某矿采空区治理方案说明.docx
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某矿采空区治理方案说明
****矿区采矿区治理
可
行
性
报
告
********矿业有限公司
二〇一六年十一月二十一日
建设单位：
****矿业有限公司
编制单位：
*****矿业有限公司
法人代表：
*
项目负责：
*
项目审核：
*
报告编写：
*
1项目概况
项目名称：
*
建设地点：
**
项目性质：
采空区治理工程
建设年限：
2017年2月——2018年3月
建设内容及规模：
（1）位于断层破碎带F107范围内矿体采场顶板加固2620m2；
（2）位于断层破碎带F24范围内的矿柱加固1890m3（32个）；
充填量50000m³
（3）二中段采矿区充填46000m3；
（4）三中段采矿区充填39000m³。
投资估算：
总投资500万元。
（1）项目建成后，断层破碎带F107范围内的矿体可全部采出，相当多采7万吨汞矿，按开采期限2.5年计，每年多产矿石3万吨，矿石价格以1000元/吨计，年销售收入在现有基础上增加350万元。
（2）采场及运输巷注浆后，可减小涌水量150m3/h，每日可节约32400度用电，每年可节约抽水费用60多万元。
（3）主运输巷注浆加固后，可继续安全使用，无需重开凿新运输巷，运输巷按照500m总量，每米运输巷施工费2800元计算，可节约投资140万元。
（4）采空区充填后，地下水位有可能逐步上升，解决矿区周边村寨多年来饮用水困难的问题，产生良好的社会效益。
（5）降低地面塌陷几率，减少地质灾害治理费用。
报告编制依据：
（1）《中华人民共和国矿产资源法》；
（2）《中华人民共和国矿山安全法》；
（3）《中华人民共和国安全生产法》；
（4）《冶金矿山采矿设计规范》；
（5）《金属非金属地下矿山安全规程》（GB16424－2006）；
（6）《爆破安全规程》（GB6722－2003）；
（7）《安全生产条例》；
（8）《****矿区资源储量核实报告》；
（9）《****开采设计方案》及图纸。
2项目建设背景及必要性
2.1矿山概况
（1）矿山基本情况
贵州省铜仁地区****矿业有限公司于2004年成立，前期开发铜仁汞矿乱岩塘汞矿体内的矿床，2005年动工，2007年4月竣工，经铜仁地区安全生产监督管理局验收后投产。
****可分为三个块段，即乱岩塘块段（F107断裂北盘），大坪块段（F107断裂南盘～Fl05断裂附近）及油房喇－－阴山朗块段（F105断裂附近～F24断北盘）。
2010年底，****矿区乱岩塘汞矿F107断裂以北的矿体基本全部采完，为了有效的开采F107断裂南盘～Fl05断裂之间的矿体，2008年~2009年先后请长沙矿山研究院对F107断裂进行不良地质体的研究，并提出相应的治理方案，但因F107断裂含水量大，进行帷幕注浆存在一定的安全隐患，决定放弃通过F107断裂回收乱岩塘矿床F107断裂以南的矿体。
2011年4月，委托贵州创新矿冶工程开发有限责任公司对附近对****乱岩塘汞矿F107断裂南盘～Fl05断裂之间的矿体开采方案进行设计，充分利用****现有的工程设施，进行了《贵州省****开采方案设计（变更）》设计。
矿山采矿方法采用房柱法，后退式回采；轻型风动凿岩机爆破落矿；局部木料支护；机械排水；机械抽出式通风方式；矿车运输。
矿山所采矿石直接运至距离矿山1.5km的黄土坡选冶厂深加工。
矿山设计损失率15%；贫化率5%。
（2）交通位置
****矿床位于贵州省铜仁市北东17.5公里的湘黔边境上，其绝大部分属该市滑石乡管辖，仅南段东侧跨入湖南省凤凰县阿拉区黄合营乡所辖亭子关境内。
矿床长1.5公里，宽0.7公里，面积1.05平方公里。
地理坐标为东经：
109°19′33″～109°20′16″，北纬：
27°49′04″～27°50′13″。
怀渝铁路已建成，通过铜仁市，往东经凤凰到枝柳铁路吉首站，里程100公里，往南经铜仁到湘黔铁路大龙站，里程85公里。
矿区交通较为方便（见图1）。
图1贵州省****交通位置图
（3）矿权设置及相邻矿界关系
该矿山地处湘黔两省交界地带，东边与湖南省凤凰县金山矿业有限责任公司头坡脑汞锌矿接壤，东北方向于凤凰县矿业有限公司相连，无矿界纠纷。
（4）储量利用情况
贵州省地质矿产局103地质大队1988年12月提交的《贵州省铜仁县滑石汞矿田初查及乱岩塘汞矿详终地质报告》，按D级的计算方式，乱岩塘矿区普查圈定的矿块分为6个小块段，求得汞矿金属储量2321t，汞矿的矿石资源量为609393.3t。
目前F107断层以南的Ⅴ、Ⅵ的矿体尚未进行开采，汞金属储量为45.1t。
湖南省地质矿产局405地质大队1977年12月提交的《湖南省凤凰县茶田矿田白岩壁矿段汞矿地质初勘报告》，白岩壁矿段普查圈定的矿块分为10个小块段，求得汞矿金属储量1596.67t，后经生产探矿，获得C级储量1952.695t。
****矿区储量见表1-1
1994年因矿坑涌水量大，开采成本高于销售价格故停采至今，F10729附近的Ⅶ1、Ⅶ2、Ⅷ、Ⅵ尚未进行开采，汞金属储量为698.95t。
累计****矿区尚未开采的矿石量480942.9t，金属量744.05t，综合品位0.1547%。
2016年储量核实报告提交****矿区地质储量25万吨。
2.2项目建设的背景及必要性
2.2.1矿床开采技术条件
（1）水文地质条件
矿床为深埋在地下的隐伏盲矿，其不仅低于当地的侵蚀基准面，而且由于F24断层的切割结果，比南部白岩壁矿床低约200m。
区内虽有地表水流通过，但鉴于上部含水层富水性弱，隔水层（
）层厚度大，对地表水体和上部含水层的沟通可能性不大，由于矿床内断层构造多具隔水性和阻水性，其断裂构造及其伴生的微裂隙具导水性，因此，矿床开拓时，地下水进入坑道的主要形式是直接的，本次拟采矿区均位于F107断层北（下）盘，在矿山开采过程中，要特别提防导水断层引起的矿坑涌水。
由于矿床埋深大，排水条件较差，在局部地段水文地质条件较复杂，在矿山采掘过程中，还应预防坛子水涌出对井下作业人员的危害。
（2）工程地质条件
矿层顶底板岩性，裂隙节理发育程度，破碎软弱层的厚度和分布情况：
矿层及顶底板主要由碳酸盐沉积岩组成，为层状结构，岩层的厚度比较稳定。
经测试：
顶板有机质粉晶白云岩的平均抗压强度垂直层面为369公斤／厘米2、平行层面为810公斤／厘米2；矿层层纹状细晶白云岩平均抗压强度垂直层面为322～729公斤／厘米2、平行层面为383～786公斤／厘米2；底板砾屑白云岩平均抗压强度垂直层面为503公斤／厘米2、平行层面为531公斤／厘米2。
据此，乱岩塘矿床应属于坚硬半坚硬岩石为主的层状矿床。
矿床范围内断裂构造发育，但破碎带尤其是Ⅰ级构造破碎带一般胶结良好，矿层及顶底板岩层是比较完整、稳固的。
裂隙以矿层及其顶底板接触面附近尤为发育，均属受断裂构造影响的微裂隙和闭合节理，多数产状比较陡，有的近乎直立。
由此，其垂直层面的抗压强度一般均低于平行层面的抗压强度。
风化和岩溶作用鉴于埋深大，地下水循环缓慢已基本消失，一般不存在软弱层和不良工程地质现象，工程地质条件简单。
2.2.2矿场及矿柱稳定性差
****矿区汞矿矿层埋藏深，大都在300m~400m之间，属缓倾斜矿体，矿体倾角在10~25度之间，矿体厚度在3~7m之间不等。
F107断裂为一条近东西向成矿后构造，沿70°～85°方向横跨此矿区中部，区内长1.5公里，断层倾向向北，倾角57°～71°；垂直断距约1.5米，为正断层。
并有南盘相对北盘向东移动，水平断距10~15米。
断裂两侧5米范围内岩石挤压破碎厉害。
构造角砾岩发育，其宽度一般为1～5米，角砾直径0.3～2厘米，岩层结构较为松散。
采用房柱法采矿，矿体顶为了确保安全，在采矿过程中预留了很多不规则矿柱，矿柱的间排距约为15m×15m，矿柱近似园形，矿柱直径约为3m。
由于受断层破碎带F107的影响，采场顶板围岩破碎，采矿过程中，多次发生冒顶事故，幸好没有人员伤亡。
参见图3、图4所示。
图3采场顶板围岩破碎开裂
此外，矿柱在采动地压的长期作用下，开始受压变形，开裂，甚至垮落如图5、图6所示。
不但造成大量矿量流失，而且无法保障井下生产安全。
为此，2012年在垮坍较为严重的采区用钢筋砼砖构筑人工矿柱（参见图5、图6），但由于采场围岩过于破碎，围岩压力大，人工矿柱多处出现变形和片帮（参见图7、图8）采场矿量损失和作业人员安全隐患仍未消除。
图4采场顶板冒落
图5矿柱出现开裂
图6矿柱出现片帮
图7人工矿柱出现片帮
图8人工矿柱出现开裂
2.2.3采空区顶板、矿柱均出现不同程度垮塌
老采空区属于上个世纪六七十年代由贵州省司法局大洞喇监狱遗留，尽力了四五十年的地压沉降，大部分支承空区顶板的矿柱已受压变形，为了安全起见，矿山恢复生产后不得不加大投资力度重新设计安全通道，避开采、采空区。
从上所述可知，****矿区汞矿F107断层破碎带附近的采场顶板冒落和矿柱的垮坍造成约7万吨矿体难以开采回收，且开采贫化损失大，采场作业安全隐患严重。
由于我国汞矿资源缺乏，为安全开采F107断层破碎带附近的矿体，采用新技术和新工艺对其采场顶板及矿柱进行加固，充填采空区势在必然。
3技改工程内容规模
根据****矿区汞矿F107断层破碎带附近的采场顶板冒落和矿柱的垮坍、主运输巷出现严重开裂的情况，结合贵州省地质矿产勘查开发局103地质队提供的《****矿区汞矿开采设计方案》、《****矿区汞矿开拓系统平面图》以及目前的生产实际，本技改工程的内容及规模如下：
（1）位于断层破碎带F107范围内矿体采场顶板加固2620m2，设计施工钻孔81个，累计钻孔240m；充填尾沙量32000m3。
（2）位于断层破碎带F107范围内的矿柱加固1890m3（32个）：
注浆钻孔128个，钻孔量384m，注浆量460m3。
（3）距离主运输巷口910米开叉处沿主巷道走向60米范围内全断面帷幕注浆，加固长度60m：
帷幕注浆钻孔120个，钻孔600m；帷幕注浆390m3。
4已有工程技术条件及技术路线
4.1已有工程技术条件
****矿区汞矿是一个开采多年的老矿山，采用房柱法采矿，自2005年恢复生产以来，采场顶板冒落问题一直是制约采矿作业能否顺利进行的一个关键因素,随着矿山开采范围的扩大，采空区的规模增加，冒落现象时有发生，给采场作业带来较大危害,直接危及到采场作业人员的安全。
通过长期的实践摸索，系统地掌握了矿体顶板围岩的工程力学性能，在研究和分析采场顶板的冒落原因的基础上,提出预防顶板冒落的措施,对防止采场顶板冒落和保障采矿生产的安全取得过一些效果。
实践表明,****矿区汞矿致力于采空区稳定性的治理工作，已形成了一套具有矿山自有特色的应急处理系统，培养了一支实践经验丰富、能解决实际问题干部技术队伍，为下一步矿山采顶板与主运输巷帷幕注浆综合治理技术改造奠定了基础。
此外，帷幕注浆、尾沙充填综合治理涉及工程地质、水文地质、物探、注浆材料和工艺、井下高压防喷、特种设备等多个专业和领或，我们已聘请这些相关领域的专家到矿山现场，提出了合理的方案和技术措施。
为本工程的实施提供了工程参照和技术支撑。
4.2技术路线
项目采用理论分析与现场实际相结合的研究方法，通过资料分析、地面井下调查及工程探查等手段进一步查明矿区矿体顶板围岩及主运输巷围岩的工程水文地质条件。
然后在主运输巷内、F107破碎带附近有代表性的地段布置变形监测点；重点掌握目前采空区内变形较为严重部位的特征；分析比较各种可行的加固方案；开展新型注浆＋充填材料、工艺试验研究及安全措施研究；解决****矿区汞矿目前存在的采空区冒落、矿柱变形失稳、主运输巷下沉开裂、采空区充填的技术难题。
5工程技术方案
5.充填方案的确定
根据目前矿山的现状，有三个方案可供选择：
方案一：
①加密采场预留保安矿柱，或加大矿柱的尺寸，改善采场及采空区顶板的受力条件，以达到防止采场顶板冒落的目的；②主平洞已下沉部位采取重新开凿运输巷道，避开下沉开裂部位方案。
本方案的优缺点是①采空区冒落治理这一块不需投入任何工程，因而前期投资少；缺点是加密矿柱或加大矿柱尺寸占用了大量的矿石资源，因而回收率低，造成资源浪费；②主运输巷沉降开裂这一块采用新凿巷道，具有施工周期长，影响目前矿山正常的生产，且成本高。
方案二：
密闭老采空区，在新采空区和未来的采空区实行废石充填
****矿区设计年采矿量10万t左右。
每年掘进废石量在5万m3左右,在确保完成采、出矿生产计划的同时,充分利用现有采、出矿设备及现有工程和采空区的基础上,完善有关设施建立的系统。
现有资源可利用的主要设备有0.75立方米矿车,人工装载废石，主要工程设施包括转运溜井、采场天井,用于跨中段、跨分段转运。
其中225水平矿体厚大,布置采场多,采后空间大,可大量回填废石。
因此,在主矿体区域布置两个专用废石井,石井贯通240水平中段～-225分段,建立一套卸碴设施。
240以上的掘进废石通过矿车推到废石井对采场采空区进行回填。
分层充填采场回采高度一般为5.5～8.5m。
其中采用风钻压顶采场采空高度在5.5～6.5m。
回填时矿房采场要求两帮距矿体1.5m以上,废石堆高距离充填面大于0.5m,回填后采用胶结充填,并用高标号水泥浇面,浇面层厚度0.3m以上。
间柱采场由于两帮是充填体,因此两帮回填到边,整个采场回填。
空间较高的采场,用铲运机分多层回填、压实。
废石面距离充填面大于0.5m,回填后采用非胶结充填,采场充平后进行浇面,胶面层厚度0.3～0.5m。
留底柱拉底采场首层不允许回填,待胶结充填高度大于6m后才能安排回填废石,以确保以后安全回采矿石底柱。
大直径深孔采矿法目前在我矿较少使用,近年来安排了几个间柱及边角难采采场,回采高度一般在4m左右。
下部用胶结充填,充厚8m高后再回填废石,采后空间大,可大量进行回填。
该系统正常运作由主管安全和生产的副矿长及生产科负责计划和管理。
为了使整个回填系统有效地运行,制定一系列的年度、季度回填攻关计划和激励措施,并根据季度、年度废石回填的情况考核各相关单位。
每个掘进工程在进场施工前,一般要求进行现场调查,制订现场施工纪要,内容包括:
掘进工程产出废石量;废石去向和运输设备使用情况;附近区域采场作业情况,采空区废石消耗量;能否进行跨中段、跨区域转运,以及需要使用的转运设备和转运井;对废石的转运进行可行性分析,经济效益比较,选取最优方案。
每个采场在空场验收时,也要进行现场调查,提供空场验收记录,内容包括:
可供废石回填的空间;废石来源;所需转运设备,转运溜井;转运回填所需时间。
废石回填要求废石能就近回填的不转运,能消耗于井下的不出窿,采空区能利用的不浪费。
这样,掘进工作面的安排与采场回采安排相互关联,只要计划合理、安排恰当,既能保证掘进废石尽可最大限度地消耗于井下,也能保证采场采空区有足够的回填废石来源。
本方案的优点在于充分利用了生产过程中产生的固体废物，只进行二次平行搬运，不出井，降低了提升费用，同时解决了采空区地压管理问题。
方案三：
①对F107破碎带范围内的采场顶板和矿柱进行预注浆加固，通过高压将浆液压入采场顶板或矿柱的裂中，以大幅度提高采场顶板围岩和矿柱的整体性和力学性能，从而达到防止采场冒落和矿柱变形的目的；②在主运输巷顶板和两帮下沉地段采用全断面帷幕注浆加固，浆液在高压下渗入运输巷周围已出现的裂隙中，将已破坏的围岩重新胶结成一个整体。
本方案的优缺点：
①采空区冒落治理这一块在不改变现有采矿方法参数的前提下，能安全回收矿柱和残矿，提高采矿回收率；同时，浆液进入破碎带后，切断了大气降水渗入矿坑的通道，可减少矿坑排水量，降低排水费用。
但该方案需投入一定量的注浆加固工程。
②在主运输巷顶板和两帮下沉地段采用全断面帷幕注浆加固，根据国内已有的技术和工程实例，可以有把握控制运输巷稳定，不再出现变形开裂，同时帷幕注浆加固工程同新开凿一条巷道相比，工程量小，成本低，且不影响目前矿山正常的生产。
根据上述三个个方案的技术经济对比得出：
****矿区汞矿采空区冒落、矿柱变形失稳、主运输巷下沉开裂采用第二和第三种方案相结合的方式。
5.2加固方案的主要参数及工艺
5.2.1采场（空区）顶板、矿柱注浆加固的参数
（1）浆液扩散半径
浆液在注浆地层中的有效扩散半径的大小，直接关系到注浆孔孔距的确定，而浆液的扩散范围与受注地层的裂隙产状、裂隙开度、地下水的流速、注浆材料的流动性、注浆材料的凝结时间、注浆压力、注浆方式等诸多因素有关，目前尚没有可靠的公式计算其大小，而主要根据类似矿山注浆工程类比得出，初步取浆液扩散半径：
采场①顶板R=1.27米，矿柱②R=2.72米。
（2）注浆孔的间距、数量及布置
决定注浆孔间距主要参数是浆液有效扩散半径，以使得孔与孔之间浆液相互形成搭接。
经计算得出：
①采场顶板注浆孔的间距为1.8m，注浆孔的数量为810个，注浆孔采用梅花形布设。
②矿柱注浆孔的间距为3.84m，注浆孔的数量为128个，注浆孔采用梅花形布设。
（3）注浆压力
注浆压力是浆液扩散的动力，是判别浆液在岩石裂隙中充填扩散挤密过程是否正常的主要依据。
注浆压力随着注浆孔周围浆液的扩散、沉析、充填压裂等情况的变化而随时变化，一般分为三个力阶段：
初期压力、过程压力和终值压力。
采场和矿柱注浆加固压力取1.5Mpa。
（4）注浆段长
由于注浆孔深度小于10m，因而本注浆工程不分段。
（5）注浆孔施工序次
本次注浆施工采用分三序施工，前一序孔的施工成果作为后序孔施工的依据，从而弥补地质资料的不足。
（6）注浆孔的技术要求
钻孔在穿过第破碎严重地段，要进行低压注浆，以确保注浆管下入后形成可靠封闭条件；钻进过程中应严格记录钻速、冲洗液漏失量、掉钻起止位置。
钻进前后相对静止水位等水文地质及工程地质现象。
具有鲜明地质待性的岩芯或检查孔取出浆液结石岩芯时应予保留，岩芯处理前须征得现场甲方工程技术人员同意。
（7）压水试验
压水试验的目的是为了求得注浆前岩石的单位吸水量，查看各序次灌浆孔段的单位吸水量随灌浆序次增加后的变化情况。
对第一序孔（勘察孔）而言，压（注）水试验采用分段下入胶塞止水器，对注浆孔则采用孔口封闭器。
试验方法采用单点法压水，采用流量计计量。
压力表（压力计）安装在孔口，试验前做好试验段的钻孔清洗工作，试验压力取灌浆压力的80%（或1.0MPa）。
试验时，每间隔5～10分钟观测一次流量和压力值，当流量和压力保持相对稳定，在稳定的压力下，压入流量连续四次读数其最大值与最小值之差小于最终值的10%，或最大值与最小值之差小于1L/min时，视为稳定，本段试验即可结束，取最终值做为计算值。
根据压水试验成果，确定浆液初始浓度，如表1所示。
表1初始浆液类型及浓度选择表
钻孔透水率（Lu）
浆液类型
初始水固比
1～5
水泥浆
2:
1
5～10
水泥浆、或水泥尾矿砂浆
1:
1、2:
1
>10
水泥浆、或水泥尾矿砂浆
1:
1、0.8:
1
（8）浆液浓度变换
注浆一般采用先稀浆后浓浆逐级加浓的原则进行浆液浓度的变换。
初始浓度根据岩层单位吸水率确定。
一般在裂隙岩层中，连续灌注20～30分钟仍不起压，或连续灌注2～4m3仍不起压，则改用浓一级的浆液。
当采用最浓浆液灌注仍不起压时，则采用间歇注浆，或水泥水玻璃双液注浆。
间歇注浆一次注浆量约5m3，间歇时间一般为5～8小时。
（9）注浆结束标准
注浆过程正常进行的前提下，可依据以下三点结束注浆：
（1）、注浆压力均匀持续上升达到设计终压，同时钻孔吸浆量小于10升／分时，稳压20－30分钟，即可结束本次注浆；
（2）、注浆完毕后，进行扫孔冲洗，再进行压水试验，单位吸水率ε小于0.05L/min.m.m时，即可认为达到注浆段结束标准；
（3）、各段达到设计压力，并且扫孔后不漏水，全孔注入量达到设计注浆量时即可认为达到终孔结束标准。
（10）注浆材料
帷幕注浆耗用的注浆材料量大，本着堵水可靠、经济节约、原料来源广泛、可操作性和不产生地下污染的原则，有以下几种注浆材料可供选取。
a水泥浆:
粉煤灰浆液的性能（可注性、稳定性、抗渗性、防蚀性、耐久性）较好，强度高；浆液性能（抗渗性）好；浆液材料成本350～360元/米3，且其结石率高,勿需加工，质量可靠。
b水泥尾砂浆（封堵大的破碎通道）：
水泥尾砂浆是以水泥和矿山选厂出来的尾砂为主要源材料，其28天抗压强度达2.7Mpa～12Mpa，满足注浆堵水的强度要求，其粘度为15.8～20厘泊，满足浆液灌注的工艺要求及浆液充填封堵过水通道裂隙的要求。
其抗渗系数达10-7～10-9级，满足注浆材料抗渗指标要求。
浆液成本在100～150元/米3之间.
c快凝双液浆:
当裂隙发育，注浆耗浆量大、地下水流速比较大，则采用快凝双液注浆，双液浆可以上述二种注浆材料之一作为甲液，以水玻璃作为乙液，同时在孔内混合或孔底混合灌注。
5.2.2主运输巷帷幕注浆加固的参数
（1）浆液扩散范围
运输巷帷幕注浆浆液扩散范围与岩石裂隙的大小和分布、浆液的粘度、凝结时间、注浆速度和压力、注浆量等诸多参数有关。
根据运输巷围岩的工程水文地质条件，本次注浆方案的浆液扩散范围如下表：
表2浆液扩散范围设计值表
裂隙宽度（mm）
<5
5~10
>10
浆扩散距离（m）
1.5
2.0
3.0
（2）注浆孔的孔径、孔深、孔数
注浆孔的孔径：
根据钻孔设备的能力确定：
终孔孔径Ф≥42mm；
注浆孔的孔深：
根据受注段的位置、长度和止浆岩帽的长度计算确定，初步设计为5~6m。
注浆孔的数量及布置直接影响注浆效果和成本。
主要根据受注地层的岩层裂隙发育和连通情况、预测的地下水量、浆液的扩散范围等参数，采用计算和作图相结合的方式，反复比较确定。
目前工程界采用均匀布孔方式存在针对性不强、无效钻孔量、成本高、施工周期长等诸多缺点，因而本工程采用非均匀布孔，每一圈帷幕注浆孔数为10个，钻孔循环深度为5m，共12个循环，累计钻孔12个。
钻孔的倾角向外5º~10º。
（3）注浆压力
注浆压力的大小根据隧道受注地段的静水压、突水的动压力、裂隙大小、浆液的性能及扩散距离、止浆墙（或止水岩帽）的抗压能力等参数确定。
一般注浆压力越高，浆液充填越饱满，结石体强度越高，抗渗性越好，堵水和加固的范围也越大；但过高的注浆压力会造成浆液的无效流失和作业面产生冒浆等。
本方案注浆压力P按静水压的1.5倍计算：
（4）止浆岩帽的厚度及防漏浆处理
止浆岩帽的作用是防止富水地段地下水涌向工作面及注浆过程中工作面跑浆，在隔水性能较好的岩层条件下，止浆岩帽留3米，反之预留5米。
（5）浆液注入量
Q根据岩层的裂隙率、储水空间的大小、浆液的扩散范围、注浆段长度、结石率等参数计算确定，按下述公式计算：
Q=KLDhηβ
式中：
L——富水段（或裂隙破碎带）沿隧道轮廓的弧长，m；
D——浆液扩散距离的平均值；m；
h——受注段的厚度；m；
η——岩层裂隙率；
β——浆液的结石率；
K——注浆损耗系数；取1.1；
根据计算，主运输巷帷幕注浆量为390m3。
（6）注浆结束标准
注浆结束标准以两个指标衡量：
一个是注浆压力，另一个是吸浆量。
当注浆压力达到设计终压，双液浆吸浆量小于10L/min，稳定3分钟，即可结束。
5.2.3注浆方法和注浆工艺
（1）注浆方式
根据浆液在管路和注浆孔中的运行方式，注浆方式可以分为三类：
压入式注浆法、循环式注浆法和自流式注浆法。
压入式注浆是直接把浆液压入受注地层中，因此具有孔口装置简单、注浆速度快、压力高、注浆段得到反复多次地充填、浆液填充致密和结石体强度高等优点；本工程
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