《采矿学课程设计》doc版

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采矿学课程设计 序论一、目的1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《采矿学课程的理解。2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。二、设计题目1、设计题目的一般条件本采区南以F4断层为界，北以相邻采区煤柱为界，上部标高-50m以上为风化带煤柱，下部边界为水平煤柱。采区走向长度2100m，倾斜平均长度960m,倾角平均为12°。采区共有两层煤，区内地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲。采区内无大的含水层和地下水，开采条件较好。运输和回风石门标高分别是-250m和-50m。采区生产能力自定。煤层特征本采区内赋存4，5号两层煤，4号煤层和5号煤层均为中厚煤层。煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。煤岩爆炸指数为34-70％。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井为低瓦斯矿井。三、课程设计内容1、采区或带区巷道布置设计；2、采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场(绕道线路和装车站线路)线路设计；3、采煤工艺设计及编制循环图表四、进行方式学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完成一份课程设计。 第一章采区巷道布置第一节区储量与服务年限1、采区生产能力选定根据要求采区上部煤柱为10m下部煤柱留10m，故剩余倾斜长度为：960-20=940mN=940/220+4*2=4.1取分4个区段采煤工艺选取综合机械化采煤，工作面长度取220m。采区生产能力A0=LV0MrC0取第四层先生产A0=220*1200*2*1.3*0.95=65.2≈65万吨/a2、采区的工业储量、设计可采储量(1)采区的工业储量Zg=H×L×(m4+m5)×γ(公式1-1)式中：Zg----采区工业储量，万t；H----采区倾斜长度，960m；L----采区走向长度，2100m；γ----煤的容重，1.30t/m3；M4----K1煤层煤的厚度，为2米；M5----K3煤层煤的厚度，为2.50米；Zg=960*2100*1.3*（2+2.5）=1179.3万吨(2)采区设计可采储量Zk=(Zg-P)×C(公式1-2)式中：Zk----采区设计可采储量,万t；Zg----采区工业储量，万t；P----采区煤柱损失量，万t；C----采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%（说明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。由于K4、K5煤层都为中厚煤层，因此C值取0.8）PK4=2*20*3*940*1.3+15*2*940*1.3+2*30*940*1.3+2055*10*2*2*1.3=36.3万吨PK5=2.5*20*3*940*1.3+15*2.5*940*1.3+2055*10*2*2.5*1.3+2.5*30*940*1.3=45.4 P=PK4+PK5=36.3+45.4=81.7万吨ZK=(1179.3-81.7)*0.8=878万吨(3)采区服务年限T=Zk/(A×K)(公式1-3)式中：T----采区服务年限，a;A----采区生产能力，万t；ZK----设计可采储量，万t；K----储量备用系数，取1.3。T=878/65*1.3=10.3a取11年(4)验算采区采出率采区采出率C=(Zg-P)/Zg(公式1-4)式中：C-----采区采出率，%Zg----采区的工业储量，万tP----采区的煤柱损失量，万tC=（1179.3-81.7）/1179.7=0.93>0.8(符合国家对采区采出率的要求。)第二节采区内的再划分1、确定工作面长度以确定工作面长度为220m2、确定采区内区段数确定采区内区段数为4段3、工作面生产能力工作面日生产能力：Qr=A／(T×1.1)（公式1—6）式中：Qr——工作面生产能力，t／d A——采区生产能力，t／aT——每年正常工作日，300dQr=A／(T×1.1)=650000／(300×1.1)=1969.7t／d4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为65万t/a,且工作面生产能力为1969.7t／d。目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。工作面布置（双翼布置）图如下图所示：K4煤层K5煤层1401140215011502140314043303150414051406330515061407140815071508工作面接替顺序：左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采K4煤层后采K5煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：1401→1402→1403→1404→1405→1406→1407→1408→1501→1502→1503→1504→1505→1506→1507→1508（说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统1、根据所选题目条件，完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，-50标高开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷，布置在-250标高处2、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较按采区上山数目、位置的不同提出两个方案：方案一：在K4煤层中开掘一条轨道上山，在距K4煤层10m处的底板岩层中开掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如下图所示 方案二：在K4煤层中开掘两条上山（轨道上山与运输上山），即双煤上山，如下图所示(1)两种方案在经济上比较工程量表：序号工程名称单位数量工程量计算式1轨道上山巷道宽4m1.5=自巷道底板算起的墙高2掘进=960m100m³117.50411750.412.24*960=11750.43半圆拱断面积12.24S=4*(0.39*4+1.5)=12.244树脂药卷锚杆架设Φ20*2000mm100根146.88（12.24*960/0.8)/100 5树脂锚杆制作Φ20*2000mm100根149.81（12.24*960/0.8）*1.02/1006喷射混凝土墙100m³4.322*1.5*0.15*960/1007喷射混凝土拱100m³9.3821.57（4+0.15）*0.15*960/1008钢筋网制作铺设t56.92（1.57*4+2*1.5）*960*6.39/1000（6.39KG/㎡）费用表：工程名称数量工程量煤绗单价岩巷单价煤巷费用岩巷费用掘进=960m117.50411750.450061239958.82145.68半圆拱断面积12.24树脂药卷锚杆架设Φ20*2000mm146.882869286942.1442.14树脂锚杆制作Φ20*2000mm149.814230423063.3663.36喷射混凝土墙4.32611716117126,4226.42喷射混凝土拱9.382704467044667.0367.03 钢筋网制作铺设56.922540254014.4514.45比较方案一方案二544.44601100%110.8%（说明：由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。）可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的1.10倍，在费用上多出10%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。（2）两种方案在技术上比较采区方案技术比较表方案项目第一方案一煤一岩上山方案第二方案双煤上山方案1、掘进工程量工程量大比第二方案多掘石门工程量小2、工程难度困难较容易3、通风距离较长每区段增加了通风距离短4、管理环节多少5、巷道维护一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高维护工程量大，维护费用高 7、工程期岩石上山掘进速度慢，工程期较长双煤上山掘进快，投产快当采用双煤上山布置时，由于最下部的K4煤层为维护条件较好的中厚煤层，煤质中硬，且顶部为稳定的灰色粉砂岩，所以上山布置在K4煤层中，维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。如果采用一煤一岩上山布置，虽运输上山为岩巷，较容易维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。而且两个方案的总费用相差不大。综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在K4煤层中，即采用双煤上山，两条上山间距为20m，上山两侧各留20m的保护煤柱。3、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置根据煤层储存条件可知，K4煤层厚2m，K5煤层厚2.5m，都为中厚煤层，瓦斯含量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。工作面走向推进长度为993m左右，采用单巷布置，且一个工作面就可以达到设计生产能力的要求。综合考虑，回采巷道布置方式采用单巷沿空掘巷。4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量为准。该采区采用双翼开采，在采区两侧各留15m煤柱，因左侧有大断层故多留15m煤柱，开始布置工作面，进行推进。由于采区上山布置在K4煤层中，在离上山20m处停采，留20m煤柱保护采区上山，两条上山中间留20m的保护煤柱。K1、K3煤层相距20m左右，由于相距较近，因此两层煤所留煤柱相同，工作面布置及推进到的位置也一样。5、采区内上、下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图采区内上下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图如下图所示6、采区上、下部车场选型采区上部车场选用单向甩车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式下部车场。 第四节采区中部甩车场线路设计1、斜面线路联接系统参数计算该采区开采近距离煤层群，倾角为12°。铺设600mm轨距的线路，轨形为15kg/m，采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，甩车场存车线设双轨道。斜面线路布置采用二次回转方式。(1)道岔选择及角度换算由于是辅助提升故道岔均选择DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为α1=14°15′，a1=a2=3340,b1=b2=3500。斜面线路一次回转角α1=14°15′斜面线路二次回转角δ=α1+α2=14°15′+14°15′=28°30′一次回转角的水平投影角α1′=arctan(tanα1/cosβ)=14°47′58″(β为轨道上山倾角16°)二次回转角的水平投影角δ′=arctan(tanδ/cosβ)=29°17′34″(β为轨道上山倾角16°)一次伪倾斜角β′=arcsin(sinβcosα1)=arcsin(sin16°cos14°15′)=15°29′42″二次伪倾斜角β″=arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin16°cos28°30′)=154°1′6″为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8： 图1-8中部甩车场线路计算草图（2)斜面平行线路联接点参数确定如图1-9：图1-9斜面平行线路联接本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm，为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距相同，曲线半径取R′=9000mm，则各参数计算如下：B=Scotα=1900×cot14°15′=7481mmm=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mmT=Rtan(α/2)=9000×tan(14°15′/2)=1125mmn=m-T=7719-1125==6594mmc=n-b=6594-3500=3094mm L=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm(3)竖曲线相对位置竖曲线相对参数：高道平均坡度：ia=11‰,rg=arctania=37′49″低道平均坡度：id=9‰,rd=arctanid=30′56″低道竖曲线半径：Rd=9000mm取高道竖曲线半径：Rg=20000mm高道竖曲线参数：βg=β′-rg=15°29′42″-37′49″=14°51′53″hg=Rg(cosrg-cosβ′)=20000(cos37′49″-cos15°29′42″)=725.71mmLg=Rg(sinβ′-sinrg)=20000(sin15°29′42″-sin37′49″)=5123.08mmTg=Rg×tan(βg/2)=20000×tan(14°51′53″/2)=2609.03mmKg=Rg×βg/57.3°=5188.38mm低道竖曲线参数：βd=β′＋rd=15°29′42″-30′56″=16°38″hd=Rd(cosrd-cosβ′)=9000(cos30′56″-cos15°29′42″)=326.75mmLd=Rd(sinβ′-sinrd)=9000(sin15°29′42″＋sin30′56″)=2485.37mmTd=Rd×tan(βd/2)=9000×tan(16°38″/2)=1265.71mmKd=Rd×βd/57.3°=2514.75mm最大高低差H：由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1t矿车3辆，故高低道储车线长度不小于3×3×2=18m，起坡点间距设为零，则有：H=18000×11‰+18000×9‰=360mm竖曲线的相对位置：L1=[(T-L)sinβ+msinβ″+hg-hd+H]=2358.83mm两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2，则有L2=L1cosβ′+Ld-Lg=2358.83×cos15°29′42″+2485.37-5123.08=-364.61mm负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求，说明S选取2000mm合适。(4)高低道存车线参数确定闭合点O的位置计算如图1-10： 图1-10闭合点联接设高差为X，则：tanrd=(X-△X)/Lhg=0.009tanrg=(H-X)/Lhg=0.011△X=L2×id=364.61×0.009=3.281mm将△X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm(5)平曲线参数确定取曲线外半径R1=9000mm取曲线内半径R2=9000-1900=7100mm曲线转角α=14°47′58″K1=R1α/57.3°=9000×14°47′58″/57.3°=2324.52mmK2=R2α/57.3°=7100×14°47′58″/57.3°=1833.79mm△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mmT1=R1tanα/2=1168.85mmT2=R2tanα/2=922.09mm(6)存车线长度高道存车线长度为Lhg=17835.93mm；低道存车线长度Lhd=Lhg-L2=17835.93+364.61=18200.54mm；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mm则有低道存车线得总长度为L=Lhg＋△K=17835.93+490.73=18326.66mm具有自动下滑得长度为17835.93mm，平破长度为490.73mm，应在闭合点之前。存车线直线段长度d:d=Lhd-C1-K2=18200.54-2000-1833.79=14366.75mm在平曲线终止后接14366.75mm得直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接点。 存车线单开道岔平行线路连接点长度Lk：存车线单开道岔DK615-4-12，。则Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm(7)甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：M2=a×cosβ+(b+L+a+L1+Td)cosβ′cosα+(Td+C1+T1)cosα+T1+d+Lk=3340×cos16°+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)×cos15°29′42″×cos14°47′58″+(1265.71+2000+922.09)×cos14°47′58″+922.09+14366.25+11946=52262.07mmH2=(b+L+a+L1+Td)cosβ′sinα+(Td+C1+T1)sinα+S=(3500++3340+2358.83+1265.71)×cos15°29′42″×sin14°47′58″+(1265.71+2000+922.09)×sin14°47′58″+1900=7663.97mm(8)线路各点标高设低道起坡点标高△1=±0；提车线△2=△1+hd=326.75mm△5=△2+(L+L1)sinβ′=326.75+(8606+2358.83)×sin15°29′42″=3256.05mm车线△3=△1+H=0+360=360mm△4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm△5=△4+m×sinβ″+T1×sinβ′=1085.71+7719×sin14°1′6″+1125×15°29′42″=3256.05mm由计算结果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同，故标高闭合，满足设计要求。轨起点△6=△5+(b+a)sinβ′=3256.05+(3500+3340)×sin15°29′42″=5110.1mm△7=△6+a×sinβ=5110.1+3340×sin16°=6030.73mm车线△8=△1+Lhd×id=0+18200.54×0.009=163.8mm△9=△8=163.80mm(9)根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如图1-11，其坡度图如图1-12： 图1-12车场坡度图图1-11采区中部车场平面图第第二章．采煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定1、选第一个煤层，即K4煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面由于K4煤层厚2m，煤质中硬，因此采用综合机械化采煤，一次采全高。工作面回采工艺流程为：采煤机向上割煤、移架→采煤机向下装煤→推移刮板输送机→斜切进刀→推移刮板输送机。2、综采工作面的设备选用国产设备。由于设备资料来源的原因，选用国产综采设备。 各设备技术参数(1)采煤机MG300AW（鸡西煤机厂）采高1.5～3.0m适应倾角≤35°截深630mm滚筒直径1.6m控顶距1500mm牵引方式交流变频调速无链双驱动电牵引牵引力360kN牵引速度0-6m／min滚筒中心距8934mm机面高度1200mm(2)液压支架FJ4*457-1.64/3.5（重庆庆阳机械厂）型式支撑掩护式支撑高度164～3.5m宽度1.42～1.59m煤层厚度中厚煤层初撑力3721KN工作阻力4479kN支架中心距1500mm支护强度0.83Mpa适应煤层倾角＜18°泵站工作压力30Mpa(3)工作面刮板输送机SGZ800/1050（张家口煤机厂）出厂长度220m运输能力500t／h链速1.07m中部槽规格1500×764×222mm刮板链型式中双链与采煤机配套牵引方式无链(4)破碎机PEM1000*650（张家口煤机厂） 破碎能力600t／h(5)胶带输送机S-100/260（西北煤机厂）输送长度1000m输送量700t／h带速2.5m／s（6）端头支架：PDZ(7)高压开关柜KBZ－450／1140Y(8)转载机:SZB-730/75(张家口煤机厂)输送长度25m输送量630t／h带速m／s(9)液压泵站：XRBZB80/35公称压力35mpa3、采煤与装煤(1)确定采煤工艺、截深及日进刀数采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：（公式2—1）式中：V——采煤工作面每天的推进度，m／dQr——采煤工作面日生产能力,t／dL——采煤工作面的长度，mM——采煤工作面的采高（取K4煤层厚度2m）γ——煤的容重，t/m3C——工作面的采出率（由于K3煤层为中厚煤层，因此C值取0.95）则：V=1969.7/220*2*1.3*0.95=3.62m/d因选用的采煤机截深为630mm，若每日推进八刀，共推进0.63×8=4.8m，可满足每天至少推进3.62m的要求。 (2)确定进刀方式为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。进刀深度0.63m。采煤机进刀示意图如图所示，进刀过程如下：a、当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(如图a所示)；b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(如图b所示)；c、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c所示)；d、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d所示)4、运煤(1)支架选型采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：FJ4*457-1.64/3.5，为支撑掩护式支架。(2)移架方式由于K4煤层上方有20m左右的粉砂岩，所以选用依次顺序移架方式。 依次顺序移架方式:采煤机割煤后依次顺序逐架前移。这种方式操作简单，容易保证支护质量。(3)支护方式由于K4煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用FJ4*457-1.64/3.5支撑掩护式支架。(4)工作面支架需要量工作面支架的需要量（公式2—2）式中：μ——工作面支架数目（取整数）L——工作面长度，me——架中心间距（FJ4*457-1.64/3.5型支架e值取1.5m）μ=220/1.5取μ=146(5)端头支架由于巷道宽度为4m，选用宽度为2m型号为PDZ的端头支架两台架，即两端共有4架。(6)超前支护方式和距离超前支护方式采用单体支柱和金属铰接顶梁支护。由于压力峰值点距煤壁前方10m左右，所以超前支护距离选25m。(7)校核支架高度与强度在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采煤高度大200mm左右，即：Hmax=Mmax＋0.2，m△1=3.5-2.7≥0.2m，满足要求；最小结构高度应比最小采煤高度小250～350mm，即：Hmin=Mmin－（0.25～0.35），m △2=1.85-1.6≥0.25～0.35m，满足要求；强度校验：P=(6～8)×9.8×S×γ×M×cosα（公式2—3）式中：S——支架支护的顶板面积，m2γ——顶板岩石密度，t／m3M——采高，mα——煤层倾角，°P=8×9.8×5.678×1.42×1.3×2.5×cos12=1675KN<4000KN经校核，支架高度与强度均符合要求。5、处理采空区采用全部垮落法。第二节工作面合理长度的验证1．从煤层地质条件考虑该采区内两个煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为12°，煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置220米的工作面比较合适。2．从工作面生产能力考虑工作面的设计生产能力为65万吨/年。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为630mm，所以K4煤层的工作面实际年生产能力为：300×0.63×8×2×220×1.3×0.95=82.1(万吨)能够满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。3．从运输设备及管理水平角度考虑采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的220米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。 由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为200米左右在管理上是毫无问题的。4．从顶板管理及通风能力考虑该采区的顶板稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180～250m，所以选择的工作面的长度为220米较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。5．从巷道布置角度考虑分为4个区段比较合理6.经济合理的工作面工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切，直接影响生产效率，所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用。第三节采煤工作面循环作业图表的编制1、工作面布置图（设计图纸中）、循环作业图（设计图纸中）、劳动组织表（表2—1）、技术经济指标表（表2—2）2、工种及出勤人数的安排，如下表（表2—1）所示：工作面劳动组织表（表2—1）序号工种早班中班夜班合计1班长22262采煤机司机33283输送机司机11134转载机司机11135皮带机司机1113 6移架工33177推溜工22268超前维护工663159跟班电工221510运料工4411安全质量员111312跟班机修工225913送饭工1113合计25252575工作面（针对K3煤层）主要经济技术指标（表2—2）序号项目单位数量1煤层厚度m22煤层倾角°123平均采高m24采煤机台15液压支架架1466端头支架架47刮板输送机部18破碎机台19转载机部110胶带输送机部2 11循环进尺m1.012日产量t1969.713生产方式两采一准14出勤人数人7515回采工效t／工26.2516截齿消耗个／万t2017乳化液消耗Kg／万t18018油脂消耗Kg／万t7019日循环数个8第三章课程设计总结这次《采矿学》课程设计在指导老师的悉心指导下，经过近两个礼拜的时间，我的设计内容全部完成，心情很是愉悦。在尾声中，我首先要感谢老师一丝不苟的悉心指导和谆谆教诲，另外，也要感谢我院在设计过程中给予帮助的其他老师们，同时对校图书馆的工作人员表示感谢。这次设计任务，煤层地质构造条件理想，我选择了煤层平均倾角为16°，生产能力为180万t/a的组合，在设计过程中，充分利用《采矿学》上所学知识，结合煤层构造实际情况，以安全第一和达产为原则，从技术上和经济上着手，设计出了一套在技术上可行，经济上优越的现代化大型矿井煤层群组采区开采方案。在这次设计过程中，我对工作面布置和回采巷道的设计有了更进一步的理解和认识，学到了很多知识，在以零号图纸为画布手工绘制工作面布置层面图（1：200）应包括回采巷道剖面图（1：50），其最大与最小控顶距剖面图和采区巷道布置平面图（1：3000）及其剖面图（1：3000）的过程中，从许多细节问题处达到了很多益处，同时增强了动手能力，使自己得到了又一次很大的锻炼。 在编制课程设计说明书的过程中，对《采矿学》上所学知识又梳理了一遍，对采矿方面的许多专业知识比以前的认识更深了，在说明书上所附的各计算示意图和插图均用工程绘图软件AutoCAD2006绘制，在这个过程中，对使用AutoCAD绘制采矿工程图形有了新的认识，重新温习了许多绘图命令以及了解了最新的制图标准。如何利用先进技术绘制标准、规范、合格的采矿工程图是我们采矿人必须关注并解决的问题，在以后的学习和工作中，我也会认真的深造。通过这次课程设计，让我经历了一个矿井从设计到开采的全过程，这将是我以后学习和工作的财富。为我以后的学习和工作有着很大的指导和帮助。最后再次感谢指导我和帮助过我完成此次课程设计的老师们，谢谢！第四章参考文献参考文献：1、徐永圻，《采矿学》，徐州：中国矿业大学，2003。2、徐永圻，《煤矿开采学》（修订本），徐州：中国矿业大学，1999。3、陶驰东，《采掘机械》，北京：煤炭工业出版社，1991。4、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，2003。5、采矿设计手册编委会，《采矿手册》，北京：冶金工业出版社，1990。6、武同振等，《综采综掘高档普采设备选型配套图集》，徐州，中国矿业大学，1993。