石圪台三矿12.0Mt/a新井设计--煤巷锚杆支护技术的探讨

摘要

　　本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。

　　一般部分为石圪台三矿12.0Mt/a新井设计。全篇共有十章，依次是：矿区概述及井田地质特征，井田境界及储量，矿井工作制度、设计生产能力及服务年限，井田开拓，带区巷道布置，采煤方法， 井下运输 ,矿井提升，矿井通风与安全，设计矿井基本技术经济指标。

　　石圪台三矿陕西省境内。矿井设计能力为12Mt/a.矿井东西长约为9.5km,南北长约为7.4km,面积为73平方千米。井田内的可采煤层为1#号煤层，该煤层赋存稳定，平均厚度8m.倾角平均为3°。矿井平均涌水量为30m3/h,相对瓦斯涌出量大约为0.28m3/t,属于低瓦斯矿井，煤层无爆炸危险性，无自然发火现象。

　　矿井工作制度设计采用"三八"工作制，即二班采煤，一班准备，每班净工作时间为8个小时。

　　矿井移交生产时开凿四个井筒，即主斜井、副斜井和东西立风井。主井担负全矿井的主提升任务，装备胶带输送机；副井担负全矿井的辅助提升和矿井主要进风任务，并兼作矿井的安全出口，采用无轨胶轮车运输；风井担负全矿井的回风任务和兼作安全出口，井筒内设置有梯子间，并布置有消防洒水和输氮管道等。

　　石圪台三矿井田范围内煤层倾角0-5,平均3°，为近水平煤层。其中1煤为开采煤层。通过技术经济方案比较，本矿采用双斜井单水平开拓，井底车场布置在+1000米水平开采井田，采用带区式准备。为保障产量，本矿采用双翼工作面同时生产。 采用综合机械化放顶煤工艺采煤，带区采用双巷巷布置，带区运输巷采用胶带输送机运输。

　　专题部分为煤巷锚杆技术的探讨，该文主要讲述我国煤矿回采巷道锚杆支护技术近年来发展非常迅速，经过集中攻关，初步形成了具有我国特色的锚杆支护成套技术，并得到了广泛应用，取得显著的技术经济效益。从巷道围岩地质力学测试、锚杆支护设计方法、支护材料、矿压监测技术与仪器等方面介绍回采巷道锚杆支护技术的最新研究成果，分析今后锚杆支护技术的发展趋势。

　　关键词：地质   斜井开拓   开采水平   综合机械化   带区   运输大巷   服务年限     运输     灾害防治  可采储量 采煤工艺  综合机械化放顶煤工艺   倾斜长壁采煤法  锚杆支护  注浆技术  围岩松动圈支护理论

Abstract

　　This design consists of two parts: the general parts and special parts.

　　General parts for Shi GeTai three ore 12.0 Mt/a new Wells design. There are 10 chapter, throughout is outlined in laohutai mine field and geological characteristics, and reserves, mine border field work system, design, production and service of roadway with area, field arrangement, mining methods, underground transportation, mine, mine ventilation design and safety, the basic technical and economic indexes mine.

　　Shi GeTai three ore shanxi province. The design of mine for 12Mt/a ability. What is mine about 950 km long, north and south, area of 7.4 km for 73 square kilometers. Within the field for the 1 # # coal seam, the coal thickness, average 8m occurrence stability. An average of 3 ° Angle. For the average yield mine 30m3 / h, relative gas flow-volume about 0.28 m3 / t, belongs to the lower coal mine blast gas, there are no explosion danger, no coal spontaneous combustion phenomenon

　　Mine work system design by the working class 2, namely, a group of coal preparation, each time for net work 8 hours.

　　Mine production in over four main shaft carved, namely, the auxiliary slope and inclined made wind Wells. For all the Wells in the Lord, mine belt conveyor equipment hoisting assignment, For all the tram mine auxiliary ascension and mines in the wind, and the main task of the mine safety and export, using tra ckless ru bber _ tyred car transport, For all the Wells of mine safety return mission and concurrently, wellborne, a ladder and fire sprinkler and layout of nitrogen pipe, etc.

　　ShiGeTai coal mine field within three Angle 0-5, on average, for nearly 3 ° seam level. For coal mining of coal. Through the technical and economic comparison, the scheme adopts double inclined mine single level, decorate in the bottom of 1000 + wheel-dreven laohutai mine field, the level of mining area type. To ensure production, the production of mining and mineral wings. Using the comprehensive mechanized top coal caving mining technology, with the area USES double roadway lane, transportation arrangement by belt conveyor lane area.

　　Exemplary coal roadway bolt into the discussion, this technology in China mainly about extraction roadway bolting support coal technology is developing very fast in recent years, through research, initially formed on the slopes, and complete technology has been widely applied to the technical and economic benefits. From the surrounding rock mechanics test, bolting support design method, supporting materials, pressure monitoring techniques and instruments etc extraction roadway bolting support technology introduced the latest research results, analysis of the bolt supporting technology in future development tendency.

　　Keywords: geological mining level comprehensive mechanized inclined develops with area of China shipping transportation service hazard prevention recoverable reserves of comprehensive mechanized top coal caving mining technology inclined longwall mining process loose rock bolting support grouting technique supporting theory circle.

　　目录

　　1矿区概述及井田地质特征

　　1.1矿区概述

　　1.1.1矿井位置范围

　　石圪台矿区位于鄂尔多斯高原的东南部及陕北黄土高原北缘和毛乌素沙漠的东南边缘，其地理坐标在北纬38°52′至39°41′，东经109°51′至110°46′之间。

　　1.1.2交通条件

　　神木县交通便利，设施完善。包（头）-神（木）、神（木）--黄（骅）、神（木）-延（安）三条铁路在神木交汇，年运力可达8000万吨。县境内形成了4条二级公路为主干，11条县级公路为骨架，总里程达4300公里的公路网，为煤炭的运输提供便利。

　　1.1.3地形地貌

　　石圪台矿区是神东煤田的一部分，矿区南北长约为7~8km,东西宽约为9~10km,面积约为63km2;位于晋、陕、蒙三省接壤处鄂尔多斯大型聚煤盆地的东北部，地处鄂尔多斯高原的毛乌素沙漠区，地表为流动沙及半固定沙所覆盖，最厚可达20~50m,沙漠化及潜在沙漠化土地面积约占总面积的85%.

　　1.1.4矿区交通位置图
 

　　1.1.5矿区气候

　　矿区平均海拔高度为+1200m左右，属典型的半干旱、半沙漠的高原大陆性气候，一般冬季严寒，夏季枯热，春季多风，秋季凉爽，昼夜温差悬殊，风沙频繁，干旱少雨，蒸发强烈，年降雨量平均为194.7~531.6mm,年蒸发量为2297.4~2838.7mm,是降水量的6~7倍；由于地形地貌的原因，降水大部分形成地表径流而流失，渗入岩土层的不足15%.因为缺水，区内的自然环境已从公元五世纪的肥沃草原环境退化成今天的亚沙漠环境，形成独特的土壤理化性质（颗粒较粗，疏松无结构，易崩解分散，储水保肥能力差），加之暴雨、大风等气候因素，必然导致严重的土壤侵蚀，使矿区生态环境十分脆弱。

　　1.2井田地质特征

　　1.2.1井田地质构造

　　该矿区总体以单斜构造为主，地质构造简单，断层发育较少，岩层裂隙不发育；地质储量8.76亿t;中心区属于侏罗纪煤田，主要含煤地层延安组发育广泛，含煤丰富，矿区基岩顶部风化岩层厚度为3.22~10.00m,平均5.66m;风化程度自上而下逐渐减弱，依据风化程度强弱，将风化岩层分为上下两层，上层为强风化岩层，下层为中弱风化岩层。强风化岩层呈黄色，岩石疏松易碎，厚2.70~4.89m,平均3.13m;中弱风化岩层呈黄绿~灰黄色，岩石原始结构保留，具有一定强度，厚1.05~5.11m,平均2.57m.

　　依据勘探资料分析，基岩顶部风化岩层厚度与基岩面起伏形态有关，在基岩面隆起区，由于其先期暴露地表时间长，后期覆盖层薄，风化作用相对强烈，故风化岩层厚度大，而在基岩面低凹区的坑洼处，由于其遭后生剥蚀程度强烈，因而形成两种情况，一是其上部已形成风化层遭剥蚀，二是其覆盖层厚，风化作用较隆起区相对为弱，故风化层薄。

　　1.2.2井田煤系地层概述：

　　1）矿区综合状图见图1-2
 

　　2）石圪台矿属于侏罗系中下统延安组第五段含煤岩系其中可采煤层为1#煤。

　　1.2.4井田的水文地质特征：

　　本区煤层顶底板岩性多为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩（少量有泥岩及中粗粒砂岩），属于半坚硬岩石类型，一般有三个含水层和一个隔水层：

　　（1）第四系全新统（Q4）松散孔隙潜水含水层

　　该含水层下部以砂砾为主，涌水量20m3/h~50m3/h,渗透系数约1.05m/d,含水性弱~中等；上部为中细粒风积沙，透水而不含水。

　　（2）侏罗系直罗组（J2Z）裂隙潜水含水层

　　地下水赋存于基岩风化裂隙中，潜水面平均埋深约10m,潜水位标高约1200m,涌水量约3m3/d,渗透系数0.05m/d.该层含水情况在平面上不均匀，在剖面上各层段水力联系差，含水深度受风化裂隙深度控制，含水性极弱。

　　（3）侏罗系延安组第五段（J1-2y5）裂隙承压含水层

　　含水层厚28m左右，岩性主要为灰白色中、细粒砂岩；涌水量约30m3/h,渗透系数约0.025m/d;因岩层岩石致密，裂隙发育程度差，加之补给区较远，故水量小，含水性极弱。

　　（4）隔水层

　　上覆隔水层主要为侏罗系直罗组（J2Z）底部的砂质泥岩（厚度2.0~20m,平均10m）、侏罗系延安组第五段（J1-2y5）各砂岩层间（>4m）的砂质泥岩、泥岩。

　　矿区主要河流乌兰木伦河属于黄河二级支流，在矿区内流程长度约90km,纵贯矿区中部。其支流有公捏尔盖沟、呼和乌素沟、补连沟、活鸡兔沟、朱盖沟，庙沟、考考乌素沟及黄羊城沟等；乌兰木伦河河水主要靠降雨补给，具有明显的季节性，历年最大洪流量为9760m3/s,最小时仅为0.008~0.44m3/s,年平均流量为8.13m3/s.水土流失严重，河流输沙量大，年内分布集中，泥沙颗粒粗。

　　矿区降水一般为富含氧和二氧化碳的重碳酸水，具有较强的溶蚀能力，水质以HCO3-Ca型为主，矿化度较低，碳酸盐类含量较高；降水渗入砂层后，主要溶蚀砂层中的碳酸盐类矿物；在渗入基岩裂隙时，因Ca2+吸附于岩石裂隙面的能力较强，水中的Ca2+置换岩石的Na+,使地下水中的Na+增多。而基岩裂隙水因其流动性较差，长期溶解岩石后，使基岩裂隙水中溶解盐类含量明显增高（矿化度增高），以中性和弱碱性为主。

　　矿区地下水的水质化学特征如表1-2所示。

　　由地下水水质化学特征可知：

　　（1）矿井水的主要超标项是浊度、悬浮物、油类等，其PH值、矿化度、硫酸根和氯化物等指标与地下水水质分析相应指标略有升高，但不超标；

　　（2）矿井水在形成过程中，酸浓度变化不大，不可能导致矿井水的化学性质发生较大变化；

　　（3）矿区矿井水应划为一般悬浮物矿井水类型，可以通过过滤或吸附过程得到较好的处理。

　　1.3煤层特征

　　1.3.1煤层埋藏条件：

　　埋深：70-170倾角：0-5度左右，平均倾角3度。

　　基岩风化带：15.7-17.9m

　　强风化带厚：6.78-9.08m

　　煤层的露头深度：地表下70米处，即+1130.

　　1.3.2煤层群的层数：

　　石圪台矿属侏罗系中下统延安组第五段含煤岩系本矿区共有两层煤分别为1#和2#煤层。其中可采煤层只有一层为1#煤。

　　1.3.3煤层的围岩性质：

　　1#煤层为中灰、低硫、特低磷、中高挥发分、中热值、强~特强粘结性的肥煤和1/3焦煤，并有少量无烟煤。

　　当煤层受岩浆岩侵入时，造成原煤灰分增加，精煤挥发分和煤的粘结性能降低，煤变质为天然焦或贫煤、无烟煤。不但降低了煤的可采性，也使煤质指标稳定性变差。

　　1#煤的顶板主要以泥岩，砂岩为主，其中老顶为中细砂岩，厚度2.13-13.34米。直接顶为泥岩，粉砂岩，厚度为2.6-11.3米，波状层理。直接底主要以泥岩、粉砂岩为主，厚度为0-3米遇水易软化，老底为中细砂岩，厚度为8-20米

　　上述各煤层顶底板的稳定性以原煤炭科学院牛锡绰提出的分类方案为依据认为：砂岩属中等稳定型，粉砂岩属不稳定-中等稳定型，泥岩属不稳定型。

　　根据石圪台矿井田精查地质报告显示矿井相对瓦斯涌出量为0.28m3/t,瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井。故石圪台矿属于低瓦斯矿井。

　　2井田境界及储量
　　2.1井田境界
　　2.1.1井田划分的依据
　　2.1.2井田范围
　　2.2矿井工业储量
　　2.2.1勘探类型及储量等级的圈定
　　2.2.2储量等级的圈定
　　2.2.3矿井工业储量的计算
　　2.3保护煤柱储量及可采储量的计算

　　3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限
　　3.1矿井工作制度
　　3.1.1矿井年工作日数的确定
　　3.1.2矿井工作制度的确定
　　3.1.3矿井每昼夜净提升小时数的确定
　　3.2矿井设计生产能力及服务年限

　　矿井服务年限的核算

　　4井田开拓
　　4.1井田开拓的基本问题
　　4.1.1井筒形式及数目的确定
　　4.1.2确定工业广场的位置
　　4.1.3开采水平的确定及带区划分
　　4.1.4主要开拓巷道及井底车场选型

　　4.2开拓方案比较
　　4.2.1提出方案
　　4.2.2技术比较
　　4.2.3经济比较
　　4.3矿井基本巷道
　　4.3.1井筒
　　4.3.2井底车场及硐室
　　4.3.3主要开拓巷道

　　5带区巷道布置
　　5.1采区煤层地质特性
　　5.1.1煤层埋藏条件
　　5.1.2煤质特征
　　5.1.3煤层顶、底板条件
　　5.1.4煤层的含瓦斯特征
　　5.1.5水文地质特征
　　5.1.6煤尘的爆炸性和自燃发火危险性
　　5.1.7地质构造
　　5.1.8地表特征

　　5.2带区巷道布置及生产系统
　　5.2.1确定带区推进长度
　　5.2.2确定工作面长度
　　5.2.3煤柱尺寸的确定
　　5.2.4综放带区巷道布置
　　5.2.5带区主要硐室布置
　　5.2.6带区生产系统

　　5.3带区采掘计划
　　5.3.1带区主要巷道参数的确定
　　5.3.2确定带区生产能力
　　5.3.3计算带区回采率

　　6采煤方法
　　6.1采煤方法和回采工艺
　　6.1.1选择采煤方法
　　6.1.2采煤工作面回采工艺设计
　　6.1.3采煤工艺选择合理性验证
　　6.1.4综放工作面设备选型配套
　　6.1.5回采工艺
　　6.1.6主要技术经济指标

　　6.2回采巷道布置
　　6.2.1回采巷道布置方式
　　6.2.2回采巷道断面选择及其掘进方式
　　6.2.3掘进工作面主要设备

　　7井下运输
　　7.1矿井生产及地质条件
　　7.2矿井运输系统
　　7.2.1运输方式
　　7.2.2运输系统
　　7.3井下主要运输设备选型验算
　　7.3.1工作面刮板输送机选型验算
　　7.3.2胶带输送机选型验算
　　7.4主要运输大巷运输设备选型与验算

　　7.5辅助运输大巷设备
　　7.5.1设备选型依据
　　7.5.2无轨胶轮车运输的优点
　　7.5.3井下辅助运输设备选型
　　7.5.4辅助运输设备选型验算

　　8矿井提升
　　8.1概述
　　8.2主井提升
　　8.2.1提升设备选型
　　8.2.2主斜井胶带输送机运输能力验算
　　8.3副井提升
　　8.3.1提升设备选型
　　8.3.2副井提升设备选型验算

　　9矿井通风与安全
　　9.1概述
　　9.2矿井通风系统
　　9.2.1矿井通风系统的选择
　　9.2.2矿井通风系统评价
　　9.2.3矿井通风方式的选择
　　9.2.4回风井数目及位置

　　9.3带区通风系统
　　9.3.1带区通风系统
　　9.3.2回采工作面通风系统
　　9.4矿井风量计算
　　9.4.1采煤工作面需风量计算
　　9.4.2备用工作面需风量计算
　　9.4.3掘进工作面需风量计算
　　9.4.4井下硐室需风量计算
　　9.4.5其它巷道风量计算
　　9.4.6矿井总风量计算
　　9.4.7矿井通风能力计算

　　9.4.8风量分配
　　9.4.9风速验算
　　9.4.10风量的调节方法与措施
　　9.5矿井通风阻力计算
　　9.5.1矿井通风总阻力计算原则
　　9.5.2通风容易和通风困难时期位置的确定
　　9.5.3矿井通风阻力计算
　　9.5.4矿井总风阻和总等积孔

　　9.6矿井通风设备选型
　　9.6.1矿井通风设备的要求
　　9.6.2主要通风机选型
　　9.6.3电动机选型
　　9.6.4电费计算

　　9.7矿井灾害防治
　　9.7.1防治瓦斯
　　9.7.2防治粉尘
　　9.7.3隔爆措施
　　9.7.4防灭火
　　10设计矿井基本技术经济指标

　　参考文献

　　1锚杆支护的基本理论
　　1.1悬吊理论
　　1.2减跨理论
　　1.3组合拱理论
　　1.4挤压加固理论
　　1.5楔固理论
　　1.6最大水平应力理论
　　1.7锚注支护理论
　　1.8松动圈支护理论
　　1.9锚杆支护围岩强度强化理论
　　2锚杆支护的优越性
　　3国内外锚杆支护的现状
　　3.1国外锚注支护理论的发展和现状
　　3.2国内锚注支护理论的历史现状
　　3.3国内锚注支护理论的发展现状
　　3.3.1注浆技术的发展简况
　　3.3.2锚注支护技术的发展现状

　　4锚杆支护方案设计
　　4.1基于围岩松动圈的回采巷道锚杆支护设计方法
　　4.1.1围岩松动圈支护理论
　　4.1.2回采巷道锚杆支护设计方法

　　5锚杆支护材料选择
　　5.1树脂锚固剂
　　5.2锚杆杆体材料
　　5.3钢带
　　5.4托板
　　5.5网
　　5.6小孔径树脂锚索

　　6锚杆支护监测监控技术
　　6.1锚杆支护监测的必要性
　　6.1.1锚杆支护是一项隐蔽性工程
　　6.1.2锚杆支护不是万能的
　　6.1.3锚杆支护材料本身存在的缺陷
　　6.2锚杆支护质量的控制
　　6.2.1产品制造质量
　　6.2.2井下施工质量
　　6.2.3锚杆工况的检测
　　6.2.4顶板离层的监测
　　6.3采用的安全检测技术

　　7.当前我国锚杆支护存在的问题及解决方式
　　7.1锚杆的让压性能
　　7.2锚杆的预紧力
　　7.3锚固剂的选择
　　7.4.断面选择

　　8锚杆支护技术展望
　　8.1煤巷锚杆支护需注意的几个问题
　　8.2锚杆的支护机理的研究展望
　　8.2.1对锚杆的横向作用进行深入研究
　　8.2.2加强锚杆在大断面地下工程应用中支护机理的研究
　　8.2.3进行锚杆支护的监测技术研究
　　8.2.4发展锚杆支护机理研究手段

9总结

　　煤矿巷道支护经历了从棚式支护到锚杆支护的发展过程。近年来， 针对深部高地应力巷道、受强烈采动影响的巷道、特大断面巷道等复杂困难条件， 提出了高预应力、强力支护理论， 开发了强力锚杆、锚索支护系统， 大幅度提高了巷道支护效果与安全性， 并有利于巷道快速掘进， 使煤巷锚杆支护技术发展到更高的水平。

　　参 考 文 献
　　〔1〕 杨松林。 锚杆抗拔机理及其在节理岩体中的加固作用。 武汉：武汉大学，2001.
　　〔2〕 宋宏伟。 地下工程非连续岩体锚固稳定的研究。 徐州：中国矿业大学建筑工程学院，2002.
　　〔3〕 宋宏伟，郭志宏，周容章，董方庭 松动圈支护理论的基本观点。《建井技术》，1994,66 ~67.
　　〔4〕 董方庭，宋宏伟，郭志宏，鹿守敏，梁士杰 巷道围岩松动圈支护理论《。煤炭学报》，1994,19（1）。
　　〔5〕 鹿守敏，梁士杰，宋宏伟。 锚喷支护机理及其支护参数的确定。《建井技术》，1991,46 ~47.
　　〔6〕 候朝炯，郭励生，勾攀峰。 煤巷锚杆支护。 中国矿业大学出版社，1999.
　　〔7〕 Malek. Bouteldja. Design of cable bolts using numerical modeling.McGill University,Montreal,Canada 2000.
　　〔8〕 K. Hurt. New developments in rock bolting. Colliery Guardian.1994.
　　〔9〕 朱维申，李术才，陈卫忠。 节理岩体破坏机理和锚固效应及工程应用。 科学出版社，2002.

致  谢

　　四年的大学生活就像白驹过隙，马上就要结束了，在这四年里我学到了很多专业知识和许多做人的道理，这些一点一滴的进步都得益于各位老师的教诲和同学们的帮助。

　　整个设计是在李华炜老师以及刘玉德老师的精心指导下完成的。在本设计完成之际，首先我要向各位老师致以最诚挚的谢意。各位老师治学严谨、学识渊博，平易近人，尤其是各位老师严谨求实的治学态度、勤勤恳恳的工作作风深深的感染着我。从老师身上我不仅学到了扎实的专业知识，也在怎样为人处事等方面收益颇丰；另外在整个设计过程中，田多老师、高文蛟老师、张军老师等也都给了我许多的帮助和建议。在此我谨向老师们表示衷心的感谢和深深的敬意。

　　感谢在四年的岁月中曾经执教过我们专业课和基础课的各位老师们，正是由于他们的孜孜不倦地浇灌，才有了我们这些小苗的长大成人。

　　感谢所有指导老师对我的设计提出的指正，以及给我提出的建议，这些都给了我很大的帮助。

　　感谢所有采矿的同学在毕业设计中给我的帮助，使我懂得了合作的重要性。

　　感谢各位专家、教授在百忙之中对本设计的评审，由于我的知识有限，其中避免不了有许多遗漏和错误之处，谢谢各位老师对本设计提出的指正。

　　短暂的四年大学生活、学习生涯中，我们从各位老师身上学到的不仅仅是先进文化知识，还有许多做人的道理和立足社会的宝贵经验，社会毕竟不同于学校，它比学校的环境复杂得多。我认为大学期间最大的亮点是我们学会了如何去学习，我相信这也是老师和学校最希望看的结果。借此机会感谢所有老师对我的栽培，祝各位老师工作顺利，祝母校越办越好，成为一所综合性名牌学府。走上工作岗位后，我将本着各位老师"春蚕到死丝放尽，蜡炬成灰泪始干"的精神服务于社会。

　　最后，再次向我尊敬的老师和亲爱的同学们表示深深的谢意，他们给予我的教育、理解、关心和支持使我不断进步。祝愿各位老师身体健康，万事如意。

（如您需要查看本篇毕业设计全文，可点击全文下载进行查看）