070采煤层底板突水与否的标准。207080年代末期，许多国家的岩石力学工作者基)Hoek-BrownRMR相关的无量纲常量M.S，分析了底板的承载能力，对研究采动影响下的底板破坏机理业的发展，我国煤层底板突水理论和实践研究出现了日新月异的发展。2060年代，煤科总院西安分院提出了采用突水系数作为预测预报底板突水与否的标准。70年代至80年代，802060年代前，我国学者对匈牙利隔水层理论用于实践并总结了底板突水规律。在 (2-Ts—P—20世纪70年代末，有学者通过考虑矿山压力活动因素，将突水系数修改为Ts=P/(M— (2-Cp—矿压对底板破坏深度，m20世纪80年代初，结合隔水层岩石的特点以及分析影响隔水层隔水性能的因素，西安Ts=P/(∑Miai— (2-Mi—iai—i20世纪80年代中期，考虑埋藏深度对隔水层的影响，突水系数最终修改为Ts=P/(M—a— (2-式中：a、b—H采深，m半无限体一定长度上受均布竖向载荷的弹性解、结合－库仑强度理论和Griffith强度理1/5～1/7，只有在较薄“零位破坏”与“原位张裂”作面对煤层的影响范围可分为三段：超前压力压缩段（I段、卸压膨胀段（II段）和采后压力压缩－稳定段（III段。超前压力压缩段在其上部岩体自重力和下部水压力的联合作用下板结构岩体由I段向II段过渡引起其结构状态的质变，处于压缩的岩体应力急剧卸压，围山东科技大学李白英教授等人经十余年深入隔水层底板内部进行综合观测、并结合相似“三带即底板采动导水破坏带、完整岩层带（或有效保护层带、承压水导升带（或隐伏水头带。底板采动导水破坏带是指由于采动矿压的作用，底板岩层连续性遭到破坏，导水性发生明显改变的层带，该带的厚度即为“底板导水破坏带深度”。而完整岩层带位于采动导水破坏带之下，其特点是保持采前岩层的连续性及其阻水性能，它是阻抗底板突水的最关键因素，故又称为保护层带。承压水导升带是指含水层中的承压水沿隔水底板中的裂隙或断裂破碎带上升的高度，有时称其为原始导高带。该理论认为，在底板导水破坏带存在层向裂隙带和竖向裂隙带，前者是底板受矿压作用形成压缩－膨胀－压缩反向位移造成的，后者主要是剪切及层向拉力破坏所致。该带如遇隐伏导水断裂或与承压水导高带沟通，就会发生突水。并且认为底板导水破坏带的主要影响因素是工作面尺寸，其次是采深、煤层倾角、岩性强度等。该理论基于大量实测资料，揭示了底板突水的内在规律，对底板突水预测及开采安全性论证、编制采区或水平的安全生产规划，为预防突水而选用合适的采煤方法及工作面尺寸具有重要意2-1所示。计算得到了煤矿底板突水的预测;山东科技大学的施龙青通过对煤矿大量突水资料分如模糊数学理论、神经网络法、GIS系统和多源信息复合处理法等。突水概率指数法不仅考管恩太、、孙苏南利用GIS多元信息拟合方法研究了底板突水预测模型。中国矿业大学含有断裂构造的煤层底板岩层，往往都存在大量构造结构面及大量节理裂隙，在采动作其渗透性发生改变，也使其导水性发生变化。采掘工程直接断裂面会突水，采掘程造成的二次应力也会底板突水，对采场断裂的影响表现在两个方面，其一是使断裂生重新活动，使原来己“胶结”的断裂面重新剪开，使断裂两盘由粘接状态变为断开状态;其二是使断裂端部及断裂派生节理发生扩展，从而使断裂带及其附山东科技大学基于D一S理论的底板突水决策技术近岩体的渗透性大大增强。具有断裂构造基本特煤层开采后不仅引起顶板岩层的移动和破坏，也将导致底板岩层在一定范围移动和破坏。从而诱发底板突水。煤层开采后引起的底板破坏范围与开采范围及采空区周围的支承压力分布有关，因此，研究煤层底板突水应重视研究支承压力对煤层底板的破坏。3-1所示。图中Ⅰ区为主动应力区；Ⅱ区为过渡区；Ⅲ区为应力3-1饱和水岩石与干燥岩石的强度有以下来的关系wk0 (3-式中w—0—k—岩石软化系数，其大小主要取决于岩石的岩性。3-1。3-1岩 石名 岩0/ w/ 00饱和吸水 3-2 式中：

'

(3-—u—根据-库伦强度定律，在承压水的作用下，岩体抗剪强度应为

f—c——

fc(u)tan

(3-u3-3障，所以，研究隔水层的破坏机理是非常重要的。在这里一个非常重要的概念——隔水3-4所示。首先在23%。3-2（个数（个响数（个的百分的百分911203-4按断层的力学性质可以将断层分为以下五类：张性断层、压性断层、扭性断层、断带较宽或宽窄变化悬殊，其中常填充构造角砾岩，如尚未完全胶结，常形成水的通道3-53-5构造岩带比较疏松，裂隙，且透水性强，断裂影响带范围较小，其富水带主要在构岩层受水平压应力作用而产生的断层称为压性断层。压性断层的断层面产状沿、倾向一两侧岩石常形成挤压破碎带，为水运动提供了有利条件，而断层带本身由于挤压密实反3-6所示。

3-63-7所示。

3-7斜向往下滑动的正断层，即带有性质。如果断距大于倾向断距，那就向真正的扭断士基于D一S理论的底板突水决策技术理论;三是理论与经验相 (4-Ts—Ts=P/(∑Miai— (4-Mi—iai—i4.219842000年被国家煤炭工业局4-1（lh1（2）h2（3）h (4-Z总Zh2Z总 (4-0.3~0.5MP/m，细砂岩为0.3MP/m0.2MP/m0.1~0.3MPa/m0.4MPa/m；断层带因其0.05~0.1MPa/m。h<h1h3h>h1+h3时，则保护层存水性的原则是:Z总相比，如果有效隔水层保护带矿压对底板的破坏深度带的大小与多种因素有关，如回采工作面的尺寸，开采方法，煤层厚度及倾角，开采深度，顶底板岩性及结构等，并根据实测资料采用多元回归分析得出:角、岩性强度四个因素，并获得如下经验：h1=0.0085H+0.1665 (4-—开采煤层倾角，°这里我们还要“下三带”理论模型，如图4-1(a)示。在采动裂隙带中，岩层主要受矿山压力的影响而产生破坏裂隙;在完整有效隔水层带，其受到的矿山压力的影响程度明显减弱，没有产生破坏裂隙;承压水导升裂隙带主要受承压水的作用，水压楔入岩体孔隙造成载的突水极限压力进行计算。4-1p作用。有效隔水层带的体力为h24-1(b)所示。RitzH.Tresca屈服准则，最终求得底板有效隔水层Pmax为： 0

y

(4-x 式中：0—底板岩石的平均抗剪强度，MPa；h———底板岩石泊松比；Ly一所研究区域的宽，m2)Pmax为

12R t2

(4-x 因此要保证承压水体上安全采煤回采底板破坏型突水预测一理论中的底有效隔水层P>P实当上式成立时，底板不会发生突水；反之，底板就存在发生突水事故的。4-2沿煤层作一剖面，当回采煤层开采到断层附近时，其简化力学模型如图4-2所示。hh1，底h2=h-h1dz的单元体，由于遇到断层，此时单元体一侧的向下阻力Cxtan变成了CFxtanF，单元体达到平衡状(zdz)LzL(CxtanCFtanF)dz CCF

Mohr-Coulomb准则zCtan1sinxCtan 1sin令1sin，则z(1)Ccot

dztantanF C(1)(tantanF)C z(tantanF

(CCz

(1)Ccot

z=0时，zh1B1)Ccot

A(1)Ccot(CCF

(CCF

z(B

z(tantanF

(4-Z=h2时，zPh代入式(4-11)，即可求得开采工作面遇到断层时底板有效P为:P(Bh)e(tantanF)h2B

(4- —完整隔水层带岩石内摩擦角，°；F—N/mh—底板采动裂隙带与有效隔水层带厚度之和，mP>P实，当上式成立时，底板

Q

(4-式中Q—工作面正常涌水量，m3/d；M—K工作面所在含水层均值无限分布，天然水位近似水平，因此大井影响半径R可采用

K,r0

F,F式中:a为工作面倾向长度(m)，b为工作 长度(m)，F为工作面面积(m2)Qa为Qa

gd

H2

(4-Qa Q

0556ln0092l0.2HH

(4-式中:H1—含水层水位标高，m；—d——水密度，kg/m3容易突水，应留设较宽的防水煤柱。(1)底板突水可以有多种分类，一般来说，可分为断层育，当断层带内裂隙发育带与底板破坏区之间连通时，便形成导水通道，突水。的对应关系，高应力区对应位移减小，应力降低区对应位移增大。本文主要分析了底板突水的影响因素，从理论上浅析了煤层底板突水的机理，运用“下三带”理论研究了煤层底板岩体的破坏深度及“完整岩层带”厚度，并通过弹塑性理论进一步底板突水有一定的理论意义。[1]王作宇,刘鸿泉.承压水上采煤[M].：煤炭工业,[2].矿井（底板）突水的动态机理及综合判测和预报软件开发研究[D].山东科技大学,[3],.模糊综合评价方法在矿井水源判别中的应用,矿井水文工程地质学术交流:集 ,:李玉山.国外帷幕注浆技术的进展,国外矿山防治水技术的发展与实践,冶金工业部鞍山黑色冶金矿山设计院,1983李玉山,张键元.国外矿山防治水的发展,国外矿山防治水技术的发展与实践。冶金工业部鞍山黑色冶金矿山设计院,1983煤炭工业部煤炭科学研究总院西安分院.华北型煤田奥灰岩溶水煤矿床带压安全开采配套技术(三)乔伟，，赵成喜.煤矿底板突水评价突水系数-单位涌水量法[J].岩石力学与工程学报李白英.预防矿井底板突水的“下三带”理论及其发展与应用[J].山东矿业学院学报(自然科学版)钱鸣高,缪协兴,许家林等.岩层控制的关键层理论[M].徐州:中国矿业大学钱鸣高.岩层控制中的关键层理论[J].煤炭学报1996,21(3):225-张立新,李长洪,.矿井突水预测研究现状及发展趋势[J].中国矿业,PhysicalsimulationofrockburstinducedbystressLUAi-hong,MAOXian-biao,LIUHai-SchoolofSciences,UniversityofMining&Technology,Xuzhou,Jiangsu221008,:Thebehaviorofstresswavepropagationinrockwallsandtheprocessofrockburstsweresimulatedbyapplicationtestsofmaterialsimilartorock.Resultsshowthat1)theattenuationcharacteristicsofstresswaveswererelatedtothematerialproperties,stresswavesattenuatemorequicklyinsoftmaterialand2)whentheexplosionloadwasappliedatthetopoftheroadway,thenumberandthelengthofthecracksincreasedwithadecreaseinthedistancebetweentheexplosivepointandroofoftheroadway.Whenthedistancewas280mm,onlysomechipsappearednearthesource,whenthedistancewas210mm,somesmallcracksstartedtoappearneartheroad-ribandwhenthedistancewasreducedto140mm,largercracksappearedattheroad-rib.Itcanbeconcludedthat,underagivenstressthenumberofcracksiscloselyrelatedtotheintensityofstresswaves.Thecracksinthesurroundingrockcanbereducedbycontrollingtheintensityofthestresswavesandrockburstscanbeavoidedtosomeextentbypreventingtheformationoflayeredcrackstructures.Anewexperimentalapproachhasbeenprovidedforstudyingrockburstsbyusingphysical:similarmaterial;stresswave;physicalsimulation;rockWiththeincreaseinminingdepth,thefrequencyandintensityofrockburstsincreasecontinually,seriouslythreateningthesafetyincoalmineproduction.Controllingthemechanismofrockburstshasattractedmuchattentionofscientistswhohaveproposedaseriesoftheoriesonthemechanismoftheoriginofrockburstsandsomecountermeasuresforpreventingthemfromtakingce.Classictheoriesincludes:intensitytheory,energytheory,impacttendencytheory,threeguidelinetheoryandothers[1–5].However,thereisnotoneacceptedtheoryaboutthemechanismofrockburstformationbecauseithasarathercomplexdynamicinstability.Itisthereforeurgenttostudythemechanismoftheformationofdynamichazardssuchasrockbursts.Itiswellknownthatthemainreasonforrockburstsliesinthedeformationenergyinhardrocksandthemechanicalprocessesinvolvedinrockburstsaregenerallyregardedasstatic(orquasi-static)[4–9].However,staticloadtheorycannotexinallthemechanismsaboutrockbursts.Theaccumulationofstrainenergyisanecessaryconditionforrockburstsbutnotanecessaryandsufficientcondition.Therefore,anexternaldisturbanceisnecessaryforarockburst.Moreover,stresswavesmaybeproducedbydriving,blasting,roofbreaking,weightingoftheworkingface,andseismicwavesinminingprocesses,i.e.,externaldisturbancesareoftenintroducedbeforetheoccurrenceofarock