采矿工程专业毕业实习报告

－－**集团**矿实习

专业: 采矿工程

班级: 09采矿3班

学号:

姓名:

指导老师:

20##年3月

一、实习的性质、目的和任务

本次实习是在学完本专业全部课程之后毕业设计之前，进行的一次较全面的现场专业实习，是“完成采煤工程师基本训练”的一个重要环节。

1．通过毕业实习，学习生产现场工人和工程技术人员的思想、作风和专业技术经验。培养和加强学生为实现煤炭工业现代化的决心和本领。

２．巩固、加深和扩大所学的理论知识，学习和充实生产建设实际知识、专业技术和组织管理的实际经验，掌握调查研究、分析判断的工作方法和解决实际问题的能力。

３．通过实习对煤矿各生产环节建立全面的系统概念，补充理论教学的不足，并熟悉和掌握回采工艺方法和劳动组织管理，初步掌握煤矿生产的组织管理和技术管理工作。

４．为毕业设计收集和整理所需的有关资料，初步酝酿设计方案。

二、毕业实习的基本要求

了解实习矿井云驾岭概况、熟悉矿井开拓、准备、回采及矿井生产系统，了解矿井生产技术、管理技术、生产过程及主要生产环节，全面收集毕业设计有关的图纸资料，调查分析矿井实际生产中的有关问题，为毕业设计和毕业论文撰写奠定良好基础。

三、毕业实习内容

（一）实习地点

毕业实习地点为****

（二）实习内容

１．矿区概况及井田地质特征

矿区位于河北省邯郸市武安新华大街北 段 ，地理位置优越，交通运输便利，矿铁路专用线与京广铁路接轨， 309 国道与邢 ( 台 )- 都 ( 当 ) 公路在此交汇。

云驾岭煤矿地质条件复杂，地质构造形式以断裂为主，伴有宽缓的褶曲和火成岩侵入。断层多为南北走向正断层，大断层附近次生构造发育，断层的拉伸和牵引现象明显，往往造成断层带附近煤层变薄。工作面内部小断层比较发育，对回采影响较大。

采区地表地形比较平坦，南部地表有东、西马庄村，北部地表有云宁电厂、云矿生活区及工业广场，矿自备铁路从本区中部穿过，上述建筑物均已留设保护煤柱。其余地表为农田，地面标高+246～+254.0m。

采区共有7个勘探钻孔，自北向南分别为井田10剖面线上的6609、补4孔；11剖面线上的云6608、云75、6611孔；12剖面线上的6508、6509孔，邻近钻孔还有6711、云28、6607、补5等孔，地质勘探程度相对较高。

２．矿井开拓设计及生产系统

（1）采区位于井田东南部，经距：13600～14800，纬距：65200～66800之间。北部以纬距66800为界；西部以F₃₃断层为界；东部以井田F₂₂为界；南部以F₃₅断层为界。采区南北走向长约1600m，东西倾向宽560～1100m。

(2) 依据本区地质勘探钻孔揭露的煤层和地质构造，结合储量套改标准，将三采区划分为9个储量块段进行储量计算。具体划分及计算结果见汇总表。

计算公式为Q=S×M×D/Cosa

Q——地质储量，  t，

S——水平面积，  m²，

M——平均煤厚，  m ，

D——视密度，   t/m³，

a——煤层平均倾角。

采区可采储量

采区可采率按75%计算，Q_可采 = Q_（111b）×75%

计算公式为Q=S×M×D/Cosa

Q——地质储量，  t，

S——水平面积，  m²

M——平均煤厚，  m

D——视密度，   t/m³

a——平均倾角    º。

Q可采 = Q（111b+122b）×采区可采率

= Q（111b+122b）×75%

=222.9万吨

三采区2煤层储量计算汇总表

三采区2＃煤层总地质储量685.5万t，其中东、西马庄村庄保护煤柱37万t，电厂和工业广场保护煤柱228.8万t，铁路保护煤柱201.8万t，断层保护煤柱106.6万t，剩余储量111.3万t。进行建筑物下采煤后，可采储量为222.9万t。

采区剩余服务年限为10年。采用“三、八”制作业方式，早班检修，中、夜班生产。

(3)采用立井开拓的形式,井筒最大深度为400米。

（4）共有一个开采水平，标高为-150米。共有3个采区，3个采与掘进工作面,采用一次采全高放顶煤工艺。

(5) 采区布置为单翼采区，在-440m水平布置采区下车场、泵房和水仓，于两条下山中下部布置采区变电所，连接两条下山。中部设绕道式甩车场与顺槽相连接。以采区系统直接担负排水和供电。

皮带下山自一水平-150皮带运输石门开口，分为两级提升。两部皮带担负煤炭运输和进风任务，设猴车担负人员上下。轨道下山和皮带下山均布置在井筒和电厂保护煤柱内。

轨道下山自－150水平一采区南部开口，担负全部辅助提升任务，并兼作为采区回风道，由西风井回风。

(6) 采区下部车场

根据-440下部车场与轨道上山的相对关系，选择卧式绕道车场，下部车场平巷段与轨道巷及采区的位置关系，巷道断面按进出综采支架的最低要求设计，为半圆拱形锚喷巷道，其净断面规格为：5000×3600mm，其工程量总计约492米。

采区中部车场

三采区轨道下山设计有4个中部车场，分别用于满足12301、12303、12305、12307四个工作面的材料运输，其巷道设计为半圆拱形锚喷巷道，净断面规格为3200×2800mm，其工程量约390米。

采区上部车场、绞车房、猴车硐室及通道

为满足三采区的材料运输需求，要求在轨道下山上部布置上部顺巷平车场。其巷道采用半圆拱形断面，其净断面规格为：5000×3600mm，采区上部车场、绞车房、猴车硐室及通道总工程量约195米。

(7) 依据采区煤层赋存条件、地表建（构）筑物压煤、倾角及矿井目前生产情况，设计采煤方法采用走向长壁后退式一次采全高充填回采开采方法，为保证地表均匀沉降，可使用跳采工艺，机械化程度100%。

从生产能力保证程度分析，根据该矿的生产实践，一个综采工作面即可保证采区生产能力的要求；从资源回收率分析，云驾岭煤矿的生产实践已证实，达到国家要求的标准；从技术条件分析，云驾岭煤矿井下回采工作面均以综采放顶煤为主，对于一次采全高采煤法，在技术管理、生产管理上还没有应用过，没有这方面的经验，因此，工作面设备选型为初选

为了使地表达到均匀沉降，最大程度控制变形量，本采区采用跳采回采顺序，工作面回采均为后退式回采，正常情况下为一个工作面回采，采区内工作面接替顺序为：12301—12305—12307—12303—12309—12311。

根据矿井生产接替经验，对采掘工作面接替，按一采两掘的工程进度编制生产队伍，保持一个综采工作面正常接替，设计确定安排2个掘进工作面。

(8) 通风系统

云驾岭煤矿通风方式为中央边界抽出式，位于井田东部边界中央的主、副井为进风井，位于井田西部边界的西风井为回风井；西风井安设两台同等型号的GAF22.4-15-1型轴流式扇风机作为矿井主扇，一台运转，一台备用，其电机型号为Y560—6，功率为710Kw。

(9) 运输系统

矿井井下-150水平的运输方式采用单线加车场电机车往返运输方式。现在使用的放煤小井两个：南采小井、二里采小井。原煤运输路线：放煤小井－-150大巷－卸载坑－主井提升－地面皮带－洗煤厂。开拓碴运输路线：开拓车场－-150大巷－副井提升－地面运输－矸石山。

井下现有三条主要运输轨道上山在用：八轨上山、二里轨上山、南采轨道上山，轨道上山主要为采掘生产服务，采用绞车斜巷提升运输。

根据矿井衔接安排，20##年三采区开采时，矿井南翼12113工作面已经回采完毕，同时回采的工作面还有16203、12808两个面，副井提升能力经过20##年的改造后满足三个面的材料提升要求。三个面原煤运输路线各有不同，三采区使用-150皮带运煤系统，16203面原煤由工作面至二里采小井至-150大巷至井底卸载坑，12808面原煤经八采皮带上山运至八采煤仓至-450皮带大巷至主暗斜井皮带运输至-150皮带大巷至井底卸载坑。因此，三采区的开采对矿井生产系统没有影响。

(10) 提升系统

矿井主井提升机为JKMD—2.8×4多绳摩擦式提升机（落地式）配一对7t提煤箕斗，电动机型号为YR1000—10/1430，功率为1000Kw，配JKMK/J—NT—24—33A91/P1交流提升机电控装置，PLC控制系统。

副井提升机型号为JKM—1.85×4多绳摩擦式提升机（塔式）配一对1t矿车单层双车多绳罐笼，电动机型号为YR500—6，功率为800Kw，担负提矸、提升材料和升降人员等辅助提升任务。

排水系统

20##年矿井实测正常涌水量320m³/h，三采区预计正常涌水量150 m³/h，最大涌水量250 m³/h，而北翼采区正常涌水量40m³/h，最大涌水量100m³/h，六煤二采区正常涌水量70 m³/h，最大涌水量150 m³/h（按《煤矿安全规程》二百八十条规定矿井正常涌水量在1000 m³/h以下时，主要水仓有效容积应能容纳8h的正常涌水量），即：（320+150+40+70）×8=4640 m³/h。矿井设内、外水仓，水仓总容量为4923m³，满足规范要求。

依据20##年矿井联合排水演习数据，井底水仓现有5台泵全开时排水量为1640m³/h，因此矿井现有井底水仓能够满足采区生产时矿井排水要求。

供电系统

矿井在地面工业广场设35KV变电站一座，两回路电源线路337、338分别引自武安惠兰变电站35KV两段母线上。矿井35KV变电站安装2台主变压器，型号为S9-8000／35，其中，一台工作，一台备用。全矿井实际用电负荷6300Kw，井下最大涌水量时的用电负荷为4200Kw。

３．采区巷道布置

采区布置为单翼采区，在-440m水平布置采区下车场、泵房和水仓，于两条下山中下部布置采区变电所，连接两条下山。中部设绕道式甩车场与顺槽相连接。以采区系统直接担负排水和供电。

皮带下山自一水平-150皮带运输石门开口，分为两级提升。两部皮带担负煤炭运输和进风任务，设猴车担负人员上下。轨道下山和皮带下山均布置在井筒和电厂保护煤柱内。

轨道下山自－150水平一采区南部开口，担负全部辅助提升任务，并兼作为采区回风道，由西风井回风。

(1)采区下部车场

根据-440下部车场与轨道上山的相对关系，选择卧式绕道车场，下部车场平巷段与轨道巷及采区的位置关系，巷道断面按进出综采支架的最低要求设计，为半圆拱形锚喷巷道，其净断面规格为：5000×3600mm，其工程量总计约492米。

(2)采区中部车场

三采区轨道下山设计有4个中部车场，分别用于满足12301、12303、12305、12307四个工作面的材料运输，其巷道设计为半圆拱形锚喷巷道，净断面规格为3200×2800mm，其工程量约390米。

(3)采区上部车场、绞车房、猴车硐室及通道

为满足三采区的材料运输需求，要求在轨道下山上部布置上部顺巷平车场。其巷道采用半圆拱形断面，其净断面规格为：5000×3600mm，采区上部车场、绞车房、猴车硐室及通道总工程量约195米。

(4)采区回风平巷

为满足三采区的回风需求，要求在回风下山上部布置采区回风平巷。其巷道采用半圆拱形断面，其净断面规格为：4000×3200mm，其工程量约130米。

(5)绞车房进风巷

为满足三采区绞车房的进风需求，要求在轨道下山上部布置绞车房进风巷。其巷道采用半圆拱形断面，其净断面规格为：3000×2600mm，其工程量约160米。

(6)采区下山

采区运输下山与轨道下山均为岩巷掘进，巷道均采用半圆拱形断面，其净断面规格为：5000×3600mm，轨道下山工程量约1106米，运输下山工程量约1205米。

(7)工作面两巷

工作面运副巷均采用锚网梁支护方式，顶板采用Ф22×2400mm的左旋螺纹钢锚杆配Ф6.5钢筋网片、Ф17.8×7000mm小孔径预应力锚索与Ф18的圆钢梯子梁护顶；两帮采用Ф20×2600mm的左旋螺纹钢锚杆、Ф4钢筋网片、Ф17.8×4300mm小孔径预应力锚索配金属菱形网护帮。巷道采用梯形断面，净断面规格为：4200×2600mm。

(8)工作面切眼

工作面切眼为矩形断面巷道采用锚网梁+小孔径预应力锚索支护，其净断面规格为5400×2400mm。在支护困难时，可采用木点柱加强支护。

各类巷道支护参数及工程量见下表：

各类巷道特征表

三采区生产能力确定为40万吨/年，方案主要涉及排水系统、采区提升系统、通风系统等几个方面，其中提升系统为重点考虑因素。

三采区储量有限，范围较小，且多是保护煤柱范围内的建下开采，布置单翼采区可以利用矿井工业广场、生活区保护煤柱及村庄保护煤柱布置采区系统，以减少采区煤柱损失，最大限度的利用有限的资源。采区系统确定后，根据矿井现开拓系统、煤层赋存条件，设计方案提出时根据提升系统分级先分为两个大方案：方案一轨道一级提升和方案二轨道二级提升。一级提升系统在设计时又根据轨道下山层位及F₃₃断层落差等情况衍生出轨道一级提升方案三。

(1)方案具体内容

皮带下山自一水平-150皮带运输石门开口，分为两级提升。一部（上部）皮带，下山16°穿层施工至6＃煤底板，坡头留30m平段，皮带坡长度387m。二部（采区下山）皮带以17°下山施工，其中F₃₃断层上部沿6＃煤布置， F₃₃断层以下沿2＃煤顶板布置，与轨道下山平行布置，坡头留8m平段，皮带坡长度627m。两部皮带担负煤炭运输和进风任务。轨道下山和皮带下山均布置在井筒和电厂保护煤柱内。皮带下山位置由于受保护煤柱及断层、等高线见煤点等因素限制，位置调整将不符合矿井全面机械化作业要求，因此三个方案皮带下山布置位置相同。

回风下山自－150水平一采区南部回风通道开口，以18.6°下山穿层施工，在开拓约698m处进入煤层沿煤层掘进，其中F₃₃断层上部沿2＃煤顶底板布置，F₃₃断层以下约9m进入2＃煤层，总长度1050m。负责本采区回风任务。回风下山位置可分布在轨道一侧与皮带一侧，很明显分布在轨道一侧工程量大，煤炭回收率低以及不利于泵房的分布，所以回风巷确定为皮带巷一侧布置。

综上所述，三采皮带下山和三采回风下山位置和工程量都已确定，故方案叙述与比较时仅比较轨道下山布置。

方案一：轨道下山一级提升

轨道下山自－150水平一采区南部开口，以15°下山微穿层施工，其中F₃₃断层上部沿6＃煤顶板布置，接近F₃₃断层处穿越6＃煤；F₃₃断层以下沿1＃煤顶板布置，总长度1120m。担负全部辅助提升任务。

采区布置为单翼采区，在-440m水平布置采区下车场、泵房、变电所和水仓。中部设绕道式甩车场与顺槽相连接。以采区系统直接担负排水和供电。

该方案开拓总工程量为5222m，其中煤巷231m。

方案二：轨道下山二级提升

轨道下山分为二级提升。上部轨道下山自－150水平一采区北部开口，以15.3°下山微穿层施工，其中F₃₃断层上部沿4＃煤顶、底板布置，长度776m；穿过 F₃₃断层后至-365m水平布置中部车场找1＃煤，然后沿1＃煤顶板布置下部采区轨道下山。采区（下部）轨道下山以16°下山沿1＃煤顶板布置，长度275m，布置位置同方案一。两条轨道下山担负全部辅助提升任务。

采区布置为单翼采区，在-440m水平布置采区下车场、泵房和水仓。中部设绕道式甩车场与顺槽相连接。以采区系统直接担负排水和供电。

该方案开拓总工程量为5381m，其中煤巷231m。

方案三：轨道下山一级提升

轨道下山自－150水平一采区南部开口，以15°下山微穿层施工，其中F₃₃断层上部沿4＃煤顶底板布置，接近F₃₃断层处穿越6＃煤；F₃₃断层以下沿1＃煤顶板布置，为把握层位，轨道下部变坡一次，变坡后坡度16.7°，总长度1106m。担负全部辅助提升任务。

采区布置为单翼采区，在-440m水平布置采区下车场、泵房和水仓，于两条下山中下部布置采区变电所，连接两条下山。中部设绕道式甩车场与顺槽相连接。以采区系统直接担负排水和供电。

该方案开拓总工程量为5231m，其中煤巷231m。

(2)方案比较及选择

工程量比较：

三方案工程量明细表           单位：m

由上表得知，三个方案工程量相差不大，方案一工程量最小，方案二工程量最大。

优缺点综合比较：

方案一

优点：

a、工程量小。开拓总工程量为5222m，与方案二相比减少159m；

b、辅助运输环节少；

c、施工中穿越6＃煤，可以提前探明伏青灰水赋存情况。

缺点：

a、轨道下山沿坡度施工，F₃₃断层以下巷道层位不易控制和掌握，给巷道的掘进和维护造成困难；

b、轨道上段距6＃煤较近，接近F₃₃断层处需穿过6＃煤揭露伏青灰岩，施工过程中可能出现伏青水底板出水，需要提前进行伏青水降压疏放工作，对掘进影响较大；

c、辅助提升一次提升距离远，绞车选型困难；

d、轨道上部距12111工作面近，采面回采可能对巷道造成影响。

方案二

优点：

a、巷道层位选择灵活性大。轨道下山分为二级，通过中部车场易于控制下部轨道岩层层位，便于下部轨道和二部皮带下山岩层层位选择；

b、轨道下山上段沿4＃煤顶底板掘进，距离伏青灰岩距离远（最小14m），施工不用考虑伏青水影响；

c、单一辅助运输距离短，绞车易于选型；

d、轨道下山上部车场系统简单，便于调车和运输；

e、轨道穿越F₃₃断层时巷道距离奥灰水距离远，减少了奥灰水断层导水的可能性。（方案一岩柱75m，方案二岩柱105m）；

f、下山布置在一采区北部，距离12111等工作面距离远，工作面回采对巷道影响小。

缺点：

a、工程量较方案一增加159m；

b、辅助运输环节增加，运输效率低；

c、皮带穿越F₃₃断层时出现涌水时，判断水性困难；

d、上部轨道沿4＃煤顶底板穿层施工，较6＃煤顶板岩性差；且过断层带段及脱离煤系地层段距离长，巷道支护困难。

方案三

优点：

a、巷道坡度小。轨道下山上部坡度15°，下部16.7°；

b、轨道下山岩层层位稳定统一。轨道下山F₃₃断层以上均布置在4＃煤顶板粉砂岩中，F₃₃断层以下均布置在1＃煤顶板细砂岩中，支护相对较容易；

c、巷道整体距伏青灰岩较远，伏青水对施工影响小；

d、轨道穿越F₃₃断层时巷道距离奥灰水距离远，减少了奥灰水断层导水的可能性。（方案一岩柱75m，方案三岩柱82m）；

e、过F₃₃、F34断层带距离短。

缺点：

a、轨道下山上部布置在12111与12113工作面回采范围下方，工作面跨采时对轨道下山巷道有一定影响；

b、轨道下山下段需要变一次坡度（由15°变为16.7°），对运输安全带来一定影响；

c、较方案一工程量增加了9m。

综上所述，轨道一级提升方案比轨道二级提升方案在工程量、提升方式、防治水、巷道支护等方面有明显的优越性。轨道一级提升方案一与方案三比较中，方案三在防治水、层位选择、巷道支护等方面有较大优势。因此经矿有关部门共同讨论后决定采用方案三。详见附图。

４．回采工艺和劳动组织

(1)采煤方法的选择

依据采区煤层赋存条件、地表建（构）筑物压煤、倾角及矿井目前生产情况，设计采煤方法采用长壁综采一次采全高充填回采方法，使用匹配采区的采煤设备和工艺。同时为保证地面沉降能实现均匀变形，因此，工作面回采期间实行跳采。

经上述各方面分析，设计确定以一个综采工作面达到采区的生产能力。

(2)工作面顶板管理

工作面回采同时配合充填专用支架对采空区进行充填，最大程度上减少顶板下沉量。

(3)综采设备选型

综采工作面主要设备表

注：工作面液压支架需要做专题项目进行研究。

(4) 作业方式

采用“三、八”制作业方式，早班检修，中、夜班生产，专业工种，追机作业。

劳动组织

表12 劳动组织图表

５．主要经济技术指标

(1)采区工程量

准备工程量

采区准备工程量为5257m，其中煤巷231m。

采区准备巷道每米获得煤量：

Q=采区实际可采煤量/5383

=2229000/5383

=414.1t/m

万吨煤所需准备巷道工程量：

L=5383/222.9

=24.1m/万吨

采区第一个工作面投产时的巷道工程量

采区首采工作面为12301面，设计工程量：

运巷1550m，煤巷，锚网梁+锚索支护；副巷1450m，其中岩巷70米，锚网喷支护；煤巷1380米，锚网梁+锚索支护；切眼100m，煤巷，锚网梁+锚索支护。

首采工作面投产时采区准备巷道工程量总计8483米，其中岩巷5222米，煤巷3261米。

（2）采区主要技术经济指标表