沁城煤矿采区设计说明

沁城煤矿采区设计说明

沁城煤矿采区设计

采矿工程 系 煤矿开采技术 专业

前 言

一、编制设计的依据和原则

1、依据：《煤炭工业设计规范》、《煤矿安全规程》、集团批准的十一采区地质报告以及上级有关技术文件的规定。

2、原则：

（1）认真贯彻安全生产方针，努力改善生产条件，坚持系统完善、安全可靠、科学合理的原则。

（2）坚持以径济效益为中心，合理优化生产系统，实现少投入，多产出的原则。

（3）采区设计坚持合理集中生产，有利于充分开发利用资源。 二、设计的主要特点

1.本设计准备巷道原则沿煤层布置，掘进速度快。 2.工作面设计均为综采。

3.准备巷道服务十一采区，服务年限长，支护采用锚喷支护。 三、存在问题和建议

1.由于本区勘探程度不高对构造的控制不够高级储量比例不足，故储量计算、采区构造与实际可能有一定出入，需进行补充勘探。

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2.当采掘至陷落柱、钻孔附近时，希注意观察水情，以防导水。

3.由于该区断层较发育，并且存在带压开采问题，当采掘活动进行至奥灰水位以下时，必须制定安全技术措施以确保安全。 4.现村庄及太旧高速公路煤柱均为规划煤柱，与正式煤柱可能有一定出入，希设计时予以考虑。

摘 要

二矿坐落于太行山西麓，阳泉市西南6公里处，其地理坐标为东经113°25′17″～113°33′07″，北纬37°46′44″～37°52′19″。

二矿交通条件极为便利。石太线为复线电气化铁路，东西贯穿二矿；307国道由西向东，在阳泉市区与阳左公路和阳盂公路十字相交，构成网络，连通全国各地。 井田范围内地形陡峻，东部最高为狮脑山，高程1171米，西部最高为龙门山，高程1246米，最低处为矿界北部桃河，高程700米。相对最大高程差达540余米。

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二矿井田含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组。含煤地层中主要可采煤层在二矿井田范围内大部分或普遍分布，其它煤层部分地段分布。含煤地层总厚度平均178.9米，含煤层11～16层，煤层总厚度平均19.59米，含煤系数10.95％；其中可采煤层7层，煤层总厚度17.82米，含煤系数9.96％。山西组地层总厚度54～82米，平均60.23米，含煤层4～6层，煤层总厚度平均4.42米，含煤系数7.34％；可采煤层为3#、6#煤，总厚度平均3.14米，含煤系数5.21％。太原组地层总厚度95～130米，平均118.67米，含煤层7～9层，煤层总厚度15.17米，含煤系数12.78％；可采煤层为8#、9#、12#、13#、15#煤层，煤层总厚度14.68米，含煤系数12.37％。主采煤层为3#、8#、12#、15#，其赋存情况由上而下。

在均衡两翼的基础上布置采区准备巷，采区皮带巷、轨道巷、左回风与8#煤12区皮带、轨道巷、回风巷连接。采区右回风与桑掌回风大巷系统巷连接。9#煤11区皮带巷、轨道巷为进风巷，左右回风巷为回风巷。轨道巷、左右回风巷从8#煤开口按10°下山掘进见9#煤，皮带巷按8°下山掘进见9#煤，然后沿9#煤顶板掘进。工作面顺槽巷道沿9#煤顶板掘进。

9#煤为厚煤层，按阳煤集团生字（2012）63号文件规定：采区轨道巷矩形断面时净宽不小于4.8米，净高不低于2.8米；采区皮带巷为矩形断面时净宽不小于4.5米，净高不低于2.5米；采区回风巷为矩形断面时净宽不小于5米，净高不低于2.8米。

8#煤与9#煤层间距为2.37—4.57米，9#煤巷道不能用锚杆、锚索支护。根据现有的支护形式准备用梯形棚或U型棚沿支护，沿9#煤顶板掘进。

9#煤11采区准备巷沿8#煤掘进的巷道采用矩形断面，巷道净宽4.44米，毛宽4.7米；净高2.6米，毛高2.7米；净断面11.5㎡，毛断面12.69㎡。根据新颁布的《煤炭工业设计规范》（GB50215－2005），地质储量为详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部。

通过采用地质块段法计算区内的地质储量，本区9#煤内的地质储量为6.5万吨，可采储量为552.5万吨。

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关键词：矿井开拓；采区巷道；采区通风；安全防护

第一节 矿井基本概况 .............................................. 1 第二节 矿井开拓概况 .............................................. 9 第二章 采区基本开采条件 ................................................ 16

第一节 采区基本条件 ............................................ 16 第二节 采区开采煤层条件 ........................................ 17 第三章 采区巷道布置 .................................................... 18

第一节 采区上山布置方案 ........................................ 18

第一章 矿井概况 ......................................................... 1

目 录

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第三节 采区开采顺序 ............................................ 23 第四节 巷道断面及支护形式 ..................................... 23 第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织 .................................... 25

第二节 采煤工作面采煤工艺 ....................................... 25 第二节 工作面劳动组织 .......................................... 32 第三节 工作面主要技术经济指标 ................................ 33 第五章 采区通风与安全 .................................................. 36

第一节 通风 .................................................... 36 第二节 采区等积孔计算 .......................................... 40 第三节 安全通风措施 ........................................... 40 第六章 安全技术措施 ................................................... 41

第一节 防瓦斯爆炸措施 .......................................... 41 第二节 防煤尘爆炸措施 .......................................... 41 第三节 防矿井突水措施 .......................................... 42 第四节 防矿井火灾措施 .......................................... 43 第五节 其它措施 ................................................ 44 专题部分...... ......................................................... 49

煤矿安全生产管理 ................................................ 49 参考文献....... ........................................................ 53 致 谢........ ......................................................... 54

第二节 采区主要生产系统 ....................................... 19

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第一章 矿井概况

第一节 矿井基本概况

一、井田位置

二矿坐落于太行山西麓，阳泉市西南6公里处，其地理坐标为东经113°25′17″～113°33′07″，北纬37°46′44″～37°52′19″。

二矿交通条件极为便利。石太线为复线电气化铁路，东西贯穿二矿；307国道由西向东，在阳泉市区与阳左公路和阳盂公路十字相交，构成网络，连通全国各地。

井田范围内地形陡峻，东部最高为狮脑山，高程1171米，西部最高为龙门山，高程1246米，最低处为矿界北部桃河，高程700米。相对最大高程差达540余米。 二、矿井煤层赋存、储量

二矿井田含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组。含煤地层中主要可采煤层在二矿井田范围内大部分或普遍分布，其它煤层部分地段分布。含煤地层总厚度平均178.9米，含煤层11～16层，煤层总厚度平均19.59米，含煤系数10.95％；其中可采煤层7层，煤层总厚度17.82米，含煤系数9.96％。山西组地层总厚度54～82米，平均60.23米，含煤层4～6层，煤层总厚度平均4.42米，含煤系数7.34％；可采煤层为3#、6#煤，总厚度平均3.14米，含煤系数5.21％。太原组地层总厚度95～130米，平均118.67米，含煤层7～9层，煤层总厚度15.17米，含煤系数12.78％；可采煤层为8#、9#、12#、13#、15#煤层，煤层总厚度14.68米，含煤系数12.37％。主采煤层为3#、8#、12#、15#，其赋存情况由上而下。 储量计算的依据

利用地质块段法分别计算各块段储量，资源计算方法及有关参数确定如下： 1.资源储量计算方法

由于井田内地层产状平缓，地层倾角多为2～10°，因此采用地质块段法计算资源储量，即采用煤层水平投影面积及煤层伪厚计算资源储量。其公式如下： 储量（万吨）＝厚度（m）×面积（m2）×视密度（m3）×10-4 2.资源储量计算主要参数的确定 ⑴ 计算面积的确定

利用计算机，在各煤层底板等高线及储量计算图上，对各个块段的面积进行圈定

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阳泉学院----毕业设计说明书 测量。

⑵ 煤层厚度的确定

采用块段内所利用的勘探工程见煤厚度的算数平均值，当其块段内有最低可采边界时，加入适当的1.00m点参入计算，各见煤点资源储量计算厚度确定如下： ①据上部3#煤和8#煤实采揭露，本区陷落柱较发育，对煤层赋存情况有一定影响。 ②煤层中夹层厚度等于或大于煤层最低可采厚度时，煤分层应分别视为煤层；夹矸厚度小于煤层最低可采厚度，且煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，可将上下煤分层厚度相加，作为采用厚度。

③结构复杂煤层和无法进行煤分层对比的复煤层，当夹矸的总厚度不大于煤分层总厚的1/2时，以各煤分层的总厚度作为煤层的采用厚度。 ⑶ 视密度的确定

采用区内钻孔各煤层视密度测定值的算数平均值。 9号煤层视密度为1.48(t/m3)。 ⑷ 几种边界线的确定 ①煤层零点边界线

以见煤钻孔与无煤钻孔间的1/2为零点，其连线即为零点边界线。 ②最低可采边界线

采用内插法求出最低可采边界。 ③煤层分叉合并线

采用内插法求出夹矸为0.07m点，相连即为煤层分叉合并线。 储量计算 1.采区地质储量

根据新颁布的《煤炭工业设计规范》（GB50215－2005），地质储量为详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部。

通过采用地质块段法计算区内的地质储量，本区9#煤内的地质储量为6.5万吨，可采储量为552.5万吨。 2.采区工业储量

根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—2005)，工业储量为地质资源中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类

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阳泉学院----毕业设计说明书 为矿井工业储量。

工业储量＝111b＋122b＋2M11＋2M22＋333k ＝6.5万吨

式中：k－可信度系数，取0.7～0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，K取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井，K取0.7，本设计取0.9。 3.采区设计储量

工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建(构)筑物等永久煤柱损失量后的储量即为矿井设计储量。

按9号储量核实报告提供的资源量，减去区内需要留设的永久保护煤柱,即境界煤柱、断层煤柱和村庄保护煤柱。经计算，本采区设计储量为552.5万吨。 4.采区设计可采储量

设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱的量后乘以回采率的资源储量即为矿井设计可采储量。

⑴ 保护煤柱的留设方法

①根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—2005)、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定留设各类保护煤柱。

②地面建筑、构筑物下伏各煤层按表土层移动角φ=45°，岩层移动角δ=γ=72°计算保护煤柱范围。

③盘区边界煤柱两侧各留20m，主要大巷煤柱两侧各留50m。

④井田境界煤柱，根据有关规程规范的要求，在井田范围内留设井田境界安全煤柱，煤柱宽度为20m。 ⑵ 回采率

①根据新颁发的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—2005)的要求，厚煤层回采率不小于75％，中厚煤层回采率不小于80％。因此，本采区9号煤层回采率取75％。 ⑶ 开采损失

开采损失=（矿井设计储量－保护煤柱）×（1－采区回采率）。

依据上述确定的原则，经计算，采区设计可采储量552.5万吨，其采区设计可采储量见表采区储量见下表：

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阳泉学院----毕业设计说明书 煤 层 地质储量 （万吨） 开采损失（万吨） 可采储量 （万吨） 备注 9#

各块段见下表

煤块段编号 面积（m2） 倾角 平均厚容重 储量 层 9# B--1 合计 C--1 C--2 合计 D--1 D--2 D--3 D--4 合计 总计 1031000 1031000 161500 43000 204500 688000 43000 219000 18800 968800 2204300 4 5 5 5 5 6 6 度 3.05 3.05 3.05 3.05 3.05 3.05 3.05 1.48 1.48 1.48 1.48 1.48 1.48 1.48 (万吨) 400 400 150.1 36.8 186.9 295 36.4 185.3 15.9 537.6 1124.5 75% 75% 75% 75% 75% 0 0 回采率 可采储量 (万吨) 300 300 113 28 141 221.5 27 0 0 248.5 6.5 6.5 137 552.5 其中：A+B：537.6万吨 A+B+C：6.5万吨 A+B+C+D：1124.5万吨

A/A+B+C+D：0％ A+B/A+B+C+D：46.7％ 三、地质构造

本区总体形态西高东低，其上发育次一级小褶曲，平面上背向斜相间，煤层倾角一般在2°—12°，平均5°左右。断裂构造较发育，根据8#煤采掘资料推测，除采区边界处断层带外，在630号钻孔附近发育一条断距在2米左右的逆断层，推断区内隐伏有落差在1.00米左右的断层，性质主要以正断层为主。本区内陷落柱较发育，在采区内揭露D-31、D-33、D-34、D-42陷落柱。

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阳泉学院----毕业设计说明书 四、地层情况 （一）、地层

阳泉矿区赋存的地层有太古界阜平群和龙华河群，下元古界滹沱群和上元古界震旦亚界长城系，古生界寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系，中生界的三叠系及新生界的第三系、第四系。在地层对比中通过岩相分析和相——旋回研究，结合煤系地层标准剖面，根据岩层及组合特征，采用古生物法、标志层法、测井曲线等相互补充、验证、确定。地层对比准确、可靠。从古生界奥陶系开始由下而上依次叙述如下：

1、奥陶系；与下伏地层寒武系为连续沉积，广泛出露于矿区东北部的弧形区域内，即昔阳白羊峪、东寨～平定郭家山、石门口～阳泉白羊墅、张家井～盂县仙人村、长池、峰岭村一带。

下统：地层总厚度120～200米、主要由含燧石结核的亮晶白云岩及白云质灰岩组成。底部为黄绿色白云质页岩或钙质页岩，下部以含燧石条带或燧石结核的白云岩为主，中、上部为白云岩及少量白云质灰岩，含网格笔石、小栉虫、蛇卷螺等化石。

中统：地层总厚度415～810米。

(1)下马家沟组：地层总厚度125～225米，岩性横向变化小。第一段：地层总厚度11～40米，主要由黄灰色薄层状泥晶白云岩、泥灰质白云岩、泥灰岩和石膏夹层组成。第二段:地层总厚度35～80米，主要由灰色及黑灰色中厚层状泥晶灰岩，含白云质灰岩及花斑状灰岩组成。第三段：地层总厚度50～75米，主要为灰黑色中厚层泥晶灰岩、白云质灰岩与薄层白云岩互层组成。

(2)上马家沟组：地层总厚度180～275米，底部岩性稳定，顶部岩性变化较大。第一段：地层总厚度20～79米，主要由灰至土黄色薄层泥晶白云岩、灰质白云岩组成。第二段：地层总厚度84～108米，主要由灰色及黑灰色中厚层泥晶灰岩，花斑状灰岩、生物碎屑灰岩及薄层白云质灰岩组成。第三段:地层总厚度20～62米，主要为灰色及黑灰色中厚层泥晶灰岩与薄至中层状灰质白云岩互层。

(3)峰峰组：地层总厚度130～270米。第一段：地层总厚度40～160米，上部和下部为土黄色或黄灰色薄层泥晶白云岩，泥灰质白云岩、白云质灰岩、泥质灰岩、泥灰岩。第二段:地层总厚度70～150米，主要为灰色及黑灰色中至厚层生物碎屑灰岩，花斑状灰岩及泥晶灰岩。

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2、石炭系：平行不整合于奥陶系中统灰岩之上，主要由铝铁岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩、煤层及石灰岩组成的海陆交互相含煤建造，主要出露于阳盂、阳左公路两侧及盂县土塔、牛村等地。

(1)中统本溪组：地层总厚度40～60米，下部为灰白色铝土岩、铝土泥岩、杂色泥岩夹结核状或团块状铁矿组成的铁铝岩，上部为砂质泥岩、砂岩、夹1～3层灰岩及不稳定的煤线。

(2)上统太原组：地层总厚度100～140米，主要为灰白色砂岩、黑灰色砂质泥岩、泥岩、石灰岩夹炭质泥岩和煤层组成的一套海陆交互相含煤建造，是本区主要含煤地层。

3、 二叠系；与下伏地层石炭系为连续沉积，是一套砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成的陆相沉积。为矿区范围内地表出露最广泛的地层，主要出露于阳左、阳盂公路以西，南沟掌、晓庄、高垴、北水草一线以东的广大区域内。 (1)下统：

山西组：地层总厚度50～70米，主要由砂岩、砂质泥岩及煤组成，含煤2～6层，亦为本区主要含煤地层，含多脉带羊齿、畸楔叶、三角织羊齿等植物化石。 下石盒子组：地层总厚度96～165米，下部为黄绿色砂质泥岩为主的绿色岩层段，中部为褐黄色砂质泥岩及细砂岩为主的黄色岩层段，上部为黄绿色中、粗粒砂岩为主的砂岩段。 (2)上统：

上石盒子组：地层总厚度225～395来，由黄绿、杏黄、灰白、紫红色的砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，以中间砂岩和狮脑峰砂岩为界分为红黄色岩层下段、红黄色岩层上段、褐色岩层段，含厚脉栉羊齿，中朝楔叶、多形准脉羊齿、肾掌蕨等植物化石。

石千峰组：地层总厚度88～136米，为一套砖红色的陆相长石砂岩和泥岩沉积，顶部夹2—3层较稳定的钙质结核和透镜状淡水灰岩。

4、三迭系：与下伏地层二叠系为连续沉积，出露在阳泉矿区西南边缘至和顺、榆社、太谷、榆次交界地区，含芦木、脐根座等植物化石。

(1)下统：

刘家沟组：地层总厚度585～633米，由灰褐色、红褐色厚至微层状细粒长石砂岩夹薄板状页岩及砂质页岩组成。

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和尚沟组：地层总厚度167～229米，由棕红色钙质泥岩、页岩夹细粒长石砂岩组成。 (2)中统：

二马营组：地层总厚度480米左右，下部主要为灰绿、黄绿色细粒长石砂岩，夹不稳定棕红色砂质泥岩，上部为灰绿色、黄绿色及浅肉红色厚层中粒长石砂岩与棕红色钙质、砂质泥岩互层。 (3)上统：

延长群：地层总厚度100余米，由灰紫色、灰绿色、肉红色厚层中细粒长石砂岩及灰绿色砂质泥岩和钙质泥岩组成，含山西枝脉蕨、似丹尼蕨等植物化石。 5、上第三系：与下伏地层三叠系呈不整合接触。

上新统：地层总厚度4～25米，岩性为红色粘土夹砂砾石、钙质结核，主要分布于平定西回及盂县西潘等地。

6、第四系：主要分布于河流两岸、山间洼地及山坡上，与下伏地层第三系呈不整合接触。

(1)下更新统：地层总厚度10～80米，由淡红色、酱紫色亚粘土、粘土、灰白色砂砾石组成、在芹泉、寿阳、松塔一带有零星出露。

(2)中更新统：即离石黄土。地层总厚度一般5～15米，最厚可达40米，为黄土状亚粘土及粘土，富含钙质结核。

(3)上更新统：即马兰黄土。地层总厚度一般3～10米，最厚可达30米，为浅黄色黄土、黄土状亚粘土、夹砂、砾石层。

(4)全新统：地层厚度一般几米，最厚可达43米，与下伏地层呈不整合接触，为现代冲积、洪积、坡积物。 （二）、含煤地层

二矿井田含煤地层沉积于晚石炭世和早二叠世。含煤地层从老到新依次为上石炭统太原组，下二叠统山西组，下伏地层为中石炭统本溪组，上覆地层为下二叠统下石盒子组。由下而上依次叙述如下：

1、本溪组：地层总厚度40～60米，平均53.7米，主要由灰黑色、灰色砂质泥岩、泥岩、细至中粒砂岩、铝土矿(或铝质泥岩)及2～3层石灰岩组成，含不稳定小煤2～4层(厚度一般小于0.20米)。下部石灰岩，俗称香炉石，沉积较稳定，平均4.0米，含纺缍虫、海百合及腕足类化石；底部铝土矿，普遍发育，平均9.4米，具

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鲕状结构，有滑感，其下常有厚1.5米左右的鸡窝状赤铁矿或黄铁矿层。

2、太原组；地层总厚度90～130米，平均118.67米，主要由黑灰色砂质泥岩、泥岩、灰白色砂岩，三层石灰岩及煤组成。与下伏地层本溪组连续沉积，其基底为灰白色细至中粒砂岩(K1)，厚0.8～15.3米，平均5.0米，虽然厚度及岩性变化较大，但尚较稳定，可作为分界标志层。三层石灰岩沉积广泛，厚度稳定，是本组的良好标志层；下层K2灰岩，夹2～3层海相泥岩，将灰岩分成3～4层，故称四节石，厚3.2～14.3米，平均7.34米，井田西北角较厚，下距K1砂岩平均29.18米，含燧石结核或团块，底面向下10米左右为15#煤；中层K3灰岩，富含动物化石，俗称钱石，厚1.2～5.0米，平均3.0米，下距K2灰岩平均12.92米，K3灰岩之下发育13#煤层；上层K4灰岩，性脆、坚硬，风化后残留在地表者形状奇特，俗称猴石，厚0.68～4.9米，平均2.3米，含泥质较高。总的趋势是西部厚，东部薄，下距K3灰岩平均20.77米，含动物化石。K4灰岩与K3灰岩之间含12#煤；K4灰岩之上6.0米左右局部发育K6砂岩，岩性与厚度变化较大，不稳定，但与K4灰岩互为上下佐证，可做为本组标志层之一；K4灰岩，上距山西组底部K7砂岩平均38.16米，中间夹8#、9#煤。8#煤直接顶板砂质泥岩或泥岩，厚4.0～16.0米，平均11.60米，沉积稳定广泛，含大量黄铁矿和菱铁矿结核等，似应为一海相层，可做为煤层对比中的辅助标志层。本组含煤7～9层，其中可采煤层5层，即8#、9#、12#、13#、15#煤层。

3、山西组；地层厚54～82米，平均60.23米，主要由灰黑色砂质泥岩、泥岩，灰白色砂岩及煤组成，与下伏太原组地层连续沉积含织羊齿、芦木、轮叶、栉羊齿、等植物化石。基底为中至粗粒砂岩K7，厚0～18米，平均6.0米，成份主要为石英、长石、石英岩岩屑，等，发育交错层理、波状层理及水平层理，属于三角洲平原上的分道河流沉积，层位较稳定，是本组的主要标志层。山西组共含煤4～6层，其中可采煤层为3#、6#两层。

4、下石盒子组：地层总厚平均145米，依据岩性及其风化特征可分为上、中、下三段。下段绿色岩层段，厚30～60米，平均45米，由灰绿色、黄绿色砂质泥岩、泥岩、细至中粒砂岩及1～2层小煤(厚度一般在0.1米左右)组成。底部为K8砂岩，俗称绿色基底，系下石盒子组与山西组分界标志层，为细至中粒砂岩，厚1质泥岩和泥岩互.0～13.0米，平均6.0米，厚度变化较大，稳定性较差。中段黄色地层段，厚40～70米，平均55米，由黄色、黄绿色砂层，细至中粒砂岩组成，风化后呈黄褐色或铁锈色。底部K9砂岩为细至中粒砂岩，俗称黄色基底，厚3.0～28.0米，平

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均10.0米，岩性及厚度变化较大，呈球状风化。上段砂岩带，厚20～60米，平均45米，主要由灰色、灰白色、黄绿色中至粗粒砂岩及泥岩组成。顶部为K10标志层，厚1～18米，平均5米，为含锰铁质、铝质泥岩，具鲕状结构，风化后呈粉红色花斑，故称桃花页岩。野外极易识别，为上、下石盒子组地层分界线。 本区9#煤层为上石炭统太原组煤层。

太原组煤系地层厚约113米，主要岩性为粉砂质泥岩、细一粗粒砂岩、灰岩、泥岩及各煤层。本区8#、9#、13#煤层（局部可采煤层）为不稳定煤层，12#煤为较稳定煤层，9#煤层为稳定煤层。 主要标志层有：

1、K1砂岩、K2（四节石）灰岩、K3（钱石）灰岩、K4（猴石）灰岩、K4砂岩。 2、15#、13#、12#、11#、9#、8#煤层。

五、水文地质

本区主要充水因素为上部3#、8#煤开采后的采空区积水，其次为顶板裂隙水

及部分断层水。8#煤采空区积水将严重威胁9#煤的采掘，现有积水区资料为21102工作面采空区积水，推测积水高程为563米，水头高度3米，积水量16300m³。3#煤采空区积水为71110工作面采空区积水，推测积水高程为588米，水头高度9米，积水量8000m³。

9#煤与8#煤的层间距仅为3.96米，远远小于9#煤开采的安全煤岩柱高度，

因此9#煤掘进期间必须对上部8#煤积水进行探放。

第二节 矿井开拓概况

一、矿井开拓方式

本采区内采用后退式开采方法。工作面采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化采煤方法。

现有两个水平生产，一个准备水平。两个生产水平分别为560水平和470水平，准备水平为390水平。 二、大巷布置

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西四尺井+560开采水平有东丈八、一南翼、二南翼三组轨道运输大巷和回风大巷开拓560水平井田；+470水平开采有西翼、南翼二组运输大巷和回风大巷开拓470水平井田，两水平运输大巷基本均沿走向布置，其中，560水平大巷局部地段穿越了各个煤层，现开采8个采区：有3号煤13区、15区，8号煤12、13区，15号煤5区、6区、7区、8区。8个采区分别有轨道大巷、回风大巷。 三、矿井运输、井底车场形式、通过能力确定

二矿西四尺井分为560水平和470水平。运输方式为大巷电机车运输与采区胶带输送机运输。 1、560水平：

现560水平架线巷道总长度为23000m，电机车型号为ZK10/6-550牵引3t底卸式矿车(型号MDC3.3-6)21辆组成列车拉运煤炭。现共有18列列车拉运煤炭，5列人车运送人员，4列小车运送材料矸石。大巷车场均为“折返式”车场，配备两个卸载站。 560水平采区集中巷及工作面顺槽均为胶带输送机运输。 2、470水平：

现470水平架线巷道总长度为14000m，电机车型号为ZK14/6-550牵引4t底卸式矿车（型号为MDD4.2-6）18辆组成列车拉运煤炭。现共有15列列车拉运煤炭，4列人车运送人员，5列小车运送材料矸石。其大巷车场均为“环式”车场，配备一个卸载站。

470水平采区集中巷及工作面顺槽均为胶带输送机运输。

胶带输送机情况表

使用地点 型号 带m/s 速电机功率能kw t/h 力 长度m 560工作DSP1083 面顺槽 0/160 470工作面顺槽 560采区集中运输巷 470采区集中DSP1080/160 3．5 SSJ1200/2×200 DSP1080/160 3 3 160 200 800 1500 800 1200 160 800 3500 160 1002700

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阳泉学院----毕业设计说明书 运输巷 计算公式、参数依据及结果 （一）560水平

1、大巷运输能力计算公式、参数选择及结果： 计算公式：

A6016330NG

104k11RT0 参数选择：R560---通过大巷矸石、材料、人员、设备占原煤比重； 矸石占原煤比重R1=560水平年运矸石列数/560水平年运煤炭列数

去年560水平井下实际排矸量70024t，一列矸车拉25t矸，原煤产量2380000t，一列车拉21个3t煤车。R1=

7002425=7.41%

2380000213材料占原煤比重R2=560水平年运材料列数/560水平年运煤炭列数 去年560水平实际拉运材料36955t，一列车拉25t材料车R2= =3.91%

人员占原煤比重R3=560水平年人车总列数/560水平年运输煤炭列数

560水平一列人车拉18个车,每车12人,日工作人数1120人,故日发车列数为:1120/(18×12)=5.19列,取6列R3=

6330=5.24%

23800002133695525

2380000213大型物料占原煤比重R4=560水平年运大型物料列数/560水平年运煤炭列数 560水平每年拆按工作面5个,每个工作面129个支架,此外下大型材料220列车 R4=

129(53) =1.15%

2380000213R560=R1+R2+R3+R4=7.41%+3.91%+5.24%+1.15%=17.71% T---两列车相邻时间间隔,min/列； 根据能力核定公式T=(2L/V+t1+t2)/n

现560水平有两个采区煤仓,卸煤量分别为100万t、138万t。距离卸载站分别为5500m、7000m。根据加权平均运输距离L计算

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55001007000138L==6369m

100138V---列车运行速度，取180m/min

t1---装车调车时间（含中途调车时间），实测为3min t2---卸载调车时间，.实测为2min n---运煤车18列

根据上述选择参数按公式T=

2L(vt1t2) =4.23min/列

nN---每列矿车数。560水平N取21； G---每辆车载煤量。560水平G取3t/辆； K1--不均衡系数取1.15。

根据能力核定计算公式年运输量为： 大巷A560=

6016330213

100001.15(117.71%)4.23=349万t/a

2、采区运输通过能力计算公式、参数选择及结果 计算公式：

kB2vCt A330410k1参数选择：

k---输送机负载断面系数，根据设计规范输送机负载断面系数表取435； B---输送机带宽m ,1m； v---输送机带速m/s, 3m/s；

C---输送机倾角系数，根据设计规范输送机倾角系数表取0.95； k1---运输不均衡系数，取1.2； γ---松散煤容积重t/m3,取0.9； t---日提升时间h，取18h/d； 根据能力核定计算公式年运输量为：

4351230.90.9518采区A560=A330=552万t/a

1041.23、顺槽运输通过能力计算公式、参数选择及结果与采区运输通过能力一致。故

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阳泉学院----毕业设计说明书 计算结果为：

4351230.90.9518顺槽A560=A330=552万t/a

1041.2根据上述计算结果：

560水平大巷通过能力A为349万t/a。 560水平采区运输通过能力A为552万t/a。 560水平顺槽通过能力A为552万t/a。 故560水平通过能力为349万t/a。 （二）、470水平

1、 大巷运输能力计算公式、参数选择及结果： 计算公式：

A6016330NG 410k11RT参数选择：R470---通过大巷矸石、材料、人员、设备占原煤比重； 矸石占原煤比重R5=470水平年运矸石列数/470水平年运煤炭列数

去年470水平井下实际排矸量148582t，一列矸车拉25 t矸，原煤产量5050000t，一列车拉18个4t煤车。R5=

14858225=8.47%

5050000(184)材料占原煤比重R6=470水平年运材料列数/470水平年运煤炭列数 去年470水平实际拉运材料78413t，一列车拉25t材料车R6= =4.47%

人员占原煤比重R7=470水平年人车总列数/470水平年运煤炭列数

470水平一列人车拉18个车,每车12人,日工作人数2380人,故日发车列数为:2380/(18×12)=11.01列,取12列R7=

12330=5.65%

5050000(184)7841325

5050000(184)大型物料占原煤比重R8=470水平年运大型物料列数/470水平年运煤炭列数 470水平年拆按工作面9个,每个工作面129个支架,此外下大型材料330列车 R8=

12993330 =1.02%

5050000(184)R470=R5+R6+R7+R8=8.47%+4.47%+5.65%+1.02%=19.61%

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T---两列车相邻时间间隔,min/列；

根据能力核定公式T=(2L/V+t1+t2)/n

现470水平有两个采区煤仓,卸煤量分别为200万t、305万t。距离卸载站分别为4800m、3800m。根据加权平均运输距离L计算

L=

48002003800305=4196m

200305V---列车运行速度，取180m/min

t1---装车调车时间（含中途调车时间），.实测为2min t2---卸载调车时间，.实测为1min n---运煤列车15列

2Lt1t2v根据上述选择参数按公式计算T= 3.31min/列

nN---每列矿车数。470水平N取18； G---每辆车载煤量。470水平G取4t/辆； K1--不均衡系数取1.15。

根据能力核定计算公式年运输量为： 大巷A470=6016330=501万t/a

2、采区运输通过能力计算公式、参数选择及结果 计算公式：

184

1041.15119.61%3.31kB2vCt A330410k1参数选择：

k---输送机负载断面系数，根据输送机负载断面系数表结合二矿实际，取455；B---输送机带宽m，二矿实际带宽为1.2m；

v---输送机带速m/s，二矿实际带速为3.5m/s；

C---输送机倾角系数，根据输送机倾角系数表，结合二矿实际，取0.95； k1---运输不=970万t/a

3、顺槽运输通过能力计算公式、参数选择及结果

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计算公式：

kB2vCt参数选择： A330104k1k---输送机负载断面系数，根据输送机负载断面=552万t/a 根据上述计算结果：

470水平大巷通过能力A为501万t/a。 470水平采区运输通过能力A为970万t/a。 470水平顺槽通过能力A为552万t/a。 故470水平通过能力为501万t/a。 两水平的通过能力为501+349=850万t/

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第二章 采区基本开采条件

第一节 采区基本条件

一、开采范围

采区位于朱家窑沟一带，柳树垴以南，太旧高速公路以东。井下北部为桑掌大巷，南部为断层带，西部为太旧高速公路规划煤柱，东部为采区边界。上部8#煤、3#煤已开采，6#煤尚未开采。采区上限标高570米，采区下限标高540米，地面标高852—1078米，埋藏深度293—510米，平均401米。 二、采区生产能力，服务年限计算确定

矿井生产能力确定的合理与否，对保证矿井能否迅速投产、达产和尽早发挥投资效益至关重要。而矿井设计生产能力问题又是一个与井田地质构造、水文地质条件、煤炭资源量及煤质、煤层赋存条件及建井条件、采掘机械化装备水平等诸多因素有关的综合问题。

(一)工作制度

采煤工作面三八制，两个班生产，一班检修。 (二)采区服务年限

采区的服务年限计算公式为：

T=ZK/（A·K）=1124.5/（110*1.30）=7 式中：

T—服务服务年限，a； ZK—设计可采储量，Mt； A—设计生产能力，Mt/a

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K—储量备用系数，地质构造复杂、煤层赋存不稳定、开采技术条件差的取大值，地质构造简单、煤层赋存稳定、开采技术条件好的取小值。取K=1.30

采区考虑设置一个综采队，两个综掘队。采区设计能力为110万吨/年，服务年限7年。

第二节 采区开采煤层条件

根据勘探钻孔成果和邻区实际揭露，本区9#煤普遍存在，可采煤层厚度3.05米，属中厚煤层。9#煤可采性指数1.00，变异系数20%，属稳定厚煤层。据上部3#煤和

8#煤实采揭露，本区陷落柱较发育，对煤层赋存情况有一定影响。 8#煤与9#煤层间距变化较小，2-21号孔最小2.37米，2-31号孔最厚4.57米。

以2-21号孔为中心，层间距向南、向东有逐渐增厚趋势。

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第三章 采区巷道布置 第一节 采区上山布置方案

一、采区上山位置、数目方案提出，比较和确定

根据本采区内地质构造及上述其它因素，经过认真的分析、研究、方案比较，最后提出如下两套较优方案：

根据本采区内地质构造、各种保护煤柱及上述其它因素，现初步拟定两个方案，分析其利弊，从优选择。

方案一：

利用现8#煤12区准备巷，在采区的中部沿煤层布置四条采区准备巷，分别为采区皮带巷（进风）、采区轨道巷（进风）、采区左右回风巷两条，采区实现两翼开采。工作面布置2进2回，即进风顺槽、辅助进风顺槽、回风顺槽、尾巷；辅助进风利用下一工作面顺槽巷道，其中首采面为11105工作面，布置方式为2进2回双腰巷，即进风顺槽、辅助进风顺槽、回风顺槽、尾巷。

布置方式详见方案一 采区各种参数详见采区参数表。 方案二：

在方案一的基础上在采区两侧布置辅助进风巷实现外部送风。右翼采区辅助进回风巷布置在太旧高速公路保护煤柱内；左翼采区辅助进风巷布置在距切巷30米距离并与运输大巷连通，布置方式详见方案二，采区各种参数详见采区参数表。

针对上述两个设计方案其布置特点比较如下：

1、工程量：从采区总工程量比较，方案一比方案二多1284米。初期投产工程量方案一比方案二少855米。

2、方案二比方案一支棚巷道少3238米。

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3、从采区通风系统上相比较方案二采用采区左右外部供风更为简单一些。

4、方案一部分工作面外部送风必须在下一工作面掘出后供给，使顺槽服务年限加长。方案二外部送风依靠采区两翼辅助进风巷，减少顺槽服务年限，有利与衔接安排。

综上所述，选择方案二，从技术上、经济及瓦斯治理上较为合理。

二、工作面巷道布置

采区巷道布置：

在均衡两翼的基础上布置采区准备巷，采区皮带巷、轨道巷、左回风与8#煤12区皮带、轨道巷、回风巷连接。采区右回风与桑掌回风大巷系统巷连接。9#煤11区皮带巷、轨道巷为进风巷，左右回风巷为回风巷。轨道巷、左右回风巷从8#煤开口按10°下山掘进见9#煤，皮带巷按8°下山掘进见9#煤，然后沿9#煤顶板掘进。工作面顺槽巷道沿9#煤顶板掘进。

第二节 采区主要生产系统

采区生产系统设置分析 （一）生产系统： ①、进料系统：

人员物料采用电机车运输至8#煤12区口，物料采用绞车及无极绳绞车运输到工作面；人员步行到工作面。

②、出煤系统：

工作面→通过顺槽皮带→9#11区皮带巷→8#煤12区皮带巷→4号小井→电机车拉4吨矿车至底卸坑。

（二）辅助运输系统

矿井辅助运输形式的选择不但取决于辅助运输量的大小，同时也与辅助运输巷道坡度变化情况有着十分密切的关系。本矿井主要大巷均为煤层巷道，巷道坡度大多在2～5°之间，传统的轨道运输已不能适应本矿井较大坡度运输的需要，因此，必须采用新型辅助运输设备。

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近年来随着高产高效矿井的发展，井下辅助运输设备的种类也越来越多，无级绳绞车就是其中一种比较成熟的辅助运输设备。

无极绳连续牵引车是以钢丝绳牵引的轨道运输设备，主要用于井下工作面顺槽和采区大巷实现材料、设备及人员运输、特别适用大型综采设备的运输牵引，也可用于金属矿井下和地面轨道运输，可适用于坡度不大且起伏变化的轨道运输。该设备操作简单，适应性强，一次性投入少，运行费用低，可靠性高，可替代传统的小绞车接力，对拉运输方式，实现不经转载的连续直达运输，并可适应水平弯道运输，是替代小绞车连续转运的理想产品。系统配置有绞车、张紧装置、梭车、尾轮、压绳轮组、托绳论组及电控等，通过钢丝绳组合成运输系统。其特点是：最末一级由一个小齿轮带动两个大齿轮，两个大齿轮上分别嵌一个摩擦轮，从而使两个摩擦轮作同步同向旋转，钢丝绳同时缠绕在两个摩擦轮上，轮的外圆制成绳槽，绳与轮之间无相对运动，因此解决了目前市场上普遍存在的绳与轮之间磨损快，相互咬绳等突出问题，该设备做到了磨损小、不咬绳，从而大大提高了绳与轮的使用寿命。

（三）下料系统

回风顺槽及工作面所使用的材料、设备经采区车场、轨道巷运至回风顺槽、工作面各使用地点。2.进风顺槽所使用的材料、设备经采区车场、轨道巷、运至进风顺槽各用料地点。 二、通风系统

①、通风系统：

工作面采用两进两回的通风系统，新鲜风流从560运输大巷进入8#12区、9#煤11区皮带巷、轨道巷进入工作面。外部送风通过采区两翼辅助进风巷进入尾巷。污风通过 回顺、尾巷经采区左右回风巷回到桑掌回风大巷。 三、抽放系统

在采区工作面上邻近煤层8#12区煤中沿底挑顶布置走向高抽巷，采区布置∮600mm瓦斯支管，和回风大巷∮800mm瓦斯主管连接，经390回风巷、南大巷副巷、西大巷副巷、外南沟回风井斜井到达外南沟瓦斯泵站。 四、供水与排水系统

1.在本工作面进风顺槽内铺设一趟三寸静压水管，给工作面进风顺槽水幕、各转载点、螺旋截煤消尘供水，以及为采煤机、转载机的电机冷却供水。水管每100m安设一个三通阀门。另设一趟三寸排水管，并备用一台22KW水泵，随时排除巷道内

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阳泉学院----毕业设计说明书 的积水。

2.在本工作面回风顺槽内铺设一趟三寸静压水管，给回风顺槽水幕、工作面支架喷雾、溜头转载点消尘供水，以及为前后溜电机冷却供水。水管每50m设一个三通阀门。另设一趟三寸排水管，并备用一台22KW水泵，随时排除巷道内的积水。

3.进、回风顺槽的供水均来自于轨道巷内铺设的三寸进水管中，在进、回风顺槽口安设有分路阀门，总阀门。进、回风顺槽排出的水均进入轨道巷内铺设的三寸排水管中。 五、供液系统

在进风顺槽设备列车处，设置有一台乳化液箱及两台乳化液加压泵，给工作面液压支架及单体柱提供压力液。在井上通过管路直接将乳化液输送到设备列车处的 六、照明、信号及通讯系统

1、供电设计概况

地面从桑掌降压站用两趟MYJV42-3×240mm2铜芯高压电缆送到560水平桑掌配，560水平桑掌配由两趟ZR-YJV22-3×120mm2铜芯高压铠装电缆送到八号煤十二区配。

八号煤十二区配由两趟MYJV22-3×120mm2铜芯高压电缆送到九号煤十一区配，供电采用双回路供电方式。

采区生产规模为一两个综合掘进队和一个综采队进行生产，下面为按就近供电原则各配电室负责供电的回采工作面。

九号煤十一区配负担11101、11102、11103、11104、11105、11106、11107回采工作面的供电。

2、采区负荷估算：

（1）、采区综采工作面负荷统计表：

序号 设备名称 规格型号 台数 Pe(KW) Ue(V) 1 采煤机 MGTY300/7001 1 700 1140 2 工作溜 SGZ620/180 1 2 X315 1140 3 破碎机 PCM110 1 110 1140 4 转载机 SZZ880/220 1 250 1140 5 乳化液泵 WRB200/31.5 4 200 1140 6 喷雾泵 MZG150/100 2 90 1140

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7 顺槽皮带 SSJ-1000/2×160 1 2X160 1140

8 皮带涨紧 4KW 1 4 660 9 水泵 22KW 2 22 660 10 回柱车 JM-14 3 18.5 660 11 小绞车 11.4KW 2 11.4 660 12 无极绳绞车 JW-950/48 1 25 660 13 注水泵 30KW 1 30 660 14 照明综保 ZXZB-2.5 2 2.5 660 15 分站

1

660

采区综合掘进队主要设备包括：S－120掘进机一部，80T皮带三部，过道溜一部，其他包括下料设备等，总负荷估算为560KW，两个综合掘进队为2×560KW。综合机械化采煤工作面主要设备包括：采煤机、前工作溜、后工作溜、顺槽运输设备等，总负荷估算为3300KW，采区下料及运输设备估算为480KW。

3、采区高峰时，按一个综合化采煤队，两个综掘施工队同时生产考虑，全采区总负荷估算为4900KW。

工作电流:Ig=Kx∑Pe×103/√3UeCOSPJ=674A(其中Kx取0.65，COSPJ取0.7)，查《煤矿电工手册》3页12－2－26，YJV-3×120mm2电缆载流量为510A，故两趟电源采用两根YJV-3×120mm2高压电缆。采用双回路电源供电。

高压配电开关型号为PBG-6/630 4、供电设备选型见《采区供电系统图》 5、采区高压电缆选择见下表：

序号 型号 截面积 起点 终点 长度

1 YJV22 3×120mm2 560桑中配 8#煤12区配 2×970米 2 MYJV 3×120mm2 8#煤12区配 9#煤11区配 2×1000米 七、 采区信号、照明及通讯

1、信号

<1>、无极绳绞车的车房及摘挂钩点，必须有声光兼备的信号装置和发生事故时紧急停车装置。

<2>各单钩调度绞车的上、下车场，必须有声光兼备的往返信号装置。 <3>采区各部皮带机、采掘工作面顺槽皮带各种运输设备之间必须设有联系信号

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阳泉学院----毕业设计说明书 和发生事故时的紧急停车信号。

2、照明

采区无极绳绞车车场和采区各机电峒室每隔3M安设一盏BKJ-36型防爆灯照明，综采工作面每隔6M安设一盏8SF-8400型防爆灯照明信号闭锁装置，掘进工作面采用综掘机配套的照明装置，顺槽皮带及采区皮带每隔10米安设矿用防爆型照明灯。

3、通讯

采区信号站、综采工作面进风顺槽口，设备列车、采区各部皮带机头及综掘工作面配电点附近各设一部直通井口调度绞车的防爆电话机、综采工作面采用NT2000型通讯装置。

第三节 采区开采顺序

设计确定采用上行式开采顺序，既同一水平先采下层煤，再采上层煤，当下部煤层不可采时，可直接开采上部煤层，工作面之间采用跳采的方式接替。

开采上山时有：

（1）下行式：先将采区上山掘至采区上部边界，然后由采区边界向大巷方向自上而下依次开采各区段。

（2）上行式：事先不把采区上山全长掘出来，而只掘其一段，从运输大巷向采区上部边界自下而上依次开采各区段。

开采下山采区时：

（1）下行式：从运输大巷将采区下山掘至采区下部边界，然后自下而上逐次开采各区段。

（2）上行式：自上而下逐次开采各区段。 采区内采煤工作面推进方向：

后退式——工作面自采区边界向采区上山方向推进。

第四节 巷道断面及支护形式

一、巷道断面的设计

9#煤为厚煤层，按阳煤集团生字（2012）63号文件规定：采区轨道巷矩形断面时净宽不小于4.8米，净高不低于2.8米；采区皮带巷为矩形断面时净宽不小于4.5

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米，净高不低于2.5米；采区回风巷为矩形断面时净宽不小于5米，净高不低于2.8米。

8#煤与9#煤层间距为2.37—4.57米，9#煤巷道不能用锚杆、锚索支护。根据现有的支护形式准备用梯形棚或U型棚沿支护，沿9#煤顶板掘进。

9#煤11采区准备巷沿8#煤掘进的巷道采用矩形断面，巷道净宽4.44米，毛宽4.7米；净高2.6米，毛高2.7米；净断面11.5㎡，毛断面12.69㎡。

二、支护形式：

8#煤：顶部采用锚杆＋钢带＋钢带＋钢筋网片锚索联合支护。每排布置两根锚索，四根锚杆。煤帮：采用锚杆＋砼托帽＋金属经纬网联合支护。

9#煤：

支设梯形棚：准备巷梯形棚上净口宽3.4米，下净口宽4.4米，净高2.7米。净断面10.53㎡，毛断面12.3㎡。梯形棚为对棚支护；顺槽巷道梯形棚上净口宽3.4米，下净口宽4.4米，净高2.6米。净断面10.14㎡，毛断面11.㎡。梯形棚为单棚支护，棚距为0.8米，棚顶、帮用∮180/2×1000mm的两开木花构花盘。（在两开木顶、帮上铺设金属经纬网）。

支设U型叉腿棚：

皮带巷、轨道巷支棚后净高为3.85米，下口净宽5米，净断面15.9㎡，毛断面20.6㎡；左右回风巷支棚后净高为3.8米；下口净宽4.85米，净断面14.6㎡，毛断面17.3㎡。棚距为0.8米，棚顶、帮用1000×150×70mm的砼背板花构花盘。（在砼背板上铺设金属经纬网）。 三、锚索要求

1、各巷开透口处要分别布置一排2.7m长的槽钢锚索,将开透口处的钢带头全部托住。

2、锚索紧跟煤头，够四排就打锚索上槽钢；切巷大断面掘进时,打起四排钢带后必须将锚索跟至煤头,且锚索要交错布置，然后再截割另一半巷道或继续向前掘进。沿顶板掘进的巷道使用5.2m长的锚索，沿底板掘进的巷道和从顶板到底板的过渡巷全部使用7.2m长的锚索

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第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织

第二节 采煤工作面采煤工艺

一、确定采区主要采煤工艺

本采区内采用后退式开采方法。工作面采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化采煤方法。

采用MGTY300/7001型电牵引双滚筒机组割煤，ZZ4400—16/33型液压支架管理顶板。 二、进刀方式

机组在端头斜切进刀、双向割煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀；割煤高度控制在1.6---3.27，机组沿底板割煤，运行速度不超过5m/min，割至端头或煤质松软破碎处其速度要适当放慢。

机组端头斜切进刀，机组割至工作面端头后，停机调换滚筒上下位置，随机拉架和推溜暂停；机组反向斜切进刀，进刀完成后停止切割；调换滚筒上下位置，按顺序向端头逐一拉架推溜，(溜头、溜尾两架为滞后支护方式，即先移溜，后移架)；而后机组第二次向工作面端头切割，割至端头后，停机调换滚筒上下位置；反向走空刀至进刀处暂停，前移溜头(尾)，并拉架推溜至机组后3-5m处，机组调整前滚筒正常割煤。如下图所示

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阳泉学院----毕业设计说明书 A2AA-A1(a)A(b)AA12A(d)2A-A(c)A-AA12A1A-A 采煤机进刀方式示意图（2—机组） 三、机械设备

（一）工作面主要设备选型 1.采煤机

采煤机的选型应符合下列要求：

（1）综合考虑9号煤层的采高，尽量不丢煤或少丢煤，提高资源回收率； （2）技术先进、操作简单、维修方便、运行可靠；

（3）井田内煤层含有夹矸，特别是采煤机在推进过程中难免要过断层，因此应选用较大功率采煤机；

（4）采煤机截割效率高，装煤效果好；

（5）牵引速度快，稳定性好，操作安全，采用无链牵引； （6）设计按工作面日产出6600t煤炭选择采煤机。 采煤机平均割煤速度按下式计算：

V＝30000(L+2I)/(T×K×60×L×H×B×γ×C) 式中：

V－采煤机平均割煤速度，m/min；

L－工作面长度，m，首采面9号煤设计为200m； I－采煤机开缺口行程，m，取30m； T－生产班工作时间，h，取7h； K－采煤机开机率，％，设计取95％； B－采煤机截割深度，m，取0.8m； γ－煤的容重， 9号煤为1.48t/m3；

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C－工作面回采率，％，取78.4％。

则：V＝6600×(200+2×30)/(7×95％×60×200×12.0×0.6×1.48×0.784) ＝2.04m/min

采煤机落煤量按下式计算： Q＝60×V×B×H×r 式中：

Q—采煤机落煤量，t/h；

V—采煤机平均割煤速度，m/min； B—采煤机截割深度，m，取0.6m； H—平均采高，m，设计取3.27m； γ—煤的容重，9号煤为1.48t/m3；

则：Q＝60×2.04×0.6×3.27×1.48＝441.8t/h 采煤机最大落煤量按下式计算： Qmax＝Kc×Q 式中：

Qmax—采煤机最大落煤量，t/h； Kc—采煤机割煤不均衡系数，取1.3。 则：Qmax＝1.3×441.8＝574.4t/h 采煤机最大割煤速度按下式计算： Vmax＝Kc×V 式中：

Vmax—采煤机最大割煤速度，m/min； Kc—采煤机割煤不均衡系数，取1.3。 则：Vmax＝1.3×2.04＝2.65m/min 采煤机切割功率N按下式计算： N＝60·B·Hg·V max ·r·Hw ＝60×0.6×3.2×2.65×1.48×0.55 ＝315.7kW 式中：

N－采煤机装机功率，kW。

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Hg－采煤机割煤高度m，取3.27m；

B－采煤机截深m，取0.6m； R－煤层容重t/m3，1.48 t/m3；

Hw－比能耗值，开采硬煤层时一般取0.55kw·h/t；

据以上计算，综采工作面选用MGTY300/700—1.1D型电牵引双滚筒采煤机。其技术参数如下：

采煤机总功率：700kW 采高：3.27m 有效截深：0.6m 牵引方式：电牵引 牵引速度：28m/min 供电电压：1100V。 2.液压支架 ⑴ 支架的支护强度

①用估算法确定顶板荷载按下式计算： P＝(m×r×n)×cosα/( K－1) 式中：

P－支架单位面积上应有的荷载，t/m2； M－煤层开采厚度，m，取3.27m； r－顶板岩石容重，t/m3，取2.7t/m3； K－顶板岩石破碎膨胀系数，取1.3；

N－考虑顶板周期来压支架受力不均衡时的安全系数，取2.4； α－煤层倾角，取3°。

则：P＝(3.27×2.7×2.4)×cos3°/( 1.3－1)＝69.03t/m2 ②按经验公式确定顶板荷载按下式计算： P＝a×m×r 式中：

a—采高的倍数，取8；

m—煤层开采厚度，m，取3.2m； r—顶板岩石容重，t/m3，取2.7 t/m3。

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则：P＝8×3.2×2.7＝69.12 t/m2

根据以上两式计算结果，选用支架的支护强度应不小于69.12t/m2，初撑力不小于支架工作阻力的70％。

⑵ 支架结构高度的选择 支架的最大高度按下式计算： H大＝M大＋0.2

支架的最小高度按下式计算： H小＝M小－0.3 式中：

H大—支架撑起后最大高度，m； H小—支架撑起后最小高度，m； M—煤层采高，m，取3.2m。 则：H大＝3.2＋0.2＝3.40m H小＝3.2－0.3＝2.90m

通过以上计算，结合目前综采设备配套情况，中部支架选ZZ44/17/33型放顶煤液压支架，其中电液阀和密封件引进。过渡支架选用ZT6000/17/35型过渡支架，端头支架与ZT6000/17/35型液压支架相配套。

支架参数为：

支架高度： 1600～3300mm； 支架中心距： 1500mm； 支架工作阻力： 4400KN； 支护强度： 0.65Mpa； 支架重量 14t。 3.破碎机

破碎机选用PCM3000型锤式破碎机，其技术参数为： 破碎能力：3500t/h； 最大入口：1200×900mm； 电机功率：3000kW； 破碎粒度：小于300mm。 4.转载机

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转载机选用SZZ880/220型，其技术参数为：

运输能力：3500t/h； 电机功率：220kW； 设计长度：60m。

5.工作面运输巷可伸缩胶带输送机

工作面运输巷可伸缩胶带输送机的铺设长度要与工作面的推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。因此工作面运输巷可伸缩胶带输送选用SSJ1000/2×2500型输送机，其技术参数为：

运输能力：2500t/h； 电机功率：2×2500kW； 带宽： 1000mm； 输送长度：2000m。 6.乳化液压泵站

为提高液压支架支护速度，与采煤机切割速度相适应，设计选用具有大压力、大流量的BRW-315/31.5型乳化液压泵站，泵站由两台乳化液泵，一台乳化液箱组成，其中一台泵工作，一台泵备用，其技术参数为：

公称压力： 31.5MPa； 公称流量： 400L/min： 电机总功率：3×250kW。

综合机械化采煤工作面其它设备均为配套设备，包括注水钻机、煤层注水泵、单体液压支柱、注液、阻化剂喷射泵、小水泵、调度绞车，液压支架电液控制系统等设备。

工作面设备布置及设备配备，详见《综采工作面设备布置及设备配备表》。

综采工作面设备布置及设备配备表

序号 1 2 3 设备名称 采煤机 液压支架 端头支架 设备型号 MGTY300/700 ZZ4400/16/33 ZT6000/17/35 单位 数 量 主要技术参数 台 架 架 1 3300V，930kw 176 4

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4 工作溜 5 6 7 8 9 转载机 破碎机 移变 移变 移变 SZZ-620/180 SZZ-1000/400 PCM3000 部 部 部 台 台 台 台 部 台 1 3300，2×700KW 1 1140V,400KW 1 1140V,200KW 3 1 2 2 2 2 KSGZY-2000-6/3.3 KSGZY-1000-6/1.14 KSGZY-630-6/1.14 KBSG-500 SSJ-1000/2×2500 BRW-315/31.5 10 矿用干式变压器 11 12

四、支护方式

皮带运输机 泵站 工作面采用及时支护方式，采用全部跨落法管理顶板。 五、作业方式

采煤工作面三八制，两个班生产，一班检修。日出煤6600吨，每日6个循环，日进4.8米，年产量 200万吨。

（一）工作面循环产量

综放工作面截深为0.6m，工作面平均采高3.27m，长200m，工作面回采率取0.785，煤的容重1.48t/m3，则工作面一个循环产量为：

Q＝L×h×B×γ×k 式中：

Q—一个循环产量，t； L—工作面长度，m，200m； H—工作面采高，m，3.27m； B—循环进度，m，0.6m；

γ—煤层的容重，t/m3，取1.48t/m3； k—工作面煤炭回收率，取78.4%。

则：Q＝200×3.27×0.6×1.48×0.784＝1316t （二）日循环数及产量

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设计日进6刀，每班3个循环，日循环数为6。

工作面日进度：6×0.6＝3.6m/d 工作面日产量：611×6＝3666t/d （三）工作面年推进度

工作面年工作日303天，则：

工作面年推进度：3.6×303＝999.9m/a （四）工作面年生产能力

工作面年生产能力按下式计算： A＝L×S×M×γ×C×10-6 式中：

A—工作面年生产能力，Mt/a； L—工作面长度，m，200； S—工作面年推进度，m，999.9； M—工作面平均采高，m，3.27m； γ—煤的容重，t/m3，取1.48t/m3； C—工作面回采率，取78.4％。

则：A＝200×999.9×3.27×1.48×0.784×10-6＝110Mt/a

故工作面的年生产能力为：A采=110×(1+5％)=165 Mt/a<2.00 Mt/a。日出煤3666吨，每日6个循环，日进3.6米，年产量 110 万吨。因此提高顶煤采出率和降低含矸率，取得更好的放煤效果。

第二节 工作面劳动组织

工作面劳动组织为“三八制”作业，两班生产，一班检修，作业方式为追机作业。

劳动工作组织表

1 2 3 4 工种 跟班队长 班组长 验收员 采煤司机 甲班 1 2 1 3 乙班 1 2 1 2 丙班 1 2 1 2 合计 3 6 3 7

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5 电工 6 支架移溜工 7 端头维护工 8 9 10 11 12 三机工 泵工 送饭工 注油工 控制台司机 13 14 15 运料工 井下库工 合计 2 3 1 2 1 2 4 7 3 2 2 7 3 2 2 1 0 1 1 1 0 1 1 1 1 0 1 5 4 4 1 2 4 1 28 0 1 16 0 1 16 4 3 60 备注：甲班检修，乙班、丙班出煤 采煤工作面三八制，两个班生产，一班检修。日出煤3666吨，每日6个循环，日进3.6米，年产量 110万吨。

第三节 工作面主要技术经济指标

根据上述所述及计算可初步列出工作面技术经济指标表，其具体内容如下表：

技术经济指标表

序号 1 名 称 采区设计生产能力 1、年产量 2、日产量 2 3

单位 万吨 吨 年 班 55

指 标 110 3666 7 3 服务年限 采区设计工作制度 1、日工作班数

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2、年设计生产天数 4 煤层煤质 1、煤种牌号 2、灰分 3、硫分 4、发热量 5 采区储量 1、工业储量 2、可采储量 6 1、可采煤层 2、可采煤层厚度 3、煤层倾角 7 4、煤层容量 采区范围 1、采区走向长 8 2、采区倾向长 3采区面积 采区投产煤量及可采期 一、1、开拓煤量 2、可采期 二、1、准备煤量 2、可采期 2、可采期 9 采区投产工作面个数及推进长度 综采工作面个数 55

天 % % MJ/Kg 万吨 万吨 层 米 度 吨/m3 米 米 m2 万吨 年 万吨 年 万吨 年 个、米 个 1 300 WY3 21.34 1.09 34.8 6.5 552.5 1 3.05 2°— 12° 1.48 2300 760 1527500 6.5 9 618.8 8 505.4 7 三、1、回采煤量

阳泉学院----毕业设计说明书 10 采煤方法 走向长壁后 退一次采全高综采 11 12 13 14 顶板管理方法 巷道总工程量 采区准备巷 1、采掘比 2、掘进率 米 米/万吨 全部跨落法 29311 1：1.11 12.8 采区回采巷 15 16 17 18 19 1、采掘比 2、掘进率 切眼长 工作面走向长 采区岩巷长度 采区煤巷长度 初期投产工程量 1、岩巷 2、煤巷 采区运输 1、上、下料 2、运煤 3无极绳绞车型号 米 米 米/万吨 米 米 米 1：3.4 40.2 180 6354 505 米 米 28806 7822 188 20 米 7978 采用无极绳绞车 皮带机 序号

4、皮带部及型号 名 称 部 单位 2 指 标 55

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第五章 采区通风与安全

第一节 通风

560水平9#煤十一采区由桑掌主扇负担，采区内布置采区轨道巷、皮带巷、和左右两翼回风巷。其中皮带巷、轨道巷作采区进风巷。工作面采用两进两回的通风系

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阳泉学院----毕业设计说明书 统。

二、瓦斯涌出量预计

9#煤十一采区上部3#煤、8#煤，下部15#煤已采。根据9#煤探巷掘进期间瓦斯涌出量，预计工作面回采期间工作面最大瓦斯涌出量为5--10m3/min。 9#煤无爆炸性、不易自燃。

三、工作面配风量

本矿井为高瓦斯矿井，采区风量主要根据各用风地点瓦斯涌出参数进行风量计算。9#煤11采区开采时11006工作面通风距离最短，需风量最小，为桑掌主扇服务期间的通风容易时期； 11001工作面通风距离最远，采区需风量最大，为桑掌主扇服务期间的通风困难时期。

1、采区按一个生产工作面、一个准备工作面和两个掘进工作面配风。采区回采面预计工作面瓦斯涌出量为5-10 m3/min，工作面最大瓦斯涌出量为10m3/min，其中本煤层瓦斯为10m3/min，邻近层已采，风排瓦斯为5-10 m3/ min，平均按7m3/min计算。

1） 按瓦斯涌出计算

Q=（q1/1%）×k1×k2+（q2/2.5%）×k1×k2 =7/1%×1.7×1.7+2/2.5%×1.7×1.7 =2254.2m3/min

其中：q1——本煤层瓦斯涌出量 m3/mi q2——邻近层风排瓦斯涌出量m3/min k1——工作面风量备用系数 取1.7 k2——工作面瓦斯涌出不均衡系数 取1.7 故工作面配风量2254m3/min，

备用工作面按不低于工作面的50%配风为1127m3/min。 2）按工作面进风温度计算 Qwi=60×Vwi×Swi×Kwi =60×1×10.14×1.7 =1034.28 m3/min

式中：Vwi——工作面风速按其进风流温度从中国矿大《矿井通风》中选取；

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Swi——工作面有效通风断面，取最大和最小控制断面平均值，本工作面取10.14m2 Kwi——备用系数，取1.7 3）按工作人员数量计算 Qwi=4×nwi =4×40 =160 m3/min

式中：4——每人每分钟应供给的最低风量；

nwi——采煤工作面同时工作的最多人数，取40人。 4）按风速进行验算

按最低风速验算11006采煤工作面最小风量； Qwi≥60×0.25×Swi

即：2254.2m3/min≥152m3/min 所以符合要求。 按最高风速验算11006采煤工作面最大风量； Qwi≤60×4×Swi

Swi——工作面有效通风断面，本工作面取10.14m2

即： 2254.2m3/min≤2433.6 m3/min 所以符合要求。 通过上述计算，故11006工作面所需风量为2254.2m3/min。 2、掘进通风和峒室通风

掘进通风为局扇压入式通风，每个掘进工作面根据瓦斯、风速、温度等条件计算配风量，进而确定局扇型号，回风直接汇入采区回风巷。 井下机电硐室和其它硐室都有专用回风道形成通风系统

（1）9#煤采区准备巷采用两部2×45KW风机送风，实现“双风机双电源”。2×45KW风机额定吸风量为500m3/min。 a：采用一部2×45KW风机配风：

按公式Q配=1.7×Q额=1.7×500=850m3/min

Q配 ——掘进风机配备风量 m3/min ； Q额——风机的额定风量m3/min ； 1.7——掘进风机配风系数。 b：采用两部2×45KW风机并联配风：

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按公式Q配=1.7×（Q额+Q额 ） =1.7×1000=1700m3/min Q配 ——掘进风机配备风量 m3/min ； Q额——风机的额定风量m3/min ； 1.43——掘进风机配风系数。

（2）9#煤掘进工作面采用两部2×45KW送风，实现“双风机双电源”。2×45KW风机额定吸风量为500m3/min

按公式Q= Q配=2×1.7×Q额=2×1.7×500=1700m3/min Q配 ——掘进风机配备风量 m3/min ； Q额——风机的额定风量m3/min ； 1.7——掘进风机配风系数。

3、采区峒室送风：按每个峒室送风150m3/min配备。 四、通风容易时期配风量

9#煤11采区11006工作面时为通风最容易时期，此时采区内有一个回采工作面，两个送风的峒室，采区配风量为： Q总=（Q采+Q峒）×K漏 =（2254+300）×1.15 =2937.1m3/min

K漏——采区漏风系数，取1.15 五、通风困难时期配风量

9#煤11采区的11001工作面为通风最困难时期，采区生产队组按一个回采工作面、一个备用工作面、两个掘进面、两个送风的峒室等，配风量为； Q总 =（Q采+Q备+2*Q丈掘+2*Q峒）×K漏 =（2254+1224+1700+300）×1.15 =5478×1.15 =6299.7m3/min） 采区风速验算：

1、按最低风速验算采区最小风量；

Qwi≥60×0.25×2Swi采区有效通风断面，本采区取10.53m2 即：6299.7m3/min≥315.9m3/min 2、按最高风速验算采区最大风量；

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阳泉学院----毕业设计说明书 Qwi≤60×6×2 Swi

采区有效通风断面，本采区取10.53m2 即：6299.7m3/min≤7581.6 m3/min

通过上述计算，315.9m3/min ≤6299.7 m3/min≤7581.6m3/min符合设计要求。 六、采区阻力计算 1、根据阻力计算公式： H=aLUQ2/S3 式中H——通风阻力Pa

a——巷道摩擦阻力系数 L——巷道长度m U——巷道周长m Q——巷道通过风量m3/s S——巷道截断面m2 通风容易时期总阻力 hme=4411.6Pa 通风困时期总阻力hme=4907Pa 2、阻力计算分析

根据井巷通风阻力计算，9#煤11采区通风容易时期总阻力为4411.6Pa；困难时期总阻力为4907Pa。

附表1《二矿560水平9#煤十一采区通风阻力计算表（困难时期）》 附表2《二矿560水平9#煤十一采区通风阻力计算表（容易时期）》

第二节 采区等积孔计算

采区等积孔采用下式计算：A=1.19Q/h1/2 式中：A——等积孔，m2； Q——风量，m3/s； h——风压，mmH2O；

则：通风容易时期等积孔为：A1=1.19×4025/2451/2=5.1m2。

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1/22

通风困难时期等积孔为：A2=1.19×5375/292=6.2m。

经过计算，本区前后期通风均为容易小阻力。

第三节 安全通风措施

井下通风安全设施主要有风门、调节风门、风帘、风桥、隔爆水棚、回风井井口防爆门、进风井井口防火铁门等。

由于矿井以煤巷为主，各类巷道基本位于开采煤层中，在开拓、准备、回采、巷道相交处风桥较多，实际生产中要加强通风设施的施工质量，减少漏风。

对已采工作面巷道应在停采线处及时密闭，以减少漏风。

在进、回风巷道之间,应设两道双向风门，以利于必要时反风和正常时减少漏风并防止风流短路。

保障通风系统稳定措施：

1、矿井主扇采取双回路系统供电，配备同等能力的备用主扇，并能保证在紧急情况下10分钟内启动。

2、掘进工作面局扇实现“双风机双电源”和“三专两闭锁”，提高掘进工作面通风系统稳定可靠性。

3、各主要大巷风门、总回风、主扇风机房重要部位都要安装风速及压力传感器，并保证系统运行正常。

4、采区工作面设计巷道保证足够的通风断面，巷道尽可能做到平直光滑，过渡段要平缓。

5、各通风设施符合质量要求，设专人经常检查，各类通风仪表要保证准确完好。 6、要采取综合防尘措施，工作面必须进行长壁注水，各转载点社喷雾洒水，进、回风顺槽几掘进面社喷雾洒水，采取巷道及工作面进、回风顺槽要定期冲洗。

第六章 安全技术措施

第一节 防瓦斯爆炸措施

（一）防治瓦斯的措施

9#煤11区为高瓦斯区，开采时其主要瓦斯来源于上邻近层，预防的重点是防止

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瓦斯积聚和爆炸，在执行有关规定的基础上，主要应做好以下工作：

1.瓦斯抽放是关键的措施，抽放效果的好坏直接关系着工作面生产是否正常进行和安全生产，因此本采区专门设计在回采工作面上邻近层12#煤中布置走向高抽巷来抽放瓦斯，采用初采瓦斯高抽巷来解决综放工作面初采期间的瓦斯，并利用专用的内错尾巷来排放瓦斯。

2.日常瓦斯管理是预防瓦斯事故的又一项重要防线，在加强人工瓦斯检查的基础上，装备矿井自动监测系统，以便及时发现隐患，采取相应的措施。

3.各掘进工作面装备“双风机双电源”和“三专两闭锁”装置。 4.加强机电管理防止机电事故产生明火或发热，引发瓦斯事故。 （二）预防瓦斯爆炸的措施

1. 矿井有完善的通风系统，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适宜的风速，以冲淡和稀释井下涌出的瓦斯。

2. 按《煤矿安全规程》规定，井下采掘工作面均采用通风。 3. 井下所有电气设备无轨胶轮车均采用防爆型，严禁不防爆设备入井。 4. 采、掘工作面和瓦斯易增高处，设置瓦斯报警仪。

5. 生产中，加强通风管理，保证所有场所有足够风量，并配备专职瓦检员，定时定点和巡回检测，并在作业地点和主要风道口设瓦斯检测牌板；废弃的巷道和盲巷要及时封闭，并挂牌说明。

第二节 防煤尘爆炸措施

一、防尘措施

对井巷定期清扫，冲洗煤尘；轨道辅设一定要规整，矿车不能装的太满，防止煤尘飞扬和撒落；严格执行湿式打眼规定和使用水炮泥放炮制度；在大量产生煤尘的地点，控制风速，以防止煤尘飞扬；在井下集中产生煤尘地点进行喷雾洒水；矿井应按规定配备测尘仪器，并派专职测尘人员，每15天进行一次粉尘测定；井下采用静压洒水系统，在装煤点和转载点设置水幕，在洒水管路上每100m设置支管和阀门，作为消防、灭尘、清洗巷道粉尘的使用，保证井下粉尘浓度降到指标。

二、煤层注水防尘

根据本矿煤层赋存特点、采区巷道布置方式、采煤方法等情况，采用煤层注水

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措施可有效减少回采工作面的粉尘产生。煤层注水水源采用井下消防洒水管路供给。

三、隔爆措施

本设计隔爆措施是设置隔爆水棚、设置水幕等。 设计在下述地点设隔爆水棚：

1、与井筒相联接的主要运输巷和回风巷中设主要隔爆水棚。 2、采煤工作面进风和回风顺槽中设辅助隔爆水棚。

3、沿煤层掘进的巷道掘进工作面同与其相连的巷道间设辅助隔爆水棚。 4、煤仓上口的通路中设辅助隔爆水棚

第三节 防矿井突水措施

1、建立健全组织机构，配备专业队伍，建立制度，加强管理。

2、加强相邻煤矿采空区资料搜集、整理分析评价工作，加强探放水工作，坚持“有疑必探”原则，把防止采空区透水和地质构造漏水作为矿井安全大事，抓紧管好，落到实处。

3、对矿井防治水工作建档备案，整理收搜各种防治水资料以总结经验，提高防治水工作能力。

4、加强采空区调查勘察工作，布置工作面时要予留足够尺寸隔水煤柱，严禁和相邻矿井打通，造成重大水灾事故。

5、巷道掘进中设置探水钻，必须遵循有疑必探，先探后掘的原则，尤其注意加强在地质构造及周围小窑附近探水工作管理。

6、定期清理水仓及水沟，定期检修排水设备，保持设备完好。每年雨季要做好防水、防洪、防雷电工作，保证矿井不受水患影响。

7、采掘巷道中的积水要及时排放。

8、井下主排水泵房及变电所通路中设防水密闭门。

9、井下巷道、回采工作面接近含水层时，必须提前采取相应安全技术措施后，方可施工和开采。

第四节 防矿井火灾措施

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一、工业建筑物防火设计

为贯彻执行\"预防为主、防消结合\"的方针，本风井在工业建筑设计上遵循《煤炭工业设计规范》、《建筑设计防火规范》及有效的防火措施，力求做到消除隐患，保障安全，促进生产。

工业建筑物的消防重点：井口房、通风机房、热风炉房、变电所等。 1、进风井井口房

进风井井口房为一层砖混结构。檐高6.0m，建筑面积144m2。在井口房设置1个宽1.5m，一个宽为1.2m的外开门，作为疏散口。进风井口房为一个防火分区，按要求设置消火栓及灭火器。

2、通风机房

通风机房为一层砖混结构，370厚的砖墙，建筑面积102m2，檐高5.0m，设置了2个1.5m宽的外开门作为疏散门。

通风机房为一个防火分区，按要求配备足够数量的灭火器。 3、热风炉房

热风炉房为一层砖混结构，370厚砖墙，建筑面积324m2，由锅炉间、辅助间及风机间组成，檐高11m。在锅炉间设置3个1.5m宽的外开门，辅助间设置1个1.5m宽的门与锅炉间相通，风机间设有1个1.2m的外开门作为疏散通道。

整个热风炉房为一个防火分区，按要求设置消火栓及灭火器。 4、35kV变电所

35kV变电所为二层砖混结构，主要建筑有箱式变电站，变压器，主控制室，值班室等，自成一体，建筑面积1066.3m2。主檐高10.2m，主控制室、值班室等设有的外开乙级防火门。

二、消防设施设计

为满足整个场区的消防要求，场内分区设计了消防道路。

广场中部布置有一座消防水池，有道路相通，还布置有水泵房，既方便井下洒水，又靠近一些重要的建（构）筑物，管线短捷顺畅，水源充足，使用便利。

第五节 其它措施

一、顶板管理

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1、加强顶板管理，采掘工作面严格执行随采随支，随掘随支，保持围岩稳定，保证井下所有人员必须在有支护条件下进行作业。

2、及时回柱，严格控顶距离，符合规定和要求，控顶距离超过作业规定，必要时采取强制放顶措施。

3、回采工作面支柱支设，必须确保达到规定的初撑力，掘进工作面支护必须见实底，且支稳支固、迎山有力。

4、严格执行敲邦问顶制度，及时处理活矸、伞檐。 二、运输事故的防治

1、斜坡巷道必须设“一坡三挡”防跑车装置，并做到装置齐全，灵敏可靠，做到行人不行车。

2、小绞车牵引钢丝绳、保险绳的规格应与小绞车的提升能力配套。地滚、托轮齐全，灵活可靠。

3、牵引钢丝绳与矿车、矿车与矿车之间的连接，必须使用不能自行脱落的连接装置，并经过拉力试验，严禁使用其它物料代替。

4、各部绞车必须设置联系信号，做到声光齐全、双向对打，下部车场或中间巷道应装设行车不行人的声光报警装置。

三、灾害发生时的自救及安全出口

井下工人及技术管理人员均配备了自救器，一旦发生事故，可以自我救护，以减少事故的危害性。

进风立井内设有梯子间，井下发生灾害时，人员可通过该安全出口迅速撤离。 四、矿井主要设备的安全防护 1、通风设备

分区主要通风机选用安全可靠、运行效率高的 FBCDZ-10-N036A型轴流式通风机两台。其中一台使用，一台备用。该风机可通过改变叶片角度实现反风，反风风量为正常风量的60%，大于《煤矿安全规程》规定的40%。

2、防噪音

分区主通风机选用低噪声的通风机，风机扩散塔装有消音装置。另外，在风机房内设有隔音的值班室。

五、电气设备防爆

地面具有爆炸和火灾危险的场所，均按类别、等级选择电气设备。井下设备全

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阳泉学院----毕业设计说明书 部选用矿用隔爆型设备。

1、防雷、防静电措施 （1）防雷击

地面场地35kV变电所，设置的避雷针保护，使变电所终端杆至变电所的进出线路置于避雷针的保护范围之内。凡高度大于18m的建筑物均考虑避雷针保护。

矿井两回35kV输电线路采用避雷线保护。 （2）防雷电波

矿井35kV输电线路全部架设避雷线，并分别在各线路两端杆上装设有管型避雷器，以进入变电所的雷电波幅值，使其在允许范围之内。35kV变电所的35kV及10kV母线，在每段母线上装设一组阀型避雷器。

为防止静电感应，新增的建（构）筑物内的突出屋面的金属物均接到防雷电感应的接地装置上。

为防止地面雷电波及到井下，凡下井的管道由地面直接在井口附近考虑了不少于两处的集中接地。

2、保护接地

矿井地面变电所内配电装置外壳及其构架，均通过接地线与室外接地网相连，接地网成闭合性。为防止反击，所内装置的避雷针，其接地装置与变电所接地装置分开设置，在地下保持不得小于3m的距离，避雷针的接地电阻均不得大于10Ω。

3、自动控制和紧急停电、事故处理的保护措施

采用多点控制的电动机。为保证电动机安全运行，均装设起动预告信号，且就地控制和接触远控的措施。

矿井较复杂的自动控制系统，均采用电气联锁，按工艺要求确定联锁线的起动和停止程序。集中控制的联锁线，装有起动预告信号、允许起动信号、运行信号和事故信号。

六、地面危害防范措施

场区布置对矿井职业安全卫生有着很重要的影响。

工业场地总平面布置中将污染严重的锅炉房布置在场地西北角，减少了对场区的污染。

工业场地内主要建筑物尽量布置为南北朝向，采光条件好，建、构筑物间的距

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阳泉学院----毕业设计说明书 离满足安全要求。

合理布设大门进入口及场区道路，使人货分流，路径便捷，减少交叉干扰。 七、系统车拉移及防跑车措施

1、轨道巷系统车采用 18.5mm的钢丝绳与运输机机尾底座架子相连，连接采用一根钢丝绳绕过系统车与运输机机尾底座架子的连接处，环绕圈数不得少于8圈，钢丝绳固定卡子不得小于8道。

2、系统车的最后一辆车与运输机机尾底座架子，采用40米的运输机大链连接，用专用销子和连接环固定。系统车之间采用硬连接，工字钢配合 40mm的销子与平板车连接，并将销子的口铆死。

3、拉移系统车必须由小班电工配合三人以上人员协同作业，工长现场指挥。 4、当轨道巷遇下坡时，系统车的第一辆车和最后一辆车后沿下坡方向必须设置铁马。拉移系统车的绞车采用两戗两压老汉木固定。

①系统车随运输机机尾的拉移循环，向外逐渐移动。

②当工作面要推移运输机机尾时，要提前将系统车后的铁马向外移（移动的距离由运输机机尾的推移循环而定，如运输机机尾推移一次，铁马向外移一次）系统车下放到位后，铁道上必须安设双道铁马，同时加打一根斜撑老汉木，用锚链将系统车与铁道固定，锚链用“U”扣，并上双帽，班班检查各部连接情况。

5、当遇到轨道巷上坡时，系统车由18.5KW慢速绞车牵引向外逐渐移动。 ①拉移系统车时，绞车司机必须持证上岗，先检查绞车完好、固定牢固情况，老汉木用（Φ200×3000mm）以上园木打在顶板完整处，必须有不小于100mm的柱顶，并用铁丝拴牢。（斜戗角度70o）人员必须站在拉移绞车后2m以外，两压两戗打死背实。

②铁道上安设双道铁马，系统车每拉完一次沿下坡方向设置。挡道器、铁马等。坡度>10o时，各车要加打老汉木，拉移系统车到位后，在绞车未松绳的情况下，打好两道铁马，同时加打一根斜撑老汉木，用 18.5mm的钢丝绳环形拴牢。并用锚链将

系统车与铁道固定，锚链用“U”扣，并上双帽，班班检查各部连接情况。 6、系统车移到位后，电缆重新整理，接地极随系统车挪移，及时埋设。 八、拉移转载机安全措施

转载机采用液压自移方式拉移，每循环拉移一次，拉移前，先清理干净拉移段的浮煤杂物，在拉移油缸后及煤帮侧对应位置打一根6寸钢管（煤帮侧钢管反打位

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置应根据拉移链长度而定）钢管长度5m，拉移锚链由拉移油缸通过导链滑轮固定在煤帮侧钢管底部，钢管的支设及锚链与油缸、钢管的联接必须牢固可靠。钢管上端必须用8#铁丝与顶部锚杆联接牢固。拉移油缸与拉移锚链均采用随机供应件，如遇特殊情况应按随机供应件的规定，要求及尺寸进行配置。拉移时，转载机必须停机闭锁，无关人员远距离作业地段，作业人员必须站在安全区域后，方可进行远距离供液进行拉移。拉移时，要设专人指挥、专人观察，随时注意拉移情况，以防拉坏皮带运输机机尾托辊支架和跑道。拉移后，应将拉移油缸伸出，以备下次拉移。

九、缩皮带机尾安全措施

1、缩皮带时应由工长现场指挥，三人操作。 2、必须信号畅通、明确。

3、如用单体支撑转载机时，人员应远距离操作。

4、待皮带架子、托辊抽移后，利用缩皮带油缸将皮带机尾拉出。 5、缩皮带油缸与皮带机尾用锚链联接时，螺丝带双帽。

6、缩皮带时无关人员不得通过作业地点，操作人员负责放好警戒，避开锚链波及范围，锚链螺丝联接处盖好皮带。缩皮带时，严禁开启皮带，开启皮带时，严禁人员操作，无关人员站在安全地点。

7、待皮带机尾拉出后，将皮带涨紧，并调整好。 十、工作面操作安全措施

1、处理倒架、叠架措施：组织有经验的支架工处理，利用支架的侧护板和单体配合扶正支架，单体远距离操作，避开单体波及范围。

2、割煤安全措施：割煤由三名司机负责，开机前要对采煤机进行检验，正常后方可开机，确认四周无人时启动采煤机，严格控制采高和工作面平直，严禁头尾亏刀，人员不允许在滚筒附近作业，加截齿时应闭锁运输机、采煤机，将滚筒离合器摘开，附近10m不准操作支架，采煤机遇阻负荷过大或片帮严重时应停机处理，采煤机牵引速度由小到大慢慢调整，严禁开快车，头尾返刀时要减速，司机负责看护托颉电缆。

3、拉架、推溜措施：采用本架操作，拉架时要少降快拉，顶板破碎时要带压拉架，支架要成一条直线，接顶严密。移溜时应防止拉坏电缆水管，移成直线。

十一、更换大型部件安全措施

1、更换部件时，必须停机闭锁设备，防止误操作。

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2、认真检查更换地点的顶板、煤帮、支护情况，严格敲帮问顶，确认无危险后方可作业。

3、人工搬移大件时，要有足够人数，口令一致，防止碰手碰脚。

4、使用导链起重时，导链必须完好，设备与导链相匹配，吊挂（锚链）牢固，吊挂位置合理。

5、起吊时人员要站在安全且有退路的地点。

6、运输机拉运大件时，头尾设置警戒，闭锁键前有专人，到位后及时停车。 7、使用绞车拉运时，要设好警戒，人员避开钢丝绳的波及范围。

专题部分 煤矿安全生产管理

摘 要 本文主要阐述了新强煤矿的采煤方法与巷道掘进,巷道布置与生产系统及具体采煤方法的选择。

关键词 煤矿 采煤 掘进 巷道 回采 顶板

一、安全与生产的关系

在安全与生产的关系上，有些人将它们对立起来，视为一对矛盾，这种认识是错误的和片面的。安全与生产之所以不是一对矛盾，就是因为它们根本不是对立着的双方，安全生产相相互依存关系，安全是伴随着生产而言的，没有生产就没有安全。生产过程中必须保证安全，不安全就不能生产。人们常说：“安全促进生产，生

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产必须安全”就是这个道理。在认识安全与生产的关系上，我们必须坚持唯物辩证法，用对立统一的观点来观察、分析事物和现象，既要承认安全与生产存在着本质的必然联系，又要承认安全与生产之间存在着区别，正确理解与掌握安全生产的辩证关系，反对形而上学，只见局部、不见整体观点，杜绝把安全与生产完全割裂丌来的片面孤立的思想，特别是在当前市场经济的新形势下，必须克服安全工作“说起来重要，做起来次要，忙起来不要”的错误思想，树立“一切为安全工作让路，一切为安全工作服务”的观念，坚持安全为天，安全至上，把安全第一的方针落到实处，落实到井上井下的全方位、全过程。

二、安全与效益的关系

就煤矿整体工作而言，经济效益是中心，这是企业全部工作的目的和归宿，但在具体生产过程中，必须坚持安全第一，不安全不能生产。煤矿对安全生产有特殊要求，煤矿的效益对安全生产有特殊要求。煤矿的效益主要来自于煤炭生产，如果没有安全保证，生产煤炭就是一句空话。事实上，一个煤炭企业安全生产的情况如何，必须会影响企业的效益。企业发生事故总要或多或少造成经济损失和伤亡，还要花费一定的人力、物力、财力和时间去处理。这本身就是直接的经济损失。此外，由于工亡事故的影响，职工人心不稳，出勤难以保证，生产难以进行，这也是无法估量的损失。由此可见，安全生产对煤矿至关重要。但是也应看到，安全毕竟不完全等于经济效益，安全上去了并不等于经济效益就能提高。由于有的国有煤矿多年来在计划经济模式下运行，企业效益低下，亏损严惩，因此必须深化企业改革，转换经营机制，降低生产成本，保证煤炭质量，提高经济效益。事实证明，效益与安全是煤矿企业的两项根本性任务，企业领导必须坚持两手抓，要以安全保效益，以效益促安全，不能顾此失彼，也不能厚此薄彼。

三、偶然与必然的关系

在安全生产中中，常有人以偶然两字来分析和解释各种事故。比如，若发生死亡事故，便以事出偶然来开脱，这种偶然显然不符合事物的发展规律，对搞好安全生产是十分有害的。认真分析煤矿发生的各类事故，我们都可以得出一个共同结论。任何一起看似偶然的事故，其背后都可以找到隐藏着的必须规律。每一起事故的发生，尽管有各种偶然因素，但终究是“三违+隐患二事故”的结果。无论分析追查哪起死亡事故，都能找到发生事故的必须根源。看似偶然的事故，其实都是必然。安全工作不同于其它工作，它宋不得半点的马虎和精心大意。要搞好安全生产，必须

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从基础工作入手，狠抓管理，从严要求，从严把关，从严考核，从严奖惩。只要坚持严字当头，认真强化安全管理，能逐步掌握安全生产的主动权，杜绝事故的偶然而走向成功的必然。

四、突市与持久的关系

安全生产涉及到井上井下，方方面面，有些工作需要集中时间、集中力量突击完成，布一段时间内形成高潮。同时，还要注意日常巩固，避免一阵风，走过场行为。这就需要持之以恒，做扎实细致的工作。在安全生产实践山，注重把二者有机地结合起来，通过集中抓打开工作新局面，通过经常抓使工作深入持久，不断巩固发展。如每年5月丌展的全全生产周活动，一年一个主题，一年一个重点，通过短短的一周时间集中优势兵力，打好突击战。在此基础上抓巩固，求提高，达到以周促月，以月促年的目的。这里的关键问题是要处理奸突击与持久的关系。在这方面，我们有经验，也有教训。为什么事故安全教育坚持不好，收效甚微，其中一个不可忽视的原因就是只重视社会突击战，忽视持久战。很多煤矿往往是文件一至，上下号召，声势浩大，完成了事。事故安全教育是一项基础工作，仅靠“突击”一下是不可能解决问题的，它需树立“持久战”的思想，从制度、纪律、时间、形式、教育等方面逐步建立一套考核机制，惟有如此，才能搞好这项工作。在安全生产，我们要处理好突击与持久的关系，用突击来巩固持久，以持久来检查突击，把突击与持久恰当地运用到安全生产活动。

五、硬件与软件的关系

安全生产中的硬件与软件是指装备与管理两个方面。搞好安全生产没有先进的装备不行，这是安全生产中的硬件。随着井下采拙机械化水平的不断提高，硬件建设已经取得了长足进步，特别是综采综掘机械化已经在安全生产中显示出它的优越性，起到了不可低估的作用。硬件水平的提高，为了搞好安全生产打下了坚实的基础。在抓好硬件的同时，我们也要注重狠抓软件建设，深安全管理，狠抓职工培训，促进职工队伍安全素质的提高，把硬件与软件有机地结合起来，使之成为鸟之两翼，车之两轮，相辅相成，互相促进。 但也必须看到，同样的装备，同样的条件上，同在一个矿生产，有些班队平安无事，有些班队则发生事故。其原因就是没有处理奸硬件与软件的关系。实践证明，硬件仅仅是搞好安全生产的基础，在抓奸硬件的同时，不能放松软件建设。必须坚持“装备、培训、管理”并重的原则。

六、爱护与袒护的关系

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爱护与袒护虽然只有一字之差，但有原则上的区别。然而，在安全生产中由于有些领导对爱护的认识有偏差，往往错把袒护当爱护，这样，必须给安全生产带来负面效应。在安全产中，各级领导担负着重要的使命和职责，领导干部爱护下属既是领导工作的需要，也是安全生产的需要。如何才是爱护下属呢?各级领导要把对下属的爱护全部体现到安全管理中。寓爱于严，严要求、严检查、严监督、严管理、严追查、严处理才是真爱护。对于下属发生的违章行为和责任事故不姑息、不迁就，该教育就教育，该追查就追查，该处罚就处罚，该撤职就撤职。这样才是真正的关心下属，爱护下属。而在安全生产山，确有少数领导干部错把袒护当爱护，他们把严格要求同爱护下属对立起来，一味地讨好、迁就下属，结果帮了倒忙。对下属的违章指挥和违章作业如果袒护，表面看来是关心爱护，实际上是害了下属，往往导致事故的发生。

七、情治与严治的关系

情和严只是两个字，说起来简单，做起来可就难了。在安全生产中，许多单位恰恰在情和严的问题上处理不好，使自己陷入被动的处境。究其原因，问题就出布他们处理情和严的关系上。情和严，也可视作一个对立的统一体，情应该出于严治之中，严应该立姜堰情治之上：两者是不应分离的。而在安全工作中，有些人往往处理不好两者关系，以致顾此失彼，易走极端。有的一味强调情治，使管理失去严肃性和权威性，甚至放任自流，弄得松松垮垮，无章可循，不可收拾。有的一味强调严治，使管理变成一堆冷冰冰的条文，管理者和被管理者之间没有思想和感情的沟通，管理自然达不到目的。在如何处理情治与严治的问题上，要做到适而有度，恰到好处，情中有严，严山有情，只有这样，才能搞好安全管理，促进安全生产。

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参考文献

1、工具书：

《采矿学》、《煤矿地质学》、《通风安全学》、《煤矿安全规程》、《测量学》、 《煤炭工业矿井设计规范》、《煤炭工业技术》、《井巷工程》、《矿山机械》 2、参考资料：

1.阳泉学院下发的《关于2007届毕业生设计论文说明书编写规范》和采煤教研室编制的 《采煤专业毕业设计大纲》

2.《煤矿安全规程》 3.《煤炭工业设计规范》

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4.徐永圻，煤矿开采学〔修订本〕.徐州：中国矿业大学出版社，1999

5.陈炎光，徐永圻，中国采煤方法.徐州：中国矿业大学出版社，1990 6.刘兵，矿山供电.徐州：中国矿业大学出版社，2004

7.钱鸣高、刘听成.矿山压力及其控制〔修订本〕.煤炭工业出版社，1991 8.张国枢，通风安全学〔修订本〕.徐州：中国矿业大学出版社，2007 9.马新民，矿山机械.徐州：中国矿业大学出版社，1999 10.沈养中，工程力学〔第二版〕.北京：高等教育出版社，2003 11.靳祥升，测量学.郑州：黄河水利出版社，2005 12.杨孟达，煤矿地质学.北京：煤炭工业出版社，2000

13.钱鸣高，王庆康，采煤工艺学.徐州：中国矿业大学出版社，1992

致 谢

本次设计是在尊敬的侯老师的精心指导下完成的。从设计的选题、理论分析、思路形成、设计指导直到设计的完成，老师付出的很多的心血和汗水。在老师的辛勤指导下，不但学到了诸多专业知识，而且侯老师渊博的学识、严谨求实的治学态度、活跃的学术思想以及对我们孜孜不倦的教诲，将使我终身受益。老师的深刻教育和启迪，将是我终身受益的宝贵财富，我将铭记在心。至此毕业设计完成之际，再次向侯老师致以崇高的敬意和衷心的感谢。

我还要衷心感谢同学的帮助，他们给了我极大的帮助和关怀，解决了我所遇到的许多难题，并从他们身上也学到了一些设计的思路。

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最后,向所有参与毕业设计评审的老师表示崇高的敬意和衷心的感谢！

感谢同组设计的同学和所有关心、帮助我的人！

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