太原理工大学实习报告

采矿工程实习报告专业：采矿工程教学形式：自考准考证号：姓名：王海军指导教师：设计日期：目录1井田概况及地质特征 .11.1井田概况 .11.1.1井田位置、范围及交通条件 .11.2井田边界 .11.3井田储量及可采储量计算 .22矿井基本巷道.62.1井筒 .62.1.1井筒数目及用途 .62.1.2井筒装备和井筒支护 .72.2井底车场 .82.2.1井底车场的位置 .82.2.2斜井井底车场的基本类型 .82.2.3井底车场形式的选择 .82.3主要开拓巷道 .83采煤方法和采区巷道布置 .83.1煤层地质特征 .83.2采煤方法和回采工艺 .93.2.1采煤方法的确定 .93.2.2采煤工艺的确定 .93.2.3采高的确定 .93.2.4工作面长度的确定 .93.2.5回采工艺的选择 .103.2.6工作面支护方式 .103.2.7各工艺过程安全注意事项 .113.2.8回采工作面循环作业图表的编制.123.2.9采区生产能力的确定 .123.3采区巷道布置及生产系统 .133.3.1采区走向长度、采区内各种煤柱的尺寸.133.3.2采区巷道的形式 .133.3.3煤层开采顺序 .133.3.4采区回采率的计算 .133.3.5采区生产系统 .134井下运输 .144.1运输方式的选定 .144.1.1主运输方式的选定 .144.1.2辅助运输方式的选定 .144.2运输设备的选择和计算 .144.2.1煤炭运输设备选型 .145矿井提升 .155.1主斜井提升设备 .155.1.1主斜井提升设备 .155.1.2主斜井辅助提升 .205.2副立井提升设备 .246 矿井通风及安全 .246.1矿井通风系统的选择 .246.1.1通风方式和通风系统的选择 .246.1.2风井数目、位置、服务范围及服务时间.246.1.3掘进通风及硐室通风 .246.2矿井风量、风压及等积孔的计算.246.2.1风量分配 .256.3等积孔计算 .256.4通风机的选型 .266.4.1设计依据 .266.4.2设备选型 .267. 生产实习总结.272013 级采矿工程毕业实习报告三年的成人教育学习即将结束，作为一名采矿工程专业的学生，应学校要求，我到山西下合煤业有限公司毕业实习，度过了一段愉快的生活。通过实习，使我加深理解了煤矿开采方法及工艺流程，掌握了矿井初步设计的基本步骤及规范要求，为今后走上煤矿技术岗位打下坚实的基础。下面我将在山西下合煤业了解到的有关矿井资料总结一下：1 井田概况及地质特征1.1井田概况井田位置、范围及交通条件山西下合煤业有限公司位于山西省武乡县东南直距 24km处的韩北乡下合村东南。地理坐标为：东经 1130411 1130617，北纬 364302 36 4429。井田位于武乡县东南部韩北乡下合村东南，距县城直距 24km，运距 29km，沁（县）温（城）公路从井田外北部 4.5km 处穿过，与该线相连的武乡至韩北乡石门等地的县级公路距本矿北约 2km。新建的武（乡）墨（镫）铁路专用线位于井田外北 4.0km 处，由井田经武乡县城向北可至晋中、太原，向南可达长治、晋城、河南焦作等地。交通较为便利。1.2井田边界根据山西省国土资源厅 2012 年 9 月 13 日换发的采矿许可证，证号：；批准开采 14 15 号煤层，许可生产规模 300kt/a 。井田范围由下列 9 个坐标拐点连线圈定（ 1980 西安三度带坐标系）：1、 X=4066907.53Y=38419771.382、 X=4066419.80Y=38420016.143、 X=4065525.94Y=38418857.984、 X=38418857.98Y=38418421.805、 X=4065554.39Y=38418268.796、 X=4066024.65Y=38417943.467、 X=4068207.46Y=38416906.678、 X=4067255.79Y=38418232.069 X=4067343.17Y=38418954.91扣除武乡县韩北乡下合砖厂矿区范围：1、 X=4066303.32Y=38418063.862、 X=4066295.76Y=38418145.643、 X=4066175.24Y=38418129.8604、 X=4066185.83Y=38418047.18井田范围相对应的 1980 西安六度带坐标点为：1、 X=4068591.61Y=19687761.352、 X=4068111.61Y=19688021.353、 X=4067181.60Y=19686891.354、 X=4067451.60Y=19686446.355、 X=4067191.59Y=19686301.356、 X=4067651.60Y=19685961.347、 X=4069801.60Y=19684856.338、 X=4068891.60Y=19686211.349、 X=4069001.61Y=19686931.34井田东西宽 3.165km，南北长 2.620km，井田面积 3.452m2。开采深度标高：+935m +450m。1.3井田储量及可采储量计算( 一) 矿井资源 / 储量根据 2010 年 9 月山西地宝能源有限公司提交的山西王家峪煤业有限公司矿井兼并重组整合底板等高线及资源 / 储量估算图，按照煤、泥炭地质勘查规范 ，国务院函 (1998)5 号关于酸雨控制区和二氧化碳污染控制区有关问题的批复及煤炭资源地质勘探规范等有关文件规定，矿井资源 / 储量遵循下列原则计算：1贫瘦煤最低可采厚度 0.7m，贫煤最低可采厚度 0.8m；2煤层灰分不大于 40%；最高可采硫分 (St d)3%；3剔除夹矸以纯厚度计算储量；4储量计算的煤层为3、15 号煤层；5 3、15 号煤层视密度分别采用1.50t/m3 ，1.51t/m3 。6储量计算方法采用地质块段算术平均法。计算公式如下：Q=SMd式中：Q块段煤炭储量， t ；S块段水平投影面积， m2；M块段内煤层平均厚度，m；d煤层视密度， t/m3 。通过估算，整合后井田 3、15 号可采煤层保有资源 / 储量 (111b+122b+333) 64.88Mt ，其中 111b 为 41.86Mt ，占总资源 / 储量的 64.5%；122b 为20.41Mt ，111b+122b占总资源 / 储量的 96.0%； 333 为 2.61Mt 。井田内 15 号煤层分布部分高硫煤，因分布零散，且全井田平均硫分未超过 3%，地质报告未单独估算高硫煤资源量。矿井保有资源 / 储量汇总表见表 2-2 。1表 2-2矿井资源 / 储量汇总表单位： Mt资源/ 储量111b111b122b煤111b122b 333111b 122b 333煤类蹬空区层111b122b333现保有111b333(%)(%)PS1.523.210.680.530.136.073PM1.490.330.151.97小计3.013.540.830.530.138.04448815PM38.3216.871.6556.846897PS1.523.210.680.530.136.07合PM39.8117.201.8058.81计PS、 P41.3320.412.480.530.1364.886596M井田先期开采地段基本达到了勘探程度，井田先期开采地段范围见插图3-2-1 。经估算，整合后井田先期开采地段3、15 号可采煤层保有资源 / 储量 (111b+122b+333)44.26Mt ，其中 111b 为 37.97Mt ，占总资源 / 储量的 86%； 122b 为 5.18Mt ，111b+122b占总资源 / 储量的 97.0%； 333 为 1.11Mt 。矿井先期开采地段保有资源 / 储量汇总表见表 2-3 。表 2-3先期开采地段资源 / 储量汇总表单位： Mt资源 / 储量 (Mt)煤蹬空区煤类层111b122b333现保有111b111b122b111b122b333111b122b333111b333(%)(%)PS1.250.860.380.530.133.153PM0.880.330.111.32小计2.131.190.490.530.134.47608615PM35.313.990.49小计35.313.990.498999PS1.250.860.380.530.133.15合PM36.194.320.6041.11计PS、 P37.445.180.980.530.1344.268697M( 二) 矿井工业资源/储量1、地质资源/储量2根据批准的山西下合煤业有限公司补充勘探矿井地质报告，截止2011年底，全井田共获得 15 号煤层保有资源/储量（111b+122b+333）11240kt，其中探明的经济基础储量（111b）为 9630kt，控制的经济基础储量（122b）为 940kt，推断的内蕴经济资源量（333）为 670kt，其中探明的经济基础储量（111b）占保有资源储量的比例为85.7%，探明的和控制的经济基础储量占保有资源储量的比例为94.0%。详见表 211。表 211资源/ 储量估算结果汇总表资源储量(kt ）煤层号煤111b111b+1111233现保22b类总量2b3有总量1b（%）（%）15PM9694671124085.794.00030总计PM9694671124085.794.000302、工业资源/储量全井田探明和控制的基础储量（111 b+122b），连同推断的内蕴经济资源量（333）乘以可信度系数（取 0.70.9，本井田取 0.9），归类为矿井工业资源储量。/矿井工业资源/储量 =111b+122b+333k=9630+940+6700.9=11173kt ，详见2表12。表 21215 号煤层资源/ 储量估算汇总表煤地质资源/ 储量（kt ）工业资源/ 储量（kt ）层号111b122b333现保有19630940670112401117353、矿井设计资源/储量矿井设计储量：矿井工业资源储量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建/（构）筑物等永久保护煤柱损失后的资源储量。/井田内需要留设永久煤柱的有：下合砖厂保护煤柱、污水处理厂保护煤柱、采空区、积水区防水煤柱、井田境界、断层煤柱、风氧化带保护煤柱。下合砖厂、污水处理厂保护煤柱：按三级保护，围护带取；松散层平均厚度 43m，基 10m岩厚度平均厚度 175m，松散层的移动角取 45，基岩移动角取 72。经计算地面构筑物保护煤柱取 100m。井田内存在四个村庄，即下合谷村、花豹拐村、下合东坡村和枣林村，共压煤近3.00Mt，矿方已与这四个村庄签订搬迁协议，实施搬迁。永久煤柱留设参数如下：井田境界留设20m煤柱，断层煤柱取 20m，积水区留设 30m防水煤柱，因矿井采空区的导水导气等性能地质报告中未交待清，根据本地区的普遍地质特征，本次设计采空区考虑留设30m保安煤柱。详见表 213。表 2-1-3矿井设计储量计算表单位：kt3工永久煤柱损失设煤层污采风计业资源/下井断小编号水处理空区边氧化储储量合砖厂田边界层计厂界带量151112133828871197381667092778964、矿井设计可采储量/矿井设计可采储量：矿井设计资源储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采/区回采率的资源储量；根据煤炭工业矿井设计规范要求及矿井设计布置，15 号煤层采区回采率取 75%。矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地、井筒及开拓大巷保护煤柱，大巷间煤柱及大巷两侧煤柱均按 30m宽留设。矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。4松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取5，基岩移动角取72。经计算主工业场地保护煤柱取100m；主斜井从井底到井口保护煤柱范围为由30m到100m；回风斜井从井底到井口保护煤柱范围为由30m到 80m。/矿井设计可采资源储量按计算公式为：ZK =（ZsP）C/式中：ZK矿井设/计可采资源储量，kt ；Zs矿井设计资源 储量，kt ；P煤柱损失，kt ；C采区回采率， 15 号为中厚煤层，采区回采率取80。经计算，矿井可采储量为6981.6kt 。详见可采储量表 214。kt表 214矿井可采储量汇总表单位:煤层设计资源保护煤柱开采可采/工业场地及井巷损失储量储量15989611691745.46981.6（五）安全煤柱及各种煤柱的留设与计算1. 巷道煤柱按以下公式计算H (2.50.6M )S1fm式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，；H巷道的最大垂深，取 220m；M煤层厚度，m，取 15 号煤层最大厚度为 3.80m； f 煤的强度系数，取 2。H (2.50.6M )S1f=22.93m2. 断层煤柱按下式计算：4L0.5 KM3PK p式中：L煤柱留设的宽度，m；K安全系数（一般取 2 5）；M煤层厚度或采高，m取 15号煤层最大厚度为 3.80m；P水头压力，Mpa，（1030860） 6.31 1031.1Mpa；Kp煤的抗张强度，取 0.6 Mpa。3 PL 0.5 K MK p 0.5 23.80 2.35 8.93m综上，大巷煤柱 30m，断层煤柱取 30m。3. 其他煤柱留设井田边界留设 20m煤柱；由于 15号煤层较厚，而且井田东部采空区较多，以及采空区有积水存在，因此采空区防水煤柱按30m煤柱留设。2 矿井基本巷道2.1井筒井筒数目及用途根据推荐的井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副立井以及回风斜井三个井筒，三个井筒位于矿井两个工业场地内，各井筒用途分述如下：主斜井：为利用原有井筒，井筒净宽4.2m，净高 3.7m，净断面 13.64m2，半圆拱形断面，井筒倾角 23，井筒斜长 419m，井筒内装备带宽 800mm的大倾角带式输送机和30kg/m的检修轨道，设躲避硐室及行人台阶，担负全矿井煤炭、长材料、大型设备的提升任务，兼作矿井的进风井和安全出口。副立井：为利用原有井筒，井筒净直径4.0m，净断面 12.56m2，垂深 135.83m，井筒内装备单钩罐笼，担负人员及散材的升降任务，装备有梯子间，兼做矿井进风井和安全出口。回风斜井：为刷大原有井筒，井筒净宽刷大至4.0m，净高 3.5m，半圆拱形断面，井筒斜长 253.5m，净断面为 12.28m2，井筒倾角 20，井口装备两台轴流式对旋主通风机，一用一备担负全矿井的回风任务，井筒内设台阶、扶手，兼作矿井的一个安全出口。矿井各井筒特征见表 251。各井筒断面详见插图 251、252、 253、254、255。表 251井筒特征表井筒名称主斜井副立井回风斜井1980北京坐纬距4066377.284066041.294066513.86标系X经距（三度带）38418563.4438419210.0838418632.261980北京坐Y纬距4068023.6014067706.643标系4068170.447X5（三度带）经距Y井口标高（m）落底标高（m）井筒方位角井筒倾角井筒斜长或垂深（m）井筒净断面（m2）井筒掘表土进断面基岩（m2）净宽度或净径（m）表土支护形式及厚度（mm）基岩井筒用途井筒装备备注19686644.26219686570.18519687226.172+930.63+924.75+923.05+766.91+788.92+836.30551648602411230090002000419.0135.83253.5013.6412.5612.2818.9319.6321.8016.7216.6114.074.24.04.0料石碹料石碹钢筋混凝土碹500500500料石碹料石碹锚网喷300300150煤炭、下放大人员及散料升回风件及长材、进风、安降、进风、安全出安全出口全出口口带宽 800mm带式单罐笼、梯子输送机、检修轨道、台阶、扶手间台阶利用原有利用原有刷大已有井筒装备和井筒支护主斜井：装备带宽 800mm的带式输送机和型号 30kg/m的检修轨道。另布置有下井电缆、排水管路、消防洒水管路、给水施救管路、压风管路、信号通信电缆等管网。副立井：装备 JK-2.0/31.5 型单滚筒提升绞车。回风斜井：装备 FBCDZ-8- 20B型通风机，内设台阶。另布置有灌浆管路、消防洒水管路、给水施救管路等。主斜井、副立井为原有井筒，主斜井采用料石碹支护，表土段支护厚度500mm为，基岩段支护厚度为 300mm；副立井采用料石碹支护，表土段支护厚度为500mm，基岩段支护厚度为300mm；回风斜井为原有井筒刷大井，表土段采用C25钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚网喷支护，支护厚度 150mm。上述井筒均采用普通凿井法施工。62.2井底车场井底车场的位置矿井开采 15号煤层，根据开拓部署设计一个水平开采井田内全部煤层，主斜井井筒装备带式输送机和检修轨道，担负煤炭提升、大型设备及长材料提升任务。斜井井底车场的基本类型由于主斜井装备带式输送机担负煤炭提升任务，故在15号煤层作甩车场与 15 号煤轨道大巷连通，车场内设存车线，存车线长度为30m，调车方式为折返式调车。车场线路及硐室可满足矿井开采时的能力需要，车场铺设轨型30kg/m、轨距 600mm的轨道，车场内布置管子道、主水泵房、中央变电所、主副水仓等硐室。主斜井井底设井底煤仓。井底车场形式的选择副斜井 15号煤层二水平井底车场为普通串车斜井平车场，井底车场内布置有重、空车储车线，车场线路设计为自溜坡度，设高低道存车线，高道存车5.3562m线，低道存车线34.324m，车场内铺设有 30kg/m轨道系统，轨距为 900mm。2.3主要开拓巷道结合煤层赋存特征及矿井已建成部分工程的实际情况，矿井大巷基本维持了300kt/a原生产能力时确定的大巷位置不变，仅对后期大巷位置做了局部调整。矿井开采井田内15号煤层，煤层厚度为 3.11-3.80m，平均 3.37m。煤层结构较简单，一般含夹矸1-2 层，夹矸单层最大厚度 0.35m。井田南部该煤层剥蚀，煤层露头由井巷控制，其余全部可采，可采指数Km=1.0，变异系数 Y=11.09%，15 号煤层为稳定的赋煤区可采煤层，煤层稳定程度为类（d）。顶板为泥岩，底板为细砂岩和泥岩。因此本矿井大巷全部布置在号15煤层中。推荐的开拓方案大巷的布置方式和位置为，在整合井田中南部一带在主斜井井底沿北西南东向平行布置三条大巷，即一采区轨道大巷、一采区胶带大巷和一采区回风大巷，大巷掘至井田西部边界附近，再改为向正北方向掘大巷穿花豹拐村庄下至井田北部边界。其中胶带大巷、轨道大巷沿15号煤层底板布置，回风大巷沿15 号煤层顶板布置，大巷间距30m。3 采煤方法和采区巷道布置本设计矿井主导采煤技术为倾斜长壁综采一次采全高采煤法，移交生产和达到设计能力时的采区数目均为 1 个。本矿设计生产能力为 120万 t/a ，在首采区布置一个工作面即可达产，考虑到生产的连续不间断性，同时并设有1个备用工作面。3.1煤层地质特征15号煤层：位于太原组下段下部，上距K2灰岩 6.76-15.61m，平均 9.14m。煤层厚度为3.11-3.80m，平均 3.37m，井田东部厚度大于 4m，向北和西部厚度逐渐变小。煤层结构较简单，一般含夹矸 1-2 层，夹矸单层最大厚度0.35m。井田南部该煤层剥蚀，煤层露头由井巷控制，其余全部可采，可采指数Km=1.0，变异系数 Y=11.09%， 15 号煤层为稳定的赋煤区可采煤层，煤层稳定程度为类（d）。顶板为泥岩，底板为细砂岩和泥岩。73.2采煤方法和回采工艺采煤方法的确定合理的采煤方法是建设高产高效矿井的关键。影响采煤方法的因素很多，概括起来主要有地质构造、煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶、底板条件、煤质条件及矿井生产能力等。依据本矿井煤层赋存条件和开采技术条件，选择采煤方法时，主要考虑了以下原则：1、适应煤层地质和开采条件，提高工作面单产，保证矿井合理集中生产和稳产。2、简化采煤工艺，减少生产环节，节省巷道和设备，降低掘进率，尽量不掘或少掘岩石巷道。3、可靠地保证矿井安全生产。4、提高生产效率和经济效益，节约开采成本。5、提高资源回收率。本矿井批准生产能力为900kt/a 。结合国内外采煤技术发展现状，综合考虑各影响因素，设计认为矿井可供选择的采煤方法有以下几种：一是综采一次采全高采煤法；二是人工假顶分层综采；1、采用综采一次采全高采煤法不用铺设金属网，巷道工程量小，顶板较易管理，有利于矿井防灭火。一次采全高采煤法可减少工作面搬家次数，有利于提高生产效率。2、采用分层开采采煤法时，煤层平均厚度3.37m，按照矿井 900kt/a 的生产能力，分层厚度在 1.70m左右为宜，这势必造成工作面假顶形成非常困难，且巷道工程量大。人工假顶分层综采采煤法以前在我国大中型矿井也普遍采用，随着采煤支护设备的不断发展，大中型矿井分层开采的应用正在逐渐减少，正在被放顶煤或一次采全高采煤法取而代之，其缺点是生产能力有限，分层开采顶班不易管理，生产能力较小，安全程度相对要低。经以上分析比较，设计从减小矿井巷道工程量和矿井设备投资，是否有利于矿井防灭火等因素考虑，推荐综采一次采全高采煤法。矿井批准生产能力为 900kt/a ，根据井田内 15号煤层赋存特点并结合同类矿井回采工作面设备配备情况，选用性能良好、安全可靠，并能适合于本矿井具体条件的较先进设备，根据这一基本原则，对工作面采、装、运设备进行选型。采煤工艺的确定根据本井田内 15 号煤层埋藏深度、煤层赋存状况、煤层厚度及煤层顶底板特性等条件，为节省投资，设计推荐采用综采一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板。采高的确定采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据15号煤层平均厚度为 3.37m，最大厚度为3.80m，在 3.11-3.80m。工作面长度的确定依据 15 号煤层赋存状况和开采技术条件，结合综采一次采全高工作面的特点以及考虑采煤机进刀问题，参照煤炭工业矿井设计规范的有关规定和国内同类型矿井生产经验，设计将 15 号煤综采一次采全高工作面长度确定为170m。工作面循环进度 0.6m，日循环次数 6 次，日循环进度为 3.6m。采煤工作面年推进度按下式进行计算：年推进度=日循环进度设计年工作日循环率；8式中：设计年工作日为330天，循环率取 0.90，则：工作面年推进度 =3.60 3300.90=1069.20m（）回采工艺的选择15号煤层工作面回采工艺为：试机双滚筒采煤机前端头斜切进刀割煤移架推移刮板输送机。工作面支护方式回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。（1）确定支架的工作阻力或支护强度时，一般考虑垮落带岩层变形破坏时对支架的影响。（2）按实测的支架外载荷有关数据，利用回归分析计算支架的支护强度时，先求出支护强度的折算系数 n。来压前：n1=7.46M0.829（R=0.94，S=0.13）来压时：n2=9.768M0.769（ R=0.98，S=0.06）（3）按上述顶板来压时载荷折算系数回归公式，得出计算，支架额定支护强度qH（ kN/m2）的公式=9.7681.3 26=437.00（kN/m2）437.00 0.75=582.67 （kN/m2）P=LBqH=5.31.4 582.67=4323.41 kN（）式中：K备用系数，K=1.3。支架阻力的实际利用系数为75%；M煤层厚度，m；15号煤最大厚度为 3.80m。顶板岩石容重，kN/m3。根据液压支架工作阻力计算数据，结合煤层赋存情况及煤层厚度，及选用的采煤方法，工作面支护选用 ZZ5200/19/42型液压支架，支架支护高度1.9 4.2m，工作阻力为 5200kN。工作面过渡支架选用 ZZG5200/19/42型液压支架，支架支护高度 1.94.2m，工作阻力为5200kN。回采工作面端头采用单体液压支柱四对八梁支护，采用DZ31.5配 HDL-3500型 型钢梁支护。运输顺槽超前支护采用DZ31.5配 HDL4500型 型钢梁进行支护；回风顺槽超前支护采用 DZ31.5配 HDL3500型 型钢梁进行支护，超前支护距离暂按20m考虑。表 4-1-8ZZ5200/19/42型液压支架技术特征表支支工作支架架宽度架高度架操量型号阻力中心距（ mm（mm型作方式（ t）(kN)(mm)）ZZ5200/11350190052001350掩邻架9/42-4200护式8.6表 4-1-9回采工作面采、装、运设备配备表设备名称设备型号功单总其中率(kW)位数量备用双滚筒采煤机MG200/490W490台1可弯曲刮板输送机SGB764/2642台1液压支架ZZ5200/19/42132架14257重19过渡液压支架ZZG5200/19/42架51单体液压支柱DZ31.5根41633 型钢梁HDL-3500根427 型钢梁HDL-4500根427刮板转载机SZZ764/160160台1破碎机PCM110110台1可伸缩胶带输送机DSJ100/45/2 2台1乳化液泵站132