1.实习目的

认识实习是在完成基础理论课学习后进行的一项基本实践训练，是采矿工程专业本科生必须进行的一个实践环节。其目的在于使学生实地接触矿山生产，理论结合实际，了解采矿工业在国民经济中的地位和作用，为后续专业课程的学习建立基础。它是培养我们学生实践能力的一个重要部分。

2.实习时间

20##年1月6日-1月10日。

3.实习地点

攀钢（集团）矿业公司兰尖铁矿、朱家包包铁矿。

4.实习部门

攀钢（集团）矿业公司兰尖铁矿、朱家包包铁矿。

5.实习内容

5.1 兰尖铁矿

5.1.1 兰尖铁矿概况

   经工作预员讲述，我们了解到：兰尖铁矿包括兰家火山、尖包包、营盘山、徐家山四个采区组成。是我国十大露天矿山之一、中国西部地区最大的露天铁矿，被誉为“攀钢钢铁粮仓”的原矿基地，兰尖铁矿位于四川省攀枝花市东区，雅龙江与金沙江交汇处。兰尖铁矿的矿藏有钛·钒·铁·等多种元素。兰尖铁矿矿区占地面积3.7平方公里，工业储量达2.96亿吨。兰尖铁矿设计能力为年采剥总量1690万吨，生产钒钛磁铁矿石650万吨，采用汽车、平硐溜井、铁路运输的联合开拓方式。20##年4月份，兰尖铁矿实现采剥总量148.98万吨，输出矿石52.84万吨，排岩104.21万吨，分别为月计划的101.66%、107.32%和101.91%，矿石质量满足了选矿需求，超额完成了月生产经营任务。

兰尖铁矿原设计能力为采剥总量1690万吨，生产钒钛磁铁矿650万吨，1972年达产并超设计能力后，生产能力不断扩大，尤其在面临近年来中、深部开采，困难增多的情况下，年采剥总量保持在2200万吨以上，先后荣获了国家、省、部委、攀枝花市等各级荣誉180余项。20##年11月，该矿荣获了首届“全国冶金矿山十佳厂矿”称号。

本次实习主要对兰尖铁矿尖山转地采工程进行认识及学习。

按照露天采场设计，尖山采场闭坑时的台阶标高为1300米。尖山采场露天结束后，有约160万吨矿石生产能力将消失。尖山采场原矿综合地质品位高、磨选性能好，多年来在公司铁精矿生产中起着至关重要的作用。为了保持矿山的持续发展，也为了充分利用露天境界以外大量的矿石资源，尖山转地采工程非常紧迫。

5.1.2兰尖铁矿尖山转地采工程初步设计主体工艺

    5.1.2.1 开采范围、生产规模及服务年限

   尖山地下开采采场，东起F213断层，西至F316断层，1000m标高以上矿体为本次工程设计的开采范围，矿区长约850米，宽约650米。矿区分为三大部分：          ①露天底1300m标高以上的挂帮矿体；

        ②1020m～1300m标高范围内的下部矿 ；

        ③1020m标高以下的深部开采区。

  三个区段矿石地质储量（Fe1~Fe4）：

       1300以上挂帮矿体：1059万吨，品位27.18%；

       1020-1300下部矿体：7402万吨，品位29.77%；

       1020以下深部矿体：2232万吨，品位30.97；

       1020以上合计：8101万吨，品位29.43%。

矿区合计：10334万吨，品位29.76%。

   本初步设计对象为一期工程挂帮矿体开采区和下部矿体开采区，1020m标高以下的深部开采区作为二期工程开采对象.设计范围内共采出矿石量6071万吨（其中挂帮矿666万吨），综合品位28.61%，损失率：18.40%贫化率：20.53%。

   挂帮矿生产规模100～200万t/a，下部区段生产规模200万t/a，投产第1年100万t/a，第2年150万t/a，第3年达产，服务年限32年，其中，稳产年限29年。

5.1.2.2开拓系统方案

    采用了胶带斜井＋无轨斜坡道开拓方案。共设置了三条竖井，一个胶带斜井、一个无轨斜坡道。有总回风竖井、破碎系统回风竖井、辅助竖井、胶带斜井、无轨斜坡道。以上共五条井均与地表联通，均作为紧急情况下的安全出口。

5.1.2.3采矿工艺及采矿方法

    尖山地采整个矿区共设置4个中段，分别为1300m、1200m、1100m、1000m，中段高度100米，每个中段布置了中段运输系统，其中1300为无轨中段（汽车运输），1200、1100、1000为有轨中段（铁路运输）。

     采矿方法为无底柱分段崩落法，分段高度20米，进路间距18米。

5.1.2.4井下运输系统

⑴1300水平以上的挂帮矿石，通过采区溜井到1300水平，然后通过井下矿用汽车运输到现有的尖1#溜井。

⑵1300水平以上挂矿部位的岩石，通过在边坡上开口，直接回填入露天坑。

⑶1300m中段以下各中段的矿石，由铲运机装运入矿石溜井，通过中段铁路运输卸入主矿石溜井，经破碎后由胶带运至地表。

⑷1300m中段以下各中段的废石，由铲运机装运入废石溜井，通过中段铁路运至辅助竖井，经提升至1390水平废石卸载站卸入露天坑内。

5.1.2.5地采主体设备

  （1）凿岩设备

掘进钻机：

   4台Atlas Copco公司生产的高效率的Boomer 281掘进台车配Cop1838ME凿岩机进行采切巷道掘进。台年掘进能力2500～2800m/台。

落矿凿岩钻机：

   年炮孔凿岩量约20万m以上，且炮孔深度深，最深的达30m以上。3台Atlas Copco公司生产的Simba H1354凿岩台车配Cop1838ME凿岩机。其台年能力可达7万m以上。

（2）铲运设备

掘进出碴铲运机：

4台Sandvik Tamrock公司生产的TORO301D型3m3柴油铲运机。台年能力16万吨。

采场出矿铲运机：

4台TORO 14006m3铲运机进行出矿，其中，TORO 1400E型电动铲运机3台， TORO 1400柴油铲运机1台（作为电动铲运机的转场、拖曳及备用）。台年生产能力65万吨。

（3）运输设备

矿石运输：20吨电机车单机牵引9辆6m3底卸式矿车运输矿石。

废石运输：由10t电机车单机牵引10辆2m3固定式矿车组成。

坑内铺轨采用轨距900mm，43kg/m钢轨，架线电压550V。

胶带运输系统：共设置了四条胶带（1-4#），2#为主胶带，1#、2#在峒内，3#、4#在地表。带宽1200mm，总长度2206米。

挂帮矿体部分配备4台20吨矿用卡车运矿。

 巷道掘进运渣配备4台10吨矿用卡车。

5.2 朱家包包铁矿

     5.2.1 朱家包包概况

据了解，矿区位于四川省攀枝花市银江乡境内，在攀枝花市北东33°方向，直距11公里处。地理坐标：东径101°44′20″～101°47′08″；北纬26°35′35″～26°37′15″。矿区有专线铁路及各类公路，交通较为方便。

朱家矿山位于攀（枝花）～西（昌）区域地壳稳定性分区的攀枝花～米易次稳定区，地震活动较频繁，近期（1944～1971年）对矿山影响较大的地震（震级4～6级，震中烈度6～7度）有5次，新构造运动明显，以抬升运动和地壳活动为主。

包包铁矿隶属于攀钢集团矿业公司，企业性质为国有企业。

    5.2.2开拓运输方案

朱家包包铁矿采用铁公路联合运输方式，铁路运输系统采用东西双侧进线多折返半螺旋方案：从1267m矿山站沿下盘向东引出1270～1225m各水平直采线，1210～1150m水平直采线由各自站场引出。铁路站场的设置情况为：

东进线系统是从1267m矿山站出线沿下盘向东绕过端帮到上盘79线以西建上盘1210m站，折返向东绕过端帮到下盘79线附近建1180m站（在此处与西进线的铁路系统汇合），出站后继续向西到86线西建1165m站，然后折返向东到80线建1150m站，再折返向西到1135m振动放矿铁路装车线。

西进线系统是从1267m矿山站出线沿下盘向西到87线建1255m站，折返向东到78线建1225m站，然后折返向西到86线西建1195m站，再折返向东到82线与东进线系统相接并形成1180m站，以下同东进线系统。

以上各区间铁路均为单线系统，当1180m站形成前，采场内有两套单线铁路系统存在，并同时工作；当1180m站形成后，其上部系统空重车分开起到双线系统的作用。

采场道路系统采用了螺旋—迂回混合式布线方式，线路由1330m出入沟口向东沿下盘边帮绕过东端帮进行上盘，下降至家火山西帮1150m标高后，经一次折返，再沿家火山露天底下降至朱家包包采场1030m露天底。

5.2.3.矿床的开采方式及工艺

朱家包包全部采用露天开采。

 朱家包包采用在下盘83线附近固定帮用汽车开纵向沟，开沟即与排洪系统连通，然后向上盘及东，西端帮推进，当具备铁路进线条件时，移交给铁路运输。生产段高15m，沟底宽30m，工作平台宽度一般不小于50m，工作阶段坡面角75°，同时工作水平一般为4~5个，重点部位是：铁路进线区域和东、西端帮的铁路环线形成部位。

5.2.3.1穿爆工艺

5.2.3.1.1穿孔工艺

（1）一次浅孔工作

一次浅孔工作采用浅孔凿岩爆破方式，即用y—24型手持式凿岩机凿岩，移动式空压机供风。

计算年所需凿岩机4台，备用4台，合计8台。配用DVY——9/7移动式空压机2台。

（2）二次破碎工作

二次破碎采用凯斯机械（上海）有限公司生产的580L挖掘装载（碎石）机。

5.2.3.1.2爆破工艺

朱家包包铁矿主要分为清渣爆破和挤压爆破，而挤压爆破量比清渣爆破量高上10%-20%。中深孔爆破采用多排微差（压渣）爆破，干孔用多孔粒状炸药，水孔用乳化炸药；一次浅孔爆破采用二号岩石炸药，火雷管及导火线起爆。

5.2.3.2采装工艺

矿岩的装载工作及新水平准备均采用4m³和8m³ 电铲。需4m³电铲8台，7.6m³电铲2台，8m³电铲2台。有WK-4斗量4.6m³，WK-7斗量7.6m³、WK-10斗量10m³。扩帮用反挖铲、液压铲。

为了保证矿石质量，在采剥工作面复杂区段，配置了ZL—50型装载机3台和TY—220推土机8台作台阶清理，场地平整，选别集堆及设施迁移等。

5.2.3.3运输工艺

 运输系统有三大运输系统：汽车-平硐溜井联合运输系统、汽车-铁路联合运输系统、汽车-破碎胶带联合运输系统。

其中铁路运输系统又分为两大系统。一是采场内直采，矿岩经爆破后直接运输；二是上采场（在1300水平，700万t），采场内汽车运输到震动放矿设施处（1340水平），然后转载用铁路运输到选矿场。另外，下部采场有两条铁路、两个倒装平台，一个倒装矿石，一个倒装岩石，今年共倒装1500万t，再由倒装矿场装运到铁路运输系统

在1240水平的岩石破碎系统型号为CH6080，年破碎量1500万t。采场岩石由汽车运输到岩石破碎站（4个岩仓），经岩石破碎机用皮带运输到排土场（其中带宽1.4m，v=3.5m/s,设计运量350/h）。

汽车运输所用汽车型号有TR-60,载重达55t、TR-100,载重达100t、TR-3307,载重达40t、三冶重工，载重达100t。

铁路运输所用电机车型号有ZG-1500,是直流1500v电机车、ZG-224-1500，是直流1500v电机车，载重达224t。

5.2.3.4防治水方案

采场现有排洪工程由三个系统组成。上部排洪系统由上部截洪沟、1#上部排洪平洞、2#上部排洪平洞及3#上部排洪平洞组成；中部排洪系统由双龙潭拦洪坝，太阳湾截洪沟、中部排洪平洞组成（太阳湾截洪沟由于朱家包包下盘滑坡而遭到破坏，太阳湾截洪沟现已经改道至已报废的排洪斜井。目前这二套防排水系统仍然承担着上部地表水体的防洪任务）；深部排洪系统主要承担采场1255m水平至1090m水平之间的采场排水。深部排洪系统由深部排洪平洞（长4.3km），深部泄水斜井、阶段泄水平巷组成。目前新施工完成了朱家包包上盘1390m水平截洪沟和东山头1345～1330m台阶截洪沟。

根据矿床开采进度计划和矿区的地质条件，共设2条截洪沟：

1.朱家包包深部台阶截洪沟（1210m～1090m水平截洪沟）

2.朱家包包下盘1330m水平截洪沟

3.朱家包包1075m～1030m机械移动泵站排水。

5.2.5排土场排土水平及排土方式

 朱家包包铁路排土场排土水平为1372m、1348m、1310m、1270m、1230m、1190m、1205m。现今只有1土1230、2土1270、3土1310、4土1348、5土1372，排土段高40m，排土面积达9.3m³。

排土工艺有：矩形、扇形、矩形与扇形联合方式排土工艺。

当首排的扇形达到一定宽度用矩形排土工艺平行推进。

6.实习总结

   通过这几天的实习，感悟很深，受益非浅。由于自己所学专业的特殊性，在实习方面遇到了种种困难，所以对于这每次来之不易的实习，我们应该倍加珍惜，做好每次实习的所有工作，同时在实习中应该勤动脑、多动嘴、积极配合老师和领导的工作，同学之间应该互相讨论，互相帮助，共同进步。

参加了此次露天矿床开采实习，使我更加从正面认识了采矿行业，同时对学习的内容有了更加深刻的了解，明白了只有把学到手的知识与现实相对应的认识才能算了解，才能更加深入的学习与运用，做到举一反三、触类旁通。 

我真正感受到矿业工作的艰辛与激情；亲眼观看到各种运矿车、铲运机、破碎机、排土机等真实模样；还有了解到露天矿床开采的一系列流程。是我加深对各个理论与实际的结合。

同时还要感谢两位老师和几位工程师的精心组织安排和认真指导，此次实习的圆满结束是离不开几位老师的，至此我对老师致以真诚得感谢和崇高的敬意。还有对在矿场工作指导我们学习认识的工作人员致以感谢，给以热情的指导和招待。对此希望老师和矿场工作人员事事平安、事事顺利，还有对自我与同学们有更好的明天。

第二篇：太原理工大学实习报告

 

采矿工程实习报告

 

                                                           

 

目  录

1  井田概况及地质特征............................................................................................................... 1

1.1  井田概况...................................................................................................................... 1

1.1.1  井田位置、范围及交通条件............................................................................... 1

1.2  井田边界...................................................................................................................... 1

1.3  井田储量及可采储量计算............................................................................................. 2

2  矿井基本巷道......................................................................................................................... 6

2.1  井筒............................................................................................................................. 6

2.1.1  井筒数目及用途................................................................................................. 6

2.1.2  井筒装备和井筒支护.......................................................................................... 7

2.2  井底车场...................................................................................................................... 8

2.2.1  井底车场的位置................................................................................................. 8

2.2.2  斜井井底车场的基本类型................................................................................... 8

2.2.3  井底车场形式的选择.......................................................................................... 8

2.3  主要开拓巷道............................................................................................................... 8

3  采煤方法和采区巷道布置........................................................................................................ 8

3.1  煤层地质特征............................................................................................................... 8

3.2  采煤方法和回采工艺.................................................................................................... 9

3.2.1  采煤方法的确定................................................................................................. 9

3.2.2  采煤工艺的确定................................................................................................. 9

3.2.3  采高的确定........................................................................................................ 9

3.2.4  工作面长度的确定............................................................................................. 9

3.2.5  回采工艺的选择............................................................................................... 10

3.2.6  工作面支护方式............................................................................................... 10

3.2.7  各工艺过程安全注意事项................................................................................. 11

3.2.8 回采工作面循环作业图表的编制........................................................................ 12

3.2.9  采区生产能力的确定........................................................................................ 12

3.3  采区巷道布置及生产系统........................................................................................... 13

3.3.1  采区走向长度、采区内各种煤柱的尺寸............................................................ 13

3.3.2  采区巷道的形式............................................................................................... 13

3.3.3  煤层开采顺序.................................................................................................. 13

3.3.4  采区回采率的计算........................................................................................... 13

3.3.5  采区生产系统.................................................................................................. 13

4  井下运输.............................................................................................................................. 14

4.1  运输方式的选定......................................................................................................... 14

4.1.1  主运输方式的选定........................................................................................... 14

4.1.2  辅助运输方式的选定........................................................................................ 14

4.2  运输设备的选择和计算............................................................................................... 14

4.2.1 煤炭运输设备选型............................................................................................. 14

5  矿井提升.............................................................................................................................. 15

5.1主斜井提升设备............................................................................................................ 15

5.1.1主斜井提升设备................................................................................................. 15

5.1.2主斜井辅助提升................................................................................................. 20

5.2 副立井提升设备........................................................................................................... 24

6  矿井通风及安全.................................................................................................................... 24

6.1  矿井通风系统的选择.................................................................................................. 24

6.1.1通风方式和通风系统的选择................................................................................ 24

6.1.2风井数目、位置、服务范围及服务时间.............................................................. 24

6.1.3掘进通风及硐室通风.......................................................................................... 24

6.2 矿井风量、风压及等积孔的计算.................................................................................. 24

6.2.1风量分配............................................................................................................ 25

6.3  等积孔计算................................................................................................................ 25

6.4通风机的选型............................................................................................................... 26

6.4.1设计依据............................................................................................................ 26

6.4.2 设备选型........................................................................................................... 26

7.生产实习总结......................................................................................................................... 27

20##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

1.1.1  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113°04′11″—113°06′17″，北纬36°43′02″—36°44′29″。

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20##年9月13日换发的采矿许可证，证号：C1400002009111220046051；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=4066907.53  　 Y=38419771.38

2、X=4066419.80   　Y=38420016.14

3、X=4065525.94　 　Y=38418857.98

4、X=38418857.98　　Y=38418421.80

5、X=4065554.39 　　Y=38418268.79

6、X=4066024.65 　　Y=38417943.46

7、X=4068207.46　　 Y=38416906.67

8、X=4067255.79 　　Y=38418232.06

9．X=4067343.17 　　Y=38418954.91

扣除武乡县韩北乡下合砖厂矿区范围：

1、X=4066303.32  　 Y=38418063.86

2、X=4066295.76   　Y=38418145.64

3、X=4066175.24　 　Y=38418129.86

4、X=4066185.83　　 Y=38418047.18

井田范围相对应的1980西安六度带坐标点为：

1、X=4068591.61  　 Y=19687761.35

2、X=4068111.61   　Y=19688021.35

3、X=4067181.60　 　Y=19686891.35

4、X=4067451.60　　 Y=19686446.35

5、X=4067191.59 　　Y=19686301.35

6、X=4067651.60 　　Y=19685961.34

7、X=4069801.60　　 Y=19684856.33

8、X=4068891.60 　　Y=19686211.34

9、X=4069001.61 　　Y=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20##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。

表2-2            矿井资源/储量汇总表          单位：Mt

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

(二) 矿井工业资源/储量

1、地质资源/储量

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20##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2—1—1。

表2—1—1          资源/储量估算结果汇总表

2、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0.7~0.9，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+670×0.9=11173kt，详见表2—1—2。

表2—1—2              15号煤层资源/储量估算汇总表

3、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10m；松散层平均厚度43m，基岩厚度平均厚度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2—1—3。

表2-1-3                 矿井设计储量计算表                 单位：kt

4、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。

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45°，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 =（Zs－P）·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2—1—4。

表2—1—4                 矿井可采储量汇总表            单位: kt

（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

S1＝

式中：S1——巷道保护煤柱的水平宽度，m；

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。

S1＝=22.93m

2. 断层煤柱按下式计算：

L ＝0.5 K M

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，（1030－860）×6.31×10－3＝1.1Mpa；

Kp——煤的抗张强度，取0.6 Mpa。

L ＝0.5 K M＝0.5×2×3.80×2.35＝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

2.1.1  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2—5—1。各井筒断面详见插图2—5—1、2—5—2、2—5—3、2—5—4、2—5—5。表2—5—1                     井筒特征表

2.1.2  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，表土段支护厚度为500mm，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。

2.2  井底车场

2.2.1  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。

2.2.2  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。

2.2.3  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，高道存车线35.562m，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原300kt/a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Ⅰ类（Ⅰd）。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15号煤层中。

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Ⅰ类（Ⅰd）。顶板为泥岩，底板为细砂岩和泥岩。

3.2  采煤方法和回采工艺

3.2.1  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。

3.2.2  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。

3.2.3  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。

3.2.4  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；

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=3.60×330×0.90=1069.20（m）

3.2.5  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。

3.2.6  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=7.46M—0.829（R=0.94，S=0.13）

来压时：n2=9.768M—0.769（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

qH=9.768K. M 0.21.γ=9.768×1.3×3.800.21×26=437.00（kN/m2）

437.00÷0.75=582.67（kN/m2）

P=LBqH=5.3×1.4×582.67=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。

γ——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1.9—4.2m，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π型钢梁支护。

运输顺槽超前支护采用DZ31.5配HDL—4500型π型钢梁进行支护；回风顺槽超前支护采用DZ31.5配HDL—3500型π型钢梁进行支护，超前支护距离暂按20m考虑。

表4-1-8          ZZ5200/19/42型液压支架技术特征表

表4-1-9            回采工作面采、装、运设备配备表

3.2.7  各工艺过程安全注意事项

（一）、支护

1、本工作面采用及时移架支护,即采煤机割过后及时移架打出护帮板,移架在采煤机后3～5架进行，超过此距离或发生片帮时，必须停止采煤。

2、如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出护帮板。

3、移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰、挤架、咬架现象，相邻支架不得出现明显的错差。

    

图6.2  综采工作面上、下端头支护示意图

a—上端头平剖面图；b—下端面剖面图

  4、移架时，立柱前至煤壁，被移支架上3架、下5架内不准有人停留。

  5、移完后立即升紧支架，达到初撑力，保证顶底板移近量≤400㎜，手把打回零位。

6、严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架直率。

（二）、采煤

1、采煤前，首先检查机组各部联接螺栓，不得松动，油管不漏油、水压合适，托缆装置完好方可试车，试车声音正常，按扭灵敏可靠。

2、割煤时，必须严格控制采高，支架采高控制在2.5m左右。端头上下各10架采高由巷高逐渐加大到规定高度。

3、割煤时，时刻注意电缆、煤壁、支架等，若有异常情况立即停机处理。

（三）、推移刮板运输机

1、推移刮板运输机弯曲长度不得小于15m，不得有死弯。

2、推移刮板运输机后及时把手把打回零位。

3、当刮板运输机的上仰和下俯角与工作面走向角度不一致时，必须采取专项措施，必须处理后，方可顶刮板运输机。

4、输送机停止动转时，除刮板运输机机头、机尾外严禁移中部槽。

5、移机尾时，必须清净浮煤，保护好油路及水路。

3.2.8 回采工作面循环作业图表的编制

回采工作面中的循环作业是指回采工作面在规定时间内保质、保量、安全地完成采、装、运、支、处这样一个采煤全过程。工作面采用“三八制”作业制度，每日三班，每班工作8小时，两班采煤，一班准备，见图6.4。

表6.4 工作面循环图表

3.2.9  采区生产能力的确定

根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井移交生产及达到设计生产能力900kt/a时布置一个采区，采区内布置一个综采一次采全高工作面，两个综掘工作面来满足生产及正常接替。

首采区位置选择：为提高矿井的经济效益，矿井首采区应选择在资源储量稳定、煤层结构简单、有利于矿井达产、稳产的资源储量区。首采区选择在井田中部一采区。

（二）回采工作面生产能力计算

矿井移交生产及达到设计产量时，共布置一个综采一次采全高工作面。

综采工作面生产能力按下式计算：

A综采=M·l·L·r·C

式中：

A综采——综采工作面年产量，t/a；

M——采煤工作面机采高度，15号煤层平均厚度为：3.37m；

l——工作面机采长度，l=170m；

L——采煤工作面年推进度，L=1069.20m；

r——煤的容重，1.41t/m3；

C——采煤工作面割煤回采率，取93％；

A综采=3.37×170×1069.20×1.41×93%

＝803230t/a

≈803kt

掘进煤量计算：矿井达到设计生产能力900kt/a时，矿井2个综掘工作面，综掘工作面平均断面（11.40+9.90）÷2=10.65m2，日进尺10m。则2个综掘工作面年掘进煤量为A =2×10.65×10×330×1.41≈99kt。

矿井总产量为803+99=902kt/a能够满足矿井设计生产能力900kt/a。

3.3  采区巷道布置及生产系统

3.3.1  采区走向长度、采区内各种煤柱的尺寸

首采区位于井田中部，采区南北长约2.19km，东西宽约1.84km；设计可采储量5.54Mt。

采区巷道分别一采区胶带大巷、一采区轨道大巷、一采区回风大巷，三条大巷均为新掘。

3.3.2  采区巷道的形式

一采区胶带大巷、一采区轨道大巷沿15号煤层底板布置，一采区回风大巷均沿15号煤层顶板布置，大巷均采用矩形断面，锚网喷+锚索支护。在三条大巷两侧沿煤层倾向布置回采工作面，沿煤层走向布置运输顺槽和回风顺槽，回采工作面采用后退式开采，顺槽均采用矩形断面，锚网+锚索支护。

3.3.3  煤层开采顺序

采区内工作面采用前进式开采方式，工作面均采用后退式开采方式。

3.3.4  采区回采率的计算

15号煤层平均厚度为3.37m属中厚煤层，参照《煤炭工业矿井设计规范》，15号煤层为采区回采率取80%，工作面回采率取93%。

3.3.5  采区生产系统

1、采区煤流系统

回采工作面→运输顺槽→一采区胶带大巷→煤仓→主斜井→地面。

2、材料设备、矸石等辅助运输系统

地面材料设备→副立井→集中轨道大巷→一采区轨道大巷→工作面回风顺槽→回采工作面。

工作面矸石→工作面回风顺槽→一采区轨道大巷→集中轨道大巷→副立井→地面→排矸场地。

3、通风系统

主斜井、副立井→一采区胶带大带、一采区轨道大巷→工作面运输顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→一采区回风大巷→集中回风大巷→回风斜井→地面。

4、排水系统

工作面顺槽→一采区胶带、轨道大巷→一采区水仓→主副水仓→主斜井→地面。

4  井下运输

4.1  运输方式的选定

4.1.1  主运输方式的选定

根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓部署及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，设计确定大巷主运输采用胶带输送机。其理由如下：

1、矿井主要开拓巷道均沿煤层布置，就本矿设计规模和目前国内井下煤炭运输设备而言，选择胶带输送机运输最为合理。

2、矿井开拓巷道呈直线型布置，采用胶带输送机运输，可以充分发挥其效益，而且对矿井早达产和稳定生产都非常有利。

3、井下大巷煤炭运输采用胶带输送机运输，不但可以实现工作面至地面一条龙连续运输，而且运输能力大、运输连续性强、效率高、自动化程度高、维修工作量小，主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节，实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。

4.1.2  辅助运输方式的选定

矿井轨道大巷均沿15号煤层底板布置，巷道平均坡度为6°左右，根据达产时轨道运输大巷和回采工作面顺槽的运距、运量和巷道坡度情况，设计移交时井下辅助运输选用调度绞车牵引1.0t系列矿车运输（考虑运送液压支架时采用重型平板车），顺槽等散料运输采用小型绞车牵引接力运输，该种运输方式简便实用，在中小型矿井中得到了普遍应用。

4.2  运输设备的选择和计算

4.2.1 煤炭运输设备选型

本矿井井下煤流运输工艺系统采用B=1000mm型带式输送机。带式输送机的运输能力以满足900kt/a生产规模的需要为原则，根据综采工作面综采设备额定能力和峰值煤量。确定运输大巷带式输送机输送量为，根据带式输送机要尽量运行于低张力状态的原则，根据带式输送机工程设计规范（GB50431-2008）有关长距离带式输送机应选择较高带速的要求以及带速与输送带宽度的范围要求，选择运输大巷带式输送机带速为V=2.5m/s。

井下带式输送机运输系统主要流程：综采工作面来煤经工作面运输顺槽带式输送机、运输大巷带式输送机进入井底煤仓。仓中煤炭经下口所设给煤机给入主斜井带式输送机，并经主斜井带式输送机转入地面储装系统，其框图见图3-3-1。

   直接搭接                         直接搭接                      

                                                            

直接搭接                       仓下给煤机

 

图3-3-1                  井下带式输送机运输系统框图

（一）一采区胶带大巷带式输送机

1、原始数据及工作条件

（1）输送物料：原煤；

（2）物料最大粒度：；

（3）物料散密度：；

（4）输送量：；

（5）输送距离：，提升高度m；

（6）带式输送机倾角：；

（7）带宽：B=1000mm；

（8）带速：V=2.5m/s

5  矿井提升

5.1主斜井提升设备

5.1.1主斜井提升设备

在主斜井井筒内装备一台钢丝绳芯带式输送机，担负矿井原煤的提升任务。井底设有煤仓。煤仓下装备K4往复式给煤机。为防止煤仓下口因原煤堵塞造成不能正常生产，煤仓下部周边设置了破拱器破拱清仓。

输送机的运输能力与输送带宽度、带速成正比，在运输能力一定时，带宽与带速成反比。提高带速可减小带宽以及输送带的张力，从而减小输送机的外形尺寸。若增加带宽，需要增加主斜井巷道断面积，则增加了巷道工程量，投资相应提高。而对中大运量、长距离的输送机，其输送带的投资将占整个输送机总投资的1/3左右，降低带强，能显著减少设备的投资。带式输送机要尽量运行于低张力状态的原则，根据带式输送机工程设计规范（GB50431-2008）有关长距离带式输送机应选择较高带速的要求以及带速与输送带宽度的范围要求，确定主斜井带式输送机按B=800mm、v=2.0m/s进行设计。

（一）设计依据：

1、带式输送机的输送量：

井底有煤仓，考虑不均衡系数，故输送量取；

2、带速：V=2.0m/s；

3、带宽：B=800mm；

4、输送物料：原煤；

5、物料最大粒度：；

6、物料散密度：；

7、输送距离：；

8、提升高度：；

9、带式输送机倾角：；

10、工作制度：，；

（二）带式输送机选型计算

1、基本数值

每米长度承载托辊转动部分质量；

每米长度回程托辊转动部分质量；

每米长度上胶带质量；

每米长度物料质量；

模拟摩擦系数；

胶带(钢绳芯)： MA  ST/S1000  B=800 mm    ST1000N/mm

安全性能（MT668-2008）；

2、功率计算

传动滚筒的圆周驱动力FU应为输送机上运行阻力之和。

式中      FH——主要阻力;

          FS1——主要特种阻力;

          FS2——附加特种阻力；

          FSt——输送机倾斜阻力；

          C——附加阻力系数，取1.22。    

主要阻力FH包括承载分支的物料、输送带移动以及托辊旋转所出现的阻力。

；

主要特种阻力FS1包括托辊前倾的摩擦阻力和被输送物料与导料槽栏板间的摩擦阻力

式中    ——槽形系数

        ——托辊和输送机间的摩擦系数

        ——托辊前倾角

        ——装有前倾托辊的输送机长度

式中    μ2——物料和导料板的摩擦系数

        IV——输送能力、

        l——装有导料板的设备长度

        b1——导料挡板内部宽度

则FS1=631+954=1585N

附加特种阻力FS2括输送带清扫器摩擦阻力Fr式卸料器摩擦阻力Fa

 

式中   A——输送带和输送带清扫器接触面积

       P——输送带清扫器和输送带间的压力

       μ3——输送带和输送带清扫器间的摩擦系数

倾斜阻力；

传动滚筒正常运行圆周力；

传动滚筒正常运行轴功率；

双滚筒双电机驱动（低压变频软启动）

电动机功率；

选用隔爆变频电机：YBPT315M-4  N=132kW

3、输送带垂度校核

承载分支最小张力为

   

回程分支最小张力

    

4、打滑验算

图6-1-1

输送带工作时不打滑需保持的最小张力

式中：  FU,max——起动时传动滚筒上的最大圆周力

KA——起动系数

校核：带式输送机采用双滚筒传动，功率配比1:1。根据输送机布置形式，确定第一传动滚筒的围包角，,第二传动滚筒的围包角，。

则

由F2min计算各点张力可得

不能满足垂度要求，按F3=6805.7重新选取

\

F1=F2+FU=102208.7N

带式输送机采用双滚筒传动单元，功率配比1:1则

<

<

满足不打滑要求

胶带安全系数 ：SA=BSt/Smax=7.83

所选输送带满足强度要求。

5、逆止力矩计算

带式输送机所需逆止力矩

式中  ML——带式输送机所需逆止力矩（N.m）

      FH——主要阻力（N），其中模拟摩擦系数取0.012

带式输送机滚筒轴上的逆止装置，额定逆止力矩

式中  M——逆止装置额定逆止力矩（N.m）

      k2——逆止装置工况系数，取2

6、制动力矩计算

带式输送机运动体转换到输送带上直线运动的等效质量

带式输送机旋转部件转换到输送带上直线运动的等效质量

制动停车所需制动力

制动轮所需的制动力矩

（三）拉紧装置选型

由于主斜井带式输送机距离较长，所需拉紧行程较长，为改善其起动特性，避免起动时长距离输送带的波动现象并延长输送带的使用寿命，便于自动控制，满足安全规程中关于拉力下降保护的规定，采用液压自动拉紧方式，拉紧装置设置在输送机尾部。

采用自动拉紧装置，拉紧行程4.0m。运用此拉紧方式可实现：（1）起动拉力和正常运行拉力可根据带式输送机张力的需要任意调节，完全可以实现起动拉力为正常拉力运行时1.3~1.5倍的要求。电液系统一旦调节后，拉紧装置即按预定程序自动工作，保证输送带在理想状态下运行。（2）响应快。带式输送机起动时处于非稳定状态，此时，拉紧装置通过油缸的快速伸缩，及时补偿输送带的弹性振荡，有效实现带式输送机的动态张紧，从而减小了带式输送机起动时的冲击动负荷，使起动平稳可靠，同时也有效的避免了拉紧装置对输送带的过张紧现象。（3）具有断带时及时提供断带检测信号，以控制带式输送机自动停机与输送带打滑时自动增加拉紧力等保护功能。（4）实现对该拉紧装置的远距离保护。（5）输送带张力下降检测及保护。（6）具有输送机瞬间张力监测能力和限位开关。

（四）带式输送机的保护

主斜井带式输送机采用PLC带式输送机集中控制系统：主要功能有系统监测功能、皮带监测保护功能、报警显示功能和数据通讯功能，内置了胶带跑偏保护，胶带接头强度监测，速度打滑保护，急停拉线开关闭锁，胶带纵向撕裂保护，断带保护，漏斗煤堆及满仓保护，烟雾保护，滚筒温度监测，胶带火灾监测，自动洒水、灭火、除尘，输送带张力下降保护，电机过载，超温，煤流监测，起动停车预报及警告信号。系统可通过地面上位机对整个系统的运行进行监控，及时了解带式输送机的运行情况及故障报警位置，直接纳入调度系统。主斜井带式输送机设置了断带抓捕器。

带式输送机设置TCK-GMS600×2型钢丝绳芯输送带在线实时自动检测系统，根据输送带的工作环境和生态条件，配备了模式组合监测、多功能数采转换，声光预警和终端程序主令控制等技术功能单元，实现了对输送带钢丝绳芯接头抽动、绳芯断裂、严重锈饬、跑偏等各种损伤的在线实时监测。装置构成：弱磁加载装置、隔爆兼本质安全型探伤检测器、行程编码器、自控声光报警装置、短信安全报告功能装置、多信道终端主控装置。

设置断带捕捉器，型号为DDZ-35/100以满足保护装置的需要。

主斜井带式输送机技术特征见表6-1-1。

（五）带式输送机供电

主井带式机采用660V供电，带式输送机为变频调速控制， 660V电源引自主斜井辅助提升机机房配电室660V母线段。

5.1.2主斜井辅助提升

主斜井井筒斜长419m，倾角α=23?，主斜井辅助提升设备担负着大件和长材及皮带检修时的提升任务。

1、设计依据

⑴ 矿井年产量：900kt/a；

⑵ 工作制度：四六制，330d/a；

⑶ 提升长度：443m（包括地面及井下摘挂钩点距离）

⑷ 提升方式：单钩串车提升，井上为平车场，井下为甩车场；

⑸ 最重件：最大件重18.6t，下放最重件采用PCZ6/20平板车，载重20t，自重1240kg。

2、设备选型计算

⑴ 钢丝绳选择

① 绳端荷重Q值计算：

升降最大件时（最大件重取19.84t，含承载车重）的绳端荷重Q1：

Q1＝W（sinα+f1cosα）＝8026.048kg

② 钢丝绳单位绳重Pk值计算：

提升最大件时的单位绳重Pk：

Pk===3.142kg/m

式中  Pk——需要的钢丝绳单位长度质量；

 σB——钢丝绳的抗拉强度，取σB=1770MPa；

 LC——钢丝绳悬垂长度，取LC=473m；

 ma——安全系数， 6.5；

 f2——钢丝绳与地轮的摩擦阻力系数，取0.2

选用国标钢丝绳：30—NAT—6×7＋FC—1770—ZS—528—316。6股,每股7丝，单位重量3.16㎏/m。钢丝绳直径30mm，钢丝绳公称抗拉强度1770MPa，其最小破断拉力总和为Σf＝528×1.134＝598.752kN。

最大静拉力：

Fm最大件＝（Q1+PKLc（sinα+f2cosα））×9.8/1000

＝（8026.048+3.16×486（sin230+0.2cos230））×9.8/1000

＝87.08kN

式中：PK—为钢丝绳单重，3.16kg/m

      Lc—为钢丝绳悬垂长度，取473m

安全系数：

M大件＝Σf / Fm最大件＝6.876      ＞6.5

满足《煤矿安全规程》规定。

⑵ 提升机

① 滚筒直径：D≥80d=80×30=2400mm

所以，D=2500mm，符合要求。

经计算，选用JK-2.5/31.5型单滚筒绞车, 滚筒直径2500mm，滚筒宽度2000mm，最大静张力90kN,减速比31.5,钢丝绳速度2.46m/s。

② 校验滚筒宽度

  B==1049mm

式中   D——滚筒直径，2.5m；

  d——钢丝绳直径，为30mm；

  Lt——提升长度，443m；

  ——钢丝绳滚筒上缠绕的间隙，取2mm；

  k——缠绕层数，取2；

  Dp——多层缠绕时平均缠绕直径；

=2.525

从提升机滚筒直径与钢丝绳绳径之比、钢丝绳缠绳层数和提升最大件时的最大静拉力Fm最大件的计算可知，所选提升机符合《煤矿安全规程》的规定。

⑶ 天轮选择确定：

天轮选择确定：由于矿井场地比较紧张，设计选用游动天轮，

按照60×30＝1800mm

选用TD1800/1350型游动天轮；游动距离1.35m，天轮直径Dt=1800mm，适用钢丝绳直径25～31mm，变位质量mt=358kg。

② 井架高度

  Hj=Ltanβ-Rt=3.85m

式中：β——摘挂钩点到天轮顶部的仰角，取9°。

取井架高度为4.0m。

井口摘挂钩点至天轮中心水平距离为取30m。

③ 滚筒与天轮中心的弦长为：

取钢丝绳的偏角为1°30′，通过计算得Ls的计算值为11.99m，取Ls=17m。

=17.237

式中：C——为滚筒中心与室外地坪高差，取1m；

  Ls——天轮中心至滚筒中心水平距离。

④ 钢丝绳的偏角（内偏角=外偏角）

tan==  =1°5′＜1°30′

内、外偏角均满足《规程》规定。提升系统图见图6－1－2。

⑷ 电动机的预选

kW

=592r/min

选用额定功率280kW  10级异步电动机。

对电机及控制方式进行方案比选：

方案一：选用~10/6kV电压等级交流异步电动机，变频调速控制；

方案一优点：

①采用~10kV高压供电，省去了变压器中间环节，电能损耗大大降低，并且采用高压四象限变频控制，可以实现能量回馈；

②供电系统结构简单；高压电网容量较大，稳定可靠。

方案一缺点：

①需配备输入电压10kV，输出电压6kV电压等级的矢量控制、四象限运行带能量回馈型变频调速器。虽然国内外有不少厂家都在生产制造适用于提升机工况、带能量反馈的~10kV高压交流变频调速器，但目前可以稳定使用的高压交流变频调速器最高输出电压只能达到~6kV，因此需选用~6kV电压等级的电动机才能使用。

②~10/6kV高压交流变频调速器和电动机的维护、管理水平要求稍高。

③ 10kV高压变频器投资较高。

方案二：选用~660V电压等级交流异步电动机，变频调速控制。

方案二优点：

①~660V电压等级的变频调速器技术更成熟，性能可靠。

②~660V低压半导体整流逆变器件较稳定，维护管理较方便 。

③ 660V变频设备投资较少。

方案二缺点：

① ~660V电压等级的变频调速交流异步电动机的额定电流较大，变频器及变、配电装置容量大。

② 电机轴功率较大，采用低压供电方式电能损耗较高。

设计推荐方案二，即选用YTS400S4-10型低压变频电动机，额定电压660V，额定功率280kW，额定转速592r/min，660V变频调速控制。

根据所选电动机的额定转速592r/min，通过计算得实际最大提升速度为2.49m/s。

⑸ 电动机校验

a、速度图的确定

采用七阶段速度图，初加速及末减速采用0.3m/s2，主加、减速采用0.5 m/s2，车场内低速采用1.0m/s。速度图见图6-1-3。

b、提升系统变位质量计算

电动机变位重     Gd＝（GD2）i2/D2＝19565.6kg

提升机变位重     GJ＝13959.1kg

天轮变位重       Gt＝358kg

钢丝绳变位重     Gs＝1728.15kg

最大件变位重     Gg＝19840kg

总变位重         ΣG＝55450.85kg

d、力图的确定

提升距离   Lt＝443m

按最大件由井底上提进行计算。

参看速度图，各区段的力如下式计算：

Fi ＝K Q（sinα+f1cosα）+（Lt-Li）×Pk（sinα+f2cosα）+ΣMai

由上式和速度图，逐项计算，结果见提升力图6-1-3。

e、电动机容量校验

等效力计算：

∑F2t ＝0.5(F12+F1，2)t1+0.5(F22+ F2，2)t2+0.5(F32 +F3，2)t3+(F42+ F4 F4，+ F4，2)t4/3 +0.5（F52+ F5，2）t5+0.5（F62+ F6，2）t6+0.5（F72+ F7， 2）t7＝1641377.1

等效时间：T＝0.5（t1+ t2+t3+ t5+t6+ t7）+t4+θ/3＝196.14

等效力  ：FD＝√（∑F2t/T）＝√（1641377.1/196.14）＝91.479kN

等效容量：P＝1.1 FDv/η＝1.1×91.479×2.46/0.92＝269.069kW

YTS-400S4-10型低压变频电动机，额定电压660V，额定功率280kW，额定转速592r/min，660V变频调速控制。

上提时电动机过载系数

λs＝Fm/（Pη/ν）/2.5＝ 121.919/（280×0.92/2.46）/2.5

＝0.47＜0.85

⑹ 提升机电控及提升机房供电

提升机房供电

在主斜井辅助提升机房设一变电所，为主斜井胶带机及主斜井辅助提升机提供660V电源。变电所由2回10kV电源供电，分别引自矿井10kV变电所不同母线段，在变电所内设置1台现有的KS9-800/10/0.69型变压器为分别主斜井胶带机和辅助提升机提供660V电源。并在变电所内设置1台SC9-50/10/0.38型所用变分别为主斜井胶带机和辅助提升机提供380V辅助电源。

② 提升机电控装置及信号系统

提升机电控配有TKDG-BK-1106型矿用提升机变频调速电控系统，配用一套KHT-50型提升机综合后备保护仪。斜井提升信号选用KXT型斜井提升信号系统，信号发送方式为转发式，可对提物、慢提、慢放加以区别，并记忆提升次数。提升信号与提升机控制系统有闭锁关系。在井底、井口及提升机房之间设置用于正常通话联络的直通电话，同时还设置用于井筒检查的无线电通讯装置。

5.2 副立井提升设备

副立井提升设备担负矿井散材及升降人员提升任务。

1、计算依据

⑴ 矿井年产量：900kt/a；

⑵ 工作制度：四六制，330d/a，16h/d；

⑶ 井筒垂深：Ht=136m；

⑷ 最大班下井人数：75人；人员单重Gr=75kg；

⑸ 最大班提升量：材料20车，保温、保健车各1车，其它6次；矿车选用1t标准矿车，最大载重1800kg，自重600kg。

⑹ 提升方式：单钩罐笼提升；

⑺ 提升容器：选用GG1-1型单层单车罐笼，罐笼重（含防坠器）2500kg，罐笼全高5.35m，允许乘人数12人；配备BF111型防坠器。

6  矿井通风及安全

6.1  矿井通风系统的选择

6.1.1通风方式和通风系统的选择

根据井田开拓部署，井田采用斜—立井混合开拓方式。矿井共布置主斜井、副立井和回风斜井三个井筒，其中主斜井和副立井进风，回风斜井回风。

矿井通风方式为分列式，通风机的工作方式为机械抽出式。

6.1.2风井数目、位置、服务范围及服务时间

矿井移交生产时共布置主斜井、副立井和回风斜井三个井筒，其中主斜井、副立井进风，两个井筒位于原武乡县韩北乡下合村煤矿工业场地内，服务于整个井田；回风斜井回风。井筒位于原原武乡县韩北乡枣岭联营煤矿工业场地内，服务于整个井田。三井筒的服务年限均和矿井服务年限一致，为5.5a。

6.1.3掘进通风及硐室通风

井下掘进巷道采用FBDNo6.0型局部扇风机。井下中央变电所、主排水泵房、消防材料库等硐室采用并联通风。

6.2 矿井风量、风压及等积孔的计算

矿井通风计算时，瓦斯涌出数据采用瓦斯预测提供的：回采工作面相对瓦斯涌出量为：2.30m3/t，绝对瓦斯涌出量为：4.14 m3/min；掘进工作面绝对瓦斯涌出量为：0.14m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为：3.65m3/t，绝对瓦斯涌出量为：6.91m3/min。二氧化碳涌出数据采用山西省煤炭工业厅晋煤瓦发【2011】1635号文中的：二氧化碳相对涌出量0.84m3/t，绝对涌出量0.14m3/min。

6.2.1风量分配

将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下：

15号煤回采时：

回采工作面：22m3/s；

备用工作面：11m3/s；

综掘工作面：11×2m3/s；

停掘不停风工作面一个：11m3/s；

其它（联络巷等）：14m3/s。

设计风量分配数据仅为一理论数值，生产中还应根据井下的情况变化和瓦斯涌出量数值，相应调整风量分配数值。

㈡负压计算

1）矿井负压采用下式计算：

h＝

 式中：h—井巷摩擦阻力，Pa；

       α——井巷摩擦阻力系数，N·s2/m4；

       L———巷道长度，m；

       P—井巷断面净周长，m；

       S——巷道断面积，m2；

       Q——井巷通过的风量，m3/s；

根据矿井生产初期回采工作面及掘进工作面的井下具体位置及风井、风机合理的服务年限，经计算，矿井通风容易时期、通风困难时期的通风总阻力分别为1038.6Pa、1808.4Pa，见表5—2—1，5—2—2。

2）自然风压

自然风压会对矿井产生一定的影响，但由于井田内煤层埋深较浅，而且进回风井口标高相差不大，结合当地空气温度和湿度变化不大，故不考虑自然风压对矿井通风的影响。

4、等积孔计算

矿井等积孔根据下式计算：

A=1.19Q/h0.5

式中：A——矿井等积孔，m2；

Q——矿井风量，m3/s；

h——矿井负压，Pa。

经计算通风容易时期矿井等积孔：Amax=2.95m2

经计算通风困难时期矿井等积孔：Amin=2.24m2

该矿通风容易和困难时期为小阻力矿井。

矿井通风系统图详见图5—2—1、5—2—2。

6.3  等积孔计算

矿井等积孔根据下式计算：

A=1.19Q/h0.5

式中：A——矿井等积孔，m2；

Q——矿井风量，m3/s；

h——矿井负压，Pa。

经计算通风容易时期矿井等积孔：Amax=2.95m2

经计算通风困难时期矿井等积孔：Amin=2.24m2

该矿通风容易和困难时期为小阻力矿井。

矿井通风系统图详见图5—2—1、5—2—2。

6.4通风机的选型

6.4.1设计依据

1、矿井所需风量：Qk=80m3/s

2、矿井容易时期负压：hmin=1038.6Pa

3、矿井困难时期负压：hmax=1808.4Pa

6.4.2 设备选型

1、矿井通风所需的风量Q

Q=kQk=84m3/s

式中  k——通风设备的漏风系数，k=1.05。

2、矿井通风所需的负压

通风容易时期：Hmin=hmin+Δh =1188.6pa

通风困难时期：Hmax=hmax+Δh=1958.4pa

式中  Δh——通风设备的阻力损失，Δh=150pa。

根据矿井所需的风量和负压，设计选用FBCDZ-8-№22B型对旋轴流式通风机2台，该风机的风量范围为Q=57～121m3/s，负压范围为H=787～2813pa，两台风机，一台工作，一台备用，每台风机配套电机为YBF355M-8型防爆电机2台，额定功率2×160kW，额定电压380V。

3、管网阻力系数R

通风容易时期：Rmin＝Hmin/Q2＝0.168

通风困难时期：Rmax＝Hmax/Q2＝0.278

4、通风管网特性曲线方程

通风容易时期：H1=R1Q2=0.168Q2

通风困难时期：H2=R2Q2=0.278Q2

5、通风机运行工况

根据通风机厂家提供的FBCDZ-8-№22B型矿用隔爆对旋轴流式通风机的性能曲线图绘制风机的运行特性曲线见图6-2-1，风机工况点如下：

通风容易时期 M1：QM1=90m3/s， HM1=1360pa，

ηM1=74%，     αM1=46°/38°

通风困难时期 M2：QM2=85.5m3/s，    HM2=2040pa，

ηM2=85%，       αM2=49°/41°

所选两台FBCDZ—8—№22B型矿用隔爆对旋轴流式通风机满足矿井通风要求。

6、通风机电机功率计算

通风容易时期：N1＝KQM1H M1/(1000η1)＝215kW  （轴功率N1′=165.38kW） 

通风困难时期：N2＝KQM2H M2/(1000η2)＝226.76kW （轴功率N2′=174.4kW）

电动机富裕系数K取1.3

每台风机配用2台YBF355M-8型电机，主要参数：功率160kW，电压380V，转速740r/min，可满足通风要求。

7、能耗指标

1）平均年电耗

由于通风网路阻力系数随着开拓的推移而变化，工况点和电耗也随之而变，因此难以精确计算年电耗，一般按下式估算：

E=4380（N1＇+N2＇）/（ηd·ηb·ηL·ηt）

=4380×（165.38+174.4）/（0.95×1×0.95×1）=1649×103（kWh/a）

2）节能指标

容易时期：

W1= N1＇·106/ QM1/ HM1/3600/0.95

=165.38×106/90/1360/3600/0.95

=0.4（kWh/Mm3·Pa）

困难时期：

W2= N2＇·106/ QM2/ HM2/3600/0.95

                  =174.4×106/85.5/2040/3600/0.95

=0.29（kWh/Mm3·Pa）

满足《煤炭工业节能减排工作意见》中“主通风机电耗，轴流式应低于0.44千瓦时/百万立方米帕”的要求。

7.生产实习总结

    在这段短暂的实习时间里，我们的收获很多很多，如果用简单的词汇来概括就显得言语的苍白无力，至少不能很准确和清晰的表达我们受益匪浅。只是没有必要将它一一列出，因为我们知道实习期间的收获将在今后工作中有更好的体现，所以我们用某些点线来代替面，用特殊代表个别。总之在感谢土城矿务局培养我们，我们将以更积极主动的工作态度，更扎实牢固的操作技能，更丰富深厚的理论知识，走上各自的工作岗位，提高井下工作能力。我坚信通过这一段时间的实习，从中获得的实践经验使我终身受益，并会在我毕业后的实际工作中不断地得到印证，我会持续地理解和体会实习中所学到的知识，期望在未来的工作中把学到的理论知识和实践经验不断的应用到实际工作中来，充分展示我的个人价值和人生价值，为实现自我的理想和光明的前程而努力。
　　每个人的人生中都不是轻而易举的，总有一些艰难困苦，没经历一次都需要很多的勇气，也不是每一次都能度过苦难，失败是不可避免的，主要的是要敢于承认失败，面对失败，努力去做，解决它，有这个决心，我想人生会成功的，至少可以无憾！这次实习对我们很重要。这次生产实习是我们的一个转折点：标致着人们在学校学习的终结，逐渐改变我们的学习方式；要求学生具有独立工作，独立思考，独立获取新知识的能力。如果朋友们经常看《中国煤炭报》的话，应该注意到这样一段话：“煤矿行业在以前是老大，不管是在经济地位上，还是在收入上，但现在成了老小了，收入不如人，待遇不如人，很多人出门都不敢说是在煤矿工作的，说出去了怕丢人，也许人才的流动可能会使所有从事煤矿行业的人都有了盼头，什么时候矿工再成为人们羡慕的称呼，让矿工的腰包鼓起来，腰杆挺起来，面对世人，敢骄傲的说我们是-----中国矿工。” 
　　以上是我对已经过去实习工作的总结，总结是为了寻找差距、修订目标，是为了今后更好的提高。通过不断的总结，不断的提高，我有信心在未来的工作中更好的完成任务.