往年設(shè)計(jì)參考08級(jí)采礦08-4說(shuō)明書

210國(guó)道西(安)—包(頭)段從礦區(qū)西側(cè)通過(guò)，榆神府二級(jí)公路（204省道）和西(安)—包(頭)1-1-1所示。檸條、沙打旺等為主。地勢(shì)總體呈西低東高的特點(diǎn)，最大高差226.40m，一般標(biāo)高 .00m左右。南兩地注入窟野河內(nèi)，據(jù)長(zhǎng)觀資料，麻家塔溝流量一般為528.75L/S，西溝流量一般為256.80L/S。井年在、榆林、橫山發(fā)生過(guò)5級(jí)外，在本區(qū)再未發(fā)生過(guò)4級(jí)以上。330kV2004蘇組(Q3S)、全新統(tǒng)風(fēng)積沙(Q4eol)及沖積層(Q4al)三迭系上統(tǒng)永坪組侏羅系中統(tǒng)組 分布。地層厚度77.97(L1)～180.10m(P120)，平均142.68m，與下伏三迭系侏羅系中統(tǒng)直羅組新近系上新統(tǒng)保德組(N2b)10-30cm第四系中更新統(tǒng)離石組(Q2l)區(qū)內(nèi)廣泛分布，主要出露于中、東部，地表最大出露厚度34.78m，據(jù)鉆孔，0～60.00m，26.43m。3～5cm，10cm，發(fā)育垂直裂隙。與下伏地層呈不整合接觸。第四系上更新統(tǒng)蘇組(Q3S) 第四系全新統(tǒng)沖積層(Qal)及風(fēng)積沙層(Q 1.5～5.0m30.76m，6.69m。與下伏地層呈不整合接觸。涼水井位于榆神礦區(qū)東北部，內(nèi)地層平緩，傾角不足1°，構(gòu)造總體趨勢(shì)為發(fā)現(xiàn)落差大于15m的斷層，本構(gòu)造屬簡(jiǎn)單類。0～15m、0～8m，因此在生產(chǎn)過(guò)程中應(yīng)引起注意。 支流窟野河流域，西部邊界部位為窟野河與禿尾河分水嶺，北部的馬塔河流和南部的西溝河流均為窟野河支流常年流水中部東西向分水嶺將地表水劃分為南北流域。南部流域西溝河流量256.80L/s43.28－156.96L/s。北部馬家塔河流量528.75L/s，較大溝流為王家石廟溝，流量為53.09－109200m3。3.50m，泉流量一般在第四系上更新統(tǒng)蘇組孔隙潛水含水2.70m，泉的流量南部2.9～74.50m，31.61m，是本區(qū)主要隔水層。侏羅系中統(tǒng)組基巖裂隙承壓含水①4-20.094L/s·m，向受黃土及粘土隔水層頂面形態(tài)控制在中部有東西向的分水嶺其北屬麻家溝流域2005年陜西匯森煤業(yè)公司委托煤田地質(zhì)局185隊(duì)對(duì)首采區(qū)和首采工作面水分布510m3/h。164-2煤層。D3線以東煤層逐漸變薄，至不可采。67.77km2。最厚處在P134號(hào)鉆孔附近，煤厚為1.2m。煤層厚度0.4-1.2m，平均厚度0.8m。一般不含夾矸，在西部邊緣P120P134、L2等鉆孔見到1-2層夾矸。夾矸厚0.05-0.10m，一般0.08m左右，巖性為粉砂巖。煤層頂板巖性以粉砂巖為主，細(xì)粒砂巖次之，局部為中粒砂巖和泥巖，厚度1.20—25.30m綜上所述，5-2煤層屬薄煤層，不可采。部間距變小，平均間距21.19m，埋深225～281m,煤層底板標(biāo)高1025～1077m43.10km2線以西及278-LK21-LK16-P1200.30-1.0m，綜上所述，5-3透光率和粘結(jié)指數(shù)作為依據(jù)進(jìn)行分類。由于本內(nèi)各煤層的粘結(jié)指數(shù)絕大多數(shù)為0，少量為3-5，透光率在90—98%之間，屬長(zhǎng)焰煤范籌。內(nèi)各煤層為長(zhǎng)焰煤[CY(41)]和不粘 4-1.20-5-0.4-P12020.05～0.10m，一0.08m，巖性為粉砂巖。結(jié)構(gòu)5-0.30-20.07～0.25m，巖性為本主要為長(zhǎng)焰煤和不粘煤，鏡質(zhì)組最大反射率為0.556-0.609%，屬Ⅰ煤化階段。煤的水分(Mad)為3.55-9.15%(Ad)平均值小于10%(St.d)平均值小于0.4%（Qnet,d平均值為28.41-29.77MJ/Kg～高油。拐點(diǎn)S1-拐點(diǎn)S1-S5-S1-S5-S1-S1-S2-S8-S2-S8-S2-S8-S2-S2-的東西長(zhǎng)度約9.3km，的南北長(zhǎng)度約6.98km，本次儲(chǔ)量計(jì)算是在精查地質(zhì)1：10000

——煤層平均厚度經(jīng)計(jì)算得：=6×63.04×1.29×0.000001=487.93

（2.2）——探明的資源量中經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量；

——推斷的資源量；0.7~0.9=×60%×70%=204.93=×30%×70%=102.47= ×60%×30%=87.83= ×30%×30%=43.91= ×10%×k =本礦井工業(yè)場(chǎng)地在中部井筒均在范圍以內(nèi)其煤柱留設(shè)《建筑物水體、?=45°，基巖δ、β、γ70°(煤層近水平)邊界角計(jì)算。402-3。則工業(yè)廣場(chǎng)保護(hù)煤柱壓煤量為：247.68t2－3井型（萬(wàn) 占地面積指標(biāo)（公頃/10240及以 120- 45- 9- 境界煤柱按40m留設(shè)本境界一側(cè)留20m煤柱則境界煤柱損失為t55m962.51t

Zk(Zg

ZkZgt；0.750.80.7。Zk=（48793-247.68-962.51-510.51）×0.75=3.538（353.8Mt涼水井礦井建設(shè)規(guī)模為4.0Mt/a?，F(xiàn)根據(jù)涼水井煤炭資源儲(chǔ)量、開采技術(shù)條件、礦井本內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定，傾角平緩，平均1°左右，煤層結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，水文地質(zhì)條件及本礦井為神木甲醇廠的配套供煤礦井，甲醇廠一期生產(chǎn)能力0.20Mt/a，耗煤約0.45Mt/aMt/a0.50Mt/a0.20Mt1.0Mt/a。故本礦井市場(chǎng)可靠。結(jié)合神木甲醇4.0Mt/a24.0Mt/a6.29%，8.31a。其經(jīng)濟(jì)效益比較明顯，發(fā)揮了大型礦井規(guī)模效益。4.0Mt/aZT式中：T—設(shè)計(jì)計(jì)算服務(wù)年限Z—可采儲(chǔ)量68a。3-

煤層傾角煤層傾角600--300---120-45-9-大型設(shè)備的下放與提升大巷輔助采用無(wú)軌膠輪車能力大調(diào)度方便靈活。礦井煤塵 4開4.1.1開拓的基本概開拓是指在范圍內(nèi)為了采煤從地面向開拓一系列巷道進(jìn)入煤體建立礦井提升、確定礦井開采程序，做好開采水平的合理確定礦井通風(fēng)、及供電系統(tǒng)1°，為近水平煤層；表土層薄，無(wú)流沙層；水文地質(zhì)情況受崖崩滑坡和洪水距水源、電源較近，礦井鐵路線短，道路布置合理工業(yè)場(chǎng)地的位置選擇在主、副井井口附近，即南部15m，0.8，640m，500m。主、副井均為斜井，井口布置在，采用煤層大巷，4-4-2費(fèi)費(fèi)表 建井工程量(單位項(xiàng) 方主井井筒副井井筒大巷主井井筒副井井筒大巷表 生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)工程提升/表4.4 生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)項(xiàng) 方元費(fèi)用/元費(fèi)用/0000表4.5 工程量元單價(jià)/費(fèi)用/表 費(fèi)用匯總項(xiàng) 方費(fèi)用/百分率費(fèi)用/百分率0.6%，但是方案一初期工程量比較大，后期生產(chǎn)2400m，費(fèi)用及地面費(fèi)用較高，經(jīng)比較選擇方案一比較合適4000mm3300mm11.5m2。為方便撒煤清理，巷道標(biāo)高m，井底標(biāo)高m10°633.5m。井筒斷面為直墻半圓拱形，入井的方式，底板鋪設(shè)300mm厚的混凝土。 斜長(zhǎng)425m，井筒采用直墻半圓拱形斷面，凈寬4600mm，凈斷面積14.7m2。井筒內(nèi)鋪設(shè)2趟S凈=11.5S掘=15.5 S凈=11.5S掘=13.0 S凈=17.8S掘=24.2 300300300300 400S凈=17.8S掘=20.5 S凈=14.7S掘=19.0 S凈=14.7S掘=15.8 各種硐室主要有：變電所、主排水泵房、水倉(cāng)、調(diào)度室、等候室、室、機(jī)頭硐室根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》要求，井下存放應(yīng)設(shè)置材料硐室。井下材料硐室設(shè)置在首采工作面附近，材料硐室采用獨(dú)立通風(fēng)，直接引入回風(fēng)巷，井下材料硐室采用壁龕式，庫(kù)房巷道內(nèi)設(shè)和存放間，中間用不小于240mm厚的磚墻或混凝土墻隔開，硐室設(shè)有單獨(dú)的間。材料硐室量不得超過(guò)1天的供應(yīng)量，其中量不得超過(guò)400kg。井下變電所、水泵房及水倉(cāng)、井下材料硐室等均采用混凝土砌碹支輔助大巷和主大巷基本沿煤層底板布置,，巷道坡度隨煤層而起伏,一般100mm主、輔大巷均為錨梁網(wǎng)索噴支護(hù)矩形斷面，掘進(jìn)寬度為6m，高為3.6m與3.8m設(shè)計(jì)掘21.6m222.8m2。輔 大巷和 大巷斷面特征如圖4-12和 錨網(wǎng)排距1.5m，2/1Φ15.24-

6m，3.7m，22.2m220.3m2。4-14。

錨網(wǎng)排距1.5m，2/1Φ15.24-Φ20-M22-Φ20-M22-Φ20-M22-Φ20-M22-

頂金屬網(wǎng)1塊主大巷和輔助大巷的確定過(guò)程如下主大 B1——煤炭大巷寬度300-500mm；d2——無(wú)軌膠輪車寬度500mm，800mm。輔助大 B2——輔 大巷寬度300-500mm；d1，d2——無(wú)軌膠輪車寬度500mm。 200mm0.5-0.8-1.5-3.0-4.0-5-2。 老 砂泥巖2.8- 細(xì)沙 泥巖與 層互

65 泥巖、

1- 砂巖互 深灰色，半堅(jiān)硬，水平層理，植物化石碎片底400mm50%10%327m3/h，510m3/h15m的斷層，本井5.1.5平巷寬5.4m，高3.8m；兩平巷之間的保護(hù)煤柱寬20m，因此，各區(qū)段寬度為200m+20m+5.4m+5.4m=230.8m5-1?！獏^(qū)盤于同一個(gè)水平；回風(fēng)大巷、輔助大巷和主大巷直接和井筒相連接，不需要設(shè)置井首采盤區(qū)為一盤區(qū)，然后開采三、二、四盤區(qū)。盤區(qū)采巷掘進(jìn)，區(qū)段之間順序開采，在保證一個(gè)工作面達(dá)產(chǎn)的同時(shí)，注意另一分帶的準(zhǔn)備，保證工作面的正常。在采由于煤層為近水平，平均傾角為1°；一盤區(qū)上覆基巖較薄，松散層厚度大且含水性綜采工作面采出的原煤，經(jīng)刮板輸送機(jī)，然后由機(jī)和破碎機(jī)破碎后，最綜采工作面——平巷——主大巷——主斜井——地面煤倉(cāng)輔助系地面——輔運(yùn)斜井——輔助大巷——輔助平巷——工作面首采工作面4101工作面路線為地面——輔運(yùn)斜井——輔助大巷——4101工作面輔助平巷——工作面—4101地面箱式變電站——高壓線路——采區(qū)地面位置相應(yīng)的配電點(diǎn)——鉆孔高壓電410126KW工作面——4101工作面輔助平巷——4101工作面平——輔助大巷——輔助斜井——地支護(hù)平行作業(yè)。當(dāng)循環(huán)進(jìn)度達(dá)到15m時(shí)，退機(jī)打錨桿，錨桿機(jī)可將錨桿徹底安裝10m。JBT62(28kW)JBT52（11kW）600mm。（1）A0L——工作面長(zhǎng)度M——煤層厚度

A0LV0M

（5-V0——工作面年推進(jìn)長(zhǎng)度，V0=330×8×1=2640（m/a——煤層容重C0——工作面回采率，取C0＝0.93A0=200×6×2640×1.29×0.93=380.06（2）A1LV1H

（5-LHV1——連采面年推進(jìn)長(zhǎng)度，V1=330×60=19800（m/a——煤層容重C1——連采面回采率，取C1＝0.93則：A1=5.4×19800×3.8×1.29×0.93=47.67（（3）AA0A1380.06+47.67=427.73400t/a，427.73t/a，盤區(qū)采出率=盤區(qū)實(shí)際采出煤量/盤區(qū)工業(yè)儲(chǔ)量×100% 盤區(qū)開采損失主要有：工作面落煤損失，約占3%；盤區(qū)區(qū)段煤柱不可回收損失部分頂煤損失量少。則盤區(qū)實(shí)際采出煤量為：10061.82t。則：盤區(qū)采出率=10061.82/10904.89×100%=1°，為近水平煤層。盤區(qū)布置，平巷直接和大巷連接，不設(shè)1.29t／m3。50%，炸指數(shù)遠(yuǎn)大于10%，各煤層均具有煤塵性，各煤層均為自燃煤層，回采時(shí)必須采4101327m3/h，510m3/h。6-1。 煤層頂?shù)装逄?2.8- 1- 兩平巷之間的保護(hù)煤柱寬20m，工作面沿傾向布置沿推進(jìn)工作面采用后退式開采。3213m,8×1=8，8m。6-1再調(diào)換兩個(gè)滾筒上、下位置，重新返回割煤至輸送機(jī)機(jī)頭（機(jī)尾）1.0m18m，8.9m，8.9=35.5m，36m 機(jī)及破碎機(jī)和刮板機(jī)機(jī)頭部由端頭支架（3架）整體向前推移。6-1工作面采用掩護(hù)式支架進(jìn)行支護(hù)。按回采工藝要求，選擇一定數(shù)量的支架作為支1.00-1.065m。移工作面平巷超前支護(hù)采用超前支架和單體支架支護(hù)，其技術(shù)特征見表6-2。該支架安裝在機(jī)槽上方，與機(jī)互為支點(diǎn)進(jìn)行前移。刮板機(jī)機(jī)頭每推移一次，同時(shí)將超前支架前移一次。采用超前支護(hù)支架可實(shí)現(xiàn)工作面超前支護(hù)的自動(dòng)化，取消平巷超前工，避免了端頭工程中的不安全隱患。最大控頂距：Lmax 最小控頂距：Lmin其中：L1——頂梁長(zhǎng) L2——端面 S—截6-2ZFDC3000/26.5/471支撐高度2650-2初撐力3工作阻力4外形尺寸14443×4635×4700（大5推移千斤頂行程6支護(hù)長(zhǎng)度7額定壓力－2.0設(shè)備大于配套工作6-3 1采高3.5-2最佳割煤速度3重載/空載牽引速度/4裝機(jī)功率5機(jī)身長(zhǎng)度6采機(jī)高度7最大牽引力8滾筒有效截深正反轉(zhuǎn)，鏈條強(qiáng)度大，長(zhǎng)，其技術(shù)特征表見下圖6-4 序 技術(shù)指 技術(shù)參 刮板機(jī)功率 刮板鏈 中雙鏈 鏈速 能力 電壓 溜槽內(nèi)寬 整機(jī)質(zhì)量 機(jī)機(jī)選用DBT公司生產(chǎn)的 機(jī)，其技術(shù)特征見表6-123456DBT522KW6-6。12345 6-712支護(hù)范圍2800-3支架中心距4工作阻力5移架步距12支護(hù)范圍2800-3支架中心距4工作阻力5移架步距（6）液6-81234（7），，6-9123 工作容 6-101KJZ3-1500/3300-92360—45-500C—67、6-11、123管44000KVA10000V3300V6-121234565900710000-6.1.8刮板輸送機(jī)機(jī)頭、機(jī)尾推進(jìn)度必須保持一致，且必須保證推移步距為1.00m-1.065m18m，321.00m350mm1.00m-15m采用以往的經(jīng) 來(lái)計(jì)算

P≥9.8MrdB/1000(k-1)P≥9.8Mrncos/1000(k- 支護(hù)強(qiáng)度 1.25P＝0.68MPa0.68MPa，

TP(LC)(BJ

（6- 支護(hù)載荷 頂梁長(zhǎng)度 頂梁前端到煤壁的距離 頂梁寬度 架間距則計(jì)算結(jié)果表明，支架的工作阻力10800kN滿足支護(hù)載荷的要求Hzmax=Mmax+MmaxSHzmin=Mmin-S2-g- S——頂板下沉量，取200mme100mmHzmin=5900-200-50-檢修班定員為27人，其中：采煤機(jī)組6人負(fù)責(zé)采煤機(jī)的日常檢修和兼油脂庫(kù)的管理；組6人負(fù)責(zé)泵站的日常檢修和；三機(jī)組5人負(fù)責(zé)工作面輸送機(jī)、破碎機(jī)6－13，6-2。 勞動(dòng)組織序 工早 中 夜 管理人 合448633722833933112工65611116-26－146-141m2m3m64° 煤容 t/m 6%7m8t9m個(gè)8tt/m3度8元元kg/kg/元20m，50%。平巷斷面寬×高為5.4m×3.6m，頂板采用錨桿加錨索支護(hù)，遇破碎處靠6-3。；回風(fēng)平巷斷面寬×高為5.4m×3.7m，頂板采用錨桿加錨索支護(hù)，側(cè)頂板掛2.5m6-4。；5m×3.8m，6-530m風(fēng)風(fēng)圖6-4圖6-5聯(lián)巷斷面圖400330d；1°，1.29t/m32.7低瓦斯礦井，煤塵有1.方TRUCK42.系綜采工作面——平巷——主大巷——主斜井——地面煤連采機(jī)工作面——連采面主平巷——主大巷——主斜井——地面煤地面——輔運(yùn)斜井——輔助大巷——輔助平巷——工作地面——輔運(yùn)斜井——輔助大巷——連采面輔助平巷——連采機(jī)工作地面——輔運(yùn)斜井——輔助大巷——各工作地井下系統(tǒng)見圖7-1 1607m,3213m；2334m，4385m；624m8222m。盤區(qū)內(nèi)布置一個(gè)工作面、大型礦井煤的，應(yīng)進(jìn)行煤流系統(tǒng)的優(yōu)化設(shè)計(jì)井下煤炭系統(tǒng)，應(yīng)減少、過(guò)程中煤的破碎及降低粉塵輔助方式的選擇應(yīng)與礦井地質(zhì)條件、煤層賦存條件及井型相適應(yīng)7-17-27-37-4。1刮板機(jī)功率2刮板鏈中雙鏈345電壓6溜槽內(nèi)寬7整機(jī)質(zhì)量序 技術(shù)指 技術(shù)參123456123451ACE-23456設(shè)備能力驗(yàn)回采工作面采煤機(jī)最大瞬時(shí)出煤能力為3800t/h，工作面刮板機(jī)生產(chǎn)能力 為4000t/h，盤區(qū)系統(tǒng)各設(shè)備生產(chǎn)、通過(guò)能力均大于工作面最大瞬時(shí)出煤能力，且各盤區(qū)輔助采用無(wú)軌膠輪車7-4。設(shè)備能力驗(yàn)名 型1膠輪客 2多功能 13支架搬運(yùn) 24膠輪人 42.TRUCK4 序 技術(shù)指 技術(shù)參123194565720mm；7813.00-910.00-4101327m3/h，510m3/h。400330d，16采用斜井單水平（井口在）開拓方式10°，633m，1.29t/m31.3，2.7t/m3煤塵性屬?gòu)?qiáng)性34ACEACE—3×3758-1。 1ACE-23456膠帶機(jī)能力驗(yàn)石、設(shè)備、材料用無(wú)軌膠輪車。名 型1膠輪客 2多功能 13支架搬運(yùn) 24膠輪人 42.TRUCK4 123194565720mm；7813.00-910.00-根據(jù)煤炭科學(xué)研究總院重慶分院煤炭自燃傾向性等級(jí)鑒定報(bào)告，4-2通風(fēng)系統(tǒng)簡(jiǎn)單、穩(wěn)定、易于管理、具有抗災(zāi)能力發(fā)生事故時(shí)，易于控制、人員便于撤出有符合規(guī)定的井下環(huán)境及安全監(jiān)測(cè)系統(tǒng)通風(fēng)方式一般可分為式，對(duì)角式，混合式三種?，F(xiàn)分別分析如下，并從技術(shù)和經(jīng)式1）并列在地形條件時(shí)，進(jìn)風(fēng)井和出風(fēng)井大致并列在的風(fēng)井的井底必須和總進(jìn)隔開，出風(fēng)井的井口一般用防爆門緊閉；還要在巖石中做條回m—n，煤層傾角越大、總回風(fēng)石門越短，反之越長(zhǎng)。 2）并列式的適用條煤層傾角大、埋藏深，但長(zhǎng)度不大(≤4km)，瓦斯、自然發(fā)火都不嚴(yán)重，在此條件下，采用并列式是比較合理的。這種通風(fēng)方式(和其它方式相比)，盡管存在著筒之間的漏風(fēng)較大，箕斗井回風(fēng)時(shí)外部漏風(fēng)較大等，這些缺點(diǎn)對(duì)不大的礦井來(lái)說(shuō)也筒(立井或斜井)集中，便于開掘，開掘費(fèi)也較少，便于貫通，建井期限較短，采用3）分列式(又名邊界式進(jìn)風(fēng)井大致位于的，出風(fēng)井大致位于淺部邊界沿的通風(fēng)機(jī)設(shè)在出風(fēng)井口附近；在的開鑿主井和副井。圖9-2分列4）分列式的適用條，一般地說(shuō)，這種通風(fēng)方式適用于煤層傾角較小，埋藏較淺長(zhǎng)度不大(≤4km)，而且瓦斯，自然發(fā)火比較嚴(yán)重的新建礦井。與并列式相比，這種通風(fēng)方式的安全性要不懸殊。如果有兩個(gè)井筒，以后在延深井筒、做深部通風(fēng)的準(zhǔn)備工作時(shí)，也就不會(huì)困，進(jìn)風(fēng)井筒大致位于的，兩個(gè)出風(fēng)井筒分別位于兩翼邊界采區(qū)的淺的和沿的邊界附近。用斜井和平峒開拓時(shí)，可把下圖中的立井改為斜井和平9-3一般認(rèn)為，這種布置方式(指對(duì)角風(fēng)井位于淺部邊界附近者)適用于煤層較大(超過(guò)4km)、井型較大、煤層上部距地面較淺、瓦斯和自然發(fā)火嚴(yán)重的新建礦井。它的優(yōu)缺點(diǎn)，完全和并列式相反，比分列式的安全性更好，但初期投資更大。如果 進(jìn)風(fēng)井大致位于的，在每個(gè)采區(qū)各掘一個(gè)小回風(fēng)井，并分別安設(shè)抽出用垂直于(或平行于)的平峒，出風(fēng)用斜井；或者進(jìn)風(fēng)和出風(fēng)都用平峒。9-4煤層距地表淺，或因地表高低起伏較大，無(wú)法開掘淺部的總回風(fēng)道(因會(huì)穿出地面)，進(jìn)風(fēng)井與出風(fēng)井由三個(gè)以上井筒按上述各種方式混合組成，其中有分列與兩翼對(duì)角混合式和并列與分列混合式等。以分列與兩翼對(duì)角混合式通風(fēng)系統(tǒng)為例簡(jiǎn)1)分列與兩翼對(duì)角混合為了縮短基建時(shí)間，在初期采用分列式通風(fēng)系統(tǒng)，隨著生產(chǎn)的發(fā)展，當(dāng)開采到兩翼邊界時(shí)，則用分列與兩翼對(duì)角混合式的通風(fēng)系統(tǒng)?？傊诔跗谕L(fēng)系統(tǒng)的基礎(chǔ)圖9-5分列與兩翼對(duì)角混合2)這種通風(fēng)方式適用于范圍大，多煤層，多水平開采的礦井。大多用于老礦井的改礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力為400萬(wàn)t/a長(zhǎng)度約為9.21km左右傾向長(zhǎng)度均為6.82km 初期投資較工業(yè)場(chǎng)地布廣場(chǎng)保護(hù)煤通風(fēng)阻力較小，內(nèi)部漏風(fēng)小，增加了一個(gè)安全出口，工業(yè)廣場(chǎng)沒有主扇的噪音影響；從回風(fēng)系統(tǒng)鋪設(shè)防塵灑水風(fēng)路較短，阻力較小，采空區(qū)的漏風(fēng)較小，比并列式安通風(fēng)路線風(fēng)路較長(zhǎng)，風(fēng)阻較大，采空建井期限略長(zhǎng)，有時(shí)初期投資稍大，后期建井期限略長(zhǎng)，有時(shí)初期投井筒數(shù)目向長(zhǎng)度并不大，而且瓦斯、自然煤層傾角較小，埋而且瓦斯、自然發(fā)火比煤層較大（4km井型較大，煤層淺，瓦斯和自然發(fā)火嚴(yán)重的新礦井煤層距地?zé)o法開掘淺部綜上比較，應(yīng)選用并列式通風(fēng)方式，壓入式主要通風(fēng)機(jī)使井下處于正壓狀態(tài)當(dāng)主要通風(fēng)機(jī)停轉(zhuǎn)時(shí)壓力降低，，道，因此，為了減少地表外部漏風(fēng)，提高通風(fēng)效率，必須降低和控制礦井通風(fēng)的總阻力。能夠有效地控制盤區(qū)內(nèi)方向、風(fēng)量大小和風(fēng)質(zhì)12°工作面回中沼氣濃度不得超過(guò)必須保證通風(fēng)設(shè)施（風(fēng)門、風(fēng)橋、風(fēng)筒）要保證風(fēng)量按需分配，盡量使通風(fēng)阻力小暢通機(jī)電硐室必須在進(jìn)度中，； 上山回 ，； 礦車來(lái)往頻繁，需要加強(qiáng)管理，防止短路U50%。

Qai100qai

，m3/

（9-qaiim3Kaii觀測(cè)，得出5個(gè)比值，取其最大值。通常機(jī)采工作面可取Kai=1.2-1.6；采工作面可取Kai=1.4-2。1.4。810t，

=810×0.27/60=3.6（m3/min

Qai=100×3.6×1.4=510（m3/min長(zhǎng)壁工作面實(shí)際需要風(fēng)量（Qai，按下式計(jì)算：

Qai60Vai

，m3/

（9-VaiiSai——第i表9-1 采煤工作面空氣溫度，c

采煤工作面風(fēng)速Vai0.3-15-0.5-18-0.8-20-1.0-23-1.5-26-2.0-1.5m/s，SaiQai=60×1.5×30.24=2721.6（m3/min按人數(shù)計(jì)算實(shí)際需要風(fēng)量（Qai

Qai=4×Ni

m3/

（9-Nii34Qai=4×34=136（m3min）Qa1=2721.6（m3/min按最低風(fēng)速驗(yàn)算，各個(gè)采煤工作面的最低風(fēng)量（Qai

Qai

S

，m3/

（9-SaiiQai≥15×30.24=453.6（m3min）按最高風(fēng)速驗(yàn)算，各個(gè)采煤工作面的最低風(fēng)量（Qai

Qai

S

，m3/

（9-SaiiQai≤240×30.24=7257.6（m3min）Qa1=2127.6（m3/min）滿足風(fēng)速要求。根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定，按工作面回風(fēng)中沼氣的濃度不得超過(guò)1％的要求計(jì)

Qbi100qbi

，m3/

（9-Qbi——第ｉm3minqbim3minKbi——該掘進(jìn)工作面的瓦斯涌出不均衡系數(shù)，1.5~21.5。180.6t，

=180.6×0.27/60=0.81（m3/min

Qai=100×0.81×1.5=122（m3/min

Qbi4

，m3/

（9-44m3m3minNii30Qbi=4×30=120（m3/min）Qbi=122（m3/min掘進(jìn)工作面實(shí)際需要風(fēng)量，由長(zhǎng)期的工作經(jīng)驗(yàn)可得：煤巷的實(shí)際需要風(fēng)量為m3min因?yàn)楸镜V只有變電所和庫(kù)故可以不用計(jì)算可根據(jù)經(jīng)驗(yàn)值所得變電所實(shí)際風(fēng)量80m3min

Qd600.25S

（9-SS=20.5

=60×0.25×20.5×4=1230（m3/min則取

=1300（m3min

Q4N

，m3/

（9-NN=100KtKt=1.2-Q=4×100×1.25=500（m3/min

Q(QaQbQcQd)

，m3/

（9-bb

m3min；m3/；Qc

m3/minQdm3minKt1.15-1.25。Q ）×1.25=4860（m3/min4860（m3min通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期的確礦井采 的1.2點(diǎn)實(shí)際風(fēng)量，采煤工作面只配計(jì)算的風(fēng)量，上下平巷的風(fēng)量乘以1.2。順而下，遇到進(jìn)Q=2127.6×1.2=2553.12（m3/min進(jìn)1.2回Q=2127.6×1.2=2553.12（m3/min回32）Q=380×1.2=456（mmin33）Q=80×1.2=96（mmin34）Q=1300×1.2=1560（mmin4665.6（m3min，則礦井總風(fēng)量能滿足要求。9-2。123輔助大4主大56789礦井井筒的局部阻力，新建礦井（包括擴(kuò)建礦井獨(dú)立通風(fēng)的擴(kuò)建區(qū)10%15%350mm井下多數(shù)屬于完全紊流狀態(tài)，hfr

， （9- 8

Ns2m4

Kg/Q(m3sV=Q/s,hfr

（9-正比。故把上式中的αLU/S3Rfr來(lái)表示，即Rfr

S

，Ns2/

或Kg

（9-Q R

， (9-

(9-

(9-

1.1-1.15——時(shí)期的局部阻力系數(shù)1.1-1.15通風(fēng)容易時(shí)期的最路線16123綜工 通風(fēng)時(shí)期的最路線16123綜工 表9- 支護(hù) 支護(hù) （m2Ns2/m主運(yùn)斜 混凝 支6面架78利用(9-12)可以的出摩擦風(fēng)阻 RNs2/Qm3/hfr6.45×10^(-0.07×10^(-0.074×10^(-3工45.25×10^(-0.31×10^(-0.50×10^(-1.19×10^(-

h=1.15×hfr=1.15×578.57=665.36Pa

Qf=

m3/1.2。R=h/Q2=666/78^2=0.1Ns2/

hfhfA=1.1917×Qf =1.1917×78/666^0.5=3.6通風(fēng)時(shí)期礦井總阻力計(jì)算表9- 網(wǎng)絡(luò)編

Ns2/

Qm3/

hfr6.54×10^(-6.87×10^(-6.28×10^(-3綜工 0.53×10^(- 7.63×10^(- 7.68×10^(-

h=1.15×hfr hf= R=h/Q2

QfNs2/

m3/

A=1.1917×Qf

hf=1.1917×78/1631^0.5=2.4hf表9- 通風(fēng)阻力等 通風(fēng)難易程 等積孔礦礦<中阻力 中小阻力 容

1~2>可知：不論在通風(fēng)容易還是通風(fēng)時(shí)期，礦井均為小阻力礦，且滿足通風(fēng)要求9-69-7，9-89-99-69-8圖9-9通風(fēng)時(shí)期通風(fēng)網(wǎng)絡(luò)5a；5°；90%；考慮風(fēng)量調(diào)節(jié)時(shí)，應(yīng)盡量避免使用風(fēng)硐調(diào)節(jié)10min礦井主風(fēng)機(jī)應(yīng)有直接（配電所饋出的供電線路線不能接任何負(fù)載(9)通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期風(fēng)量：78（m3/s）時(shí)期風(fēng)壓9-風(fēng)量/m3.s-風(fēng)壓 風(fēng)量/m3.s-風(fēng)壓 表9- 容易時(shí) 時(shí) 表9- 轉(zhuǎn)3率容易3率容易7時(shí)4期8期）（n）4

效風(fēng) 輸入率

9-101、2，3、49.7.4按通風(fēng)容易時(shí)期 時(shí)期分別計(jì)算出通風(fēng)機(jī)的軸功率N,即電動(dòng)機(jī)的軸功率 QfH 易 QfH NN

0.6風(fēng)量Q=78m3/s，風(fēng)壓H=666Pa，=71%，由上 N易1通風(fēng)時(shí)期風(fēng)量Q=78m3/s，總風(fēng)壓H=1418Pa,=85%，由上 N難1N易N

0.61Nmin*Nmin*N

*Keke1.1-e0.9-0.94（大型電動(dòng)機(jī)取較高值tr1；0.95

Ne=136*1.2/(0.9*1)=182YB450S-109-表9-10 型 額定功率/

效率

Φ

） 根據(jù)礦井通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期主要通風(fēng)機(jī)的輸入功率Nfmin和Nfmax計(jì)算電動(dòng)機(jī)的由NfminNfmax=125/180=0.70>0.6Ne=NfmaxNe——電動(dòng)機(jī)功率。Nfmax——時(shí)期主要通風(fēng)機(jī)的輸入功率kee0.92。NeTX9-10。表9- 型 TX-450S- 效率額定功率 堵轉(zhuǎn)電流/額定電額定電壓 堵轉(zhuǎn)轉(zhuǎn)矩/額定轉(zhuǎn)1額定電流 牽入轉(zhuǎn)矩/額定轉(zhuǎn)同步轉(zhuǎn)速 CO、CH4采煤機(jī)應(yīng)割平頂板，保證支架接頂良好來(lái)壓時(shí)工作面嚴(yán)格按支架操作規(guī)程操作，支架梁端距不應(yīng)大于300-500mm合理留設(shè)防沙安全煤巖柱，防沙安全煤巖柱高度Hs按以下計(jì)HsHmHm——冒落帶最大高度Hb——保護(hù)層厚度，mHs必要時(shí)可將塌陷區(qū)周圍的含水沙層進(jìn)行注漿固結(jié)，泥沙潰入10 2層13m64°（1）（2）（1）d（2）班2（1）（2） amm5679瓦斯等 瓦斯相對(duì)涌出 （1）（2）（m（1）個(gè)1（2）個(gè)0m（1）m（2）m個(gè)大巷方電機(jī) 類（1）m（2）m/（3）m3/千（4）t/（5）元林在康、左秀峰.《礦業(yè)信息及計(jì)算機(jī)應(yīng)用》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)錢鳴高、.《礦山壓力及控制》.：煤炭工業(yè)葉青.《神東現(xiàn)代化礦區(qū)建設(shè)與生產(chǎn)技術(shù)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大 .《礦井防治理論與技術(shù)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大 岑傳鴻.《采場(chǎng)頂板控制與檢測(cè)技術(shù)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)蔣國(guó)安、.《采礦工程英語(yǔ)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)李位民.《特大型現(xiàn)代化礦井建設(shè)與工程實(shí)踐》.：煤炭工業(yè) ：煤炭工業(yè)能源部.《煤礦安全規(guī)程》.：煤炭工

采煤機(jī)械化成套設(shè)備參考手冊(cè).煤炭工業(yè)部..《煤礦施工設(shè)計(jì)基礎(chǔ)》.太原：山西人

煤炭工業(yè)設(shè)備手冊(cè).徐州中國(guó)礦業(yè)大學(xué)章玉華.《技術(shù)經(jīng)濟(jì)學(xué)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)《綜采設(shè)備管理手冊(cè)》.：煤炭工業(yè)杜計(jì)平、汪理全.《煤礦特殊開采方法》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)王德明.《礦井通風(fēng)與安全》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)鄒喜正、.《安全高效礦井開采技術(shù)》.徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)專 據(jù)專家預(yù)測(cè)，到2030年，煤炭在我國(guó)能源構(gòu)成中的仍將占到70%左右。伴隨著能源需國(guó)外長(zhǎng)壁工作面從一般綜采發(fā)展到的高產(chǎn)高效綜采約經(jīng)歷了15a,這一發(fā)展過(guò)程1000kW2285kW,5m,2～3a,400～600t；2250kW,1200mm,最大輸送能力9800kN,6～8s/架。某煤業(yè)3上405工作面地質(zhì)條件大采高開采工藝性進(jìn)行評(píng)為研究厚煤層大采高綜采工作面的采動(dòng)覆巖活動(dòng)規(guī)律，并對(duì)所設(shè)計(jì)支架的適應(yīng)性1-1大采高綜采采場(chǎng)礦壓數(shù)化200315.088.795.6720%。118~198m2-1。 - 采區(qū)名 東四采稱

10~90mF3380m118~198m 5.19-5.19-5.5°-可采指 變異系 穩(wěn)定程 穩(wěn)煤層3上煤層，黑色，似玻璃光澤，性脆，結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，屬情半光型亮煤，工業(yè)牌號(hào)：氣煤；具有明顯規(guī)則的線理狀及條帶狀結(jié)構(gòu)，節(jié)理況發(fā)育，貝殼狀斷口，f=1.5～2.2，5.19～5.57m，平均5.37m，煤層產(chǎn)狀：266°～336°，傾向356°～66°，煤層傾角5.5°～14°，9°；煤層底板標(biāo)高-167.0～392m225m，西南高東北低，呈單斜 煤

％

％

％

煤質(zhì)穩(wěn)定，可選性好，具有低灰、低硫、低磷、結(jié)焦性強(qiáng)的特點(diǎn)，是很好2-3 頂?shù)装迕?巖石名 厚度 巖性特老 細(xì)砂 老 細(xì)砂

本工作面回采巷道 的地質(zhì)構(gòu)造情況來(lái)看，掘進(jìn)巷道 斷層13條，如表2-4。2-4斷走層 傾向稱

斷層性 落差質(zhì)

對(duì)回采0°～68°～34°～124正正 正

對(duì)末采有對(duì)末采有基本無(wú)影響 正 正 正 正 正 正 正 最大涌水量F33100m3/h，并有備用泵。根據(jù)經(jīng)驗(yàn)可預(yù)計(jì)最大涌水量100m3/h，正常涌水量：10m3/h2-52-537.4

46地溫危 工作面溫度為23℃

初次來(lái)壓步距為35～50m8～15m4.0m②大采高綜采工作面可采用H型通風(fēng)方式，該種通風(fēng)方式將避免工作面老塘的瓦斯③對(duì)于堅(jiān)硬頂板可采用頂板注水和深孔相結(jié)合的方法處理頂板其工藝過(guò)程較3.5～4.7m2-6、2-7

2.1- 2.2-2.2-2.4-2.2-2.4-

生產(chǎn)廠 主要技術(shù)特采高2.5～5.0m，滾筒直徑2500mm，有效截深850～1000mm，采煤 JOY公

617kN，牽引速度0～15m/min，2000～3500t/h，功率1500kw

德國(guó)DBTJOY德國(guó)DBTJOY德國(guó)DBTJOY澳大利亞LAD公司；英國(guó)FSW

電機(jī)功率2×700kW，能2500t/h， 電機(jī)功率3×315、2×400、375kW，能 t/h，帶 mm，帶速3.5、4.0m/s，長(zhǎng) m2-8。如果能成功的克服了上述難題并能實(shí)現(xiàn)設(shè)備則礦5m厚煤層一次全高大

生產(chǎn)廠 主要技術(shù)特德引速度0～25m/min，生產(chǎn)能力3000t/h，功率1500kw支德DBT架

支架高度2.55～5.5m1750mm，額定工作阻力8200kN，PM-4

德DBT

電機(jī)功率 能力2750t/h，長(zhǎng)度27.5m 德DBT公破碎 德DBT公

電機(jī)功率 能力3000t/h

澳ACE

為研究工作面上覆主關(guān)鍵層以及亞關(guān)鍵層在工作面回采過(guò)程中對(duì)礦壓顯現(xiàn)及地表沉降有何影響，就必須判別煤層覆巖中的關(guān)鍵層。如何判別覆巖中的關(guān)鍵層位置是關(guān)鍵層理論應(yīng)首先解決的問題。由關(guān)鍵層定義可知，（如彈性模量Eσcn1、2、…、nm、m其厚度由下往上分別為h、hhnHh第nh22h第1h1第13-1關(guān)鍵層判別計(jì)算模型m的值）可按剛度法則判別。具體方法為：（i=1）開始往上逐層計(jì)算

hiim

值以及

E m

>

E

(3-2（i=m+1）m-112-1m1=m-12-中，Ei、hi、γi22333-1n3-11～n（亞關(guān)鍵（i=1，2，…，n） 2Rt(12Rt(1

(3-式中——關(guān)鍵層開挖損傷因子；0.27～0.45，結(jié)合數(shù)值和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐計(jì)算結(jié)果一般0.35；Rtqiihicqi。各層imiEh3hq

j

i,ji,EE3i, i,

i=1，2，…，n- (3-j h3(h Hq

n,jn,K

(3- 3n, n,3-33-4iiji0），iEijhi,ji,jE1,0，h1,01,0分別為第一層硬巖層的彈模、厚度及容重，E1,1，h1,11,111Kzqihi,ji,jj0nmnqnhn,jn,jj

i=1，2，…，n- (3- (3-iLiLi＞Lj i=2，3，…，n j=1，2，i-1 1(i=233-1n巖層)開始逐層往下來(lái)判別式(3-7)Li＜Li-1i-1 砂 泥 25巖巖

注巖成分以石英為主，鈣質(zhì)膠結(jié)，f=6～8關(guān)脆，含植物化石及黃鐵礦，f=4～63煤7構(gòu)，f=1.5～2.2化石及小結(jié)核，f=4～6巖39明顯，f=4～6煤砂 泥 細(xì) 巖砂 泥 一 泥

淺黑色，砂泥質(zhì)結(jié)構(gòu)，薄層狀，f=4～6綜合考慮煤業(yè)首采區(qū)地質(zhì)采礦條件和整個(gè)地煤層覆存狀況 Lc

(3-2Rt(12Rt(1qRt

112n11iiEh3(rhrH11iinzq KnzEh

(3-i式中E1h1Eihi——第in——老頂關(guān)鍵層控制的上覆巖層數(shù)（與關(guān)鍵層同步變形rHKz層（1）的載荷。按照將的地質(zhì)條件考慮一定的安全系數(shù)計(jì)算得出老頂初次斷裂長(zhǎng)度Lc在lz

Lp

(3-xz

1Aa

zt先設(shè)定l3(2lzx)lzqeax(cosaxsinax3sinaxt

h2

4lz立的lz4K4Kmh式中：I ，a ，EI——巖梁的抗彎剛度Km

m

hEc，m；Ezh——彈性地基（煤層和直接頂）按照將的地質(zhì)條件，考慮一定的安全系數(shù)，可以得到該礦的周期來(lái)時(shí)，工作面推12m4m16m。根據(jù)該礦的地質(zhì)條件和柱狀圖建立起來(lái)的模型如圖3-3所示。模型沿方向取300m，95m的薄弱層作為層理，采用平面應(yīng)變模型，上邊界自由，兩端和底邊固定約束（力學(xué)模型3-4）。模型中各巖層的灰度代表巖層力學(xué)參數(shù)(如彈性模量、抗壓強(qiáng)度等)的大小，灰度越亮，其值越大（此外，單元的亮暗程度還與單元的破裂程度有關(guān)，破裂單元由于應(yīng)力釋放，則顏色變?yōu)楹谏?。由此可以知道整個(gè)模型在破裂過(guò)程中的微破裂的時(shí)間序列和空間分布）。3-33-412m，模擬工作面開挖過(guò)程中及停采后頂板應(yīng)力垮3-53.5m。36m。RFPA2D36m翻分EffectsoffrequencyandgroutedlengthonthebehaviorofguidedultrasonicwavesinrockboltsD.H.Zoua,Y.Cui,V.Madengaa,C.Experimentswereconductedtostudythebehaviorofguidedwavesinandgroutedrockbolts.Ultrasonicwaveswithfrequenciesfrom25to100kHzwereusedasexcitationinputs.Testswere?rstconductedonboltstohelpunderstandthebehaviorofguidedwavesinnon-groutedbolts.Theeffectsofwavefrequencyandgroutedlengthonthegroupvelocityandattenuationoftheguidedultrasonicwaveswerethenevaluated.Thetestresultsindicatedclearbutdifferenttrendsforthegroupvelocityintheandthegroutedbolts.Theattenuationinboltswasnotaffectedbyboltlengthandfrequency.However,ingroutedboltsitincreasedwithfrequencyandgroutedlength.Itwasalsofoundthatthetwomainsourcesofattenuationarethesetupenergyloss,whichhasa?xedtyforaspeci?ctypeoftestsetup,andthedispersiveandspreadingenergylosswhichvarieswithfrequencyandboltlength.2007Elsevier.Allrights.:Rockbolts;Guidedwaves;Attenuation;Amplitude;GroupRockboltsarewidelyusedinundergroundandsurfaceexcavationsinminingandcivilengineeringforgroundreinmentandstabilization.Inmanyapplications,rockboltsaregroutedinthegroundwithcementorresin.Testingofthegroutqualityandmonitoringofthebolttensionofrockboltshaslongbeenachallengeinthe?eld.Conventionally,groutqualityisassessedbypull-outtestandover-coring.Bothmethodsaredestructiveandtimeconsuming.Theusefulnessofpull-outtestresultsasameasureofthegroutqualitycanbelimitedbythecriticallengthofgroutbeyondwhichthesteelboltwillfail?rst.Therefore,othermethods,suchasnon-destructivetestingmethodsusingultrasonicwaveshaveeattractive.Inrecentyears,researchinthisareahasbeenveryactive.Itisnoticedthatpropertiesofguidedwaves,suchasvelocityandattenuation,arefunctionsoftheinputwavefrequency.Althoughtheguidedultrasonicwaveseemstobeapromisingmethodformonitoringrockbolts,researchinthisareaisstillintheearlystageandmanytechnicalproblemsremaintobesolved.Inagroutedbolt,wavebehaviorisnotonlyrelatedtothegroutqualitybutalsotothewavefrequency.ThegroutedlengthandthepropertiesofmaterialssurroundingtheboltmayyanimportantOneoftheimportantcharacteristicsofaguidedwaveisthatitsvelocitynotonlydependsonthematerialpropertiesbutalsoonthethicknessofthematerialandthewavefrequency.Unlikeabulkwave,theguidedwavepropagatesasapacket,whichismadeupofabandofsuperimposedcomponentswithdifferentfrequencies.Itisthegroupvelocitythatde?nesthespeedatwhichthe‘envelope’ofthepacketmovesalong.Ithasbeenshownthatinarockbolt,therateofenergytransferisidenticaltothegroupvelocity.Ourrecentresearchexaminedtheeffectsofwavefrequencyandthecuringtimeofgroutonthegroupvelocityofguidedultrasonicwavesinrockbolts.Wefoundthatthewavegroupvelocityismuchloweringroutedboltsthaninbolts.Thelowerthefrequency,thelowerthevelocity.Ourtestresultsindicatedthattheinputfrequencyforrockbolttestingbelow100kHzwouldprovidebetterresolutionandclearersignals.Thisobserva-tionissupportedbytheresultsdiscussedfurtheroninthispaper.Attenuationisanotherimportantcharacteristicofaguidedwave.Ingeneral,attenuationreferstothetotalreductioninthesignalstrength.Attenuationoccursasanaturalconsequenceofsignaltransmissionoveradistanceduetowaveenergyloss.Therehavebeenextensiveresearchandexperimentsonattenuationofbulkwaves.Waveattenuationisde?nedbyanattenuationcoef?cient.Forexample,thep-waveamplitudedecaycanbeexpressedasafunctionoftraveldistance.ln

ln(R)

whereAaistheamplitudeatlocationa,Abistheamplitudeatlocationistheattenuationcoef?cient,constant,Listhedistancefromlocationsatob,Ristheamplituderatio,R=Ab/Aa.However,therehasbeenlittleresearchonattenuationofguidedwaves,especiallyingroutedrockbolts.Waveattenuationingroutedrockboltsisverycomplicatedandisoftenaffectedbymanyfactorsincludingthegroutingmaterialandthegroutquality.EachofthesefactorsmaycausesomeIngeneral,theobservedwaveattenuationmayhaveseveralcomponents,someofwhichmaybefrequency-dependentandsomefrequency-independent.Thetotalattenuationisthesumofthecontributionsofallin?uencingfactors[14],andthisrelationshipappliestobothbulkwavesandguidedwaves: iLiln(Ri)ln(Ri

where

istheattenuationcoef?cientoftheithcomponentcausedbyithfactor,

isthetraveldistanceaffectedbytheithfactor,

isamplituderatioafterattenuationoftheithcomponent,

Liisthesameallfactors,then iLtLort

t tAccordingtothecause,attenuationmaybegroupedintothefollowingDissipativeattenuation:Anenergylossduetonon-elasticofthemedium.Itincreaseswiththewavetraveldistanceandmayeprofoundoveralongdistancedependingonthematerialproperty.Thistypeofattenuationinsteelisgenerallyverylowcomparedtothatinrocks.Asshownlater,itcanbeignoredinpracticeforguidedwavestravelinginrockboltsduetothelowofsteelandtheshortboltlength(1–3m).Dispersiveattenuation:Anenergylossduetodeforma-tionofwaveformduringwavepropagation,achar-acteristicthatdistinguishesguidedwavesfrombulkwaves.Thephenomenonofwavedeformationiscalledenergydispersion.Spreadingattenuation:Anenergylosswhichoccursattheinterfacebetweentheboltandthegroutingmaterial.Asaguidedwavereachestheinterface,notallofthewaveenergycanbere?ectedattheinterface.Partoftheenergypassesthroughtheinterfaceandistransmittedintothegroutedmaterial,aphenomenoncalledenergyleakage.Therefore,itcanbereasonablyassumedthatattenuationingroutedrockboltsconsistsoftwomajorcomponents;dispersiveandspreadingattenuation,bothofwhicharefrequency-dependent.ThetotalattenuationingroutedrockboltsshouldthusbethesumofthetwocomponentsandinfuturewillbereferredtoasDISPattenuation.Itshouldbepointedouthowever,thatasobservedduringourlaboratorytests,theamplitudedecayandtheenergylossofguidedwavesrecordedduringtestsofrockboltsinlaboratoryarenotsolelyfromtheDISPattenua-tion.Anotherimportantcomponentistheenergylossduetorefractionatthecontactsurfacesbetweentheboltsampleandtheequipment.Theoretically,whenawavereachesaninterfaceadjoiningamediumwhichdoesnottransmitmechanicalwaves(e.g.,vacuumorair),norefractionoccursandallenergyisre?ectedback.Inarockbolttest,transducersareattachedtotheboltsample,whichisincontactwiththetestingframe(e.g.,atableorarack).Itisatthesecontactsurfacesthatsomeenergyisinevitablyrefracted,causingenergyloss.Thistypeofenergyloss,asshownlater,isexpectedtobeconstantandisofa?xedtyforaspeci?ctypeoftestsetup.Infutureitwillbecalledsetupenergyloss.Asaresult,therecordedamplitudedecayandenergylossduringrockbolttestswillbegreaterthanwhatisactuallycausedbytheAnongoingresearchprogramatDalhousieUniversityisaimedatstudyingthecharacteristicsofguidedwavesingroutedrockbolts.Effectsofwavefrequencyandgroutedlengthonthebehaviorofguidedultrasonicwavesinboltsandgroutedboltshavebeenstudied.Theachievedresultsarestrikinglyconvincing.Thedetailsaregivenbelow.ExperimentsofguidedultrasonicwaveAnunderstandingoftheultrasonicwavecharacteristicsinbolts(non-groutedbolts)isessentialtothestudyofthebehaviorofguidedultrasonicwavesingroutedbolts.Inthisresearch,bothboltsandgroutedboltsweretested.TestThetestsamplesincludedtwoboltsandthreegroutedboltsofvariouslengths.Theboltswerebaresteelbars.Thegroutedboltsweremadebycastingacylindricalconcreteblockaroundasteelbartosimulatethegroutedrockboltsinthe?eld(Fig.1).Intheseteststheboltswerenottensioned.ThesamplesizesandotherdescriptionsaregiveninTable1.Thetwobolts(samples1and2)wereusedtostudytheeffectsofboltlengthandfrequencyonthebehaviorofguidedultrasonicwaves,particularlythesetupenergylossduetoequipmentsetup.Thethreegroutedbolts(samples3–5)withvaryinggroutedlengthswereusedtoinvestigatetheeffectsoffrequencyandgroutedlengthontheattenuationofguidedultrasonicwaves.TestinstrumentsandexperimentTheinstrumentsusedinthestudyincludedaHandy-scopeHS-3(adataacquisitiondevicewithawavegenerator),anampli?er,twotransducers,andacomputer.TheequipmentsetupisillustratedinFig.2.TheHS-3unithasthecapabilityofgeneratingultrasonicsignalswithvaryingfrequencies,aswellasreceivinganddigitizingthereceivedwavesignals.Sinusoidalultrasonicinputsignalswereusedtoexcitethetransmitteratthenon-groutedendofthebolt.Thereceivedsignalattheotherendwasampli?edbeforebeingdigitized.Thecomputerwasusedtorecord,disy,andprocessthesignals.Thetransducersusedwerepiezo-electric,typesR6andR15,fromPhysicalAcousticsCorporation.Bothendsofthetestboltsweresmoothedandvacuumgreasewasusedtoprovidegoodcontactwiththetransducers.Theexperimentswereconductedbyexcitingatransmit-ter(R6)withinputsignalsatdifferentfrequenciesintothenon-groutedendofaboltsample.signalarrivingattheotherendwaspickedupbyatransducer(R15)andthewholewaveformwasrecordeddigitally.Duringeachtest,theinputfrequencyrangedfrom25to100kHz.ExperimentdataysisInthefollowing,‘?rstarrival’referstothe?rstwavepacketthatarrivedatthereceivingendand‘echo’referstothesamewavepacketthatreachedthereceivingendforasecondtimeafteritwasre?ectedbackfromtheinputend.Theattenuationwasestimatedbyassessingthewaveamplituderatiooftheechooverthe?rstarrival.AttenuationAsexinedearlier,waveattenuationisnotonlyrelatedtothegroutqualitybutalsotothefrequencyandotherfactors.Theamplituderatioofawavepacketthathastraveledsomedistancehasaninverselogarithmrelation-ship,asshowninEq.(1),withtheattenuationcoef?cient.Thehighertheattenuation,thegreatertheenergyloss,andthelowertheamplituderatio.Thereforethemeasuredamplituderatio,Rmasde?nedbelow,isusedasanindirectmeasurementofattenuationinthisstudy:R

1whereA1istheaverageamplitudeofthe?rstarrivalandA2istheaverageamplitudeoftheechoasde?nedbelow.Itisunderstoodthatgoodgroutqualityresultsinhigherenergylossalongtherockboltduetoenergyleakageanddispersion.Itisthereforeverydif?culttostudywaveattenuationingroutedboltsbecausetherecordedwave-formisoftenveryweakandisaffectedbyalotofnoises.Thereceivedwaveformsometimesmaynotbeveryclear,makingitdif?culttoidentifytheboundarybetweenthe?rstarrivalandtheecho.Thisesmoreproblematicwhentheboltisshortorwhendispersionisserious.Theumwaveamplitudeinthiscasemaybeaffectedbysuchnoises.Itisthereforecriticaltodevelopasuitableysismethodtoyzetheattenuationofultrasonicwavesandtogetmeaningfulresults.tikv2i1k2itikv2i1k2i ti2i=A=

ti2v(t)dt,i1,i

(ti2ti1

titi2

isthetimeintervalcenteredat umamplitudeawave

istherecordedwaveamplitude,i=1isforthe?rstandi=2isfortheecho,kisamaterialThe

vi(t)

t1

andtheirde?nitionsareillustratedinBecausethismethodconsiderstheaverageamplitudeacrossintervalsofequallengthsoftimeforthe?rstarrivalandtheecho,theeffectsoferrorsandnoisesontheumamplitudewillbeminimized.Toevaluatetheeffectsofthetimeinterval

onaccuracyoftheresults,theamplituderatiosinbolts—thoseinwhichtheboundarybetweenthe?rstarrivalandtheechowasveryclear—werecalculatedwithdifferenttimeintervalsasapercentageofthewholewaveformsofthe?rstarrivalandtheecho.Theresultsforsample1atdifferentfrequenciesareshowninFig.4.Itisclearthatifthetimeintervalistoosmall(e.g.,lessthan25%ofthewholewaveform),theamplituderatioasdeterminedbyEq.(5)varieswiththelengthofthetimeinterval.Whenthetimeintervalisgreaterthan25%ofthewholewaveform,theresultsvaryverylittleandarenearlythesameasthatat100%(thewholeInthe

t1=t2=100

wereusedincalculationoftheamplitudeforalltests.Withaninputsignalof