采矿08-6设计文字部分

Thisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta1.50Mt/anewundergroundminedesignofWobeicoalmine.WobeicoalmineliesinHozhouCity,Anhuiprovince.AsJingjiurailwayrunsinthewestoftheminefieldandSuifurailwayrunsintheeastoftheminefield,thetrafficisconvenient.It’s6.30kmonthestrikeand2.46kmonthedip,withthe14.49km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamis8withanaveragethicknessof10.0mandanaveragedipof18°.Theprovedreservesofthiscoalmineare190.806Mtandtheminablereservesare104.255Mt,withaminelife53.46a.Thenormalmineinflowis250m3/handthe ummineinflowis280m3/h.Theminegasemissionrateis21.3m3/min,theminebelongstolowgasmine.Basedonthegeologicalconditionsofthemine,Ibringforwardfouravailableprojectsintechnology.Thefirstisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandthefirstlevelat-700mandthesecondlevelat-1000mandextensionofblindinclinedshaft;thesecondisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandthefirstlevelat-700mandthesecondlevelat-1000mandextensionofverticalshaft;thethirdisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandthefirstlevelat-700mandthesecondlevelat-850mandextensionofblindinclinedshaft;thelastisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandthefirstlevelat-700mandthesecondlevelat-850mandextensionofverticalshaft.Thefirstprojectisthebestcomparingwithotherthreeprojectsintechnologyandeconomy.Thefirstlevelisat-700mandthesecondlevelisat-1000m.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheminingdistrictpreparation.Thelengthofworkingfaceis160m,whichusesfully-mechanizedcoalcavingminingmethod.Theworkingsystemis“three-eight”whichproduces330d/a.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Thetypeofmineventilationsystemiscenterventilation.Thetitleofmonographicstudyistechnologyofdeeproadwayboltsupporting.'sState-ownedlargeandmedium-sizedcoalmineminingdepthofabout8~12mayearincreaseinspeedtothedeep,deficiencyinsomeoldminingareaandenteredthestageofdeepminingincoalminingarea.Withtheminingdepthincreasing,thestressinrockmassincreasesquickly,temperaturerises,therocksurroundingroadwaybreaksseriouslyandthebrokensticareahasalargerangeandcreepseriously.Usingpassivesupportnursetechnology,forexamplejacked,frameshedandsoon,hascannotcontrolthedeformationofroadwayeffectively.Usinghighstrengthandfulllengthresinboltwhichhaslargeanchorageandanchoragetimelycanactivetomakesupportingloadtoroadwayaround,imposeradialtosurroundingrockandstrengthenthestabilityofroadwayorsurroundingrockaroundchamberroom,whichcangivefullytothehostedabilityofsurroundingrockandhasmadeagoodsupportnurseeffect.ThetranslatedacademicpaperisTheperformanceofpressurecellsforsprayedconcretetunnellinings.:Verticalshaft;Blindinclinedshaft;Miningdistrictpreparation;Coalcavingmining;Centerventilation;Boltsupporting 矿区概述及井田地质特 矿区概 交通位 地貌水 气 ................................................................................................................矿区内工农业生产、建筑材料等概 区域电 水 井田地质特 井田地质构 水文地 地质勘探程 煤层特 煤 煤层顶、底 煤 瓦 煤尘及煤的自 井田境界和储 井田境 井田境界及确定依 井田尺 矿井工业储 井田地质勘 储量计算基 矿井地质储量计 矿井工业储量计 矿井可采储 工业广场保护煤 矿井设计储 矿井设计可采储 井田境界和储 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 井田开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位 工业场地的位 阶段划分及开采水平的确 主要开拓巷 矿井开拓延 方案比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 主要开拓巷 准备方式—采区巷道布 煤层地质特 采区位 采区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 主要地质构 地表情 采区巷道布置及生产系 采区范围及区段划 煤柱尺寸的确 采煤方法及首采工作面工作面长度的确 确定采区各种巷道的尺寸、支护方 采区巷道的联络方 采区顺 采区生产系 采区内巷道掘进方 采区生产能力及采出 采区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 采区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 回采工艺及设 回采工作面支护方 端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 回采工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下...........................................................................................................................概 井下设计的原始条件和数 距离和货载 矿井系 采区设备选 设备选型原 采区设备的选 大巷设备选 7.3.1大巷设备选 辅助大巷设备选 矿井提 概 主副井提 主井提 副井提 矿井通风及安 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 采区通风系统的要 工作面通风方式的确 回采工作面进回风巷道的布 矿井风量计 矿井风量计算方法概 回采工作面风量计 掘进工作面风量计 硐室需要风量的计 其他巷道所需风 矿井总风量计 风量分 矿井通风阻 确定矿井通风容易时期和时 矿井通风容易时期和时期的最路 矿井通风阻力计 矿井通风总阻 矿井总风阻及总等积 矿井通风设备选 通风机选择的基本原 通风机风压的确 电动机选 矿井主要通风设备的要 对反风装置及风硐的要 特殊的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 设计矿井基本技术经济指 参考文 深部巷道锚杆支护技 引 开采深度与巷道围岩的变形关 中国的研 德国的研 前的研 深井巷道锚杆支护的关键理论与技 深井巷道锚杆支护理论基 深部巷道锚杆支护作用机 深部巷道锚杆支护技 工程实 巷道地质及生产条 地应力测 巷道围岩稳定性分类及计算机辅助设 巷道支护设 支护质量监 支护效果和经济效益分 结 参考文 英文原 Theperformanceofpressurecellsforsprayedconcretetunnel Factorsaffectingthepressuresrecordedbytangentialpressure Cell Installation Numericalandphysicalexperiments,andresultsfrom Numericalmodellingtoassesstheeffectsofcell Physical 中文译 喷射混凝土巷道应力测量仪的性 1前 切向测力仪测量巷道应力的影响因 测力仪特 安装影 安装后的影响因 数字模拟与物理实验和检测结 数字模拟实验评估压力计流体的影 物理模拟实 讨 结 涡北井田位于淮北平原西部，行政区划属省涡阳县管辖。井田中心南距涡阳县线，往西南经阜阳可接入京九线。井田附近在濉～阜铁有涡阳和龙山两个车站，距井5km11km。经怀远可进入淮河，还可经洪泽湖于转入京杭运河进入长江。因此，本区地理位置优越，交通方便，矿井具备铁路、公路和通航河流三种1-1-1。

水位（1963年8月7日）标高为+30.45m。区内沟渠，均为人工开挖的灌溉沟渠，较41.2℃，最低气温－24113根据《中国动参数区划图》（GB18306－2001），本区烈度为Ⅶ度8226本区电源充沛可靠。涡阳县城南现有220/110/35kV区域变电所，其变压器容量为1×120MVA+1×90MVA，为双回路供电方式。设计矿井供电电源引自涡阳县城南1-2-1 厚度主要岩性界系统组新系更生2层细砂及粘土质砂。中段：棕黄3～5层粘土3～6层砂质粘土及粘界）58岩性为灰绿色粘土和半固结及固结状灰1-2-1 厚度主要岩性界系统组古二>叠上石盒子组生系下石盒子组煤层，62、63山西组11（组界系组色～固始断裂和丰涡断裂所围成的菱形块内。井田主体构造表现为一断层（块）切的F1断层以东，地层近南北，倾角变化不大，一般在20°左右F1断层以西，地层倾角则相对较为平缓，但沿有一定的变化。北部宽缓，地层走地层也逐步拐向东南方向。落差≥30～＜50m1落差≥50～＜100m2条；落差≥100m1有46个解释小于10m的孤立断点。区内岩浆活动不甚强烈，仅在井田边缘有两个钻孔（61、127孔）见到。根据已有资料新生界松散层含、隔水层（组第一含水层（组31.30～35.40m33.66m14.85～26.00m，20.85m。该层（组）2～3层薄层状砂质粘0.299～0.747g/LHCO3-K+Na·Mg·Ca型水。第一隔水层（组第二含水层（组86.30～97.10m91.39m12.00～28.50m20.50m，5～8层砂质粘土或粘土组成。据供水总结抽水试验资24.46～28.01mq=0.099～0.564L/smHCO3-K+Na·MgSO4·HCO3·CL-K+Na型水。第二隔水层（组底板深度116.40～142.30m，平均为121.48m。隔水层厚度12.80～46.50m，平均为第三含水层（组260.20～297.60m269.70m69.50～124.10m，平均厚第三隔水层（组6～121.40～32.30m10.59m。该层组为井田内重要隔水层（组），使其上部的地表水及一、二、三含水与下部第四含水层（组本矿第四含水层（组）410线局部地段呈透镜状分布。据CL·SO4－K+Na型。基岩含、隔水层（段（1）1～2煤组隔水层（段（2）3煤上下砂岩裂隙含水层（段5.00～28.50m（3）4～5煤组隔水层（段2～430～80m，一般厚度为60m，岩性致密，裂隙不发育，钻探仅在12孔4煤组下砂岩漏水，2%，隔水性能好。（4）6煤组顶板砂岩裂隙含水层（段层段一般裂隙不发育，钻探无漏水现象。（5）8煤组顶、底板砂岩裂隙含水层（段砂岩组成，裂隙不甚发育，钻探时无漏水现象。段水质差，补给水源有限，迳流条件差，富水性弱，以量为主。（6）8煤组下隔水层（段17.26～66.41m30m左右，以铝质泥岩、泥岩和粉砂岩为主夹少量砂岩，裂隙不发育，钻孔时无漏水现象，隔水性能较好。（7）10～11煤间砂岩裂隙含水层（段该段主要以中、细粒砂岩和砂泥岩互层夹少量泥岩和粉砂岩组成。含水层厚17.40～53.96m，平均厚度为32.77m，裂隙一般不发育，富水性弱，钻孔时无漏水现象。（8）11煤下隔水层（段密完整，钻孔时无漏水现象，能起一定隔水作用。太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段14.49mK+Na·Mg型。本溪组隔水层（段2～336.72m，岩性致密完整，钻探时无漏水现象，具有一定的隔水作用。奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段主要由深灰色略带肉红色的白云质灰岩组成。仅有61孔10.76m，裂隙较发育，54513条。断层破碎带岩性较混杂，主要以泥岩、粉砂岩及少量砂岩，挤压揉皱现象严重，但钻探时均未发生漏水。第一含水层（组）要排泄途径以垂直排泄为主，及人工开采和蒸发。在涡河河水与一含水有密切的水力联系，表现为汛期涡河水补给一含水，平、枯水期一含水补给涡河。新生界第二、三含水层（组）新生界第四含水层（组）部地表水及一、二、三含水无直接水力联系。由于第四含水层（组）不发育，含水层“四含水不仅与煤系砂岩水有一定水力联系而且还是沟通基岩各含水层水之通道二迭系主采煤（组）砂岩裂隙含水层（段）上覆新生界松散层第四含水层（组）水缓慢入渗补给。其补给条件差，补给源有限，太原组和奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段其水均属承压水，主要通过层间迳流补给以及浅部露头带接受上覆新生界松散层112煤层属底板进水岩溶充水矿床，水文地质条件中等。故本井田应属以采煤层顶底板砂岩裂隙水涌水量为275.35m3/h。太原组石灰岩岩溶裂隙水可能突水量为71.76＋275.35＝347.11m3/h。420m3/h。＝843.07m3/h勘探采用了高分辨率数字技术与钻探、数字测井相结合的综合方法，共施工模拟39059465727.44m4.95可行性研究设计阶段，进行了井筒检查孔（3个）的施工，提交了井筒检查孔地质水文报990m20～3020～26m。1、2、3三个煤组，多为薄煤层。4、5、6、8等四个煤组，为井田主要含煤段。10、11二个煤组，煤层薄。全井田可采和局部可采的有、、、、等五层煤层，总厚度10.10m，占煤层886329.01m9.1～10.7m，平10.0m100%。结构简单，1/38煤层为较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之，粉砂岩、细砂岩1-3-18岩811.3～25.6MPa，岩石力学强度较低，变形模34.1～63.2MPa8JM，低中灰、特低硫、1-3-28MadAdVdaf碳Cdaf氢Hdaf氮NdafSt,d磷Pd地质报告未对各煤层的煤与瓦斯突出性作出评价根据煤炭科学研究总院重庆分院煤尘性鉴定报告，8煤火焰长度65mm，抑制煤尘最低岩粉量为75%。根据淮北矿业公司卫生防疫站粉尘检验报告，粉尘分散度如下：2um为46.5～Sio20.25～1.47%7.37～12.05%。以还原样与氧化样着火点温度之差△T1－3－320℃以内。8煤层为很易自燃～不自燃。综合看，88煤层△T1－3为34℃，77天。伏露头线，西止于－1000m水高线的地面投影线。平面上呈一不规则的矩形。F4280m1000m，受该两条以深煤层尚未勘探。由于－1000m以深煤层单独建井从技术经济方面考虑不成立，因此，8号煤层。井田的最大长度为6.98km，最小长度为5.68km，平均长度为6.30km3.10km1.88km2.46km。25°15°2.30km。S=H×式 L—井田的平均长度则，井田的水平面积为：S2.30×6.3014.49（km2）2-1-1。 14.49km2勘探采用了高分辨率数字技术与钻探、数字测井相结合的综合方法，共施工模拟39059465727.44m4.95可行性研究设计阶段，进行了井筒检查孔（3个）的施工，提交了井筒检查孔地质水文报0.70m，原煤灰分≤40%；0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不Z=m×γ×式 Z——矿井地质储量S——井田块段面积，㎡m——煤层平均厚度,γ——煤层的容重，1.4t/m³α——各块段煤层的倾角矿井块段划分见图2-2-1。由块段划分图和计算得出地质储量见表2-2-1 称倾角面积/煤层厚度储量核算ABCDEF则矿井地质储量为：Z=194.7Mt331332，经分类得出的333的大部，归类为矿井工业储量。70%、30%2-2-2。2-2-2探明储量控制储量其中：k=0.8（本井田地质构造中等简单，煤层赋存稳定2-3-1。2-3-12.41.5Mt/a1417条规定工业450m2-3-1

2-3-1 Zs——矿井设计储量；

Zs=Zg-Zg——P1——50mCAD面积法求得：Zs=190.806-式 Zk——矿井设计可采储量Zs——P2——C——0.750.8；薄煤层不小于0.85。80.75计算。CAD根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3330d计算，每16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。1.5Mt/a。ZkAT式 T——矿井服务年限Zk——A——K——1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井1.3。Zk1=70.47Mt，3-2-2《煤炭工业矿井设计规范》（2010年版）矿井“一矿一井一面”井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助采用架线电机车，能力大，调度方便灵活；《煤炭工业矿井设计规范》（2010年版）/Mt×a6.0矿井设计服务年限/Mt×a6.0煤层倾 煤层倾 ——煤层倾 ——、井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升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、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） ）必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态；15°～2521°，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简4-1-1。式主要大巷的布置，石门工程量少。，不受崖崩滑坡和洪水。工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理18450m400m。基岩露头线-380m，埋藏最深处-1000m630m。根据《煤炭工业矿井设计规南北断层F1贯穿整个井田，并且落差较大，因此宜将F1断层之上沿-700m划分为一-700m8年版）10～30m830m处为细砂岩，围岩岩性好，适合将大巷布置在这一层位。岩石大巷优点是巷道条件好，在煤层底板中布置两条大巷，分别为轨道大巷和大巷立井直接延深采立井延深时可充分利用原有的各种设备和设施提升系统单一，升、环节和设备，通风系统较复杂主、副井均为立井，第一水平设在-700m，上下山开采；第二水平采用立井直接延深30m4-1-3。30m4-1-4。4-1-14-1-24-1-34-1-44-1-2基价/费用/费用/门小计/煤量/t基价/费用/升石门煤量/t基价/费用/门小计/合计/4-1-3基价/费用/费用/门门小计/煤量/t提升高度基价/费用/石门煤量/t平均运距基价/费用/门门小计/合计/4-1-4基价/费用/费用/门小计/煤量/t基价/费用/升石门煤量/t基价/费用/门小计/合计/基价/费用/费用/门门小计/煤量/t基价/费用/石门煤量/t基价/费用/门门小计/合计/4-1-6施工速度慢，开拓配套的设备、人员，考虑到方案一减少了运煤环节，减少了距离，胶带适用倾角4-1-74-1-84-1-9。数量基价/费用/费用/小计/小计/煤量/基价/费用/上山石门煤量/基价/费用/大巷基价/费用/2小计/数量基价/费用/费用/小计/小计/煤量/基价/费用/下山石门煤量/基价/费用/大巷基价/费用/2小计/百分比费用（万元百分比3.8%掘进：下山掘井期间的装载、等工序比上山掘进复杂，掘进数度慢、效率低、成本高，而且要比上山采取的安全措施，特别是防止跑车事故的发生；的情况下只能是一进一回，通风能力小，且新鲜向动，阻力大，两下山间风压差费用少及便于施工的特点，因此主井、副井及采用圆形断面。6.5m33.18m²，井筒内装备一16t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置4-2-1。4-2-24-2-6m28.27m²，表土段采用冻结法施工，井400mm4-2-34-2-3。井底车场是连接矿井井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业矿井设计规范》（2010年版）4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时宜采用折返与环当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场；采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应本矿井底车场采用卧式环形井底车场，大巷采用胶带输送机，辅助采用电机车牵4-2-6。4798.08t959.6t5m，有效装18m712t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过装载输、副井系统硐室由水泵房水仓清理水仓硐室变电所调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水泵房布、（2010年版1000m3/h以下时，8h的正常用水量。250m3/h280m3/hQ0=280×8=2240m根据水仓的布置要求，水仓的容量为式 S——水仓有效断面积，8.15m2；L——水仓长度，279.76m。则有：Q8.15×279.762280m由上式计算得知：QQ0、、 1.516t6.575033.184505044.1844.18 1.51t矿车双层四车窄罐笼1t7.274140.715005066.4778.54 11.526.03428428.27536.32650.26 4-2-51）大此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机煤炭并铺设有轨道采用蓄电池式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修。断面需要满足一定的要求，不设人行道。大巷宽度式 B1——大巷宽度300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120=1520mm；d2——蓄电池式电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——蓄电池式电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c910mm。 +310+910=4600大巷的断面和特征表如图4-2-6，石门选用的断面与大巷相同2）辅助大辅助大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道 B2——轨道大巷宽度，mm；a——人行道宽度，取1300mm；b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取580mm，采区巷道300~500mm610mm；d1、d2——蓄电池式电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——蓄电池式电机车的间距，630mm。B2= +630=4660轨道大巷的断面和特征表如图4-2-7，回风石门选用的断面与大巷相同 准备方式—设计首采区东一采区位于井田东翼，F1断层东部，F2条痕，玻璃～油质光泽，半亮～f2.3，不规则断181.40t/m3。基本顶为细～18.04m23.05m21.17m，浅0.92～2.61m1.86m，浅灰～灰白色，层状，垂直直接底为泥岩，1.69～5.28m3.5m，灰～深灰色中厚层状，泥质结构、断口较基本底为砂岩，5～7.75m6.60m，浅灰~~中粒砂岩。以m40m3/h50m3/h100m3/h120m3/h。90～310m40～70°。250m左右。50m20。。m的保护煤柱。采区轨道上山和上山布置在岩层中，水平间距25m，外侧各留设20m保护煤柱。各区段巷道采巷掘进的方法，留10m宽的煤柱。放顶煤长壁采煤法，确定工作面割煤高度为3.0m，放煤高度7.0m，工作面采放比1:2.31.2m160m950m采区准备巷道均采用直墙半圆拱断面，巷道净宽4040mm，直墙为1600mm100mm800×800mm。区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助和通风需要，确定区段平巷由于矿井采用并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助任务，大巷承担着煤炭和回风任务。通过采区下部车场与轨道上山和上山相连接。在采区内部，同一区段的两个工作面各设溜煤眼。采区顺采区采用两翼开采，在开采区段一翼的同时准备另一翼。采区内工作面的顺序见5-2-1。表5-2-1工作面顺12345629工作面→27区段平巷→22溜煤眼→32采区上山→19采区煤仓→17大巷→8采区石门→17大巷→7井底煤仓→1主井→地面。地面→2副井→14轨道石门→16轨道大巷→12采区轨道石门→16轨道大巷→18采区下部车场→31采区轨道上山→23采区上部车场→28区段回风平巷→29工作面。地面→2副井→14轨道石门→16轨道大巷→12采区轨道石门→16轨道大巷→18采区下部车场→31采区轨道上山→21采区中部车场→28区段回风平巷→26联络巷→27平巷→2929工作面→28区段回风平巷→23采区上部车场→32采区上山→17大巷→8采区石门→17大巷→15石门→3风井。29工作面→28区段回风平巷→23采区上部车场→31采区轨道上山→18采区下部车场→16轨道大巷→14轨道石门→2副井→地面。地面变电站→2副井→10变电所→15石门→17大巷→32采区上→27区段平巷→29工作面29工作面→27区段平巷→31采区轨道上山→16轨道大巷→14轨道石门→9水→2EL-90型掘进机、ES-650型机SSJ650/2×22（SJ-44型可伸缩带式输送机STD800/40（SD40P型）带式输送机、JD11-4调度绞车、JBT-52-2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。锚 γ式

k1——k2——工作面间产量不均衡系数，同采的工作面个数为1k2=1；A——工作面生产能力，1.42Mt/a。AB1.50Mt/a1.661Mt/a其中包括工作面回采落煤损失、区段煤柱损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，25m20m65m

P=2.38+1.05+0.89+0.31=4.63Mt=（18.8-4.63）/18.8×100%=0.80.850.754，符合规定。平车场通过能力大调车方便绞车房容易应用较多本设计选用逆向平车场下部车场包括大巷装车式、绕道装车式、石门装车式三种形式。本设计中设计了大巷，大巷选用皮带，为了减少环节，增加可靠性，采区设置了采区煤仓。 f2.31.40t/m31.86m，浅灰～m，浅灰～灰白色，中厚层状细～中粒砂岩。采区绝对瓦斯涌出量为21.3m3/min，煤层无自燃发火倾向性，煤尘有性。190m3/h210m3/h。出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方2.0～3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面93%～97%以上；缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，推进；首采工作面宽1:2.3。工作面布置两条平巷断面均为5.0m宽，3.5m高。采巷掘进留设10m的煤柱推移输送机机头（机尾）：将输送机机头（机尾）6.1.1煤口大小，见矸及时关闭插板。根据经 确定放煤步距式 d——估算放煤步距h——放煤口以上的煤层厚度，mhd/(0.15～0.21)d10.6m，d2h1=d1/(0.15～0.21)=0.6/(0.15～0.21)=4～2.4h2=d2/(0.15～0.21)=1.2/(0.15～0.21)=10.67～7.62 H1——最适宜煤层厚度，m；a——放煤口高度，取0.3m；b——刮板输送机高度，取0.15m。H1=(2.4～4)+0.3+0.15=(2.85～4.45)H2=(7.62～10.67)+0.3+0.15=(8.07～11.12)10.0m区 平巷后段铺设一 机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩胶带输送机运煤

机，平巷内选用SZZ830/200型机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5×200型胶带输送7-2-1。单参m≤f≤量mt6-1-2SGZ764/500 单参m 6-1-3SZZ830/200 m 6-1-4LPS-1500 单参≤t回采工作面支护采用支架支护根据工作面顶底板岩性及煤层厚度采高等条件，并参照实际使用情况，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤支架，工作面端头支架选用ZT7500/18/36型支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中13431406-1-56-1-6。表6-1-5基本支架技术特 单参 mmmt表6-1-6端头支架技术特 单参 mmm Hmax=3.2+0.2=3.4 S2200a50b50mmHmin=2.5－0.2－0.05－0.05=2.2 M——工作面最大采高，3.0m；γ——顶板岩石体积质量，2.7t/m3；经计算，P80%，所以该支架能够满足支护要求。70%~80%70%P0为：P0=6200×70%=4340由支架技术特征表可知，所选支架初撑力为5232kN，符合控顶设计对支架初撑340mm3～5m。10～15m推移刮板输送机，工作面顺序逐架推移刮板输送机，推移步距直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处机移至煤壁。机尾输送机推移kN7230~7500kN。0～30mDZ35-20/110Q型单体液帽。要上好绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人；1.8m0.8m当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞2.0m处，班50m70m以外。50mm中心距偏差不超过±100mm<7°，相邻支架间不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推移时，不应强推硬过，必50m320m端头支架底座严禁钻底以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推当巷道及两头出口顶板破碎时应架棚架棚必须是一梁三柱并且有戗柱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工作面及顺槽巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强，对于失6-1-7。循环产量按下 计算Q=式 S——循环进尺，1.2m；M——采高，10.0m；P——煤的容重，1.40t/m3；Q×日循环数=2284.8×2=4569.6工作面工人效率=工作面日产量/在册人数=4569.6/83=55.1t/CC1C2C3C46-1-8C2

C2=200/55.1=3.63元材料消耗费用包括坑木费用、费用、费用以及其它材料费用，综采面材料C38.0元/t3339采煤机2226刮板输送机2226机11泵站胶带输送机端头328222444422041 折旧费（元612机112421单体支--a1.7h。6500kW200kW。吨煤照明用电消耗＝200×12/2399.04＝1.0kW•h/t。c0.45元/kW•h。吨煤电费＝0.45×（4.17+1.0）=2.33元=106元/t 1m2m34m5m678m9个2元tt个t/%1.5Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风段平巷布置胶带输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助兼回风。巷布置1200mm宽的皮带运煤，平巷布置排水管路和动力电缆。各平巷断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3m3.65m，设计掘进断面为和18.55m2，净断面为17.5m2。区段平巷和区段回风平巷支6-2-16-2-2。2.4M22，28mm1300钢筋托梁规格：采用Ф16mm100mm4.8m，规格型Ф16-4800-100-6。150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。1.0m7800mm250mm图6-2-1区段平巷断面3m2.0m1.65m。Ф20-M22-2400。Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘，规格为120×120×6mm200×300×50mm30, 1.0m4800mm100mm200mm10°3m井下井下设计的原始条件和数据见表7-1-1 项目 参数123h4d5m6°789低性具性首采区首采工作面区段平巷运距950m，上山最大运距624m，，大巷运距m840m4249m4569.6t，掘进面日产量512.1t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力矿井系1）方运煤：由于矿井井型较大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜煤层，且距离较远，故采用带式输送机运煤。3-2和表7-3-3。工作面所需材料采用1t固定箱式矿车，由无极绳绞车牵引。2）系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统工作面→区段平巷→溜煤眼→采区上、下山→采区煤仓→采区大巷→采区石门→大巷→石门→井底煤仓→主井→地面。地面→副井→井底车场换乘站→轨道石门→轨道大巷→采区轨道石门→采区轨道大巷→采区轨道上、下山→各工作地点。采区设备选必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个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；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要采取必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否经济合理等机，平巷内选用SZZ830/200型机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5×200型胶带输送16º，故不适宜选用普通胶带输送机。本设计选用山东济宁旭光机械制造厂生产7.2.1。机的生产能力为1500t/h，破碎机通过能力为1500t/h1800t/h，采区系统各设备生产、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能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满足要求 Ab314t；k1.2。式 L1——提升距离，取624mvm=4.16大巷设备选设备的生产能力，实现高产高效集约化生产，大巷采用带式输送机运煤，其能力900.0t/h，采区设缓冲煤仓，回采工作面平巷带式输送机和掘进面带式输送机同时直接和采取上山全矿年产1.5Mt煤炭的任务，属大运量、长运距的大型输送机。大巷装备SSJ—1200/5×2007-3-1。引小矿车。小矿车选用MG1.1-6A型1t固定箱式矿车，蓄电池式电机车式选用XK5-6/132-KBT7-3-27-3-3。 单参 m 项 mm 单12 m3 456 机 7-3-2MG1.1-6A1.0t项目容积t轨距轴距质量7-3-3XK5-6/132-KBT项目t8轨距m7机型号-功率台数台2为-400～-1000m，倾斜长度平均2.46km，长度平均6.3km。矿井工作制度为“三八m开拓。主井采用两套16t箕斗带平衡锤提煤，副井采用罐笼提升。井下大巷采用钢矿井，煤尘具性。1.5Mt/a，属大型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装8-2-18-2-28-2-3。8-2-1JDG16/150×4Y 型 t m t矿度和产量的不断增加，缠绕式提升机的卷筒直径和宽度也随之加大，使得提升不会因的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低， 型号mm3m数条4间m生产厂家洛阳矿山机械厂8-2-3 型中大小N钢丝破断拉力总和（不小于N— HS——矿度，745m；

HZ——装载高度，HZ=18～25m20m；HX——卸载高度，HX=15～25m20mH=745+20+20=785式 Vj=11.2 a——提升加速度，一般取0.8u10θ10sTX=11.2/0.8+785/11.2+10+10=104.1式

ns3600/104.1=34式 CC=1.15;af——提升富裕系数，主井提升第一水平取1.2；An——矿井设计年产量，1.5Mt/a；br330ts16h式 Q=326.7/Ns=9.68-2-4提升高度8-2-416t副井担负矿井的辅助，井下生产所需设备、材料及工作人员的运送。副度为740m1t1t矿车双层四车宽罐笼。1tGDG1/6/2/4,8-2-5。1t矿车双GDG1/6/2/4K8-2-6。8-2-2。8-2-3。8-2-5GDG1/6/2/4 型号型号—车数辆4人t8-2-6GDG1/6/2/4K 型号型号—车数辆4人t本矿地处淮北平原西部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30m～+32.5m左右。基岩F48煤层-1000m水高线的地面投影线。平面上近似一矩形，面积14.49km2。在井田范围内，818°。矿井相对瓦斯涌28C井田开拓采用立井两水平开拓上下山开采暗斜井延深，一水平标高-700m，二水平标高-1000m。160m4569.6t/d，每日推进度为2.4m为了保证工作面的正常在一个综采面生产的同时布置两个独立井下大巷采用矿车辅助，工作面平巷无极绳绞车。井底车场设变电所、充电硐室。采区内设采区变电所。岩巷掘进所需由井底车场库提供，各硐室均需独立26083一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中9-2-1。通过对表中几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件。本设计选用9-2-1稍大，后期费用深，但长度并不煤层较（4km），9-2-2。9-2-2管理，也适用于矿井长，开采面积大的矿井。优点：1．井下处于负压状态，当主要通风机因故障停止运转时，井下的与压入式比较，不存在过度到下水平时期通风系统和风量变化的进风线路漏风大，管理风阻大、风量调节由第一水平的压入式过渡到深部水平的抽出式有一定通风机使井下处于正压状态，当通风机停止转动时，压力降低，又可产生较大的通风压力，能适应矿井需要，但通风管理，一般新建矿井和能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质1工作面回中瓦斯浓度不得超过1％上行风须把引到最低水平，然后上行，路线长，被地温加热程度大，且下行风设备在回风巷运转安全性差至反风，导致瓦斯浓度上升，故下行风在起火地点瓦斯的可能性比上行风大。9-2-3U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YEW掘和，漏风少，利于防火，在近水平煤层的综采工作面中应用较广。Z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U型通风方式，并采用一进一回的方式，即，工作面两侧分别布置一条平巷。其中阶段平巷进风，阶段轨道平巷回风。Q= Q——矿井总供风量，m3/min；N———矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和并列式通风时，可取1.20～1.25；采用分列式或混合式通风时T≥0.9Mt/a时取小值；T<0.90Mt/a时取大值。Q=4×260×1.20=1248m式中ΣQa——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；ΣQb——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/minΣQc——硐室实际需要风量的总和，m3/min；ΣQem3/min 采煤工作面有串风时，应按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。备用50%。式 Qa——采煤工作需要风量，m3/minQCH421.31.2～1.6；1.4～2.02.0～3.0。生产矿井可根Qa=9-3-1的要求。Va215.18m2。Qa=60×2×15.18=1821.6m采煤工作面空气温度按人数计算实际需要风量Ni个采煤工作面同时工作的最多人数，人。N=83，可得：Qa=4×83=332m2556m3/min。4m/s的要求进行验算Sa15.18m2Qa0.25×60×15.18227.7m3/min，满足最低风速要求。Qa≤24015.183643m3/min，满足最高风速要求。由风速验算可知，Qa=2556m3/min符合风速要求。1式中：Qbiiqbi2Qbi=100×2×1.5=300m3/minQbi=式中：QbiNii30人。可得：Qbi=120m3/minQbi=300变电所：Q中=80m3/min主排水泵房：Q排=160m3/min采区绞车房：Q绞=80m3/min 库：Q火=100m3/min采区变电所：Q变=80m3/min∑Q硐=80+160+80+100+80=500Qdi=133×qdiqdi1.3Qdi=133×1.3×1.2=207m3/min；在主要通风机服务年限内，随着采煤工作面及采区的变化，通风系统的总阻力也面两个煤巷掘进工作面时期是西二采区首个工作（位于采区最西部平巷最长）；Q1=∑Qmin=1.15×(2556+300×2+500+207)=通风时期矿井总风量为Q2=∑Qmax=1.15×(2556+300×4+500+207)=5132.45m与第法计算的风量相比，第二种方法风量大。两种方法取最大值，则矿井总风量通风容易时期为4442.45m3/min，通风时期为5132.45m3/min。足《煤矿安全规程》（2010年版）的各项要求。到其它用风地点，用以巷道和保证行人安全。风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《煤矿安全规程》（2010年版）对风速的要求。1.15倍，即：Q进1.15×2556=2939.4mQ掘300×2×1.15=690m变电所：Q中=80×1.15=92m3/min主排水泵房：Q排=160×1.15=184m3/min采区绞车房：Q绞=80×1.15=92m3/min采区变电所：Q变=80×1.15=92m3/min 库：Q火=100×1.15=115m3/min其它巷道 Q其他=207×1.15=238.05m确定矿井通风容易时期和时矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压。摩擦阻力是与井巷周壁摩擦h摩=αLUQ2/S3式中：α 时 通风时期的通风系统立体 通风时期的通风系统网络矿井通风容易时期和时期的最路地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段平巷→工作面→区段回风平巷→采区上部车场→采区上山→大巷→石门→风井通风时地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区上部车场→采区轨道下山→区段平巷→工作面→区段回风平巷→采区中部车场→采区下山→大巷→石门→风井对应于通风容易时期的通风系统立体图网络图如图9-4-1和9-4-2应于通风时期的通风系统立体图、网络图如图9-4-3和9-4-4。根据已经确定的通风容易时期和通风时期，按这两个时期的通风阻力最大的风路既能满足时期又能满足容易时期的要求，则其它时期就无须再计算。通风容易与通风时期的矿井通风阻力计算分别见表9-4-1、表9-4-2容易时期通风总阻力：Hfrmin时期通风总阻力：Hfrmax式中，1.2为考虑风有局部阻力的系数∑hfrmin、∑hfrmax分别是矿井通风容易时期和通风时期的矿井总阻力。则有：Hfrmin=1.2×763.2=915.8（Pa）Hfrmax=1.2×1699.0=2038.8矿井容易时期和时期的总风阻见表9-4-39-4-1LUSQv/m- 计表9-4-2通风时期矿井通风阻力计算LUSQv/m- 计9-4-3阻力矿井通风总风阻计算：矿井通风等积孔计

fR=hr/QfA=式中：R——矿井风阻，N·s2/m8；A——矿井等积孔，m2。总风阻为：RHfrmin/Qfmin20.207N·s总等积孔：Armin1.1917/R0.52.62总风阻为：RHfrmin/Qfmax20.335N·s总等积孔：Armax1.1917/R0.52.06由以上计算并对照表9-4-4可以看出，本矿井通风容易时期和通风时期总等积孔2m29-4-5。9-4-4矿<11~2>29-4-5等积孔9-4-6 <1510a；590%；考虑风量调节时，应尽量避免采用风硐调节 H=式中：Δρ——进风井筒与出风井筒空气平均密度差，kg/m39-5-1H——井筒深度，m9-5-1进风井筒出风井筒冬夏副度：Z副井=741风度：Z风井高差：Z高差=741-7410HrsminHfrmin-hn+h式 Hfrmin——通风容易时期矿井通风总阻力hn——通风容易时期帮助通风的自然风压，hn0h损失——通风机附属装置和出口的风压损失，通常为20~50，取50Pa。hrsmin=915.8+50=965.8Pa通风时期，考虑自然风压阻碍通风机通风，通风机静风压为HrsmaxHfrmax-hn+h式中：Hfrmax——通风时期矿井通风总阻力hn——通风时期阻碍通风的自然风压，hn=0h损失——通风机附属装置和出口的风压损失，通常为20~50，取50Pa。hrsmax=2038.8+50=2088.8PaQf= Q——风井总风量，m3/s；k1.11.15；1.2。容易时期：Qrmin1.1×66.573.15时期：Qrmax1.1×78.085.8m3/shR×Q2确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确容易时期：Rrsminhrsmin/Qrmin2965.8/73.1520.180N·s时期：Rrsmaxhrsmax/Qrmax22088.8/85.820.2837N·s 容易时期：hrsminRrsmin×Q20.180Q 时期：hfsmaxRfsmax×Q20.2837Q 9-5-2风压风压根据以上数据，在主要通风机特性图表上选定风机，该矿井风机型号选定2K56No.249-5-1所示，在图上绘制风阻线，风阻曲线与风机特性曲线M、N为理论工况点，M'、N'点为根据理论工况点求得的实际工况点。2K56No.249-5-3。9-5-3型风量电动机选型

NfminNfmax110/2200.500.6Ne=N×k式中：NeN——通风容易、时期主要通风机的输入功率ke——电动机容量备用系数，ke1.1～1.2,1.15；ηe——电动机效率，ηe=0.92～0.940.93；ηcη传=1。则：Ne1101.15/0.93136.0kW；Nn2201.15/0.93272Y450-50-10的异步电9.5.4。9-5-45%15%；置一套通风机和一部备用电动机。备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在101次。改变通风机转数或风叶角度时，回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串风必须符合《煤矿安117条有关规定；为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘时的有害气体不进入工作面，（2010年版）10min内能把矿井反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60%。本设计采用反风道反风，即在特殊的预防措掘进应采风机，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。并设区域返风系统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后打开煤柱放水时底板原始导水裂隙有透水时10.1.11-2层13m4°56d班278a9a井田长-低--mm个1个0m个4大巷方--1.0t--m1t/元徐永圻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学杜计平.《采矿学》.徐州：中国矿业大学、左秀峰.《矿业基础》.徐州：中国矿业大学邹喜正、.《安全高效矿井开采技术》.徐州：中国矿业大学张宝明、.《中国煤炭高产高效技术》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力及岩层控制》.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、吕家立.《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》.：煤炭工业才、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：中国矿业大学章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学、.《采矿AutoCAD2006与提高》.徐州：中国矿业大学王德明.《矿井通风与安全》.徐州：中国矿业大学杨孟达.《煤矿地质学》.：煤炭工业.《井巷工程》.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、.《采矿工程专业毕业设计手册》.徐州：中国矿业大学专：8~12m的速度向深部增加，一些老矿区和性，充分发挥围岩的自身承载能力，取得了良好的支护效果。利用7.1来进行有：深部巷道；锚杆支护；围岩应力；600m1000m73.19%53.17%。而随着开采深度的加大，巷道岩体的原岩应力即上覆岩层重量H，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中巷道的围岩变形量或费用随采深的增加近似的呈线性关系关系增长巷道岩变形和费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关开采深度-K4613.3p式中K——p——pHRf——地板岩层的单轴抗压强度，Mpa434321掘进移近量K掘进移近量K占初始高度的0 岩层压力 1-砂岩Rf=97Mpa)；2-页岩(45Mpa)；3-软岩(28Mpa)；4-煤(14100mRf=14Mpa)中掘进，512m732m930m1360m。德国埃森采矿中心还对100K6.6H从较易变为难以，可见开采深度对巷道矿压显现的影响之大。前的研前对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究，认为深部巷道矿压显现 H10(R)2 tUdt t

e e085H15(R)2 tUct t

e e式中Udt、Uct——tqd、qc————H——将越来越。前学者认为，当H/R<0.3时，既开采深度相对比较小C、内摩擦角E的作用，未涉及uasin

(pcctg)sin(1sin)

(pi(pcctg)(1sin)R pi

式中u——巷道周边位移；R——塑性区半径；p——原岩应力；pi——a——围岩内摩擦角；c——围岩的粘聚力；石强度性质的内摩擦角和粘聚力cp1锚固体破坏前后的内聚力C、C*、内摩擦角、*、锚固体极限强度1*随锚杆支护强度C*、*较破坏前的C、

121C、锚杆支护强度0等效内摩擦角2C*、*锚杆支护强度t0等效内摩擦角破裂岩体中布置的锚杆强化了岩体的和*，*的强化大于的强化，与 破裂岩体的和*随 2国标GBJ86-85将锚固力定义为锚杆对于围岩的约束力。在实际应用中，大都以抗拔力为σσ0ε234a为完全失去粘结力的岩体，仅以岩块之间的挤压形成拱的作用，维持原来的形状而没有冒落；d为保持原来的强度和弹性模量的岩体；b为岩石强度已显著降低，处于围岩峰后特性区域的岩体，cbdb，d4的强度分布，强度分布将随时间而变化，如支护，不仅能保持d的状态，防止巷道表面掩饰剥落，还可做到b那样良好的状态，防止内部围岩强度的。所以要发挥锚杆的作用，必须掌握围岩强度的发展，及正确选择强度发展的支护方式和支护阻力。实践表明，只要及时安装锚杆，即使锚固力不大，也能大幅度降低围岩强度的。ddba45Pp100kN，则锚固岩体中单位面积岩体的围压增量r为：Pr

式中e、t——e=t=0.7m力(Tb)增长，而轴向力相对节理面提供附加力；Tb的平行节理面分量，将作为节理面抗剪a τ 6穿过节理面的锚杆在节理面附近的岩体内应力分布如图6所示。提出加锚节理 bjjbdbibs式中j——bi——

jCjjtgbdb(sincostgjbibbsb

式中b——锚杆轴向应力(以拉应力为正b——j——Cj——j————9可知锚杆使节理面抗剪刚度提高量j为：

jbdbjbs过大量不规则的弱面。锚杆与弱面的夹角为0~/2，取其平均值，按式14求j[0~90j j()d/(/20)=0.64b(1tgj)0.64btgj0.64 杆体抗拉强度[b400Mpa，[b200Mpa，1/2000，j17°，则j=0.044+0.167=0.2110.211MpammMpa强度为414~689MPa，拉断强度为621~862MPa；英国高强度螺纹钢杆体的屈服强度为670、800MPa18%。对于22mmBHRB600型钢筋，屈服力达228.1kN304.1kN1.791.632.502.11锚尾加工后，锚尾的实际直径较杆体直径要减少25%左右，其承载能力将减小34%~40%500%以度围岩水平和垂直位移所以锚杆在安装时给于岩体足够的正压力是相当重要的Q0T/(Kd式中Q0

T——Nm；d——锚杆直径，m；K——K高了锚固范围内岩体的C、值。7。2121锚杆工作阻力锚杆工作阻力7用钢绞线。小孔径树脂锚固锚索应用初期，由于没有煤矿锚索钢绞线，只能选用建筑78中(a)，为15.2

mm260、353kN3.5%，4.0%明显影响树脂锚固力；(2)索体破断力小，在深井巷道中经常出现拉断现象；(3)索体延伸一方面加大了锚索索体直径，从15.2增加到18、20、22。不仅显著地提高了索体的l978中(b)，索体结构更加合理，而且增加了索体的柔性和延伸率。试验数据表明：1×19结构的公称直径分别为18.0，20.0，22.0

mmmm

mm2.3倍；索体延伸率比 8，对深部围岩起到支护作用而且两帮有效支撑顶板顶板下沉保持围岩稳定因此，，所研究的回采巷道位于-870m38.13MPa，-600m9，巷道力学性质参数见表3煤层厚煤煤

9地应力测试在直接顶砂岩中进行，见表4V类巷道。4数值与南北方向夹角W型钢带、菱形金属网等辅助支护，能够保证安全并显著降低顶板下沉。应用煤巷锚除底鼓量变化不大外，其它如锚杆长度对巷道变形量影响都较大。当锚杆长度达到1.9m杆长度2.0m。根据试验结果和现场经验，目前广泛采用的锚杆长度L与间距之比1.6L/a2.0m1.1<a<1.4800mmBHRB600，5。5锚杆长度间排距3~10kN70~85kN6。6锚杆长度围岩移近量围岩移近量1011。mmm50m9个，分别监测巷道围岩表面位移量、顶(1)

11121314和图。顶底板移近量顶底板移近量 1233两帮移近量两帮移近量13313124顶底板移近速度顶底板移近速度32114150.4m厚煤层的离层状况。9mm。顶板离层曲线如图。板离层值板离层值5

1618。43432锚杆轴力锚杆轴力1722锚杆轴力锚杆轴力18250m试验巷道段内，分别采用金属支架、高强度全长树脂相比，巷道顶底板与两帮相对移近量均减小50%以上，在整个服务期间不需要。下出口的状况得到大大改善，为高产高效工作面的建设提供了基本保证。72速度快，围岩塑性区也相应扩大，采用架棚等传统的方式已不能满足深井巷道围岩变[1]陆士良、汤雷、杨新安.《锚杆锚固力与锚固技术》.：煤炭工业[2]、陆士良.《中国煤矿巷道围岩控制》.徐州：中国矿业大学侯朝炯、郭励生、勾攀峰.《煤巷锚杆支护》.徐州：中国矿业大学钱鸣高、石平五.《矿山压力与