赵庄煤矿采矿毕业设计.doc 48页

'河北理工大学毕业设计目录赵庄煤矿采矿毕业设计目录摘要IABSTRACTI1矿区概述及井田地质特征21.1矿区概述21.2地质特征41.3煤层特征52井田境界和储量72.1井田境界72.2储量73矿井工作制度设计生产能力及服务年限93.1矿井工作制度93.2矿井设计生产能力及服务年限94井田开拓104.1井田开拓的基本问题104.2矿井基本巷道125准备方式185.1盘区布置185.2盘区尺寸及巷道布置195.3盘区主要设备选型及生产系统206采煤方法226.1采煤工艺方式226.2连续采煤机巷道掘进工艺以及回采率267井下运输297.1概述297.2井下运输29I 河北理工大学毕业设计目录8矿井提升318.1概述318.2主副井提升319矿井通风329.1通风方式和通风系统329.2矿井总风量、负压和等积孔的计算339.3通风设备选择369.4灾害预防及安全装备3810矿井基本技术经济指标41参考文献44谢辞45I 河北理工大学毕业设计摘要摘要煤炭工业几乎是所有经济的基础，煤炭工业发展的状况直接影响着其它工业乃至整个世界的发展速度。如何更好地开采和利用煤炭是人们急待解决和思考的问题。目前，各国都在积极研究新的采煤理论，开发新的采煤技术，制造更先进的采煤机械，争取更高效、更安全地把煤炭开采出来，并加以综合利用。本设计源于现场。在矿上搜集、整理设计资料，听取了矿上有关领导做的介绍。在认真分析矿山原始资料地基础上，查阅了相关手册和国家的政策法规，对矿井开拓系统进行了地下开采设计，这是本次设计的重点和难点。经过方案比较，最终确立了本矿的开拓方式为立井开拓，并对矿井运输、排水、提升等系统进行了设计。关键字：赵庄煤矿，开拓方式，采煤方法选择I 河北理工大学毕业设计摘要AbstractAsthebasicsofthewholeindustry,Thedevelopmentofcoalmininghasadirectaffectiononotherindustries,evenonthedevelopmentofthewholeworld.Itisnessesarytoresolveandstudyhowtomineandutilizecoalbetter.Nowmostcountriesintheworldhavetakenanactivepartinresearchanddevelopmentofnewtheory,newtechnologyofcoalminingandadvancedminingmachinesmanufacture,whichcangettheresultsofmoresafeandmorefficientcoalminingandutilizeitcomprehensivly.ThedesignbasesontheconditionoftheminecalledJinggezhuangCoalMining.Allthedesingresourcesarecollectedfromthepitandtheleaders´introduction.Afteranalysethetheoriginaldata,theauthorreferstomanydesignmanualsrelatedandrulesoflawonmine.Furtheremore,theminingdevelopmentsystemisdesignedwhichisthekeystoneandthedifficulty.Comparingwithsomeaccessibleprojections,ashaftdrinkingsystemisfoundmoresuitableforthemine.Moreover,thetransportsystem,thedrainagesystemandthehaulagesystem,etc,areallconcernedinthedesign.Keywords:ZhaozhuangCoalMine,Developmentsystem,SelectionofcoalminingmethodsI 河北理工大学毕业设计说明书1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置赵庄井田位于山西省长子县以南16km处，行政区划为长治县、长子县、高平市所辖。其地理座标为：东经112°48′10″～112°58′00″北纬35°54′10″～36°03′00″区内交通方便，太（原）一焦（作）铁路和长（治）～晋（城）省级公路纵贯全区，铁路北有东田良车站，中有赵庄车站，南邻西阳车站，北经长治、南经高平可通往全国各地。另外乡镇与国道之间有简易公路，村间大道都可通行汽车。铁路公路交通情况见表l－1。表l－1铁路、公路交通情况表起止站铁路里程（km）公路里程（km）赵庄～高平2319高平～长治5564高平～晋城3934高平～太原335318高平～焦作991251.1.2地形地貌本区地貌区划，北部属长治断陷堆积盆地，中部和南部属沁河、丹河流域侵蚀中山区。区内地形东、西两边高，中部低、最高点位于西部边界举棒村西北，海拔1276.40m；最低点位于南部管寨村东丹河河谷中，海拔880.70m。最大相对高差为395.70m。南、北部基岩多被覆盖，中部和西部出露较好。1.1.3河流及水体本区位于分水岭带。北东部属海河水系，主要河流有浊漳河南源及其支流北丹河和苏里河，自丹珠岭、仙公山经本区向北流出注入漳泽水库，南部属黄河水系，丹河及其支流自丹珠岭向南流出井田，于河南省沁阳附近注入沁河后汇入黄河。1.1.4气象及地震本区属于大陆性气候，四季分明却南北稍有差异，丹珠岭以北据长子县气象局近二十多年气象资料统计，年平均气温9.82℃，最高气温37.0℃（1981.5.8），最低气温44 河北理工大学毕业设计说明书-29.9℃（1984.12.18），无霜期160d。夏季温暖多雨，春秋季风多而少雨，冬季寒冷干燥；年降水量最大为697.2mm（1996年），最小为392.8mm（1997年），平均为524.6mm。且多集中在六、七、八、九月，占全年总降雨量的75%以上；年平均蒸发量1499.0mm，最大蒸发量1702.6mm（1981年），最小蒸发量为1313.8mm（1996年），冻土深度50～75cm。丹珠岭以南地区据高平市气象局近二十多年资料统计，年平均气温10.27℃，最高气温37.7℃，最低气温-22.5℃（1984.12.18），无霜期180d左右。夏季多雨、多南风，冬季寒冷干燥多西北风，最大风力达10级。年降雨量最大为771.6mm（1996年），最小为305.9mm（1997年），6～9月降雨量占全年的70%左右。年平均蒸发量为1820.4mm，最大蒸发量为2091.lmm，最小为1618.9mm（1993年），干旱指数为1.58，属半湿润区。1.1.5区内工农业生产概况井田地跨长治市和晋城市，该区自然资源十分丰富，除煤炭外，铁、锰、铅、硫、大理石、石灰石矿储量也很丰富；丘陵山地林木密布，果树甚多，黄梨、苹果、柿子品质优良，山楂更是久享盛名；主要农作物有玉米、谷子、小麦和高粱；工业主要有冶炼、化肥、水泥、发电、农机、副食加工及手工业等。1.1.6水源及电源（一）供水水源根据井田内基岩风化带含水层、松散岩层含水层和3号煤层以上碎屑岩含水层含水量丰富的情况，设计利用中层水源井作为矿井、选煤厂生活消防用水水源。根据精查地质报告以及矿区生产实际涌水情况，预计矿井井下涌水量27120m3/d，设计将处理后的井下排水作为矿井井下消防洒水、选煤厂生产补充水水源，其余用于综合工农业园区灌溉及将来坑口电厂水源。申村水库位于工业场地以北12km，输水线路长度16km，水库于1958年建成，1989～1993年进行除险加固工程，防洪标准已达到百年设计、千年校核。水库总库容2053万m3，考虑淤积影响，预计至2003年兴利库容797万m3，调节库容652万m3，计算多年平均天然年径流量为3270万m3。可提供工业用水821万m3。该水库作为矿井后备水源及后期电厂水源。（二）电源44 河北理工大学毕业设计说明书矿井110kV主电源引自长子110kV变电所，线路长度16.5km，备用电源引自宋村110kV变电所，线路长度20km。1.2地质特征1.2.1地质构造矿区位于华北板块中部，介于秦岭构造带和阴山构造带两个巨型纬向构造带之间，处于太行山复式背斜隆起、霍山南北向背斜隆起之间的沁水复式向斜坳陷南端。本区大地构造处于阳城西哄哄～晋城石盘东西向断裂带以北、沁水复式向斜盆地南缘南西～北东向断裂带及晋（城）～获（鹿）褶断带之间；总体构造形态为一走向北北东，倾向北西，倾角5～10°的单斜构造，伴有宽缓褶曲和小型断裂，致使局部地层倾角达10°以上。受区域构造控制，井田总的为一走向北北东，倾向北西，倾角5～10°伴有少量的正断层和陷落柱的单斜构造，在此基础上发育了一系列北北东向的宽缓褶曲，形成了井田内岩层的波状起伏。区内主要断层和褶曲的走向多为北北东向。伴生的次一级断层为北东和北东东向。当两者交叉时，后者切割前者，如兴旺庄南、北正断层切割东坡向斜和郭村背斜。南部褶曲和断裂因受后期构造运动的影响偏转成北东，如掘山北背斜，黑山断层等。1.2.2地层本区地层由老至新有：奥陶系中统上马家沟组（O2s），奥陶系中统峰峰组（O2f），石炭系中统本溪组（C2b），石炭系上统太原组（C3t），二叠系下统山西组（P1s），二叠系下统下石盒子组（P1x），二叠系上统上石盒子组（P2s），二叠系上统石千峰组（P2sh），三叠系下统刘家沟组（T1l），第三系上新统（N2）和第四系（Q）。1.2.3断层本区共有断层16条，均为正断层，其中有6条断层落差及规模稍大，分述如下：1.庄头正断层（F1）2.兴旺庄正断层（F2）3.后沟正断层（F6）4.李家河正断层（F10）5.五龙沟西正断层（F15）6.五龙沟东正断层（F16）1.2.4褶曲44 河北理工大学毕业设计说明书区内共有褶曲33条，规模较大的有6条，团城背斜，西沟向斜，土门岭背斜，东坡向斜，地河背斜，堡头向斜。1.2.5地温在精查勘探中，共测井温16个钻孔，详查阶段15个钻孔，累计31个钻孔，其中1802号孔进行了近稳态测温。通过统计分析，孔深50～100m时地温一般为11～14℃；孔深650～700m时最高温度为22～25℃；其中1206孔最深达850m（奥灰顶界）时地温最高为26℃，4101号孔深160m，温度最低为11.6℃。本区恒温带在50～100m左右，实际变化范围在11～14℃，地温变化梯度一般为0.21～1.64℃/100m，平均为0.89℃/100m，属地温正常区。1.2.6矿井涌水量井筒涌水量主要来自基岩风化壳含水层、松散岩层含水层和3号煤层以上碎屑岩含水层；采空区涌水量以3号煤层的首采区面积计算，水头高度使用最大冒落导水裂隙带高度90m。预测结果为：矿井正常涌水量1130m3/h，最大涌水量为1808m3/h，本次设计以此作为设计依据。1.3煤层特征1.3.1煤层井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组（C3t）和二叠系下统山西组（P1s），下石盒子组和本溪组中偶尔有煤线发育。山西组和太原组共含煤14层，自上而下山西组含1、2、3号共3层煤层；太原组含5、6、7、8-1、8-2、9、11、12、13、14、15、16号共12层煤。山西组和太原组二者累计总厚度为118.19～206.86m，一般153.57m。含煤15层，煤层总厚3.38～18.21m，平均12．80m，含煤系数8.33%。本井田共含6层全区可采或局部可采煤层，自上而下为山西组的2、3号煤层和太原组的8-1、14、15、16号煤层。1.3.2煤质本区各煤层属贫煤（PM）与无烟煤（WY）。3号煤以贫煤为主，15号煤则以无烟煤为主。从全区看，主要煤层精煤挥发分值具有东高西低的特点，同一煤层呈现随煤层埋藏深度增大，挥发分降低，煤变质程度相应加深的规律。垂向上3号煤层精煤挥发份高于太原组15号煤层，表明煤的变质程度增高。本区各煤层的变质以深成变质作用为主。1.3.3瓦斯44 河北理工大学毕业设计说明书井田精查勘探中共采集3号煤层钻孔瓦斯样37个，15号煤层瓦斯样1个；详查阶段采取3、15号煤层瓦斯样各23个。其瓦斯成分与甲烷含量测定结果统计见表1-2。由表可知，太原组15号煤层甲烷含量高于上部山西组3号煤层，说明15号煤层的围岩条件要优于3号煤层。从瓦斯成分测定结果看，3、15号煤层均以甲烷为主，其次为氮气和二氧化碳。根据所测煤层瓦斯成分，本区瓦斯分带可划为沼气带和氮气～沼气带。沿0704～0804～1004～1504一线以东主要为氮气沼气带，以西主要为沼气带；只在井田南部2203、2204孔附近为二氧化碳～氮气带。表1-2主要煤层瓦斯含量成分表煤层编号甲烷含量（ml/g·r）瓦斯成分CH4（%）CO2（%）N2（%）C2～C8（%）30.37～20.126.78（60）4.56～98.6470.76（60）0.00～94.163.49（60）0.00～80.8625.55（60）0.00～1.60150.01～26.106.88（24）0.24～98.5566.92（24）0.75～28.045.97（23）0.00～81.3627.38（14）0.00～0.470.09（17）备注（）内数据为参加统计的样品个数综上所述，本区3、15号煤层均为高瓦斯，煤层埋藏深度是控制本区煤层瓦斯含量的一个主要因素。这是由于随煤层埋深增大，煤层本身及围岩的透气性降低，使得煤中瓦斯难以往外运移、排放，从而有利于瓦斯的富集和保存。1.3.4煤尘爆炸与煤的自燃1.煤尘爆炸根据测试成果，3号煤层火焰长度为5～40mm，平均13.5mm，加岩粉量15～35%，平均20.3%，具有爆炸性。所以本区3号煤层为有爆炸危险性的煤层。2.煤的自燃性根据3号煤层燃点测试成果，还原温度（T1）为372～393℃，平均384℃；原样（T2）为370～390℃，平均380℃；氧化（T3）为362～386℃，平均374℃；ΔT为5～22℃，平均10℃；为不自燃煤。据邻近矿山调查资料，邻区各矿山开采的3号煤层均未发生过自燃现象。44 河北理工大学毕业设计说明书2井田境界和储量2.1井田境界井田境界北以长治矿区相连，南邻王报井田，东起庄头正断层，西以12、13号点连线为界。井田境界由26个拐点坐标连线而成。根据以上坐标点圈定的井田范围来看，井田的东部边界以经纬线为界，很不规则。庄头正断层以东为地方煤矿开采区，以西为赵庄井田，该断层区井田内长21km2.7km，往东北向长治矿区延伸，与长治正断层斜交，全长26km。该断层在东田良以北走向为北80°东,倾向北北西，倾角70°，落差280m,；东田良以南,断层走向为北20°东左右，倾斜倾向南南西西，倾角70～70~75°,落差50～290~30180m，自北往南逐渐减少。井田南北长约16.65km,东西宽约14.8km，面积144.01km2。因此，赵庄井田东部以庄头正断层为界。井田的南部为精查区，归属晋城市地方煤矿开采。为详查区的边界井田西部尚未规划，亦无断层等构造影响，没有断层影响，从赵庄井田面积和地质储量偏小考虑。2.2储量2.2.1地质储量圈矿井煤层地质储量A+B+C+D级为1838.81Mt；其中3号煤层地质储量A+B+C+D级为903.01Mt，工业储量A+B+C+0.7D级为859.32Mt，其中A+B级为428.48Mt，占工业储量的49.86%。2.2.2设计可采储量矿井设计储量：矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的永久保护煤柱损失量后的储量。矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以盘区回采率的储量。盘区回采率：根据设计布置，经计算3号煤层回采率为80%。经计算，矿井3号煤层设计可采储量为438.77Mt。2.2.3安全煤柱1.工业场地、村庄等安全煤柱采用垂线法和垂直剖面法计算。2.地面建筑物、构筑物保护煤柱，根据矿区经验，表土层移动角取φ=45，岩层移动角δ=γ=70°。44 河北理工大学毕业设计说明书3.煤层大巷煤柱宽度50m,井田境界煤柱宽度20m。2.2.4对村庄压煤的分析及建议井田内为中低山区，地面村庄分布较多，共有村庄约95处，村庄分布不规律，在若干区域内密集分布。计算地面村庄压3号煤221.02Mt，占矿井工业储量的25.7%，因此，大量的村庄煤柱不仅浪费大量的煤炭资源，减少矿井的服务年限，而且给井下开拓开采带来很大困难，影响了高产高效工作面设备性能的发挥。根据矿井地质条件、开采技术条件，类比相邻矿区实际经验，对3号煤层开采后的地表移动变形最大值（理论值）进行了计算，以详细了解3号煤层开采后对地面村庄的破坏影响程度。矿井装备两套连续采煤机进行巷道掘进和边角煤回采，因此建议对村庄煤柱利用连续采煤机进行房柱式开采，以提高矿井资源回收率。44 河北理工大学毕业设计说明书3矿井工作制度设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度矿井设计年工作日为300d，每天净提升时间14h，四班作业，其中三班半生产，半班准备。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力矿井设计生产能力为6.00Mt/a。井田面积144.01km2，3号煤层可采储量438.77Mt，其中贫煤274.36Mt，无烟煤164.41Mt，服务年限可达52.2a。矿井投产时布置1个大采高长壁采煤工作面及2个连续采煤机工作面，设计生产能力为6.00Mt/a。总之，矿井煤炭资源丰富、煤质优良，煤层赋存稳定，地质构造简单，外部建设条件优越，具备建设特大型矿井的条件。设计确定矿井生产能力6.00Mt/a。3.2.2矿井服务年限仅考虑3号煤层的开采。按储量计算矿井服务年限：T=Z/（KA）式中：T——矿井服务年限，a；Z——矿井设计可采储量，Mt；A——矿井设计生产能力，Mt/a；K——储量备用系数，取1.4。T=438.77/(1.4×6.0)=52.2a即按矿井设计可采储量计算的3号煤层服务年限为52.2a。虽然可采年限偏小，根据现在规范要求，年限也符合现代大型矿井的要求。而且当我国洗煤技术发达时，可以继续开采15煤层。44 河北理工大学毕业设计说明书4井田开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式个数及用途的确定根据井田开拓设计的主要技术原则，结合矿井的工业场地位置、煤层的赋存条件、矿井生产能力及目前的装备水平等因素，确定各井筒的形式及功能如下：矿井投产初期共有4个井筒，即主斜井、副斜井、副立井及回风立井。主斜井担负全矿井的煤炭提升及零散人员的临时升降和矿井部分进风任务。副斜井担负升降大型设备（连续采煤机、液压支架）和矿井的部分进风任务。副立井主要用于升降人员、井下一般材料及设备，担负矿井主要进风。回风立井为专用回风井，担负全矿井的回风。1.主井根据井筒垂深431m；设计生产能力为6.00Mt/a，确定采用运输连续、生产能力大的胶带输送机运输煤炭，据此确定主提升为斜井方式，考虑到矿井人员升降的灵活性，井筒内除装备胶带输送机外尚装有架空乘人器，分别担负矿井的煤炭提升及临时升降人员任务。2.副井及进风井副井及进风井设计应考虑的主要因素：（1）井下生产所需物料、人员、设备的运输要求对于井下生产所需物料、人员、设备的升降应尽可能的做到：井筒提升应与井下的运输设备相适应，换装方便，操作灵活；对于井下常用设备可以直接升降，如常用的锚杆、砂子、水泥、小型设备等；对于井下使用的大型设备如连续采煤机、无轨内燃机胶轮车及液压支架等大型设备尽量作到不解体或少解体升降，保证设备的整体性能及减少井上下的拆装工作量。（2）井下进风量要求由于主斜井装备胶带输送机，风速不能过大，因此不能作为主进风井，进风主要依靠副井。如果副井的断面不能满足矿井剩余进风量要求时，必需另行设置专用进风井，以满足矿井总进风量的要求。根据计算，矿井初期风井服务范围所需总进风量为365m3/s，根据主斜井井筒断面（22.4m2）、《煤矿安全规程》所容许的最大风速（4m/s）及胶带输送机的带速(5.6m/s),按1m/s44 河北理工大学毕业设计说明书设计主斜井井筒风速，主斜井进风量最大为22.4m3/s(取22m3/s)。所以，副井及进风井的进风量应不小于343m3/s。（3）其它因素为了减少矿井辅助运输转载的环节，使矿井普通设备及材料能够从地面直接运输到井下使用地点，不用转载，以实现从地面工业场地至井下工作面采用无轨胶轮车运输的一条龙运输系统。本次设计对副斜井、副立井的功能、用途进行了更进一步的研究，设计采用3t无轨胶轮车直接进出副立井罐笼，副斜井仅担负人员、大型设备、长材料和矸石提升。副斜井净断面16.5m2,倾角19o,斜长1311m。设置一台JK-3.5/28E型单绳缠绕式提升机，用于升降连续采煤机、液压支架及井下大型设备。副立井净直径6.0m,深度464.0m。装备一台JKMD-3×4(E)型落地式多绳摩擦轮提升机，采用单罐笼带平衡锤提升，主要担负井下人员、一般普通物料及设备的升降任务，采用3t无轨胶轮车直接进出罐笼，到达井底后直接通过无轨胶轮车运到各使用地点，实现了立井条件下无轨化运输。3.回风井根据井筒的深度和风量要求，考虑到立井的通风能力大，施工速度快，确定回风井形式为立井。4.1.2井口及工业场地位置龙泉场地具有场地平坦开阔、发展余地大、水源条件落实、铁路运输线路短、施工条件好、利于井下初期开采等优点，投资环境良好，据此确定龙泉场地为矿井工业场地。4.1.3矿井开拓方案根据3号煤层的赋存条件、铁路煤柱及河流煤柱的位置、初期盘区布置、工作面年推进度及井下辅助运输与主运输方式，结合矿井工业场地及井筒位置，确定全井田用一个水平开拓，对矿井开拓设计提出两个方案：方案一：在工业场地布置主斜井、副斜井和副立井，风井场地布置回风立井；用三组煤层大巷开拓3号煤层，北翼大巷开采井田东部区域，西翼大巷开采井田北部区域，南翼大巷开采井田南部区域。每组大巷根据通风及运输需要布置为3~5条，间距30m44 河北理工大学毕业设计说明书，中间的一条为胶带输送机大巷，安装胶带输送机运输煤炭兼进风，直接将煤炭送入主斜井井底煤仓；两侧的两条为辅助运输大巷，用于无轨胶轮车运输兼进风；最外侧的两条为回风大巷用于回风。全井田划分为七个盘区，井底车场以北划分为四个盘区，以南划分为三个盘区。方案二：在工业场地布置主斜井、副斜井和副立井，风井场地布置回风立井；用三组煤层大巷开拓3号煤层，北翼大巷开采井田北部区域，西翼大巷开采井田中部区域，南翼大巷开采井田南部区域，每组大巷根据通风及运输需要布置为3~5条，间距30m，中间的一条为胶带运输大巷，安装胶带输送机运输煤炭兼进风，直接将煤炭送入主斜井井底煤仓；两侧的两条巷道为辅助运输大巷，用于无轨胶轮车运输兼进风；最外侧的两条巷道为回风大巷用于回风。全井田划分为八个盘区，井底车场以北划分为三个盘区，以西划分为二个盘区，以南划分为三个盘区。两方案的初期大巷布置基本相同，不同之处在于北翼大巷后期走向不同，方案一沿南北向布置，方案二沿东西向布置。方案一的主要优点是：矿井后期沿大巷双向回采，总工程量较少；主要缺点是北一盘区煤流运输有折返。方案二的主要优点是：矿井后期大巷东西向布置有利于向西扩界，煤流运输无折返；主要缺点是后期大巷单向回采，总工程量稍大。所以选择方案二。4.1.4盘区划分及开采顺序根据大巷位置及煤层赋存情况，井下共划分为8个盘区。盘区的开采顺序为：西一盘区→西二盘区→北一盘区→北二盘区→北三盘区→南一盘区→南二盘区→南三盘区。矿井井筒位置、大巷布置及盘区划分情况详见井田开拓方式平面图4-1和剖面图4-2。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒装备及布置1.矿井达产时共有主斜井、副斜井、副立井、回风立井四个井筒。其中主、副斜井及副立井位于工业场地，回风立井位于西范村风井场地。（1）主斜井主斜井净断面22.4m2,倾角16o,斜长1565.0857m。井筒担负全矿井煤炭运输兼进风。井筒内装备B=1600mm胶带输送机和斜井架空乘人装置，敷设三趟主排水管、一趟消防洒水管、动力电缆及弱电电缆。井筒断面布置见图4-3。44 河北理工大学毕业设计说明书图4-3主斜井巷道断面图（2）副斜井副斜井净断面16.5m2,倾角19o,斜长13116.06m。井筒担负井下大型设备、长材料、矸石运输及进风。斜井内铺设900mm轨距、43Kg/m的单轨，装备一台3.5m单滚筒绞车。井筒内敷设动力电缆及弱电电缆。井筒断面布置见图4-4。44 河北理工大学毕业设计说明书图4-4副斜井巷道断面图（3）副立井副立井净直径6.0m,深度446.40m。井筒担负全矿井一般物料、设备的运输，兼人员升降和进风。井筒内装备一个单层4绳非标罐笼和一个平衡锤，铺设两一趟压风管、动力电缆及通讯电缆，预留一趟瓦斯抽放管位置。罐道采用200×180整体轧制冷弯方罐道，通过托架固定在井壁上。井筒断面布置见图4-5。44 河北理工大学毕业设计说明书图4-5副立井井筒端面图（4）回风立井回风立井净断面5.0m,深度456.50454m。用于全矿井的回风。井筒断面见图4-6。图4-6回风立井断面图44 河北理工大学毕业设计说明书2.井壁结构和厚度副立井、回风立井为混凝土井壁，采用普通法施工。副斜井、主斜井所穿的第四系表土层厚度13.93m，为黄土。采用普通法施工。表土段明槽开挖部分采用现浇混凝土施工，基岩段均采用锚喷支护。主斜井表土段支护厚度为500mm，基岩段喷射混凝土厚度为150mm；副斜井表土段支护厚度为354mm，基岩段喷射混凝土厚度为150mm；副立井、回风立井表土段及基岩风化带支护厚度为550mm，基岩段支护厚度为450mm。4.2.2井底车场和硐室矿井为斜井、立井混合开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面；大型设备和管道等长材经副斜井运至井底，在副斜井井底车场换装，由无轨胶轮车运至盘区；3t以下设备、材料和人员由副立井下井直接由胶轮车运至盘区；少量矸石由铲斗车卸入矸石仓由副斜井提升至地面。1.井底车场根据矿井开拓方式，主斜井、副斜井、副立井、回风立井和大巷的相对位置关系，结合井底见煤标高，确定副斜井井底车场标高为+560m。为实现换装和胶轮车调运灵活的需要，在车场的端部设换装站，并在换装站两端设通道通往辅助运输大巷。井底车场进、出车线长度确定为40m，矸石车存车线长度确定为40m，调车线长度确定为50m。副斜井井底车场内设1台蓄电池机车（轨道）进行调车。车场内的材料、设备、集装箱平板车由蓄电池机车牵引驶入调车线，摘挂钩顶推重车进入换装站，大巷来的胶轮车直接进入换装站换装。由于副斜井井底车场仅承担矿井辅助运输的部分功能，车场通过能力富裕较大。副立井通过马头门直接与辅助运输大巷联系，其井底标高按井筒见煤标高+545m考虑，副立井井底车场设胶轮车行车通道。回风立井通过马头门直接与总回风大巷联系，井底标高按井筒见煤标高+538.5m考虑，不设车场。2.井底车场硐室副斜井井底车场附近硐室主要有：井底换装站、胶带机头硐室及联络巷、机头变电所、爆破材料库、主变电所、主排水泵房、中央水仓、胶轮车检修、加油硐室、消防材料库等；主斜井井底有井底煤仓及装载硐室；副立井井底车场附近设有调度室、44 河北理工大学毕业设计说明书等候室等。（1）井底煤仓主斜井井底设一个煤仓，为圆形斜仓，净直径8.0m，煤仓上口标高为+623.822m，装载硐室底板标高为+573.822m，经计算煤仓有效容量为1900t。大巷胶带输送机运输能力为3200t/h，主斜井输送机运输能力为2500t/h，两者之差为700t/h，故主斜井井底煤仓的设置有利于主斜井运力的缓解。必要时可增设一个井底煤仓。主斜井井底煤仓的布置均采用上装式，通过主斜井井底绕道清理撒煤。（2）水仓布置及清理井底水仓布置在主斜井井底绕道东侧，入口与绕道相连。矿井的正常涌水量为1130m3/h，最大涌水量为1808m3/h，按照煤矿安全规程规定，所需水仓有效容量应为：Qo＝2×(1130+3000)=8260m3设计水仓长度936m，净断面积12.6m2。故设计水仓容量有足够一定的富裕，满足规程要求。水仓采用水仓清理机进行清理，煤泥装入矿车，由副斜井提至地面处理。（3）井下爆破材料库井下爆破材料库设在副斜井井底大巷西侧，距离大巷间距符合《煤矿安全规程》的规定。库房形式设计为壁槽式。由于井下绝大部分巷道沿煤层布置，并由连续采煤机掘进，火药用量较少，设计容量为900kg。爆破材料库采用混凝土砌碹支护，设专用回风道与总回风大巷相通。44 河北理工大学毕业设计说明书5准备方式5.1盘区布置5.1.1达到设计生产能力时的盘区数目、位置及工作面生产能力1.盘区和工作面数目本矿井初期开采的3号煤层，平均厚度4.69m，赋存稳定，地质构造简单，煤层倾角一般5°左右，顶底板岩性好，开采技术条件优越。为充分发挥矿区厚煤层的资源优势，设计推荐矿井移交生产和达到设计生产能力时共布置1个盘区1个综采长壁工作面另配备2个连续采煤机来保证矿井产量。本着早出煤早见效的原则，确定初期盘区布置在西一盘区，装备两个大采高综采长壁工作面，见平面图5-1以及剖面图5-2。2.工作面生产能力及全矿井回采产量按推进度（或日循环数）计算产量矿井达到设计生产能力时，共布置1个盘区，1个大采高综采工作面，回采工作面长度为244.5m。工作面生产能力按下式计算：Q＝300×L×B×N×M×r×C式中：Q--工作面的生产能力，t/a；300--年工作日，d；L--工作面长度，取244.5m；B--采煤机截深，取0.865m；N--日循环数14，个；M--采高，取4.5m；r--煤的实体容重，1.42t/m3；C--回采率，取93％。达到设计能力时工作面特征见表5-1。表5-1达产时工作面特征表盘区煤层工作面平均采高(m)长度(m)年推进度(m)生产能力（Mt/a）西一3号煤层4.5244.536335．28连续采煤机（2套）0.6×2合计36336.4844 河北理工大学毕业设计说明书5.1.2开采顺序矿井初期只开采3号煤层，实行“大剥皮”回采；待将来随着煤炭洗加工技术的提高，15号煤层符合国家煤炭开采政策时另行布置开拓系统进行回采。矿井盘区内各工作面开采顺序，根据巷道布置形式及开采方法，工作面均采用长壁后退式开采法，工作面由盘区边界向大巷方向推进，不分层一次性回采，采用区段顺采方式。5.2盘区尺寸及巷道布置5.2.1盘区尺寸盘区尺寸的确定取决于地质构造条件，煤层开采技术条件及盘区内采煤和运输等装备。一般来说，盘区尺寸大，则盘区巷道掘进率低；工作面搬家次数少，工作面单产和综采设备利用率高，开采经济；盘区服务年限也较长，有利于盘区接替；煤炭损失少，回采率高。但盘区尺寸加大又使盘区煤炭及辅助运输、通风等费用增加，巷道维护时间延长，维修费用增加，同时供电距离增加，电压降增大，影响工作面机电设备的正常运转。确定盘区尺寸为4000～5000m。5.2.2巷道布置盘区巷道布置的主要原则是简化巷道系统和运输环节并为无轨胶轮车运输创造条件。充分利用本井田煤层硬度较大，顶底板条件好的优势，尽可能多做煤巷少掘岩巷。根据井田的开拓部署均采用大巷直接布置工作面即分带式开采。由于大采高长壁综采面单产高需要风量大，而胶带输送机巷风速有限制；连续采煤机快速掘进的要求；自行式锚杆机和多台内燃无轨胶轮车应满足快速运输以及安装工作面设备应减少搬家停工时间等要求，大采高综采长壁工作面采用双巷布置方式。首采工作面布置4条顺槽，一侧各2条，采用“U”型通风方式，形成2条进风2条回风。初期在低瓦斯区上区段的进风顺槽留一条作为下区段的回风顺槽。为了避免向已采完的长壁工作面通风，在每个工作面开采完毕后应迅速将其密封隔离。构筑密封，并且安装有从密封区域进行空气抽样的仪器。在胶带输送机顺槽内铺设临时轨道，用来放置移动变电站、喷雾泵站、乳化液泵站、开关柜、电缆等设备列车。各盘区顺槽均直接（或通过风桥）与大巷（或上下山）相搭接。5.2.3巷道条数及煤柱尺寸44 河北理工大学毕业设计说明书考虑到装备的机动性，特别是梭车运行的灵活性，采用连续采煤机开拓区域巷道的设计掘进宽度选择如下：主要巷道为6.0m，盘区巷道为5～5.5m。由于首采盘区瓦斯较低，所需风量较小，大巷布置3条，大巷和横贯间距为30m，大巷护巷煤柱宽（巷中至停采线）50m。初期在低瓦斯区工作面顺槽布置2条，顺槽间距巷道中心距25m。5.2.4盘区车场及硐室1.盘区车场本井田煤层赋存平缓，辅助运输采用内燃无轨胶轮车连续运输，人员、材料、设备等从＋560m水平井底车场（或副立井井底）直接运往工作面等各使用地点。2.硐室盘区内设有盘区变电所、盘区水泵房及水仓，在副斜井井底附近设换装站、胶轮车检修硐室、加油硐室。5.3盘区主要设备选型及生产系统5.3.1主要设备选型1.盘区运煤工作面煤炭由顺槽胶带直接转运至大巷胶带输送机上，无中间环节，大巷用固定式胶带输送机。2.盘区辅助运输设备内燃无轨胶轮车机动灵活，转载环节少，效率高，适应性强，可一机多用，设备利用率高。用人少，使得矿井辅助系统十分简单和有效。也是矿井实现高效率的重要保证。本矿井开拓、盘区巷道布置及巷道掘进采用连续采煤机，采用进口内燃无轨胶轮车作为辅助运输设备。其优点是能适应底板起伏不平的巷道；由大巷到盘区无需转载，简化了井下运输系统。井下运输的最大件为连续采煤机。5.3.2盘区生产系统1.煤炭运输煤炭由工作面可弯曲刮板输送机运至顺槽转载机上，经破碎机破碎大块后由顺槽可伸缩胶带输送机运至大巷胶带输送机，经井底煤仓至主斜井胶带输送机运至地面。2.辅助运输44 河北理工大学毕业设计说明书人员、材料及设备运输：重型设备、材料及长管材由平板车经副斜井轨道运至井下+560m水平井底车场，在井底换装站换装后由内燃无轨胶轮车运至各使用地点；3t以下设备、材料装入880型胶轮车由副立井下井，出罐笼直接运至各使用地点；人员由副立井下到井底后换乘人员运输车至工作地点。井下矸石由铲斗车运至矸石仓，装入矿车由副斜井提至地面处理。3.盘区通风新鲜风流由副立井→北翼辅助运输大巷、进风大巷→西翼辅助运输大巷、胶带输送机大巷→胶带输送机顺槽、辅助运输顺槽→工作面。乏风由回风顺槽→西翼回风大巷→总回风大巷→回风立井排至地面。掘进工作面的通风采用局扇，每个连续采煤机掘进工作面配备2台局扇和2台抽出式湿式除尘风机；岩普掘工作面采用1台局扇和1台抽出式湿式除尘风机。44 河北理工大学毕业设计说明书6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采煤方法选择矿井初期开采3号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：1、从全区看，煤层赋存稳定，结构简单，厚度0～6.35m，平均厚度4.69m；2、倾角一般为5°左右，属近水平煤层，仅局部挠曲带倾角达10°以上；3、顶底板多为砂质泥岩或泥岩，稳定性好；4、煤层瓦斯含量分布不均，为高瓦斯矿井，不自燃，但有煤尘爆炸危险；5、地质构造简单，水文地质条件简单～中等。首采盘区的煤层厚度为4.11～5.26m，平均4.58m；结构简单，夹矸一般为一层，位于煤层下部，平均厚度0.18m；倾角一般为4～5°；顶底板多为砂质泥岩或泥岩；瓦斯含量1.5～14.0ml/g.r，平均8.00ml/g.r，呈现东部低，西～西北部随煤层埋深大而增高，对于全矿井而言，首采盘区属于瓦斯含量较低的区域。该煤层既可采用放顶煤综采，也可采用厚煤层大采高一次采全厚综采。6.1.2通过大采高综采与放顶煤综采的分析比较1、生产能力方面均在低瓦斯矿井，当顶板条件、煤层条件及瓦斯条件合适时，虽然轻型支架放顶煤技术在开采较薄厚煤层（3.5～6.0m）时取得了成功，但普遍工作面单产不高。在采用大采高综采的工作面中，大采高综采的生产能力主要由设备的能力及其可靠性所决定。赵庄矿井地质及开采条件下放顶煤综采工作面生产能力大采高综采设备年产量达到6.00Mt/a以上是可能的。2、生产工艺及生产管理方面采煤方法的生产工艺特点决定了工作面生产管理的难易程度，放顶煤综采回采工艺相对复杂，既有前方采煤机割煤，又有支架后方放煤。割煤与放煤两道工序如不能有效协调将影响工作面效率，生产管理复杂。而大采高综采由于回采工艺单一，管理简单。3、通风安全方面在瓦斯管理、通风安全方面，由于大采高工作面过风断面大，可采用H型通风方式，从而优越于放顶煤综采。44 河北理工大学毕业设计说明书4、回采率方面放顶煤综采工艺：据统计资料，工作面回采率平均为70～80%，盘区回采率为：71%。大采高综采工艺：矿井平均煤厚4.69m,采高4.5m计算，工作面回采率为93%。按回采后连采机最终回收顺槽煤柱考虑，计算盘区回采率为：85%。见表6-1。表6-1回采率对比表比较内容大采高综采放顶煤综采煤炭工业技术政策规定采高（m）4.54.5工作面回采率93%80%93%盘区回采率85%71%75%综上所述，采用长壁大采高综采，以实现工作面单产6.00Mt/a以上。6.1.3工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。加大工作面长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，搞好端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。1、工作面主要采煤设备选择分述如下：（1）采煤机矿井以一个长壁综采工作面及两个连续采煤机掘进工作面保证年产6.00Mt的生产能力，长壁综采工作面日产量应在16000t左右。按采高4.5m、日产2万t以上选择设备。综采机组每班开机率为70%。采高达到4.5m时，采煤机的截割速度降低，功率基本不变。采煤机小时割煤能力应达到2200t以上，故采煤机总功率最低应不小于1500kW，而本矿煤层坚硬，采煤机总功率应更大。装机功率1700KW以上，截深0.865m，牵引速度0～31m/min，采高2.7～5.0m，额定生产能力为2500t/h以上，牵引方式为链轨式或销排式无链电牵引，额定电压3300V，频率50Hz。所以选择SL500型采煤机。（2）工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：1）是运输能力与采煤机生产能力相适应。采煤机生产能力为：Q=60VMBrη＝60x9.36x4.5x0.865x1.42x0.9=2780（t/h）44 河北理工大学毕业设计说明书式中：Q----采煤机小时割煤量，t/h；V----采煤机牵引速度，取9.36m/min；M----煤层开采厚度，取4.5m；B----截深，取0.865m;r----煤的容重，1.42t/m3；η----有效截割系数，取0.9。配套工作面可弯曲刮板输送机的额定运量应达到2500t/h。2）是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。3）是运输机长度与工作面长度相一致。故工作面可弯曲刮板输送机的技术参数要求如下：刮板输送机：运输长度250m，运输能力2500t/h，交叉侧卸机头，双速电机牵引，额定电压3300V，功率1400KW以上。转载机：能力2500t/h，额定电压1140V，功率315KW以上。破碎机：能力2500t/h，额定电压1140V，功率315KW以上。（3）液压支架架型选择：3号煤直接顶板多为砂质泥岩或泥岩，局部地段为粉砂岩或细砂岩，厚0～13.08m。老顶为中粒砂岩、细粒砂岩及粉砂岩，厚0.60～12.26m。3号煤层直接底板多为砂质泥岩或炭质泥岩，局部地段为粉砂岩或细砂岩，厚度0～11.20m，其下为细砂岩和中粒砂岩。初期工作面液压支架均采用掩护式。支架的顶梁要求采用整体刚性结构，不使用铰接顶梁，以使掩护式支架具有结构简单、操纵方便、造价较低、便于维修的特点，带一个护帮板，支架底座采用带有提底座千斤顶的刚性底座。支架支撑高度的确定：最大高度H大=m大+S1式中：m大-------煤层最大采高，取5.0m；S1--------伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2mH大=m大+S1=5.0+0.2=5.2m。支架支护强度的计算：按经验公式P=(6～8)×m×γ计算，式中m为采高，γ为顶板岩石容重取γ=2.6t/m3。44 河北理工大学毕业设计说明书P=(6～8)×m×γ=(6～8)×5.2×2.6=81.1～108.2t/m2，取110t/m2。根据支架支护强度的计算：架型为掩护式，支撑高度2.5～5.2m，支护强度不小于110t/m2，工作阻力大于900t，推移行程950mm，支架中心距1750mm。移架方式采用电液阀控制并要求能与采煤机联动，具有随机操作和成组操作功能；移架速度低于8S。（四）顺槽可伸缩胶带输送机西一盘区工作面为仰斜开采，首采面顺槽胶带运距和提升高度较大，因此设计采用两条胶带搭接。顺槽胶带技术要求如下：运量2500t/h，两台搭接，每台运距1900m（水平距离），贮带长度120m，倾角±4°，机尾自行，电压等级3300V。表6-2顺槽可伸缩胶带输送机技术特征表设备名称输送能力(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)PVG带强(N/mm)电机功率(kW)电压等级(V)减速器型号偶合器型号西一盘区顺槽胶带输送机250019004.0140025002×8003300由于实现了多巷布置，各工作面均依次逐段后退式不分层一次性回采。长壁工作面均采用双向回采，采煤机自开缺口，截煤装煤，刮板输送机运煤。6.1.4工作面参数确定1、采高长壁式大采高综采在技术上的可靠高度一般为5.0m以下,最佳经济效益的采高在4.0～4.5m之间。针对本矿井3号煤层平均厚度4.69m的实际情况，工作面采高取为4.5m，符合高产高效工作面采高的最佳要求。2、工作面长度及推进长度：确定西一盘区首采工作面长度为244.5m，结合盘区划分和工作面年推进度，确定工作面推进长度为4000m左右。3、回采工作面循环数，年推进度及工作面单产的确定在工作面长度一定的条件下，回采工作面年推进度主要取决于采煤机截深、牵引速度和开机率。44 河北理工大学毕业设计说明书开采初期工作面参数指标按如下数据计算确定：工作面开机率为70%，采煤机正常截割速度取6.14m/min，采煤机有效截深取865mm，工作面采高为4.5m，3号煤层容重1.42t/m3。工作面的日循环数及年推进度计算结果见表6-3。表6-3达产时综采工作面技术参数表项目技术参数项目技术参数工作面长度（m）244.5日循环数（个）14采煤高度（m）4.5日产量（t）17596每循环时间（min）40.90年工作日（日）300班产量（t）5027年产量（Mt）5.28每班循环数（个）4年推进度（m）36336.2连续采煤机巷道掘进工艺以及回采率6.2.1主要设备选型本矿井装备2套连续采煤机,用来开掘大巷和长壁开采的工作面顺槽。每一套连续采煤机组主要设备配备如下：一台连续采煤机，二台梭车，一台顶板和煤帮锚杆机，一台履带式给料破碎机，一台铲车，二至三台可伸缩胶带输送机。1、连续采煤机选用12CM27-10E型，工作电压3300V，截割范围1.39～3.792m。每台遥控式连续采煤机的装机总功率为640kW，割煤及装载能力为17～32t/min。运行速度0～22.9m/min。2、顶板和煤帮锚杆机选用CHDDR-AC型双头顶板锚杆机。该机配备一个可行走底座。这种锚杆机可在厚2.286～5.180m的煤层中使用，钻臂推力2284kN。钻杆90°角的旋转角使该锚杆机可以安装顶板锚杆桁架并能够安装煤帮锚杆。这种锚杆钻机的装机总功率为74.8kW。3、梭车选用PM2110C型梭车。其容积为16.4m3，侧板高度305mm。当散体煤容量按1000kg/m3计算时，其载重相当于16.4吨。每台梭车装备一个带宽1422mm的输送机，梭车每分钟运量20~29吨，其卸载时间为30～45S。梭车的装机总功率为157kW。4、铲车选用ST-3.5S型柴油驱动铲车，总功率112Kw，四轮驱动。铲斗容积3.1m344 河北理工大学毕业设计说明书，载重能力6吨，车辆自重18.6吨。5、给料破碎机选用BF14B-54-64C型破碎机，其授煤能力为40t/min，最大排料能力为20吨。其工作电压3300V，装机功率为180kW。每台给料破碎机破碎635万吨后进行一次大修，破碎量达1270万吨后换新。6、可伸缩胶带输送机选用SSJ1000/125型可伸缩胶带输送机，其输送量为640t/h，输送长度1000m，带速2m/s，输送带类型为全塑阻燃抗静电，带宽1000mm，贮带长度50m，机尾搭接长度12m，机尾搭接处轨距为1362mm，传动滚筒直径630mm，托辊直径108mm，主电机功率为125kW，张紧绞车功率为4kW，电压等级为660/1140，整机重量为95t。6.2.2巷道掘进工艺连续采煤机在采煤过程中，遵循一定的开采计划和顺序，为一种多巷同时掘进，顺序转换工作区的开采工艺，同时开掘5条巷道。连续采煤机正在第一条巷道作业，工作面梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间进行运煤，锚杆机在第五巷道打眼安装锚杆，因为它是紧跟连续采煤机的后续工序。当连续采煤机完成第一巷道的6m的掘进作业后，转入第二巷道开始作业，与此同时，锚杆机转移到第一巷道开始打眼和安装锚杆。当连续采煤机在第二条巷道中完成6m掘进进尺后将依次转入第三，第四，第五巷道作业。下一个循环仍将从第一巷道开始。当工作面向前推进约2～3个煤柱距离时，需要向前移动给料破碎机和配电中心，给料破碎机越靠近工作面，运输距离越短，采煤效率就越高。这样的开采顺序将一直持续到工作面需要开掘横向联络巷道。当掘横向联络巷时，允许连续采煤机移动，同时开掘相邻的巷道和联络巷，要遵循一定的开采顺序。当完成一段横向联络巷的开拓后，正常的开掘五条巷道的作业顺序将重复进行。使用连续采煤机的盘区产量高的一个不可忽视的重要因素，是采用了配套恰当的铲车清理底板浮煤，扫清道路，保障连续采煤机、梭车和锚杆机畅通无阻。6.2.3连续采煤机工作面生产能力连续采煤机工作面生产能力，A=60×k×q×T×N×10-4（万t/a）式中：A—每个连续采煤机工作面年生产能力，万t/a；44 河北理工大学毕业设计说明书K—连续采煤机开机率为80%，K=23%×80%=18.4%，取K=18%。q—连续采煤机截煤能力，取15t/min；T—连续采煤机每日工作时间，按3班半班生产，每班6小时计算，取21h/d；N—矿井年工作天数，取N=300d。则有，每个连续采煤机工作面的年生产能力为0.778Mt/a，考虑到连续采煤机仅用于巷道掘进，边角煤及煤柱的回收，其效能受到一定限制，分析后将每个连续采煤机工作面的年生产能力确定为0.60Mt/a。全矿井达产时，共布置2个连续采煤机工作面，用于大巷及工作面顺槽的掘进，生产能力为1.20Mt/a。6.2.4盘区及工作面回采率按该矿井平均煤厚4.69m,采高4.5m计算，工作面回采率为93%。按回采后连采机最终回收顺槽煤柱考虑，计算盘区回采率为：85%。本井田地质构造简单，初期盘区充分利用开拓大巷作为准备巷道，盘区巷道布置大大简化，对于不适合长壁工作面开采的区域可利用连续采煤机回收，因此盘区回采率可较大幅度的提高。44 河北理工大学毕业设计说明书7井下运输7.1概述矿井为斜井、立井混合开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面；大型设备和管道等长材经副斜井运至井底，在副斜井井底车场换装，由无轨胶轮车运至盘区；3t以下设备、材料和人员由副立井下井直接由胶轮车运至盘区；少量矸石由铲斗车卸入矸石仓由副斜井提升至地面。根据矿井开拓方式，主斜井、副斜井、副立井、回风立井和大巷的相对位置关系，结合井底见煤标高，确定副斜井井底车场标高为+560m。为实现换装和胶轮车调运灵活的需要，在车场的端部设换装站，并在换装站两端设通道通往辅助运输大巷。井底车场进、出车线长度确定为40m，矸石车存车线长度确定为40m，调车线长度确定为50m。副斜井井底车场内设1台蓄电池机车（轨道）进行调车。车场内的材料、设备、集装箱平板车由蓄电池机车牵引驶入调车线，摘挂钩顶推重车进入换装站，大巷来的胶轮车直接进入换装站换装。由于副斜井井底车场仅承担矿井辅助运输的部分功能，车场通过能力富裕较大。副立井通过马头门直接与辅助运输大巷联系，其井底标高按井筒见煤标高+545m考虑，副立井井底车场设胶轮车行车通道。回风立井通过马头门直接与总回风大巷联系，井底标高按井筒见煤标高+538.5m考虑，不设车场。本矿井开拓、盘区巷道布置及巷道掘进采用连续采煤机，采用内燃无轨胶轮车作为辅助运输设备。其优点是能适应底板起伏不平的巷道；由大巷到盘区无需转载，简化了井下运输系统。7.2井下运输7.2.1煤炭运输煤炭由工作面可弯曲刮板输送机运至顺槽转载机上，经破碎机破碎大块后由顺槽可伸缩胶带输送机运至大巷胶带输送机，经井底煤仓至主斜井胶带输送机运至地面。7.2.2辅助运输44 河北理工大学毕业设计说明书人员、材料及设备运输：重型设备、材料及长管材由平板车经副斜井轨道运至井下+560m水平井底车场，在井底换装站换装后由内燃无轨胶轮车运至各使用地点；3t以下设备、材料装入880型胶轮车由副立井下井，出罐笼直接运至各使用地点；人员由副立井下到井底后换乘人员运输车至工作地点。井下矸石由铲斗车运至矸石仓，装入矿车由副斜井提至地面处理。44 河北理工大学毕业设计说明书8矿井提升8.1概述本矿井设计生产能力6.0Mt/a。矿井分为工业场地、西风井场地二个场地，在工业场地设有主斜井、副斜井、副立井，在西风井场地设有回风立井。主斜井装备一台钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤的提升任务，副斜井、副立井各装备一套提升装置担负人员、设备及材料等辅助运输任务。8.2主副井提升8.2.1主斜井带式输送机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1个装载煤仓，煤仓容量约为1900t,煤仓下装备2台GZY2225型振动给料机，给料能力为700～1650t/h，并带有调节闸门可以控制主斜井带式输送机上的煤流量。以Q=2500t/h、B=1600mm、V=5.6m/s，设计带强为St5000,电机功率3×1800kW,3台CST1950K进行选择。8.2.2副井提升设备副立井提升设备担负本矿井下所需的一般材料、小型设备和人员等的升降任务，副斜井提升设备担负大型设备（液压支架、连续采煤机、大型无轨运输车辆等）、长材料的下放和今后设备的升井检修以及临时矸石的提升任务。1、副立井提升设备选用JKMD-3×4E型落地式多绳摩擦轮提升机一台，配Z450-4A型（660V、383kW、392r/min）直流他励电动机，主钢丝绳为32ZBB6V×37S+FCGB/T8918-1996型三角股钢丝绳，平衡尾绳为143×24ZBBP8×4×9GB/T8918-1996型扁钢丝绳，最大提升速度5.436m/s，最大班作业时间3.83h。2、副斜井提升设备提升机型号JK-3.5/28E，滚筒直径3.5m，滚筒宽度2.2m，电动机型号Z500-4A。副斜井提升机电控装置选用JKMK/Z-SZ-330/1628型矿井单绳提升机全数字直流电控系统。44 河北理工大学毕业设计说明书9矿井通风9.1通风方式和通风系统矿井采用机械抽出式通风方式，初期为中央并列式通风通风系统。根据井田面积大、工作面产量高、生产集中及瓦斯涌出量大等特点，矿井后期设计采用分区式通风系统。9.1.1中央并列通风方式优点1、充分考虑了矿井开拓布置和高瓦斯矿井的特点；2、通风系统简单，风流稳定并易于管理；3、使用专用通风巷道的数目较少，风路较短，贯通距离短，井巷工程量省。后期通风设计合理；4、降低了总进风道公共风路段的风阻；5、通风线路短、负压小，便于管理，有利于安全生产；6、通风潜力大，对矿井增产提供了必要条件；7、有利于大巷多头施工，为加快矿井建设速度，缩短建井工期提供了条件；8、分区通风控制范围大，通风费用低9.1.2风井数目、位置、服务年限及服务时间共有4个井筒。主斜井、副立井和副斜井位于工业场地内，回风立井位于风井场地内。主斜井、副立井和副斜井进风，回风立井回风，4个井筒共同担负全矿井6.00Mt/a生产能力时的进、回风任务。回风立井为西一采区、北一采区和西二采区部分工作面服务。矿井达产时井下用风地点有井底车场硐室、采煤工作面、掘进工作面等。矿井达产时共布置1个长壁综采工作面（为使矿井通风能力留有余地，并考虑到工作面接替时的实际情况，设计计算通风时按1个长壁综采工作面和1个长壁综采接替工作面考虑）、二个连续采煤机掘进工作面。达产时的1个长壁综采工作面位于西一盘区。根据计算，矿井生产能力为6.00Mt/a时的需要风量为365m3/s，设计确定的井筒断面能够满足风量的要求（见表9-1）。44 河北理工大学毕业设计说明书表9-1井筒允许进、回风量一览表井筒名称允许风速（m/s）井筒断面（m2）允许风量（m3/s）主斜井(进风)422.489.6副立井(进风)838.5308副斜井(进风)1216.5198回风立井1538.5577.5设计达产时共配备1个综采工作面和2个连采机煤巷掘进工作面。根据盘区巷道布置和采煤方法，回采工作面和掘进工作面均为独立通风系统。工作面采用2进2回的通风方式，新鲜风流由辅运、胶带大巷经辅运、胶带顺槽，通过工作面和尾巷后，乏风由回风顺槽排至回风大巷。9.2矿井总风量、负压和等积孔的计算9.2.1风量计算根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-94）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3或采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。1.按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4×N×K=4×140×1.25=700m3/min=11.7m3/s式中：Q矿进——矿井总供风量，m3/s；N——井下同时工作的最多人数，取140人；K——矿井通风系数，取1.25。2.按用风地点风量总和计算Q矿进=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ柴+ΣQ硐室+ΣQ其它）×K式中：Q矿进——矿井总供风量，m3/s；ΣQ采——回采工作面所需风量之和，m3/s；ΣQ掘——掘进工作面所需风量之和，m3/s；ΣQ柴——稀释柴油机车废气需风量之和，m3/sΣQ硐室——独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；ΣQ其它——其它用风地点所需风量之和，m3/s；44 河北理工大学毕业设计说明书K——矿井内部漏风系数，取1.25。(1)ΣQ采的确定回采工作面瓦斯涌出量为3.24m3/t，按照《煤矿安全规程》第138条的规定，采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度不能超过1.0%，根据矿井产量安排，回采工作面年产量为5.20Mt，所需风量Q采计算如下：Q采=3.24×520×104/（300×24×60×60×0.01）=65m3/s确定西一盘区综采工作面配风量为80m3/s，接替工作面风量为30m3/s。所以：ΣQ采=80×1+30×1=110m3/s(2)ΣQ掘的确定设计共配备了2个掘进工作面，其中1个为连续采煤机大巷掘进工作面，1个为连续采煤机顺槽掘进工作面。根据3号煤层瓦斯涌出量预测情况，顺槽连续采煤机掘进工作面瓦斯涌出量为10.49m3/min，需进风量Q掘为：Q掘=10.49/60/1%=17.48m3/s大巷连续采煤机掘进工作面瓦斯涌出量为17.50m3/min，需进风量Q掘为：Q掘=17.50/60/1%=29.17m3/s据此确定顺槽连续采煤机掘进工作面配风量为30m3/s，大巷连续采煤机掘进工作面配风量为40m3/s。ΣQ掘=40+30=70m3/s(3)ΣQ柴的确定取单位功率风量指标为0.0068m3/kW.S。每台100HP柴油机车需风量：Q柴=0.0068×100×0.7355=5.0m3/s按最大用量14台柴油机车同时工作考虑：ΣQ柴=14×5.0=70m3/s(4)ΣQ硐室的确定单独通风硐室配风如下：火药库5m3/s，胶轮车维修硐室6m3/s，胶轮车加油硐室5m3/s。ΣQ硐室=5+6+5=16m3/s(5)ΣQ其它的确定其它用风地点所需风量之和，按以上各需风量之和的5%计算。44 河北理工大学毕业设计说明书ΣQ其它=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ柴+ΣQ硐室）×0.05=(110+70+70+16)×0.05=13.3m3/s故由以上计算可得矿井总风量为：Q矿进=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ柴+ΣQ硐室+ΣQ其它）K=（110+70+70+16+13.3）×1.25=349.1m3/s根据以上计算，考虑一定的富裕，确定矿井总进风量为365m3/s。9.2.2风量分配矿井总风量按井下各工作用风地点需风量进行分配，余者风量为漏风和其他风量，矿井风量分配见表9-2。表9-2矿井风量分配表9-2矿井风量分配表序号供风地点数量（个）配风标准（m3/s）供风量（m3/s）1采煤工作面180802接替工作面130303大巷掘进工作面140404顺槽掘进工作面130305井下火药库1556胶轮车检修硐室1667胶轮车加油硐室155漏风及其他169合计3659.2.3风压及等积孔计算1.矿井风压矿井达产时开采西一盘区。在回风立井服务范围内，最大风压时开采北一盘区，其服务年限15年左右。矿井风压：h=h摩+h局式中：h摩——井巷摩擦阻力，Pa；h局——局部阻力，取h摩的10%。井巷摩擦阻力按下式计算：h摩=9.8α·L·P·Q2/S3Pa44 河北理工大学毕业设计说明书式中：α——摩擦阻力系数，(kg·S2/m4)；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；Q——通过井巷的风量，m3/s；S——井巷净断面积，m2。矿井风压计算和风量分配是利用计算机通风计算程序进行计算的。计算机根据用风地点需要的风量和每段巷道中的风阻，对巷道中的风量进行分配试算，经过若干次叠代计算后，使每条风路中的通风阻力趋于平衡，并据此计算出矿井的通风风压。根据计算结果，矿井各时期的风量和风压为：最小风压时时，回风立井风机风量Q=315m3/s，风压h=1622.5Pa。最大风压时，回风立井风机风量Q=365m3/s，风压h=2812.4Pa。2、矿井等积孔矿井等积孔按下式计算：Ai=0.38×Q/m2式中：A——矿井等积孔，m2；Q——风机风量，m3/s；h——风机风压，mmH2O。矿井各时期风量、风压、等积孔计算结果见表9-3。表9-3矿井风量、负压及等积孔时期内容项目最小负压时最大负压时风机风量（m3/s）风机负压(mmH2O)等积孔(m2)风机风量（m3/s）风机负压(mmH2O)等积孔(m2)全矿井315165.69.30365287.08.19从矿井等积孔大小（均大于2m2）可看出，矿井为通风容易矿井。采用的通风设施有风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等。9.3通风设备选择本矿为高瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险，煤层有自然发火倾向。矿井通风方式为抽出式通风。主斜井、副斜井和副立井进风，回风立井回风。回风立井井筒直径φ44 河北理工大学毕业设计说明书7m，服务年限20年。9.3.1设计依据初期：风量Q初′=315m3/s；矿井阻力H初′=1622.5Pa后期：风量Q后′=365m3/s；矿井阻力H后′=2812.4Pa9.3.2通风机风量、风压计算考虑通风设施漏风和风道局部阻力损失后回风井的风量、风压为：初期风量Q1=KQ′=1.05×315=330.75m3/s后期风量Q1=KQ′=1.05×365=383.25m3/s初期矿井阻力H初=H初′+△H+H自=1622.5+156.07+52.13=1830.7Pa后期矿井阻力H后=H后′+△H+H自=2812.4+166.07+52.13=3030.6Pa式中：K——通风设备漏风系数，取1.05△H——风道阻力之和。H自——自然风压（包括海拔高度、大气温度的变化等影响因数），为52.13Pa。9.3.3设备选型鉴于本矿为高瓦斯矿井，对主通风设备及其附属装置的可靠性要求高，即选用AJN-3600/1800N轴流式通风机2台，1台工作，1台备用，配Y710-10型（10kV、1700kW、740r/min）交流异步电动机。9.3.4推荐通风机的工况点计算考虑通风装置的入口损失、消声器损失、卡诺损失、扩压器损失、弯道损失、出口扩压器损失、出口动压损失后，通风机全压升为：初期H初全=H初+∑△H=1830.7+345.3=2176Pa后期H后全=H后+∑△H=3030.6+423.4=3444Pa通风网路阻力系数：44 河北理工大学毕业设计说明书通风网路特性曲线方程：9.4灾害预防及安全装备9.4.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（一）预防瓦斯爆炸的措施赵庄矿井为高瓦斯矿井，应对瓦斯危害引起足够的重视。特别是在构造带可能造成瓦斯积聚，应加强监测，避免瓦斯事故。防止瓦斯爆炸的根本措施是防止瓦斯的积聚和引燃。加强采掘工作面的通风：长壁采煤和掘进工作面应按设计要求保证足够的风量。为提高长壁工作面的通风能力，设计长壁回采工作面顺槽为2～3条，不但增大了回采工作面的风量，而且有效控制了采空区瓦斯涌向工作面的上隅角，为提高回采工作面产量创造了条件。在风路中设置足够的风墙、风桥及风帘，可以有效的控制风流、风量分配和减少漏风，提高通风效率。1、严格执行瓦斯检查制度，特别是在巷道过构造时更应加强监测，防止瓦斯超限。2、对废巷、停工、停风的盲巷及采空区要及时封闭。3、随时监测工作面上隅角、采空区边界、采煤机和连续采煤机附近、胶带机头附近、工作面刮板输送机机头附近、顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板附近等处的瓦斯浓度，及时处理这些地点积聚的瓦斯，防止浓度超限。4、巷道揭露煤层时，要按照《煤矿安全规程》采取必要的瓦斯预防措施。5、采煤机和连续采煤机割煤时，如遇夹石或切割顶底板时，在开机前应测定工作面瓦斯浓度，使之不超过《煤矿安全规程》允许值，以免切割岩石时发生的火花引起瓦斯爆炸。6、严禁将易燃物品和点火工具带入井下，禁止在井下及井口房使用明火。7、井下掘进工作面的局部通风机和电气设备都必须装有风、电闭锁装置。8、对瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。9、井下爆破器材的使用及操作工艺必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定。44 河北理工大学毕业设计说明书采掘工作面位置发生变化时，应及时调整通风系统，增加必要的通风构筑物，以保证工作面有合理的通风系统。（二）预防煤尘爆炸的措施井下煤尘主要是由于采煤机高速切割煤体所产生的。另外在煤巷掘进头、煤仓下口装载点、胶带输送机搭接处、煤炭运输过程中也会产生一些煤尘。在一定的条件下，煤尘会燃烧或爆炸。预防煤尘爆炸应采取“预防为主”的综合防尘措施：1、综采工作面配备井下工程钻机和煤层注水泵进行煤体预注水。为使注水能充分渗透煤层，且避免与回采工作面相互干扰，需超前工作面55～100m进行。2、采煤机和连续采煤机都采用内、外喷雾，喷嘴不堵塞，局部岩巷掘进采取湿式凿岩、放炮后喷雾等措施。3、采掘工作面、运煤转载点，煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，且设置粉尘传感器，以监测和控制产生粉尘地点的粉尘浓度。4、在长壁工作面进风顺槽、回风顺槽、回风大巷、总回风巷、风硐及辅助运输大巷中设置风速传感器，监测各巷道风速，严格控制风速超限。5、经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，减少粉尘积存。6、采煤工作面回风巷应安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断面。7、按规定设置隔爆设施。隔爆水棚的设置地点、数量、水量、安装质量都必须符合规定要求。9.4.2预防井下火灾的措施井下火灾一部分是采空区浮煤自燃发火，另一部分是由于井下明火、放炮、电流短路、摩擦等其他原因引起。本井田内3号煤层为不易自燃煤层，因此应重点预防其他原因引起的火灾。本着“预防为主，消防并举”的基本原则，具体措施如下：1、按《煤矿安全规程》有关规定设置了井下消防材料库，按规定配备了灭火材料与器材。2、井下主要机电硐室设置防火门。3、井下爆破材料库采用独立通风系统和隔爆设施。4、禁止一切人员携带烟草和点火工具下井，井下及井口房内一般不准进行焊接作业，如必须进行，应按《煤矿安全规程》的有关规定进行。44 河北理工大学毕业设计说明书5、正确选择和合理使用电气设备，加强维护，保证输电线路完好，设备正常运转，防止发生事故。6、采用阻燃和防静电胶带、不延燃电缆、风筒和不燃液。在胶带输送机头和主要机电硐室设火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷均铺设消防管路，每隔一定距离设有消防水龙头。井下不存放汽油、煤油和变压器油。井下擦抹机械用过的棉纱和布头等放在盖严的桶内，定期送往地面处理。44 河北理工大学毕业设计说明书10矿井基本技术经济指标表10—1主要技术经济指标表顺序名称单位指标1设计生产能力Mt/a6.023号煤储量：地质储量Mt903工业储量Mt859可采储量Mt4383服务年限（3号煤）年5243号煤层煤质牌号贫煤、无烟煤灰分Ad最小~最大/平均%11.11~26.40/17.96挥发分Vdaf最小~最大/平均%10.05~19.30/12.04硫分St，d最小~最大/平均%0.20~1.46/0.38水分Mad最小~最大/平均%0.52~3.55/1.32发热量Qgr.d最小~最大/平均MJ/kg17.25~32.99/28.885煤的主要用途化工、高炉喷吹及动力用煤6煤层情况：可采煤层数5（设计只采3号煤层）可采煤层总厚度9.44煤层倾角度53号煤容重t/m31.427井田范围：走向长度Km16.65倾向长度Km14.8井田面积Km2144.018开拓方式斜-立混合开拓9水平数目、标高及垂深m1个、+560、43010井筒：数目个4主斜井（倾角、净宽）度、m16、5.0副斜井（倾角、净宽）度、m19、4.0副立井（倾角、净径）度、m90、6.0回风立井（倾角、净径）度、m90、5.012采煤方法一次采全高长壁综采13盘区个数个114综采工作面个数及长度个，m1，245.544 河北理工大学毕业设计说明书15综采工作面年推进度m363316综采面产量Mt/a5.217采煤机械化装备采煤机装机功率1700KW，截深0.865m，牵引速度0~31m/min，采高2.7~5.0m，额定生产能力为2500t/h，链轨式或销排式无链电牵引液压支架架型为掩护式，支撑高度2.5~5.2m，支护强度不小于110t/m2，工作阻力大于900t，推移行程950mm，支架中心距1750mm工作面刮板输送机运输长度250m，运输能力2500t/h，交叉侧卸机头，双速电机牵引，额定电压3300V，功率1400KW顺槽胶带输送机运量2500t/h，两台搭接，每台运距1900m，PVG带强2000N/mm，电机功率3×500kW18连采机工作面个数个219连采机面产量Mt/a0.6×220井巷工程量巷道总长度m46424巷道掘进总体积m394113721井下大巷运输煤炭运输胶带输送机，Q=3200t/h，B=1600mm，V=4.0m/s，St2500（2000）辅助运输内燃无轨胶轮车22提升：主提升设备胶带输送机，Q=2500t/h，B=1600mm，V=5.6m/s，St5000副斜井提升设备JK-3.5/28E提升机，JKZ-41A架空乘人器副立井提升设备JKMD-3×4E型落地式多绳摩擦轮提升机23通风：矿井瓦斯等级高瓦斯矿井矿井总风量m3/s365通风机型号及数量AJN-3600/1800N轴流式通风机2台24排水：正常、最大用水量m3/h500/80044 河北理工大学毕业设计说明书水泵型号及数量8台MD450-60×8型矿用耐磨泵25压缩空气压缩空气需要量m3/min5626矸石处理方式部分井下矸石填废巷；部分出地面汽车排矸27矿井占地面积主工业场地ha33.0风井场地ha0.84528建井工期月22.8/34.429矿井建设总资金亿元15.96其中：井巷工程亿元3.96土建工程亿元0.35设备购置亿元6.04安装工程亿元1.25其它费用亿元3.3644 河北理工大学毕业设计说明书参考文献[1]国家安全生产监督管理局.煤矿安全规程.北京.煤炭工业出版社.2007[2]张先尘.采煤学.煤炭工业出版社，1979（上册），1980（下册）[3]魏同,张先尘.煤矿总工程师工作指南(上，中册).煤炭工业出版社，1988.12[4]中国近代煤矿史编写组.中国近代煤矿史.煤炭工业出版社，1900.3[5]徐永圻.煤矿开采学.中国矿业大学出版社，2003.5[6]中国矿业学院等校编.采煤学.北京.煤炭工业出版社，1979[7]徐永圻.中国采煤方法图集.徐州.中国矿业大学出版社，1990[8]麦加滕，史国华.采煤概论.徐州.中国矿业学院出版社，1986[9]洪允和.煤矿开采方法.徐州.中国矿业大学出版社，1991[10]煤矿矿井采矿设计手册编写组.煤矿矿井采矿设计手册.北京.煤炭工业出版社，1984[11]邱志乾,贺敦良.矿井灾害处理与分析.中国矿业大学出版，1996[12]国家煤矿安全监察局人事培训司编写.矿井水灾防治.中国矿业大学出版社，2002.6[13]煤炭工业部安全司编.矿井安全监控原理与应用.中国矿业大学出版社，1996[14]田旭民,田力.地方煤矿实用手册.地质出版社，1989.10[15]周延荣,严万生.矿山固定机械手册.煤炭工业出版社，1986[16]洪晓华，陈军主编.矿井运输提升.中国矿业大学出版，2005.6[17]彭兆行主编.矿山提升机械设计.机械工业出版社，1989.10[18]张荣立,何国纬，李绎.采矿工程设计手册（上、中、下）.北京.煤炭工业出版社.2006.5[19]Peng，S.S.Chiang，H.S.LongwallMining.JohnWiley&Sons.Inc.1984[20]SubsidenceEngineersHandbook.NationlCoalBoard（U.K.）.197544 河北理工大学毕业设计参考文献谢辞毕业设计完成了，即将离开相伴四年的大学校园，总有些恋恋不舍。回想自己的大学生活，感觉做毕业设计的这段时间给我的印象最深，也是四年中最锻炼人的一次考验，其间的点点滴滴，都夹杂着汗水与欢乐，在此感谢给我这次机会的老师们。首先，我衷心感谢本次毕业设计的指导教师浑宝炬和刘建庄两位老师。他们在百忙之中指导和审查了本设计的全部内容，并给予我极大的支持和帮助，鼓励我克服困难，攻克难关。如果没有老师不辞辛苦的指导和教诲，我不可能这么顺利地完成工作，达到要求。同时，感谢在大学四年中曾经教导我、关怀我的老师和领导们，感谢你们为我提供了良好的学习环境，使我不仅学习了知识，陶冶了情操，而且真正在素质和能力上得到了质的提高，使我能够信心十足的踏入社会，迎接将来的挑战！最后，还要感谢参加本次评审的各位专业老师，感谢你们在这重要时刻对我的设计所提的宝贵的意见，使我了解到其中的不足之处，以防今后再犯相同的错误，使我在将来的工作和学习中能够做到精益求精。李振兴2008年6月河北理工大学44'