四川XXXXXXX大学
毕 业 论 文
报告题目： 矿 井 设 计
教 学 系： 矿业工程系
指导老师： 职 称
学生姓名： 学 号
专 业： 2012级煤矿开采技术
摘要
本设计是对陕西省镇巴县三元镇安家山煤矿在原有基础上所作的初步设计，安家山煤矿自然地质条件较为复杂，3煤层平均厚度1.4m，属中厚煤层煤层赋存较为稳定埋藏浅，地质构造较为简单。矿井瓦斯涌出量小，属瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性。煤层自燃倾向性为Ⅲ类，属不易自燃煤层。矿井涌水量底 。本次设计主要对矿井开拓方式准备方式和采煤方法进行了初步设计，对矿井运输、通风、排水等生产系统进行了描述和设备选型计算。设计中采用平硐开拓，采区布置为走向长壁工作面，一个工作面满足9万/ta的生产要求。设计时根据现有经济技术条件，尽可能采用先进的开采技术和装备，严格执行《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》中的相关规定。
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关键词：矿井初步设计 平硐开拓 采煤工艺
目录
第1章 井田概况和地质特征 ............................................. 1
1.1 矿区地理位置 ..................................................... 1 1.2 井田所属位置 ..................................................... 1 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.8 第2章 2.1 2.2 第3章 3.1 3.2 3.3 3.4 3.5 第4章 4.1 4.2 4.3 4.4 4.5 4.6 4.7 4.8 地形地貌、气候与地震 ............................................. 1 矿区电力供应基本情况 ............................................. 2 水文地质 ......................................................... 2 煤层顶底板 ....................................................... 2 煤层埋藏特征 ..................................................... 3 瓦斯等级和自然情况 ............................................... 3 井田境界储量 ................................................... 4
井田境界 ......................................................... 4 地质储量 ......................................................... 4 矿井开拓 ....................................................... 5
井口位置与工业场地选择 ........................................... 5 井田开拓方式 ..................................................... 5 井筒、井底车场及峒室 ............................................. 7 井底车场及峒室 ................................................... 8 主要大巷位置及水平划分 ........................................... 8 矿井开采 ...................................................... 10
采煤方法 ........................................................ 10 工作面装备方案 .................................................. 10 工作面参数的确定 ................................................ 10 工作面主要设备 .................................................. 11 工作面生产能力及回采工艺 ........................................ 11 工作面工序安排 .................................................. 12 顶板管理 ........................................................ 13 劳动组织 ........................................................ 14
4.9 生产准备与巷道掘进 .............................................. 15 第5章 矿井运输及排水 ................................................ 17
5.1 矿井主运输方式及运输系统 ........................................ 17 5.2 矿井辅助运输方式 ................................................ 17 5.3 矿井运输设备选型 ................................................ 17 5.4 矿井排水 ........................................................ 19 第6章 矿井通风 ...................................................... 20
6.1 概况 ............................................................ 20 6.2 矿井通风 ........................................................ 20 6.3 矿井通风阻力 .................................................... 23 6.4 掘进通风 ........................................................ 25 6.5 矿井通风设施和减少漏风的措施 .................................... 25 后 记 .................................................................. 26 致 谢 .................................................................. 27 参考文献 ................................................................ 28
第1章 井田概况和地质特征
1.1 矿区地理位置
安家山煤矿位于镇巴县城西南45km的三元镇安家山村，其地理坐标：东经107°45′42″，北纬32°28′30″。矿井距210国道40km，镇巴到通江之省道从井田西部边缘通过，距矿井3.5km；矿井距汉中市236 km；距万源市130km；距离官渡（四川万源）火车站126km，交通较为方便。
交通位置图1-1
1.2 井田所属位置
该井田属镇巴煤田长岭复式向斜西南翼之一小段，次一级小褶曲发育。 1.3 地形地貌、气候与地震 （1）地形地貌
该区三面环山，中部相对平坦。井田内最低标高约+760m，最高标高约+1400m，相对高差640m。属大巴山中-低山地貌，群山环绕，山清水秀，景色宜人，植物生长茂盛。 （2）河流与水库
井田内无常年性河流和水库，周围三面溪水汇集，在其北部形成河流。井下补给水源主要靠大气降水。 （3）气象与地震
本区属暖温带大陆性气候，雨量充沛，四季分明，气候温和，光照充足。据气象部
门的统计资料，年降雨量约790～1820mm，降水主要集中在每年的7、8、9三个月，占全年降雨量的55～60%。历年平均气温13.5℃，最高38℃，最低-10℃。结冰期为12月至翌年2月，最大冻土厚度280mm；历年最多风向NE和NW。
根据1993年《陕西省工程抗震设防烈度图》，矿区地震烈度为Ⅵ度。 1.4 矿区电力供应基本情况
矿井供电电源采用双回路，一路10kV电源引自长岭35kV变电站，供电距离约13km。另一路10kV电源引自汤家河水电站，供电距离约4km。 1.5 水文地质 （1）地表水
井田内无大的地表水，仅有山涧溪流，大气降水为地表水和地下水主要补给源。井田内山高坡陡沟谷发育。大气降水一部分经沟流小溪排泄，一部分渗入地下。下渗的降水有些以泉水形式流出地表、有些沿裂隙流向深部补给地下水，水文地质类型属裂隙水为主的简单类型。
（2）井田主要含水层和隔水层
三迭系中上统石灰岩、侏罗系下统须家河组砂、砾岩（K1）含水层组：
出露于井田北西边缘一带，厚度达640余米，按岩性特点分为三段。下段为厚层石灰岩（120m），中段为泥岩、泥灰岩互层夹角砾灰岩（220m厚具有隔水作用）。此两段岩层在井田内埋藏较深又远离煤层。上段为中、厚层灰岩和泥灰岩互层，中夹薄层泥质条带，厚约300m。灰岩裂隙～溶洞发育，因底部有隔水层，有泉水出露于该段底部。应注意灰岩溶洞突然涌水事故的发生。
井田内主要含水层组以基岩裂隙为主，而基岩裂隙水的大小则受裂隙发育程度和地下水的补给条件所控制，前者受地质构造和后期风化作用的影响：后者则与大气降水、地貌、地形、水文等因素有关。
矿井涌水量采用富水系数法、大井法、廊道法进行计算和对比，确定矿井正常涌水量为12m3/h，最大涌水量为23 m3/h。 1.6 煤层顶底板 （1）煤层顶板
3#煤层顶板为灰色钙质粉砂岩，夹灰色钙质泥岩、薄层钙质砂岩，属中等易跨落顶板。
（2）煤层底板
3#煤层底板为黑灰色泥岩或粉砂岩，岩性相对较松软。 1.7 煤层埋藏特征 （1）主要开采煤层
3煤为本井田主要可采煤层，煤层厚度0.3～2.5m，平均厚1.4m；煤层倾角22°～60°，浅部倾角较大，深部倾角较小；其余煤层极薄，无开采价值。 （2）煤质
据精煤挥分（Vr）和胶质层厚度（Y）测定：
3煤层Vr 11.18～16.29%，平均13.47%，变化不大；Y值为0；焦渣特征一般为2～3；罗加指数0～6；属不粘结至弱粘结煤层，煤质为贫煤。 （3）工业用途评价
根据煤炭质量分级国家标准（GB/T152224.1-2010）3煤层为中灰—高灰、底—中热值贫煤。由于热值底一般作为电煤燃烧。 1.8 瓦斯等级和自然情况
3煤层瓦斯绝对涌出量0.09m³/min，瓦斯相对涌出量2.28m³/t，二氧化碳相对涌出量2.1m³/t，。属低瓦斯矿井。 （1）煤尘爆炸性
根据陕西省煤田地质综合实验室检测报告：煤尘爆炸性鉴定，采用MT78-84分析标准，送检样本火焰长度为11mm，抑制煤尘煤炸最低岩粉量为40%，煤尘爆炸指数为19%，鉴定结论为该矿井所开采的3煤层，煤尘具有爆炸危险性。 （2）煤层自燃倾向性
根据陕西省煤田地质局综合实验室对井田3煤送检样本检测报告，煤层自燃倾向性鉴定，氧化样为402℃，还原样为406℃，原煤样为410℃，氧化程度为50%（根据GBT18511-2001），鉴定结论为本矿井所采3#煤层自燃倾向性为Ⅲ类，属不易自燃煤层
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第2章 井田境界储量
2.1 井田境界
镇巴县安家山煤矿井田走向长约4500m，倾斜宽约1000～1200m，面积6.0568km。开采深度1270m～700m。 2.2 地质储量
经计算3工业保有储量为275.98万t，设计利用储量（C）为260.21万t，设计可采储量（ZK）为195.62万t。
矿井资源整合后设计生产能力90kt/a，设计服务年限16a。
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第3章 矿井开拓
3.1 井口位置与工业场地选择
（1）工业场地选择
原矿井所在的工业广场处于井田的中央，地势为台阶性坡地，是本井田内唯一可选的工业场地，本次设计仍选择在本广场内，重新开拓一平峒与原来的三个平峒形成矿井新的开拓系统，初期使用上部平峒上山开采；后期使用下部平峒上下山开采，井下位置较合适，便于开拓。
（2）井口位置
根据地面工业广场选择情况和地形、地貌特征，结合井下地质条件：层倾角较大，埋藏深浅不一。新井口位置的选择范围，仅限于工业场地所在的山坡，井筒选择位置较高，则开采煤量有限，选择较低，井筒则长、工程量加大，经过现场勘察，技术上合理，经济上可行的新井口位置选择在+850m标高。原有的三个平峒（+997、+950m和+1057m），分别为初、中期的主井和风井。 3.2 井田开拓方式
（1）方案提出
井田内+1050m标高以上煤层已基本采完。矿井现有三条平峒：+1057m回风平峒、+997m主平峒以及最近完成的+950m平峒，均为圆弧拱形断面，巷道净宽2.2m，净高2.3m，断面积4.6m²左右；这些平峒即可完成+950m水平以上的煤层开采，剩余+700m(资源部门划定的下限)至950m的开拓问题即为本设计考虑的重点。据此设计提出以下两个开拓方案。
方案一：平峒开拓
1）矿井采用四条平峒开拓全井田，主平峒为新开拓，主要开拓中下部煤层，中上部煤层利用原有的+950m、+997m和+1057m平峒进行开拓；
2）已有的三个平峒井口标高分别为+950m、+997m和+1057m；方位分别为45º、58º 和68º；长度分别为358m、286m和284m；
3)新开主平峒（后期用）井口标高+850m，方位35º，选用圆弧拱形断面，巷道宽2.4m，高2.3m，面积5.1m²，长度452m。水平（+3‰）掘进进入煤层，然后沿煤层走向分别向两翼开掘+850m水平运输大巷（断面同主平峒）和集中运输、回风斜巷与+950m水平大巷连接，构成生产系统，主要开采710～950m之间的煤层；
4）+710～+850m的开采，在巷道探明煤层储量后，采用下山开拓；+950m水平以上煤层的开采，利用原有的三条平峒。
方案二：综合开拓（平峒与斜井）
1）矿井采用一条斜井和三条平峒开拓全井田，主斜井为新开拓，副平峒和回风平峒分别利用原有的+950m、+997m和+1057m平峒；
2）新开主斜井井口标高+800m，方位130º，圆弧拱形断面，巷道宽2.4m，高2.3m，面积5.1m²，长度294.4m；以17º坡度掘进进入煤层（标高+710m），然后沿煤层走向分别向两翼开掘+710m水平运输大巷（断面同主斜井）以及采区运输、回风上山与+950m水平大巷连接，构成生产系统，主要开采710～950m之间的煤层；
3）+950m水平以上煤层的开采，利用原有的三条平峒。 （2）方案比较
综上所述，方案一系统简单，排水运输方便，占用运输设备少，初期投资少；但巷道总长度大；方案二总巷道投资少，但初期投资大，投资风险大，阶段过长。根据当地的经济环境、勘探程度以及+850m以上矿井储量较多的实际（可形成开拓煤量90万t以上）。设计认为：方案一更适合本矿井具体条件，尤其在深部储量不很清楚的情况下，推荐方案一为井田的开拓方式（采用四条平峒进行开拓），是比较合理的。
3.3 井筒、井底车场及峒室 （1）井筒用途、布置及装备
1）主平硐（+950平硐、一水平主井）
利用原矿井的+950m平峒，担负矿井的辅助（主）运输任务，主要用作行人、安全出口。井口标高+950m，井筒长度358m，圆弧拱形断面，净宽2.2m，净高2.3m，净断面4.6m2。井筒内铺设15kg/m轨道，采用电瓶车牵引1t翻斗式矿车运输，并敷设电缆与消防洒水、压风等管路。
2）副平峒（+997平峒、一水平副井） 二水平风井。
利用原矿井的+997m平峒，担负矿井的进风（主运输）任务，主要用作行人、安全出口。井口标高+997m，井筒长度286m，圆弧拱形断面，净宽2.2m，净高2.3m，净断面4.6m2。井筒内铺设15kg/m轨道，采用电瓶车牵引1t翻斗式矿车运输，并敷设电缆与消防洒水、压风等管路；后期井口设主扇。
3）回风平峒（1057m平峒、初期使用）
初期风井为原安家山+1057m平峒，主要用于回风，兼作行人、安全出口。井口标高+1057m，长度为284m，圆弧拱形断面，净宽2.2m，净高2.3m，净断面4.6m2。
4）后期主平峒（+850平峒、二水平主井）
主平峒为新开拓，作为后期主运输井，担负全矿井的运煤、下料等运输任务，同时兼做矿井的进风、行人及安全出口。井口标高为+850m，圆弧拱形断面，净宽2.4m，净高2.3m，井筒净断面积为 5.1m2；坡度 +3‰，巷道长度452m；井筒内铺设15kg/m轨道，采用电瓶车牵引1t翻斗式矿车运输，并敷设电缆与消防洒水、压风等管路，井筒特征见表3-1。
表3-1 井筒特征表
（2）支护方式
主平峒井口基岩裸露，无黄土覆盖，但有风化基岩层存在；井筒所穿过的岩层，岩性和工程地质条件较好，除井口20m风化段采用料石砌碹支护外，基岩段一般采用喷浆支护，喷浆厚度50mm；特殊不稳固段，采用锚喷支护或加大喷浆厚度。 3.4 井底车场及峒室
（1）在+950m初期主运输大巷271m处（自水平巷退后15m），做平车场与采区运输巷连接，形成运输系统；
（2）在+997m辅助运输大巷343m处，做平车场与采区运输巷连接，形成运输系统； （3）在+850m主运输大巷437m处，做平车场与采区主运输大巷连接，形成主运输系统；
（4）大巷装煤点设折反式车场，长度为30m；
（5）在各时期运输大巷的中部设一简易峒室，放置移动变电站； （6）井下不设置爆破材料库。 3.5 主要大巷位置及水平划分 （1）开采水平划分及标高确定
根据井田开采范围及煤层赋存条件，全井田采用四条平峒开拓，按平峒的高程自然分为两个水平，第一水平为+950m水平，上山开采；第二水平为+850m水平，上下山开采。
（2）采区划分及开采顺序
1）采区划分
井田内煤层可采范围主要集中在井田的中央，而主开拓系统也位于井田的中部，矿
井井型较小，本井田分为两个采区，即南采区和北采区。 （3）采区巷道布置
1）+950m平峒已见煤，+950m水平大巷施工1200m，形成+950m水平巷，即9501工作面运输顺槽；
2）从+997m平峒见煤点沿+997m水平大巷施工1050m，形成+997m水平巷，即9501工作面回风顺槽；
3）首采工作面（9501）长度90m，运、回风顺槽长度970m。 （4）开采顺序
1）井田内的总开采顺序为自上而下；采区间，先开采储量可靠的南采区，再开采北采区；
2）采区内部采用后退式开采法；
3）采区内部采用南翼生产，北翼准备的格局。首采面为9501工作面，接续面为9502工作面，然后转入8501工作面。
第4章 矿井开采
4.1 采煤方法
（1）工作面位置、要素及采煤方法的选择
1）工作面位置及要素
首采工作面位于南采区南部（9501工作面），工作面长度90m；工作面推进长度970m；工作面倾角38°，煤层平均厚度1.4m。
接续工作面位于南采区北部（9502工作面），工作面参数基本同9501工作面。 （2）采煤方法的选择
本井田煤层上部倾角在40°左右，下部倾角在36°左右，主要储量集中在中部地段，煤层厚度一般在1.0～1.48m左右。根据工作面煤层特征，本设计选用走向长壁后退式回采，全部陷落法管理顶板。 4.2 工作面装备方案
（1）矿井实行“一井一面”装备方案。一个采区，在其内布置一个倾斜长壁采煤工作面；
（2）工作面配备煤电钻、放炮器等，单体液压支柱、铰接顶梁支护顶板； （3）运输顺槽运煤、进风，铺设水管和电缆等，同时铺设一部刮板运输机，运输机长度80m，工作面产出的煤炭自溜到顺槽刮板运输机，通过一部刮板运输机，将煤转入顺槽和水平大巷间的横川，横川下设漏煤咀，煤炭通过漏煤咀装入大巷矿车； （4）回风顺槽铺设消尘水管、回风。 4.3 工作面参数的确定 （1）工作面采高
3#煤层平均可采厚度为1.4m，故设计确定3煤层采高为1.4m。 （2）工作面长度
工作面长度是决定工作面产量和效率的一个重要参数，直接与开采技术条件、主要采煤设备能力、队伍素质及管理水平等因素相关，因此必须综合考虑，合理选择。
根据调查资料，结合矿井的地质特征、生产能力、水平巷间距及合理的年推进度，首采工作面设计长度拟定为90m。 （3）工作面推进长度
根据工作面长度、矿井设计能力，工作面循环个数，结合采区的合理划分，确定工
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作面年推进长度495m。 4.4 工作面主要设备
本井田煤层开采条件不十分理想，煤层薄、倾角大、f系数小（0.6）、顶底板条件一般。设计确定在采区内装备一个倾斜长璧工作面，其主要设备有：
（1）工作面配备MFB-100型发爆器一台，MSZ-1.2煤电钻一台；单体液压支柱、绞接顶梁等。顶梁型号为：HDJA-1000和单体液压支柱型号为；DZ16-30/100；
（2）运输顺槽运煤、进风，铺设SGB-430/30型可弯曲刮板输送机、水管和电缆等； （3）回风顺槽铺设消尘水管、回风。 4.5 工作面生产能力及回采工艺 （1）采煤工作面循环进度及产量
循环进度取1.0m，工作面采高1.4m，煤层视密度1.45t/m3, 工作面回采率取0.97，则工作面循环产量为：
Q＝1.0×1.4×1.45×90×0.97
＝177t （2）采煤工作面日循环数及日产量
矿井年工作日330d，采用三八工作制，每天两班采煤，一班检修。每个采煤班完成一个循环，日循环数2.0个，则：
工作面日进度：1.0×2.0＝2m 工作面日产量：177×2＝354t （3）采煤工作面年推进度及产量
工作面年推进度为 L＝2.0×330×0.75 ＝495m
式中：0.75——采煤工作面正规循环率，取75%。 工作面年生产能力：
Ac＝L×h×L/×r×K
＝495×1.4×90×1.45×0.97
＝87723t＝88kt
式中 Ac工作面年产量（kt）； L(m)；
h (m)；
L/工作面长度(m)； r#煤层原煤视密度(t/m3)； K0.97。
（4）掘进工作面年进度及掘进煤量
掘进工作面生产能力
按掘进巷道长度计算其掘进煤量
Aj＝r·L·S·K
＝1.45×1480×3.08×0.97
＝6411t＝6.4kt/a
式中 Ajkt/a；
r#煤层原煤视密度，1.45t/m3；
L1480m/a（包括480m/a的准备巷道）； S2.2×1.4=3.08m2；
（5）矿井全年生产原煤量
A＝Ac+Aj
＝88+6.5 ＝94.4kt/a 经计算能满足矿井生产90kt/a规模的要求。 4.6 工作面工序安排
采煤工作面主要作业工序为：
打眼、装药、放炮、临时支护、攉煤、支护、回柱放顶。 （1）落煤
钻爆法落煤、炮眼布置单排眼，间距1.2m，眼深1.2m，循环进度1.0m，采用分段放炮，分段距离不超过10m；工作面每循环炸药消耗量28kg，雷管90发。 （2）攉煤
人工向运输顺槽的溜槽中攉煤。 （4）回柱放顶
工作面采用人工放顶；在放顶线处打好密集柱和戗柱后，自下而上回柱；两组间距不小于10 m；先松动支柱然后回柱。
4.7 顶板管理
根据该地区采煤实际，选用DZ16-30/100型单体液压支柱配HDJA-1000型铰接顶梁支护，全部垮落法管理顶板。单体液压支柱DZ16-30/100型参数如下：
最大支撑高度1600mm； 最小支撑高度1000mm； 伸缩行程 600mm； 额定工作阻力Rt=300kN。 单体支柱支护强度验算： （1）采用经验公式计算支护强度
Pt＝9.81×h×r×k ＝9.81×1.4×2.5×6
＝206.01kN/m2 式中 PtkN/m2； hm；
rt/m3，一般取2.5；
k4～8，取6。 （2）选择工作面支护强度。根据以上计算工作面支护强度应大于206.01N/m2。 （3）支柱实际支撑能力
Rt＝Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
＝0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×300
＝254 kN 式中 RtkN； Kg Kz Kb Kh Ka
R （4）工作面合理的支护密度
n＝Pt/ Rt
＝206.01/254 ＝0.81根/m2 式中： n/m2
（5）工作面设计基本支架的排距为1.0m，则基本支架的柱距：
L柱＝1.0/(L排×n) ＝1.0/(1.0×0.81)
＝1.23 m 式中： L柱工作面支架的柱距，m； L排工作面支架的排距，m。
故采煤工面柱距取1.0m，满足支柱支护强度要求。
按所选单体液压支柱和铰接顶梁规格，设计采用“齐梁齐柱”式布置，放顶线加密集点柱和戗柱支护。排距1.0m，柱距1.0m。工作面采用“三四排管理、见四回一”的管理方式，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，设计支护密度为1.27根/m2，大于0.81根/m2，满足支护强度要求。
回采工作面的推进长度及所留煤柱尺寸与老顶来压步距密切相关，初采时，应采取严格科学的矿压观测措施，根据实际情况视基本顶初次来压步距和周期来压步距，确定合理的推采距离及煤柱尺寸，确保安全生产。 （6）液压泵站
型号：BRW80/35X4A（两泵一箱） 压力：35Mpa 流量：80 L/min 功率：55KW 配套液压箱：640L。 4.8 劳动组织
工作面劳动组织采用“两采一准”，生产班每班采一条帮，循环进度1m。工作面分9组，每组两人，综合完成各工序任务，生产班每班出勤人数25人，准备班每班出勤人数6人，完各项支护任务，全班日出勤56人。劳动组织见表4-1。 表4-1 劳动组织表
4.9 生产准备与巷道掘进 （1）巷道准备
1）矿井投产时开拓巷道基本完成。南采区每年需掘进400m准备巷道； 2）根据回采工作面年推进度计算，回采巷道每年需掘进：顺槽495×2=990m；工作面切眼长90m；为保障采掘接续，每年需掘进巷道1480m；
3）经计算回采、准备巷道总量为1480m/a。其中煤巷90m；半煤岩巷1390m，巷道断面形式：水平大巷（圆弧拱形）宽2.4m，高2.3m, 断面积5.1m²，上山及运输顺槽（矩形）宽2.2m，高2.0m, 断面积4.4m²，回风顺槽（矩形）宽2.0m，高2.0m, 断面积4.0m²；采用锚网支护，顶板条件不好时改为锚喷支护，喷浆厚度50mm；
4）由于煤层较薄，倾角较大，为保证巷道顶板处于较好的层位，要求煤层巷道掘进采用破顶方式前进。 （2）掘进队伍与设备
正常生产期间每年掘进巷道1480m。
组建一个掘进队伍，装备一个掘进工作面，每面班勤8人，圆班队出勤24人，月进尺130 m。掘进工效0.17m/工，万t煤掘进率164m，掘进出煤6.4kt/a，巷道均采用锚网支护。劳动组织见表4-2。
表4-2 劳动组织表
每个掘进工作面配备：JBT-51，2×5.5型局扇一台，备用一台，MSZ-1.2煤电钻一台，MFB-100发爆器一台，ZY24风钻一台，探水钻机一台，矿车10台等。
第5章 矿井运输及排水
5.1 矿井主运输方式及运输系统 （1）运输方式
根据矿井开采方案，首采工作面采用爆破落煤法，工作面采用煤炭自溜方式，煤流进入工作面运输顺槽中的刮板运输机，转载进入顺槽与水平大巷间的横川，通过溜煤咀装入水平大巷中的1t翻斗式矿车，然后用电瓶车牵引矿车经过水平大巷、平峒车场和运输平峒运至地面，翻入矿井储煤场。 （2）运输系统
1）回采工作面煤炭运输系统
回采工作面→运输顺槽→溜煤横川→水平运输大巷→主平峒→地面车场→储煤场。 2）掘进工作面煤炭运输系统
①回风顺槽巷道掘进：工作面→材料上山→水平运输巷→主运输平峒→地面车场→储煤（矸）场；
②运输顺槽巷道掘进：工作面→刮板运输机→横川→溜煤咀装车→水平运输巷→主运输平峒→地面车场→储煤（矸）场。 5.2 矿井辅助运输方式
（1）辅助运输主要依靠轨道运输，设计运输线路铺设15kg/m轨道，轨距600mm，1t翻斗式矿车装、运；地面、井下依靠电瓶车牵引；
（2）井下辅助运输包括矸石、材料、设备和配件等内容；
（3）矸石运输线路：回风、运输顺槽巷道掘进：工作面→材料上山→水平运输巷→主运输平峒→地面车场→储矸场；
（4）材料、设备和配件运输线路：地面库房→平峒→车场→水平巷→材料上山→工作面运输、回风顺槽→回采（掘进）工作面。 5.3 矿井运输设备选型
（1）蓄电池电机车选型
1）选择电机车型号
根据矿井开拓布部署及采掘进度安排，矿井主要运输和辅助运输全部采用蓄电池电机车牵引矿车运输，全矿一个采煤工作面，两个掘进工作面用料、出矸，运输量较小，故选用CT-2.5煤矿防爆特殊型电机车，其主要技术参数为：2350×920×1520mm(长×宽×
高)，轨距600mm，电压48V，牵引力2.75KN，速度4.5km/h，制动方式为机械制动，最小曲率半径6m。
（2）全矿电机车台数的确定
1）采煤工作面运送材料、设备、配件等一台； 2）煤炭运输两台； 3）保安及备用一台；
4）全矿蓄电池电机车总台数为四台。 （3）矿车 1）矿车选型
由于地面工业广场较小，翻罐笼难以配置，加之，矿井井型较小，运输量不大，所以，矿车拟选用KF0.55-6翻斗式矿车，作为主要和辅助运输容器，其参数为：容积0.55m3，最大载重量1t，轨距600mm，牵引力30KN，卸载角度40°，外形尺寸1620×930×1200mm。 （4）矿车数量
1）每个掘进工作面配备矿车10辆，共配备20辆； 2）煤炭运输24辆； 3）周转备用10辆；
4）全矿合计需配备矿车54辆。 （5）列车数量及运输能力 1）设计依据 ①运输距离：1300m； ②矿井日产量：354t； ③矿车装载量：1.0t； ④电瓶车运行速度：4m/s；
⑤牵引矿车数量：8辆/列，装载点设有坐底车。 2）能力计算
①一列车牵引8辆矿车，总长度为1.62×8+2.35=15.31m； ②车场长度：30m；
③循环一趟所需要的时间：18min； ④一次装载量：8t；
⑤日循环次数：53；
⑥日运输量：424t（按16h计算）； ⑦辅助运输量较小。
日运输量424t大于354t。 5.4 矿井排水
由于矿井全部采用平硐开拓，暂无下山开采，直接利用平巷水沟自流排出，不需要排水设备。
第6章 矿井通风
6.1 概况
本矿井瓦斯资料来源于陕西省煤炭工业局2012年度瓦斯等级鉴定的批复[20012]31号，瓦斯绝对涌出量0.09m3/min，瓦斯相对涌出量2.28m3/t，属低瓦斯矿井；煤尘爆炸指数为19%，具有爆炸危险性；3#煤层无自燃发火倾向；本矿井属无热灾害矿井。 6.2 矿井通风
（1）矿井通风方式与方法
采用中央并列抽出式机械通风，主、副平峒进风，回风平峒回风。 （2）矿井通风系统
新鲜风从+950m平峒→+950m水平巷→工作面运输顺槽→9501工作面→9501回风顺槽→+1057m回风斜巷→回风平峒→地面。 （3）矿井通风阻力计算
矿井布置一个回采和两个掘进工作面，无独立通风峒室。
矿井总风量Q矿=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其他）·K 1）按井下最多工作人数计算
Q矿＝4NK
＝60×4×1.2 ＝288m/min。
式中 Q矿m3/min； N 4m3/min；
K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20～1.25。 （4）按采煤、掘进等处实际需风量计算
采煤工作面需风量：
1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算
Q采＝100×Q瓦×K瓦
3
＝100×0.09×2
＝18m3/min
式中 Q采m3/min；
Q瓦0.09m3/min； K瓦2.0。 2）按工作面需风量计算
Q采＝60×V采×S采×K采，m/min
＝60×3.7×1.15×1.0 ＝255.3m/min，取260 m/min 式中 V采1.15m/s；
S采3.7m2； K采1.0。 3）按炸药使用量计算
Q采＝25A采
3
33
＝25×2.8
33
＝70m/min 式中 25每使用1kg炸药的供风量，m/min；
A采kg。 4）按工作人员数量计算
Q采＝4n采 ＝4×25 ＝100m/min
式中 4
n采 5）按风速验算
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
Q采≥60×0.25S采，m/min
＝60×0.25×3.7 ＝55.5m/min 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
Q采≤60×4S采，m/min
＝60×4×3.7
3
3
33
＝888m/min （5）掘进工作面风量计算
1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q掘＝100×Q瓦×k掘 ＝100×0.09×2
＝18m/min 式中 Q掘m/min；
Q瓦0.09m/min； k掘2.0。 2）按炸药使用量计算
Q掘＝25A掘，m/min
＝25×2.8 ＝70m3/min
式中 25每使用1kg炸药的供风量，m/min；
A采kg。 3）按局部通风机吸风量计算
Q掘＝Q通IK通，m/min
＝150×1×1.2 ＝180m/min
式中 Q通6—1），180m/min；
I
K通一般取1.2～1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
表6—1 局部通风机额定风量
3
3
33
3
3
33
3
4）按工作人员数量计算
Q掘＝4n掘，m/min ＝4×24 ＝96m/min 式中 n掘 5）按风速验算
60×0.15×S掘≤Q掘≤60×4×S掘
由上式得48.15m/min≤Q掘≤1284m/min 所以，Q掘＝180m/min符合上述要求。 （6）硐室所需风量
井下无独立通风硐室，变电所及水泵房和其它硐室串联通风。 （7）其它地点用风量
其它用风地点可以按采煤、掘进、硐室的需风量总和的3%—5%估算。 （8）矿井总风量
Q矿 ＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ其他）×K
＝（288×2+180×4+65）×1.2 ＝1633m/min
式中 K～矿井风量备用系数，取1.2代入上式。 6.3 矿井通风阻力
（1）矿井通风阻力计算：
通风容易时期的通风路线为：+950m平峒→+950m水平巷→9501运输顺槽→工作面→9501回风顺槽→回风斜巷→+1057m平峒→地面。
通风困难时期的通风路线为+850平峒下山开采时的最远工作面：+850m平峒→+950m水平巷→采区运输下山→8506运输顺槽→工作面→8506回风顺槽→采区回风下山→+950m平峒→地面。
根据通风系统和风量分配，计算矿井通风容易时期通风阻力为247.59Pa，通风困难时期通风阻力为519.32Pa。 （2）矿井通风等积孔计算：
矿井等积孔 A1.19
Q
h
3
33
33
3
式中 Am²；
Qm²/s； Hpa。
代入数据得容易时期和困难时期的等积孔分别为：矿井通风容易时期的等积孔为2.06m，矿井通风困难时期的等积孔为1.42m。
计算结果表明，矿井通风难易程度为中等容易。
根据矿井所需风量及通风阻力，参照风机性能曲线，选用两台FBCZ-6-No9A型防爆轴流风机，其中一台工作，一台备用。采用电机反转反风，无需另设反风道。该风机配套1台YBF160L-4型电机，功率15kW，电压380V，转速1450r/min。该风机风量范围9～27m/s，风压范围150900Pa。
风机实际运行工况点如下:
容易时期： 困难时期： 叶片安装角度：38° 叶片安装角度：30° 风量：10.6m/s 风量：10.6m/s 静压：121.55Pa 静压：411.35 Pa 效率: 60% 效率: 70% 主扇性能曲线见下图6-1。
图6-1 FBCZ-4-№9A型主扇性能曲线图
3
3
3
2
2
1）通风机设置及要求
风机安装要求：通风机安设在风井的一侧与井筒成45°角，安装两套轴流风机，一套工作，一套备用。风机设在简易工棚中，采用轨道固定方式安装，不建通风机房。但应建遮盖棚以有效保护风机机体。另外需设电控值班室和风门间，垂直闸门、水平进风门和JMB－2型风门绞车均安装在风门间内。为降低通风机出风侧的空气动力噪声，在通风机出风侧水平段风筒内装设阻式消声器。并设电控和值班室，设置专人管理。为了保证矿井通风连续可靠，通风机必须有备用风机，必须采用双回路供电。风机吸风口必须安装保护栅栏，以防杂物吸入通风机内损坏风机。通风机需安装监测风压的压差计和风硐中安装风速、负压传感器；风道上安装垂直闸门。
2）主扇运转方式
矿井开采，通风阻力大，主扇两级同时运转。 3）反风方式、反风系统及设施 反风方式：使用主扇电机反转反风。 反风系统：
新鲜风流→回风平峒→回风斜巷→3101回风顺槽→3101工作面→3101运输顺槽→950运输巷→主平峒→地面。
反风设施主要有设在井下主要巷道的双向风门，回风平峒井口的防爆门。 6.4 掘进通风
掘进工作面采用局部扇风机压入式通风，阻燃风筒送风。双风机、双电源，且必须实现“风电闭锁”。
6.5 矿井通风设施和减少漏风的措施
矿井通风设施有防爆门、密闭、风门、测风站等，要求必须提高施工质量，加强通风管理。
工作面回采完毕后要及时封闭采空区，减少漏风。
后 记
当周围的一切都寂静下来，坐在桌前静思这段时间的毕业设计体会，毫无如释重荷之感，却常常自责，总有学而不精、做而不细的感觉压于心头，难以释怀。
毕业设计考验了我，是大学二年最为深刻的一次教学，使我明白自己还欠缺什么，哪些方面还有待加强，也为自己即将走向工作岗位所表现的不足敲响警钟。我们不能将毕业设计仅仅作为一次作业来完成，应该以此来衡量我们个人素质的体现。工程技术人员要求必须具备严谨求实的工作风格和精益求精的追求理念，这方面在毕业设计中表现还有所不足，所以，当面临真正的工作实际时，必须引起高度的重视，否则将辜负学校培养的厚望。
当同学间电话联系的第一句话是 毕业设计做得怎么样了？总有一股患难般的温情荡漾心头。一周的实习时间很短暂，但我们还是在其中学到的很多的东西，学会了如何与同行交流，特别是技术处理上的交流，是我切实的感受到每个人在工作中都有自已优势的一面，这就要求我们在工作中必须协调，诸多体会，也是这段时间的收获与体会。
也曾面临困难，也曾徘徊不前，但总算走过来了，这也许是只是一个过程，一个结束，一个开始。
时间不会为谁停留，该到我们离开时，才发现学校原来如此留恋，校园如此美丽。其实我们不要为离别伤感，有人说离开也是归来，只要心系唯一。所以，我要感谢在百忙中指导我设计的XXX老师以及煤矿开采教研室的全体老师，感谢二年的培育之恩。还有一起走过二年的同学们，感谢你们的关怀与帮助。在以后的长路中，让我们共同努力，创造人生辉煌，为母校增添荣光！珍重！
致 谢
经过半个月紧张的设计，在罗媛老师的悉心指导和帮助下，毕业设计终于圆满结束。在此，首先向XXX老师致以衷心的感谢，是她自始至终的指导、帮助，使我避免走很多弯路，最终顺利地完成了本次设计任务。
感谢XXXX老师，在我学习《煤矿地质》课程期间他给我们一种严谨治学的精神；感谢XXX老师在我学习《煤矿开采方法》、《井巷工程》课程期间给予了我很多的帮助；感谢XXX老师，在我学习《矿井通风》课程期间给予了我很多的帮助！
尽管如此，由于初次设计，而且理论水平和实践经验有限，加之时间短促，因而设计中考虑不周，错误也在所难免，敬请各位老师不吝指正，以利于改正。再次表示衷心的感谢！
27
参考文献
[1]曹允伟，王春城等.《煤矿开采方法》，北京：煤炭工业出版社，2005 [2]吴再生，刘禄生.《井巷工程》，北京：煤炭工业出版社，2004 [3]王永安，李永怀.《矿井通风》，北京：煤炭工业出版社，2004 [4]桂和荣，郝临山.《煤矿地质》，北京：煤炭工业出版社，2004 [5]李福固.[6]刘吉昌.
，徐州：中国矿业大学出版社，2010 ，徐州：中国矿业大学出版社，1987 28
《矿井运输与提升》《矿井设计指南》
四川XXXXXXX大学
毕 业 论 文
报告题目： 矿 井 设 计
教 学 系： 矿业工程系
指导老师： 职 称
学生姓名： 学 号
专 业： 2012级煤矿开采技术
摘要
本设计是对陕西省镇巴县三元镇安家山煤矿在原有基础上所作的初步设计，安家山煤矿自然地质条件较为复杂，3煤层平均厚度1.4m，属中厚煤层煤层赋存较为稳定埋藏浅，地质构造较为简单。矿井瓦斯涌出量小，属瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性。煤层自燃倾向性为Ⅲ类，属不易自燃煤层。矿井涌水量底 。本次设计主要对矿井开拓方式准备方式和采煤方法进行了初步设计，对矿井运输、通风、排水等生产系统进行了描述和设备选型计算。设计中采用平硐开拓，采区布置为走向长壁工作面，一个工作面满足9万/ta的生产要求。设计时根据现有经济技术条件，尽可能采用先进的开采技术和装备，严格执行《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》中的相关规定。
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关键词：矿井初步设计 平硐开拓 采煤工艺
目录
第1章 井田概况和地质特征 ............................................. 1
1.1 矿区地理位置 ..................................................... 1 1.2 井田所属位置 ..................................................... 1 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.8 第2章 2.1 2.2 第3章 3.1 3.2 3.3 3.4 3.5 第4章 4.1 4.2 4.3 4.4 4.5 4.6 4.7 4.8 地形地貌、气候与地震 ............................................. 1 矿区电力供应基本情况 ............................................. 2 水文地质 ......................................................... 2 煤层顶底板 ....................................................... 2 煤层埋藏特征 ..................................................... 3 瓦斯等级和自然情况 ............................................... 3 井田境界储量 ................................................... 4
井田境界 ......................................................... 4 地质储量 ......................................................... 4 矿井开拓 ....................................................... 5
井口位置与工业场地选择 ........................................... 5 井田开拓方式 ..................................................... 5 井筒、井底车场及峒室 ............................................. 7 井底车场及峒室 ................................................... 8 主要大巷位置及水平划分 ........................................... 8 矿井开采 ...................................................... 10
采煤方法 ........................................................ 10 工作面装备方案 .................................................. 10 工作面参数的确定 ................................................ 10 工作面主要设备 .................................................. 11 工作面生产能力及回采工艺 ........................................ 11 工作面工序安排 .................................................. 12 顶板管理 ........................................................ 13 劳动组织 ........................................................ 14
4.9 生产准备与巷道掘进 .............................................. 15 第5章 矿井运输及排水 ................................................ 17
5.1 矿井主运输方式及运输系统 ........................................ 17 5.2 矿井辅助运输方式 ................................................ 17 5.3 矿井运输设备选型 ................................................ 17 5.4 矿井排水 ........................................................ 19 第6章 矿井通风 ...................................................... 20
6.1 概况 ............................................................ 20 6.2 矿井通风 ........................................................ 20 6.3 矿井通风阻力 .................................................... 23 6.4 掘进通风 ........................................................ 25 6.5 矿井通风设施和减少漏风的措施 .................................... 25 后 记 .................................................................. 26 致 谢 .................................................................. 27 参考文献 ................................................................ 28
第1章 井田概况和地质特征
1.1 矿区地理位置
安家山煤矿位于镇巴县城西南45km的三元镇安家山村，其地理坐标：东经107°45′42″，北纬32°28′30″。矿井距210国道40km，镇巴到通江之省道从井田西部边缘通过，距矿井3.5km；矿井距汉中市236 km；距万源市130km；距离官渡（四川万源）火车站126km，交通较为方便。
交通位置图1-1
1.2 井田所属位置
该井田属镇巴煤田长岭复式向斜西南翼之一小段，次一级小褶曲发育。 1.3 地形地貌、气候与地震 （1）地形地貌
该区三面环山，中部相对平坦。井田内最低标高约+760m，最高标高约+1400m，相对高差640m。属大巴山中-低山地貌，群山环绕，山清水秀，景色宜人，植物生长茂盛。 （2）河流与水库
井田内无常年性河流和水库，周围三面溪水汇集，在其北部形成河流。井下补给水源主要靠大气降水。 （3）气象与地震
本区属暖温带大陆性气候，雨量充沛，四季分明，气候温和，光照充足。据气象部
门的统计资料，年降雨量约790～1820mm，降水主要集中在每年的7、8、9三个月，占全年降雨量的55～60%。历年平均气温13.5℃，最高38℃，最低-10℃。结冰期为12月至翌年2月，最大冻土厚度280mm；历年最多风向NE和NW。
根据1993年《陕西省工程抗震设防烈度图》，矿区地震烈度为Ⅵ度。 1.4 矿区电力供应基本情况
矿井供电电源采用双回路，一路10kV电源引自长岭35kV变电站，供电距离约13km。另一路10kV电源引自汤家河水电站，供电距离约4km。 1.5 水文地质 （1）地表水
井田内无大的地表水，仅有山涧溪流，大气降水为地表水和地下水主要补给源。井田内山高坡陡沟谷发育。大气降水一部分经沟流小溪排泄，一部分渗入地下。下渗的降水有些以泉水形式流出地表、有些沿裂隙流向深部补给地下水，水文地质类型属裂隙水为主的简单类型。
（2）井田主要含水层和隔水层
三迭系中上统石灰岩、侏罗系下统须家河组砂、砾岩（K1）含水层组：
出露于井田北西边缘一带，厚度达640余米，按岩性特点分为三段。下段为厚层石灰岩（120m），中段为泥岩、泥灰岩互层夹角砾灰岩（220m厚具有隔水作用）。此两段岩层在井田内埋藏较深又远离煤层。上段为中、厚层灰岩和泥灰岩互层，中夹薄层泥质条带，厚约300m。灰岩裂隙～溶洞发育，因底部有隔水层，有泉水出露于该段底部。应注意灰岩溶洞突然涌水事故的发生。
井田内主要含水层组以基岩裂隙为主，而基岩裂隙水的大小则受裂隙发育程度和地下水的补给条件所控制，前者受地质构造和后期风化作用的影响：后者则与大气降水、地貌、地形、水文等因素有关。
矿井涌水量采用富水系数法、大井法、廊道法进行计算和对比，确定矿井正常涌水量为12m3/h，最大涌水量为23 m3/h。 1.6 煤层顶底板 （1）煤层顶板
3#煤层顶板为灰色钙质粉砂岩，夹灰色钙质泥岩、薄层钙质砂岩，属中等易跨落顶板。
（2）煤层底板
3#煤层底板为黑灰色泥岩或粉砂岩，岩性相对较松软。 1.7 煤层埋藏特征 （1）主要开采煤层
3煤为本井田主要可采煤层，煤层厚度0.3～2.5m，平均厚1.4m；煤层倾角22°～60°，浅部倾角较大，深部倾角较小；其余煤层极薄，无开采价值。 （2）煤质
据精煤挥分（Vr）和胶质层厚度（Y）测定：
3煤层Vr 11.18～16.29%，平均13.47%，变化不大；Y值为0；焦渣特征一般为2～3；罗加指数0～6；属不粘结至弱粘结煤层，煤质为贫煤。 （3）工业用途评价
根据煤炭质量分级国家标准（GB/T152224.1-2010）3煤层为中灰—高灰、底—中热值贫煤。由于热值底一般作为电煤燃烧。 1.8 瓦斯等级和自然情况
3煤层瓦斯绝对涌出量0.09m³/min，瓦斯相对涌出量2.28m³/t，二氧化碳相对涌出量2.1m³/t，。属低瓦斯矿井。 （1）煤尘爆炸性
根据陕西省煤田地质综合实验室检测报告：煤尘爆炸性鉴定，采用MT78-84分析标准，送检样本火焰长度为11mm，抑制煤尘煤炸最低岩粉量为40%，煤尘爆炸指数为19%，鉴定结论为该矿井所开采的3煤层，煤尘具有爆炸危险性。 （2）煤层自燃倾向性
根据陕西省煤田地质局综合实验室对井田3煤送检样本检测报告，煤层自燃倾向性鉴定，氧化样为402℃，还原样为406℃，原煤样为410℃，氧化程度为50%（根据GBT18511-2001），鉴定结论为本矿井所采3#煤层自燃倾向性为Ⅲ类，属不易自燃煤层
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第2章 井田境界储量
2.1 井田境界
镇巴县安家山煤矿井田走向长约4500m，倾斜宽约1000～1200m，面积6.0568km。开采深度1270m～700m。 2.2 地质储量
经计算3工业保有储量为275.98万t，设计利用储量（C）为260.21万t，设计可采储量（ZK）为195.62万t。
矿井资源整合后设计生产能力90kt/a，设计服务年限16a。
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第3章 矿井开拓
3.1 井口位置与工业场地选择
（1）工业场地选择
原矿井所在的工业广场处于井田的中央，地势为台阶性坡地，是本井田内唯一可选的工业场地，本次设计仍选择在本广场内，重新开拓一平峒与原来的三个平峒形成矿井新的开拓系统，初期使用上部平峒上山开采；后期使用下部平峒上下山开采，井下位置较合适，便于开拓。
（2）井口位置
根据地面工业广场选择情况和地形、地貌特征，结合井下地质条件：层倾角较大，埋藏深浅不一。新井口位置的选择范围，仅限于工业场地所在的山坡，井筒选择位置较高，则开采煤量有限，选择较低，井筒则长、工程量加大，经过现场勘察，技术上合理，经济上可行的新井口位置选择在+850m标高。原有的三个平峒（+997、+950m和+1057m），分别为初、中期的主井和风井。 3.2 井田开拓方式
（1）方案提出
井田内+1050m标高以上煤层已基本采完。矿井现有三条平峒：+1057m回风平峒、+997m主平峒以及最近完成的+950m平峒，均为圆弧拱形断面，巷道净宽2.2m，净高2.3m，断面积4.6m²左右；这些平峒即可完成+950m水平以上的煤层开采，剩余+700m(资源部门划定的下限)至950m的开拓问题即为本设计考虑的重点。据此设计提出以下两个开拓方案。
方案一：平峒开拓
1）矿井采用四条平峒开拓全井田，主平峒为新开拓，主要开拓中下部煤层，中上部煤层利用原有的+950m、+997m和+1057m平峒进行开拓；
2）已有的三个平峒井口标高分别为+950m、+997m和+1057m；方位分别为45º、58º 和68º；长度分别为358m、286m和284m；
3)新开主平峒（后期用）井口标高+850m，方位35º，选用圆弧拱形断面，巷道宽2.4m，高2.3m，面积5.1m²，长度452m。水平（+3‰）掘进进入煤层，然后沿煤层走向分别向两翼开掘+850m水平运输大巷（断面同主平峒）和集中运输、回风斜巷与+950m水平大巷连接，构成生产系统，主要开采710～950m之间的煤层；
4）+710～+850m的开采，在巷道探明煤层储量后，采用下山开拓；+950m水平以上煤层的开采，利用原有的三条平峒。
方案二：综合开拓（平峒与斜井）
1）矿井采用一条斜井和三条平峒开拓全井田，主斜井为新开拓，副平峒和回风平峒分别利用原有的+950m、+997m和+1057m平峒；
2）新开主斜井井口标高+800m，方位130º，圆弧拱形断面，巷道宽2.4m，高2.3m，面积5.1m²，长度294.4m；以17º坡度掘进进入煤层（标高+710m），然后沿煤层走向分别向两翼开掘+710m水平运输大巷（断面同主斜井）以及采区运输、回风上山与+950m水平大巷连接，构成生产系统，主要开采710～950m之间的煤层；
3）+950m水平以上煤层的开采，利用原有的三条平峒。 （2）方案比较
综上所述，方案一系统简单，排水运输方便，占用运输设备少，初期投资少；但巷道总长度大；方案二总巷道投资少，但初期投资大，投资风险大，阶段过长。根据当地的经济环境、勘探程度以及+850m以上矿井储量较多的实际（可形成开拓煤量90万t以上）。设计认为：方案一更适合本矿井具体条件，尤其在深部储量不很清楚的情况下，推荐方案一为井田的开拓方式（采用四条平峒进行开拓），是比较合理的。
3.3 井筒、井底车场及峒室 （1）井筒用途、布置及装备
1）主平硐（+950平硐、一水平主井）
利用原矿井的+950m平峒，担负矿井的辅助（主）运输任务，主要用作行人、安全出口。井口标高+950m，井筒长度358m，圆弧拱形断面，净宽2.2m，净高2.3m，净断面4.6m2。井筒内铺设15kg/m轨道，采用电瓶车牵引1t翻斗式矿车运输，并敷设电缆与消防洒水、压风等管路。
2）副平峒（+997平峒、一水平副井） 二水平风井。
利用原矿井的+997m平峒，担负矿井的进风（主运输）任务，主要用作行人、安全出口。井口标高+997m，井筒长度286m，圆弧拱形断面，净宽2.2m，净高2.3m，净断面4.6m2。井筒内铺设15kg/m轨道，采用电瓶车牵引1t翻斗式矿车运输，并敷设电缆与消防洒水、压风等管路；后期井口设主扇。
3）回风平峒（1057m平峒、初期使用）
初期风井为原安家山+1057m平峒，主要用于回风，兼作行人、安全出口。井口标高+1057m，长度为284m，圆弧拱形断面，净宽2.2m，净高2.3m，净断面4.6m2。
4）后期主平峒（+850平峒、二水平主井）
主平峒为新开拓，作为后期主运输井，担负全矿井的运煤、下料等运输任务，同时兼做矿井的进风、行人及安全出口。井口标高为+850m，圆弧拱形断面，净宽2.4m，净高2.3m，井筒净断面积为 5.1m2；坡度 +3‰，巷道长度452m；井筒内铺设15kg/m轨道，采用电瓶车牵引1t翻斗式矿车运输，并敷设电缆与消防洒水、压风等管路，井筒特征见表3-1。
表3-1 井筒特征表
（2）支护方式
主平峒井口基岩裸露，无黄土覆盖，但有风化基岩层存在；井筒所穿过的岩层，岩性和工程地质条件较好，除井口20m风化段采用料石砌碹支护外，基岩段一般采用喷浆支护，喷浆厚度50mm；特殊不稳固段，采用锚喷支护或加大喷浆厚度。 3.4 井底车场及峒室
（1）在+950m初期主运输大巷271m处（自水平巷退后15m），做平车场与采区运输巷连接，形成运输系统；
（2）在+997m辅助运输大巷343m处，做平车场与采区运输巷连接，形成运输系统； （3）在+850m主运输大巷437m处，做平车场与采区主运输大巷连接，形成主运输系统；
（4）大巷装煤点设折反式车场，长度为30m；
（5）在各时期运输大巷的中部设一简易峒室，放置移动变电站； （6）井下不设置爆破材料库。 3.5 主要大巷位置及水平划分 （1）开采水平划分及标高确定
根据井田开采范围及煤层赋存条件，全井田采用四条平峒开拓，按平峒的高程自然分为两个水平，第一水平为+950m水平，上山开采；第二水平为+850m水平，上下山开采。
（2）采区划分及开采顺序
1）采区划分
井田内煤层可采范围主要集中在井田的中央，而主开拓系统也位于井田的中部，矿
井井型较小，本井田分为两个采区，即南采区和北采区。 （3）采区巷道布置
1）+950m平峒已见煤，+950m水平大巷施工1200m，形成+950m水平巷，即9501工作面运输顺槽；
2）从+997m平峒见煤点沿+997m水平大巷施工1050m，形成+997m水平巷，即9501工作面回风顺槽；
3）首采工作面（9501）长度90m，运、回风顺槽长度970m。 （4）开采顺序
1）井田内的总开采顺序为自上而下；采区间，先开采储量可靠的南采区，再开采北采区；
2）采区内部采用后退式开采法；
3）采区内部采用南翼生产，北翼准备的格局。首采面为9501工作面，接续面为9502工作面，然后转入8501工作面。
第4章 矿井开采
4.1 采煤方法
（1）工作面位置、要素及采煤方法的选择
1）工作面位置及要素
首采工作面位于南采区南部（9501工作面），工作面长度90m；工作面推进长度970m；工作面倾角38°，煤层平均厚度1.4m。
接续工作面位于南采区北部（9502工作面），工作面参数基本同9501工作面。 （2）采煤方法的选择
本井田煤层上部倾角在40°左右，下部倾角在36°左右，主要储量集中在中部地段，煤层厚度一般在1.0～1.48m左右。根据工作面煤层特征，本设计选用走向长壁后退式回采，全部陷落法管理顶板。 4.2 工作面装备方案
（1）矿井实行“一井一面”装备方案。一个采区，在其内布置一个倾斜长壁采煤工作面；
（2）工作面配备煤电钻、放炮器等，单体液压支柱、铰接顶梁支护顶板； （3）运输顺槽运煤、进风，铺设水管和电缆等，同时铺设一部刮板运输机，运输机长度80m，工作面产出的煤炭自溜到顺槽刮板运输机，通过一部刮板运输机，将煤转入顺槽和水平大巷间的横川，横川下设漏煤咀，煤炭通过漏煤咀装入大巷矿车； （4）回风顺槽铺设消尘水管、回风。 4.3 工作面参数的确定 （1）工作面采高
3#煤层平均可采厚度为1.4m，故设计确定3煤层采高为1.4m。 （2）工作面长度
工作面长度是决定工作面产量和效率的一个重要参数，直接与开采技术条件、主要采煤设备能力、队伍素质及管理水平等因素相关，因此必须综合考虑，合理选择。
根据调查资料，结合矿井的地质特征、生产能力、水平巷间距及合理的年推进度，首采工作面设计长度拟定为90m。 （3）工作面推进长度
根据工作面长度、矿井设计能力，工作面循环个数，结合采区的合理划分，确定工
#
作面年推进长度495m。 4.4 工作面主要设备
本井田煤层开采条件不十分理想，煤层薄、倾角大、f系数小（0.6）、顶底板条件一般。设计确定在采区内装备一个倾斜长璧工作面，其主要设备有：
（1）工作面配备MFB-100型发爆器一台，MSZ-1.2煤电钻一台；单体液压支柱、绞接顶梁等。顶梁型号为：HDJA-1000和单体液压支柱型号为；DZ16-30/100；
（2）运输顺槽运煤、进风，铺设SGB-430/30型可弯曲刮板输送机、水管和电缆等； （3）回风顺槽铺设消尘水管、回风。 4.5 工作面生产能力及回采工艺 （1）采煤工作面循环进度及产量
循环进度取1.0m，工作面采高1.4m，煤层视密度1.45t/m3, 工作面回采率取0.97，则工作面循环产量为：
Q＝1.0×1.4×1.45×90×0.97
＝177t （2）采煤工作面日循环数及日产量
矿井年工作日330d，采用三八工作制，每天两班采煤，一班检修。每个采煤班完成一个循环，日循环数2.0个，则：
工作面日进度：1.0×2.0＝2m 工作面日产量：177×2＝354t （3）采煤工作面年推进度及产量
工作面年推进度为 L＝2.0×330×0.75 ＝495m
式中：0.75——采煤工作面正规循环率，取75%。 工作面年生产能力：
Ac＝L×h×L/×r×K
＝495×1.4×90×1.45×0.97
＝87723t＝88kt
式中 Ac工作面年产量（kt）； L(m)；
h (m)；
L/工作面长度(m)； r#煤层原煤视密度(t/m3)； K0.97。
（4）掘进工作面年进度及掘进煤量
掘进工作面生产能力
按掘进巷道长度计算其掘进煤量
Aj＝r·L·S·K
＝1.45×1480×3.08×0.97
＝6411t＝6.4kt/a
式中 Ajkt/a；
r#煤层原煤视密度，1.45t/m3；
L1480m/a（包括480m/a的准备巷道）； S2.2×1.4=3.08m2；
（5）矿井全年生产原煤量
A＝Ac+Aj
＝88+6.5 ＝94.4kt/a 经计算能满足矿井生产90kt/a规模的要求。 4.6 工作面工序安排
采煤工作面主要作业工序为：
打眼、装药、放炮、临时支护、攉煤、支护、回柱放顶。 （1）落煤
钻爆法落煤、炮眼布置单排眼，间距1.2m，眼深1.2m，循环进度1.0m，采用分段放炮，分段距离不超过10m；工作面每循环炸药消耗量28kg，雷管90发。 （2）攉煤
人工向运输顺槽的溜槽中攉煤。 （4）回柱放顶
工作面采用人工放顶；在放顶线处打好密集柱和戗柱后，自下而上回柱；两组间距不小于10 m；先松动支柱然后回柱。
4.7 顶板管理
根据该地区采煤实际，选用DZ16-30/100型单体液压支柱配HDJA-1000型铰接顶梁支护，全部垮落法管理顶板。单体液压支柱DZ16-30/100型参数如下：
最大支撑高度1600mm； 最小支撑高度1000mm； 伸缩行程 600mm； 额定工作阻力Rt=300kN。 单体支柱支护强度验算： （1）采用经验公式计算支护强度
Pt＝9.81×h×r×k ＝9.81×1.4×2.5×6
＝206.01kN/m2 式中 PtkN/m2； hm；
rt/m3，一般取2.5；
k4～8，取6。 （2）选择工作面支护强度。根据以上计算工作面支护强度应大于206.01N/m2。 （3）支柱实际支撑能力
Rt＝Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
＝0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×300
＝254 kN 式中 RtkN； Kg Kz Kb Kh Ka
R （4）工作面合理的支护密度
n＝Pt/ Rt
＝206.01/254 ＝0.81根/m2 式中： n/m2
（5）工作面设计基本支架的排距为1.0m，则基本支架的柱距：
L柱＝1.0/(L排×n) ＝1.0/(1.0×0.81)
＝1.23 m 式中： L柱工作面支架的柱距，m； L排工作面支架的排距，m。
故采煤工面柱距取1.0m，满足支柱支护强度要求。
按所选单体液压支柱和铰接顶梁规格，设计采用“齐梁齐柱”式布置，放顶线加密集点柱和戗柱支护。排距1.0m，柱距1.0m。工作面采用“三四排管理、见四回一”的管理方式，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，设计支护密度为1.27根/m2，大于0.81根/m2，满足支护强度要求。
回采工作面的推进长度及所留煤柱尺寸与老顶来压步距密切相关，初采时，应采取严格科学的矿压观测措施，根据实际情况视基本顶初次来压步距和周期来压步距，确定合理的推采距离及煤柱尺寸，确保安全生产。 （6）液压泵站
型号：BRW80/35X4A（两泵一箱） 压力：35Mpa 流量：80 L/min 功率：55KW 配套液压箱：640L。 4.8 劳动组织
工作面劳动组织采用“两采一准”，生产班每班采一条帮，循环进度1m。工作面分9组，每组两人，综合完成各工序任务，生产班每班出勤人数25人，准备班每班出勤人数6人，完各项支护任务，全班日出勤56人。劳动组织见表4-1。 表4-1 劳动组织表
4.9 生产准备与巷道掘进 （1）巷道准备
1）矿井投产时开拓巷道基本完成。南采区每年需掘进400m准备巷道； 2）根据回采工作面年推进度计算，回采巷道每年需掘进：顺槽495×2=990m；工作面切眼长90m；为保障采掘接续，每年需掘进巷道1480m；
3）经计算回采、准备巷道总量为1480m/a。其中煤巷90m；半煤岩巷1390m，巷道断面形式：水平大巷（圆弧拱形）宽2.4m，高2.3m, 断面积5.1m²，上山及运输顺槽（矩形）宽2.2m，高2.0m, 断面积4.4m²，回风顺槽（矩形）宽2.0m，高2.0m, 断面积4.0m²；采用锚网支护，顶板条件不好时改为锚喷支护，喷浆厚度50mm；
4）由于煤层较薄，倾角较大，为保证巷道顶板处于较好的层位，要求煤层巷道掘进采用破顶方式前进。 （2）掘进队伍与设备
正常生产期间每年掘进巷道1480m。
组建一个掘进队伍，装备一个掘进工作面，每面班勤8人，圆班队出勤24人，月进尺130 m。掘进工效0.17m/工，万t煤掘进率164m，掘进出煤6.4kt/a，巷道均采用锚网支护。劳动组织见表4-2。
表4-2 劳动组织表
每个掘进工作面配备：JBT-51，2×5.5型局扇一台，备用一台，MSZ-1.2煤电钻一台，MFB-100发爆器一台，ZY24风钻一台，探水钻机一台，矿车10台等。
第5章 矿井运输及排水
5.1 矿井主运输方式及运输系统 （1）运输方式
根据矿井开采方案，首采工作面采用爆破落煤法，工作面采用煤炭自溜方式，煤流进入工作面运输顺槽中的刮板运输机，转载进入顺槽与水平大巷间的横川，通过溜煤咀装入水平大巷中的1t翻斗式矿车，然后用电瓶车牵引矿车经过水平大巷、平峒车场和运输平峒运至地面，翻入矿井储煤场。 （2）运输系统
1）回采工作面煤炭运输系统
回采工作面→运输顺槽→溜煤横川→水平运输大巷→主平峒→地面车场→储煤场。 2）掘进工作面煤炭运输系统
①回风顺槽巷道掘进：工作面→材料上山→水平运输巷→主运输平峒→地面车场→储煤（矸）场；
②运输顺槽巷道掘进：工作面→刮板运输机→横川→溜煤咀装车→水平运输巷→主运输平峒→地面车场→储煤（矸）场。 5.2 矿井辅助运输方式
（1）辅助运输主要依靠轨道运输，设计运输线路铺设15kg/m轨道，轨距600mm，1t翻斗式矿车装、运；地面、井下依靠电瓶车牵引；
（2）井下辅助运输包括矸石、材料、设备和配件等内容；
（3）矸石运输线路：回风、运输顺槽巷道掘进：工作面→材料上山→水平运输巷→主运输平峒→地面车场→储矸场；
（4）材料、设备和配件运输线路：地面库房→平峒→车场→水平巷→材料上山→工作面运输、回风顺槽→回采（掘进）工作面。 5.3 矿井运输设备选型
（1）蓄电池电机车选型
1）选择电机车型号
根据矿井开拓布部署及采掘进度安排，矿井主要运输和辅助运输全部采用蓄电池电机车牵引矿车运输，全矿一个采煤工作面，两个掘进工作面用料、出矸，运输量较小，故选用CT-2.5煤矿防爆特殊型电机车，其主要技术参数为：2350×920×1520mm(长×宽×
高)，轨距600mm，电压48V，牵引力2.75KN，速度4.5km/h，制动方式为机械制动，最小曲率半径6m。
（2）全矿电机车台数的确定
1）采煤工作面运送材料、设备、配件等一台； 2）煤炭运输两台； 3）保安及备用一台；
4）全矿蓄电池电机车总台数为四台。 （3）矿车 1）矿车选型
由于地面工业广场较小，翻罐笼难以配置，加之，矿井井型较小，运输量不大，所以，矿车拟选用KF0.55-6翻斗式矿车，作为主要和辅助运输容器，其参数为：容积0.55m3，最大载重量1t，轨距600mm，牵引力30KN，卸载角度40°，外形尺寸1620×930×1200mm。 （4）矿车数量
1）每个掘进工作面配备矿车10辆，共配备20辆； 2）煤炭运输24辆； 3）周转备用10辆；
4）全矿合计需配备矿车54辆。 （5）列车数量及运输能力 1）设计依据 ①运输距离：1300m； ②矿井日产量：354t； ③矿车装载量：1.0t； ④电瓶车运行速度：4m/s；
⑤牵引矿车数量：8辆/列，装载点设有坐底车。 2）能力计算
①一列车牵引8辆矿车，总长度为1.62×8+2.35=15.31m； ②车场长度：30m；
③循环一趟所需要的时间：18min； ④一次装载量：8t；
⑤日循环次数：53；
⑥日运输量：424t（按16h计算）； ⑦辅助运输量较小。
日运输量424t大于354t。 5.4 矿井排水
由于矿井全部采用平硐开拓，暂无下山开采，直接利用平巷水沟自流排出，不需要排水设备。
第6章 矿井通风
6.1 概况
本矿井瓦斯资料来源于陕西省煤炭工业局2012年度瓦斯等级鉴定的批复[20012]31号，瓦斯绝对涌出量0.09m3/min，瓦斯相对涌出量2.28m3/t，属低瓦斯矿井；煤尘爆炸指数为19%，具有爆炸危险性；3#煤层无自燃发火倾向；本矿井属无热灾害矿井。 6.2 矿井通风
（1）矿井通风方式与方法
采用中央并列抽出式机械通风，主、副平峒进风，回风平峒回风。 （2）矿井通风系统
新鲜风从+950m平峒→+950m水平巷→工作面运输顺槽→9501工作面→9501回风顺槽→+1057m回风斜巷→回风平峒→地面。 （3）矿井通风阻力计算
矿井布置一个回采和两个掘进工作面，无独立通风峒室。
矿井总风量Q矿=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其他）·K 1）按井下最多工作人数计算
Q矿＝4NK
＝60×4×1.2 ＝288m/min。
式中 Q矿m3/min； N 4m3/min；
K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素。采用压入式和中央并列式通风时，可取1.20～1.25。 （4）按采煤、掘进等处实际需风量计算
采煤工作面需风量：
1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算
Q采＝100×Q瓦×K瓦
3
＝100×0.09×2
＝18m3/min
式中 Q采m3/min；
Q瓦0.09m3/min； K瓦2.0。 2）按工作面需风量计算
Q采＝60×V采×S采×K采，m/min
＝60×3.7×1.15×1.0 ＝255.3m/min，取260 m/min 式中 V采1.15m/s；
S采3.7m2； K采1.0。 3）按炸药使用量计算
Q采＝25A采
3
33
＝25×2.8
33
＝70m/min 式中 25每使用1kg炸药的供风量，m/min；
A采kg。 4）按工作人员数量计算
Q采＝4n采 ＝4×25 ＝100m/min
式中 4
n采 5）按风速验算
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
Q采≥60×0.25S采，m/min
＝60×0.25×3.7 ＝55.5m/min 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
Q采≤60×4S采，m/min
＝60×4×3.7
3
3
33
＝888m/min （5）掘进工作面风量计算
1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q掘＝100×Q瓦×k掘 ＝100×0.09×2
＝18m/min 式中 Q掘m/min；
Q瓦0.09m/min； k掘2.0。 2）按炸药使用量计算
Q掘＝25A掘，m/min
＝25×2.8 ＝70m3/min
式中 25每使用1kg炸药的供风量，m/min；
A采kg。 3）按局部通风机吸风量计算
Q掘＝Q通IK通，m/min
＝150×1×1.2 ＝180m/min
式中 Q通6—1），180m/min；
I
K通一般取1.2～1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
表6—1 局部通风机额定风量
3
3
33
3
3
33
3
4）按工作人员数量计算
Q掘＝4n掘，m/min ＝4×24 ＝96m/min 式中 n掘 5）按风速验算
60×0.15×S掘≤Q掘≤60×4×S掘
由上式得48.15m/min≤Q掘≤1284m/min 所以，Q掘＝180m/min符合上述要求。 （6）硐室所需风量
井下无独立通风硐室，变电所及水泵房和其它硐室串联通风。 （7）其它地点用风量
其它用风地点可以按采煤、掘进、硐室的需风量总和的3%—5%估算。 （8）矿井总风量
Q矿 ＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ其他）×K
＝（288×2+180×4+65）×1.2 ＝1633m/min
式中 K～矿井风量备用系数，取1.2代入上式。 6.3 矿井通风阻力
（1）矿井通风阻力计算：
通风容易时期的通风路线为：+950m平峒→+950m水平巷→9501运输顺槽→工作面→9501回风顺槽→回风斜巷→+1057m平峒→地面。
通风困难时期的通风路线为+850平峒下山开采时的最远工作面：+850m平峒→+950m水平巷→采区运输下山→8506运输顺槽→工作面→8506回风顺槽→采区回风下山→+950m平峒→地面。
根据通风系统和风量分配，计算矿井通风容易时期通风阻力为247.59Pa，通风困难时期通风阻力为519.32Pa。 （2）矿井通风等积孔计算：
矿井等积孔 A1.19
Q
h
3
33
33
3
式中 Am²；
Qm²/s； Hpa。
代入数据得容易时期和困难时期的等积孔分别为：矿井通风容易时期的等积孔为2.06m，矿井通风困难时期的等积孔为1.42m。
计算结果表明，矿井通风难易程度为中等容易。
根据矿井所需风量及通风阻力，参照风机性能曲线，选用两台FBCZ-6-No9A型防爆轴流风机，其中一台工作，一台备用。采用电机反转反风，无需另设反风道。该风机配套1台YBF160L-4型电机，功率15kW，电压380V，转速1450r/min。该风机风量范围9～27m/s，风压范围150900Pa。
风机实际运行工况点如下:
容易时期： 困难时期： 叶片安装角度：38° 叶片安装角度：30° 风量：10.6m/s 风量：10.6m/s 静压：121.55Pa 静压：411.35 Pa 效率: 60% 效率: 70% 主扇性能曲线见下图6-1。
图6-1 FBCZ-4-№9A型主扇性能曲线图
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1）通风机设置及要求
风机安装要求：通风机安设在风井的一侧与井筒成45°角，安装两套轴流风机，一套工作，一套备用。风机设在简易工棚中，采用轨道固定方式安装，不建通风机房。但应建遮盖棚以有效保护风机机体。另外需设电控值班室和风门间，垂直闸门、水平进风门和JMB－2型风门绞车均安装在风门间内。为降低通风机出风侧的空气动力噪声，在通风机出风侧水平段风筒内装设阻式消声器。并设电控和值班室，设置专人管理。为了保证矿井通风连续可靠，通风机必须有备用风机，必须采用双回路供电。风机吸风口必须安装保护栅栏，以防杂物吸入通风机内损坏风机。通风机需安装监测风压的压差计和风硐中安装风速、负压传感器；风道上安装垂直闸门。
2）主扇运转方式
矿井开采，通风阻力大，主扇两级同时运转。 3）反风方式、反风系统及设施 反风方式：使用主扇电机反转反风。 反风系统：
新鲜风流→回风平峒→回风斜巷→3101回风顺槽→3101工作面→3101运输顺槽→950运输巷→主平峒→地面。
反风设施主要有设在井下主要巷道的双向风门，回风平峒井口的防爆门。 6.4 掘进通风
掘进工作面采用局部扇风机压入式通风，阻燃风筒送风。双风机、双电源，且必须实现“风电闭锁”。
6.5 矿井通风设施和减少漏风的措施
矿井通风设施有防爆门、密闭、风门、测风站等，要求必须提高施工质量，加强通风管理。
工作面回采完毕后要及时封闭采空区，减少漏风。
后 记
当周围的一切都寂静下来，坐在桌前静思这段时间的毕业设计体会，毫无如释重荷之感，却常常自责，总有学而不精、做而不细的感觉压于心头，难以释怀。
毕业设计考验了我，是大学二年最为深刻的一次教学，使我明白自己还欠缺什么，哪些方面还有待加强，也为自己即将走向工作岗位所表现的不足敲响警钟。我们不能将毕业设计仅仅作为一次作业来完成，应该以此来衡量我们个人素质的体现。工程技术人员要求必须具备严谨求实的工作风格和精益求精的追求理念，这方面在毕业设计中表现还有所不足，所以，当面临真正的工作实际时，必须引起高度的重视，否则将辜负学校培养的厚望。
当同学间电话联系的第一句话是 毕业设计做得怎么样了？总有一股患难般的温情荡漾心头。一周的实习时间很短暂，但我们还是在其中学到的很多的东西，学会了如何与同行交流，特别是技术处理上的交流，是我切实的感受到每个人在工作中都有自已优势的一面，这就要求我们在工作中必须协调，诸多体会，也是这段时间的收获与体会。
也曾面临困难，也曾徘徊不前，但总算走过来了，这也许是只是一个过程，一个结束，一个开始。
时间不会为谁停留，该到我们离开时，才发现学校原来如此留恋，校园如此美丽。其实我们不要为离别伤感，有人说离开也是归来，只要心系唯一。所以，我要感谢在百忙中指导我设计的XXX老师以及煤矿开采教研室的全体老师，感谢二年的培育之恩。还有一起走过二年的同学们，感谢你们的关怀与帮助。在以后的长路中，让我们共同努力，创造人生辉煌，为母校增添荣光！珍重！
致 谢
经过半个月紧张的设计，在罗媛老师的悉心指导和帮助下，毕业设计终于圆满结束。在此，首先向XXX老师致以衷心的感谢，是她自始至终的指导、帮助，使我避免走很多弯路，最终顺利地完成了本次设计任务。
感谢XXXX老师，在我学习《煤矿地质》课程期间他给我们一种严谨治学的精神；感谢XXX老师在我学习《煤矿开采方法》、《井巷工程》课程期间给予了我很多的帮助；感谢XXX老师，在我学习《矿井通风》课程期间给予了我很多的帮助！
尽管如此，由于初次设计，而且理论水平和实践经验有限，加之时间短促，因而设计中考虑不周，错误也在所难免，敬请各位老师不吝指正，以利于改正。再次表示衷心的感谢！
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参考文献
[1]曹允伟，王春城等.《煤矿开采方法》，北京：煤炭工业出版社，2005 [2]吴再生，刘禄生.《井巷工程》，北京：煤炭工业出版社，2004 [3]王永安，李永怀.《矿井通风》，北京：煤炭工业出版社，2004 [4]桂和荣，郝临山.《煤矿地质》，北京：煤炭工业出版社，2004 [5]李福固.[6]刘吉昌.
，徐州：中国矿业大学出版社，2010 ，徐州：中国矿业大学出版社，1987 28
《矿井运输与提升》《矿井设计指南》