采矿工程毕业设计（论文）-常村煤矿2.4Mta新井设计2

本科生毕业设计（论文题目 常村煤矿2.4Mt/a新井设 基于“SOS”姓名 学号 班级 采矿工程2008-3 二〇一二年六月本科生毕业设计 学号： 常村煤矿2.4Mt/a新井设 题：基于“SOS”微震监测系统的台网优化分 职称： 2012年6 学 矿业工程学院专业年 采矿工程2008级学生姓 任务下达日期：201218毕业设计日期：2012312日至201268日毕业设计题目：常村煤矿2.4Mt/a新井设计毕业设计专题题目：基于“SOS” ：成绩 ⑦总体评价及建议成绩；⑧存在问题；⑨是否同意答辩等成绩 摘2.4Mt/a新井设计。常村井田位于河南省义马市东南部，交通便2-12-39~12°13.68m145m3/h375m3/h2.0m3/t6.5m3/t54.39a井田开拓方式为立井两水平加暗斜井延深。一水平标高+120m，二水平标高-100m。1.5t1.5t双层四5018.40m3/min898.88Pa0.13Ns2/m8，3.32m2困难时期矿井总风量为5018.40m3/min，矿井通风总阻力为1733.61Pa，风阻为Ns2/m8，2.39m2360.8m6360.36t。专题部分题目《基于“SOS”“SOS”翻译部分主要内容是关于根据给定震动能量和专家法确定的危险因素条件下冲击发生概率的预测，英文题目为：PredictionofRockburstProbabilityGivenSeismicEnergyandFactorsDefinedbytheExpertMethodofHazardEvaluation(MRG)。关键词：

Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandtheThegeneralpartisanewdesignforChangcuncoalmine.ChangcuncoalmineislocatedYimacityofHenanprovince.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.It’sabout4.00kmonthestrikeand3.61kmonthedip,withthe14.42km2totalhorizontalarea.The2-1and2-3arethemaincoalseams,andtisdipangleis9~12degree.Thethicknessofthemineisabout13.68minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldismedium.Thenormalflowofthemineis145m3/h,andthemaximumflowofthemineis375m3/h.Therelativeminegasgushis2.0m3/tandtheabsolutegushis6.5m3/t,soitisalowgasmineandit’sacoalseamliabletoexplosion.Therecoverablereservesofthecoalfieldare273.65milliontons,andtheminablereservesare182.82milliontons.Thedesignedproductivecapacityis2.4milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthecoalmineis54.41years.Thecoalfielddevelopmentisverticalshaftdevelop.Theworkablecoalseamisdividedintotwomininglevels.Thefirstlevelisat+120mandthesecondlevelisat-100m.Thefirstlevelisdevidedintotwominingarea,andthesecondlevelisdevidedintooneminingareaandonestrip.Thesouthtwominingdistrictisdesignedastheinitialdistrict,thereare20sectionsandthelengthofworkingfaceis230m,usesfully-mechanizedcoalminingtechnologytoexploitcoal,fallingtodisposeworkedoutsection.IntheChangcuncoalmine,itproduced330daysperyear.“Three-eight”astheworkingsystemisusedinthecoalmine,withtwoteamsmining,andoneoverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle,sixworkingcycleaday.advanceofworkingcycleis0.8m,dailyproductionisMainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecarwith1.5tontobeassistanttransport.Themainshaftusestwosetsofdouble12tskipstoliftcoalwithabalancehammerandtheauxiliaryshaftusesatwinsnarrow1.5tfour-cardouble-deckcageandawide1.5tfour-cardouble-deckcagetoliftmaterialandpersonneltransportation.Theventilationmodeinmineiscentralizedventilation.Attheeasytimeofmineventilation,thetotalairquantityis5018.40m3/min,thetotalmineventilationresistanceis898.88Pa,theventilationresistanceis0.13Ns2/m8,equivalentorificeis3.32m2,themineventilationiseasy.Atthedifficulttimeofmineventilation,thetotalairquantityis5018.40m3/min,thetotalmineventilationresistanceis1733.61Pa,theventilationresistanceis0.25Ns2/m8,equivalentorificeis2.39m2,themineventilationiseasy.ThetitleofthespecialsubjectpartisDesignandOptimizationofNetworkingBasedonSOSMicro-seismicMonitoringforMine,theSOSmicro-seismicmonitoringwasintroducedandthedesignandoptimizationwasusedtosolvetheproblemofthe11thmineofPingdingshancoalminingcompany.Thepredictionofrockbustprobabilitybasedontheconditionsofthefactorsdefinedbyexpertmethodofhazardevaluationandtheenergywerestudiedinthetranslationpart,andthetileisPredictionofRockburstProbabilityGivenSeismicEnergyandFactorsDefinedbytheExpertMethodofHazardEvaluation(MRG).Keywords:shaft;doublelevel;miningarea;centralized目矿井概况与地质特 井田概 井田地质特 煤层特 井田境界和储 井田境 矿井工业储 矿井可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 井田开 矿井基本巷 准备方式——采区巷道布 煤层地质特 采煤方 采煤工艺方 回采巷道布 井下运 概 采区运输设备选 大巷运输设备选 矿井提 概 主副井提 矿井通风及安 全矿通风阻力计 选择矿井通风设 设计矿井基本技术经济指 参考文 矿山震动概 矿震特 矿震与冲击矿 矿震机理描 矿震震源定位方 经典定位方 纵波首次进入时间法——P 方位角 相对定位 其它定位方 台网布设优 微震定位理 台网设计的D值最优理 平煤十一矿台网调整设计实 矿井概 矿井接替基本情 台网调整原 调整方 方案评 总 参考文 英文原 中文译 20122012PAGE38常村井田位于河南省义马市东南部，地理坐标为：东经111º53′0″~111º56′52″，北纬煤断煤交线、2-3煤层露头为界，深部（南部）自西向东内跃进矿与常村矿为边界、F16断2-314.42km2。连霍高速公路，地理位置优越，交通便利（1-1路路河铁枝洛焦河伊路 陇高连霍千秋310速黄河M

图1- 常村矿交通位置V字形沟谷把地表径流汇入南涧河。南涧河为本区主要河流，义马以上流域面积约576km2，源2.26m3/s，19581446.5m3/s，最高洪水位标高（常村桥处）为+411.68m12.325.3131日。290.5mm（19577月131.8mm（1982730日55%1886.5mm2368.7mm（196611331天（1958年）~93天（1960年，最大34cm。70kmI变电所供常村煤矿主电力变压器两台，其型号为SF1-12500/35/6.3，主变每台容量125001700m以上，可划分为油房庄、椿树腰、谭庄等三个组。以浅灰色中~细粒（局部粗粒）长石石英砂岩和粉、细砂岩互层为主，夹灰绿和深灰0.50m1m左右，与上覆地层呈微角度不整合接触。侏罗系为正粒序0~46.40m14m左右。基本上分布全区，且有东厚西薄之特点。在勘探线以东为2-3煤直接底板，以西则表现为多次正向半韵律旋回，顶部逐渐过渡为细Jk2。2-32-1煤。下部（2-3煤底界至底砾岩）勘探线以东尖灭，自勘探线向西逐渐增厚。以灰至深灰色粉2-12-3（Js128m左右本段发育水平层理，易剥（Jk1l~30.8m左右。常见一薄层的菱铁质泥岩压煤，可作为对比的辅助标志层。1-11~3个分层，半亮型块状硬质煤，勘探线西2~500mm；砂泥质填隙，基底式和孔隙式胶结；块状构造。砂泥质沉积中局185m，在井田内有自西北向东南渐薄之趋势。与上覆地层呈平行不整合2~900mm不等；砂质充填，孔隙式泥质、钙质胶结。本363m，与上覆地层不整合接触。下第三系上第三系0~50.80m，局部零星发育，与上覆地层不整合接触。第四系0~52.00m，土黄色、棕红色粘土、砂质粘土、含多量砂姜，底部通常为粘土质砂50.5条，小断裂较发育，断裂对采区的正常划分有一定影响，煤层产板局部有底鼓现象；煤层倾角9~12；未发现岩浆侵入、冲蚀砂窗、陷落柱等破坏因素。31.4条，由于断层的分割，难以布置正规采区；煤层产状变化较15；2-3煤层厚度不稳定；煤层顶底板等其他地质条件同西部。该区地97IIII-IIa、IId、IIe3.12~15.52m，沿南涧河两岸呈带状分布。它直接暴露于南涧河验资料：q=0.729~1.420/sm，K=43.179~69.277m/d，静水位标高+406.80m，水质为HCO3-Ca1.65~4.35mHCO3SO4-CaNaMg型。—裂隙潜水—0~50.80m，上部岩性为泥灰岩，质较纯，蜂窝状溶洞发育。下部多为钙质胶结的试验资料：q=0.4509L/smK=1.516m/d。另据钻孔近似稳定水位观测，水位标高+457.33~+527.82mHCO3-CaMg—裂隙潜水—0~414.80m0~5层的砖红色粉砂岩、细砂岩薄层。据井田邻区抽水试验资料：q=0.0626~0.178L/srn，K=0.20~1.470m/d+472.34~+498.65mHCO3SO4-CaMg15.5℃，185m左右，以次圆状~圆状石英岩，石英砂砾岩为主，砾径大小不一，砂泥质胶结，井田内稳定分布，据邻区抽水试验资料；q=0.00007~0.0055L/sm，K=0.000405~0.0312m/d，水位标高+416.50~+526.96m12℃，富水性弱，该层是矿2-3煤（分叉区）矿井西翼，厚度变化呈由北向南增厚的趋势。据北露天井田2102号孔抽水试验资料：q=0.000352L/sm，K=0.000613m/d，静水位高程+410.73m，富水性弱，对矿井充水无影—0~57.94m，东厚西薄，砾石成分以次圆状，浅灰色、灰白色石英岩和石英砂砾岩为主，砾径大小不一，多以泥质胶结，在井田南部逐渐相变为含砾泥岩，132-32405号孔抽水试验资料：q=0.0068lL/srn，K=0.0382m/d，静水位标高+424.96mHCO3Ca型，井下在开拓过程中，揭露本层时，基本无水。0~26.40m，井田内广布，岩性以黄土及棕红色粘土为主，它阻隔了大气降水对基0~45.59m，岩性为灰黑色泥岩、粉砂岩夹薄层砂岩，井田内沉积稳定，自然状态2-312线变薄或尖灭。409.20m，岩性以灰白、浅灰色中~细粒长石、石英砂岩与粉细砂岩互层为F16、F16-1压扭性断层，井下尚未揭露，深勘23个钻孔穿过，据观察，断层带不明显，结合钻孔简易水文地质观测成果分析，F3F30.3m，F3断层近密度大，l~4cm，裂隙间互相贯通，其中充满着侏罗系中地质观测，位于F3断层附近的钻孔在钻进中均发生严重漏水现象，测得侏罗系中统砾岩水位标高达+536.86mF3断层的作用，使侏罗F18断层将是地下水活动的通道。所以，F3、F18断层大致可确定为导水、富水断层。F4、F5、F8F8-1张扭性断层，这组断层井下已多处揭露均不透水，F855~79m3/h。富水性差，不起控水作用。另外，在已采范围内，小断层较发育，产生规律一般以NE向为主，近东西向次之，5m3/h左q<0.1L/sm，水文地375m3/h。本矿井属水文地质条件中等的裂隙水间接进水型矿井。义马组共含煤二组四层，其中普遍可采一层（2-3煤（2-1煤两层（1-2、1-1煤12.38m。煤层较稳定，地质构造中等，水文地质条（1）2-10~7.54m5.00m10°2.45km22-3100%2-393%；勘探线以西2-352.9%2-372.7%。表1- 煤层数布层位72521241.581.571.401.43；内生裂隙不发育，多具立方节理，煤煤的宏观岩石类型，2-l煤层为半亮型煤，2-3煤层为半亮一半暗型煤。2-3煤层煤岩分，壳质组组分相对较少（1-22-l2-3煤层的显微煤岩组分有明显差异，2-l2-310％，而惰质组则相反。根据显微煤岩组2-3煤层属亮暗煤型。表1- 有机组无机组2-10.5-2-3微量2-l煤和2-30.500~0.5240.450~0.586

1-3。表1- 层层2-12-31-4132-3煤亦属中灰煤。2-3煤层原煤灰分在垂向上变化较明显，表现为16线以西有增高的趋势。表1- 煤灰成分点煤煤2-l2-3SiO2Al2O3Fe2O3、CaO的2-12-3Fe2O3+Cao+MgO含量相（17.49％表1- 层层1％以下，属特低硫煤，仅个别点由于黄铁矿富集原煤全硫含量有所增高。0.040.05％。2-12-322.71MJ/kg22.00MJ/kg86℃1-6。表1- 分析项Vdaf2-12-30~45.59m，其主要特点是致密、均一、性脆，具隐蔽水平层理，构造裂隙不发育，属一级顶板。2-12-30.04~0.07m，随煤层岩、砾岩时，岩性多较坚硬，2-3煤底板为泥岩、煤矸互叠层时，岩性遇水易膨胀。2.0m3/t6.5m3/min，因此属低瓦斯矿据常村矿和邻近生产矿井以及常村矿延深勘探钻孔煤芯样煤尘爆炸性试验结果，213煤均有煤尘爆炸性危险，测试结果见下列各表（17、18、19表1- %%%%2-12-12-12-3表1- %2-12-3表1- 义马矿务局各生产矿井煤尘爆炸指数结果表（1986年15-30天。1.74~2.0℃/100m1.92℃/100m2-3煤层-50m25℃左右，-350m水平30℃左右，基本属于无热害矿区，井下测温资料证实这一结论。但因可2-1、2-31-2界系统组 中生界侏罗系下统义马组1-1-1泥岩1-1-2灰黑色泥岩2-2-1夹矸12层均为泥岩，以东与2-2-3上部多为半亮型块状硬质煤，黑色，下部以半暗型煤为主，底部为暗淡型高灰分块状硬质煤，夹薄层状带状暗煤和丝灰夹矸较多，结构以12线为界，以东较简单，以西自上而下逐渐复杂，夹矸一般为泥岩、炭质泥岩，多达十二层，底部以泥岩、炭质泥岩为主，夹薄煤和煤线有煤矸互迭层之称，为主要可采煤层。图1- 煤层综合柱状常村井田位于河南省义马市东南部，地理坐标为：东经111º53′0″~111º56′52″，北纬西向东为小煤窑采空区、2-1煤露头、2-3煤露头，F32-3煤断煤交线、2-3煤5.12km0.67km4.00km4.80km1.64km3.61km。N图F162-32-1煤层赋存状态、分布规律，煤层结构及煤质F162-3煤层亦已基本查明。74414.60m22-12-13.68m0.70m，原煤灰分≤40%；0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；2-1，2-35.00m、8.68m，其中2-110°，2-311°。CAD命令计算面积小ABN图 γ——煤容重，1.37t/m3。Zz=279.24表2- 煤层地质储量计A2-1、2-3区B根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10% k0.70.8。Z111b=Zz×60%×70%=117.28MtZ122b=Zz×30%×70%=58.64MtZ2m11=Zz×60%×30%=50.26MtZ2m22=Zz×30%×30%=25.13MtZ333k=Zz×30%×30%=22.34MtZg=273.65320m10m152-2。40m H——井田边界煤柱宽度，30m；L——井田边界长度，16863.31m；m——煤层厚度，2-15.00m，2-38.68γ——煤层容重，1.37t/m3F32-12-3

P1,2-1=30×16863.31×5.00×1.37×10-6=3.47P1,2-3=30×16863.31×8.68×1.37×10-6=6.02P1=P1,2-1+P1,2-3=3.47+6.02=9.492-2。2.4Mt/400m×600m的长方形。煤层的平均倾角为10°~11°，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为+450m50m，主井、副井，地表表2- 240表2- 岩层移动фδγβ2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由AUTOCAD769959.26m2797494.67S2-1=769959.26/cos10°=781837.12S2-3=797494.67/cos11°=812421.13Z工Z工——m——煤层厚度，2-15.00m，2-38.68R——煤的容重，1.37t/m3。Z2-1=781837.12×5.00×1.37×10-6=5.36Z2-3=812421.13×8.68×1.37×10-6=9.66Z工=5.36+9.66=15.02

图2- 工业广场保护煤30m的保护煤柱，因此断层保护煤柱损失可得： P2——m——煤层厚度，2-15.00m，2-38.68γ——煤层容重，1.37t/m3。P2,2-1=（2975+4253+207+593+1536）×5.00×1.37×30×10-6=1.97MtP2,2-3=（2975+4253+207+593+1536）×8.68×1.37×30×10-6=3.41MtP2=P2,2-1+P2,2-3=5.38Mt表2- 储量 3%算。

Zs=Zg-P1=273.65-14.87=258.780.75。Zk=（Zs-P2）C=（258.78-15.02）×0.75=182.82检修16h。2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，煤层总平均厚度13.68m，煤层平2.40Mt/a。ZkATT——

TAK

Zk——矿井可采储量，182.82Mt；A——设计生产能力，2.40Mt/a；K——矿井储量备用系数。2.2.6条规定：计算矿井及第一开采1.4。3.1T182.8210054.412-1、2-310°~11°，地质构造简单，赋存U型通风，由通风设计知可以满足通风需要。T182.8210054.412.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相3-1。2-5T98.8910029.4325°1.2~2.4Mt/a时，矿井设计服5025年。25°2.4Mt/a54.4129.43（（6004-1。井田地面较平缓，地面平均标高+530m150~850m400m，表4- 有足够储量的山①井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度井筒装备、井底车场简单、延伸方便③主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需度大③斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复井田内煤层埋藏不深，表土层不特殊法施工的缓对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立37584354.07m3835396.71m37584405.95m3835339.72m。50m，地面平坦，地面原始标高+515m。2个水平。开采水平煤层赋存标高在-350~+430m-340~+430m770m，因此需要布置两个水平。其中一水平布置在+120m，二水平-100m。2-315m的岩层中，煤层底板为坚硬的细粒砂岩。4-1所示。-100m，运输方式采用胶带输送机运输，井田北翼采用采区式布置，南翼采用采区式和带-100m，运输方式采用胶带输送机运输，井田北翼采用采区式布置，南翼采用采区式和带

图4- 开拓方案比4-2~4-6。数量数量涌水量时间数量数量涌水量时间数量数量涌水量时间表4- 数量涌水量时间表4- 开拓方案汇总百分比4-74-84-9。 数量/10 数量/10岩岩小计岩岩小计系系 涌水量时间系系小计表4- 数量/10岩岩小计岩岩小计系 涌水量时间系系小计表4- 方案汇百分比百分比4-910%，可置在+120m，二水平布置在-100m，运输方式采用胶带输送机运输，井田南翼采用带区式6.5m33.17m，12t的箕斗，井壁表土段采用4-2。m，4-3。7.5m，担负矿井进风风量，内设玻璃钢梯子间4-4。φ50φ502.455.396.512t435.89005033.1744.16图4- 主井井筒断φφ2.472.357.5450.06005044.1660.79图4- 副井井筒断井井心线2.44502007.0440.038.549.063.86图4- 风井井筒断根据《煤炭工业设计规范》4.2.14-5。4500×1060×155020节车厢。

L＝4500＋2400×20＝52.5 L1≥52.5×1.5=78.75 130m78.75m车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。7273t1091t8m25m的1257t20122012395858 120122012PAGE8620m145m3/h375m3/hQ0=375×8=3000 Q= S——水仓有效断面积，7.98L——水仓长度，396m；Q=7.98×396=3160.1 B1——轨道大巷宽度，mm；a——1300mm；300~500mm；d1、d2——蓄电池电机车的宽度，d1＝d2＝1050mm；c——电机车的间距，250m。B1=1300+950+1050+1050+250＝4600mm4.6 B2——运输大巷宽度，mm；a——1200mm；b——1570mm：d——胶带机宽度，d1＝1200+430mm；B2＝1200+1200+430+1570＝4400mm锚杆长净掘宽高图4- 轨道大巷断面（锚杆长净掘宽高图4- 运输大巷断面准备方式——2-10~7.54m5.00m10°；2-30~14.50m，8.68m11°。2-12-3煤层物理性质基本相似，颜色为黑色、条痕燃，煤的自燃性等级均属一级。2-l煤层为半亮型煤，2-3煤层为半亮一半暗型煤。根据钻2-l2-3煤均有煤尘爆炸危险。2.0m3/t6.5m3/min，因此属低瓦斯矿坚硬，2-3煤底板为泥岩、煤矸互叠层时，岩性遇水易膨胀。性脆，具隐蔽水平层理，构造裂隙不发育，属一级顶板。2-12-3煤的伪顶多为薄层状细0.04~0.07m，随煤层采出同时脱落。q<0.1L/sm，矿井正2-3煤层厚度均比较稳定；煤层顶板较平整，完整性好，节理不发育，底板局部有底9~12；3020m，采用双翼开采。150m1800m20230m2-330m。区段运输平巷尺寸（宽高）5000mm×3000mm，区段回风平巷尺寸（宽高）5000mm×3000mm5m小煤柱沿空掘巷。21201工作面→21202工作面→23201工作面→23202工作面→21203工作面→21204工作面→23203工作面→23204工作面…5-1工作面→区段运输平巷→区段溜煤眼→采区运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底→主井→地面。5-1地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区轨道上山→区段轨道石门→→5-1→5-1工作面→区段回风平巷→区段轨道石门→轨道上山→轨道大巷→井底车场→→地面变电站→副井→中央变电所→运输大巷→采区运输上山→采区变电所→区段运输平巷→工作面移动变电站→工作面。图5- 采区生产系统2.4Mt/a，采用综采放顶煤工艺，由于综采放顶煤产量大，因230m5.0m0.8m，工作面工作制度采用“三八0.8m365m330天。 H0——采煤机割煤高度，5.0m；γ——煤层容重，1.35t/m3；L——工作面长度，230a——采煤机截深，0.8n——6次； K1——1A0——工作面生产能力，2.32Mt/a。A=1×1.1×2.32=2.552.4Mt/a2.55Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。 北一采区工业储量为：82.89Mt北一采区实际采出煤量为：66.40Mt：采区采出率0.80.850.80，符合《煤炭工业设计规范》规定。采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风巷之间的一组联络巷道和硐室的总称。5-2所示。1-运输大巷2-轨道大巷3-平车场4-层煤区段回风巷5-绞车房图5-2 5-3所示。1-运输大巷2-轨道大巷3-煤仓4-甩车场5-区段运输巷图5-3 下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式。当上山倾角小于12°，5-4所示。

1-运输大巷2-轨道大巷3-煤仓图5-4 0.5h的运量。300mm，其容量为：Q Q0——10L——工作面长，230m；M——煤层厚度，5.00m；B——进刀深度，0.8m；γ——煤的容重，1.37t/m3；C0——30m20m左右为R：Q25Q251.3725

7.0m25m1317.43t3~4.5m4m。3.6m2-l2-3煤均有煤尘爆炸危险。145m3/h375m3/h93~97%以上。含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。3初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，2-15.00m，煤质较硬，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，不适合放顶煤开采，2-38.63m，赋存均2-1煤选择一次采全高，2-3煤选择放顶煤开采较为合理。230m，在实际表区段运输巷尺寸（宽高）5000mm×3000mm，区段轨道巷尺寸（宽高）5000mm×3000mm。煤厚倾角煤厚倾角MG750/1915-WD6-4。SGZ1000/1400-W6-5。SZZ-900/3156-6。PCM2006-7。ZY8640/25.5/556-8。表6- 采煤机技术特mvφ2500,tt项单数项单数型mVm项目 项目 型号-mm链速-Vm质量t项目 项目 型号质量t（机尾080m（机尾（机尾）煤壁后，再次调换上、下滚筒位置，向机尾（机头）割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾、移溜。50m61所示。图6- 根据以上原则，并考虑到“三机”ZY8640/25.5/55型支撑掩护6-8。 mmmt工作面所需支架数量为：N12301.50153.33N1=153架，即工作面所需液压153架。6.5计算得出。P—

P8M

M—5.0γ—2500kg/m3。P85.025009.81060.98MPaZY8640/25.5/557413kN。经RB125/31.531.5MPa。P0=75%×8640kN=6480 7413kN，符合控顶设计对支架初25m0.8m，严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓3~5（滞后上滚筒3~5架，以防顶板冒落；如移架过程中顶板破碎或片帮严重要，应及时拉过超ZTG9000/22/386-9。mmmt6-10。阻力液压阻力液压度度积有油无油30m0.2m2.2m30m1m1m1m30m0.2m2.2m30m1m1m1m10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.7m15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。2.0m处，班50m70m初撑力100mm1050m，43台端头支架，其滞后普通支架一个循环，20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。5m/min150~200mm50m加强维护，对于失5.0m10m1.53个循环。246-2面长 工度(m)检 图6- 正规循环作业图

2222622262226111311133328332822044431157114611131135

Q2L2SM2C0QQ1Q2

L2——工作面过渡段倾斜长度，10S——循环进尺，0.8M1——工作面中段采高，5.0M2——4.5γ——煤的容重，1.37

Q1=（230-20）×0.8×5.0×1.37×0.93=968.32Q=Q1+Q2=968.32+91.74=1060.06日产量=Q×日循环数=1060.06×6=6360.36220元/t6-15设备折旧费1111111工人工资采工作面材料费（C3）6.0元/t（见《采煤工作面分册》第七项）电费+乳化液泵功率=1500+1400+132+200+220+132=3584 动力用电=Pi Pi——ηdj——ηg——kc——3.63.6h动力用电=3584/（0.7×0.95）×3.6×0.75=14551.58动力用电消耗=动力用电/循环产量=14551.58/1060.06=13.73 照明用电消耗=照明用电总功率循环照明小时数/循环产量=200×4/1060.06=0.75度4h电费=单价×（动力用电消耗+照明用电消耗）=0.63×（2.32+0.75）=1.93元C=C1+C2+C3+C4=13.07+2.86+6+1.93=23.86元 1m2采m34m5t6个67t896%元5m的小煤柱作沿空掘巷。在煤层中共布置二条区段平巷，采用连采机掘1200mmM2220#-M22-2400。Z2360（后28mm1300mm。Ф16-4800-100-6。30度角，其余与顶板垂直。网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号运输斜巷采用50×50mm、0.8m250mm。M16,Ф18—M16—2000。Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm30mm10度，其余的与巷道垂直。网片规格：斜巷两侧挂铁丝编织金属网护帮,规格型号：50×50mm、3.7×1.1m1m4700mm。区段运输平巷靠近顶板的巷帮锚200mm200mm。帮支护最大滞后顶支护为3m，严禁空班支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支6-36-4所示。 图6- 表7- 123h4d5m6°789低1500m1500m1100m4100m6360.36636.04t，运煤系统各环节运输能力要大于各工作面的生产能力。辅助运输7-2。序号项目单位数量序号项目单位数量123安装架 搬迁4安装 搬家MG1.7-6A1.5ZK10-6/5507-87-10。1.5t固定车箱式矿车运输，由多级绞车串接牵引；煤层轨道平巷内铺1.5t固定车箱式矿车运输。工作面→区段运输平巷→区段溜煤眼→采区运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底→主井→地面。地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区轨道上山→区段轨道石门→→→工作面→区段回风平巷→区段轨道石门→轨道上山→轨道大巷→井底车场→→地面变电站→副井→中央变电所→运输大巷→采区运输上山→采区变电所→区段运输平巷→工作面移动变电站→工作面。必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机—轨道—输送机—轨道7-3。mmmt7-6。表7- mmmt Vm11°1750m。根2JK-4×2.11.5t固7-7。1.5t

Z

T——一次提升循环时间，5000t——每日提升时间，16h；b——年工作日，330d；G——矿车载重量，1.5t。0.012.4tZ1.11.2240000050005.56Z=66Z——

Z(GG0)(sincos)

G——矿车载重量，1500kg；G0——矿车自重，718kg；FC——6000kg。PKZ——计算矿车数；6

Z(GG0)g(sincoskgL(sincos0 0

G——矿车载重量，1500kg；G0——矿车自重，718kg；ωσk——2000γ0——9000Lk——钢丝绳沿巷道的全长，1750m。P6(15007.18)9.8(sin110.01cos11)2.63 9.81750(0.3 cos118

W6(15007.18)9.8(sin110.01cos11)2.6317509.8(sin11JW1600/80表7- 绞车特征V tDX7-9表7- mmmtMG1.7-6A1.5吨固定厢式矿车，架线电机车ZK10-6/5507-97-10。 t Vm7台2N（AB=2.4Mt/aATAn

K——1.3；T——16h；nA 1.32400000984.85n 16 54.39a。本矿井采用立井两水平开拓方式，+120m水平和-100m水平。2-12-31.37t/m3。该设计矿井矿井工作制度采用“三八”16h330dZK10-6/550MG1.7-6A1.5t固定厢式矿车。2.4Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装12t8-1。表8- AtBCtD m8-2。表8- 根4t表8- 钢丝绳技术特项单数-中大小NNmm-N- HS——矿井深度，450m；HZ——装载高度，20m；HX——卸载高度，20m。

H＝450+20+20=490HH

＝8.85

a——0.8m/s2；t——20sTX＝8.85/0.8+490/8.85+30＝96.43

Ns＝3600/96.43＝38 An——设计年产量，2.4Mt/a；Bn——年工作日，330d；Tv——日提升时间，16h。As＝2.4×1000000×1.3×1.3/(330×16)＝768.18

Q＝768.18/2×38＝10.118-412tGDG1.5/9/2/4KGDG1.5/9/2/4，采用落地式多绳摩JKM-2.25×4（II）A，罐笼、提升机和钢丝绳等具体参数如下：表8- 罐笼技术特征罐笼长和宽表8- 主提升机特直径直径-42常村井田位于河南省义马市东南部，地理坐标为：东经111º53′0″~111º56′52″，北纬415~580m，地形切割较强烈，属豫西低山丘陵区。5.12km0.67km4.00km4.80km1.64km3.61km。2-1煤层的倾2.0m3/t6.5m3/min，该采区属于低瓦斯采+120m水平和-100m230m风需要，一个工作面布置两条平巷。综采工作面生产能力为6360.36t/d，采煤机选用MG750/1915-WD0.8m64.8m4.87~5.65压入式通风的优点是：节省风井场地，施工方便，主要通风机台数少，管理方便；开表9- 通风方式比分 通风系 使用条件及优缺央布置在井田并中央的同一列个工业场地式内。中进风井在井分井在井田上列部边界的中式部。进风井位于两翼回风井设在对井田两翼的角式

增加了一个安全出口且工业广场没有主要通风机的噪音响。适用于煤层走向较大（超过4km分进风井位于区对风井设在各角式

适用于煤层距地浅或因地表高低11：1%的Q100q

m3/

=

m3/min=Kai1.4~1221201Q1006.51.4910m3/表9- 采煤工作面风速Vai

Q

Sm3/

Vai—第i

Q601.7222244m3/Q

m3/

4——4m3的规定风量，m3/min；Ni——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，人。Ni=80，可得：Q482328m3/2244m3/min。

Q

m3/

Sai—第im23301522

240225280m3/2244m3/min1％的要求计Q100q

qbi—第iKbi—第i个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，应根据实际观测的结果确定，一1.5~21.8~2.0。q6.510%0.65m3/Q

m3/

Ni——第i55Q455220m3/Q220m3100m3/min60m3/min100m3/min60~80m3/min80m3/min80m3/min。80m3/min充电硐室：150检修硐室：120其它硐室：200QAi=100+80+80+150+120+200=730

600.25S4m3/

S——S=12.8m2Q600.2512.84768m3/Q

Q)Km3/

————————Kt采区风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取Kt=1.2~1.25Kt=1.20Qm(QaQbQcQd)[22442202(1008080)768]1.24454.4m3/

Q4N

m3/

N——500Kt矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取500Kt1.25Q45001.252500m3/

Q(QQQQ)Km3/

————————Kt采区风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取Kt=1.2~1.25Kt=1.20Qm(QaQbQcQd)[22442202(1008080150120200)768]1.25018.4m3/1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下平巷的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到20%，工作面进风侧

Q进=2244×1.2=2692.8Q掘=2×220×1.2=528Q充电=150×1.2=180m3/minQ机电=80×1.2=96m3/minQ绞车=80×1.2=96m3/min

Q火=100×1.2=120m3/minQ检修=120×1.2=144m3/minQ检修=200×1.2=240Q1=768×1.2=921.6经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕，具体风量分配见表9-3，井巷风速验算结9-4。表9- 井巷风速验算 低高 ——8—8—8—6—64—6—6—8—8 —294010%15%计算；350mm21201212029-19-2-3煤层，当上山开采第一水平倒数第二个工作面（23111工作面）231129-29-49-1所示，可以知道通风阻力最大的风流路线为：9-2所示，可以知道通风阻力最大的风流路线为：20122012PAGE88图9- 图9- 20122012PAGE90图9- 图9- 通风容易时期网络ff，kgs2/m8；

hLUQ2/S3

9-59-69.149.15，求出两个时

hrmin＝1.2×749.07＝898.88Pa<2940hrmax＝1.2×1444.67＝1733.61Pa<2940

h等积孔是用一个与井巷或者矿井风阻值相当的理想孔的面积值来衡量井巷或矿井通风难易程度的概念，它是反映井巷或矿井通风阻力和风量依存关系的数值。h

A1.19Q

20122012PAGE92周长123456789周长12345678920122012PAGE979-7。表9- 等积孔难中易9.169.17RA9-8表9- 总阻力等积孔25年；5°90%；150m以下，井深均小400m时可以不计算自然风压。由于本矿井进、回风井在同一工业场地中布置，标高相 hn——容易时期帮助通风的自然风压，hn＝0Pa；hb——50Pahrsmin＝898.88-0+50＝948.88

hrsmax＝hrmax- hn——表示困难时期反对通风的自然风压，hn＝0Pa；hb——50Pahrsmax＝1537.50+0+50＝1587.50Pa3）QQf 4）

Qrmin＝1.1×5018.40/60＝92.00Qrmax＝1.1×5018.40/60＝92.00风量m3·s-风压风压h=RfrQ2容易时期：Rfe=hrsmin/Q2=948.88/92.002=0.112Ns/m2困难时期：Rfd=hrsmmax/Q2=1733.61/92.002=0.205Ns/m29-9的数据，并结合当前的技术经济条件，在供选择的通风机特性曲线图上初FBCDZ-8-No.24B型轴流式风机，在该风机的特性曲线上绘制风阻线，由作9-4所示。55524649434040/32°43/35°46/38°49/41°52/44°555060708090100110120130140150160170180190200图9- FBCDZ-8-No.24B9-10角∘风压角∘风压m3/eN＝Nmaxe

Ne——

eN 290.23＝ 0.93JR157-8的9-11。表9- YL450-54-4型电动机参VAr%3）在采煤工作面以及与其相互连接的上下平巷设置瓦斯报警仪，检测风流中瓦斯含3m2012PAGE9912层23m4°56d班278a9m低m个1个0mmm个21.5t台2m元 武同振、赵宏珠、吴国华.屠世浩.《长壁综采系统分析的理论与实践》..专20122012PAGE102摘要：本文介绍了矿震和冲击矿压的基本概念以及目前较先进的“SOS”微震监测系统，矿震震源定位方法有经典定位法、P法、方位角法等，基于以上定位方法提出了台网布设优化理论——D值最优理论，本文以平煤十一矿台网调整设计优化为实例应用了台网优化关键字：矿震，“SOS”微震监测系统，台网优化，DAbtract:Theconceptofmineearthquake,rockburstandSeismologicalObservationSystemwereintroducedinthispaper,thepositioningmethodofseismicsourceincludedclassicpositioningmethod,methodofP,azimuthmethodandsoon,weintroducedthevalueofDoptimaltheory,andtheoptimizationalgorithmofnetworkappliedinthe11thmineofPingdingshanCoalminingcompany.Keywords:mineearthquake,SeismologicalObservationSystem,optimizationalgorithmof102J（较弱）1010J（较强0~4.55.2级矿震。矿震）3000~4500ML3.31947年首次测到ML3.8级矿震以来，随着开采深度的不断增加，矿震频度和能量均显著增加，最大矿震达ML4.2700～1000m，矿震现10010km50对兆；二是瞬时性。主要表现为发生过程极为短暂，一般持续时间为10秒以内；三是破坏2012PAGE103图1- 功能，但多次卸压后，巷道就需要部分修复。图1-2为岩体内产生的动力现象及其之间的震动震动65432106543210 图1-

20122012PAGE105冲击矿压与岩体震动的关系来看，发生冲击矿压的最低能量为1×104J；在能量级别为1×106J4×1010J1。4变产生横波（S波。纵波和横波以不同的速度传播（纵波传播速度远较横波快，波速与图1- “SOS”“SOS”SeismologicalObservationSystem的简称，“SOS”微震监测系统是波兰矿山研LKZ，90ASI数字化微震监测km100J的震动（包括冲击矿压事件）发生的时间、能量及空015~600Hz32个测站，各测站采用独立的数据传输系统，进行双向控制传输，可实现测站工作信号进行过滤除噪，自动筛选出有效信号,实现监测信息的数字化收集、传输、整理等功方位、多层位连续监测，定位精度高,误差小。井上井下空间联合布置时，定位误差水平20m50m100J的震动类型、发生力源及能量,并对矿井冲击矿压危险程度进行评价。16DLM200116DLM-SOAS-1增益、发射等部分组成，通过井下的电话线，由井上对其供电，并将信号传到地面。DLM-20011m以上长的锚杆上，便于施工、维护和移动。2-1所示。井上部分包括：DLM-SO信号采集站（DLM-2001检波测量探头供电部分和信号接收、整流、滤波、光电转化、信号放大增益、A/D转化等部分组成、AS-1信号记录器（信号接收、A/D转化、控制部分等组成）2-2所示。号采集站用来采集DLM-2001检波测量探头传过来的信号并向DLM-2001检波测量探头供电。AS-1信号记录器将矿震信号转换成数字信号。2012PAGE106图2- DLM-SO信号采集站（16通道 图2- 图2- 分析 图2- 检波测量探完成有用（震动）图2- SEISGRAM软件界20122012PAGE112图2- AS-1Sejsgram32通道A/D转换卡的IBMPC计算机而设计的，IBMPCDLM-SO采集站采集到的地震数据。根据矿山震动监测的要求，AS-1Seisgram322套DLM-SO32个DLM2001检波测量探头进行地震记录与分析。AS-1Sejsgram220V交流电。1DLM-SO16DLM2001检波测量探头配合共同工作，采集站将DLM2001检波测量探同联接位置选择×1，×2，×5，×10放大倍数进一步进行信号放大，转化成数字信号。主要50HzDLM-SO采集站的供电电源为220VDLM200142V16DLM2001DLM2001探头分别通过避雷设备串联连接到DLM-SODLM2001DLM-SO采集站之间的最大距离为地面井筒井下微微图2- 系统工作原理SOS矿震三维定位和能量计算。手动（自动）捡取监测通道信息进行震源定位，自100J0-600Hz1632检波探头敏感度高，抗干扰能力强，记录的信号准确，能够定位和计算能量大100J的矿山震动；P1912Geigern个台站的观测到时为t1,t2,,tn，求震源(x0,y0z0)及发生震源时刻t0，使得目标函数(t0x0,y0z0最小。n(t,x,y,z)r2

ritit0Ti(x0,y0,z0Tii个台站的时间。

θ(θ) 其中θtxyz)T

,,,)T

3，在真解θg(θ*)[g(θ*)T]Tθθ

θ[g(θ*)T]Tθg(θ*θ

由的定义可得公式（3-6）n

2r

n r i

ri i

θj

ri i

i1

i若θ*偏离真解θ不大，则rθ*和i

较小，可忽略二阶导数项，式（3-7）i

n

ri n riθ

ri

i1

k i1 kATAθAT

z

0 Α⁝ ⁝ r⁝

r0 0

0

nθATAATrθATθ

riinin 2r ri

ATC1AθATC

r其中Cr

diagσ2 ,σ2r 由方程（3-9（3-10）或（3-11）求得θ后，以θθ*θ作为新的尝试点，再求解相应方程。如此反复迭代，直至或r足够小（或满足一定的循环结束条件，此时即得估计解θr 纵波首次进入时间法——PP与其他波相比，P总的来说，震动波初次出现在观测站为rixiyiziti（i=1，2…n观测站号）

rt(r,r) r

i

0vx,y,由于采用任意传播速度vxyz来确定传播时间是非常困难的，实际应用中，常进行,,xxxyyzz222 xiyizi——ix0,y0,z0——震源的坐标；ti——i

t0

yP法的定位效果可通过作图法和分析法来确定，主要采用双曲线和圆的切线法进行平3-1y图3- 图3- 解方程（3-15）

nnF(x)rix

ri——iPritifix

xx2yy2zzρ——

fi

v

x——(x0,y0,z0t0对于第一种情况，方位角——

arctg

——NWEAEWNWE图3- 2012PAGE113ixxii

yyi

zzAzi

iiαiαiArα0图3- 延迟法确定方位ricosiA

ti ti——i个观测站的时刻；α

arctgSx

arctgt31x21t21y31tijtit

xx yy 20122012PAGE115xx* yy*

或

z z*z uuu*u

PS－P法的组合，S－PP波到时读入的准（P只能通过优化台网布置和降低随机因素大小等手段降低求解震源的非线性方程组的条件数，提高台网的容差能力，提高求解系统的鲁棒性。P波震相进行定位，与其他震相相比，P波初至到时的确定误差较小，定P4-1

tiTiH,VP,Xi

(xx)2(yy)2(zz (xx)2(yy)2(zz T(H,V,X) V VP台站（探头位置图4- 矿震定位示意式（4-1）有x0,y0,z0,t04个观测站的数据，SOS16个台站的布置形式，所以最多可以列16个类似于（3-1）

式中：rtiP波计算到时值TiH,VXit0之差组成的向量，通过求解（4-3）式的最小值，所求的参数值ˆ为参数的最小二乘估计。为了估计ˆ，通常先提供尝试矢量0)，然后以校正矢量n来更新尝试矢量n，并减少目标的值。

(ATA)1ATr

的(n4

T/

T/

T/zA

0 Tn/ Tn/ Tn/z0(n

D（4-tT(H,V,X)t

通常在台网安装前，对台网内所有台站总是假设随机误差满足相同的正态分布~N(0,2I)，I为单位矩阵，ˆ~N(θ,(ATA)12)

θC(XATA)12为求解参数θθ2012PAGE116θˆ)Tˆ)θ

XD

C(X的行列式越小，椭球体体积越小。满足det[C(X)最小的台网设计方案X*D P波波速的影响后，协方差可写成(ATWA)1的形式，W为对角矩阵，对角元素分WiW

t2T t2

i

PPD值优化准则仅适用于矿震集中在相对较小区域时，煤矿中实际情况更加复杂。P案X*由多个区域组成的整体区域上的最优方案ΩX*Hj上发生矿震的

minp(H)det[Cθ

minp(Hjj1

)det[(ATWA)1

HjX。A的行数必须是变化的。不同能量级的震动有不同AE和可探rErq，q2为某一常值，可以确定某一能量下，某一震源5q值越大，可探测距离就越短，那么在同样能量下，能够触发的探头个数就越少。此时，4-1。20122012PAGE120表4- 15个，并AAB图4- 平煤股份十一矿位于平顶山市西，2009300t。目前是平顶山天安煤戊组煤采用联合布置，己组煤单独布置。矿井共分两个水平，即-180m水平和-593水平，图5- 表5- XYZ1234567899-0-16120采面，接替采区为戊二采区，接替正16-17-22161240.5万吨（5-6-22062，5-6-220825-6-22122三个面20149月份结束，其接替采区为二水平5-6-260412016年形成系统，2017201216-17-221612012814-15-22110采面，5-6-260412012616-17-22072采面，接5-6-22062201265-6-22122采面，14-15-2211016-17-221615-6-2206214-15-221109-0-1612016-17-14-15-221109-0-2010520126月两个月回采时间。14-15-2211060m/9-0-1612070m/14-15-221109-0-161202012520126月回采14-15-2211014-15-2211016-17-22072风5-2所示。2012PAGE121图5- 探头候选点分布图5- 探头最优布置方表5- 探头最优布XYZ1357920122012PAGE12410个正常工作，为保证回采工作面定位定精度，因此需要购置一5-35-4所示。表5- 探头个数与误误差误误差005 图5- 10161690~160m范围，能够满足现场微震监测的精度需求。559-0-7固定点3 图5- -350m水平戊9-0-16120工作面震源定位期望标准差分557固定点3 图5- -550m水平戊9-0-16120工作面震源定位期望标准差分773114-15-最优点

图5- -650m水平己14-15-22110工作面震源定位期望标准差分7373114-15-最优点

图5- -850m水平己14-15-22110工作面震源定位期望标准差分2012PAGE126573最优点1 图5- -650m水平矿井震源定位期望标准差分（1）SOS微震监测系统采用纵波首次进入时间法进行定位，其原理是利用拾震仪站窦林名，何学秋．冲击矿压防治理论与技术[M]．徐州:]炭科学技术，2007，35126- SlawomirJerzyGibowicz，AndrzejKijko．矿山地震学引论[M]．修济刚，徐平，杨心平，译．北京:地震出版社，1998MendeckiAJ．SeismicMonitoringinMines．London:Chapmanand进展，2004，194853- 窦林名，赵从国，杨思光，等．煤矿开采冲击矿压灾害防治[M]．徐州:中国矿业大 KIJKOA．Analgorithmfortheoptimumdistributionofaregionalseismicnetwork-II:ananalysisoftheaccuracyoflocationoflocalearthquakesdependingonthenumberofseismicstations[J]．Pageoph，1977，115(4):1011-1021configurationofseismologicalobservationnetworkforcoalmine[J]．ChineseJournalofGeophysics，2010，53(2):457-465．(inChinese)) SOS微震监测系统建设与应用[J]．煤矿开采，201015(216-20(ZHANGMingweiDOULinmingWANGZhanchengetalConstructionandapplicationofSOSmicroseismicmonitoringsystemindeepmine[J]．CoalMiningTechnology，2010，15(2):16–20．(inChinese))GibowiczAndrzejKijkoAnAcademicPress XUN[J]2002，24(2):147-149．(JIANGFuxingXUNLApplicationofmicroseismicmonitoringtechnologyofstratafracturinginundergroundcoalmine[J]ChineseJournalofGeotechnicalEngineering，2002，24(2):147-149．(inChinese)) QingxinDOULinming.Theoryandtechnologyofrockburst[M]Xuzhou:ChinaUniversityofMiningandTechnologyPress，2008:1-8．(inChinese)) 工程学报，2005，24(193541-3544．(DOULinming，TIANJingcheng，LUCaiping，etalResearchonelectromagneticradiationrulesofcomposedcoal-rockburstfailure[J]．ChineseJournalofRockMechanicsandEngineering，2005，24(19):3541–3544．(inChinese))MENDECKIAJ．Seismicmonitoringinmines[M]．London：ChapmanandHallPress，1997:100-107RABINOWITZN，STEINBERGDM．Optimalconfigurationofaseismographicnetwork:a 200726(5):01(ANuhaietaltudyofrockburstmonitoringandorientationsystemanditsapplication[J]．ChineseJournalofRockMechanicsandEngineering，2007，26(5):1002-1011．(inChinese)) SOS微震监测系统预测冲击矿压的应用分析[J]．中国集体经济，2008(5):1632164翻20122012PAGE135

PredictionofRockburstProbabilityGivenSeismicEnergyandFactorsDefinedbytheExpertMethodofHazardEvaluationJerzyKORNOWSKIandJoannaKURZEJACentralMiningInstitute,Katowice,Polande-mails:jkornowski@gig.eu,jkurzeja@gig.eu(correspondingInthispaperwesuggestthatconditionalestimator/predictorofrockburst

PT(t)P( P()PT(t),