中国矿业大学(北京)采矿学课程设计

目 录

1.矿区概述及井田地质特征 ................................. 4

1.1矿区概述 ............................................ 4

1.1.1交通位置...................................... 4

1.1.2地形： ....................................... 5

1.1.3河流水系...................................... 5

1.1.4气象及地震情况 ................................ 5

1.1.5电源和水源 .................................... 6

1.1.6其他情况...................................... 7

1.2井田地质特征 ........................................ 8

1.2.1含煤地层及地质构造 ............................ 8

1.2.2水文地质条件 ................................. 11

1.3煤层特征 ........................................... 13

1.3.1煤层特征..................................... 13

1.3.2煤质 ........................................ 14

1.3.3瓦斯、煤尘、煤的自燃性用地温 ................. 16

2. 储量计算 ............................................ 19

2.1 井田面积及可采煤层确定 ............................. 19

2.1.1 井田范围确定原则 ............................ 19

2.1.2 开采煤层 .................................... 19

2.1.3 井田面积 .................................... 19

2.2井田储量计算 ....................................... 20

2.2.1 储量计算基础 ................................ 20

2.2.2 井田地质勘探 ................................ 21

2.2.3 矿井地质资源量 .............................. 21

2.2.4矿井工业资源/储量 ............................ 22

2.2.5矿井设计资源/储量 ............................ 23

2.3 井田的可采储量 .................................... 24

2.3.1安全煤柱留设原则 ............................. 24

2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量 ...................... 24

2.3.3 矿井可采储量 ................................ 27

3 .工作制度、设计生产能力及服务年限 ..................... 29

3.1 矿井工作制度 ....................................... 29

3.2 矿井设计生产能力及服务年限 ......................... 29

3.2.1 确定依据 .................................... 29

3.2.2 矿井设计生产能力 ............................ 30

3.2.3 矿井服务年限及水平服务年限 ................. 30

3.2.4 井型校核 .................................... 31

4. 井田开拓 ............................................ 33

4.1 井筒布置 ........................................... 34

4.2 工业场地的位置、形式和面积 ......................... 37

4.3 开采水平的设置 ................................ 38

4.4巷道布置 ...................................... 38

4.5 开拓延伸方案 .................................. 38

参考文献： ............................................. 49

前 言

采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要一环，它是继我们学过《井巷工程》、《采矿学》等课程，以及通过生产实习之后进行的，其目的是巩固和扩大我们所学理论知识并使之系统化，培养我们运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高我们计算，绘图，查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。

依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。

煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的不同有很大差异。开采方式不对会造成煤炭资源的极大浪费，甚至会造成人身伤亡事故的发生。在21世纪的今天，能源极为重要的时代，要适应蓬勃发展的社会经济，就必须优化开采技术，体现绿色开采和可持续发展策略，而合理的开采设计则能有效减少煤炭损失，将赋存在地下的煤炭高速度，高效率的回采出，满足祖国经济建设对能源的需求。

设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设机理争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。

1.矿区概述及井田地质特征

1.1矿区概述

1.1.1交通位置

西山矿区位于西山煤田之东北边缘，地属太原市河西区，东距太原市20公里。003煤矿井田在西山矿区之北部，西铭矿之南官地矿之北，地理位置为东经112°45′，北纬37°40′。003煤矿矿区（以下简称井田）内多为沟谷山梁，地形切割剧烈，且大部分地区被森林覆盖。井田内交通除太—宁公路从矿区北部通过，太—古战备公路从

矿区南部穿过外，村庄之间皆有羊肠小道相连，与公路仅有简易砂石路相通，交通不甚便利。但矿区对外交通却十分便利，铁路、公路均可经太原市通往全国各地，矿区距太原五一广场19.8km。铁路有太—古直达，公路有市郊线直达，终日班车往返。交通位置见附图1-1。

1.1.2地形：

井田位于山西高原吕梁山脉中段东翼，总体呈西南高、东北低的中山地区。井田内山高坡陡，沟谷深切多呈“V”字形，缓坡和低山地区有黄土黄土零星分布，山脊及坡陡处岩层裸露，风化剥蚀作用强烈，沟底多砂砾石。全井田大部分为松林植被，北部尤甚。井田内最高点在石千峰山，海拔标高为1775m，最低点在井田东南部的子房沟内，海拔标高为1057.7m，最大相对高差为717m。一般相对高差为300m左右。

1.1.3河流水系

本区属黄河流域、汾河水系，主石千峰山与官地矿扩区内庙前山（海拔标高1865.8m）组成了西北一东南走向的分水岭。主要沟谷呈放射状向东、南、西各向分布，如井儿沟、南峪沟、虎峪沟、北石沟、峪道川、新华沟等都源自石千峰山，均为季节性河流沟谷，平时干枯无水或仅有溪流，唯在大雨过后短时内水量较大，并在下游汇合后流入汾河。

1.1.4气象及地震情况

1）气象

该区属于暖温带、大陆性季风气候。冬季严寒少雪，春季干燥多

风，夏、秋季雨量集中，四季分明，昼夜温差大，日照充足。

据山西省气象局近四十年资料统计：

（1）气温：年均9.5℃，最低气温在1月份，平均-7℃，极端最低气温-27.5℃；最高气温在7月份，平均23.7℃，极端最高气温39.4℃。

（2）降水量：年降水量平均495.9mm，年降水量最大749mm，年降水量最小216.1mm，日降水量最大183.5mm。每年7、8、9三个月降水量占全年降水量60%左右。

（3）蒸发量：年平均蒸发量1849.3mm，年最高蒸发量2080.0mm，年低蒸发量1427.5mm。

（4）风力与风速：年平均风速2.5m/s，多西北风，极端最大风速18.7m/s。最大4月份，平均风速3.3m/s，7、8、9月份最小平均风速1.8～2m/s。

（5）结冰和解冻：每年初霜日期10月上旬，终霜日期翌年4月中旬，历时半年之久。土壤冻结在11月底或12月初，冻结深度为80cm。

2）地震

根据山西省地震局｛78｝省震字第29号文，地震设防烈度为6°～7°。

1.1.5电源和水源

1.供水水源

矿井由003煤矿110kV变电站供电，现有35／6kV变电站两座，6kV开闭所两座，两个变电站均采用双回路供电，两回路电源均来自

003煤矿110kV变电站相应电压等级的不同母线段，003煤矿110kV变电站已与电力系统电网联网，矿井电源供电可靠。

2.供电电源

本区浅层水和地表水五利用价值，矿井供水水源取自水量丰富、水质优良的奥灰水，利用神井泵抽至地面。另外，矿井涌水排至地面经处理达到复用标准后也可用于矿井生产。两部分水可满足井下生产要求。

1.1.6其他情况

太原市为一重工业城市，在矿区东部有热点厂、纺织厂、砖瓦厂等工厂，市区北部有太原钢铁厂。矿区内除煤矿外，还有石膏厂、水泥厂、石渣厂、石灰厂、硫磺厂等工厂。沿山边一带开采石灰岩，黄铁矿，石膏矿等矿。矿区内 居民绝大多数为煤矿工人，食品及劳动力均需外地供应。建筑木材及坑木非常缺乏，必须外地支援。

阳曲

佰板

马头水

北郊区

王封

西铭

杜儿坪矿阳曲镇 晋源镇鸣谨镇

图1-1 003煤矿矿交通位置图

1.2井田地质特征

1.2.1含煤地层及地质构造

1. 含煤地层

本井田主要含煤地层为石二叠系下统山西组：

从K5砂岩底至K6砂岩底。是本井田主要含煤地层。由灰、浅灰色砂岩，深杰、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩及黑色泥岩为主体，含4、3、3上、2、1、03、02、01号8层煤，其中2号为主要可采煤层。全

组厚34.35－88.34m，平均63.59m，由东向西有逐渐增厚的趋势。该组地层沉积时脱离了海侵的影响，转入了过渡相，陆相沉积，地壳活

动的不均衡，造成岩相变化很大，旋回结构不甚明显，煤层对比比较困难。2号煤层为本组发育最好的一层煤，层位稳定，全井田可采，上距K6砂岩30m左右，对比较易；1号煤下距2号煤4m左右部分可采，但未算入井田地质储量。02号煤层位于本组上部，上距K6砂岩6m左右，常含1-2层夹石，顶板多为砂质泥岩，富含植物化石，而区别于本组其他煤层基本不可采。01号煤层直接覆于K6砂体之下或间距很小基本不可采。03号煤层位于02号煤层与1号煤层之间，主要依据层间距及层序确定其层位，但02号煤与2号煤之间只有一层煤时，究竟是03号煤还是1号煤，尚需进一步确定，03号煤也基本不可采。主采煤层柱状图见图1—2。

2.地质构造

本井田位于西山煤田东北隅，受新华夏系泰山式扭性断裂的影响，其构造形迹西部受马兰向斜，东部受边山大断裂（风声河断层、圪撩沟断层），南部受003煤矿断裂带，北部受赛庄－王封断裂的制约。总体为，地层走向大致北西－南东，向南西倾斜，倾角3°－12°，一般5°左右。井田内的断层、褶曲、陷落柱对煤矿正常生产都有不同程度的影响。现将井田内主要构造分述如下：

（1）断层

井田内主要断层为北东及东东向高角度正断层，与主要褶曲轴向大体一致。落差大于20m的大型断层有003煤矿中部断层。其余多为落差2m左右，延伸短，平行排列的小断层，形成阶梯状或地垒、地堑构造。井下所见小断层甚多，是由许多近似平行，落差一般在

2m左右的小断层组成，走向北东，其延伸长度，长者千余米，短者百余米，对生产影响小。

（2）褶曲

003煤矿井田在石千峰向斜为主体的控制下，伴生次一级短轴褶曲，形成井田内部的基本构造形态，褶曲两翼地层平缓，其形态地表不易察看。从煤层底板等高线图上看，在石千峰向斜北翼的次一级褶曲，其轴向都表现为北北东或大致南北向，两翼不对称，在向斜南翼的次一级褶曲由于受003煤矿断裂还的影响，其走向表现为北东、北北东向，与003煤矿断层、石千峰向斜大致平行。

（3）陷落柱

003煤矿矿陷落柱较多，但比较小，对生产影响不不大。

（4）节理

地面裸露岩层，节理比较发育，从调查测量结果来看，梅洞沟、沟东梁一带，以北15°东和北75°西两组较为发育，在马圪台附近以北55°东和北30°西两组较为发育，其北东一组与003煤矿断层近似平行，且北东组有切割北西组的现象，这四组节理面都表现为平直、紧闭、倾角大的特点，有些节理面充填钙质薄膜，表现为较规则的棋盘格式构造，从构造形态和力学性质分析，两对X形节理为两组共轭扭裂面所组成。

（5）滑坡

井田内沟谷切割剧烈，地形复杂，相对高差大，故易于滑坡的形成。在虎峪沟、四达沟、小虎峪沟、南峪沟皆有所见，其形态各异，

大小不等，多呈扇形，滑移岩体大者宽350m，长200m。煤系地层多为较松软的岩石组成，长期风化剥蚀作用，裂隙发育，上覆岩层在层间水及重力作用下失去平衡，产生塌落或整体下滑形成滑坡体，它对工程建筑影响很大。值得注意的是，滑坡、乱石堆积和陷落柱有时共生，很难区分，陷落柱常有潜伏于滑坡和乱石堆积之下者。

（6）岩浆岩

003煤矿井田无岩浆活动。

1.2.2水文地质条件

井田内地层出露自东而西由老到新依次为奥陶系中统、石炭系中、上统、二叠系、三叠系下统。主要含水岩组有奥陶系中统马家沟组、峰峰组，石炭系上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组。其中上马家沟组富水性强，峰峰组局部富水性强，其余富水性弱。

1.奥陶系中统

奥陶系中统在井田内揭露最厚174.44m，结合井田外围资料可看出奥陶系中统分为峰峰组（厚约120m），上、下马家沟组（厚300－350m），地层全厚500m左右。

2.峰峰组

峰峰组分下下两段。上段：岩性以深灰、灰色厚层状石灰岩为主，夹黄、灰白色泥灰岩，顶部为古风化壳充填物，厚一般小于70m；下段：为泥质灰岩夹石膏层，厚约60m。上段灰岩岩溶裂隙发育，岩溶多呈峰窝状、串珠状、局部可见溶洞。在白家庄矿区其标高邮于你于奥灰水承压水位而含水，含水层在风化壳下20m至下段第一层泥灰

岩石膏带之间。由于岩溶发育不均――造成富水性差异，导致不同地段水位、水量相差很大，甚至无统一承压面，单位涌水量在1－5L/s.m之间，水位标高802.8m，煤田西部高者可达1311.0m，但在003煤矿井田的局部山于其标高高于奥灰承压水位而不含水。

3.马家沟组

(1)上马家沟组：岩性以厚层质纯石灰岩为主，夹薄层泥质灰岩、白云质灰岩，底部貂皮灰岩为相对隔水层，全组厚200m左右。浅部岩溶裂隙发育，岩溶呈串珠状、峰窝状，有中小溶洞，由于富水而成为西山煤田及本矿最要主要的含水组。单位涌水量0.0004－138.91L/s.m，一般0.4－9 L/s.m，渗透系数为70.11m/d，水位标高779－826m。

(2)下马家沟组（O2X）：岩性以灰岩、泥灰岩、白云质灰岩为主，厚约110m左右且富水。在煤田东部补给区岩溶裂隙发育，深部不发育，单位涌水量0.26－14.56 L/s.m，渗透系数1.43－17.48m/d。

4.石炭系上统

石炭系上统太原组由砂质泥岩、泥岩、砂岩、煤、石灰岩组成，厚88m左右。自上而下东大窑灰岩（L5）、斜道灰岩（L4）、毛儿沟灰岩（K7）、庙沟灰岩（L1）、晋祠砂岩（K1）等含水层。根据勘探混合抽水试验结果，单位涌水量0.0009－0.03 L/s.m，渗透系数0.00132－0.32m/d，钻探进入毛儿沟灰岩时冲洗液消耗量明显增大。井下揭露太原组含水层时，局部揭露点有滴水现象，但水量很小，说明该岩组含水性徽弱。

5.二叠系下统

(1)山西组：由砂质泥岩、泥岩、煤、砂岩组成，地层厚64m左右。底部北岔沟砂岩为含水层，灰白色，以中粗粒石英、长石为主，含砾，泥质胶结，交错层理，节理发育，一般厚5－22m，钻孔抽水试验结果，单位涌水量0.000077 L/s.m，渗透系数0.0004m/d，井下揭露点大都无水。北岔沟砂岩含水性微弱。

(2)下石盒子组：由砂质泥岩、泥岩、砂岩组成。底部骆驼脖砂岩与下石盒子组下下段分界砂岩K7为含水层。骆驼脖砂岩：灰白色，以中粒石英、长石为主，泥质胶结，厚0.80－20.70m，钻孔抽水试验结果，单位涌水量0.00047 L/s.m，渗透系数0.0036m/d，含水性微弱。K7砂岩：黄绿色，以中粗粒石英、长石为主，钙质胶结，厚约1m，抽水试验无水。

井田与煤层有直接水力联系的各含水层所含地下水全是基岩裂隙水，从抽水试验结果看，各含水量单位涌水理均小于0.1 L/s.m，含水微弱，表明003煤矿矿水文地质条件简单。

通过勘探，可得出井田内水位标高799-826m，可以肯定003煤矿矿井田可采煤层全部位于奥灰水位之上。2010年前矿井预计吨煤含水系数0.371-0.70m3，年涌水量预计113.1-210.0万m3，日排水量3050-5750m3。

1.3煤层特征

1.3.1煤层特征

山西组含01－3号煤等7层，煤层总厚7.71m，地层厚度63.59m，

含煤系数12.1%。

1.1号煤层

位于山西组上部，上距03号煤约5m，下距2号煤4m左右。井田东北部尖灭，南部也有3小片尖灭区。见煤点厚度0.20－1.10m，平均0.55m，井田内厚度多小于0.5m，可采区位于井田东部，可采面积5.3Km2。不含夹石，结构简单。顶板多为砂质泥岩、泥岩，少数为中细粒砂岩及粉砂岩。底板为细粒砂岩、砂质泥岩，局部为中粒砂岩、粉砂岩用泥岩。煤层变异系数40%，可采系数19%，现未算入可采煤层。

2.2号煤层

位于山西组中部，上距骆驼脖砂岩（K6）30md左右，煤厚1.02－4.04m，平均2.88m。总体上看，东部厚，西部薄，厚度变化明显。西部厚度多小于2m，最薄为杜93－2号孔，厚1.02m。东部厚度大于3m，最厚为36号孔，厚达4.04m，东南角局部厚度小于3m。一般不含夹石，局部含1－2层，厚度多小于0.3m，岩性为中细粒砂岩、粉砂岩，结构简单。顶板多为砂质泥岩、泥岩，局部为中细粒砂岩、粉砂岩，底板为中细粒砂岩、砂质泥岩，局部为泥岩、砂岩和炭质泥岩。煤层变异系数33%，可采系数100%，本层属全井田稳定可采煤层。

1.3.2煤质

1.物理性质

各煤层均为黑色，玻璃光泽，断口为贝壳、参差状、内生裂隙及

外生裂隙均发育，以条带状结构为主，亦有线理状、透镜状结构。构造有层状、块状构造。

2.化学性质

各煤层原煤灰分平均什16.46－36.83%，2号煤低。2号煤层原煤硫分以在0.50－1.00%之间。2号煤层原煤挥发分平均值15.00－22.11%。煤中碳元素含量平均值90.45－91.58%。氢元素含量平均值

4.16－4.70%。氮元素含量平均值1.22－1.51%。煤层原煤高位发热量平均值23.51－29.40MJ/Kg。煤层胶质层厚度0－8.9mm。煤层煤质特征如下：

2号煤为低中灰、低硫的瘦煤、贫瘦煤，煤质变化中等；各煤层煤灰成分酸性矿物均在80%以上，因而其灰熔融性（ST）为难熔灰或难熔灰和少量高熔灰。

图1-2 主采煤层附近综合柱状图

1.3.3瓦斯、煤尘、煤的自燃性用地温

1.瓦斯

1978－1988年矿井绝对瓦斯涌出量由12.40m3/min增加到99.40m3/min，1988年至今，矿井瓦斯绝对涌出量一般均在90－105m3/min之间；1978－1987年，矿井瓦斯相对涌出量先降后升，1987

年后基本稳定在15－20m3/t之间。2004年矿井瓦斯鉴定结果为：绝对瓦斯通出量124.14m3/min，相对瓦斯涌出量17.65m3/t，属高瓦斯矿井但2#煤层瓦斯量相对较低。

井下瓦斯测定资料表明，矿井内短轴褶曲和中、小型断裂多为挤压性封闭构造，透气性差，瓦斯含量较其它部位高；而在陷落柱附近，因其结构松散、孔隙发育，透气性好，往往将临近煤岩层沟通，使矿井瓦斯涌出量高于其它部位。矿井生产能力分布不均衡，导致区域瓦斯绝对涌出量与相对涌出量也不尽相同。即产量大的区域，绝对涌出量大，相对涌出量小，反之则相反。随着煤层开采深度的增加，煤层瓦斯含量、矿井瓦斯涌出量均有所增加。生产中实测资料表明，开采深度每下降100m，矿井瓦斯相对涌出量增加2m3/t左右。

2.煤尘和煤的自燃

本矿历年测定的煤尘爆炸指数在12.5－19.28%之间，表明本矿煤尘具有爆炸性。1994年所做的煤尘爆炸性试验表明各煤层煤尘均有爆炸性。

1994年做的自燃倾向鉴定表明各煤层均为二类自燃，介于易自燃和难自燃之间。

1991－1995年所作的燃点试验表明，2号煤层为正常煤，未氧化，均为不易自燃。

3.地温

经计算，井温梯度1.44°C/100米。据采掘证实，采掘工作面温度与季节有关，冬季为10°C，夏季为20°C，春秋两季一般为10－

16°C。勘探和采掘过程中均未发现地温异常，从目前情况看，井田应属地温正常区。

2. 储量计算

2.1 井田面积及可采煤层确定

2.1.1 井田范围确定原则

本井田煤层为缓倾斜煤层，井田境界采用垂直划分法，本井田划分的原则有：

1) 井田范围储量、煤层赋存及开采条件要与矿井生产能力相适应；

2) 保证井田有合理的尺寸；

3) 充分利用现有的自然条件划分井田；

4) 合理规划矿井的开采范围，处理好相邻矿井之间的关系。

2.1.2 开采煤层

本井田主要含煤地层为石二叠系下统山西组，全组厚34.35－88.34m，平均63.59m，由东向西有逐渐增厚，组内共有1号，2号，3号三层煤层，其中2号为主要可采煤层。煤厚1.02－4.04m，平均

2.88m。本设计主要针对2号可采煤层。

2.1.3 井田面积

杜儿坪矿井田南北长约10km，东西宽约5.2km，根据杜儿坪煤层等高线图计算本井田总面积S1=52826323m。 2

煤层平均倾角为α=5°。

故井田实际面积S=S1/cosα=52625303/cos5=52826323m。 2

2.2井田储量计算

2.2.1 储量计算基础

图2-1 杜儿坪矿开拓平面图

1、根据杜儿坪井田地质勘探报告提供的煤层储量图计算；

2、依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准；计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7—0.8m。

3、依据国务院函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫大于3%的矿井，硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量。

4、储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；

5、井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地址块段的算术平均法。

6、煤层容重：2号煤层容重为1.32m3/t。

2.2.2 井田地质勘探

根据勘探程度及矿井生产需要划分各级储量。各级储量相对应的孔距，是根据矿井地质构造和煤层稳定程度，按照《固体矿产资源/储量分类》国家标准规定的。本井田属简单构造，煤层属稳定—较稳定、不稳定型两类。新《固体矿产资源/储量分类》方案考虑了三个因素，一是经济意义、二是可行性评价、三是地质可靠程度。即用三维的概念进行了分类将我国的矿产资源/储量分为三大类十六种类型。

矿产资源经过矿产勘查所获得的不同地质可靠程度和经相应的可行性评价所获不同的经济意义，是固体矿产资源/储量分类的主要依据。将地质可靠程度、经济意义和可行性研究阶段作为分类的三维轴，则查明的矿产资源可以得到不同矿产资源和储量的组合。总体上可以将矿产资源分为储量、基础储和资源量三大类储量是指基础储量中的经济可采部分，依据地质可靠程度和可行性评价阶段不同可以分为2种类型。即111、122两类。基础储量是查明矿产资源的一部分，分为111b、122b、2M11、2M22四种类型。资源量是指查明矿产资源的一部分和潜在矿产资源。

2.2.3 矿井地质资源量

井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据。该井田煤层倾角一般在5°左右，井田范围内全区可采煤层为2号煤。共计平均厚度为2.88m。故采用水平投影面面积及铅垂厚度的地质块段法计算储

量，其计算公式为

Za=S×M×Γ ( 2-1 ) 式中

Za—矿井地质储量，万t；

S—井田面积，m；

M—煤层平均厚度，m；

Γ—煤的容重，t/m。

代入

Za=52826323×2.88×1.32=20082.45495万t

2.2.4矿井工业资源/储量

矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。

根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。

根据煤层厚度和煤质在探明的和控制的资源量中，70%是经济的基础储量，30%是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式（2-2）计算

Z111b=20082.45495×60%×70%＝8434.631万t

Z122b=20082.45495×30%×70%＝4217.315万t

Z2M11=20082.45495×60%×30%＝3614.841万t

Z2M22=20082.45495×30%×30%＝1807.420万t 32

由于地质条件简单，k在0.8以上取值

Z333k=20082.45495×10%×k=1606.596万t

Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333 k （ 2-2 ） 式中

Zg —矿井工业资源/储量

Z111b—探明资源储量中经济的基础储量

Z122b—控制的资源量中经济的基础储量

Z2M11—探明的资源量中边际经济的基础储量

Z2M22—控制的资源量中边际经济的基础储量

Z333 —推断的资源量

代入

Zg=8434.631+4217.315+3614.841+1807.420+1606.596

=19680.803万t

2.2.5矿井设计资源/储量

矿井设计资源/储量按照式（2-3）计算，其中P1按矿井工业资源/储量的3%估算，则

Zs=Zg－P1 (2-3) 式中

Zs—矿井的设计资源储量

P1—断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱，地面建构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和

Zg—矿井工业资源

代入

Zs=19680.803－19680.803×3%

=19090.378万t

2.3 井田的可采储量

2.3.1安全煤柱留设原则

①.工业场地、井筒留保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。

②.各类保护煤柱按垂直断面法或垂直法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。

③.维护带宽度：风井场地20 m，村庄10 m，其他15 m。

④.断层保护煤柱留设的原则:落差>50 m的断层，两侧各留50m的煤柱；落差>20m～≤50 m的断层，两侧各留30m煤柱；落差>10 m～≤20 m的断层，两侧各留20 m煤柱；落差

⑤.井田境界煤柱宽度为50 m。

⑥.工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积见表2-1：

2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量

1、工业广场煤柱

根据《关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定（试行）》之规定：井型在180万t/a及以上，占地面积指标为1.2公顷/10万t。本

矿井暂定设计见表2-1

表2-1 工业场地占地面积指标

井型（万t）

240及以上

120-180

45-90

9-30 占地面积指标（公顷/10万t 1.0 1.2 1.5 1.8

据此，确定工业广场占地面积为24公顷，工业广场的形状为长方形，长720m,宽300m。又根据《煤炭工业矿井设计规范》之规定，工业广场属二级保护，其围护带宽度为15m。因此，加上围护带，工业广场需要保护的尺寸为：长×宽=750×330=247500m。根据垂直剖面法作图，如图2.2所示。

由此根据上述已知条件，画出如图2-2所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图量出保安煤柱的尺寸为：

S=长方形面积=长×宽

=434×854

=37.06（万m）

则工业广场的煤柱量为：

工业广场煤柱量=长方形面积×总煤厚×容重

工广保护煤柱=37.06×2.88×1.32=142.94（万t）

2、矿井边界煤柱

矿井边界煤柱人为留设,本矿一侧留设50m保护煤柱。边界煤柱损失量为: 22

P=L×A×M×γ (2-4) 式中 P—边界煤柱损失量,万t;

L—边界煤柱长度,m;

A—煤柱的宽度,取50m;

M—煤层厚度,为2.88m;

γ—煤的容重,取1.32t/m。

则P=20540×50×2.88×1.32=390.42（万t）

3 图2.2 垂直剖面法设计工业广场保护煤柱图

3、断层煤柱

断层按其落差大小不同，留设煤柱.落差>50m的断层，两侧各留50m的煤柱；落差>20m ~ ≤50m的断层，两侧各留30m煤柱；落差>10m ~ ≤20m的断层，两侧各留20m煤柱；落差

断层保护煤柱量=3354.61×60×2.88×1.32

=76.51(万t)

4、大巷煤柱

根据《煤炭工业设计规范》大巷两侧各留30m保护煤柱。 大巷保护煤柱量=（5245．6×70+1770.7×100）×2.88×1.32 =206.90(万t)

5、井筒保护煤柱

主副井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，风井井筒保护煤柱在大巷保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量为0。各种保护煤柱损失量见表2-2

表2-2 保护煤柱损失量 （万t）

2.3.3 矿井可采储量

井田的可采储量Zk按下式计算：

Zk=(Zg-P) ×C (2-5)

式中：Zg—矿井工业储量，万t;

Zk—矿井可采储量，万t;

P—各种永久煤柱的储量之和，万 t;

C—采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；

薄煤层不低于0.85；本矿取0.80。

Zk=（19090.378-816.77）×0.8=14618.88(万 t)

由此可得本矿井的可采储量为1.46亿吨。

3 .工作制度、设计生产能力及服务年限

3.1 矿井工作制度

按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力按年工作日300d,工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h。

矿井每昼夜净提升时间14小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为14小时。

3.2 矿井设计生产能力及服务年限

3.2.1 确定依据

《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。

矿区规模可依据以下条件确定：

1.资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；

2.开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模;否则应缩小规模；

3.国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预

测是确定矿区规模的一个重要依据；

4.投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。

3.2.2 矿井设计生产能力

矿井设计生产能力简称为生产能力或设计能力，是煤矿建设和生产的重要指标，在一定程度上综合反映出矿井的生产技术面貌，是选择井田开拓方式的重要依据之一。

参照大型矿井服务年限的下限（大于50a）要求，T取60a,储量备用系数取1.4，则矿井设计生产能力A，为： A=

式中

K—矿井储量备用系数，矿井设计一般取1.3-1.5

代入 A=14618.88/(60×1.4)=174.03Mt/a

确定杜儿坪矿井设计生产能力为1.80Mt/a。

3.2.3 矿井服务年限及水平服务年限 ZKTK （3-1）

矿井设计服务年限是矿井设计时，按矿井可采储量、设计生产能力，并考虑储量备用系数计算出的矿井设计开采年限，简称矿井服务年限。矿井服务年限必须与井型相适应。

矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： A=ZK

TK （3-2）

式中

T—矿井服务年限，a；

Zk—矿井可采储量，万t；

A—设计生产能力,万t；

K—矿井储量备用系数，取1.4；地方小煤矿K取1.3，矿井设计K取1.4，矿井总体设计K取1.5。

根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，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180万t/a，再计算矿井服务年限：

代入 T=14618.88/ (180×1.4)=58.01a

在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大、采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置了备用储量，备用量为：

Zb=Zk/1.4×0.4=14618.88/1.4×0.4=4176.822万t 在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量。矿井开拓设计时确认的实际采出的储量约为：

14618.88－（4176.822×50%）=12530.469万t

3.2.4 井型校核

按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：

1.煤层开采能力

井田内2号煤层平均2.88m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面保产。

2.辅助生产环节的能力校核

矿井设计为大型矿井，开拓方式为斜井单水平开拓，主斜井采用皮带机运煤，副斜井采用串车提升，运输能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再主皮带至地面，提升能力大，自动化程度高。副井提升串车提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用蓄电池电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。

3.通风安全条件的校核

矿井煤尘无爆炸危险性，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井，矿井早期采用中央并列式通风，后期采用分区式通风方式，可以满足通风需要。

4.矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求。

4. 井田开拓

井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。

井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。

1.确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；

2.合理确定开采水平的数目和位置；

3.布置大巷及井底车场；

4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；

5.进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；

6.合理确定矿井通风、运输及供电系统。

确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：

1.贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。

2.合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。

3.合理开发国家资源，减少煤炭损失。

4.必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。

5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。

6.根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。

4.1 井筒布置

1.井筒形式的确定

井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。

平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。

斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升

能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。

立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。

本矿井煤层比较平缓，平均5°；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量较小；井筒不需要特殊施工，煤层赋存较浅,因此可采用斜井开拓，延伸可采用暗斜井延伸方案或其他。经后面方案比较确定井筒形式为斜井单水平开拓。

2.井筒位置的确定

井筒位置的确定原则：

有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；

有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；

井田两翼储量基本平衡；

井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；

工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；

工业广场宜少占耕地，少压煤；

由于井田地层走向大致北西－南东，向南西倾斜，倾角3°－12°，一般5°左右，地形较为平坦，煤层较浅，不存在平硐室开拓的条件，表土层较薄，煤层赋存稳定，煤层结构简单，水文地质条件属简单型，顶板岩性稳定，所以，确定采用主斜井—副立井的开拓方式，并按地层较为平坦、井下生产费用较低的原则，确定井筒位于井田走向中部较为平坦的地方。

①主斜井：净宽4.0m，净断面9.48m2，倾角28°，斜长847m,掘至2号煤层底板，主井底设井底煤仓, 主井装备强力胶带输送机担负矿井的提煤任务,安设台阶,兼作为矿井的进风井和安全出口。

②副立井：净径5m，净断面15.9m2，倾角90°，垂深262m,掘至15号煤层，装备双钩单层单车罐笼,担负矿井的辅助提升任务,作为矿井的进风井。

③回风立井：净径3.5m，净断面9.62m2，倾角90°，垂深378.9m，掘至2号煤层，装备梯子间作为矿井的回风井和安全出口。

各井筒特征见表4-1。

表4-1 井 筒 特 征 表

4.2 工业场地的位置、形式和面积

工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中央。

工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为21.6公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向， 长为720m,宽为300m。

4.3 开采水平的设置

井田主采煤层为2号煤层、其它煤层暂不考虑。设计中只针对主采煤层2号煤层。2号煤层倾角平缓。为5°，有部分近水平煤层，为实现高产高效，故设计为单水平开采。盘区式开采2号煤层生产能力：可采储量为14618.88Mt，服务年限为58.01a。

4.4巷道布置

2号煤层平均厚度为2.88m，赋存稳定，煤层厚度变化不大，煤质硬度较大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，留大煤柱护巷，大巷间距30m。前期为满足回风需要，单独建设回风斜井。一条回风大巷，一条胶带运输大巷，一条辅助运输大巷，共三条大巷。大巷基本保持沿煤层走向方向布置，布置在1号煤层底板中，回风大巷考虑减少煤炭损失量，岩巷工程量，决定布置在1煤层中，加强支护已减少巷道的维护费用。

4.5 开拓延伸方案

1．提出方案

根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：

(1)立井单水平开拓，如图4-1；

主、副井均为立井，布置于井田中央，只设一个水平。大巷布置于2#煤层底板垂直向下15m岩层中

图4-1 立井单水平开拓图

(2)斜井单水平开拓,如图4-2；

斜井提煤运输能力大。大巷布置在2#煤层底板垂直向下15m的岩层中

。

图4-2 斜井单水平开拓图

(3) 斜井单水平加辅助水平开拓，如4-3；

主井、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央，大巷布置于2#煤层底板垂直向下15m岩层中，辅助水平大巷布置在2#煤层中。

图4-3 斜井单水平加辅助水平开拓

(4)主斜副立单水平开拓，如图4-4。

主井为斜井开拓、副井井筒为立井开拓，布置于井田中央，大巷布置于于2#煤层底板垂直向下15m岩层中。

图4-4 主斜副立井单水平开拓

2．技术比较

以上所提四个方案中一、二方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式和井筒位置不同，及部分基建、生产费用不同。

方案一、二的井筒形式不同，方案一为立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，需要有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案二为斜井开拓，斜井的运输提升能力大，可满足大型矿井主提升的要求；斜井井筒也可做为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可以从主斜井迅速撤离井田内煤层赋存稳定，立井的优点不突出，而斜井的提升能力大的特点很适合180Mt大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，在结合粗略的估算费用结果（见表4.1）在方案一、二中选择方案二：斜井单水平开拓。

鉴于方案一和方案二都是单水平开拓，故前两种方案先作比较前两种方案所需费用粗略估算见表4-2

表4-2 各方案粗略估算费用表

方案一方案二的区别主要在于是用立井还是斜井，由粗略比较得知，方案一费用较高，而且要高出方案二43%，故暂时选用方案二（斜井单水平开拓）。下面方案三、方案四再做比较：

方案三、四的井筒形式不同，方案三为斜井单水平加暗斜井开拓。不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，主要缺点是需要布置两个水平开拓，开拓工程量大；方案四为主斜井副立井开拓，斜井的运输提升能力大，可满足大型矿井主提升的要求；斜井井筒也可做为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可以从主斜井迅速撤离。经过以上技术分析、比较，再结合粗略的估算费用结果（见

表4-3）在方案三、四中选择方案四：主斜副立井单水平开拓

表4-3 各方案粗略估算费用表

续表4-3

方案三方案四的区别主要在于水平的设置和井筒的形式，由粗略比较得知，方案三费用较高，而且要高出方案二5%，故暂时选用方案四（主斜井副立井单水平开拓）。

5.开拓方案经济比较

2、4两方案均属技术上可行，两者相比，虽然2方案与方案4相比初期工程量较大，但其后期经营成本可能相对较低。因此，两方案需要经过经济比较，才能确定其优劣。

第2、第4方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于表4-4、表4-5和表4.-6。

表4-4 建井工程量 (单位：m)

表4-5 生产经营工程量

表4-6 费用表(单位：万元)

续表4-6

表4-7 生产经营费(单位:万元)

表4-8 生产经营费(单位:万元)

表4-9 费用汇总表

费用汇总表在上述经济比较中需要说明以下几点：

1.以上四种方案都采用中央并列式通风，风井进风，费用相同，所以未在比较中出现；

2.关于中后期的一个风井并未计入计算是因为各方案的选址以及井深都是相同的，不同的只是建设时间的不同；

3.井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%经行估算，因此对最好的选取方案没有影响；

4.主、副井及风井布置在相同的层位中，而且维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；

5.集中巷道维护费用采用相同的不比较的方法，只比较方案中不

相同的部分，简单明了；

综合以上技术经济比较，虽然两方案费用未超出10%，但是考虑一定的技术上的优越性，选择方案2.确定矿井开拓方式为：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）。

。

参考文献

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2. 杜计平. 采矿学. 徐州：中国矿业大学出版社，2009.

3. 中国煤炭建设协会. 煤炭工业矿井设计规范. 北京：中国计划出版社，2005.

4.陈炎光，陈冀飞. 中国煤矿开拓系统。 徐州：中国矿业大学出版社，1996.