往年设计参考08级采矿08-8612版

矿井概 交通位 地形与河 气 祁东煤矿地质水文特 的勘探程 地质构 祁东煤矿的水文地质条 祁东煤矿二叠系主要可采煤层间含隔水 祁东煤矿石炭系太原组灰岩含水层（段 煤层特 煤层埋藏条件及围岩性 2境界及储 2.1境 矿井储量计 矿井工业储 矿井可采储 断层和井筒保护煤 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 4开 4.1开拓的基本问 井筒形式的确 井筒位置的确定采（带）区划 工业场地的位 开采水平的确定及采区的划 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 主要开拓巷 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 地质构 采区巷道布置及生产系 采区位置及范 采煤方法及工作面长度的确 煤柱尺寸的确 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 采区车场及主要硐 确定采区车场形 采区主要硐室布 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 采煤工作面破煤、装煤方 采煤工作面支护方 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 回采巷道支护参 井下..............................................................................................................................概 井 原始数 矿 系 采区设备的选 设备选型原则 工作面设备选 上山皮带输送机选 采区辅 大巷（石门 设备选 大巷（石门 方 辅 概 主副井提 主井提 副井提升设备选 矿井概况、开拓方式及开采方 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 矿井主要通风机工作方式的选 采区通风系统的要 工作面通风方式的选 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 矿井通风阻力计 容易和时期矿井最路线确 矿井通风阻力计 矿井通风总阻力计 矿井总风阻和等积孔计 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 主要通风机附属装 安全的预防措 预防瓦斯的措 煤尘的防治措 火灾的预防措 水灾的预防措 其他安全措 早期理 新奥 2.1新奥法的先进 2.2新奥法的不 1轴变 2联合支护理 3锚喷-弧板支护理 4松动圈理 地质软 工程软 软岩分类及特 软岩巷道围岩变形力学机 软岩巷道围岩变形的影响因 软岩巷道围岩变形规 软岩巷道变形破坏的原因及规 支护原 基本支护对 5.2.1和保持围岩残余强 提高围岩残余强 充分发挥围岩承载能 煤巷支 岩巷支 锚杆支护技 软岩巷道支护理 巷道锚杆支护机理及锚杆的研 锚网喷支护技 锚网喷支护的主要原 砌碹支护及喷砼技 砌碹支护的特 砌碹支护的适应条 砌碹支护的一般技术要求与注意事 U型钢可缩性支架壁后充填层技 离壁支护技 二次耦合支护技 刚柔耦合二次支护技 刚柔耦合支护技 刚柔耦合支护的特 刚柔耦合二次支护的关 二次支护方式及的适应条 两帮煤体注浆加固技 英文原 中文译 致 ，铁路，接轨站为前集配站，全线长8.669km；宿蚌公路及206国道分别从东西两侧外围通过；还有浍河从本流过，为五级航道；本矿井交通极为方便。，234.70～453m350～京广线375m400m，松散层厚度变化规律受古地形制约，在小张家潜山和潜山及其之间谷口向南形成的开阔盆地地貌和新构造断裂影响下，松散层自东2007010-15度左右的单斜构造，并在其上发育有次一级褶曲和断层。215（F16和F20455m22分研究考虑到二维数字的分辨能力和测线网度的限制对所发现的落差小于5m全区共查出褶曲2个，断层20条。查出的褶曲为魏庙断层以南的马湾向斜及魏庙断层以20137条。50m750～30m3条，30～20m320～10m610～5m之间的断层1条。按断层分：北东或北北东的断层9条，北西的断层5条，近南北的断层4条，近东西的断层2条。78810～3014层，15.15米。由老到新分述如下：二叠系下统山西组100～13512411（不可采）10（可采）两个煤层。其岩性由（11～10煤间（10煤以上由砂岩、二叠系下统下石盒子组K3砂岩之底。205～2452344、6、7、8、9五个煤组十余层煤，可采者为93～218二叠系上统上石盒子组K3砂岩之底，与下伏下石盒子组为整合接触，上界不清，地层厚度大于4001、2、3三个煤层组，其中可采者为、、、四层。本组由粉砂岩、泥为主，间夹砂岩。上部（1煤上）以粉砂岩和砂岩为主，夹泥岩。覆盖属全隐蔽式煤田内二叠系含煤地层共含可采煤层14层可采煤层总厚15.15m。47.78m，约占可采煤层总厚度的51%261、638层，分别为、、、、、72、81、109130m左右，正常情况下对开采无大的影响。本矿水文地质条件建井地质报告586.10m³/h。（段）115m，裂隙不发育，隔水性良好。50～134m91m，岩芯致密完整，裂隙不发育，隔水性良好。二叠系煤系地层岩性一般较致密，砂岩裂隙不发育，富水性弱，主要受区域层间径流给水源缺乏，水平径流微弱，以静储量为主，所以，区域煤系水的补给对采矿影响不大。～祁东煤矿煤系地层基岩面标高约为-210～-430。矿井内有26-276孔完整了太原组，25-262太原组五灰终孔。全组厚194m，含石灰岩10层，总厚约80m左右，占全组厚度的40%左右，区域和本石灰岩的主要钻探有25-262、26-276和2711等3个钻孔漏水。据25-262孔抽水试验资料，水位标的ST1号太原组1～4层灰岩长观孔抽水试验资料，水位标高为+10.005m，单位涌水量0.02742l/s.m0.10614m/d1.486g/l，水质为重碳酸氯化物硫酸钾钠水。71165m61200m，在正常情况下石灰岩岩溶61824-161 9792(1)61605.31～9.84m4.95m5.15m4.95m(1)6117.2～17.5MPa17.4MPa；底板为灰色泥25.3MPa。6161低磷、特低硫。主要煤种为肥煤、1/3焦煤。本可采煤层的瓦斯成分最高达98.71%，瓦斯含量最大达25.52ml/g燃。预15.34m3/t,总体看来瓦斯涌出量浅部低于深部，南部低于北部，本2境界及储2.1境；本西以F22断层为界与祁南矿井相邻；东以33勘探线为界，与龙王庙勘探区接壤；南到太原组灰岩顶界面，北以32煤层-800m底板等高线垂直投影为界长平；接覆盖于煤系地层之上，为矿井充水的主要补给水源；为一向北的单斜构造地层倾角平缓，一般为10~15°。本地质构造复杂程度属于中等类型。祁东赋存状况如图矿井工业储量是指在范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地0.7m。1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。设计采用块计算工业储量。地质块就是根据一定的地质勘探或开特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块范围内可用算术平均法求得每个块段2.2所示。式中m————S————2.12.2，所以地质储量为：

（2- 倾角块段面积容重ABCD（2）式中

g--矿井工业资源/

111b--122b--2m11--2m22--Z333--构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，k0.70.8Z111bZz60%70%16Z122bZz30%70%16Z2m11Zz60%30%16Z2m22Zz30%30%16Z333kZz10%k162.742因此将各数代入式（2.2）Zg2-2。 井型（万占地面积指标（公顷/10万240120-45-9-矿井井型设计为1.5Mt/a，因此由表2-2可以确定本设计矿井的工业广场 公(0.18km2),400m×450m的长方形。由于本矿井的主井、副井，地141715m宽的围护带。本矿井的地质2-3。2.3角冲击层厚度 -

2.32.4。2.4断层落差 留设尺H 30mH 256.117万t。100m的防水煤岩柱。693.361万t489.867万t2.3.3（2-

Zk(ZgP)Zk——矿井可采储量，万Zg——矿井的工业储量，万P——保护工业场地、井筒、境界、河流、湖波、建筑物、大断层等设的永久保护煤柱损失量，万0.8。则代入数据得到矿井设计可采储量：330d每天三班作业其中二8h16h。1.5Mt/a方案。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限TTZk/AK式中：T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，万t；A——设计生产能力，万t；K——1.4。则，6-1

（3-T115.17 6-14.95m3）3.1。3.1第一开采水平服务年限煤层倾 煤层倾第一开采水平服务年限煤层倾 煤层倾600————

4开4.1开拓的基本问开拓是指 开拓一系列巷道进入煤体，、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、、本开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素350m本矿地表地势平坦，且多为农田，地面平均标高为+21m本正常涌水量为437.06m³/h；本可采煤层的瓦斯成分最高达98.71%，瓦斯含量最大达25.52ml/g15.34m³/t,总体看来瓦斯涌出量浅部低于深部，4-1。 掘进速度快，加快建井工期；51井筒施工工艺、设备与工序比较简低，初期投资少；2地面工业建筑、便；3主提升胶带化有相当大提升能要；4沿的有利位井筒沿倾斜方向的有利位，免穿过村镇居民区古迹保护区陷落区或采空区洪水浸入区尽量避免桥涵工程，，附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理平均标高+21mF2断层以西，具体的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即中部2-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占450m绘制。300m左右。主、副井均为立井，布置于，大巷布置在-675m处，轨道大巷和大巷在岩层中。采用暗斜井延伸，二水平大巷布置在-920m4-1所示主、副井均为立井，布置于，一水平大巷布置在-675m处，采用立井延伸，二水平大巷布置在-920m4-2所示水平大巷布置在-760m，三水平大巷布置在-920m4-3所示。水平大巷布置在-760m，三水平大巷布置在-920m4-4所示。

-------

-------图4-（元（元费用（元费用（元岩巷煤量（基价（(升时间（年基价（(费用（万元 （元（万元（万元凿（万（年（元费用（万元 （元（万元元用（2元35（万 （6（年 （4费用（万元 （元（万元（万元元元升（万 （平平平（年 （1费用（万元4-5、4-6 （元（万元（万元元元升煤量（基价（(元时间（年基价（(长度服务年限基价（费用（万元 （元（万元（万元元元凿元煤量（基价（(升时间（年基价（(费长度服务年限基价（费用（万元4-7 费用（万元费用（万元百分比用用用4-2-1,4-2-1。7.2m40.71m²，井筒内装备一1t1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤，井壁采用混凝土支护4-2-24-2-2。400mm4-2-34-2-3。场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要井筒井筒中心 井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 1.516t6.570033.184505044.1844.18 1.51t矿车双层四车窄罐1t矿车双层四车窄罐7.270040.715005066.4778.54线井筒线井筒中心线 11.526.03700430.7536.32650.26车场铺轨以矿车辅助，大巷辅助为电机车，井底车场布如图4-2-4。大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0~1.5倍列车长。辅助采用MG1.1-6A1.0吨固定厢式矿车，其尺寸为2000×880×1150。电机车选用ZK7-6/550直流架线式4456×1054×150015节车厢。一列车的长度：=

L1≥130m51.75m80m240m10t220t15%~25%4600t690t6m16m712t4-5-6-7-4-5-6-7-95520m586.10m3/h，所需水仓的容量为：76Q0=7648291=482914-2-44-2-4 （4-S——水仓有效断面积，9.56m2；L——水仓长度，521m；则 Q=9.56×521=由上式计算得知：QQ0、、1）大 B——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120=1520mm；d2——架线电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——910mm。 =4600大巷的断面和特征表如图4-2-5，石门选用的断面与大巷相同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=a+b+d1+d2+c a——1300300~500mm610mm；d1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——架线电机车的间距，630m。B2= =轨道大巷的断面和特征表如图4-2-6，回风石门选用的断面与大巷相同钢砂 量铺/ 设计首采区（西二采区）位于西翼本主要开采煤层61煤，为中灰煤，基本在（20～25）%之间。61煤为中高发热1%4~5%98.71%25.52ml/g15.34m3/t,总体看来瓦200m200m。老顶：一般为浅灰色细砂岩，局部为粉砂岩及中砂岩，厚度为0~10m5.0m。块状,172~175kg/cm2,174kg/cm2。216~289kg/cm2,253kg/cm2。12°输平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，区段辅助平巷尺寸（宽×高）为5500mm×3500mm20m煤柱双巷掘进。内布置六个采区，采区两边各留设10m采区边界煤柱。大巷布置在岩层中，外侧各留设30m保护煤柱。采区轨道上山和上山布置在煤层中，回风上山布置在岩层20m30m保护煤柱。采区内地质构造情况简单。各区段巷道采用大巷承担运煤，轨道大巷承担进风和辅助，通过采区下部车场和上山采区顺工作面→区段平巷→采区上山→采区煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面→副立井→井底车场→大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上部车地面变电站→副井→变电所→大巷→采区上山→区段平巷→工工作面→区段平巷→采区轨道上山→大巷→井底车场→副井→地面EL—90型掘进机、SZZ/100/200型机、BBA1250-1200可伸缩带式输送机、JBT1—61—2局部扇风机和梯80m80m巷道中，机后的A0=L×V0×M×γ×C0 L——工作面长度，m；200mV0=330×6×0.8=1056（m/aγ——煤层容重，1.4t/m3；则：A0=200×4.95×1056×1.4×0.95=139.04（k1——

（5-k2——1，故k21；153万t/a，因此能满足矿井的产量要求。

西二采区工业储量为：24.59万西二采区实际采出煤量为：19.8Mt则：采区采出率山 置在岩层中 用甩车场 道 倾角小于和等于20° 车场，具体如图5.2 这种车场提车时间短，操作劳动 度小，矿车自溜，提升能力大； 车道处易磨

5.2

2.5—6m，煤仓过高，容易5.5m30m两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的要求，宽度一般为2.0m~2.5m，3m~4.5m4m。 （ 圆拱，喷 锚杆净掘宽高 拱， 喷 锚杆净掘宽高61#4.95m,14°，为缓倾斜煤层，0~10m5.0m。块状,172～175kg/cm2,174kg/cm2。216～289kg/cm2,253kg/cm2。437m3/h。2.0m-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率93%-97%以上。高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。3采用放顶煤工艺工作面瓦斯易超限，放顶煤回采率低，本采区煤层平均厚度4.95m，可以200m1400m4.95m4.90m100m6.1。6-1 WD型电牵引采煤机和SGZ1000/14006-2、6-3 项单数型采截22量t 单数 tVm式煤式煤 计矿井大型 井，需工作 生产能大， 且选用板输 机比较进， 够很好消除 载现象因此 工作面 割煤法即采 机往返次为 个循环 过比较综合 方面的2.7～5.4m0.865m，设4.9m，0.80.05的护顶煤。0.8后停机；将支架拉过并顺序移溜顶过机头（机尾）后调换上、下（机尾306-5件，选用ZY8640/25.5/55型二柱式掩护支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾分386926-6。 mmmt结合矿上实际情况，工作面支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算，上H——F——计算工作阻力，kN；S

（6-8640KN8满足支护要求工作面供液由EHP-3K200/53型液泵提供液泵压力为31.5MPa架；推溜采向成组推溜，每组设置为12架，最大水平弯曲1～2，垂直弯曲不超过25m0.8m，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥。拉架滞后底滚筒3~5架，如果顶板压力过大或有冒顶时，应及时追机移此本设计端头支护采用ZT7500/18/366-7。 mmmt工作面采用DZ35型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护。单体支柱技6-8。 最度mmcm①辅助平巷的超前支30m0.2m1m1m0.2m2.75m1m②平巷的超前支30m0.2m1m1m0.2m2.5m1帽。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。1.8m0.7m15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。50m70m以外。，，4.9①无台阶；②无伞檐；③顶煤垮落≤300m；④移成一条直线，偏差≤±50m架支架与顶底板垂直，歪斜度＜±5①最大仰俯角＜±7；②端面距≤340m；③相2/3。1.75±0.1m；②支架不挤、不咬，架间空隙＜200m。接0.8①刮板输送机直，偏差＜±50m；②弯曲段上下弯曲角度＜3机700～900m。推拉机序4.95m10m随巷道顶底板平缓过渡。循环0.8m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“三八”制作，2424小时正规循环作业图表，见采煤方法图。6-10。6-103339222611机机328端头3328220444311循环产量按6-2、6-3、6-4计算

（6-（6-（6-Q1——4.9；Q2——；Q——；L1——4.9mL2——工作面过渡段倾斜长度，10S——循环进度，0.8——；M2——4.30P——煤的容重，1.40tm3C——工作面可采范围内回采率，95％；Q11800.95Q20.95QQ1Q2938.44891.5元6-111m2m3tm4m5t6个47t8t9m36%元100m掘联络巷。5.5m3.5m19.25m²3.5m17.5m²5.5m3.5m①M2220#—M22—2400。为Z2360（后放28mm1300mm。为Ф16—4800—100—6

150×150×8mm30度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号平巷采用50×50mm、5.2×1.1m，辅助平巷采用50×50mm、5.7×1.1mm锚杆布置：锚杆排距1m，每排6根锚杆，平巷里间距0.9m，辅助平巷间1m250mm2.5m②M16,规格型号为Ф18—M16—2000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360690mm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200×300×50mm10,帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支平巷、辅助平巷的巷道断面支护图如图6-12、6-13所示00022550图6-12平巷断面帮帮2图6-13辅助平巷断面井下井下设计对井下煤炭、矸石、材料、设备及人员等的作统筹安排，方式井下原始数升时间为16小时矿井设计年工作日330天平巷平均运距为1300m,最大运距6080m4120t,综掘面日产量412t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。矿井系矿井井下方式多样根据矿井具体情况选用系统包括运煤系统运料系统、（1）方 （2）系胶带输送机→大巷胶带输送机→石门胶带输送机→井底煤仓→装载硐室→主井箕→掘进工作面→掘进面平巷胶带输送机→上山胶带输送机→大巷胶带输地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区车场→掘进工作面→区段轨道平巷→采区轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→→井底车场→副井→7.27.2设备选型原则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必须注意尽量减少的次数不要出运现输送机—轨道—输送机—轨道必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等机DX选型：采区工作面机DX7-27- 项 数型tmVmm tmVm长宽高 ttV DXtVm256

h2000th2200

力为1700th；采区系统中的各设备的生产和通过能力，均大于工作面的最大瞬时选型：DX（1）设备本矿井辅助采用1.0吨固定式矿车，具体的技术参数见表7- 1吨固定式矿1 2装载量13 距4车轮直径56 量7允许牵引力(4倍安全系数 JTY1.6/1.5B型绞车技术特征载荷容绳量滚筒尺寸直径速度3功率方式采用皮带。具体的技术参数见表7-5辅助选用1t固定式矿车。矿车规格特征见下表 项目 型号-ZK7-粘重t7轨距供电VNh常机-ZQ-台2--ｍ7辆3 项目 型号-容积mt1轨距-质量数量辆 项目单位 备注型号-tt轨距- 辆 项目 型号-个3轨距°mm质量数量辆1.5Mt/a53.3a，自然标高在+30m之间。煤层的埋藏深度为-350~-950m，倾斜长度平均2.5km，长度平均9km。矿井工作制度为“三八制”330d16h。设计为立井两水平-575m和-920m开拓。16t1t矿车双层四1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。（1）1.5Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装16tJKM-2.5/6（Ⅱ，提升能力600t/h8-1。 项目单位 型号-厂tmt 型号—mm3m数量条4间距外形尺寸(长×宽×高m 型—钢 丝大小N/N•mm-钢丝破断拉力总和（于—（2）能力验4600t18h,256t，小于600t/h,344t/h，在主井井底设置一垂直圆断面井底煤仓，煤仓直径为7.0m20m920t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主46t/h70人。选择罐笼型号为 型号——型号—NG1.1-车数辆4人t根2数量根4直径 单位 型号—mmm数量条4间距外形尺寸(长×宽×高ｍ —6×19股（1+6+12）钢/N•mm-钢丝破断拉力总和（于— 项目单位 型号—N1.5Mt54.84a61#4.95m,14°，为缓倾斜煤层，(Qg)15.34m3/t，4.90m。井下布置一个综采工作面，工作面长度为200m。采巷掘进，留20m宽的煤柱。4120t/d3.2mWD0.8m4为了保证生产正常，前期准备6101工作面，安排两个独立通风的煤层平巷掘进6102工作面，安排两个独立通风的煤层平巷掘进头。40080559-1。 煤层较（4km井抽出式主要通风机使井下处于负压状态当一旦主要通风机因故停止运转时井下的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；，压入式主要通风机使井下处于正压状态，当主要通风机停转时压力， ①能够有效地控制采区内方向、风量大小和风质③的稳定性高12°1⑤工作面回中沼气浓度不得超过⑦要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小畅通⑧机电硐室必须在进度中： 工作1.2根据《矿井安全规程》规定，回采工作面回风巷中瓦斯的浓度不得超过1％。矿26.33m3/min以瓦斯涌出量计算工作面风量。即：

（9-Qai——第iqa——第i个工作面回采时瓦斯的平均绝对涌出量，17.55Qai10017.551.252193.75m3/minvai——第i个回采工作面风速， 温度20~23℃，取Sai——第i

（9-3——Nai——第i80人；Q480320m3min由以上三个方法计算所得的工作面实际最大需风量为Qai2193.75mmin3取

2193.75m3/0.25m/s4m/s的要

（9-（9-Sai——第i19.15m2；则：287.25m3/min＜2193.75m3/min＜4596m3/minQai2193.75mmin3按下式计算：Q备=0.5Qa1 式中：Q备——备用工作面所需风量，m3/minQ备

（9-qbi412.06.1366024)

4——

（9-

S——

（9-I——局部通风机为FBD-No8.2/74型，吸风量560~330m3/min，取 15m2，取S=15m2

m3/minSbi——第i15m2。2m

m3/min，取（9-（9- m3/min符合风速要求，因此，取掘进面所需风量 m3/min同时掘进的工作面有两个，因此，掘进面总需风量为 m3/min表9-3 需风量库

（9-Q——

（9-——井下同时工作的最多人数，400则： 6024m3/min1.2就是各用分配风量分配风量9-5。 风速限速速m/s——84—8—8—8—890%左右，是矿井通风设计选择主要通风机（1）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副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→平（运料平巷）→回风巷→回风上山→石门→②通风时通风时期是开采东七采副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→平（运料平巷）→回风巷→回风上山→石门→79-1、9-271123459-19-2通风时期路线副井 井底车场 轨道大巷 带区材料车场 带区运料斜巷 区运料集中巷10 4501工作面运料斜巷12 工作面斜巷带区集中巷 带区斜巷 大巷6 风井3通风时期网络图及立体图，分别如图9-3、9-4所示771123459-3通风时期网络68179543图9-4通风时期立体

h

（9-hfei——第iS——m、周长m、净断面积Q——LmUmSQLmUmSQhv LmUmSQhv 阻力时期通风总阻力：1.1——考虑风有局部阻力的系数hfei——hfdi——矿井通 时期的摩擦阻力之和

（9-（9-矿井通风总风阻计算：Rh

矿井通风等积孔计算：（1）

Re1250.1/100.420.124Ag1.19100.4（2）时期

Rd1956.2

0.4

g1.A

2.09-9 总阻力总等积孔0.35N·S2/m8，属于通风容易矿井。5a。590%。⑤考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐调节由《煤矿设计规范》可知：矿井进、出风井井口的标高相差在150m以下，均400m时可以不计算自然风压。本矿井进、回风井在同一工业场地中布置，标高相差不足10m，虽然都超过400m，但是计算出的自然风压为10Pa左右，相比矿井通风阻力而言非常小。为了简化计算，设计中不计算自然风压，即取hn=0Pa。hsd——通风时期主要通风机静风压hme——表示矿井通风容易时期总阻力，1250.1Pa；hde——表示矿井通风时期总阻力，1956.2Pa；hn——表示自然风压，本矿井hn=0Pa；hb——20～50Pa50Pa。hse1250.10501300.1Pa主要通风机的实际通过风量Q

（9-（9-因有外部漏风（防爆门和通风机风硐漏风）通过主要通风机的风量Qf风量Q，用下式计算：Qf1.1Q

（9-1.1——Q——风井总风量，m3/s

Qfd1.1100.4110.44风量/风量/风压风量/风压作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程hfrRQ2

=2006.2/110.42=0.165 2K60No.28型轴流式风机，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，作图求出风机容易和时期的实际工况点M1、M2，如图9-5所示。2K60No.289-11装角效率由于minNm

（9-e——tr——传动效率，电动机与通风机直接相联取1N2601.20.921339.13（1）尘时，为了避免大量的CO和CO2等有害气体进入采掘空间，危及井下工人的生命风设施，并能在10min内改变巷道中的方向。当方向改变后，主要通风机的供40%2K58No.28型轴流式风机，这种风机反40%，即利用通风机翻转即可达到反风要求，故不本矿每年进行反风演次，每季度都要检查反风功能，保证随时可用严格掌握风量分配，保证各工作地点和机电硐室有足够的新按井下在册人数配备式自救器利用环境安全监测系统，及时测定中的粉尘浓度建立防尘、洒水降尘系统。对于煤流各点必须经常喷雾洒水相邻煤层及所有机巷道和回风巷道必须设置隔爆水泵采、掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘④打开煤柱放水时⑦底板原始导水裂隙有透水时10-1 12层13m410-5（1）万（2）万6（1）d（2）班27（1）万（2）8a9a（1）长m（2）倾向长m（1）高（2）（1）（2）（1）m-（2）m-（1）个1（2）个1m（1）m（2）m个2大巷方1t2（1）m（2）m/（3）m3/千4（4）t/（5）元专［］随着我国煤炭产量的逐年加大，矿山开采条件的日益复杂，当前，软岩巷道［］软岩；变形规律；支护技20世纪初发展起来的以海姆、和金理论为代表的古典压力理论认为,作用论许多方面都有不符合实际之处，于是，坍落拱理论(也称为松软压力理论应运而生，其2050年代以来,人们开始用弹塑性力学来解决巷道支护问题,其中最著名的是Fenner和Kastner。2到了60年代奥地利工程师L.V.Rabcewicz()在总结前人经验的基础上，提出了一种新的隧道设计施工方法，称为新奥地利隧道施工方法(NewAustrianTunnelingMethod)，简称为新奥法(NATM)，目前已成为工程的主要设计施工方法之一。1978年，L.Mttller()教授比较全面地论述了新奥法的基本指导思想和主要原则，并将其概22条[5-6]。其中主要的是：强度靠钢筋网、钢拱架和锚杆达到,而不是加厚衬砌或支护截面。(或)/01980年,奥地利土木工程学会空间分会把奥法定义为在岩体或土体中设置的以使2.1将岩体视为承载体,这种认识上的重大转变给支护带来了一场,它提倡的主动支护和柔性支护方法(锚喷、注浆等)对软岩是有效的。施工过程中,通过量测来掌握围岩稳定状态,发现情况可以及时采取措施,与传统的钢拱架厚壁混凝土支护体系相比,新奥法支护结构是以锚杆、喷混凝土、可缩可塑性钢拱架等材料构成的薄壁柔性的支护结构。薄壁柔性结构在受剪状态下工作,传统方法构筑隧道是在凹凸不平的岩层表面构筑防水层,难于得到可靠的防水效然后再做二次被覆,从而大大提高防水效果。2.2199410新奥法施工的隧道发生,甚至了一场始于英国,波及国际的围绕新奥法的激烈争如何达到新奥法既安全又经济的最佳支护状态,如何合理地确定支护力的程相关的性学术会议召开了20余次,使工程软岩问题的理论研究进入了一个新2050年代提出“轴变论”理论,它是运用连续介质和静力学方法巷道垮的稳定轴比“高、宽之比”是有规律的,它决定于地层原始应力(地应轴变论是分析围岩破坏规律的理论,2起来的,其观点可以概括为:对于巷道支护,一味强调支护刚度是不行的,特别是对于松软岩土围岩要先柔后刚,先抗后让,柔让适度,稳定支护。由此发展起来的支护形式有锚喷3锚喷-论的要点是:对软岩总是强调放压是不行的,放压到一定程度后,要坚决顶住,即采用高标4松动圈理论是由中国矿业大学教授,其主要内容是:凡是坚硬围岩的露巷道,其围岩松动圈都接近于零,此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在,但并不需要支锚喷支护机理:根据围岩松动圈支护理论,锚喷支护的机理和支护参数应以松动圈的大小来确定。由于围岩松动圈产生过程中的碎胀力是支护的对象,因而可按分类表将其合3种情况,以理论方法确定锚喷支护的参数。小松动圈支护机理。当L0~40cm时,称为小松动圈。当L=0时,意味着开巷后围岩只有弹塑性变形,其变形量小,变形时间短,因此不存在支护问题。对于整体性好、耐风化的围岩可不支护，因此，锚、喷都无必要。通过工业试验,单独使用喷混凝土支护的条件为L=0~40cm。L40~150cm时,称为中松动圈。围岩的碎胀力比较明显,L值一般4kN可满足支护要求。应当强调的是锚杆作为主体支护,喷层将只作为锚杆间围岩的支护和防止围岩风化,因此喷层厚50~100mm。L150cmL150cm是围2~3层料石碹常被压坏,围岩变形量大,变形时间长,支护不成功时底鼓严重。对于这类围岩,必须选用较70%以上)颗粒小于0.005mm的粘土。粘土的矿物成分有高岭土、伊利石或水云母和蒙脱石等。泥岩易于风干，置于水中几小时至几天崩解,风干后再吸水则有或多或少膨胀性;高岭土和伊利石膨胀性微弱。泥岩的膨胀性主要来自蒙脱石,蒙脱石含量越高,膨胀性越且蠕变性强,在低应力水平就发展到不稳定蠕变,随着含水量的改变,泥岩的一些物理性质随着改变。泥岩的强度低、塑性变形大、蠕变性强,而且有的泥岩风干后再遇水有膨胀性。所以如果巷道底板赋存泥岩,将表现为底鼓现象,若巷道四周都是泥岩,则各方向都将产生较大的塑性变形蠕变变形甚至膨胀变形,给巷道带来较大的25MPa的松散、破碎、软弱及风化膨胀性一类岩体杂地质介质。国际岩石力学学会将软岩定义为单轴抗压强度(σc)在0.5～25MPa的一类岩石,其分类依据基本上是依强度指标。该软岩定义应用于工程实践中会出现,如巷道25MPa的岩石也不会产生软岩的特性;相反,大于25MPa的岩石,其工程部位足够深,地应力水平足够高,也可以产生软岩的大变形,大地压和难支护的现象。因此,地质软岩的定义不能用于工程实践。水平的大多表现为软岩的力学特性,强度低于工程力水平的则可能表现为软岩的力学特性;而对于同种岩石,在较低工程力作用下,则表现为硬种岩的变形特性,在较高工程力作用下,则可能表现为软岩的变形特性。物理化学特性。以及在工程力的作用下产生显著变形的机理作为分类的主要依据,软岩分为五类:即低强度软岩、膨胀性软岩、力软岩、节理化软岩和复合型软岩。按《煤矿井巷工程锚喷支护设计试行规范》中围岩的分类分5类Ⅰ稳定、Ⅱ稳定性较好、Ⅲ中等稳、将软岩分为膨胀性软岩（也称低强度软岩）力软岩、节理化软岩和复合型软岩四种类、1所示。σε其本质，软岩巷有复杂的复合型变形力学机制，要对软岩巷道稳定性实行有效控制，综合优化原则。一个优化的软岩巷道支护，要同时满足三个条件：a能充分地释放围岩变形能；b.能充分地保护围岩的力学强度；c.使支护造价小而巷道稳定性好。上述四25#U型钢支护改变了对围岩的支护方式，减小了顶压对巷道的破坏程度,进而又更替使用了更大强度的29#U型钢，使巷道的支护强度得到了更进一步的提高。在采用U型钢网支护的过程中，通过卸压使力区向围岩深部转移，减少了本成型的巷道初喷沙浆(10~20mm厚)护顶作临时支护，然后打锚杆挂金属网喷浆进行二次支护达到成巷为永久巷道。在破碎岩体中还需架设U1.5m1.8m。锚0.8×1.m0.7×0.7m提高了锚杆支护形成的组合拱的厚度和强度。随着矿井向深也未能部分地段巷道的变形,但采用锚喷支护U型钢棚支护的地段支护效果较+U++构的变形，失稳和破坏，因此单一支护形式，如木支架，金属支架，U型钢支架等支护形在世界范围内,被广大科技人员和工程师们接受的关于锚杆支护理论有悬吊理论、悬吊理论认为:锚杆支护的作用就是将巷道顶板较弱岩层悬吊在上部稳定的岩层上,分布,顶板出现松动破裂区,这时锚杆的悬吊作用就是将这部分易冒落岩体悬吊在深部未松动的岩土上,这是悬吊理论的进一步发展。悬吊理论最直观地揭示了锚杆的支护作用,在分析过程中不考虑围岩的自承能力,而层较厚,围岩破碎区范围较大,受锚杆长度所限,无法将锚杆锚固到上面坚硬岩层上,悬组合梁理论认为:在层状岩体中开挖巷道,当顶板在一定范围内不存在坚硬稳定岩层如果顶板岩层中存在若干分层,顶板锚杆的作用,一方面依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力,防止岩石沿层面滑动,避免各岩层出现现象;另一方面,锚杆杆体可增加岩层间的抗剪强度,岩层间的水平错动,从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁成一个较厚的岩层(组合梁)。这种组合厚岩层再上覆岩层载荷的作用下,其最大弯曲组合梁理论认为锚杆的作用是将顶板岩层锁紧成较厚岩层。在分析中,将锚杆作用与围岩的自稳作用分开,与实际情况有一定差距,并且随着围岩条件的变化,在顶板破碎、组合拱理论认为:在拱形巷道围岩的破碎区中安装预应力锚杆时,在杆体两端将形成分布的压应力,如果沿巷道周边布置锚杆群,只要锚杆间距足够小各个锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错,就能在岩体中形成一个均匀的压应带,即承压拱,这个压缩拱应力状态,其围岩强度得到提高,支撑能力也相应增大,因此锚杆支护的关键在于获取较大的承压拱和较高的强度,其厚度越大,越有利于围岩的稳定和支撑能力的提高。组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆支护的作用机理,但在分析过程中没有深入考虑围岩!支护的相互作用,只是将支护结构的最大支护力简单相加,从而得到复合结构总的最大支护阻力,缺乏对被加固体本身力学行为的进一步分析探讨,计算也与实际情况存在一定差距,一般不能作为准确的定量设计,但可作为锚杆加固设计和施工的参考。W.Jgale5~2.5倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响,且有三个特点:(1)与最大水平应力平行的巷道受水平应力影响最小,顶底板稳定性最好;(2)的巷道,其顶底板变形破坏偏向某一帮;(3)与最大水平应力垂直的巷道,顶底板稳定性最在最大水平应力作用下,顶底板岩层易于发生剪切破坏,出现错动而膨胀造成围岩变形,锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直与轴向的岩层剪切错动,因此必须要求随着锚杆支护理论研究的深入,开始涉及到锚杆支护机理的实质性问题,国内外学者对经锚杆锚固后围岩岩体力学性能的改善进行了研究,程度不同地探讨了锚杆加固后岩石强度、弹性模量E、内聚力、和内摩擦角等问题,取得了相应的研究成果:()锚杆可以可以提高岩体的E、C并认为锚固体的提高较大,而提高的幅度不大;(2)固区域围岩具有正交异性,在锚杆沿着试件的轴向,围岩的弹性模量E随着锚杆密度的增C(3))度和刚度有关,并从不同角度提出了最佳的锚杆布置方案;(5)锚固的变形破坏符合!6)锚杆支护在力学上等价于对孔硐周围岩体施加一定量的径向约束力。6巷道围岩松动圈理论(1)等,则为圆形松动圈;若垂直应力和水平应力不相等,则为椭圆形松动圈,且其长轴与主应力方向垂直。若围岩不是各向同性,则在岩石强度低的部位将产生较大松动圈。(2)松动圈的形成有一个时间过程,松动圈发展时间与巷道收敛变形在实践上一致。3)(4)L∀150cm时,为大松动圈,属于软岩,其支护机理为组合拱理论。该理论有很大的先进性,并在重要方面未7该理论是基于岩体中存在的水平应力,由的博士。其主要内容有(1)锚杆长度范围内的顶板离层得以控制,建立了刚性梁顶板,它本身形成一个压力自撑(2)刚性梁顶板可充分利用水平应力来顶板的稳定性。水平力的存在,在一定程度3)压力减少。与无预应力锚杆支护的1成本,提高巷道掘进速度。而要使巷道顶板1多型号的锚杆。高强度、可延伸、全长锚固是发展的趋势。新汶矿业()公司研制了20MnSiQ23540%新型锚杆还有:1)2)新型交叉异形树脂锚杆,锚固端采用国内首创的交叉异性结构,是目前推广使用的一种新型锚杆。3)小直径管缝式A3钢制成,刚度大,弹性张力大,能达到或超过大直径管缝式锚杆的性能;但其加工成本高,对转孔质量要求高,适用于控制松软岩石。4)高强度螺纹钢锚杆,其强度达到澳大利亚SCI公司技术标准,尾部滚制螺纹,树脂卷全长锚杆。(5)高强度复合竹合理地选择各类锚杆,积极推广1三小锚杆支护技术。岩体经锚固后其峰值强度和残余强度均得到提高。但随锚杆密度的增加,锚杆对岩体用是改变岩石的支护结构,在条件下,顶板锚杆的主要作用是成拱作用。根据复合材个锚杆得以挤压加固,表面裂隙闭合,结力、内摩擦角提高,由摩尔应力圆可知,围岩抵抗的围岩形成一个强度高于普通岩体的压缩墙,该范围内的岩体整体抵抗外部围岩的应力。研究表明,宏观上沿硐室轴向围岩裂隙发育,张开度较大,浆液渗透性好;浆液注入排除了原先存在于结构面空隙中的水分和空气,改变了岩石中各种物质的比例关系,使破锚网喷技术在原有锚杆支护和喷射砂浆支护的基础上另加一层锚网将前两中支护很好地结合于一体既充分发挥锚杆作用又充分发挥喷射砂浆的作用同时喷射砂浆后的锚网使围岩表面的破碎带圈整体化使原有破碎围岩平整均匀增加抗弯抗剪能力并具有锚网喷支护突破了传统旧的支护形式和支护理论不是的对破碎的围岩施加一定压力使其不被落下而是主动地保持围岩的完整性稳定性控制围岩变形位移及裂隙发展充分发挥围岩自身的支承作用即以保为主以支为辅是加固并保护松动圈而不是支锚杆支护是锚网喷支护中的支护主体通过锚杆围岩内部并与一定范围内的围岩共同作用来支护巷道在锚杆挤压加固的作用下很好的将锚杆围岩连接让围岩保持一定稳定性此时围岩既是外载来源又是支护结构能充分发挥围岩自承能力上喷射砂浆支护作用主要体现于点加固与防止风化作用喷射砂浆以较高的速度射入张开的节理裂隙产生如同石墙灰缝一样的凝结作用从而提高了岩体的凝结力和内摩擦角直接提高了围岩的强度改善围岩应力状态作用一方面可将围岩表面的凹凸不平处填平消除因岩面不平引起的应力集中现象另一方面可是巷道周边围岩由单向或双向受力状态转化为三向受力状态提高了围岩的强度柔性支护结构作用喷射砂浆的凝结强度大能和围岩紧密地凝结在一起共同作用具有一定的柔性可以和围岩共同变形产生一定量的径向位移在围岩中形成一定范围的非弹性区使围岩的自支撑能力得以充分发挥与围岩共同作用可以使喷层与岩石的粘结力和抗剪强度足以抵抗围岩的局部破坏防止个别危岩活动滑移或坠落这样不仅能保持围岩自身稳定并且能与喷层构成共同承载结构通过金属网大大改善了以往点锚杆的支护形式增加了锚固挤压的全面积在锚杆长度相同密度相同的时候增大了挤压加固拱的作用增强了巷道抵抗破坏的能力同时金属网将喷层和巷道壁连接于一起防止喷层和巷道壁之间脱落离层提高了喷层的抗剪抗拉能力同时金属网将锚杆喷射砂浆两种支护方式有效的相结合提高了对松散破碎的软(6),受地压冲击时受力不均匀，易开裂、变形，巷道较。服务年限较长的巷道仓、绞车房等，以及对巷道断面尺寸要求较严格的峒室巷道断面形状和断面尺寸合理与否,直接影响着煤矿安全生产和经济效益的提高。因此,巷道设计基本原则是:在满足安全与技术要求的前提下,力求提高断面利用率,缩小断面、降低造价。在软岩地层中设计巷道,采用砌碹支护时,其形状多采用圆形。这是因为软岩层顶压、侧压很大,底鼓较严重,而圆形碹体受力均匀,抗压强度高,能较好地抵抗来自各个方向的压力,相对于其它形状巷道变形较小。在实践中,根据不同的岩石性质和用途,也可采用椭圆形或直墙半圆拱加反底拱的支护形式。350mm～450mm为宜。砌碹支护属刚性支护,当地压过大时,碹体很容易被压碎,崩落,影响安全生产。因此，一些矿井正在探索用“刚柔结合,先柔后刚”的支护方式来克服各种压力的不良影响。如龙口市煤矿采用碹体水平缝隙加垫木楔的方法,使碹体的抗压能力有了显著提高。重视打眼工、、U型钢可缩性支架是广泛应用于煤矿岩巷的一种支护，其最大优点是当围岩作用与光滑的U型钢支架出现点接触现象，引起支架的受力不均匀，造成支架在复杂力系作结果和使用经验表明，U型钢可缩性支架壁后充填技术可以使支架均匀受力，有效地发挥支架的性能，在壁后密实充填的情况下，U型钢支架的承载能力可比不进行壁后充填时提2.5～3倍。因为将一定厚度的胶结硬化材料进行壁后充填，可使支架与围岩紧密接触，从无壁后充填情况下的“支架-围岩”作用体系变成了“支架-充填层-围岩”三位一体的作用U所谓的离壁支护是指在料石碹或U一次支护主要是加固围岩,提高其自支承能力,保证巷道在安全的条件下允许围岩在控制下释压变形,以适应软岩的变形力学性质。在此基础上,为保证巷道的长期稳定和服务期间的安全,在围岩变形稳定后适时进行二次支护,使一、二次支护共同支承围岩应力,给巷道围岩提供最终支护强度和刚度,同时还要起到安全储备作用。(1)(2)(3)充分利用高强高预应力锚杆支护特性,发挥支护能力强的优势,为系统提供支护强(4)适时支护,主动促稳而不是等稳(5)采用料石碹或U型支架等支护方式。该方式适用于深部松软破碎，具有力、低强度、2.0~3.0m2~3MPa，显著提高了破裂区、煤体注浆加固后锚杆锚固力一般可提高10kN以上。何满潮，邹正盛，．软岩巷道工程概论[M]．徐州：中国矿业大学[J]200928（9）J]岩石力学与工程学报,1998,17(张兴文,等.软岩巷道合理支护形式的研究[A].第五届青年岩石力学与工 集[C].广州:华南理工大学,1999:291～297.翻分MiningsubsidencecontrolbysolidbackfillingunderZHAJian-feng1,2,3,GUOGuang-li1,2,FENGWen-kai3,WANGQiang1,KeyLaboratoryforLandEnvironmentandDisasterMonitoringoftheStateBureauofSurveyingandMap,UniversityofMiningandTechnology,Xuzhou221116,;JiangsuKeyLaboratoryofResourcesandEnvironmentalInformationEngineering,UniversityofMiningandTechnology,Xuzhou221116,;StateKeyLaboratoryofGeohazardPreventionandGeoenvironmentProtection,ChengduUniversityofTechnology,Chengdu610059,Received19June2011;accepted10November:Solidbackfillingminingcanreducethebuildings’damagecausedbymininggreatly.Thereductionofsubsidencevalue,theslowadvancingspeedandthesubsidencecausedbybackfillingbodycompactionarethemainreasonsthatsolidbackfillingminingvelocitydecreasessignificantly.Basedontheresearchofmechanism,someprinciplesonsubsidencecontrolofsolidbackfillingminingunderbuildingswereproposed.Theequivalentminingheightwasdesignedaccordingtothefortificationcriteriaofbuildingsandtheirattaentstructures,whichenablesthegroundmovementanddeformationcausedbyminingtobelessthanthecorrespondingfortificationcriteria.:solidbackfillingmining;subsidencecontrol;miningunder1Coalresourcesexploitationleadstoaseriesofenvironmentalproblems,suchassolidwastepollution,farmlandreduction,andbuildingsdamage.Meanwhile,plentyofcoalsunderbuildings,waterandrailwaysarenotexploitedin.AccordingtothedatafromCoalMinistry,coalunderbuildingsaccountsfor63.5%ofthetotalburied13.79billiontonscoal[1].Conventionalmining(cavingmethod,stripmining,etc)usuallycausecontradictionbetweencoalmineandlocalresidentsinadditiontolossofresources.Solidbackfillingminingisthetechnologywhichusesequipmenttofillgangue,coalashesandothersolidwasteintogoaftooccupythespacecausedbycoalexploitation.Therefore,theroofandfloormovementspacedecrease,andthesurfacesubsidencedecreases.Meanwhile,duringtheprocessoffilling,largenumbersofgangue,coalashesandothersolidwastesareconsumed.So,wecancallthesolidbackfillingminingagreentechnologywhichintegratessubsidencecontrolwithenvironmentNow,environmentpollutionandminingunderbuildings,waterandrailwaysarebigproblemin.Morecoalminespayattentionstosolidbackfillingmethodduetoitssuccessfulindustryexperiments.Recently,severalcoalmines,suchasXingtai[2],JiningNo.3[3],Zhaizhen[4]havesuccessfullyappliedthisnewmethod.Basedontheysisonsubsidencecontrolmechanismofsolidbackfillingmining,principlesofsolidbackfillingminingdesignaregiveninthiswork.Moreover,fortheaimofsubsidencecontrol,designmethodsofsolidbackfillingminingarealsoproposed.2SubsidencecontrolSolidbackfillingminingSolidbackfillingminingtechnologycontainsthreeclasses:fullymechanizedsolidbackfillingminingtechnology,conventionalmechanizedsolidbackfillingminingtechnologyandroadwayexcavationsolidbackfillingminingtechnology.Amongthem,fullymechanizedsolidbackfillingmining,whoseworkingfacelayoutmodeissimilartofullymechanizedmining,isthemostwidelyusedone.Inthecaseofsolidbackfillingtechnology,thefillingworkingfaceisdeployedononesideofthegoaf(i.e.,atthebackofminingworkingface),andatransportationbelt,whichshiftsthesolidmaterialtoscraperchainconveyor,issetintheheadentryofworkingface.Twoscraperchainconveyorswiththesamedirectionaresetatthefrontandrearofhydraulicsupport.Therearofhydrauliconeiscalledsolidbackfillingconveyor,whichhangsunderthehorizontalrearcanopyandseveraldropholesaremadeonit.Solidbackfillingconveyorisconnectedwiththetransportationbelt,thensolidmaterialscanbetransportedtosolidbackfillingconveyorandfallfromdropholes,untilthegoafisfullofsolidfillingmaterial.Allthebackfillingtaskscanbedoneattheshieldofhorizontaltailbeam(Fig.1).AsshowninFig.1,solidfillingmaterialsfallintogoafthroughdropholesonsolidbackfillingconveyor,andthentheyarecompactedbythepush-tampequipmentwhichissetatrearofhydraulicsupport,finallythedensityandratioofbackfillingbodycanbeSubsidencereductionFromthedescriptionofsolidbackfillingminingtechnology,thegoafisoccupiedbycompactedsolidmaterial.Thecommonsolidbackfillingmaterials(gangue,coalashes,loess)arediscretemedium.Whilethegroundpressureisadded,backfillingmaterialswillbecompacted,brokenandtheparticlegradationcanbeimproved,whichcanenhance pactsignificantly.Figure2showsthestress—straincurveoftheganguecompressioninthecylindercompressiontest.Whenthesubsidenceincreases,thereactionofoverburdenstratasufferedfrombackfillingbodyraisesuntilitisbalancedwiththeoverburdenstrata’spressure,andthenstratamovementstops.Alotofsimilarmaterialsandnumericalsimulationresultshowthat[6−7]theoverburdenstratausuallydevelopsfracturingzonesandbendingzoneswhenthesolidbackfillingtechnologyisused,andtheoverlyingstratasubsidesheterogeneously.Therefore,inthecriticalminingconditions,thesurfacesubsidencevalueofsolidbackfillingminingdependsmainlyonthesubsidenceofroofwhichisdeterminedbyminingheightandfinalcompressionvalueofthebackfillingbody.Comparedwiththecavingmethod,theroofsubsidencespace,whichisthedifferencebetweenthe height compressionheightofbackfillingmaterial,decreasessignificantly.Thisisthemainreasonwhysolidbackfillingminingcanreducesubsidence.SlowdownsubsidencevelocityInfact,stratamovementofsolidbackfillingminingisaprocessthatoverburdenstratamovestowardsgoafandcompactsthefillingbody,thenthefillingbodyisconsolidatedandthe pressionabilityofitincreasesuntilthereactionis balancedwiththepressofoverburdenstrata.Aftercoalexploitation,thegroundpressureatthetopofcoalseamdivertstothewings,andatthistime,thefillingbodyisunloaded.Whiletheworkingfaceisadvancing,thestressonthefillingbodywillrecovertotheoriginalrockstress,withthefillingbodycompressedto“release”subsidencespacecorrespondently.Thesubsidencespaceofroofdecreasesanditderivesfromthe“release”spaceofbackfillingbody’scompactionwhichisthebigdifferencebetweensolidbackfillingminingandcavingmethod.Thesubsidencevelocitydependsontheadvancingofworkingface,thedepthofmining,theumsubsidencevalue,theinclinedlengthofminearea,etc.Theresultsshowthatsubsidencevelocityhasapositivecorrelationwiththeadvancingspeedofworkingface,theminingheightandtheumsubsidencevalue,whileithasanegativecorrelationwiththedepthofmining[8−9].Thesubsidenceofsolidbackfillingminingcanreducegreatly.Meanwhile,theadvancingspeedofsolidbackfillingminingisslowerthanthatbythecavingmethodforitstechnologicalcharacteristics.Moreov