采矿综合项目工程专业课程设计.doc

河 南 理 工 大 学
《煤矿开采学》课程设计阐明书

姓 名：

学 号：

学 院：
能源科学与工程学院
班 级：
采矿工程
指引教师：

职 称：
副专家

前言
采矿课程设计是采矿工程专业学习重要一环，它是继咱们学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风与安全》等课程，以及通过生产实习之后进行，其目是巩固和扩大咱们所学理论知识并使其系统化，培养咱们运用所学理论知识解决实际问题能力，提高咱们计算，绘图，查阅资料基本技能，为毕业设计奠定基本。
依照教师精心设计题目，按照大纲规定进行，规定咱们在规定期间内独立完毕计算，绘图及编写阐明书等所有工作。
煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术依照煤层赋存条件不同有很大差别。开采方式不对会导致煤炭极大挥霍，甚至会导致伤亡事故发生。在21世纪，能源极为重要时代，要适应蓬勃发展社会经济，就必要优化开采技术，体现绿色开采和可持续发展方略，而合理开采设计则能有效减少煤炭损失，将赋存在地下煤炭高速度，高效率回采出，满足祖国经济建设对能源需求。
设计中规定严格遵守和认真贯彻《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定其他关于煤炭工业方针政策，设计力求做到分析论证清晰，计算精准，并积极采用切实可行先进技术，力求使自己设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请教师指正。

目 录

第1章 绪 论………………………………………………………………........1
第2章 采区巷道布置 2
2.1 采区储量与服务年限 2
2.1.1采区工业储量、设计可采储量计算 2
2.1.2服务年限计算与采区采出率验算 3
2.2 采区内再划分 3
2.2.1 拟定采煤工作面长度 3
2.2.2 拟定采区内区段数目 4
2.2.3 拟定工作面生产能力 4
2.2.4 拟定采区同采工作面数目及工作面接替顺序 4
2.3 拟定采区内准备巷道布置和生产系统 4
2.3.1 完善采区开拓巷道布置 4
2.3.2采区巷道布置系统方案分析比较 5
2.3.3拟定回采巷道布置方式.........................................................................7
2.3.4上下区段工作面交替生产通风系统…………………………….....7
2.3.5采区上、下部车场选型……………………………………………..7
2.4 采区中部甩车场线路设计.......................................................................8
第3章 采煤工艺设计…………………………………………………………13
3.1 采煤工艺方式拟定…………………………………………………..13
3.2 工作面合理长度拟定……………………………………………….16
3.3 采煤工作面循环作业图表编制………………………………...………17
第4章 课程设计总结…………………………………………………………18
第5章 参照文献……………………………………………………………….19

第1章 绪论
采矿课程设计是采矿工程专业学习重要环节。这次设计任务，煤层地质构造条件抱负，我所在组设计任务是煤层平均倾角为20 度，年生产能力为90万吨。在设计过程中，我充分运用《采矿学》上所学知识，结合煤层构造实际状况，认真精准计算为原则，从技术和经济上着手，设计了一套在技术上可行，在经济上优越采区设计方案。由于自己能力有限，理解不够深刻，难免会浮现错误，但愿教师加以一定协助与改正。如下是详细设计题目条件。
1.设计题目普通条件：某矿第一开采水平上山阶段某采区开采K1煤层，煤层平均厚度3.5m，顶底板岩性如下表所示。该采区走向长度2500m，倾斜长度980m，采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简朴，无断层，K1煤层属简朴构造煤层，硬度系数f=0.3，该采区K1煤层具备突出危险性，瓦斯含量为12m³/t。设计矿井地面标高为+30m，煤层露头为-30m。第一开采水平为该采区服务一条运送大巷布置在K3煤层底板下方25m处稳定岩层中，为满足该采区产系统所需别的开拓巷道可依照采煤办法不同由设计者自行决定。
2.设计题目煤层倾角条件
煤层平均倾角为20度。
3.设计采区煤层及顶底板状况如下表1-1

厚度(m)
岩性描述
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
3.20
灰色细砂岩，中硬、稳定
0.3
碳质页岩，松软
3.5
K1煤层，煤质中硬，γ=1.30t/m³
3.20
灰白色粗砂岩、坚硬
24.68
灰色中、细砂岩互层

表1-1 设计采区煤层及顶底板状况
第2章 采区巷道布置
2.1 采区储量与服务年限
2.1.1采区工业储量、设计可采储量计算
拟定采区生产能力：采区生产能力是采区准备方式中重要参数，它不但对准备巷道布置有较大影响，并且是采煤办法和生产系统等经济技术合理性集中反映，拟定采区生产能力根据：
（1）采区生产能力与煤层赋存条件及地质条件相适应。
（2）采区生产能力与采区内合理同采数目相适应。
（3）采用生产能力与采区储量相适应，以保证采区平衡生产稳产期。
综上所述，采区生产能力定为90万吨/年。
①采区工业储量
Zg=H×L×m×γ (式2-1)
式中： Zg---- 采区工业储量，万t；
H---- 采区倾斜长度，980m；
L---- 采区走向长度，2500m；
m---- 煤层厚度，3.5m；
γ---- 煤容重，γ=1.30t/m³；
Zg=980×2500×3.5×1.3=1114.75万t。
②采区设计可采储量：矿井可采储量（Z）是矿井设计可以采出储量，故Z=（Zg-P）×C (式2-2)
式中：Z---- 设计可采储量，万t；
Zg---- 工业储量，万t；
P---- 永久煤柱损失量，万t；
C---- 采区采出率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.8。此处取0.8。

P=（2500×10×2+980×10×2）×3.5×1.3+80×960×3.5×1.3
=66.7万吨。
Z=（Zg-P）×C=（1114.75-66.7）×0.8=838.4万吨。
2.1.2 服务年限计算与采区采出率验算
①当矿井生产能力A一定期，可以计算出设计服务年限T。
T=Z／（A×K） (式2-3)
式中K———矿井储量备用系数，矿井设计普通取1.3。
T=Z／（A×K）=838.4／（90×1.3）=7.2年
②验算采区采出率。
采区采出率=采区实际采出量/采区工业储量×100%
采区采出率=（1114.75-66.7）／1114.75=94%>80%
符合规定。
2.2 采区内再划分
2.2.1 拟定采煤工作面长度
合理工作面长度能为工作面高产高效创造条件，在一定范畴内增长工作面长度能获得较高产量并提高效率，减少成本，同步加大工作面长度，可以相对减少区段数目，减少巷道掘进量。依照本采区煤层基本条件，该煤层倾向长度有980米，且采煤工艺选用是综采工艺，单一走向长壁采煤法，一次采全高。由《采煤学》知：综采工作面长度为150～240m，巷道宽度为4～5m，本设计选用5m，且生产能力为90万吨，最后选用4个区段，区段煤柱选10m，故工作面长度为：
L1={L-2×q-【(2×L2+p) ×n-p】}/n
式中：L1——工作面长度，m；
L2——区段平巷宽度，m；
L——采区倾向长度，m；
q——采区上下边界预留煤柱宽度，m；
P——护巷煤柱宽度，m；
n——区段数目，个；
L1={980-2×10-【(2×5+10) ×4-10】}/4=222.5
取5整数倍，因此取220米。
2.2.2 拟定采区内区段数目
4个。
2.2.3 拟定工作面生产能力
采区生产能力基本是采煤工作面生产能力，而采煤工作面产量取决于煤层厚度、工作面长度及推动度。
工作面日生产能力:Qr=A/T
式中Qr——工作面日生产能力，t/d;
A——采区生产能力，t/a；
T——年工作日，330d。
因此Qr= A/T=900000/330=2727.27t/d。
2.2.4 拟定采区同采工作面数目及工作面接替顺序
本设计生产能力90万t/a，且工作面生产能力2727.27 t/d。采用单面达产，以实现高产高效集中化生产，满足矿井生产需求。
采区内工作面布置（双翼布置）如表2-1：
1101
停
采
线
80m
1102
1103
1104
1105
1106
1107
1108
表2-1 煤层区段划分
工作面接替顺序：
1101---1102---1103---1104---1105---1106---1107---1108
2.3 拟定采区内准备巷道布置和生产系统
2.3.1 完善采区开拓巷道布置
运送大巷布置在K3煤层底板下方25m处稳定岩层中，回风大巷布置在煤层底板下方25米岩层中，通过回风石门与工作面相连。
2.3.2采区巷道布置系统方案分析比较；
就上山数目、位置提出布置方案，并进行技术分析与经济比较。
由于该煤层为高瓦斯，因此布置三条上山用来满足运送、行人和通风规定。下面列出两条可行性方案进行比较：
方案一：三条岩石上山，将三条上山都布置在层底板岩石中，上山位于采区走向中央，通过石门与煤层相连，其中轨道上山布置在距离底板10m处，运送上山布置在下煤层15m处。
方案二：一条煤层上山、两条岩石上山，将回风上山布置在煤层煤层底板中，其中轨道上山布置距离底板10m处，运送上山布置在下煤层15m处。
⑴两种方案经济性比较
表2-2 巷道掘进费 单位：万元
方案

工程名称

方案一
方案二
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
1578
960×3=2880
454.46
960×2=1920
302.98
煤层上山（m）

1284

0

0

960

123.26
岩石平巷(元/m)

1152
2×10／sin20°×4=233.9
26.95

0

0

共计

481.41

426.24

表2-3 维护费用表 单位：万元

方案

工程名称

方案一
方案二
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
40×6.7
2880
77.18
1920
51.46
煤层上山（m）
90×6.7
0.00
0.00
960
57.89
岩石平巷(元/m)
80×6.7

233.9

12.54

0

0
共计

89.72
109.35

表2-4 辅助费用表 单位：万元

方案

工程名称

方案一
方案二
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山
1164
2880
335.23
1920
223.49
煤层上山
1164
0
0
960
111.74
岩石平巷
1065
233.9
24.56
0
0
共计

359.79
335.23
方案一：共计费用：481.41+89.72+359.79=930.92万元
方案二：共计费用：426.24+109.35+335.23=870.82万元
⑵两种方案技术性比较
表2-5 技术方案比较

方案一
方案二

优 点：
三条上山均布置在岩石中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易
节约了一条岩石上山，减少了掘进费用

缺 点

岩石工程量大，掘进费用高，工期长
回风上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。

从以上对比中可以看出，两岩一煤上山所需费用较少，在经济上更为合理，沿煤层掘进具备超前探煤作用，再加上当前国内煤巷支护技术有了很大提高，完全可以满足煤层上山需要，综合考虑以上因素，拟定在岩层里布置两条上山。即：选两条岩石上山、一条煤层上山方式布置生产系统。

2.3.3拟定回采巷道布置方式
回采巷道布置方式.：沿空掘巷方式。
分析：已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简朴，无断层，煤层具备突出危险性，瓦斯含量为12m³/t。可采用沿空掘巷开采。
阐明：在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推动位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推动到距回风大巷20米处位置时停止，即为避开采掘超前影响所留设20m护巷。
2.3.4上下区段工作面交替生产通风系统，如图2-1。

图2-1 区段接替期间同步生产时通风系统
2.3.5采区上、下部车场选型
①采用上部平车场，车辆运营顺当，调车以便。
②采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式车场，调车以便，线路布置紧凑，工程量小。

2.4 采区中部甩车场线路设计

一、 轨距
大巷（双轨），采区轨道上山（单轨），区段石门（单轨）均选用600mm轨距。
二、 轨道上山作辅助提高，一次提高一吨矿车3个，设备型号
轨型：15kg/m
三、 中部车场设计
第二节 斜面线路联接系统各参数计算
① 道岔选取及角度换算。
由于是辅助提高，两组道均选用DK 615-4-12（右）道岔。岔道参数：α1 = α2 = 14°15′，a1 = a2 = 3 340 mm，b1 = b2 = 3 500 mm（如下非经注明，长度单位均为mm）
斜面线路一次回转角α1 = 14°15′；
斜面线路二次回转角δ = α1 + α2 = 28°30′。
一次回转角α1水平投影角α1’为：
α1’ = arc tan(tanα1/cosβ) = arc tan(tan14°15’/cos20°) = 14°33’18” (20°为轨道上山倾角)。
二次回转角δ水平投影角δ’为：
δ’ = arc tan(tan(α1 +α2)/cosβ) = arc tan(tan28°30’/cos20°) = 29°02’03” (20°为轨道上山倾角)。
一次伪斜角β’为：
β’ = arc sin(cosα1sinβ) = arc sin(cos14°15’ × sin20°) = 11°37’32”
二次伪斜角β”为：
β” = arc sin((α1 +α2)sinβ) = arc sin(cos28°30’ × sin20°) = 10°31’41”
② 计算斜面平行线路联接点各参数。

图2-2 斜面平行线路联接

设计采用中间人行道，线路中心距S定为1 800。为简化，斜面联接点线路
中心距取与S同值。斜面联接点曲线半径取9 000，则
B = S•cotα2 = 1 800 × cot 14°15’ = 7 088mm
T1 = Rtan0.5α2 = 9 000 × tan (0.5 ×14°15’) = 1 125mm
L = B + T1 = 7 088 + 1 125=8 213mm
m = S/sinα2 = 1 800/sin 14°15’ = 7 313mm
（2）拟定竖曲线相对位置
① 竖曲线各参数计算。
取高道平均坡度iG = 11‰，γG = arctaniG = 37’49”；
取低道平均坡度iD = 9‰，γD = arctaniD = 30’56”；
取低道竖曲线半径iD=9 000；
暂定高道竖曲线半径iG = 20 000。
高道竖曲线各参数计算：
βG = β”－γG =10º31’41”－37’49” = 9º53’52”
hG = RG(cosγG－cosβ”) = 20 000(cos37’49”－cos10º31’41”) =336
lG = RG(sinβ”－sinγG) = 20 000(sin10º31’41”－sin37’49”) =3 434
TG = RGtan0.5βG = 20 000 × tan(0.5 × 9º53’52”) = 1 732
KPG = RGβGº /57.3 = 20 000 × 9.9/57.3 = 3 455
同理可求得低道各参数：
βD = 11º02’37”、hD = 151、lD = 1 723、TD = 867、KPD = 1 734mm
② 最大高低差ΔH计算。
辅助提高时，存车线长度按2钩车长度考虑，每钩车提一吨矿车3辆，故高、低道存车线不于2 × 2 × 3 = 12 m。现暂取12 m，起坡点间距暂设为零，则：
ΔH = 12 000 × 11‰+12 000 × 9‰ = 132 + 108 = 240mm。
暂定存车线长度及起点间距是为了计算高低差ΔH，该二暂定值将以计算为准。
③ 竖曲线相对位置拟定。

负号表白低道起坡点超前于高道起坡点。其间距基本满足规定，阐明前面所取RG为20 m适当。
（3）高、低道存车线各参数计算
① 闭合点O位置计算，如下图所示。

设低道高差为x，则
tanγD = （x－Δx）/LhG = 0.009
tanγG = （H－Δx）/LhG = 0.011
式中Δx = L2iD = 388 × 9‰ = 3.5，解上二式得
（x－3.5）/0.009 = （249－x）/0.011
x = 110
LhG = （110－3.5）/0.009 = 11833mm
② 计算存车线长度。
高道存车线长度为11 833。低道存车线长度11 833 + 388 = 12 211（自动滚行段）。由于低道处在外曲线，故低道存车线总长度为12 221 +ΔkP = 14 136。
③ 平曲线各参数计算。
平曲线内半径R内 = 9 000
平曲线外半径R外 = 9 000 + 1 800 = 10 800
平风线转角θ = 90º－29º02’03” = 60º57’57”
Kp内 = R内（90º－δ’）/57.3 = 9 000 × 60.97º/57.3 = 9 576
Kp外 = R外（90º－δ’）/57.3 = 10 800 × 60.97º/57.3 = 11 491
ΔKp = Kp外－Kp内 = 11 491－9 576 = 1 915
T内 = R内tan（（90º－δ’）/2） = 9 000 × tan（60º57’57”/2） = 5 298
T外 = R外tan（（90º－δ’）/2） = 10 800 × tan（60º57’57”/2） = 6 357
④ 计算存车线直线段长度d。
d = LhD－C1－Kp外
LhD为低道存车线总长，等于14 316
C1平、竖曲线间插入段，取2 000
d = 14 316－2 000－11 491 = 645
即在平曲线终结后接645 mm直线段，然后接存车线第三道岔平行线路联接点。
⑤ 计算存车线单开道岔平行线路联结点长度Lk存车线道岔选用ZDK615-4-12，参数同前。则：
Lk = a + B + T1 = 3 340 + 7 088 + 1 125 = 11 533
（4）甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算。
纵断面线路各点标高计算。
设第二道岔岔心O”标高h = ±0
2点标高h = －（L－L1）sinβ” = －(8 213－1 346) sin10°31’41” = －1 255
3点标高h = －h――h = －1 255－336 = －1591
4点标高h = －h－130 = －1 721 (LhG•iG) = 11 833 × 0.011 = 330)
5点标高h = h = －1721
6点标高h = h－110 = －1 831 (LhD•iD) = 12 221 × 0.009 = 110)
7点标高h = －h+ hD = －1 831 + 151 = －1680
验算标高与否闭合。1点与7点高差h－为：
h－ = －(msinβ’ + T1sinβ”) = －(7 313 × sin11°37’32” + 1 125 × sin10°31’41”)=－1 680
计算成果与7点标高相似，故标高闭合，计算无误差。
设及’相对标高为±0.000 m
点标高为：h2 = －AOsinγDcosγD = －34 800 × sin34’23” × cos34’23” = －0.346 m
点标高为：h3 = h2－TDsinγD + TDsinθ = －0.346－2.042 × sin34’23” + 2.042 × sin25°
= 0.497
· 、'’标高为：h4 = h4'’= h3+lCDsinθ = 0.497 + 2.186sin × sin25° = 1.687 m
· '’标高为：h2'’= h4'’(TGsinθ + TGsinγD) = 1.687－(3.262 × sin25° + 3.262 × 27'’0"”
= 0.28 m
以高道计算'’：h2'’= BOsinγGcosγG = 35 024 × sin27'’0"”× cos27'’0"”= 0.28 m
高低道闭合无误。

第3章 采煤工艺设计
3.1 采煤工艺方式拟定
1、采煤工艺
本设计采区煤层埋藏平稳，地质构造简朴，无断层，属简朴构造煤层，煤厚3.5米，采用综采，一次采全高。可以实现高采、高效、安全、低耗、且劳动条件好，劳动强度较小。
重要工序：割煤—→移架—→推移输送机
2、设备选型
选用国产设备见表3-1
序号
名称
型号
数量
1
采煤机
MG300/690-W
1
2
刮板输送机
SGZ764/400
1
3
液压支架
ZZS6000-17/37
147
4
端头支架
PDZ（掩护式）
6
5
刮板转载机
SZZ-764/132,
1
6
胶带输送机
SSS1000/2×160
1
表3-1 设备型号资料表
3、采煤与装煤
①落煤方式：机械落煤
②拟定截深：
e=Qr/( L1×d×r×C)
e--------采煤工作面日进尺，米；
Qr-------工作面日生产能力；
L1-------工作面长度；
d-------煤层厚度；
C-------工作面采出率，%；取0.95。
e=Qr/( L1×d×r×C)
=2727.27/（220×3.5×1.3×0.95）=2.87米
因此选取滚筒截深800mm,日进四刀,采用“三八制”，两采一准备工作制度。则工作面日进尺0.8×4=3.2米。
③进刀方式：采区割三角煤端部斜切进刀方式，来回一次进两刀。
依照煤层实际状况，选用采煤机型号为MG300∕690-W，其各项参数如表3-2。
型号
MG300∕690-W
采高
1.8m～4.2m
适应硬度
0～3
煤层倾角
≤40°
截深
800mm
滚筒直径
1.8m
卧底量
314mm
牵引方式
液压无链
牵引力
45KN
牵引速度
0～6.6m∕min
电压
1140V
电机功率
2×345KW
总质量
41吨
设计单位
鸡西太原煤矿机械集团
表3-2 采煤机重要参数

割三角煤办法进刀过程如图3-1：

图3-1 割三角煤进刀方式

①采煤机割至工作面端头时，其后输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤，如图3-1（a）。
② 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机送机移直，如图3-1（b）。
③ 再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，如图3-1（c）。
④ 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，如图3-1（d）。
4、运煤
使用刮板输送机、转载机、破碎机、胶带输送机运煤。
工作面可弯曲刮板输送机型号：SGD—630/180，其各项参数如表3-3
型号
SGD—630∕180
合用条件
缓斜2.8~4.5综采面
出厂长度
200米
运送能力
400吨/h
刮板链形式
双边链
电动机型号
DSB—90
电机功率
2×90kw
电机电压
1140V
总质量
117.31吨
制造厂
张家口厂、西北一厂、昆明厂
表3-3 刮板输送机重要参数
5、工作面顶板支护
液压支架型号：ZZ400/18/38；端头支架型号：T1C5480-22/42
移架方式：顺序移架；支护方式：为防止片帮和冒顶，因而选用及时支护。
工作面支架需用量：220/1.5=147，其重要参数如表3-4
支架型号
ZZS6000-17∕37
外形尺寸
5725mm×1450mm×1700mm
支撑高度
1.7～3.7 m
工作阻力
6000KN
初撑力
5105KN
支架中心距
1500mm
支护强度
0.81～0.91Mpa
支架移架步距
800～1100 mm
支架重量
19吨
生产厂
重庆庆江机械厂
表3-4 液压支架重要参数
支架校核：
① 强度校核：
P=(4~8)Mr
式中M------采高，3.5米 r------容重，1.3t/m3
由于地质条件较好，按6倍采高计算
Pk1=6×3.5×1.3×9.8=267.54
Pk3=6×2.5×1.3×9.8=191.1
Pk1、Pk3均不大于707KN,符合规定。
② 高度校核
hmax=Hmax+(0.2-0.3)m
hmax-----支架最高距离，Hmax------采高最大高度。
Hmax1+(0.2~0.3)m;H取3.5米，顶板距离取300mm，
3.5+0.3=3.8米，<支架hmax
因此符合规定。
6、解决采空区
采用所有垮落法。
3.2 工作面合理长度拟定
1煤层地质条件
地质构造简朴，采区内无地质变化，煤层厚度稳定，并且倾角20度，不大且稳定，工作面恰当加长可增长效益。
2、工作面生产能力
Q= L1×d×r×e×C×d
L1-------工作面长度；
d-------煤层厚度；
C-------工作面采出率，%；取0.95；
e-------采煤工作面日进尺，米；
d-------年工作日，330d。
Q=220×4×0.8×3.5×1.3×0.95×330=100.42万吨。
因此此设计符合生产需要。
3、运送设备及管理水平
工作面所用运送设备为国产成熟设备，技术先进，性能可靠，
完全可以保障生产需要，采区生产技术人员要具备一定经验，认真组织施工。
4、顶板管理及通风能力
1.工作面选用液压支架为支撑掩护式，工作阻力大，技术可靠，
对顶板管理比较有利。
2.煤层瓦斯涌出量大，设计采区巷道具备足够断面，且巷道风速不不不大于4m/s，通风能力满足生产需求。
5、经济合理工作面长度
加大工作面长度，可相对减少区段数，减少煤柱损失，提高采
出率。增长经济效益，相对减少巷道掘进费、维护费，故工作面长度拟定为220米。
3.3 采煤工作面循环作业图表编制

图3-2 循环作业图表

第4章 课程设计总结
这次《采矿学》课程设计，在 教师认真细心指引下，通过了为期两周时间，我设计最后所有完毕。在尾声中，我要一方面感谢教师意思不苟指引和同窗们无私奉献协助。
这次设计任务，煤层地质构造条件抱负，我所在组设计任务是煤层平均倾角为20 度，年生产能力为90万吨。在设计过程中，我充分运用《采矿学》上所学知识，结合煤层构造实际状况，认真精准计算为原则，从技术和经济上着手，设计了一套在技术上可行，在经济上优越采区设计方案。
在这次设计过程中，我对工作面层面布置和采区回采巷道设计有了更进一步理解和结识，学到了诸多知识，以零号图纸绘制工作面布置层面图（1：50）和采区巷道布置平面图（1：）及其剖面图（1：）过程中，从许多细节问题处达到了诸多益处，同步增强了动手能力，加强了CAD操作纯熟限度。
在编制课程设计过程中，对《采矿学》课本上知识又重新梳理了一遍，对采矿诸多知识比此前结识更深了，尚有《通风安全》这本书，对全矿井通风有更加全面理解，自己比较满意本次设计。
通过这次课程设计，让我经历了一种采区巷道和工作面设计到开采全过程，这将是我后来学习和工作财富，会对我后来学习和工作有着很大指引和协助。
最后再次感谢指引我和协助过我完毕本次课程设计教师和同窗！

第5章 参照文献
[1] 徐永圻，《采矿学》，徐州：中华人民共和国矿业大学，。
[2] 张荣立.何国伟，李铎《采矿工程设计手册》，北京：煤炭工业出版社， 。
[3]《煤矿安全规程》，北京：煤炭工业出版社，.2。
[4]《煤矿综采采区设计规范》,中华人民共和国筹划出版社，GB50536-。
[5]徐永圻，《煤矿开采学》（修订本），徐州：中华人民共和国矿业大学，1999。