矿南进风井井筒施工组织设计

冻结方法，表土掘进）；立井井筒基岩段施工组织设计（包括基岩段施工：井筒施工组织设计锚杆支前矿井施工组织设计是科学组织和指导矿井施工的重要技术文件，也是工程招投标及中标单位编制单位工程施工组织设计的依据。编制矿井施工组织设计，是执行煤炭工业技术政策的重要环节，是矿井建设前期准备工一、编制原二、编制依《山东唐口煤业南部进、回风井井壁结构图》《煤矿安全规程》(2011年版本)第一篇唐口煤矿南部进风井井筒施工组织设第一章工程及地质概 第二章建井施工准 技术准 工程准 物资准 劳动力准 对外协作工 第三章进风井井筒表土段施工组织设 表土段施工方案设 冻结方案设 冻结壁厚度设 冻结系统设 冻结表土段掘 冻结基岩段掘 井壁施 第四章风井井筒基岩段施工组织设 进风井井筒基岩段施工方 进风井井筒基岩段掘 井壁施 劳动组织与作业循 第五章安全技术措 一般要 凿井相关设备及设施操作、使 凿岩及..................................................................................装岩及出 提 防 防止混凝土塌落措 井帮管 5.7“一通三防”管 5.7防治水管 第二篇专题部分——煤矿深部巷道锚杆支护理论研 结 参考文 致 附 第一篇唐口煤矿南井风井井筒施工组织设第一章工程及地质概1.1工程概井田位于山东省济宁市市中区和任城区，东与淄矿岱庄煤矿相邻，北与济宁矿业运河煤矿为邻，西南与新河煤矿毗邻，南部以兖80+38m20011023，20061130020075003（3）、36、101516、1773（3）煤层。风立井。由于两井筒基岩段将分别F2H=146m∠65～70°断层，为序号 单位1mm2m3°4m-5mm6m7m8m29mmmm10m2m21序号 单位1砼124m，135m，7m2表2.1.1山东唐口煤业南部进风井井筒技术特征地质概第四系218.40（3），218.96m。由粘土、砂质粘土、砂及砂65.60m41.35～32.95m，累厚53.90m,占地层总厚82﹪；砂层4单层厚1.20～6.35m，11.70m,18﹪。质粘土、粘土、中砂、粗砂及细砂。总厚58.30m。其中土层4层，单层厚度1.80～21.35m，累厚47.85m,占地层总厚82﹪；砂层4层，单层1.50～3.55m，10.45m,18﹪。下段：浅灰绿色为主，夹土黄色、灰白色、锈红色；岩性以主要为94.50m81.55～30.00m，60.95m,﹪；72.05～8.40m，33.55m,﹪侏罗系上统蒙阴组厚335.14m，主要由灰色～灰白及深灰色细砂岩夹粉砂岩、中砂岩及砂岩裂隙较发育，被方解石充填，岩层倾角5～30°，岩浆岩厚度～69.97m27.89m1.10（383.76～384.86m侏罗系底部被岩浆岩侵入（检1孔），检1孔岩浆岩厚度69.97m（深度二叠系上石盒子组厚263.90m（检3孔），平均256.85m。主要由灰、灰绿色中、细砂岩。砂岩裂隙较发育，被方解石充填，岩层倾角5～10°，本组地层与下二叠系下石盒子组厚59.98m（检3孔），平均67.99m。主要由灰、灰绿色中、细砂岩6～16°，本组地层与下伏地层呈整合接触。二叠系山西组厚81.11m（检3孔），平均78.55m。主要由浅灰、灰白色中、细粒13石炭系太原组95.57m（3），91.12m。由灰至灰黑色泥岩、粉砂岩，8中煤、8下煤、10中煤、10下3668下煤、10中10下12上15上233218.40～1053.00m(～灰绿色为主。成分以石英长石为主，次为暗色矿物。泥硅质胶结。细粒结构为隐晶质结构，见筳科类及海百合化石，裂隙较发育，内充填方解石脉，见少量缝合线构造。RQD0～90%。检3孔终孔混合抽水深度231.67～1053.00m（包含风化带），抽水段砂岩厚度413.57m，抽水段孔径φ113mm孔，在进行洗孔后，水位稳定在77.60m，因试抽后q=0.004138L/s.m小于0.01L/s.m，故只进行一次降升抽水，正式抽水前静止水位124.95m，观测时间为72小时，正式抽水持续时38h，涌水量Q=0.5770L/s，降深S=75.91m，单位涌水量进风井井筒（检3孔）涌水量预计结果 表）（Q)r）侏罗系全段 56构F2∠75°、F7H=40m∠74°、EF57H=0～15m∠74°等断层。从井检孔揭露的地层情况三维重新分析以及附近钻孔资料分析F2断层上倾角发生变化，倾角变小，F2厚度1.10m，从钻孔岩芯看该岩浆岩裂隙发育，不显晶质，硬度变软，361.75-369.71m压揉皱及重胶结现象，岩芯极破碎，推断该处为F2断层破碎带,断点在365.70m,H=65.00m552.44m孔深约600m左右一层厚约40m的粗砂岩（井田内普遍发育有该地层）。该井检孔的地层与附近的T17-8孔基本一致。通过分析F2断层3孔在孔深365.70m处见F2断层2孔在孔深432.0m处见F2断层，断点位于岩浆岩顶板，预计进风井井筒见F2断370.00m。地深度每百米增温1.9℃，根据钻孔资料，深度原始井温未出现大于煤37其中≥0.70m135.74m。第二井施工准技术准矿区概井田位于山东省济宁市市中区和任城区，东与淄 岱庄煤矿运河将建成南北水上的主要航道。经疏通后，年通过能力达到KYBS-10一台，电源总进线、移动变电站、主变S9-4000/10/6KV由此接线；KYBS-10-Q型移动开闭所两台。ZXB-1250/10-6/0.4（变电站内置一台容量为1250KVA变压器台，一台360Kvar的自动静电电容器补偿器）；自建设单位10KV变电所敷设YJV-3×50/10KV电缆做为主电源进线（并联运行），KYBS-10S9-4000/10/6KV型变压器敷设YJV-3×70/10KV电缆至KYBS-10-4343.0KW，3498.4KW。3.3m/s1140.15m，0.31m。工程准五通一今年底或明年初可投入运行。两回110kV输电线路已委托菏泽市行政管理通信系统采用设置400线行政虚拟网点，与郓城电信12芯光缆传输。完成施工设施及设备的安主要包括提升 、排矸、压风、机修、井口棚、矿灯房、锅完成必要的生活福利设主要包括、宿舍、浴室及等物资准施工劳动力要先上土建安装队伍，基本完成施工准备工作后再上井巷施工队伍，避免一哄而上，造成窝工。对外协作工第三章立井表土的施工组织设井筒表土段施工方案施工方案的选施工作业方式的确长段掘砌单行作业；段高大，一般为30~100m，常用60~80m，2~4m在井筒的不同深度处进行，掘进自上而下，砌壁按模板高分段自下而上，掘砌平行作业能充分利用深井的深度空间，采用注浆堵水，凿井管线沿井壁悬挂等先进技术，为平行作业创造更好的施工条件。成井速度较单行作业更快但施工组织复杂井内吊挂设备多投入大管理难度大。定或中等稳定、井筒涌水量<40m3/h混凝土浇灌量增加，浇灌时间过长，工时利用率太低的问题。综合经济既节省了支护费用和时间又确保工作面安全；平均成井速度快；井壁茬缝较长段作业多。但要求井筒涌水量做预先处理，一般<5m3/h较为理想。适用于围岩稳定、井筒涌水量<10m3/h结段外壁2.5/4.0m、基岩段2.5/3.6m；冻结段内壁采用装配式金属模板冻结方案设计工程特点与难点分70m以下粘性土层属塑性～高塑性土，膨胀性较强，60～80%之间，且向下有增强的趋势。易发生冻结管鉴于第四系72m、213m两个深度水的流速13.1～冻结深度的确在井检孔的对角选取一个孔，在预计F2断层以上10m左右至设计孔深进行取芯（具体取芯造孔由招标人、监理、冻结单位等共同确定，预计进、回风井各取芯长度约100m），进一步确定F2断层位置和冻结设计思深厚粘土层冻结管易断裂的特点，采取以下措施针对水流速大的特点，采取以下措施针对粘性土层冻土单轴抗压强度较冻土蠕变较明显等特性采用以下冻结措施为保证钻孔施工进度和质量，采用以下措施采用螺杆定向纠偏技术、提高陀螺仪的精度等3)下管前应进行扫孔，防止钻孔缩径造成下管4）封堵效果冻结方案的选5种。10m以上。适用条件：冲积层较厚，中间又有较厚的隔水层（10m以上）的地10m以上，5～10m。1倍，冻结交圈速度快，上部提前冻结壁厚度冻结壁设计基本参-28~--根据井检孔资料，选 冲积层底部砂性土层作为控制层位。214.00m2.782Mpa；201.15m2.615Mpa冻结壁厚度E

P2R0.29(K)2.3(K) R——井筒掘进半径（m）；（进风井取4.753m，）及类似地质条件深立井井筒冻结施工经验，确定冻结壁厚度冻结孔的布置设表2-2- 立井冻结孔的开孔间距和偏斜率设计参考00距1.2~1.4353井筒表土层厚度达470m，冲积层埋深大于220m，所以预计开孔间距为DD11.2E式中D—冻结孔布置圈径D1—井筒掘进直径，m—冻结孔设计偏斜率，m2-2-2取H—冲积层最大埋深，m470m计算D91.2920.3%470181.265mDfD12EfEf0.3EnHDfD1—井筒掘进直径 取EfEn—主冻结孔距井帮的距离 取Hf—辅助冻结孔深度，m 取220m。计算得：Df=11.5m冻结管设连接方式，接箍采用φ133×8mm无缝加工，接箍长度为150mm。200m200m以下采用Ø140×6mm低碳钢无缝。采取内衬箍连接方式，接箍采用φ133×8mm无缝加工，接箍长度为150mm。测温孔设3测1孔布置在水流上方主冻结孔浅孔外侧主面上1.5m处孔测2孔布置在水流上方主冻结孔浅孔外侧主面上1.0m处孔33个，深度分别66m、126m、204m：1#（66m）16～22m、46.5～48.5m、50～52.5m、59～64m。24m2#（126m）：117～120m、121.5～124m。3#（204m）：197～202m；冻结系统设冻结管散热能力计K经计算冻结管散热能力：Q南部进风井=190.5kcal/h；Q南部回风井冷冻需冷量计进风井：Qco南部进风井=1.15×Q南部进风井=219.1制冷设计参数选冻结站实际制冷能冻结站，采级压缩制冷方式。低压机选用JZ2LG31.5型螺杆冷5（500kw/6kv），JZ2LG25500kw/6kv冷冻站辅助设备选1）35℃，26.0℃。TZFL-1540121540kw)。RZF-24010115kwZA-53FZA-182ZL-103氨管路直径选择及液氨、冷冻机油用量计1）热虹吸蒸发撬块出气支管选φ219×8mm无 ；热虹吸蒸发撬出气分总管选φ377×10mm无缝低压排气总管选φ325×10mm无平衡管均选用φ159×6mm无缝。中冷器总管选用φ325×10mm无缝；低压调节站、中冷器调节站液氨总管均选用φ108×5mm无。氨冷却系统：高压机氨冷却系统进液总管选用108×5mm无缝，选用159×6mm无缝。935≥99.8％3）N46，113041井筒冻结设计主要技术参数1m2m3m4m5m6m7℃-8℃9冻结深度（暂定mmmmm个m（0~200m/200m以mm个m个m个mmm+36.00m为±0冻结段掘砌深度均以井口标高+39.00m为±0起计算。冻结段施工常见问0.2m2m0.2m2m，而对井壁的厚④冻结管偏斜严重部位最好用风镐破土,若用时要严防炸坏冻④粘土层冻结压力超过设计值使外壁破坏冻结表土掘表土试挖条7试挖时，当冻结壁距荒径400—600mm，并证实冻结壁具有一1.5m2.5m井筒开挖除了满足上述条件外，还应该综合考虑井筒能满足连续施工的条件。根据井筒掘砌速度（施工到相应深度时所用的时间）和对应厚度、距井帮的距离能满足井筒不间断的安全施工。冻结表土段挖砌壁，掘砌段高为2.5m。出矸（土）采用一台58型柴油挖掘机，布置7m3JKZ-3.6/15.5JKZ-3.2/15.5（土提至翻矸平台，钢筋，钢筋一头削尖（钢筋规格为Φ20mm500mm）用大锤把钢6mm盘圆钢筋焊接）18#铁丝绑扎在钢筋上，网片紧贴井帮，网片之料至井口的喷浆机内，通过喷浆软管到达工作面，喷浆厚度不小于50mm。喷射砼强度为C20，配合比为水:水泥：砂子：碎石：速凝剂临时锁口施工措施要求临时锁口外壁底口与冻结段外壁错开200mm2.7m,工作面找平标高为:+30.1m(垂深-8.9m)2.5m找平段高，采用5模应采用水准仪找平，以便减小累计误差，造成模80mm。钢筋间排距、保护层厚度外壁第一模钢筋绑扎方法：首先将定位筋（8～10根，定位筋模，并通知地面值班电工操作稳车下落模板至工作面上方50mm～搅拌站位于井口西侧，搅拌站配备两台型号为JW1000的搅拌机，两套PLD-1600型电脑自动配料系统，将按配比计量的砂子、石子输送到料斗内，砂、石料经爬轨翻料倒入搅拌机中。水泥采用LSY200-9型螺旋输水量；每次拌制第一盘混凝土时，应加大水泥和砂子用量108寸弹簧胶30℃300㎜，振动棒插入50～100400要做到快插慢拔，防止留有插孔痕迹，振动时间要适度，以砼不出气泡为止，不得过震或漏震。在砼浇筑过程中，要尽可能做到连续浇灌。若25模时间，脱模时间不少于8小时，确保砼施工质量；脱模工作由班组长商品混凝土的质量保定要求，变化应及时调整配合比或拌制；检查各原材料掺量和外加剂掺量。混凝土的强度和提高早期强度的措高对提高混凝土的早期强度和延缓降至0C时间有利冻结基岩段施工方型凿岩机打眼，材料采用T220防冻水胶6.5m脚线抗杂毫秒延3.6m。施工方掘进出矸采用FJD－6A型伞钻配YGZ-70型凿岩机，B25×5000mm六角中空合金钢钎，Φ55mm十字型合金钻头，眼深度为4.0m。用Φ45×300mm的掏槽眼、辅助眼眼角度均为为90°，周边眼角度为89°。钻爆设计a、主要参数见下表；b、眼布置，详见附图进风井冻结基岩 原始条件（荒径单位数量1m2m3m45f6雷管7 电胶进风井冻结基岩段参数电胶18Ⅰ并2Ⅱ3Ⅲ4Ⅳ5Ⅴ6Ⅵ进风井冻结基岩段预 效 1%2每循环进m3每循环实体矸石4每循环消耗5单位原岩消耗6每米井筒消耗7每循环消耗个8单位原岩消耗个9每米井筒消耗个电进风井冻结基岩段原始条件（荒径电单位数量1m2m3m45f67炸药 胶进风井冻结基岩 参数胶18Ⅰ并2Ⅱ3Ⅲ4Ⅳ5Ⅴ6Ⅵ进风井冻结基岩段预期效爆 1%2m34567个8个9个进风井冻结基岩 原始条件（荒径单位数量1m2m3m45f67炸药 电胶进风井冻结基岩段参数电胶18Ⅰ并2Ⅱ3Ⅲ4Ⅳ5Ⅴ6Ⅵ进风井冻结基岩段预 效爆1眼利用%2每循进m3每循实体矸石4每循消耗5单位原消耗6每米井消耗7每循消耗个8单位原消耗9每米井消耗井壁施盘标高+37.4m（±0.00相当于绝对标高+39.0m），井筒全深：478m258.0m。为保证下一步冻结段内壁施工安全、优质、快速，环井壁保竖筋规筋搭序号垂深m净半径护层格及间mm1φφ板双层高密2φφ度塑料薄板3φφ板施工前准施工方131.2m（正常使用121（设专人把钩监护提升模板用；辅助盘拆模、养护成井内壁、井壁修饰，各盘的洞口不使用时，均用牢固的盖门封严。为了保证辅助盘上施工人员的安全，在辅2.5m12施工工至外壁第76模垂深262.5m进行套内壁施工，根据进风井井筒冻结段井壁结构图，井筒垂深260.0m以下为井筒变径段，由原井筒外壁净半径R=4200mm变为4400mm，掘进荒半径R=4700mm，变为4800mm，井筒钢筋764620mm4720mm。井筒冻结基岩段施工至第75、76模，为防止冻结段内壁井壁下沉，100mm，做为内壁防下沉托槽。第76模出矸找平时留出一部分矸石，用挖掘机扒入井筒中心，刃脚后将存放井筒中心的矸石用挖掘机进行回填找平，在工作面铺设100mmC40。180×180×380mm720mm，台阶形布的均匀受力。混凝土空心砌块内半径以R=3460mm（辅助盘半径111234mm（钢丝绳验算），保护盘与辅助盘立柱40mm42除，并用[20槽钢封严，将下层盘外圈拆除；中层盘外圈加大，便于铺密度塑料薄板（260.0m10～15m7576。铺设时在外层井壁上用射钉固定，眼距600mm。塑料板按要求铺设，鳞150mm。7内壁钢筋竖筋采用直螺纹套筒连接，套筒内直径为20mm放。钢筋桶高度500mm，一端焊Φ28mm圆钢制成和吊梁，Φ22mm钢1500kg，4.5m3.0m、2.25m、1.8m四种规格，上竖筋时选用一长一短。钢筋竖筋、环筋利用下层吊盘紧固、绑扎，间排距、钢筋搭接、保护层必须符合设计及规范要求。竖筋采用等强度的直螺纹套筒连接，接头处用牙钳紧固，并将接18#Φ25mm875mmΦ20mm700mm环筋层与层之间绑扎接头要相应错开，在同一截面钢筋接头搭接数量不25%定岗。钢筋绑扎要做到横平竖直，竖筋与环筋绑扎必须密实，直螺纹套筒要上紧。813（11.2m校正。每次模板组装前，先将粘在模板上的混凝土清理干净并刷油。然后由接茬模板一侧开始按顺序将模板组装好。模板组装时每块模板不少4蹭盘、折弯等现象。校模时先从大点开始支设钢撑，钢撑要支设牢固。模板校验合格后安排专人紧固所有螺栓，紧固模板连接螺栓采用M20×50GB5783-19865.0（全长丝扣），接螺栓必须拧紧，不得有松动、漏紧等现象，严禁使用铁丝或其他东西代替，螺栓上、下口要用钢撑固定牢固，第一模模板内口上下用Φ127井字形加固用Φ25mm钢撑顶在外壁井壁上不少于8根防止低于18小时，即不能低于混凝土的终凝时间。如果施工速度快，必须待从吊盘引下。每根绳最多承载人数过4人。43T9砌壁混凝土由地面井口西侧搅拌站配制，地面搅拌站配备2台JW-1000PLD16002%，混凝土用水采用计量控制。作，混凝土强度等级为C65、C40。混凝土强度等级C65水泥选用鲁南中联水泥公司生产的P.O52.5；混凝土强度等级C40水泥选用P.O42.5R，山东泗水中砂，嘉祥5-25mm碎石、山西建华BR高性能复合入模砼采用2～4个插入式风动棒振捣密（振动棒型号ZN-50型插浇筑混凝土应连续进行，间歇时间不得超过初凝时间，但在实际施2用风镐将施工面凿成毛面，将施工面的残渣用水冲洗干净，铺设一层骨料减半的混凝土，然后再用原配合比的混凝土进行浇灌。施工前技术负责人通过提前做试块等试验掌握混凝土的初、终凝时间，严格按实际初凝时间控制浇筑速度。在换砼标号后及时确认砼初凝时间及终凝时间，并严格按实际终凝时间进行脱模。10采用洒水养护，辅助盘上安装一圈环形管（2.5寸塑料管）环形管4mm300mm，环形管一头接入水管，辅助盘11、管路拆12第四章风井井筒基岩段施工组织设风井井筒基岩段施工方选择施工方2：3.6m。2作为井筒基岩段施工施工参数的确4.04.0m。其中：L—眼深度，m；取NN=30n—日循环数，取n=0.96；η1—月正规循环率122m/风井井筒基岩掘钻爆器，（孔技术，配备中心回转抓岩机出矸，FJD－6A型伞钻配YGZ-70型凿岩机打眼材料采用岩石水胶冻结加强段采用抗冻型-25oC）,基岩段采用T220高水胶，采用抗杂毫秒延期电，脚线长度90°，89°。，（图进风井井筒基岩段段原始条件（荒直径 表1m-2m-3-4f-5电--6炸药m/kg/0.45、进风井井筒基岩段参数 表眼深眼装药量度总装药180Ⅰ20Ⅱ30Ⅲ70Ⅲ40Ⅳ5Ⅴ0----8---进风井井筒基岩段预期效 表 1%2m34567个8个9个进风井井筒基岩段段原始条件（荒直径 表序号1m-2m-3-4f-5电--6炸药m/卷、0.45、进风井井筒基岩段参数 表眼装药总装180Ⅰ20Ⅱ30Ⅲ70Ⅲ40Ⅳ50Ⅴ----8---进风井井筒基岩段预期效 表 1%2m345678个9个进风井井筒基岩段段原始条件（荒直径 表1m-2m-3-4f-5电--6炸药0.45、进风井井筒基岩段参数 表圈别眼深量度总装药距起爆180Ⅰ20Ⅱ3Ⅲ070Ⅲ40Ⅳ50Ⅴ合计-------进风井井筒基岩段预期效 表 1%2m345678个9个进风井井筒基岩段段原始条件（荒直径 表1m-2m-3-4f-5电--6炸药0.45、进风井井筒基岩段参数 表圈别眼深量度总装药距起爆18Ⅰ2Ⅱ3ⅢⅢ4Ⅳ54Ⅴ合计----8---进风井井筒基岩段预期效 表 1%2m345678个9个3进风井井筒基岩段段眼布置图荒直径3942进风井井筒基岩段眼布置图荒直径39钻伞钻下井前的准油，检查各管路和接头的漏风、漏油情况 漏风、漏油现象要及伞钻下井、支（在钻架上挂好保险带然后由吊盘工将夺钩绳通过吊盘中线孔下放至支钻高度左右后，由钻架（1#18×7－36－1770将伞钻夺钩悬吊在井筒中心位置，并松开提升绳；最后将吊盘上，下放的管与伞钻联接好后，夺钩人员通过吊桶下至工作面。凿打眼前由跟班技术员或班组长定好眼位，采用FJD-6A型伞钻配YGZ-70型凿岩机凿岩，B25×5500mm六角中空合金钢钎配Φ55mm十字型根据泄水孔竣工报告分析，井筒垂深470.8m位置见泄水孔筛管，泄水管位于井中1.5m范围内，为防止由于原因造成泄水管破损，在泄水管周围200mm均匀布置4～6个钻孔钻孔深度同掏槽眼相同但不做为眼孔；泄水管周围600mm同样均匀布置3个钻孔，以上布置的钻孔由于泄水管的原因掏槽眼改变眼孔位置，偏心布置避开泄水管，减少掏槽眼后对泄水管的冲击，打眼过程中，应及时用压风吹出孔内岩粉，同法吹出全部孔；打眼过程中，及时保护好成型的眼并用橛封堵密室防止矸石掉落眼中造成堵眼现象；必须随时注意提升位置上、下吊桶以免发生碰撞等；当发现排粉不畅，钎杆钻速过慢，凿岩机上下跳动等情况可能产生钻头脱落眼偏斜阻力过大而导致卡钎打眼结束后要按支钻的相反顺序将伞钻收拢好拆除管用提升钩头夺钩将伞钻提升上井，跟班机修通过二平台到伞钻上挂好保险带，由当班电工操作电动葫芦将伞钻提起进行夺钩，跟班机修在伞钻上给出信号后，下放提升钩头并摘掉钢丝绳扣，再由电工操作电动葫芦将伞钻移至检修位置待修备用。材料的及头加电和岩石水胶(冻结加强段采用抗冻型-25oC)，脚线长度6.5m。 各圈眼使用的头必须作出标记装求进行装药，为防止装药时误将泄压孔当做，各眼装药后及时封上泥眼深度超过2.5m时，封泥长度不得，联线工地面到吊盘采用单独悬吊的放电缆；从吊盘到工作面采用16mm2放员撤出井口棚以外20m，班长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆使用地面380V交流电启爆，电源由井口低压配电室提供。由一路18×7-22-1770型钢丝绳单独悬吊的放电缆至井下吊盘，从吊盘下放（基线18#铁丝）相联，放母线上端与放电缆（断面为25mm2）下端发出警号5s后，启动放按钮接通放接触器放。15min险，由值班电工、放员共同检查线路，确认无误后，锁上放箱取，由专职放放、通风、空气开关，发出警号5s后，启动放按钮接通放接触器放。吊盘离工作面的高度不得少于40m，放后立即进行通风，通风时间不得小于40min（根据通风设计、实际排烟时间及吊盘一氧化a3放后立即进行通风，通风时间不得小于40min（根据通风设计及刃脚内的矸石进行清理，最后再进入工作面工作。利用抓岩机抓矸石装刷帮工作斜眼，眼间距不超过600mm，根据荒径位置适当控制好眼深；清底时的“一通三防”管35、井筒应执行“一三检”和“三人连锁放”制度6、掘进工作面中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止伞钻打眼、装药。放地点附近20m以内中瓦斯浓度达到1.0%时，放。7、掘进工作面中瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳浓度达到1.5%1.0%以下时，方可开动机器。浓度≥1.0%、断电浓度≥1.0%，复电浓度＜1.0%，一氧化碳浓度为24ppm。甲烷传感器、一氧化碳传感器传感器安设位置、数量符合规程规定：井口盘下10～15m处一台，吊盘下风筒对侧分别设置11风电闭锁必须班班试验，并有记录。保证能正常使用，发现不合格要通知跟班电工进行现场处理。12、局部通风机运转期间任意开停检查员在现场20m范围内检查瓦斯浓度低于0.5%时，方可进行，在电气1h15、井下放工作必须由专职放员担任，放员必须持证上岗近20米以内中瓦斯浓度达到1.0%时，不得放。18、放不少于40min以后瓦斯检查员方可进入井筒或工作面检查1.0%员要注意收集瞎中的21仪和式自救器井壁施钢筋扎筋环筋每道接头要错开搭接。冻结加强段施工时将壁座段提前预留的钢筋丝头用风镐掏出，并用铁丝刷将丝头上的杂物清理干净后，外层竖筋与R=4340mm后利用井筒中心线按R=4320mm标定出钢筋位置进行砸入定位筋（每圈6～8Φ20800mmR=3760mm，内层竖筋紧固后钢筋下口同样利用井筒中心线按半径R=3925mm标定出钢筋位置砸入定位筋。竖筋采用等强度直螺纹套筒机械连接，环筋采用搭接绑扎式连接，竖筋间距为Φ5@250、环筋间距为Φ32@200、箍筋Φ16@500×40035D1120mm18＃钢筋绑扎要做到横平、竖直，间排距按设计均布，螺纹连接接头要在同400mm，80mm983.0mΦ22@250，环筋间距Φ25@250Φ8@500×500（回填高度100mm），并由当班技术员先自检合格，再通知矿方、监理现场验收合格后，方可进行下一道工序施工。立模、浇筑砼钢筋绑扎完并经矿方和监理验收合格后，使用32MPA气动泵脱灰器下井坐在下吊盘喇叭口的平台上，封喇叭口的平台构件应拴绳。调井壁采用单缝式可伸缩金属整体下行模板，模板由直模和刃脚4164.0m450mm落模、找正，模板校正后经监理及甲方验收合格后方可进行混凝土的浇筑工作。校正模板前必须再次检查井筒中心线，以确保立模半径。待甲方及监理人员验收完毕升井后，把井下振捣用的风动振动棒装入吊桶内下放到井筒工作面，吊桶落到工作面之后将吊桶摘掉，把钩头提到井口挂分灰器，挂好下放到井筒下层吊盘上，混凝土经分灰器对称入模，混凝土由地面集中搅拌站配制，混凝土按照要求搅拌完毕后采用不摘钩下料，通过井口溜槽及皮带输送机输送混凝土至井口底卸式吊桶内，提升机提升至井下吊盘，由分灰器下灰对称浇筑，入模混凝土采用插入式风动振捣器通过合茬窗口进行分层振捣。6个插入式风动棒振捣密实（振动棒型号ZN-50型插入式高频振动棒），分层厚度为300mm，振动棒插入下一层深度为50～100mm，插点间距不大于400mm，振动时间20～30s，要做到快插慢拔，防止留有插孔痕井壁接茬处理：为确保每模接茬的密实性，有效达到防水效果，出矸清底时及时用风镐将模板下口杂物清理干净，露出混凝土面；浇筑混30mm井筒与井底车场连接处施1.5m开口以外段均在开口段施工结束后，根据硐室或巷道的断面尺寸采用全断面或台阶式掘进，同时进行锚网喷临时支护，最后进行永久支护。硐室采用钻爆法掘进，采用气腿式凿岩机凿岩、中深孔光面，由电动保证施工质量，提高施工效率。井筒与井底车场连接处施工前另编制措施。井筒过煤层施368煤、1035.74m，虽然井筒施工前有泄水管排劳动组织与作业循作业制244.0m，4.4.1序 152 2 -3 34 52556417983-985233合---掘砌循环图基岩段施工实行一掘一砌循环作业方式将施工循环分为钻眼出矸找平，立模砌壁、出矸清底四大工序，相应成立四个专业班组，实行“滚班”制作业。10-2出矸班2砌1壁4班31清1底4班4班工序别工1班工序别工1时3456789间1111111112凿凿岩班说明：一个循环 眼深4.4m，循环进尺4.0m，正规循环率90%凿井井提升与悬吊系1)井口南北两侧各布置一台JKZ-3.2×3/15.5和JKZ-3.6×3/15.5型提升机主要技术参数 表 静——井筒不同深度的提升能力表表提吊井筒深度提升能力11主提JKZ-3.6/15.5型提升机凿井提升计（1）计算提升高度Ho=1033+26.05+1.7+1.5=1062.25m，取1063m设计选用18×7-44-1870型钢丝绳作为提升绳，绳重Ps=7.55kg/m，146628kg，13T提升容器自重7m3矸石吊桶：Qz=Qdz+Qg+Qh+Qhc=2375+312+240+17=2944钩头 5m3吊桶：QQ+Q+Q 4m3吊桶：QQ+Q+Q 3m3底卸式吊桶：QQ+Q 钩头式中：Qz—提升容器自重Qdz钩头终端载荷（Q终7m3吊桶提矸：Q1＝Q矸+QZ=0.9×7×1600+0.9×(1- =15605kg（水Q2＝Q矸+QZ =12455kg（不带水5m3吊桶提矸：Q1＝Q矸+QZ=0.9×5×1600+0.9×(1- =11140kg（水Q2＝Q矸+QZ =8890kg（不带水4m3Q1＝Q矸+QZ=0.9×4×1600+0.9×(1- k（水Q2＝Q矸+QZ =7290kg（不带水3m3Q1＝Q砼+QZ =8265FJD-6A8500HZ-6型中心回转抓岩机整机重7920kg重量＜5000kg＜伞钻量式中：Q1—提矸终端荷重，kg；（带水Q矸—提升矸石荷重，kg；Q砼—提升砼荷重137m3吊桶施工，吊桶内不得带水，因此在施工完冻结段至井筒垂深458m后更换吊桶5m313钢丝绳终端载荷（Q终Q1＝Q矸+QZ=0.9×7×1600+0.9×(1- =16174kg（带水Q2＝Q矸+QZ =13024kg（不带水5m3Q1＝Q矸=0.9×5×1600+0.9×(1- =11709kg（水Q2＝Q矸+QZ =9459kg（不带水4m3Q1＝Q矸=0.9×4×1600+0.9×(1- Q2＝Q矸+QZ =7859kg（不带水 3m3底卸式吊桶提砼：Q＝Q+Q 7m3吊桶提人：Q＝Q+Q =3844kg（ 人5m3吊桶提人：Q3＝Qr+QZ =3009kg（限乘人4m3吊桶提人：Q3＝Qr+QZ =2849kg（限乘人FJD-6A：Q4＝Qs+Qh+Qg＝8500+312+240+17=9069式中：Q1—提矸终端荷重，kg；（带水Q矸—提升矸石荷重，kg；Q砼—提升砼荷重提升钢丝绳重7m3458488m，1033m7800kg,4m31063m，1063×7.55=8026 =16709Q=Q =195094m3矸石吊桶（提升到底）：Q=Q终+Q绳 =17685FJD-6A（提升到底）：Q=Q4+Q绳=170953m3砼吊桶（提升到底 7m3矸石吊桶提人（458）：Q=118705m3矸石吊桶提人：Q =112854m3矸石吊桶提人：Q =1055620000kg，提升绳安全系数Ma验算7.5，9。Ma=146628/19509=7.51＞7.5Ma=146628/11870=12.3>9.0，电机功率验算=1431kW＜1600kW（PN），满足使用。VmB—提升机最大速度ηc—传动效率，行星齿轮二级取结论：该提升机挂7m3矸石吊桶提升到井深冻结段结束458时换5m3提升，5m3吊桶提升到井深1000米时换4m3提升到底；3m3砼吊桶及伞提升偏角验1.5m。钢丝绳最大偏角α=arctg（1.5/54.24）=1.58°＞1.5°，不满足根据安全规程要求偏角不得大于1.5°计算钢丝绳距提升中心线最根据计算，钢丝绳距离提升中心线距离最大不大吵过1.42m，即滚筒最大宽度不得大于2.84m，故该提升机滚筒在施工前要进行改造，在100mm2.8m，提升过卷高度验算（7m3吊桶）7.18m/s。h4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=28.05-h111mh2—吊桶卸矸所需高度h3h3=4.03+2+1.5+1.1=8.63m（其中吊桶高度4.03头高度2米1.51.1h4—提升过卷高度，mR—提升天轮公称半径，1.5m3.77m，满足施工要求。JKZ-3.2/15.5提升机凿井提升计算（1）计算提升高度：Ho=1033+26.05+1.7+1.5=1062.25m，取1063m设计选用18×7-42-1870型钢丝绳作为提升绳，绳重Ps=6.88kg/m，133536kg，13T提升容器自重 5m3吊桶：QQ+Q+Q 4m3吊桶：QQ+Q+Q 3m3底卸式吊桶：QQ+Q 钩头式中：Qz—提升容器自重Qdz钩头终端载荷（Q终5m3吊桶提矸：Q1＝Q矸+QZ=0.9×5×1600+0.9×(1- =11140kg（水Q2＝Q矸+QZ =8890kg（不带水4m3吊桶提矸：Q1＝Q矸+QZ=0.9×4×1600+0.9×(1- Q2＝Q矸+QZ =7290kg（不带水 3m3底卸式吊桶提砼：Q＝Q+Q HZ-6型中心回转抓岩机整机重7920kg，重量＜5000kgQ矸—提升矸石荷重，kg；Q砼—提升砼荷重13钢丝绳终端载荷（Q终5m3吊桶提矸：Q1＝Q矸+QZ=0.9×5×1600+0.9×(1- =11709kg（水Q2＝Q矸+QZ =9459kg（不带水4m3吊桶提矸：Q1＝Q矸+QZ=0.9×4×1600+0.9×(1- Q2＝Q矸+QZ =7859kg（不带水 3m3底卸式吊桶提砼：Q＝Q+Q 5m3吊桶提人：Q＝Q+Q =3009kg（ 人4m3吊桶提人：Q3＝Qr+QZ =2759kg（限乘人式中：Q1—提矸终端荷重，kg；（带水Q矸—提升矸石荷重，kg；Q砼—提升砼荷重Q3—提人时终端荷重Qr—人重，kg提升钢丝绳重5m3850880m，4m31063m，1063×6.88=73145m3矸石吊桶（提升到850）：Q=Q终+Q绳 =177644m3矸石吊桶（提升到底）：Q=Q终+Q绳 =169733m3砼吊桶（提升到底 =161485m3矸石吊桶提人：Q =103234m3矸石吊桶提人：Q =1007318000kg，提升绳安全系数Ma验算7.5，9。Ma物=133536/17764=7.51＞7.5；Ma物Ma=133536/10323=12.9>9.0，电机功率验算=1162kW＜1250kW（PN），满足使用。VmB—提升机最大速度ηc—传动效率，行星齿轮二级取结论该提升机挂5m3矸石吊桶提升到井深850米时4m3提升到底提升偏角验54.24m，3.2m3m，按钢丝1.5m提升过卷高度验算（5m3吊桶为例）6.4m/s。h4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=28.05-h111mh2—吊桶卸矸所需高度h321.1h4R—提升天轮公称半径3.425m，2）悬吊系天轮选型计 D=60×ds=60×44=2640.003000.00mm D=60×ds=60×42=2520.003000.00mm D=20×ds=20×44=880.00最大静拉力 =24009kg=24.009根据计算选择天轮为Φ1050mm D=20×ds=20×36=720.00 =14384kg=14.384吨根据计算选择天轮为Φ1050mm的凿井天轮 D=20×ds=20×34=680.00 =12808kg=12.808吨根据计算选择天轮为Φ1050mm的凿井天轮 D=20×ds=20×38=760.00最大静拉力 =16662kg=16.662根据计算选择天轮为Φ1050mm据D=20×ds=20×20=400.00最大静拉力=2500=4163kg=4.163七、放电缆悬吊天轮直径的选择据D=20×ds=20×22=440.00最大静拉力=3998=6013kg=6.013据D=20×ds=20×30=600.00 =11202kg=11.202吨根据计算选择天轮为Φ1050mm的凿井天轮天轮平台提升天轮钢梁选型计Qmax=958.4KNMmax=910.1KNmH=536KNWx(1.2)Mmax1.2C

N1900×300（HNHxx它的主要数据：查表得W=8828cm3≥5778.4cm3；A=305.82cm2；I=397241cm3；d=1.6cm；B=30cm；ix=36.04cm；iy=6.43cm。xx

Mmax 5M max

5910.1106

1

fxlOXx

查得PN

p

xx

800 查得1N

900×30（HN11.52420kg。3480kg。MSF1L

4

Max/1бd=70mm

d2

2

45.2 τmax≤247 2r2r1

28≤420悬吊钢丝绳计1.89kg/m。辅助盘总重11500kg，辅助盘上按放置一圈模板重2000kg，420kg3480kg稳车布JZ/2JZ/JZA17台，分别用于悬吊凿井吊盘稳车（4台）、模板稳车（4台）、混凝土溜灰管（1台）、水管悬吊稳车（1台）、安全梯稳车（1台）、动力电缆悬吊稳车（1台）、风管悬吊稳车（1台）、抓岩机（2台）、主副提绞车稳绳（1）。JZ2-台71JZ2-台6台JZ2-台2 JZA-台12JZ-台1通风系凿井期间，在进风井北侧稳车群西侧设一个压风机房，布置2台LGFD220/0.95型和2SA120A型压风机，总供风量120m3/min，可满足×5mm的无缝分别引至井口，井筒压风管采用井壁固定1、冻结段通风系统计井筒施工采用压入式通风方式。冻结段选用1路Φ1.0m胶质阻燃风1Q1 量计算工作面所需风Q2=7.8t3A(SL)2k=821.02m3式中：A——一次最大爆药量L——烟稀释安全距离，取460m；k0.6；3Q3式中：S井筒施工期间，冻结基岩段放后井筒工作面需风量821.02m3/min，冻结段放后单台局部通风机需吸风量Qm=PQ=1.2式中：Qm——局部通风机吸风量PQ——冻结段放后风量，m3/minR——局部通风总通风风阻α0.0025N.s2/m4（胶质风筒）；L460m；λ1.1。h=RQmQ=2、普通基岩段通风系统计，普通基岩段施工配备四台局部通风机，选用2路风筒形成两套独立的通风系统同时为施工工作面供风。风筒其中1路全部选用Φ0.8m玻璃钢风筒，另1路冻结段选用Φ0.8m玻璃钢风筒，普通基岩段选用Φ0.8m强力胶质风筒风筒同时为工作面供风风筒均沿井壁固定，，Q1=100kq=100×1.5×1.5＝225式中：q——瓦斯绝对涌出量k 量计算工作面所需风Q3=7.8t3A(SL)2k=764.5m3式中：A——次最大爆药量S——井筒净断面积，38.5m2；L——烟稀释安全距离，取500m；k0.6；4（基岩 4（过煤 4（基岩 4（过煤 净式中：S38.5m2净346.5m3/min，一台局部通风机供风。基岩段放后单台局部通风机需吸风量Qm=PQ=1.2×764.5÷式中：Qm——局部通风机吸风量P1.2；式中：Rm——风筒沿程摩擦风阻R——局部通风总通风风阻α0.0025N.s2/m4（玻璃钢风筒）；L460m；λ1.1。R——局部通风总通风风阻α0.003N.s2/m4（胶质风筒）；L573m；λ1.1。h2=RQmQ=2192.3pa）H=h1+h2=3414.8pa局部通风机选选择高效率、低噪声对旋式FBD-Ⅱ-No8.045×2局部通风机与FBD-Ⅱ-No9.630×2局部通风机技术参数率FBD-Ⅱ-0FBD-Ⅱ-6强力胶质阻燃风筒，配备2台FBD-Ⅱ-No9.630KW×2型防爆对旋式局部通风机，其中一台备用，冻结基岩段布置一路Φ0.8m段表土段为一路Φ0.8m玻璃钢风筒、基岩段为Φ0.8m强力胶质阻燃风筒，每路各配备2台FBD-Ⅱ-No8.045KW×2型防爆对旋式局部通风机，压风系QQ=αβnk（q钻q风）=1.15×1.1×0.85×（65+4.5）=75m3minQ1=Q（1+20%）=90m3/min式中：Q—最大耗风量（m3min）；Q1—供风量（m3/min）；α—漏风系数，取β1.1；q钻—伞钻耗风量，65m3/min（65m3/min，HZ-617m3/min）；q风—风泵耗风量，4.5m3/mind—地面供风管路直径，mm管路选择：根据建井手册压缩空气管路选择表选取，压风管选用159×5mm无缝满足施工需求凿井期间，在井口附近设一个压风机房，布置2台GA250型和2台SA120型压风机，总供风量120m3/min，可满足井筒不同施工工序的用风供水方32MPa高压胶管，敷设在压风管，采用高压快速接头连接，供水时排水方中当工作面涌水量小于10m3/h时，采用工作面风动潜水泵向吊桶排水，吊桶带水排到地面。当井筒工作面涌水量大于10m3/h时，在中层盘安装2DC50-90×12型卧泵（水量超过50m3/h2台水泵同时使用），由理论计算式中 排水管内径，取v----管道中水流平均速度，取3.0m/S Q=108m3/h2

1)式中：d0-----无缝内径，取113mmσs-----无缝的允许应力，取80MPa 最大排水压力，取10MPa 超载系数，λ根据计算：选用φ127mm，壁厚6.5mm无缝做为排水管，用高供电系动式开闭所一台ZXB-630×2/10-6型移动变电站一台KSGB-630/10/1.2用），在开闭所附近安装KSGB-630/10/1.2型矿用干式变压器两台供井下排水设备用电，井口安装ZBX-4.0/127型照明信号综合装置供井下信3791.2KW。一、10/0.4KVS≥KsbPz/cosΦKVA=1×787.2/0.94=837.4KVA，选用ZXB-9-630×2/10-6/0.4型移动变电站一台内置S9-630/10-6/0.4变压器两台，两台同时运行，自动补偿电容器一台，总容量为360Kvar，补0.4KV10KVTBB-1990kvar，运1 S=I/J=4104.4/(10×1.732×2)=118.5mm 10KV2YJV-3×120/10KV80℃、25℃280A＞237.0A，符合要求。310KV5%，故：U=10000×5%=500VU=3IRcosφ=3IL/(DS)=3×237.0×500/（42.5×120）=40.2V＜500V，混凝土搅拌系2JW1000配2套PLD1600型砼配料机。该系统的最大特点是使用了微机控制自动5.7.1、5.7.2。JW1000型搅拌机主要技术参数 表 1L2L3480/60（卵石/碎石56机Y225S-7机YEZ160S-8机KQW65—39外型尺寸（工作状态PLD1600配料机主要技术参数 表 单 123456种37m89m通讯、信号机照明系为便于施工中的通讯联系，井口设一套具有10门调度的交换操作室等处设置探头电视集控室和提升机房等处可监视上述位置井内设一路照明电缆，电压为127V，各层吊盘上方各设2盏防水防爆灯，下层吊盘设4盏防水防爆灯和2盏竖井矿用投光灯照亮工作面。排第五章安全技术措一般要凿井相关设备及设施操作、使74各并做好记录，所有滑套之内表面磨损极限不得超过3mm，超过时必须更74凿岩放员必须持证上岗，无证不得领取器材放后，通风时间不得少于20分钟，待烟吹散后，由班长、冻结段放安全技术措施冻结段参数的选择应符合《矿山井巷工程施工及验收规范》1.2m。③采用2号岩石硝铵防冻，严格控制掏槽眼、辅助眼、周边眼装岩及出抓岩0.9、操作前必须认真检查冷却液发动机机油油及燃油的油位、所有控制杆位位于空挡位置，轻轻移动油门控制杆，预热15秒后再启动30s。1.2依次顺序挖掘，必须保留不少于六个宽度不小于1.5m的墙体，确保大摸。5）机车作业时严禁距井壁过近，防止机车驾驶室、臂杆等部件与模斗能够得到最大的挖掘力，一次挖掘深度一般不要超过铲斗高度的2/3机车作业时挖掘机必须严密注意铲斗运行轨迹的运行情况与井筒中其它设施碰撞。4m左右即可。先将绳套取中对折、然后在对折点向下约300mm卡一副U型卡，将两根绳套的绳套头各自与机车的前后悬吊梁上的连接,即一根将提升钩头提起、使提升架下部梁离开地面约50mm，此时整个盘及锁口盘时＜0.2m/s、井筒正常段时＜1m/s7.5丝绳拉断试验，合格后方可使用；两根钢丝绳鼻必须等长，防止钢丝绳鼻单根受力。抓岩机在安装时四个U型卡一定要牢固，U型卡采用φ30mm的四个U型卡螺栓进行检查，松动应立刻拧紧。装置和提升抓斗用的钢丝绳抓斗用提升钢丝绳采用直径为φ18.5mm钢φ18.5提机和控制设备以及各种保护和闭锁装置等每天必须由各专职人员检查一次，并做好记录，发现问题必须及时处理。业人员，下井前应试提，进一步后，再慢速下放防防止混凝土塌落措1Mpa。井帮管必须执行敲帮制度和带班制度“一通三防”管总工程师为组长，处长、生产副处长、安监处长为副组长，成员由处安监、工程、机电、劳资等及各工程项目部的技术组成处对一期工程项目部安排专门的通风瓦斯（设在安监处使一通三防工作从上到下做到人员到位、装备到位、材料到位、职责到位、工作到位、到位。防治水管第三题部400m117101000m1300m随着煤炭科学技术进步，矿山现代化促进了生产的高产高效，进一步加速矿井深度的增加。浅矿井数目大为减少，中深矿井数目明显增加，深矿井将成倍增加并将出现的特深矿井预计在未来20年我国很多1000-1500m深部开采引起高地压高地温高岩溶水压和开采扰动影响深部矿井重力引起的垂直应力明显增大，构造应力场复杂，地应力高；矿井开采深度越大，地温越高，同时由于热胀冷缩，温度变化会引起地应力变化；地应力与地温升高，岩溶水压升高，矿井突水严重。此外，在高地应力作用下，开采扰动影响强烈，围岩破坏严重。在高地应力环境下，煤岩体的变形特性发生了根本变化：由浅部的表现为明显的流变或蠕变；煤岩体的扩容现象突出，表现为大偏应力下煤岩体内部节理、裂隙、裂纹张开，出现新裂纹导致煤岩体积增大，扩容膨胀；煤岩体变形的冲击性，表现为变形不是连续的、逐渐变化的，而是突然剧烈增加。高地应力环境和煤岩体变形特征决定了深部矿井会遇到一系列动力，包括冲击矿压、煤岩与瓦斯突出、瓦斯、矿井突水、矿压显现剧烈、巷道围岩大变形、冒顶片帮等，对深部矿井的安全高效开采带来巨大上述主要发生在巷道可以说支护材料与设备高地压巷道支护的要求。因此，在深入研究高地压巷道支护理论的基础上，开发研制支护材料与配套设备，为深部煤炭资源开采提供技术支持具有非常重要的意义。1、国内外技术状国外对深部矿井涉及的相关问题的认识与研究从上世纪80年代就开始了。如1983年，前学者就提出对超过1600m的深矿井开采进行1600m井的三维矿压问题进行模拟试验研究。1989专门召开了“深部岩石力学”国际会议。近20多年来，、、研究和省及采矿工业部门合作开展了为期10年的深井进行了卓有成效的研究工作；南非、大学与工业部门合作，从1998年启动“DeepMine”研究计划，旨在研究解决深部金矿安全、开采需要在高地压巷道围岩控制技术方面，有锚喷支护、U型钢可缩性高强度锚杆、锚索支护技术得到大面积推广应用，基本形成了包括地质力学测试、支护设计、支护材料、施工机具与工艺、工程质高效开采的关键技术瓶颈。如果支护问题得不到有效解决，大量深部煤炭资源无法开采，矿井的安全状况将会进一步，煤矿的产量与效益受到严重影响，煤炭工业的可持续发展无法实现。2、深部巷道锚杆支护的作用分nσc

43Scos(45式中：cσsφ滑动、张开裂隙等扩容变形与破坏，在锚固区内形成次生承载层，最大限度地保持锚固区围岩的完整性，避免围岩有害变形的出现，提高锚固区围岩的整体强度和稳定性。在冲击矿压巷道中，锚杆支护可改善锚固区煤岩体的冲击倾向性指标；通过保持锚固区围岩的完整性，提高围岩承载能力，使巷道围岩应力分布趋于均匀化，同时提高了对深部围岩的约束能力。基于上述3、煤巷锚杆支护设计方法——动态信息设计数值计算程序为有限差分软件FLAC[7]和离散单元法软件UDEC。根据锚杆30-50%；4参考文1、《井巷设计与施工》中国矿业大学，1994年，董方庭等主编2、《建井工程图册》煤炭矿业，20033420065、《井巷工程》中国矿业大学，2010年，林登阁主6、《凿岩设备》冶金工业，2004年，周志鸿等7、《矿井施工组织设计指南》煤炭工业，2002年，秦庚仁主8、《矿井建设技术与管理》中国矿业，1998年，邓文芳，黄得发编934期10、《特殊凿井》中国矿业大学199311、NagahmaH，Fractalfragmentsizedistributionforbrittlerocks 12、Pearse.G.,RockDrillBitsMiningMagazine,致杨清20166附Experimentalstudyofanewenergy-absorbingrockboltunderstaticloadingconditionaNagasakiUniversity,Nagasaki, ShUniversityofScienceandTechnology,Qingdao,ChinaHighstressinsurroundingrockmasscancauseseriousstabilityproblemssuchassqueezinginsoftrockandrockburstinhardrock.Thesupportsystemappliedinhighin-situstressconditionshouldbeabletocarryhighloadand modatelargedeformationofrockmass.Thispaperpresentsaspecificallydesignedrockbolt,calledTensionandCompressionCoupledYieldingbolt,whichcanprovidesupportforbothsqueezingandburst-pronerockmassencounteredinminingandtunnelingatdepth.Thenewboltmainlyconsistsofasteelrodandtwoadditionalanchors.Thesteelrodisaroundshapebarwithvaryingsurfaceconditions.Theinnersegmentisprocessedintoroughsurface,whilethemiddleoftherodhassmoothsurface.Twoadditionalanchorswereweldedonbothendsofsmoothsegment.Theboltisfullyencapsulatedwitheithercementorresingroutinaborehole.Theroughrodandtheinneranchorarefirmlyfixedinthebottomoftheborehole,whilethesmoothsegmenthasnoorveryweakbondingtothegrout,whichcanstretchto modaterockdilatation.Staticpulltestsshowthattheloadandstrainelevationscouldresultinprematurefailureofconventionalrockbolt,asitisstronglybondedtothegrout.However,thesmoothsegmentofTCCYieldingboltcaneasilydetachfromthegroutunderpullloadingandprovidelargedeformationto modaterockdilations.Thecouplingactionoftensionandcompressionofgroutindifferentpositioncanincreasetheultimatebearingcapacityofinneranchoringsegmentgreatly.Thestressdispersionstructurealsomakestheloadofroughrodlowerthanthesmoothrod,preventingtheprematurefailureofsteelrodatinneranchoringsegment.Finally,asimplemethodwasdevelopedtopredictthedeformationabilityofthenewbolt.Theboltelongationwillbe386~754mmfor2500~5000mmlongboltathighloadlevelequaltothestrengthofthematerial,therebyabsorbingalargeamountofenergytomaintainthestabilityofsurrounding:Highin-situstress,TCCYieldingbolt,Energy-absorbing,StaticpulltestsTheincreaseddemandformineralsoverthepastyearshasdrivenminedevelopmenttodeeperlevels.Manyminesaroundtheworld,forexamplethoseinChina,Germany,Australia,andSouthAfrica,arecurrentlybeingoperatedatdepthsgreaterthan1000m(Amusin,1998).Theseextremeconditionsgreatlyincreasethedifficultyofundergroundsupporting,andputstowardsahigherrequestontheundergroundsupporttechnology.Themajorstabilityconcernisrockfallsundergravityintheshallowdepths.Loosenedrockblocksareusuallystabilizedbyinstallingconventionalrockbolts.Theboltsarerequiredtobestrongenoughtosustainthedeadweightoftheloosenedblockinlowstressconditions(Hoek,2007).Boltstrengthisthereforethecrucialparameterinrocksupportdesign.Asthemostwidelyusedrockboltingeotechnicalengineering,fullyencapsulatedrebarboltisverifiedtobeasatisfactorytypeofboltforthispurposesinceitfullyutilizesthestrengthoftheboltsteel(Li,2012).Theessentialdifferencebetweenrockmassatgreaterdepthandrockmassatshallowdepthisthesignificantincreaseofin-situstresses.Asaconsequence,rockburstmayoccurinhardrocks,orlargesqueezingdeformationmayappearinsoftandweakrocks(Ortlepp,2001;Ansell,2005;Li,2010).Whenthedisplacementofrockmassexceededthetoleranceofconventionalrockbolt,failurewillbeinevitable.Theprematurefailureoftherebarboltsimpliesthatitistoostifftosustainrockdilationsinhighstresscondition.Theconventionalsupportdevicesarenotsuitableforlargedeformationconditions(Stillborg,1994;Hoeketal,1995).Thedesiredtypeofboltforrocksupportinhighstressrockmassesshouldbenotonlystrong,butalsodeformable,i.e.,energyabsorbent.Inthispaper,thestatusandprogressofenergy-absorbingrockboltswasreviewed.Afterthat,anewrockboltforenergy-absorbingapplicationsisintroducedinincludingthestructureandprinciple.Theperformanceofthenewboltwasverifiedbystaticpulltests.Areviewofenergy-absorbingrockYieldingsupportwasfirstproposedandusedinthedeepgoldminesofSouthAfrica(CookandOrtlepp,1968).Theappliedsupportsystemusedindeepminesshouldbeabletocarryhighloadsandalsomodatelargedeformationswithoutexperiencingseriousdamage;thatis,theyshouldbecapableofabsorbingalargeamountofenergypriortofailure.Theenergy-absorbingbolthasbeenstudiedovertwentyyearsaroundtheworld.WindsorandThompson(1992)firstproposedtheconceptofanidealreinforcementdevice.ThedeviceshouldhavethestrengthofrebarandthedeformationcapacityofSplitSetbolts,withtheabilitytoberapidlymobilizedtoaloadlevelsimilartothestrengthofthematerial.Sofar,therehavebeendozensofenergy-absorbingbolts.Accordingtotheyieldingmechanism,theycanbesummarizedasstructuralcomponentsslidingtypeandsteeldeformationtypeasshowninFigureThestructuralcomponentsslidingtypeboltmainlyincludesConeboltandRoofex.Coneboltwasthefirstenergy-absorbingrockboltusedinSouthAfricagoldmine(Jager,1992).Coneboltconsistsofasmoothsteelbarwithaflattenedconicalflaring,whichisdesignedtoploughthroughthegroutwhenthepullloadexceedsapre-definedvalue.Itsperformanceiscloselycontrolledbythepropertiesofthegroutmaterial,diameterofdrillhole,mixingefficiencyandtheencapsulationcondition.Inmostcasesthesefactorsarenotcompleyundercontrol,theeffectofaconebolt(ormodifiedconebolt)thereforeislessconsistentandreliable(Gillerstedt,1999).Roofexisanotherenergy-absorbingonasteel-steelinteractionwitha