煤矿井田开拓方式设计

矿井设计

一、井田概况

某井田含有两层煤，煤层厚度分别为M 16m, M 28m, 走向长度8km ，倾斜长度1860m ，煤层间距10m ，煤层倾角34°，煤层露头深度为72m ，设计生产能力为180万t/a。瓦斯等级属于低瓦斯矿井。地表较为平坦，水文地质简单，煤层顶底板均为中等稳定砂岩。初步设计矿井开拓方式，并初步分析大巷布置方式，同时设计井底车场。

二、井田开拓

一、储量计算

1、矿井地质资源量计算

Z Z =8000⨯1860⨯(6+8) ⨯1. 25=26040万t

2、矿井资源/储量计算

以勘探地质报告为基础，矿井可行性研究和初步设计阶段的矿井工业资源/储量计算按下式计算：

Z g =Z 111b +Z 122b +Z 2M 11+Z 2M 22+Z 333k

Z g ——矿井工业资源/储量；

Z 111b ——探明的资源量中经济的基础储量；

Z 122b ——控制的资源量中经济的基础储量；

Z 2M 11——探明的资源量中边际经济的基础储量；

Z 2M 22——控制的资源量中边际经济的基础储量；

Z 333——推断的资源量；

k ——可信度系数，取0.7～0.9，地质构造简单、煤层赋存稳定的取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的取0.7。

根据钻孔布置，在矿井地质资源储量中，60%是探明的，30%是控制的，10%

是推断的。

根据煤层厚度和地质，在探明和控制的资源量中，70%的是经济基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业/资源储量：

Z 111b =26040⨯60%⨯70%=10936. 8万t

Z 122b =26040⨯30%⨯70%=5468. 4万t

Z 2M 11=26040⨯60%⨯30%=4687. 2万t

Z 2M 22=26040⨯30%⨯30%=2343. 6万t

因为地质条件简单，k 取0.9，则Z 333k =26040⨯10%⨯0. 9=2343. 6万t 则Z g =10936.8+5468.4+4687.2+2343.6+2343.6=25778.8万t

3、矿井设计资源/储量

矿井设计资源/储量可按下式计算Z S =(Z g -P 1)

式中Z S ——矿井设计资源/储量；

P 1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物煤柱、露头煤柱、水平面煤柱等永久煤柱损失量之和。P 1按矿井设计资源/储量的3%估算。

则Z S =25778.8⨯97%=25005.4万t

4、矿井设计可采储量

矿井设计可采储量Z k =25005. 4⨯80%=20004. 3万t

二、矿井设计生产能力和服务年限

参照大型矿井服务年限的下限（大于50a ）的要求，T 取70年，储量备用系数取1.4，则矿井设计生产能力A 为：

A =Z k 20004. 3==204. 1万t TK 70⨯1. 4

根据煤层赋存情况和设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力A 确定为120万t/年，则矿井服务年限为

T =Z k 20004. 3==79. 4年 AK 180⨯1. 4

三、阶段划分和开采水平设置

在矿井设计中，确定合理的水平垂高或阶段垂高，是井田划分中的重要问题。水平高度确定的合理与否，不仅影响矿井的基本建设投资，同时还要影响生产技术的合理性以及生产费用的大小，而且水平高度一经确定，将要在较长的时间内影响矿井的生产成本与效果。因此，合理的开采水平高度，需要经过技术经济比较才能确定。

本矿年产量180万吨，井田走向长度8000m ，倾斜长度1860m ，煤层可采总厚度14m ，其中上层煤厚6m ，下层煤厚8m ，间距10m ，煤层倾角34°。

在确定本矿的水平高度时，考虑了以下几个主要因素：

1）保证采区正常接替与均衡生产

在采区的生产能力，采区走向长度及煤层厚度一定时，阶段垂高不同，其服务年限也应不同。阶段垂高小，则采区服务年限短，采区搬家频繁，造成采掘关系紧张，均衡生产时间短。另外，采区车场、硐室等巷道工程也得不到充分利用。

2）阶段内具有合理的区段数目

本矿属近水平煤层，煤层间距也不大，可设置一个开采水平进行集中开采。近水平煤层开采水平垂高的确定，主要取决于煤层的赋存条件，与煤层内布置的工作面关系不大。

3）要保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量

水平内的煤炭储量要保证开采水平有一个合理的服务年限。在这个服务年限内，设备、井巷工程等都得到合理的利用，同时又避免延深频繁，接续紧张。

根据井田斜长或垂高大小、开采煤层数目的多少、层间距远近和倾角陡缓的不同，井田内可以设计一个或者多个开采水平。由于该煤层组倾角为34°属于中斜煤层，并不适合采用下山开采，只能采用上山开采，考虑到煤层倾向长度为1860M ，若采用一个开采水平开采多个上山，开采时施工难度和经济效益并不理想，则确定一个水平只开采一个上山。

井田内划分的阶段数目取决于井田斜长、阶段垂高或者阶段斜长。初步确定将该井田划分为3个水平3个阶段进行开采。

（1）阶段斜长：1860/3=620m；

（2）阶段垂高：620×sin34°=346.7m

（3）水平标高：

第一水平：-（346.7+72）=-418.7m；

第二水平：-（346.2×2+72）=-764.4m；

第三水平：-（346.2×3+72）=-1328.1m。

（4）区段斜长：缓倾斜煤层的阶段，区段数可取3～5个，而中斜和急斜煤层的阶段，区段数可取2～3个。则将一个采区划分为2个区段，则每个区段斜长分别为620/2=310m，m 1m 2煤层厚度分别为6m 和8m ，属于厚煤层，开采方式采用综采长壁放顶煤采煤法，区段保护煤柱20m, 则采煤工作面的长度为

310-20-10-10=270m。我国综采放顶煤工作面长度一般>150m，高产高效>200m，

最长300m ，该工作面年产量为180万t ，设计为270m

的工作面长度合理。

四、井筒布置

4.1 井筒形式的确定

矿井开拓，就其井筒形式来说，一般有以下几种形式：平硐、斜井、竖井和混合式。下面就几种形式进行技术分析，然后进行确定采用哪种开拓方式方式。

平硐：一般就是适合于煤层埋藏较浅，而且要有适合于开掘平硐的高地势，也就是要有高于工业广场以上的一定煤炭储量，这是主要的方面，可就是这一点，本井田不能满足要求，本井田地势比较平缓，高低地的最大高差也不过几十米，而且煤层埋藏较深，很显然，利用平硐开拓对于本井田来说是没有可行性的。故舍掉。

但是，平硐开拓也有它的好处，首先，它减少了斜井、竖井开拓的提升费用，运输和排水等费用也大幅度降低，条件好的可将标准铁路直接延伸到井内。本井田的地质条件无法满足这方面的要求，所以不能用平硐开拓。

斜井：利用斜井开拓首先要求煤层埋藏较浅、倾角较大的倾斜煤层，且当地地表冲积层较厚，利用竖井开拓困难时，即便是煤层埋藏较深，不惜打较长的斜井井峒的条件下才可能使用，而本井田的条件却不尽如此，全部的可采煤层均赋存于-72米以下，最深达-1500米。这样一来，如果按照皮带斜井设计时，倾角不超过17度的话，此时斜井的井峒长度将是很大的。

我们知道，太长的斜井提升几乎是不可能的，而且工程量也是非常巨大的，跟着相关的维护和运输等费用也会大幅度的增加，以上种种因素决定了本井田使用斜井开拓也是不可行的。

竖井：适用于开采煤层埋藏较深且地表附近冲积层不厚的情况，而且越是这种情况就越显示出竖井的优越性。

本井田的煤层埋藏较深，地表附近的冲积层又比较薄，它对井筒的开凿将不会造成影响。而且立井开拓的一大好处就是，如果基岩赋存较稳定时，开凿以后，其维护费用几乎为零，本井田采用立井开拓时，对于煤炭的提升也较为合适。

混合式：对于本矿井来说。由于利用平硐和斜井都是不可行的，所以混合式

也就不予考虑。

4.2 井筒位置及数目的确定

井筒位置的确定，主要是根据以下一些原则进行的。

在煤层走向方向尽量位于井田的中央，即要求其两翼的长度大致相等。这主要是考虑到矿井的煤炭运输问题。井筒设在井田中央（储量分配的中央），可使沿井田走向的井下运输的工作量最小，而井筒偏在一翼边界时的相应井下运输工作量要较前者为大。井筒设在井田中央时，两翼产量分配、风量分配比较均衡，通风网路较短，通风阻力较小。井筒偏于一翼时，一翼通风距离长、风压增大。当产量集中于一翼时，风量成倍增加，风压按二次方关系增加。如果要降低风压，就要增大巷道端面，增加掘进工程量。井筒设在井田中央时，两翼分担产量比较均衡，各水平两翼开采结束的时间比较接近。如井筒偏于一侧，一翼过早采完，然后产量集中于另一翼，将使运输、通风过分集中，采煤掘进互相干扰，甚至影响全矿生产。所以当井筒位于井田内的煤炭储量中心时，全矿的运输费用达到最低，当井筒位于井田一翼而形成单翼开采时，矿井的运输费用将增加一倍。这样，由于技术上的不合理而带来经济上的不合理，所以布置单翼开采的井田显然是不可行的。

井筒布置方案分析

方案比较：煤层的可采厚度大，为减少工业场地煤柱损失及适当减少工程量，可考虑使井筒设在倾斜中部靠上的适当位置并应使保护煤柱不占初期投产部分。对开采厚煤层时损失是严重问题，井筒应靠近煤层浅部。

在倾斜方向上也要尽量位于中心，同时兼顾各水平井底车场的布置形式及位置。本井田位于-72米—-1500米之间，煤炭埋藏较深，因此井筒在倾斜方向的位置，如果位于其正中心或煤层深部，它的压煤量是比较大的，同时，井筒的掘进深度将达到1000米，工程造价也是比较高的，考虑以上因素，井筒在倾斜方向上不能位于其正中心或深部。另外，本设计采用三个水平开采，所以确定此处的井筒位置，第二水平在-760m ，开采第三水平时考虑延伸井筒，以节省工程造价，同时减少井筒的维护费用，这样也就确定了井筒在倾斜方向上的位置。

井筒位置的确定，要顾及井口标高及地面工业广场的布置，由于考虑到最高洪水位，所以要求井筒的位置确定的井口标高在+45米以上。另外，地面工业场地的布置也基本上决定井筒的位置，一般要求工业广场尽量布置集中，达到不占良田、少占农田的原则，还要求整个工业场地要布置在地势比较平缓的地带，使得场地内的建筑不受大的影响。

井筒尽量不穿断层、破碎带，井底车场围岩较好。

避免初期搬迁村庄。

尽量使工程量少、投资小，便于井下采区划分，同时有利于通风、行人安全。 本井田倾斜长度平均为1860米，由于以上技术原因，决定了井筒的位置时不选用方案A 和C 。

综上所述，可先确定主井坐标为（1256800、11005000）；根据[煤矿安全规程]规定，矿井各个出口之间的距离不得小于30m ，同时考虑井上下生产流程能合理衔接以及井塔施工安装和设备布置的需要，将副井坐标定为（1256830、11005030）；根据本地区的风向，考虑对矿区污染的影响，将风井坐标定为（12568200、11005100）。

1）本矿年产量180万吨，属大型矿井，在开拓时，决定采用三个立井：主井、副井和风井。这样确定的井筒数目可以满足矿井提煤、运料、通风的要求，保证矿井生产高产、高效、安全，有助于本矿的正常有序发展。

附：井筒详细情况表

井筒详细情况表

五、大巷和上山布置

1、大巷布置

该井田主要有m 1m 2煤层两层煤，厚度分别为6m 和8m ，煤层间距为10m ，则大巷的布置方式采用集中大巷布置。在开采水平内，用一组集中大巷对整个采区内的阶段进行运输和通风等任务。

区段集中巷的作用是：使生产集中在区段内，区段内可以保持多工作面开采，增加采区生产能力；各超前平巷随采随弃；减少维护时间和长度，降低维护费用；布置可靠的能力较大的集中运输系统，减少设备台数；改善采掘接替关系。

机轨分煤岩区段集中巷布置：煤层底部是中等稳定的砂岩，故将集中运输平巷布置在 m 2 煤层下部的岩层之中，距m 2煤层距离为10m ，维护容易。将集中

轨道平巷布置在m 2煤层的底板之中，沿煤层先掘，可以探明煤层变化的情况，为掘进岩石运输集中平巷时取直和定向创造了条件，在下区段投产时还可以利用轨道集中平巷回风。设置轨道集中平巷后，各煤层区段平巷超前掘进以及回采期间运输材料和设备都比较方便。在煤层顶板含水较大的情况下，集中平巷还可以做泄水巷，不影响煤的运输。轨道集中平巷布置在煤层中，容易受到采动的影响，维护较岩巷困难。

在煤层边境设置一条回风集中平巷，便于m 1m 2 煤层之中的巷道通风，避免掘进各工作面与回风大巷的联络巷，减少掘进量。

2、上山布置

《煤矿安全规程》第一百一十三条规定：高瓦斯矿井、有煤（岩）与瓦斯突出危险的矿井的每个采区和开采容易自然煤层的采区，必须设置一条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置一条专用回风巷。

根据生产发展、开采条件变化和安全要求，可以增设第三条专门通风和行人的上山，如：

（1）生产能力大的厚煤层采区，或煤层群集中联合准备采区。

（2）生产能力较大、瓦斯量涌出也很大的采区，特别是下山采区。

（3）生产能力较大，经常出现上下区段同时生产，需要简化通风系统的采区。

（4）运输上山和轨道上山均布置在底板岩层中，需要探明煤层情况，或为提前掘进其他采区巷道的采区。

参考以上则将运输上山和轨道上山设置在m 2煤层下距离为10m 的岩层之中，回风上山设置在m 2 煤层之中。两条岩石上山间距为20m ，为便于运煤和布置区段溜煤眼，运输上山布置在必轨道上山层位低5m 处。

运煤： m 1煤层工作面 m 2煤层工作面m 1煤层工作面；污风；

m 2煤层工作面 ；污风 11

。

材料与设备：m 1煤层工作面； m 2煤层工作面 。

六、井底车场形式及选择

井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连

接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。因此，井底车场设计得

是否合理，直接影响着矿井的安全和生产。

6.1 井底车场的形式

本矿采用立井开拓，决定采用立井刀式环行车场。这种车场在直线段上顶推

重车比较安全，调度工作简单，通过能力较大。由于本矿采用矿车运输，煤炭经

3吨底卸式矿车运输至井底煤仓，矸石由1.5吨固定矿车运输至副井。主井的提

升设备采用箕斗，副井的提升设备采用罐笼。

矿车技术参数：

使用范围：

主要用于井上、井下运输煤、矸石、材料、设备等物品。也可用于其它矿山或地下工程运输物料之用。

结构特征：

有固定箱式、翻斗式。

技术特征

12

6.2、井底车场通过能力以及的卸式矿车数量计算：

井底车场通过能力要满足：

( N / k ) ≥ A

k — 井底车场通过能力富裕系数，一般取1.3～1.5

井底车场通过能力一般要大于矿井生产能力30%

则N ≥180⨯1. 3=234万t

N =n ⨯G ⨯330⨯16⨯6031. 68⨯n ⨯G ⨯10-4=1. 15⨯(1+k ) t 1. 15⨯(1+k ) t

式中：N —井底车场通过能力，万t/a；

n — 一列矿车数，辆；

G — 每辆矿车实际载重，t ；

330— 年工作日，d / a；

16 — 日工作时数，h/d；

60 —分/h，min/h；

1.15— 运输不均衡系数，

K —矸石系数，0.1～0.25；

t — 列车进入井底车场的平均间隔时间，5min ；

13

则n =234⨯1. 15⨯1. 1⨯4≈12. 46辆=13辆

31. 68⨯3

6.3、车线长度计算

3吨底卸式矿车长度为3450mm ；

（1）主井空、重车线

大型矿井：主井空、重车线各长1.5～2.0列车长

l 主重=3.45⨯13⨯2=89.7m

l 主空=3.45⨯13⨯1.5=67. 3m

（2）副井空、重车线

大型矿井：副井空、重车线各为1.0～1.5列车长

l 副重=2. 4⨯13⨯1.5=46. 8m

l 副空=2. 4⨯13⨯1=31. 2m

6.4、煤仓容量的确定

根据[规范]规定，矿井的煤仓容量为

Qmc=（0.15～0.25）Amc,

式中， Qmc—井底煤仓容量

Amc—矿井日产量

0.15～0.25—系数，大型矿井取大值，小型矿井取小值, 本设计取0.25

则井底煤仓容量为：

Qmc=0.25×5500=1375(t)

6.5、井底车场示意图 14