设计描述：

文档包括:

Word版说明书1份，共182页，约91000字
外文翻译一份

CAD版本图纸，共6张

摘  要
本设计包括三个部分：“三河尖矿1.8Mt/a新井设计”、“煤岩冲击倾向性试验及其数据分析系统的编制与应用”专题论文和“Prevention and forecasting of rock burst hazards in coal mines”翻译。
（1）三河尖矿1.8Mt/a新井设计
三河尖煤矿位于江苏省徐州市北面，交通十分便利。井田走向（东西）长平均约7.25km，倾向（南北）长平均约3.20 km，井田水平面积为23.0km2。主采煤层为7号煤、9号煤，平均倾角13.11°，煤层平均总厚为8.0m。井田地质条件简单。矿井正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为200m3/h，涌水量不大。矿井绝对瓦斯涌出量为10.65m3/min，相对瓦斯涌出量为3.042m3/t，属于低瓦斯矿井。煤尘具有爆炸性，煤层易自燃，自燃发火期为3～6个月。井田工业储量为210.516Mt，矿井可采储量151.771Mt。
设计矿井生产能力为1.8Mt/a，矿井服务年限为60.227a。选择矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制，两班生产，一班检修。
井田设计为立井两水平开拓，一水平标高-740m，阶段斜长2922.9m，阶段垂高380m，二水平标高-1040m，阶段斜长1288.8m，阶段垂高300m。共分7个采区，采用前进式开采。第一水平分5个采区，服务年限41.933年。大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用1.5t固定箱式矿车。主井装备一对16t箕斗提煤，副井装备一对1.5t双层四车罐笼担负辅助运输任务。
设计首采区为西二采区，该采区采用单翼布置，共划分为3个区段，区段斜长为250m。采用上山布置，下部车场采用顶板绕道式，中部车场采用甩入石门式，上部采用平车场。
设计工作面为西二采区7203工作面，采用后退式开采和综采一次采全高采煤法，全部跨落法处理采空区。生产班每班2个循环，日进4个循环，循环进尺0.8m，日产量5043.4t。
矿井前期采用中央并列式通风，后期采用对角式通风。通风容易时期矿井总需风量4970.40m3/min，矿井通风总阻力1259.53Pa，风阻0.184N•s2/m8，等积孔2.778m2，矿井通风容易。矿井通风困难时期矿井总风量4970.40m3/min，矿井通风总阻力2358.93Pa，风阻0.344N•s2/m8，等积孔2.030m2，矿井通风容易。
（2）专题论文：煤岩冲击倾向性试验及其数据分析系统的编制与应用
该论文主要论述了国内外煤岩冲击倾向性研究进展，同时介绍了冲击倾向性试验数据分析系统的编制和应用。
（3）翻译文章“Prevention and forecasting of rock burst hazards in coal mines”，即煤矿冲击矿压预防及预测。
关键词：矿井设计，开拓，准备，采煤，专题
 
Abstract
This design includes of three parts: “a new design of Sanhejian mine with 1.8Mt/a”, special paper“the test of coal-rock burst tendency and the compilation and application of its data analysis system” and translation“prevention and forecasting of rock burst hazards in coal mines”
(1) A new design of Sanhejian mine with 1.8Mt/a
Sanhejian mine is situated in North of Xuzhou city of Jiangsu province. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. It’s about 7.25km on the strike and 3.20 km on the dip, with the 23.0 km2 total horizontal area. The seven and nine are the main coal seam, and the dip angles are 13.11 degree. The thickness of the mine is about 8.0m in all and the geology condition of the coalfield is simple. The normal water inflow is 140 m3/h and the maximum mine inflow is 200 m3/h .The absolute outflow of gas is 10.65 m3/min and the relative gas emissions 3.042 m3/t as a low gas mine.The coal dust has explosiveness.The coal seam has the characteristic of easily-spontaneous combustion, and the period of coal spontaneous combustion is three to six months. The industrial reserves of the minefield are 210.516 million tons and the recoverable reserves are 151.771 million tons.
The design of mine capacity is 1.8Mt/a, the service life of the mine is 60.227 years. “Three-eight” as the working system is used in the Sanhejian mine, with two teams mining, and one overhauling.It produced 330d/a.
The mine field development is vertial shaft development.The workable coal seam is divided into two mining levels. The first level is at -740m, inclined length of horizon is 2922.9m, and horizon interval is 285 m. The second level is at -1040m, inclined length of horizon is 1288.8m, and horizon interval is 300m. It includes 7 districts, using advancing mining. The first level includes 5 districts; its service life is 41.933 years. Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car with 1.5 ton to be assistant transport. Main shaft makes use of skip with 16 ton to transport coal resource, when subsidiary shaft makes use of double-layer yotsuguruma cage with 1.5 ton to be assistant transport.
The west two mining district is designed as the initial district, making use of the method of mining-district design panel design and single-wing.It includes 3 district sublevels.The inclined length of district sublevel is 250m .It is mined by district rise.The district dip station is roof roundabout way, the district mid station is rejection car station and rise station is flat yard.
The design coal face is working face of 7203 in west two mining district, which uses retreating mining and fully-mechanized and full-seamcutting mining technology, and using fully caving method to deal with goal. Every mining team makes two working cycle, with four working cycle everyday. The advance of working cycle is 0.8 m, and quantity of 5043.4 ton coal is maked everyday.
The ventilation mode in mine is centralized ventilation in previous and radial ventilation in later.At the easy time of mine ventilation, the total air quantity is 4970.40 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 1259.53 Pa, the ventilation resistance is 0.184 N•s2/m8, equivalent orifice is 2.778m2, the mine ventilation is easy. At the difficult time of mine ventilation, the total air quantity is 4970.40 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2358.93Pa, the ventilation resistance is 0.344 N•s2/m8, equivalent orifice is 2.030 m2,the mine ventilation is easy.
(2) Special paper: the test of coal-rock burst tendency and the compilation and application of its data analysis system
 The main contents of the special paper review the research progress of coal-rock burst tendency in China and abroad, and the compilation and application of the burst tendency test data analysis system is described.
 (3) Paper of translation: “Prevention and forecasting of rock burst hazards in coal mines.”
Keywords：mine design, mine field development, mine field preparation, coal mining, special topic
 
目    录
一般部分
1 矿区概述及井田地质特征 1
1.1 矿区概述 1
1.1.1 交通地理位 1
1.1.2 地形地貌 1
1.1.3 水文情况 1
1.1.4 气象与地震 2
1.1.5 水源及电源 2
1.2 井田地质特征 3
1.2.1 井田地质概况 3
1.2.2 地层 3
1.2.3 褶皱及断层 7
1.2.4 水文地质 8
1.2.5 其他有益矿物 9
1.2.6 地质勘探程度 9
1.3 煤层特征 10
1.3.1 煤层 10
1.3.2 煤质情况 10
1.3.3 煤层开采技术条件 12
2 井田境界及储量 14
2.1 井田境界 14
2.1.1 井田范围 14
2.1.2 开采界限 14
2.1.3 井田尺寸 14
2.2 矿井工业储量 14
2.2.1 储量计算基础 14
2.2.2 井田地质勘探 15
2.2.3 工业储量计算 15
2.3矿井可采储量 17
2.3.1 井田边界保护煤柱 17
2.3.2 工业广场保护煤柱 18
2.3.3 断层、井筒和大巷保护煤柱 20
2.3.4 矿井可采储量 21
3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 22
3.1 矿井工作制度 22
3.2 矿井设计生产能力及服务年限 22
3.2.1 确定依据 22
3.2.2 矿井设计生产能力 22
3.2.3 矿井服务年限 22
3.2.4 井型校核 23
4 井田开拓 24
4.1 井田开拓的基本问题 24
4.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标 24
4.1.2 工业广场位置、形状的确定 26
4.1.3 开采水平的确定及采区划分 27
4.1.4 大巷布置 27
4.1.5 矿井开拓延深及深部开拓方案 27
4.1.6 开采顺序 28
4.1.7 开拓方案比较 28
4.2 矿井基本巷道 36
4.2.1 井筒 36
4.2.2 井底车场及硐室 40
4.2.3 主要开拓巷道 42
5 准备方式—采区巷道布置 46
5.1 煤层地质特征 46
5.1.1 采区位置及范围 46
5.1.2 采区煤层特征 46
5.1.3 地质构造 46
5.1.4 顶底板特性 46
5.1.5 水文地质 47
5.1.6 地表情况 47
5.2 采区巷道布置及生产系统 47
5.2.1 采区走向长度的确定 47
5.2.2 采煤方法及工作面长度的确定 47
5.2.3 确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式 47
5.2.4 煤柱尺寸的确定 51
5.2.5 采区巷道的联络方式 52
5.2.6 采区内工作面接替顺序 52
5.2.7 采区生产系统 52
5.2.8 采区内巷道掘进方法 53
5.2.9 采区生产能力及采出率 53
5.3 采区车场及主要硐室 54
5.3.1 采区上部车场选型 54
5.3.2 采区中部车场选型 55
5.3.3 采区下部车场选型 55
5.3.4 采区主要硐室 56
6 采煤方法 58
6.1 采煤工艺方式 58
6.1.1采区煤层特征及地质条件 58
6.1.2确定采煤工艺方式 58
6.1.3回采工作面参数及设备选型 59
6.1.4回采工作面破煤、装煤方式 63
6.1.5回采工作面支护方式 63
6.1.6端头支护及超前支护方式 65
6.1.7各工艺过程安全注意事项 66
6.1.8回采工作面吨煤成本 67
6.1.9工作面劳动组织和作业循环图表 68
6.2 回采巷道布置 70
6.2.1 回采巷道布置方式 70
6.2.2 回采巷道参数 70
7 井下运输 73
7.1 概述 73
7.1.1 井下运输设计的原始条件和数据 73
7.1.2 运输距离和货载量 73
7.1.3 矿井运输系统 74
7.2 采区运输设备选择 74
7.2.1 矿井运输设备选型应遵循的原则 74
7.2.2 采区运输设备选型及能力验算 75
7.2.3 采区辅助运输设备的选型与设计 76
7.3 大巷运输设备选择 78
7.3.1 主运输大巷设备选择 78
7.3.2 运输能力验算 79
7.3.3 辅助输大巷设备选择 79
8 矿井提升 80
8.1 概述 80
8.2 主副井提升 80
8.2.1 主井提升 80
8.2.2 副井提升 82
9 矿井通风及安全 83
9.1矿井通风系统的选择 83
9.1.1 矿井概况 83
9.1.2 矿井通风系统的基本要求 83
9.1.3 矿井通风方法选择 83
9.1.4 矿井通风方式选择 84
9.1.5 采区通风系统的基本要求 86
9.1.5 工作面通风方式的选择 86
9.1.7 回采工作面进回风巷道的布置 87
9.2 采区及全矿所需风量 88
9.2.1 综采工作面实际需要风量 88
9.2.2 备用面需风量的计算 89
9.2.3 掘进工作面需风量 89
9.2.4 硐室需风量 89
9.2.5 其它巷道所需风量 90
9.2.6 采区总风量 90
9.2.7 矿井总风量 90
9.2.8 风量分配 91
9.3 全矿通风阻力计算 92
9.3.1 矿井通风总阻力计算原则 92
9.3.2 确定矿井通风容易和困难时期 92
9.3.3 矿井最大阻力路线 93
9.3.4 矿井通风阻力计算 96
9.3.5 矿井通风总阻力 96
9.3.6 矿井总风阻、等积孔计算 96
9.4 选择矿井通风设备 99
9.4.1 选择主要通风机 99
9.4.2 电动机选型 102
9.5 防止特殊灾害的安全措施 102
9.5.1 瓦斯管理措施 102
9.5.2 煤尘的防治 103
9.5.3 预防井下火灾的措施 103
9.5.4 防水措施 103
10 设计矿井基本技术经济指标 104
参 考 文 献 105
专题部分
煤岩冲击倾向性试验及其数据分析系统的编制与应用 106
1 绪论 106
1.1 研究背景及意义 106
1.2 国内外研究现状 107
1.2.1 国内研究现状[3～9] 107
1.2.2 国外研究现状[3,10] 108
1.3 专题研究内容与目标 108
1.4 专题实现方法 108
2 煤岩冲击倾向性指标及评价 109
2.1 弹性能指标  109
2.2 冲击能指标  110
2.3 动态破坏时间  110
2.4 弹性变形指标  111
2.5 有效冲击能指标  111
2.6 剩余能量释放速度指数  112
2.7 能量指标  112
2.8 弯曲能量指数指标  112
2.9 刚度比指标  113
2.10 微晶参数指标  113
2.11 脆性系数  113
2.12 蠕变柔度系数  114
2.13物理相态指标  114
2.14脆性指标修正值  115
3 煤岩冲击倾向性试验 115
3.1 取样标准 115
3.2 试验系统 116
3.2.1 煤层冲击倾向性试验系统 116
3.2.2 岩石弯曲强度测定试验系统 116
3.3 煤岩冲击倾向性指标判定 117
3.4 试验准备及过程 117
4 煤岩冲击倾向性数据分析程序系统编制 118
4.1 系统开发环境 118
4.1.1 Visual Basic简介 118
4.1.2 Microsoft Excel简介 119
4.1.3 OLE/COM 技术 119
4.2 系统编制 120
4.2.1 系统编制的原则 120
4.2.2 系统编制的目标 120
4.2.3 系统编制的思想 120
4.2.4 系统编制的步骤 121
4.3 系统程序设计 121
4.3.1 系统需求分析 121
4.3.2 系统概要设计 121
4.3.3 系统详细设计 121
4.3.4 系统界面预览及设计 122
4.3.5 系统功能模块划分及部分程序代码 126
4.3.6 系统运行流程图 134
4.3.7 小结 135
4.4 系统运行要求 135
5 应用实例 136
5.1 单轴压缩分析实例 136
5.2 循环加载分析实例 138
6 结论 140
7 系统存在的问题及改进意见 140
8 后续工作 141
参 考 文 献 141
翻译部分
英文原文 143
PREVENTION AND FORECASTING OF ROCK BURST HAZARDS IN COAL MINES 143
1 INTRODUCTION 143
2 TENDENCIES IN ROCK BURST OF COMPOUND COAL-ROCK SAMPLES 144
3 TECHNIQUE OF MULTI-PARAMETER CLASSIFICATION FORECASTING OF ROCK BURSTS 146
3.1 EFFECTS OF AE, EME & MS IN THE DEFORMATION AND FAILURE OF A COAL-ROCK MASS 146
3.2 TECHNIQUE OF CLASSIFICATION FORECASTING OF ROCK BURSTS 147
4 INTENSITY WEAKENING THEORY OF ROCK BURSTS 148
5 STRONG-SOFT-STRONG STRUCTURE EFFORT OF ROCK SURROUNDING ROADWAYS 149
6 KEY TECHNOLOGY FOR ROCK BURST PREVENTION 150
7 CONCLUSIONS 152
ACKNOWLEDGEMENTS 152
REFERENCES 152
中文译文 155
煤矿冲击矿压危险的预防及预测 155
1 引言 155
2 组合煤岩样的冲击倾向性 155
3 冲击矿压的多参数分级预测技术 157
3.1 煤岩体从变形毁坏到冲击破裂过程中的声发射、电磁辐射和微震效应 157
3.2 冲击矿压分级预测技术 158
4 冲击矿压的强度弱化减冲理论 159
5 巷道围岩强弱强结构作用 160
6 冲击矿压预防的关键技术 160
7 结论 161
致谢 162
参 考 文 献 162
致  谢 164