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 礦區概述及井田地質特 礦區概 交通位 地貌水 氣 ................................................................................................................礦區內工農業生產、建筑材料等概 區域電 水 井田地質特 井田地質構 水文地 地質勘探程 煤層特 煤 煤層頂、底 煤 瓦 煤塵及煤的自 井田境界和儲 井田境 井田境界及確定依 井田尺 礦井工業儲 井田地質勘 儲量計算基 礦井地質儲量計 礦井工業儲量計 礦井可采儲 工業廣場保護煤 礦井設計儲 礦井設計可采儲 井田境界和儲 礦井工作制 礦井設計生產能力及服務年 確定依 礦井設計生產能 礦井服務年 井型校 井田開 井田開拓的基本問 確定井筒形式、數目、位 工業場地的位 階段劃分及開采水平的確 主要開拓巷 礦井開拓延 方案比 礦井基本巷 井 井底車場及硐 主要開拓巷 準備方式—采區巷道布 煤層地質特 采區位 采區煤層特 煤層頂底板巖石構造情 水文地 主要地質構 地表情 采區巷道布置及生產系 采區范圍及區段劃 煤柱尺寸的確 采煤方法及首采工作面工作面長度的確 確定采區各種巷道的尺寸、支護方 采區巷道的聯絡方 采區順 采區生產系 采區內巷道掘進方 采區生產能力及采出 采區車場選型設 采煤方 采煤工藝方 采區煤層特征及地質條 確定采煤工藝方 回采工作面參 回采工藝及設 回采工作面支護方 端頭支護及超前支護方 各工藝過程注意事 回采工作面正規循環作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道參 井下...........................................................................................................................概 井下設計的原始條件和數 距離和貨載 礦井系 采區設備選 設備選型原 采區設備的選 大巷設備選 7.3.1大巷設備選 輔助大巷設備選 礦井提 概 主副井提 主井提 副井提 礦井通風及安 礦井地質、開拓、開采概 礦井地質概 開拓方 開采方 變電所、充電硐室、 工作制、人 礦井通風系統的確 礦井通風系統的基本要 礦井通風方式的選 礦井通風方法的選 采區通風系統的要 工作面通風方式的確 回采工作面進回風巷道的布 礦井風量計 礦井風量計算方法概 回采工作面風量計 掘進工作面風量計 硐室需要風量的計 其他巷道所需風 礦井總風量計 風量分 礦井通風阻 確定礦井通風容易時期和時 礦井通風容易時期和時期的最路 礦井通風阻力計 礦井通風總阻 礦井總風阻及總等積 礦井通風設備選 通風機選擇的基本原 通風機風壓的確 電動機選 礦井主要通風設備的要 對反風裝置及風硐的要 特殊的預防措 預防瓦斯和煤塵的措 預防井下火災的措 防水措 設計礦井基本技術經濟指 參考文 深部巷道錨桿支護技 引 開采深度與巷道圍巖的變形關 中國的研 德國的研 前的研 深井巷道錨桿支護的關鍵理論與技 深井巷道錨桿支護理論基 深部巷道錨桿支護作用機 深部巷道錨桿支護技 工程實 巷道地質及生產條 地應力測 巷道圍巖穩定性分類及計算機輔助設 巷道支護設 支護質量監 支護效果和經濟效益分 結 參考文 英文原 Theperformanceofpressurecellsforsprayedconcretetunnel Factorsaffectingthepressuresrecordedbytangentialpressure Cell Installation Numericalandphysicalexperiments,andresultsfrom Numericalmodellingtoassesstheeffectsofcell Physical 中文譯 噴射混凝土巷道應力測量儀的性 1前 切向測力儀測量巷道應力的影響因 測力儀特 安裝影 安裝后的影響因 數字模擬與物理實驗和檢測結 數字模擬實驗評估壓力計流體的影 物理模擬實 討 結 渦北井田位于淮北平原西部，行政區劃屬省渦陽縣管轄。井田中心南距渦陽縣線，往西南經阜陽可接入京九線。井田附近在濉～阜鐵有渦陽和龍山兩個車站，距井5km11km。經懷遠可進入淮河，還可經洪澤湖于轉入京杭運河進入長江。因此，本區地理位置優越，交通方便，礦井具備鐵路、公路和通航河流三種1-1-1。

水位（1963年8月7日）標高為+30.45m。區內溝渠，均為人工開挖的灌溉溝渠，較41.2℃，最低氣溫－24113根據《中國動參數區劃圖》（GB18306－2001），本區烈度為Ⅶ度8226本區電源充沛可靠。渦陽縣城南現有220/110/35kV區域變電所，其變壓器容量為1×120MVA+1×90MVA，為雙回路供電方式。設計礦井供電電源引自渦陽縣城南1-2-1 厚度主要巖性界系統組新系更生2層細砂及粘土質砂。中段：棕黃3～5層粘土3～6層砂質粘土及粘界）58巖性為灰綠色粘土和半固結及固結狀灰1-2-1 厚度主要巖性界系統組古二>疊上石盒子組生系下石盒子組煤層，62、63山西組11（組界系組色～固始斷裂和豐渦斷裂所圍成的菱形塊內。井田主體構造表現為一斷層（塊）切的F1斷層以東，地層近南北，傾角變化不大，一般在20°左右F1斷層以西，地層傾角則相對較為平緩，但沿有一定的變化。北部寬緩，地層走地層也逐步拐向東南方向。落差≥30～＜50m1落差≥50～＜100m2條；落差≥100m1有46個解釋小于10m的孤立斷點。區內巖漿活動不甚強烈，僅在井田邊緣有兩個鉆孔（61、127孔）見到。根據已有資料新生界松散層含、隔水層（組第一含水層（組31.30～35.40m33.66m14.85～26.00m，20.85m。該層（組）2～3層薄層狀砂質粘0.299～0.747g/LHCO3-K+Na·Mg·Ca型水。第一隔水層（組第二含水層（組86.30～97.10m91.39m12.00～28.50m20.50m，5～8層砂質粘土或粘土組成。據供水總結抽水試驗資24.46～28.01mq=0.099～0.564L/smHCO3-K+Na·MgSO4·HCO3·CL-K+Na型水。第二隔水層（組底板深度116.40～142.30m，平均為121.48m。隔水層厚度12.80～46.50m，平均為第三含水層（組260.20～297.60m269.70m69.50～124.10m，平均厚第三隔水層（組6～121.40～32.30m10.59m。該層組為井田內重要隔水層（組），使其上部的地表水及一、二、三含水與下部第四含水層（組本礦第四含水層（組）410線局部地段呈透鏡狀分布。據CL·SO4－K+Na型。基巖含、隔水層（段（1）1～2煤組隔水層（段（2）3煤上下砂巖裂隙含水層（段5.00～28.50m（3）4～5煤組隔水層（段2～430～80m，一般厚度為60m，巖性致密，裂隙不發育，鉆探僅在12孔4煤組下砂巖漏水，2%，隔水性能好。（4）6煤組頂板砂巖裂隙含水層（段層段一般裂隙不發育，鉆探無漏水現象。（5）8煤組頂、底板砂巖裂隙含水層（段砂巖組成，裂隙不甚發育，鉆探時無漏水現象。段水質差，補給水源有限，逕流條件差，富水性弱，以量為主。（6）8煤組下隔水層（段17.26～66.41m30m左右，以鋁質泥巖、泥巖和粉砂巖為主夾少量砂巖，裂隙不發育，鉆孔時無漏水現象，隔水性能較好。（7）10～11煤間砂巖裂隙含水層（段該段主要以中、細粒砂巖和砂泥巖互層夾少量泥巖和粉砂巖組成。含水層厚17.40～53.96m，平均厚度為32.77m，裂隙一般不發育，富水性弱，鉆孔時無漏水現象。（8）11煤下隔水層（段密完整，鉆孔時無漏水現象，能起一定隔水作用。太原組石灰巖巖溶裂隙含水層（段14.49mK+Na·Mg型。本溪組隔水層（段2～336.72m，巖性致密完整，鉆探時無漏水現象，具有一定的隔水作用。奧陶系石灰巖巖溶裂隙含水層（段主要由深灰色略帶肉紅色的白云質灰巖組成。僅有61孔10.76m，裂隙較發育，54513條。斷層破碎帶巖性較混雜，主要以泥巖、粉砂巖及少量砂巖，擠壓揉皺現象嚴重，但鉆探時均未發生漏水。第一含水層（組）要排泄途徑以垂直排泄為主，及人工開采和蒸發。在渦河河水與一含水有密切的水力聯系，表現為汛期渦河水補給一含水，平、枯水期一含水補給渦河。新生界第二、三含水層（組）新生界第四含水層（組）部地表水及一、二、三含水無直接水力聯系。由于第四含水層（組）不發育，含水層“四含水不僅與煤系砂巖水有一定水力聯系而且還是溝通基巖各含水層水之通道二迭系主采煤（組）砂巖裂隙含水層（段）上覆新生界松散層第四含水層（組）水緩慢入滲補給。其補給條件差，補給源有限，太原組和奧陶系石灰巖巖溶裂隙含水層（段其水均屬承壓水，主要通過層間逕流補給以及淺部露頭帶接受上覆新生界松散層112煤層屬底板進水巖溶充水礦床，水文地質條件中等。故本井田應屬以采煤層頂底板砂巖裂隙水涌水量為275.35m3/h。太原組石灰巖巖溶裂隙水可能突水量為71.76＋275.35＝347.11m3/h。420m3/h。＝843.07m3/h勘探采用了高分辨率數字技術與鉆探、數字測井相結合的綜合方法，共施工模擬39059465727.44m4.95可行性研究設計階段，進行了井筒檢查孔（3個）的施工，提交了井筒檢查孔地質水文報990m20～3020～26m。1、2、3三個煤組，多為薄煤層。4、5、6、8等四個煤組，為井田主要含煤段。10、11二個煤組，煤層薄。全井田可采和局部可采的有、、、、等五層煤層，總厚度10.10m，占煤層886329.01m9.1～10.7m，平10.0m100%。結構簡單，1/38煤層為較穩定煤層。煤層頂板以泥巖為主，粉砂巖、細砂巖次之，粉砂巖、細砂巖1-3-18巖811.3～25.6MPa，巖石力學強度較低，變形模34.1～63.2MPa8JM，低中灰、特低硫、1-3-28MadAdVdaf碳Cdaf氫Hdaf氮NdafSt,d磷Pd地質報告未對各煤層的煤與瓦斯突出性作出評價根據煤炭科學研究總院重慶分院煤塵性鑒定報告，8煤火焰長度65mm，抑制煤塵最低巖粉量為75%。根據淮北礦業公司衛生防疫站粉塵檢驗報告，粉塵分散度如下：2um為46.5～Sio20.25～1.47%7.37～12.05%。以還原樣與氧化樣著火點溫度之差△T1－3－320℃以內。8煤層為很易自燃～不自燃。綜合看，88煤層△T1－3為34℃，77天。伏露頭線，西止于－1000m水高線的地面投影線。平面上呈一不規則的矩形。F4280m1000m，受該兩條以深煤層尚未勘探。由于－1000m以深煤層單獨建井從技術經濟方面考慮不成立，因此，8號煤層。井田的最大長度為6.98km，最小長度為5.68km，平均長度為6.30km3.10km1.88km2.46km。25°15°2.30km。S=H×式 L—井田的平均長度則，井田的水平面積為：S2.30×6.3014.49（km2）2-1-1。 14.49km2勘探采用了高分辨率數字技術與鉆探、數字測井相結合的綜合方法，共施工模擬39059465727.44m4.95可行性研究設計階段，進行了井筒檢查孔（3個）的施工，提交了井筒檢查孔地質水文報0.70m，原煤灰分≤40%；0.05m時，與煤分層合并計算，復雜結構煤層的50%時，以各煤分層總厚度作為儲量計算厚度；CAD命令計算面積小塊的水平面積，由此可計算得出每個塊段的不Z=m×γ×式 Z——礦井地質儲量S——井田塊段面積，㎡m——煤層平均厚度,γ——煤層的容重，1.4t/m3α——各塊段煤層的傾角礦井塊段劃分見圖2-2-1。由塊段劃分圖和計算得出地質儲量見表2-2-1 稱傾角面積/煤層厚度儲量核算ABCDEF則礦井地質儲量為：Z=194.7Mt331332，經分類得出的333的大部，歸類為礦井工業儲量。70%、30%2-2-2。2-2-2探明儲量控制儲量其中：k=0.8（本井田地質構造中等簡單，煤層賦存穩定2-3-1。2-3-12.41.5Mt/a1417條規定工業450m2-3-1

2-3-1 Zs——礦井設計儲量；

Zs=Zg-Zg——P1——50mCAD面積法求得：Zs=190.806-式 Zk——礦井設計可采儲量Zs——P2——C——0.750.8；薄煤層不小于0.85。80.75計算。CAD根據《煤炭工業礦井設計規范》2.2.3330d計算，每16h。礦井工作制度采用“三八制”作業，兩班生產，一班檢修。1.5Mt/a。ZkAT式 T——礦井服務年限Zk——A——K——1.3～1.5。結合本設計礦井的具體情況，礦井1.3。Zk1=70.47Mt，3-2-2《煤炭工業礦井設計規范》（2010年版）礦井“一礦一井一面”井采用罐籠提升、下放物料，能滿足大型設備的下放與提升。大巷輔助采用架線電機車，能力大，調度方便靈活；《煤炭工業礦井設計規范》（2010年版）/Mt×a6.0礦井設計服務年限/Mt×a6.0煤層傾 煤層傾 ——煤層傾 ——、井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升通風排水和動力供應等生產系統這些用于開拓的井下巷道的形式、確定礦井開采程序，做好開采水平的合理確定礦井通風、及供電系統） ）必須執行煤礦安全生產的有關規定。要建立完善的通風、、供電系統，創造良好的生產條件，減少巷道量，使主要巷道經常保持良好狀態；15°～2521°，為緩傾斜煤層；水文地質情況比較簡4-1-1。式主要大巷的布置，石門工程量少。，不受崖崩滑坡和洪水。工業廣場宜少占耕地，少壓煤；距水源、電源較近，礦井鐵路線短，道路布置合理18450m400m。基巖露頭線-380m，埋藏最深處-1000m630m。根據《煤炭工業礦井設計規南北斷層F1貫穿整個井田，并且落差較大，因此宜將F1斷層之上沿-700m劃分為一-700m8年版）10～30m830m處為細砂巖，圍巖巖性好，適合將大巷布置在這一層位。巖石大巷優點是巷道條件好，在煤層底板中布置兩條大巷，分別為軌道大巷和大巷立井直接延深采立井延深時可充分利用原有的各種設備和設施提升系統單一，升、環節和設備，通風系統較復雜主、副井均為立井，第一水平設在-700m，上下山開采；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基價/費用/費用/門小計/煤量/t基價/費用/升石門煤量/t基價/費用/門小計/合計/4-1-3基價/費用/費用/門門小計/煤量/t提升高度基價/費用/石門煤量/t平均運距基價/費用/門門小計/合計/4-1-4基價/費用/費用/門小計/煤量/t基價/費用/升石門煤量/t基價/費用/門小計/合計/基價/費用/費用/門門小計/煤量/t基價/費用/石門煤量/t基價/費用/門門小計/合計/4-1-6施工速度慢，開拓配套的設備、人員，考慮到方案一減少了運煤環節，減少了距離，膠帶適用傾角4-1-74-1-84-1-9。數量基價/費用/費用/小計/小計/煤量/基價/費用/上山石門煤量/基價/費用/大巷基價/費用/2小計/數量基價/費用/費用/小計/小計/煤量/基價/費用/下山石門煤量/基價/費用/大巷基價/費用/2小計/百分比費用（萬元百分比3.8%掘進：下山掘井期間的裝載、等工序比上山掘進復雜，掘進數度慢、效率低、成本高，而且要比上山采取的安全措施，特別是防止跑車事故的發生；的情況下只能是一進一回，通風能力小，且新鮮向動，阻力大，兩下山間風壓差費用少及便于施工的特點，因此主井、副井及采用圓形斷面。6.5m33.18m2，井筒內裝備一16t的雙箕斗，井壁采用混凝土砌壁支護方式，表土段采用凍結法施工。此外，還布置4-2-1。4-2-24-2-6m28.27m2，表土段采用凍結法施工，井400mm4-2-34-2-3。井底車場是連接礦井井筒和井下主要巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯系著井筒提升和井下兩大生產環節，為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電和升降人員等各項工作服務，是井下的總樞紐。根據《煤炭工業礦井設計規范》（2010年版）4.2.1要求:井底車場布置形式應根據大巷方式，通過車場的貨載量、井筒提升方式、井筒與主要大巷的相互位置，地面大巷采用固定式礦車時，宜采用環形車場當井底煤炭和輔助分別采用底卸式及固定式礦車時宜采用折返與環當大巷采用帶式輸送機運煤，輔助采用無軌系統時，宜采用折返式或折返式與環形相結合形式的車場；若輔助采用有軌系統，則宜采用環形形式的車場；采用綜合開拓方式的新建礦井或擴建礦井，井下采用多種方式時，應本礦井底車場采用臥式環形井底車場，大巷采用膠帶輸送機，輔助采用電機車牽4-2-6。4798.08t959.6t5m，有效裝18m712t，能夠滿足礦井生產需要。直立煤倉通過裝載輸、副井系統硐室由水泵房水倉清理水倉硐室變電所調度及等候室組成，為節省管材，電纜及方便管理，同時考慮到錨索的安裝，故把變電所和水泵房布、（2010年版1000m3/h以下時，8h的正常用水量。250m3/h280m3/hQ0=280×8=2240m根據水倉的布置要求，水倉的容量為式 S——水倉有效斷面積，8.15m2；L——水倉長度，279.76m。則有：Q8.15×279.762280m由上式計算得知：QQ0、、 1.516t6.575033.184505044.1844.18 1.51t礦車雙層四車窄罐籠1t7.274140.715005066.4778.54 11.526.03428428.27536.32650.26 4-2-51）大此巷內采用鋼絲繩芯膠帶輸送機煤炭并鋪設有軌道采用蓄電池式電機車牽引，以便于膠帶輸送機的的維修。斷面需要滿足一定的要求，不設人行道。大巷寬度式 B1——大巷寬度300~500mm；d1——膠帶輸送機寬度，d1＝1400+120=1520mm；d2——蓄電池式電機車的寬度，d2＝1060mm；d3——蓄電池式電機車與皮帶機間距，d3＝310mm；c910mm。 +310+910=4600大巷的斷面和特征表如圖4-2-6，石門選用的斷面與大巷相同2）輔助大輔助大巷為一條雙軌巷道，并作進風巷使用，設人行道 B2——軌道大巷寬度，mm；a——人行道寬度，取1300mm；b——車輛邊緣至巷道壁的最小距離，主要巷道一般取580mm，采區巷道300~500mm610mm；d1、d2——蓄電池式電機車的寬度，d1＝d2＝1060mm；c——蓄電池式電機車的間距，630mm。B2= +630=4660軌道大巷的斷面和特征表如圖4-2-7，回風石門選用的斷面與大巷相同 準備方式—設計首采區東一采區位于井田東翼，F1斷層東部，F2條痕，玻璃～油質光澤，半亮～f2.3，不規則斷181.40t/m3。基本頂為細～18.04m23.05m21.17m，淺0.92～2.61m1.86m，淺灰～灰白色，層狀，垂直直接底為泥巖，1.69～5.28m3.5m，灰～深灰色中厚層狀，泥質結構、斷口較基本底為砂巖，5～7.75m6.60m，淺灰~~中粒砂巖。以m40m3/h50m3/h100m3/h120m3/h。90～310m40～70°。250m左右。50m20。。m的保護煤柱。采區軌道上山和上山布置在巖層中，水平間距25m，外側各留設20m保護煤柱。各區段巷道采巷掘進的方法，留10m寬的煤柱。放頂煤長壁采煤法，確定工作面割煤高度為3.0m，放煤高度7.0m，工作面采放比1:2.31.2m160m950m采區準備巷道均采用直墻半圓拱斷面，巷道凈寬4040mm，直墻為1600mm100mm800×800mm。區段巷道的尺寸應能滿足綜放工作面運煤、輔助和通風需要，確定區段平巷由于礦井采用并列式通風，副井進風，風井回風。開拓巷道布置兩條大巷，軌道大巷承擔進風和輔助任務，大巷承擔著煤炭和回風任務。通過采區下部車場與軌道上山和上山相連接。在采區內部，同一區段的兩個工作面各設溜煤眼。采區順采區采用兩翼開采，在開采區段一翼的同時準備另一翼。采區內工作面的順序見5-2-1。表5-2-1工作面順12345629工作面→27區段平巷→22溜煤眼→32采區上山→19采區煤倉→17大巷→8采區石門→17大巷→7井底煤倉→1主井→地面。地面→2副井→14軌道石門→16軌道大巷→12采區軌道石門→16軌道大巷→18采區下部車場→31采區軌道上山→23采區上部車場→28區段回風平巷→29工作面。地面→2副井→14軌道石門→16軌道大巷→12采區軌道石門→16軌道大巷→18采區下部車場→31采區軌道上山→21采區中部車場→28區段回風平巷→26聯絡巷→27平巷→2929工作面→28區段回風平巷→23采區上部車場→32采區上山→17大巷→8采區石門→17大巷→15石門→3風井。29工作面→28區段回風平巷→23采區上部車場→31采區軌道上山→18采區下部車場→16軌道大巷→14軌道石門→2副井→地面。地面變電站→2副井→10變電所→15石門→17大巷→32采區上→27區段平巷→29工作面29工作面→27區段平巷→31采區軌道上山→16軌道大巷→14軌道石門→9水→2EL-90型掘進機、ES-650型機SSJ650/2×22（SJ-44型可伸縮帶式輸送機STD800/40（SD40P型）帶式輸送機、JD11-4調度絞車、JBT-52-2局部扇風機和梯形金屬支架組成的成套設備。錨 γ式

k1——k2——工作面間產量不均衡系數，同采的工作面個數為1k2=1；A——工作面生產能力，1.42Mt/a。AB1.50Mt/a1.661Mt/a其中包括工作面回采落煤損失、區段煤柱損失，還有其它不可預知的煤炭資源損失，25m20m65m

P=2.38+1.05+0.89+0.31=4.63Mt=（18.8-4.63）/18.8×100%=0.80.850.754，符合規定。平車場通過能力大調車方便絞車房容易應用較多本設計選用逆向平車場下部車場包括大巷裝車式、繞道裝車式、石門裝車式三種形式。本設計中設計了大巷，大巷選用皮帶，為了減少環節，增加可靠性，采區設置了采區煤倉。 f2.31.40t/m31.86m，淺灰～m，淺灰～灰白色，中厚層狀細～中粒砂巖。采區絕對瓦斯涌出量為21.3m3/min，煤層無自燃發火傾向性，煤塵有性。190m3/h210m3/h。出適應各種條件的采煤設備；支架及配套的采煤機設備小、輕便，回采工作面搬家方2.0～3.5m，回采工作面煤壁增壓小，煤壁穩定，生產環節良好；工作面93%～97%以上；缺點：巷道掘進較多，萬噸掘進率高；工作面單產低，單產提高；開采投入高，分層開采人工鋪網勞動強度大，費用大；加劇緊張的，需要等到再生頂板穩定后巷道掘進較少，減少了巷道的工程量，同時生產也相對集中；工作面搬家次數少；對根據前面開拓、準備的巷道布置，回采工作面沿傾向布置，推進；首采工作面寬1:2.3。工作面布置兩條平巷斷面均為5.0m寬，3.5m高。采巷掘進留設10m的煤柱推移輸送機機頭（機尾）：將輸送機機頭（機尾）6.1.1煤口大小，見矸及時關閉插板。根據經 確定放煤步距式 d——估算放煤步距h——放煤口以上的煤層厚度，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——最適宜煤層厚度，m；a——放煤口高度，取0.3m；b——刮板輸送機高度，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區 平巷后段鋪設一 機和一部破碎機，前段鋪設一部可伸縮膠帶輸送機運煤

機，平巷內選用SZZ830/200型機、LPS-1500型破碎機、SSJ1200/5×200型膠帶輸送7-2-1。單參m≤f≤量mt6-1-2SGZ764/500 單參m 6-1-3SZZ830/200 m 6-1-4LPS-1500 單參≤t回采工作面支護采用支架支護根據工作面頂底板巖性及煤層厚度采高等條件，并參照實際使用情況，工作面中部支架選用ZFS6200/18/35型低位放頂煤支架，工作面端頭支架選用ZT7500/18/36型支架。從工作面機頭到機尾分別布置端頭架3架，中13431406-1-56-1-6。表6-1-5基本支架技術特 單參 mmmt表6-1-6端頭支架技術特 單參 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——頂板巖石體積質量，2.7t/m3；經計算，P80%，所以該支架能夠滿足支護要求。70%~80%70%P0為：P0=6200×70%=4340由支架技術特征表可知，所選支架初撐力為5232kN，符合控頂設計對支架初撐340mm3～5m。10～15m推移刮板輸送機，工作面順序逐架推移刮板輸送機，推移步距直至煤機后滾筒完全進入煤壁、完成進刀后再將機頭處機移至煤壁。機尾輸送機推移kN7230~7500kN。0～30mDZ35-20/110Q型單體液帽。要上好繩并將單體支柱與頂網或鋼帶用10#鐵絲捆緊，以防柱倒傷人；1.8m0.8m當在拉動端頭架、推動機、拖拉管及電纜時嚴禁在兩頭作業并撤出人員，以防撞2.0m處，班50m70m以外。50mm中心距偏差不超過±100mm<7°，相鄰支架間不得出現急彎、除進刀所需外其它地段出現彎曲。若推移時，不應強推硬過，必50m320m端頭支架底座嚴禁鉆底以防壓住推移桿使機和工作面刮板輸送機機頭推當巷道及兩頭出口頂板破碎時應架棚架棚必須是一梁三柱并且有戧柱在各點落煤處加設緩沖裝置5m/min150～200mm機組要掌握好采高,嚴禁割底割頂停機時及時停水,各級機嚴格把關,雜物（板皮、木料）進入運煤系統頂板及礦壓觀測措工作面及順槽巷道必須加強頂板，工作面支架能夠超前拉時必須超前拉架，且工作面所有支架拉過后必須升緊達到初撐力；順槽巷道超前工作面50m加強，對于失6-1-7。循環產量按下 計算Q=式 S——循環進尺，1.2m；M——采高，10.0m；P——煤的容重，1.40t/m3；Q×日循環數=2284.8×2=4569.6工作面工人效率=工作面日產量/在冊人數=4569.6/83=55.1t/CC1C2C3C46-1-8C2

C2=200/55.1=3.63元材料消耗費用包括坑木費用、費用、費用以及其它材料費用，綜采面材料C38.0元/t3339采煤機2226刮板輸送機2226機11泵站膠帶輸送機端頭328222444422041 折舊費（元612機112421單體支--a1.7h。6500kW200kW。噸煤照明用電消耗＝200×12/2399.04＝1.0kW?h/t。c0.45元/kW?h。噸煤電費＝0.45×（4.17+1.0）=2.33元=106元/t 1m2m34m5m678m9個2元tt個t/%1.5Mt/a，根據以風定產的要求以及后面通風設計關于工作面通風段平巷布置膠帶輸送機，運煤兼進風，區段回風平巷布置軌道，輔助兼回風。巷布置1200mm寬的皮帶運煤，平巷布置排水管路和動力電纜。各平巷斷面及支護特征均相同，為錨網索支護，矩形斷面。掘進寬度為5.3m3.65m，設計掘進斷面為和18.55m2，凈斷面為17.5m2。區段平巷和區段回風平巷支6-2-16-2-2。2.4M22，28mm1300鋼筋托梁規格：采用Ф16mm100mm4.8m，規格型Ф16-4800-100-6。150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。1.0m7800mm250mm圖6-2-1區段平巷斷面3m2.0m1.65m。Ф20-M22-2400。Z2360690mm托盤：采用拱形高強度托盤，規格為120×120×6mm200×300×50mm30, 1.0m4800mm100mm200mm10°3m井下井下設計的原始條件和數據見表7-1-1 項目 參數123h4d5m6°789低性具性首采區首采工作面區段平巷運距950m，上山最大運距624m，，大巷運距m840m4249m4569.6t，掘進面日產量512.1t，運煤系統各環節能力要大于各工作面的生產能力礦井系1）方運煤：由于礦井井型較大，需系統有較大的能力，煤層賦存條件比較簡單，為緩傾斜煤層，且距離較遠，故采用帶式輸送機運煤。3-2和表7-3-3。工作面所需材料采用1t固定箱式礦車，由無極繩絞車牽引。2）系井下系統包括運煤系統、運料系統、人員運送系統、排矸系統工作面→區段平巷→溜煤眼→采區上、下山→采區煤倉→采區大巷→采區石門→大巷→石門→井底煤倉→主井→地面。地面→副井→井底車場換乘站→軌道石門→軌道大巷→采區軌道石門→采區軌道大巷→采區軌道上、下山→各工作地點。采區設備選必須考慮礦井開拓系統狀況，并與系統統一規劃，注意上下環節能力的配套，以及局部與總體的統一；必須使上下兩個環節設備能力基本一致設計時應合理的選擇生產不均勻系數和設備能力的配套系數；為緩和上下兩個環節的生產不均勻性或不連續性，要采取必須在決定主要的同時，統一考慮輔助是否經濟合理等機，平巷內選用SZZ830/200型機、LPS-1500型破碎機、SSJ1200/5×200型膠帶輸送16o，故不適宜選用普通膠帶輸送機。本設計選用山東濟寧旭光機械制造廠生產7.2.1。機的生產能力為1500t/h，破碎機通過能力為1500t/h1800t/h，采區系統各設備生產、通過能力均大于工作面最大瞬時出煤能力，且各環節依次后一設備能力均大于或等于前面設備的能力，故所選設備能滿足要求 Ab314t；k1.2。式 L1——提升距離，取624mvm=4.16大巷設備選設備的生產能力，實現高產高效集約化生產，大巷采用帶式輸送機運煤，其能力900.0t/h，采區設緩沖煤倉，回采工作面平巷帶式輸送機和掘進面帶式輸送機同時直接和采取上山全礦年產1.5Mt煤炭的任務，屬大運量、長運距的大型輸送機。大巷裝備SSJ—1200/5×2007-3-1。引小礦車。小礦車選用MG1.1-6A型1t固定箱式礦車，蓄電池式電機車式選用XK5-6/132-KBT7-3-27-3-3。 單參 m 項 mm 單12 m3 456 機 7-3-2MG1.1-6A1.0t項目容積t軌距軸距質量7-3-3XK5-6/132-KBT項目t8軌距m7機型號-功率臺數臺2為-400～-1000m，傾斜長度平均2.46km，長度平均6.3km。礦井工作制度為“三八m開拓。主井采用兩套16t箕斗帶平衡錘提煤，副井采用罐籠提升。井下大巷采用鋼礦井，煤塵具性。1.5Mt/a，屬大型礦井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井內裝8-2-18-2-28-2-3。8-2-1JDG16/150×4Y 型 t m t礦度和產量的不斷增加，纏繞式提升機的卷筒直徑和寬度也隨之加大，使得提升不會因的增加而增大，同時由于主軸跨度的減小而使得主軸的直徑和長度均有所降低， 型號mm3m數條4間m生產廠家洛陽礦山機械廠8-2-3 型中大小N鋼絲破斷拉力總和（不小于N— HS——礦度，745m；

HZ——裝載高度，HZ=18～25m20m；HX——卸載高度，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——提升富裕系數，主井提升第一水平取1.2；An——礦井設計年產量，1.5Mt/a；br330ts16h式 Q=326.7/Ns=9.68-2-4提升高度8-2-416t副井擔負礦井的輔助，井下生產所需設備、材料及工作人員的運送。副度為740m1t1t礦車雙層四車寬罐籠。1tGDG1/6/2/4,8-2-5。1t礦車雙GDG1/6/2/4K8-2-6。8-2-2。8-2-3。8-2-5GDG1/6/2/4 型號型號—車數輛4人t8-2-6GDG1/6/2/4K 型號型號—車數輛4人t本礦地處淮北平原西部。礦區內地勢平坦，地表自然標高+30m～+32.5m左右。基巖F48煤層-1000m水高線的地面投影線。平面上近似一矩形，面積14.49km2。在井田范圍內，818°。礦井相對瓦斯涌28C井田開拓采用立井兩水平開拓上下山開采暗斜井延深，一水平標高-700m，二水平標高-1000m。160m4569.6t/d，每日推進度為2.4m為了保證工作面的正常在一個綜采面生產的同時布置兩個獨立井下大巷采用礦車輔助，工作面平巷無極繩絞車。井底車場設變電所、充電硐室。采區內設采區變電所。巖巷掘進所需由井底車場庫提供，各硐室均需獨立26083一般說來，新建礦井多數是在并列式、分列式、兩翼對角式和分區對角式中9-2-1。通過對表中幾種通風方式的比較和技術分析，結合礦井的地質條件。本設計選用9-2-1稍大，后期費用深，但長度并不煤層較（4km），9-2-2。9-2-2管理，也適用于礦井長，開采面積大的礦井。優點：1．井下處于負壓狀態，當主要通風機因故障停止運轉時，井下的與壓入式比較，不存在過度到下水平時期通風系統和風量變化的進風線路漏風大，管理風阻大、風量調節由第一水平的壓入式過渡到深部水平的抽出式有一定通風機使井下處于正壓狀態，當通風機停止轉動時，壓力降低，又可產生較大的通風壓力，能適應礦井需要，但通風管理，一般新建礦井和能夠有效地控制采區內方向、風量大小和風質1工作面回中瓦斯濃度不得超過1％上行風須把引到最低水平，然后上行，路線長，被地溫加熱程度大，且下行風設備在回風巷運轉安全性差至反風，導致瓦斯濃度上升，故下行風在起火地點瓦斯的可能性比上行風大。9-2-3U小，穩定，易于管理，但上隅角瓦斯容易超限，工作面進、回風巷要提前掘YEW掘和，漏風少，利于防火，在近水平煤層的綜采工作面中應用較廣。Z一進一回，前期掘進巷道工程量小，比較穩定，采空區漏風介于U型后退和U型通風方式，并采用一進一回的方式，即，工作面兩側分別布置一條平巷。其中階段平巷進風，階段軌道平巷回風。Q= Q——礦井總供風量，m3/min；N———礦井通風系數，包括礦井內部漏風和分配不均勻等因素。采用壓入式和并列式通風時，可取1.20～1.25；采用分列式或混合式通風時T≥0.9Mt/a時取小值；T<0.90Mt/a時取大值。Q=4×260×1.20=1248m式中ΣQa——采煤工作面實際需要風量的總和，m3/min；ΣQb——掘進工作面實際需要風量的總和，m3/minΣQc——硐室實際需要風量的總和，m3/min；ΣQem3/min 采煤工作面有串風時，應按其中一個采煤工作面實際需要的最大風量計算。備用50%。式 Qa——采煤工作需要風量，m3/minQCH421.31.2～1.6；1.4～2.02.0～3.0。生產礦井可根Qa=9-3-1的要求。Va215.18m2。Qa=60×2×15.18=1821.6m采煤工作面空氣溫度按人數計算實際需要風量Ni個采煤工作面同時工作的最多人數，人。N=83，可得：Qa=4×83=332m2556m3/min。4m/s的要求進行驗算Sa15.18m2Qa0.25×60×15.18227.7m3/min，滿足最低風速要求。Qa≤24015.183643m3/min，滿足最高風速要求。由風速驗算可知，Qa=2556m3/min符合風速要求。1式中：Qbiiqbi2Qbi=100×2×1.5=300m3/minQbi=式中：QbiNii30人。可得：Qbi=120m3/minQbi=300變電所：Q中=80m3/min主排水泵房：Q排=160m3/min采區絞車房：Q絞=80m3/min 庫：Q火=100m3/min采區變電所：Q變=80m3/min∑Q硐=80+160+80+100+80=500Qdi=133×qdiqdi1.3Qdi=133×1.3×1.2=207m3/min；在主要通風機服務年限內，隨著采煤工作面及采區的變化，通風系統的總阻力也面兩個煤巷掘進工作面時期是西二采區首個工作（位于采區最西部平巷最長）；Q1=∑Qmin=1.15×(2556+300×2+500+207)=通風時期礦井總風量為Q2=∑Qmax=1.15×(2556+300×4+500+207)=5132.45m與第法計算的風量相比，第二種方法風量大。兩種方法取最大值，則礦井總風量通風容易時期為4442.45m3/min，通風時期為5132.45m3/min。足《煤礦安全規程》（2010年版）的各項要求。到其它用風地點，用以巷道和保證行人安全。風量分配后，應對井下各通風巷道的風速進行驗算，使其符合《煤礦安全規程》（2010年版）對風速的要求。1.15倍，即：Q進1.15×2556=2939.4mQ掘300×2×1.15=690m變電所：Q中=80×1.15=92m3/min主排水泵房：Q排=160×1.15=184m3/min采區絞車房：Q絞=80×1.15=92m3/min采區變電所：Q變=80×1.15=92m3/min 庫：Q火=100×1.15=115m3/min其它巷道 Q其他=207×1.15=238.05m確定礦井通風容易時期和時礦井通風阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然風壓。摩擦阻力是與井巷周壁摩擦h摩=αLUQ2/S3式中：α 時 通風時期的通風系統立體 通風時期的通風系統網絡礦井通風容易時期和時期的最路地面→副井→井底車場→軌道石門→軌道大巷→采區下部車場→采區軌道上山→采區中部車場→區段平巷→工作面→區段回風平巷→采區上部車場→采區上山→大巷→石門→風井通風時地面→副井→井底車場→軌道石門→軌道大巷→采區上部車場→采區軌道下山→區段平巷→工作面→區段回風平巷→采區中部車場→采區下山→大巷→石門→風井對應于通風容易時期的通風系統立體圖網絡圖如圖9-4-1和9-4-2應于通風時期的通風系統立體圖、網絡圖如圖9-4-3和9-4-4。根據已經確定的通風容易時期和通風時期，按這兩個時期的通風阻力最大的風路既能滿足時期又能滿足容易時期的要求，則其它時期就無須再計算。通風容易與通風時期的礦井通風阻力計算分別見表9-4-1、表9-4-2容易時期通風總阻力：Hfrmin時期通風總阻力：Hfrmax式中，1.2為考慮風有局部阻力的系數∑hfrmin、∑hfrmax分別是礦井通風容易時期和通風時期的礦井總阻力。則有：Hfrmin=1.2×763.2=915.8（Pa）Hfrmax=1.2×1699.0=2038.8礦井容易時期和時期的總風阻見表9-4-39-4-1LUSQv/m- 計表9-4-2通風時期礦井通風阻力計算LUSQv/m- 計9-4-3阻力礦井通風總風阻計算：礦井通風等積孔計

fR=hr/QfA=式中：R——礦井風阻，N·s2/m8；A——礦井等積孔，m2。總風阻為：RHfrmin/Qfmin20.207N·s總等積孔：Armin1.1917/R0.52.62總風阻為：RHfrmin/Qfmax20.335N·s總等積孔：Armax1.1917/R0.52.06由以上計算并對照表9-4-4可以看出，本礦井通風容易時期和通風時期總等積孔2m29-4-5。9-4-4礦<11~2>29-4-5等積孔9-4-6 <1510a；590%；考慮風量調節時，應盡量避免采用風硐調節 H=式中：Δρ——進風井筒與出風井筒空氣平均密度差，kg/m39-5-1H——井筒深度，m9-5-1進風井筒出風井筒冬夏副度：Z副井=741風度：Z風井高差：Z高差=741-7410HrsminHfrmin-hn+h式 Hfrmin——通風容易時期礦井通風總阻力hn——通風容易時期幫助通風的自然風壓，hn0h損失——通風機附屬裝置和出口的風壓損失，通常為20~50，取50Pa。hrsmin=915.8+50=965.8Pa通風時期，考慮自然風壓阻礙通風機通風，通風機靜風壓為HrsmaxHfrmax-hn+h式中：Hfrmax——通風時期礦井通風總阻力hn——通風時期阻礙通風的自然風壓，hn=0h損失——通風機附屬裝置和出口的風壓損失，通常為20~50，取50Pa。hrsmax=2038.8+50=2088.8PaQf= Q——風井總風量，m3/s；k1.11.15；1.2。容易時期：Qrmin1.1×66.573.15時期：Qrmax1.1×78.085.8m3/shR×Q2確定；通風機特性曲線由選擇的主要通風機確容易時期：Rrsminhrsmin/Qrmin2965.8/73.1520.180N·s時期：Rrsmaxhrsmax/Qrmax22088.8/85.820.2837N·s 容易時期：hrsminRrsmin×Q20.180Q 時期：hfsmaxRfsmax×Q20.2837Q 9-5-2風壓風壓根據以上數據，在主要通風機特性圖表上選定風機，該礦井風機型號選定2K56No.249-5-1所示，在圖上繪制風阻線，風阻曲線與風機特性曲線M、N為理論工況點，M'、N'點為根據理論工況點求得的實際工況點。2K56No.249-5-3。9-5-3型風量電動機選型

NfminNfmax110/2200.500.6Ne=N×k式中：NeN——通風容易、時期主要通風機的輸入功率ke——電動機容量備用系數，ke1.1～1.2,1.15；ηe——電動機效率，ηe=0.92～0.940.93；ηcη傳=1。則：Ne1101.15/0.93136.0kW；Nn2201.15/0.93272Y450-50-10的異步電9.5.4。9-5-45%15%；置一套通風機和一部備用電動機。備用通風機或備用電動機和配套通風機，必須能在101次。改變通風機轉數或風葉角度時，回采工作面和掘進工作面都應獨立通風，特殊情況下串風必須符合《煤礦安117條有關規定；為使進風井筒附近和井底車場發生火災或瓦斯煤塵時的有害氣體不進入工作面，（2010年版）10min內能把礦井反轉過來，而且要求風量不小于正常風量的60%。本設計采用反風道反風，即在特殊的預防措掘進應采風機，雙電源和風電閉鎖裝置掘進與回采工作面應安設瓦斯自動裝置大巷及裝煤站應安設瓦斯自動斷電儀瓦斯超限后應自動切斷供電及架線電源井下水泵房和變電所設置密閉門、防火門。并設區域返風系統采掘工作面遇到下列情況之一時必須確定探水線進行探水確認無突水后打開煤柱放水時底板原始導水裂隙有透水時10.1.11-2層13m4°56d班278a9a井田長-低--mm個1個0m個4大巷方--1.0t--m1t/元徐永圻.《采礦學》.徐州：中國礦業大學杜計平.《采礦學》.徐州：中國礦業大學、左秀峰.《礦業基礎》.徐州：中國礦業大學鄒喜正、.《安全高效礦井開采技術》.徐州：中國礦業大學張寶明、.《中國煤炭高產高效技術》.徐州：中國礦業大學錢鳴高、石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國礦業大學于海勇.《綜采開采的基礎理論》.：煤炭工業.《礦井防治理論與技術》.徐州：中國礦業大學中國煤炭建設.《煤炭工業礦井設計規范》.：中國計劃岑傳鴻、竇林名.《采場頂板控制與監測技術》.徐州：中國礦業大學蔣國安、呂家立.《采礦工程英語》.徐州：中國礦業大學李位民.《特大型現代化礦井建設與工程實踐》.：煤炭工業綜采設備管理手冊編委會.《綜采設備管理手冊》.：煤炭工業中國煤礦安全監察局.《煤礦安全規程》.：煤炭工業才、韓振鐸.《采掘機械與傳動》.徐州：中國礦業大學.《礦井提升》.徐州：中國礦業大學中配煤礦總公司物資供應局.《煤炭工業設備手冊》.徐州：中國礦業大學章玉華.《技術經濟學》.徐州：中國礦業大學、.《采礦AutoCAD2006與提高》.徐州：中國礦業大學王德明.《礦井通風與安全》.徐州：中國礦業大學楊孟達.《煤礦地質學》.：煤炭工業.《井巷工程》.徐州：中國礦業大學中國煤炭建設.《煤炭建設井巷工程概算（2007基價）.：煤炭工業、.《采礦工程專業畢業設計手冊》.徐州：中國礦業大學專：8~12m的速度向深部增加，一些老礦區和性，充分發揮圍巖的自身承載能力，取得了良好的支護效果。利用7.1來進行有：深部巷道；錨桿支護；圍巖應力；600m1000m73.19%53.17%。而隨著開采深度的加大，巷道巖體的原巖應力即上覆巖層重量H，是在巖體內掘巷時巷道圍巖出現應力集中巷道的圍巖變形量或費用隨采深的增加近似的呈線性關系關系增長巷道巖變形和費用的增長率還與巷道所處位置及護巷方式有關開采深度-K4613.3p式中K——p——pHRf——地板巖層的單軸抗壓強度，Mpa434321掘進移近量K掘進移近量K占初始高度的0 巖層壓力 1-砂巖Rf=97Mpa)；2-頁巖(45Mpa)；3-軟巖(28Mpa)；4-煤(14100mRf=14Mpa)中掘進，512m732m930m1360m。德國埃森采礦中心還對100K6.6H從較易變為難以，可見開采深度對巷道礦壓顯現的影響之大。前的研前對礦井開采深度與巷道穩定性的關系進行過大量研究，認為深部巷道礦壓顯現 H10(R)2 tUdt t

e e085H15(R)2 tUct t

e e式中Udt、Uct——tqd、qc————H——將越來越。前學者認為，當H/R<0.3時，既開采深度相對比較小C、內摩擦角E的作用，未涉及uasin

(pcctg)sin(1sin)

(pi(pcctg)(1sin)R pi

式中u——巷道周邊位移；R——塑性區半徑；p——原巖應力；pi——a——圍巖內摩擦角；c——圍巖的粘聚力；石強度性質的內摩擦角和粘聚力cp1錨固體破壞前后的內聚力C、C*、內摩擦角、*、錨固體極限強度1*隨錨桿支護強度C*、*較破壞前的C、

121C、錨桿支護強度0等效內摩擦角2C*、*錨桿支護強度t0等效內摩擦角破裂巖體中布置的錨桿強化了巖體的和*，*的強化大于的強化，與 破裂巖體的和*隨 2國標GBJ86-85將錨固力定義為錨桿對于圍巖的約束力。在實際應用中，大都以抗拔力為σσ0ε234a為完全失去粘結力的巖體，僅以巖塊之間的擠壓形成拱的作用，維持原來的形狀而沒有冒落；d為保持原來的強度和彈性模量的巖體；b為巖石強度已顯著降低，處于圍巖峰后特性區域的巖體，cbdb，d4的強度分布，強度分布將隨時間而變化，如支護，不僅能保持d的狀態，防止巷道表面掩飾剝落，還可做到b那樣良好的狀態，防止內部圍巖強度的。所以要發揮錨桿的作用，必須掌握圍巖強度的發展，及正確選擇強度發展的支護方式和支護阻力。實踐表明，只要及時安裝錨桿，即使錨固力不大，也能大幅度降低圍巖強度的。ddba45Pp100kN，則錨固巖體中單位面積巖體的圍壓增量r為：Pr

式中e、t——e=t=0.7m力(Tb)增長，而軸向力相對節理面提供附加力；Tb的平行節理面分量，將作為節理面抗剪a τ 6穿過節理面的錨桿在節理面附近的巖體內應力分布如圖6所示。提出加錨節理 bjjbdbibs式中j——bi——

jCjjtgbdb(sincostgjbibbsb

式中b——錨桿軸向應力(以拉應力為正b——j——Cj——j————9可知錨桿使節理面抗剪剛度提高量j為：

jbdbjbs過大量不規則的弱面。錨桿與弱面的夾角為0~/2，取其平均值，按式14求j[0~90j j()d/(/20)=0.64b(1tgj)0.64btgj0.64 桿體抗拉強度[b400Mpa，[b200Mpa，1/2000，j17°，則j=0.044+0.167=0.2110.211MpammMpa強度為414~689MPa，拉斷強度為621~862MPa；英國高強度螺紋鋼桿體的屈服強度為670、800MPa18%。對于22mmBHRB600型鋼筋，屈服力達228.1kN304.1kN1.791.632.502.11錨尾加工后，錨尾的實際直徑較桿體直徑要減少25%左右，其承載能力將減小34%~40%500%以度圍巖水平和垂直位移所以錨桿在安裝時給于巖體足夠的正壓力是相當重要的Q0T/(Kd式中Q0

T——Nm；d——錨桿直徑，m；K——K高了錨固范圍內巖體的C、值。7。2121錨桿工作阻力錨桿工作阻力7用鋼絞線。小孔徑樹脂錨固錨索應用初期，由于沒有煤礦錨索鋼絞線，只能選用建筑78中(a)，為15.2

mm260、353kN3.5%，4.0%明顯影響樹脂錨固力；(2)索體破斷力小，在深井巷道中經常出現拉斷現象；(3)索體延伸一方面加大了錨索索體直徑，從15.2增加到18、20、22。不僅顯著地提高了索體的l978中(b)，索體結構更加合理，而且增加了索體的柔性和延伸率。試驗數據表明：1×19結構的公稱直徑分別為18.0，20.0，22.0

mmmm

mm2.3倍；索體延伸率比 8，對深部圍巖起到支護作用而且兩幫有效支撐頂板頂板下沉保持圍巖穩定因此，，所研究的回采巷道位于-870m38.13MPa，-600m9，巷道力學性質參數見表3煤層厚煤煤

9地應力測試在直接頂砂巖中進行，見表4V類巷道。4數值與南北方向夾角W型鋼帶、菱形金屬網等輔助支護，能夠保證安全并顯著降低頂板下沉。應用煤巷錨除底鼓量變化不大外，其它如錨桿長度對巷道變形量影響都較大。當錨桿長度達到1.9m桿長度2.0m。根據試驗結果和現場經驗，目前廣泛采用的錨桿長度L與間距之比1.6L/a2.0m1.1<a<1.4800mmBHRB600，5。5錨桿長度間排距3~10kN70~85kN6。6錨桿長度圍巖移近量圍巖移近量1011。mmm50m9個，分別監測巷道圍巖表面位移量、頂(1)

11121314和圖。頂底板移近量頂底板移近量 1233兩幫移近量兩幫移近量13313124頂底板移近速度頂底板移近速度32114150.4m厚煤層的離層狀況。9mm。頂板離層曲線如圖。板離層值板離層值5

1618。43432錨桿軸力錨桿軸力1722錨桿軸力錨桿軸力18250m試驗巷道段內，分別采用金屬支架、高強度全長樹脂相比，巷道頂底板與兩幫相對移近量均減小50%以上，在整個服務期間不需要。下出口的狀況得到大大改善，為高產高效工作面的建設提供了基本保證。72速度快，圍巖塑性區也相應擴大，采用架棚等傳統的方式已不能滿足深井巷道圍巖變[1]陸士良、湯雷、楊新安.《錨桿錨固力與錨固技術》.：煤炭工業[2]、陸士良.《中國煤礦巷道圍巖控制》.徐州：中國礦業大學侯朝炯、郭勵生、勾攀峰.《煤巷錨桿支護》.徐州：中國礦業大學錢鳴高、石平五.《礦山壓力與