级设计采矿08-8部分本包括三个一般、专题和翻译

摘1.5Mt/a新井设计。田陈煤矿位于山东省滕州市管辖的滕南矿区境内，交通便利。井田（东西）长约3.7km，倾向（南北）长约7.32km，总面积为27.15km23＃1.3~20.565m18040万t12776万t1.5Mt/a。矿井60.8a373m3/h400m3/h。矿井1.33m3/t2.0m3/min，为低瓦斯矿井。330d，工作制度为“三八”制。10章：1、矿区概述与地质特征；2、井田境界和储量；3、矿井工作制法；7、井下；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济指标。为：RemnantRoofCoalThicknessMeasurementwithPassiveGRayInstrumentsinCoal：立井；单水平；带区；两翼对角式通Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationThegeneralpartisanewdesignforTianchenmine.TianchenmineislocatedinXintaiwhichcomeswithinthejurisdictionofTengzhouinShprovince.Itisveryconvenienttogettothemineintermsofbothhighwayandrailway.Thelengthofthecoalfieldis3.7km,thewidthisabout7.32km，andthetotalareais27.15km2.The andthesixtharethemaincoalseams,anditsdipangleis1.3~20.56degree.Thethicknessofthemineisabout5.0minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare180.4milliontons,andtheminablereserves127.76milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.5milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis60.8years.Thenormalflowofthemineis373m3perhourandthemaxflowofthemineis400m3perhour.Therelativeminegasgushis1.33m3/tandtheabsolutegushis2.0m3/min,soitisalowgasThemineisasinglelevelintwoshaftstodevelop.TecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilatedwayofoppositeangleoftwowingwasused.The“three-eight”workingsystemisusedintheTianchenmine.Itproducesfor330daysaThisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.ThetopicofspecialsubjectpartsistheysisofGob-sideEntryRetainingTechnologyinMechanizedMiningFace.Itmakesafullycomprehensivestatementofgob-sideentryretainingtechnologyinmechanizedminingface.TranslationpartisaboatPassiveG RayInstrumentswasusedinCoalMines.TheEnglishtitleis“RemnantRoofCoalThicknessMeasurementwithPassiveG RayInstrumentsinCoal Shaft;Singlelevel;Panel;TwoWingOppositeAngleTypeWell 一般部矿井概况与地质特 矿井概 地理位置与交 地形地 河流及水 矿区的气候条 .........................................................................................................................井田地质特 井田地质特 构 水文地 其他有益矿 煤层特 煤 煤 煤层顶、底 井田境界和储 井田境 井田范 开采界 井田尺 井田工业储 储量计算基 矿井工业储量计 矿井可采储 安全煤柱留设原 矿井永久保护煤柱损失 矿井可采储量计 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 矿井设计生产能 井型校 井田开 井田开拓的基本问 井筒形式的确 工业场地的位 井筒位置的确定采（带）区划 开采水平的确 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 开拓巷 井底车场及硐 准备方式——带区巷道布 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区内巷道掘进方 带区生产能力及采出 带区车场选型设 采煤方 采煤工艺方 采煤方法的选 回采工作面长度的确 工作面的推进方向和推进 综采工作面的设备选型及配 各工艺过程注意事 工作面端头支护和超前支 循环图表、劳动组织、主要技术经济指 综合机械化采煤过程中应注意事 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下..........................................................................................................................概 矿井设计生产能力及工作制 煤层及煤 距离和辅助设 矿井系 带区设备选 设备选型原 带区设备选型及能力验 大巷设备 主大巷设备选 辅助大巷设备选 设备能力验 矿井提 矿井提升概 主副井提 主 副井提升设备选 矿井通风及安 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、库 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 带区通风系统的要 带区通风方式的确 矿井风量计 通风容易时期和通风时期采煤方案的确 各用风地点的用风量和矿井总用风 风量分 矿井阻力计 计算原 矿井最路 计算矿井摩擦阻力和总阻 两个时期的矿井总风阻和总等积 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 设计矿井基本技术经济指 专题部浅谈深部巷道变形机理及支护技 引 软岩及巷道支护原 软岩的认 软岩的概 高应力软岩形成条 高应力软岩巷道变形特 软岩的力学属 软岩的临界载 软岩巷道支护原 最佳支护时 最佳支护时间段的确 围岩变形及支护理 围岩的变形特 工程开挖后围岩弹性变形恢 无支护条件下的围岩变 有支护条件下的围岩变 支护失稳条件下的围岩变 软岩巷道变性破坏特 影响软岩巷道变形破坏的主要因 软岩巷道联合支护理论分 软岩巷道支护的经验教 软岩巷道围岩承载机 软岩巷道弹塑性状态圈状模 巷道围岩塑性区范围计 软岩巷道围岩与支护相互作用原 软岩巷道支护原 深部巷道支护技术探 深部开采支护技 深井巷道控制的原 巷道支护的主要形 开拓巷道支 采区巷道支 采区工作面支 回采工作面切眼支 可缩性金属支 U型钢拱形可缩性支 U型钢环形可缩性支 梯形可缩性金属支 可缩性金属支架的选 锚杆支护原理及设计方 锚杆支护原 锚杆支护设计方 锚喷支 锚喷支护方 锚喷支护的特 锚索支 锚索支护方 锚索支护作用机 锚索支护的特 锚网支 锚网支护对围岩稳定作 锚网支护的优 参考文 翻译部英文原 中文译 致 矿井概地理位置与交欢城镇。区内官（桥）—柴（里）铁路线横穿矿区中部，东至京沪线官桥站11km，6km。滕州至微山公路分别经过井田东西两侧。以工业广场为中心，北距滕18km16km。官桥至江苏沛县公路经井田南部穿过，东距官桥11km34km，交通十分方便（1-1-1地形地

1-1-1交通位置图南缓慢下降的滨湖冲积平原，西南部地势较低洼，微山湖和昭阳湖。河流及水7公里+54.98～+35.11m，一般都高于最高洪水位+37.01m，因此，基本上不受洪水。因此第四系含水层有被疏干的可能性，第四系作为供水水源正。矿区的气候条降水量：根据滕州市气象站资料，1956～2005804.3mm，1964年最1245.8mm，1968423.5m230.3mm（1958630日。1988.2mm（1956～1975年12.7（1956～2005年多，春季是多风季节。平均风速2.7～5.3m/s，最大风速可达20m/s，多偏北风，常出气温：年平均气温为13.5℃，元月最冷，元月最低气温平均为-11.8℃。七月份最热，七月最高气温平均为35.1℃，最高温度40.9℃，最低-21.8℃（195718日10月下旬出现初霜，11（197317日3～40.28m（19777～8日根据国家局，建设部震发办(1992)160号文“关于发布《中国烈度区划图(1990)》和《中国烈度区划图(1990)使用规定》”，滕州地区的烈度为7井田地质特井田地质系、二叠系、系和第四系等。除奥陶系及其以前地层在煤田有零星出露外，其1-2-1。20203.0.3.0.021～1.0～0.十 1.统十四5.中366（一）中统本溪组36~39m38m。其岩性由杂色泥岩、石灰岩、粘土岩组成。底部为灰绿色5.75~10.90m矿，十四灰中部往往夹有薄层泥岩，该层岩性及层位均较稳定，为本区主要标志层之一。1.25~4.70m，2.44m，灰~深灰色，含海百合茎、纺锤虫化石，该层为与太原组的分界标志层。上统太原组155~185m168m。其岩性由海陆交互相的深灰色泥岩、薄层石灰岩、灰1115第十二层灰岩顶界至第十下20~33m26m。其岩性由细砂岩、粉砂岩、粘土岩和砂质泥岩组成。为太原群的主要含煤层段，含煤三层（16、17、18煤16、17煤层全区普遍存17煤层的顶板，含泥质，常富集动物化石，有时相变为泥岩，本段18第十下3.35~6.57m5.34m。上部为灰色，下部为深灰色，中下部含纺锤虫化石，16煤层的顶板，岩性特征明显，层位稳定，为本区良好的主要标志层。第十下本段一般厚度96m左右，其岩性以灰至灰绿色细、中粒砂岩和深灰色泥岩为主，其次为粉砂岩、砂质泥岩和少量粘土岩，夹薄层灰岩6层（即四、五、六、七、八、九灰岩，共含薄煤层9层（即、、、 、、 上、12下、14、15煤层，本段特点是石2.16m，灰~棕灰色，夹泥质条带，含海百合茎化石，为第15煤层的顶板。2.76m，灰~深灰色，含少量海百合茎，局部含动物化石碎9煤层的顶板。5.76~10.35m7.60m。灰~深灰色，致密坚硬，含有珊瑚、海百合茎化石，33m。其岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，夹薄层灰岩两层（灰岩，含不可采的薄煤三层（4、5、6煤，本段岩性特点是致密细匀、深灰~灰黑色，（二）山西组（P1s上部：灰~灰绿色粉砂质粘土岩和粉砂岩组成，间夹数层灰~2石盒子组（P12+P2260m岩、浅灰、灰绿色粉砂岩为主，间夹数层灰绿色中、细粒砂岩，属陆相沉积。岩一般50m左右~60m左右，含薄煤层1~3层（俗称柴煤，煤厚一般为0.20~0.30m，位构鲁西南地区为一“X”NW向、NE向、NNE向和NNW向断裂，NNE向（60°~70°）NNW向（340°~350°）断裂构成主要构造格架，为主干断裂，构成煤田或井田的边界。NW向（310°~320°）断裂为基底断裂，NNE向（5°~10°）NW向、NEE向、NNW向、NNE向。田陈井田位于鲁西南断块南部，井田构造与区域构造基本一致，以断块构造为主，全矿井共落差大于20m的断层1条，褶曲宽缓，沿和倾向皆有起伏，如表1-2-11-2-2 位于井田西南，延展至东田陈附近而。区内延展长度约2位于许楼与T17—30.8 (度T19-正北20-T19-4孔穿过，并有线控根据规范要求和矿井实际，断层复杂程度为IIa类，褶曲发育程度为IIb类,本矿井构造复杂程度为IIabc。水文地庄里断层，煤系各含水层通过断层与区外的上统岩层对口接触，形成隔水边界。北部为背斜的轴部，由于剥蚀，致使中、新生界底部含水岩组大面积与基岩风化带接453km2。沿背斜核部，张性裂隙发育，富水性强，可得到中新生界底部含水岩组的水补给，同时通过东部峄山断层东北部之进水口得到区外基岩岩溶水的补给。因此，该背斜轴部既是水和富集的场所，又是强迳流带，此处的水通过顶部透水边界及奥灰与煤系各含水层的对口部位（断层切割所至，补井田内主要含水层有：第四系砂砾层含水层，系砂砾岩含水层，二叠系顶部砂岩裂隙含水层，3灰岩裂隙含水层，本溪组第十四层石灰岩裂隙含水层，奥陶纪石灰岩岩溶裂隙含水层。各含水层之间普遍发育一定厚度的隔水层。第四系含水层为砂砾层孔隙潜水—承压水含水层，属冲积平原和冲积湖相沉积。富50m以上，分成上、下两组；东部一般只发育上组，厚度20m40.85m。总体上，西部强于东部，上组强于下组。第8～15m-3—2+0.304g/L是下组水位已明显下降。640m50m左右为紫红色砂质砾岩，砾石成分多为石英及少量灰岩，泥质或钙质胶50m左右主要为紫红色砂岩，夹几层薄层砾50～60m为紫红色砂质砾岩。单位涌水量0.000048～3.059L/s.m，富水性弱至强，但局部有系砂岩强富水地段。受断层等因素影响，井田内局部3煤至系底界面间距较小，开采3煤时，系砂岩水可能会通过导水裂隙带进入矿井。系含水层属孔隙、岩溶、裂隙承压含水富水段主要有两个，一是石盒子组顶部古风化壳砂岩裂隙富水段，风化裂隙发育，10m左右，富水性相对较强。二是，柴煤段以下，石盒子组和山西组分界的中厚层20m380m时合为一段。4．3本含水层为裂隙承压含水层，一般厚度50m左右，富水裂隙多为近东西，局部有近南北的富水裂隙与近东西方向富水裂隙交叉切割。受断层影响，断层两侧往往2～5mm200mm以上，裂隙中多无充填物，局部被方解石充填，但充填不实。大裂隙无论在水平方向上，还是在铅直方向上，两端皆闭合，仅中部宽大。3水。同一富水裂隙带内，裂隙连通性较好。不同富水裂隙带之间，连通性差。从整个井田看，砂岩厚度大、埋深小，断层带附近或应力集中、裂隙发育的区段，富水性强。5．太原组第三层石灰岩裂隙含水层（简称三灰井田内三灰厚7～8m，上距3煤层平均46m。井田内三灰钻孔中,共有5个漏水孔,漏水孔率较低。三灰属裂隙承压含水层，富水性不均一，总体三灰富水性较弱，属3煤开采影响不大。层，由于井田内尚未下组煤，也没有关于下组煤的水文资料和抽水试验资料，等开自矿井进入正常开采以来，随着井巷工程的增加,矿井涌水量逐年增大,100m3/h左右,2004280m3/h左右，2005320m3/h左右。19902月，3煤层发生重大突水，640m3/h3煤时,373m3/h400m3/h。其他有益（0.003%～0.005%1-2-3 煤层镓、锗、钒含量牌号锗镓钒%%30.41~0.0012~2.03~0.0008~40.0070~0.014~02.24~60.0003~0.009~03.87~31根据钻孔测定结果，各煤层顶底板中锗含量均为零，钒含量较低，3、16、17煤层顶0.003～0.00451-2-4 顶底板镓、锗、钒含量330303030303016001600160160160170170170170170170263-39果，Fe2O31-2- 成分含量63-煤层特煤286.00m1915.10m5.3%15.00m1.75%。一、石炭系上统太原组155～185m168m，岩性主要为灰黑色泥6三段，该段为太原组主要含煤段，含煤三层（16、17、18上，均不可采。二、二迭系下统山西组96～140m118m。本组上部为陆相沉积，下部为过渡相沉积，是本井田134.5～5.5m5.0m。煤层可采性指数Km0.909，煤厚变异系数γ34.6%，属于中厚煤层，是本井田的主要可采煤层，属于煤浆侵入，使3上煤和3下煤接触变质成天然焦。各煤层的有害组分及其他指标一般变化不实际与原报告基本一致（见表1-3-1 煤的物理性3黑黑黑黑黑建井期间新获得的煤质资料，煤的工业牌号确定系根据煤（以炼焦用煤为主）的分类方案，分类指标为经过1.4液洗选后的精煤可燃挥发份（f）和胶质层最大厚度（Ymm（QM（FM16、1734号，按分类指标十分接近肥煤，故而均按肥煤考虑。（一）灰分31-3-21-3- 主采煤层元素分389- 元素分析综合结果元素分析Odaf+384.08~5.25~1.15~12煤层：低～中灰份，平均为中灰份，仅一点为低灰份，以中灰份为主，北部灰份1416煤层：低～富灰份，平均为中灰份。西部灰份较低，东北部灰份较低，南部灰份17煤层：中～高灰份，平均为富灰份。各煤层成分以SiO2+Al2O3含量较多，CaO+MgO含量较少，太原群煤层由于Fe2O3SO3含量增高而SiO2+Al2O3降低，一般具酸性渣特性。井田内煤层硫分含量，具随煤层层位降低而增高的特点。山西组煤层全硫含量较低，一般为低～中硫分。3原煤为特低66PPM1.5～1.83煤层单独炼焦能获得较好的焦碳，焦碳强度：小转鼓指数M4061.88～63.10%，M107.98～9.44%。山西组煤层一般为中油煤（a.d:7～13%，太原群煤层为富油煤（Tar.d13～20%，1-3- 3煤特征值焦油产率3山西组煤层灰分、硫分较低，发热量灰较高，可作良好的动力用煤。太原群煤煤层顶、底30.5m左右，属于不稳定围岩。直接顶多为泥质砂岩、砂质泥岩，局部为粘土岩，有时为0.2m1条/m，属于中硬岩石，中3煤之上。30.5m左右，为炭质泥岩、泥岩，为不稳2～4m24.79MPa，抗1.22MPa31-3-5。但样品均系掘进迎头放后所取，瓦斯相对溢出较多，其结果参考。建井中各煤层时皆未发现煤和瓦 瓦斯特量09-07-根据原报告和新鉴定资料，各可采煤层煤尘皆具有性，如表1-3-6。另据2005年中国煤科院抚顺分院鉴定报告：3煤煤尘指数为：38.57% 爆尘性鉴定资抑制煤尘39-3性89-3性89-3性89-3性228条“煤的自燃倾向性等级分类”3煤层自燃倾向等级均为Ⅰ～Ⅱ1-3- 煤层燃点89-389-389-40m15.7℃。常温带以下，地温随深度增大而增加的规律比较明显，但不同地层的增温梯度是有差异的。根据测温结果，1.75℃/100m2.37℃/100m，奥灰为1.22℃/100m层基本一致，仅在井田中部地温低，而东部地温稍高。从等温线的数值排列上看，地温自南向北逐渐增高。-450M19-26℃，为地温正常区。450～700M26～3031℃，基本属于无热害区，-700M以下地区一37℃，基本属一级热害区。全井田未发现二级热害温度值。井田境井田范资源储量计算范围同资源部2000年10月颁发的采矿证（证1000000020089）核定的范围一致。估算深度为-300～-800m标线173煤层-450等高线垂切与欢城19勘探线与代庄相邻。开采界井田上部以-300m为界，南部以任楼断层为界，北部以杨柳断层为界，下部以-800m7.5Km3.3~4.1Km。开采深度：-300m～-800m标高。井田尺井田的长度平均为7.32Km，最大7.7Km，最小7.0Km4.1Km3.3Km3.7Km。20.5601.3070。S=H× （2-1-式中 井田的水平面积 L----井田的平均长度，m。则井田的水平面积为S=27.15m2井田工业储储量计算《山东省枣庄矿务局田陈煤矿南二采区及北一辅助采区开发勘探报告《枣庄矿务局田陈煤矿北五采区勘探报告《（）公司田陈煤矿北三采区三维勘探报告《（）公司田陈煤矿北七采区三维勘探建井以来开拓开采的地质及水文地质资料本次储量计算是按照《煤、泥炭地质勘查规范》DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算，炼焦用煤最低开采厚度为0.7m，最高灰分不得超过40%，最高硫分3%；50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；煤层容重:31.33t/m3。依据《煤、泥炭地质勘查规范》附录D的规定，满足各级储量要求的各种符合相应质量级别的勘探工程(含钻探、、巷探)控制的构造类别、煤层型别线距分别按附录D1、219.21500m500～1000m2-2-1 22-2-2 3、12、14、探明的：有生产巷道，或虽无巷道但钻孔控制程度基本达到250～14、17375m，500～1000m，构造基本控制，煤厚基本可靠。4）3估 如下Zi= 式中：Zi——各块段地质资源储量储量，万t；Si——各块段的真实面积，m2；Mi——各块段煤层的厚度，m；Ri——各块段内煤的容重，t/m3。A、B、C、D2-2-1田AB矿田AB矿DC运用CAD查询出各块段面积，运用式2-2-12-2- ABCD面积平均倾角672/t×m-3煤层厚度/则本矿井的地质储量为：18408.89矿井工业储量计储量的内蕴经济的资源储量乘以可信度系数之和,计算如下：Zg=111b+122b+2M11+2M22+ （2-式中Zg——矿井工业资源/储量，万111b——探明的资源量中的经济的基础储量，万122b——控制的资源量中的经济的基础储量，万2M11——探明的资源量中的边际经济的基础储量，万2M22——控制的资源量中的边际经济的基础储量，万333——推断的资源量，万k——0.7～0.9k0.9k0.7k=0.82M11122b2M223332-2-4 /则矿井的工业储量为：18040.71矿井可采储安全煤柱留设12、各类保护煤柱按垂直断面法或垂确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。岩76°45°；20m宽的围护带；工业广场属Ⅱ级保护建（构）15m宽围护440m20m2-3-1。 井型（（公顷/10井型（（公顷/1024045-120-9-6、.F1100m范围无法开采，100m。其它断层断距>50m50m30～50m30m，断距10～30m20m10m不留煤柱。矿井永久保护煤柱损失20m308.3万t。断层F1100m宽，则断层保护煤柱损失量为：155.77万t。15m2-3-118 岩层移动煤层厚度冲击层厚度фδγβ2-3-1所示的工业广场保护煤柱，并用CAD查询797584.18m2540.69万t。γ-δ-基岩移动角 工业场地保护煤柱计算矿井可采储量煤柱后，乘以采区回采率的储量。380%井的可采储量其计算为：Zk=(Zc- (2-3-式中：Zk——矿井可采储量，万t；Zc——矿井工业储量，万t；P——永久煤柱损失，万t；C——采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.850.75.0m，属于厚煤层，C0.75则，矿井设计可采储量：Zk=（18040.7-1004.8）×0.75=12776.9（万t）2-3-3 矿井储量汇 单位：万煤柱设可储层柱合合计30矿井工作制330d。矿井工作制度采用三八16h。矿井设计生产能力及服务年矿井设计生产资源量及煤质、煤层赋存条件及建井条件、采掘机械化装备水诸多因素有关的综合3180.4Mt300～800m，工业广场中心煤层埋深-500~-650m，宜采用立井开本矿井交通条件十分便利，外运条件好；供电、供水便利，成本较低；信息网1.5Mt/a是可行的。井型校7度，地质构造简单，赋存较稳定，考虑仓，能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助采用罐笼，同时本本矿井属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用并列式通风，可 T=Zk 其中：T--- 矿井的可采储量，12776.9万A----矿井的设计生产努力，150万吨/ 则：T=12776.9/（150×1.4）60.8年。3-2- （25°-600300-120-45-井田开拓的基本问井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的确定矿井开采程序，做好开采水平的；合理确定矿井通风、及供电系统。必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-300m，最深处到-800m55m+45m井筒形式的确4-1-1。7°55m，无流沙层；水文地 井筒形式比费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原①沿井田的有利位井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，故把井筒置于井田为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。由于工业场地的位占地面积为18公顷，形状为矩形，长边垂直于井田。根据制图规范1：5000的图按400m×450m绘制。井筒位置的确定采（带）区划①有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要大巷的布区，不受崖崩滑坡和洪水的⑦水源、电源较进，矿井铁路线短，道路布置合理本矿井长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量,且两井筒的地面标高大于历4-1-14-1-1开采水平的确3号煤层，其它煤层均属不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储量。37°，煤层无露头，煤层埋藏最深处达-800m，垂500m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200~350m200~250m左右。矿井开拓方案主、副井均为立井，布置于井田，大巷布置在底板岩层中。主、副井均为立井，布置于井田，大巷布置在煤层中方案四：双立井两水平直接延深（岩石大巷主、副井均为立井，布置于井田，立井直接延深，大巷布置在底板岩层中方案一：双立井两水平开拓（岩石大巷

开拓方案示意4-1-2～4-1-5 时间服务年限大巷石门上下山 时间服务年限大巷石门上下山 时间服务年限大巷 时间服务年限大巷石门用Excel4-1- 元元巷，这样就增加了岩石巷道的掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，系统干扰降低，各种畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的，备时间短。但通风条件差；巷道费用增加。故两方案中暂取方案一。暗斜井延伸，以及暗斜井延伸的和上的优势，故两方案中暂取方案三，最终开4-1-74-1-8 时间服务年限大巷石门上下山 用提升长度提升长度/m3·h-时间服务年限石门平均运距大巷平均运距4-1- 百分比百分比04-1-9可知，经济方面,矿井基本巷井位于井田工业场地之中，担负矿井1.5Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多16t6.5m33.18450mm35.6m216小时。井筒断面布4-2-1。位于井田工业场地之中，与主井东西相距约60m，担负全矿的材料、人员、设1t1t矿车双层四和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径7.2m，净断面积40.71m2，支护厚度500mm（1400mm4-2-2。7.5m，井口绝对标高为+54.0m，南风井井底水平标高为-590.0m645.0m；北风井井底水平标高为-590.00m645.0m。风4-2-3。开拓巷布置一条大巷，一条轨道大巷均布置在煤层底板中，大巷水平间距50m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田，沿布置，坡度控制在3‰以内。、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷120mm。1）大此巷内有钢丝绳芯胶带输送机煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以用人行道。大巷宽度可由下式计算： （4-式中：B1——大巷宽度B——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道取800mm，300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120=1520d2——架线电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——910mm。 =4600大巷的断面和特征表如图4-2-4，石门选用的断面与大巷相同2）B2=a+b+d1+d2+ （4-式中：B2——轨道大巷宽度a——1300b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要巷道一般取580mm，采区巷道一般300~500mm610mm；d1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060c——架线电机车的间距，630mB2= =轨道大巷的断面和特征表如图4-2-5，回风石门选用的断面与大巷相同井底车场及硐矿井为立井开拓，煤炭由大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采：2000×880×1150（mm70m。驶来的矸石列车由机车牵引到达B点，机车返到A点顶推列车进入副井重车线；机E和设备的。7.0有效装煤高度为21m，经计算煤仓容量为1200t；胶带输送机能力为1000t/h，工325t/h700t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采373m3/h，所需水仓的容量为根据水仓的布置要求,水仓的容量为QS

（4-式中:Q—S—水仓有效断面积，10L—水仓长度，1045.61m 6662主井井筒断面布置4-2-1 主井井筒特征 1.516t6.5 64033.184505044.1844.18 4-2-2 副井井筒特征井型1.51t矿车双层四车窄罐笼1t矿车双层四车宽罐笼井径7.2井深井积40.175001000~140066.4778.544-2-3 风井井筒断面主要参1.57.5，635m(44.1673.8620048.99砂量 大巷断量铺 轨道大巷断 4-2-6煤层地质特为了有利于矿井早投产，早回笼，缓解前期建设的紧张状况，本设计选用3101分带为首采区，设计如下：带区位西二带区长平均1944.6m，倾向长平均1844.7m。带区内划分为11个倾斜分1828.3m。设计首采区（西四带区）位于井田西部，接近井底车场；由井120m处。带区煤层15.1m左右。其中有经济价值的为二迭系下统山西组。该含煤地层总厚度平均118m5.0m3煤为主要可采煤层。31.3°～18.4°7°1.33t/m31.7左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般相对瓦斯涌出量小于1.732m3/t；煤尘的性和自然发火性一般。煤层顶底板岩石构造3“底鼓”5-1-1 厚度水文地7+54.98～+35.11m，一般都高于最高洪水位+37.01m，因此，基本上不受洪水矿井预计正常涌水量373m3/h；最大涌水量400m3/h地质构4.4°～1.8°中确认，煤层赋存情况较好。地表情本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+54.98～+35.11m左右，有带区巷道布置及生产巷道布置简单，巷道掘进和费用低、投产快系统简单，占用设备少，费用少通风线路短，方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相本设计矿井胶带大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳定岩层中，辅助采用1t固定式矿车。长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助、行人比较现有设备都是按长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长带区巷道条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节1900m5.0m，赋存稳定；根据理论计150～250m之间，吨煤生产成本最低，故工作面170m5m3.5m；回风5m3.5mB为：B178.5（m4205工作面，然后依次开带区内各工作面采用一进一回U带区带区内分带斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助采用连续牵引车，材料车从井底车场出来，经辅助大巷到回采工作面的辅助斜巷，再到工作面。5-2-1带区生产

5-2-1煤由工作面刮板机→斜巷机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带输送辅助系面。路线如下：辅助大巷→工作面轨道斜巷→工作带区3101工作面路线为副井→轨道大巷→31012巷→3101工作面→31011巷→胶带大巷→主井通风系统路线如图5-2-2。图5-2-2通风系统路线胶带大巷、轨道大巷均在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面供电：地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→辅助斜巷→工作31012631012巷低洼处建一水窝，水由工作面排到55KW水流方向：工作面→31012巷→辅助大巷→副井井底水仓→地带区内巷道掘进方时支护相配合；部分巷道采用掘巷道快速掘进技术，主要通过实现掘工艺中掘、支、运三大工序的深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最术。主要包括：中深孔、锚杆成套支护等。带区生产能力及采出1）A0330H1LanC0 （5-式中：A0——工作面采煤机生产能力H1——采煤机割煤高度煤层容重，t／m3；L——工作面长度，m；a——采煤机截深，m；n——C0——工作面割煤回采率，取0.95H1=5.0m，=1.33t／m3L=170ma=0.8mn=6C0=0.951工作面年产量A0=1.70（Mt/a）3.5m5m3.5m5A(BB)mTC

（5-2- B1——运煤斜巷宽度，m；B2——回风斜巷宽m——T————C1——综合考虑掘进和回采率，取0.70B1=5mB2=5mm=3.5mT=1584m=1.33t／m3C1=0.70，将各值代2，A1=（5+5）×3.5×1584×1.33×0.70×10-1.5Mt/a1.752Mt/a带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%=22.83/24.56×100%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）0.75，中厚煤0.80.8585%，符合《煤炭工业设计规带区车场选型设6.1°23m处，大巷采用由架线式机车牵引1t固定式矿车，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车30°15m15°100m，顶端设一部无极绳绞15m30°15m，开石门，连接到75m7m，设SQ—1200—75井底变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所775614231-胶带大巷2-轨道大巷3-材料斜巷4-绞车房5-绞车房回风6-7-5-3-1采煤工艺方采煤方法的选6-1-1 可采煤层特征35m7°mmm根据可采煤层特征表，37°的缓倾斜煤层，在采区范围内，煤层结构10~30选出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬2.0m-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工93%-97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较，煤壁3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理。结合矿井实际条件，本采区5.0m一次采全高工艺。后退式自然跨落法采煤。回采工作面长度的确影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采6-1机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故应选用较长的工作150～250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，大采高易片帮以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计170m。工作面的推进方向和推进由于后退式的工作面和巷道的条件比较好，工作面的推进方向确定为后退式。综采工作面的长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤综采工作面的设备选型及（1）工作面配套设备的选择6-1-2 工作面关键参数煤厚倾角57到的大采高三机配套较少。通过查询相关资料，参考国投辛集矿的三机配套情况，本矿井三机号见表6-1-3。DBT-Schitd25.5/5502×4319型支架主要技术特征见表6-1-4SL5006-1-5PF4-11326-1-6 三机 号mmmtmDBT mmm量 mmmVBDT（2）支架的校根据支架支护强度校核知，为式6-1-1F= （6-1-式中：Fk6-H——工作面的采高,5.0g——系数S——工作面支架支护面积R——顶板岩石容重,2.3t/m3；代入数据得:g=8×5.0×2.3×9.8×8.85=7979kN<8638由计算数据可知所选支架支护强度符合要求根据DBT-Schitd25.5/5502×4319型支撑掩护式支架的特征表可知，工作阻力8638kN，所以所选支架符合控顶设计对支架工作阻力的要求。工作面供液由3K200/53型液泵提供，液泵压力设计为31.5MPa对于老顶来压工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的P0=75%×7979kN=5984由支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为2×2944KN，符合控顶设计对支架支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的为 （6-1- （6-1- HminHmax——支架的最小、最大高度，m；S20.2~0.3m；S10.25~0.35m；a0.05m。5～10m10～15m。6-1-1所示。11.a21.b3再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（6-1-1.c4（6-1-1.d回风及顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证 6-1-1各工艺过程注意事割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（1m，最突出部分不超过200mm要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、机尾各10m要平缓间不能有明显错差（2／3，支架不挤不咬，架间空隙不大于300mm之间；移架过程中要刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步0.8m滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推溜100mm1050m33台端头支架，其滞后普通支架一个循20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面溜子机头推移，8m²索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。①在各点落煤处加设缓冲装置150~200mm④机组要掌握好采高,严禁割底割顶⑦各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措施板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50m加强，对于失效锚杆由调度室安排重新补。工作面端头支护和超前支强，有利于排头支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。自移式支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差用工作面支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处因此本设计端头支护采用PDZ6-1-7 PDZ型端头支架主要技术特征见工作阻力初撑力支护强度中心距底板比压支护面积工作面采用PDZ型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m超前支护，为三排支设，离工作面煤0.2m30m1.0m2.4m30m一排单体1.0m0.2m30m1.0m。②胶带平巷的超前支护：从煤壁线向外30m超前支护，为一排支设，距机500mm左右（人行道侧1.0m。③机尾上隅角通风需要,在机尾打木垛留通风通道,木垛紧靠支架,3m1.0m的戴帽点柱（用单体柱。用规格柱帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m,0.7m15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；工作面50m回收,70m以外。循环图表、劳动组织、主要技术经济指深为0.8m，所以最终确定本工作面采向割煤的多循环方式，每一循环进尺0.8m（循环图表见工作面布置图126-1-8 工作面劳动组织3339采煤机2226刮板机2226机11胶带机1端头211225211411131337割 移 推 割煤割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进30m0.8m5.5±0.1m。5-10m追机作业，并及时伸0.8m。10-15m左右，其弯曲段长度不得30m0.8m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜工作面率

（6-=54.23（吨/工工作面原煤产量的为 （6-1- （6-1-式中：V0——工作面进度N330X——每天循环进刀数；6D——截深，0.8m；A0——年产量，万t/年；L——工作面长度，170m；M——煤层厚度，5.0m；RC——回采工作面回采率，取0.95。 A0=170×1584×5.0×1.33×0.95=170（万5%，所以本矿井原A=式中：A——矿井总产煤量，万t/年；A0——工作面出煤量，万t/年；则 =178.5（632元/6-1-9 主要经济指序名单指备1m23工作面长m4m5°76m7%8m9刀6mt人综合机械化采煤过程中应注意事运送、安装和拆卸支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质煤、矸石应清理干净。当煤层倾角大于15°时，支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前放松动1.5厚的老顶；综合机械化采煤工作面放时，必须有保护支架和其它设备的安全措施回采巷道布回采巷道布置方2m3/t1.5Mt/a。根据以风定产的要求以及后U型通风方式。工作面回采条：一条进风兼辅助，一条回风兼运煤；两斜巷设计均为矩形断面，采用沿空掘巷工作面巷道倾角平均4.4°～11.8°，总体呈近水平。利于辅助和施工；巷道断面回采巷道310111000mm宽的皮带运煤，布置动力电缆；31012辅助巷铺设轨道，通过设备车辆，布置排水管斜巷支护（见采煤方法图5.0m，高为3.5m，掘进断面17.5m2；回风斜巷宽5m，高为3.5m，掘进断面17.5450-600m之间，地压显现比较突出，传统的支护方式已经不能1)WΦ22mm2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度230kN800mm；mm6.3m1.6m150×150×8mm3050×50mm、5.5×1.1m。Φ22mm2.4m，左旋无纵筋螺纹钢锚杆（高强度，树脂加长锚固，230kN800mm；153m井下概根据田陈煤矿的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车设备和材料；工作面辅助采用无极绳绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带机连续不间断。针对带区具体设矿井设计生产能力及工作制1.516330煤层及煤采。该煤层倾角在1.3°～20.56°，平均7°；烟煤，容重为1.33t/m3，硬度1.7左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于2.0m3/t；煤尘的性和自然发火性都较低。距离和辅助设1828m,2015m1000mm4223m系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员。矿井系矿井井下方式多样，根据矿井具体情况选用。系统包括运煤系统、运料系（1）方本井型属于大型矿井，需要一定的井下能力；矿车效率低，环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带能实现煤流连续，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带机运煤。辅助支护，其辅助量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定。结合其他矿井的成功经验，设计采用连续牵引车支架等大件设备，实现工作面连续高效。材料和油品等轻型货物按照《煤矿安全规程，采 设备包运，单独运至（2）系综采工作面→皮带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地掘进工作面→掘进面皮带斜巷→主大巷→主井井底煤仓→主井→地地面→副井→井底车场→轨道大巷→辅助斜巷→工作地面→副井→井底车场→轨道大巷→掘进面辅助斜巷→掘进工作井下。其系统如下：带区设备选设备选型必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不必须使设备的、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等带区设备选型及能力验（1）设备选结合矿上实际使用情况，以及前面采煤工艺设计中工作面所选设备技术特征，带区设备配套选型如下：刮板输送机型号为PF4-132，机型号为SZ-764/132；破碎机型号为PCM110；斜巷可伸缩胶带输送机型号为SSJ/2×1606-1-67-2-17-2-27-2-3。 SZB-764/132机技术特征 型-与带式输送机长mm链-V26×86--m质t60 项目 型号---V质量t60 项目单位数目型号-m带速机-V带-m质量t（2）能力验设计综采长壁回采工作面最大瞬时出煤能力为440t/h，工作面刮板机生产能力为700t/h，机的生产能力为700t/h，破碎机通过能力为1000t/h，斜巷皮带通过能力为1000t/h，带区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，故所选设备能满足，距离不能太长，一般不超过2km，不能进入多条分支巷道，只适合坡度较大的斜巷。单轨吊需增加大量U型钢拱形支架或梯形钢支架，钢材消耗量大；锚喷巷150kN的拉拔力。37kW、55kW75kW三种。的直达。在6°以下坡道采用37kW无极绳绞车；在10°以下坡道采用55kW无极绳绞车；在12°以下坡道采用75kW无极绳绞车。可实现支架整体要求，配备 10°4.5～5.5m之12°。设计选用SQ-1200-75连续牵引车，具体7-2-4：来吸收余绳、缓冲冲击力，使用效果很好。 连续牵引车特征项目 型号-所t°绳速1.0/1.7m-大巷设备主大巷设备选效集约化生产，大巷带式输送机的能力应与采区采煤设备的瞬时生产能力相适应。700t/h，斜巷胶带机和大巷能力均为1000t/h，大巷带式输送机同斜巷胶带输送机相同，这样有利于维修和管辅助大巷设备选平板车和固定车厢式矿车设备、人员、材料和矸石。井下车辆特征及用量如 电机车特征项目 型号-ZK7-粘重t7轨距供电VNh-ZQ-台2--ｍ7辆3 固定矿车特征项目 型号-容积mt1轨距-质量数量辆 平板车技术特征项目 型号-tt轨距-质量数量辆 人车技术特征项目 型号-个3轨距°mm质量数量辆设备能力验主设700t/h，斜巷胶带机和大巷胶带，两者能力均为1000t/h，两者均采用SSJ1000/2×160型号可伸缩胶带输送机，其采用CSTYSB-160型电动机，大巷带式输送机同斜巷胶带输送辅助设矿井采掘面等各工作地点人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员，确定最大班需运送人员为30人，所选的PRC-12人车可以满足人60t20151000m2208m3ｍ/sｍ/s30min515t辆，每班能力为75t，大于每班需求运量，可以满足材料、设备的要求矿井提升概1.5Mt/a60.816330井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于2.0m3/t；煤尘的性和自然发火性都矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓：水平标高-590m26.5m33.18m2450mm35.6m2640mm，井深630m16t1t矿车双层四1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。主副井提主（1）1.5Mt/a，属大型矿井，全部煤炭由主井双箕斗提升至地面，装16t侧卸式箕斗，地面设井塔式多绳摩擦提升机，型号为JKM-2.5/6（Ⅱ，提升能力600t/h8-2-18-2-28-2-3。 箕斗技术参 型-厂tmt 型号—mm3m数量条4间距m 钢丝绳技术特征 单 型中大小N/N•mm-—（2）能力验5409t16h,3t，小于主700t/h600t/h,100t/h7.0m21m1200t。各工作面瞬时出煤经过井底煤仓的缓冲，主井提升可以满足瞬时最大出煤的任务。副井提升设备选56t/h70人。选择罐笼型号GDG1/6/4KJKM-2.25×4（Ⅱ）A，钢丝绳等具体参数如8-2-4 罐笼技术参数 型号——型号—车数辆4人t根2数量根4直径 型号—mmm数量条4间距ｍ 钢丝绳技术特征 型号—钢丝/N•mm-— 井上固定天轮的基本参 型—NN总N矿井地质、开拓、开采概矿井地质滕南矿区地形平坦，地面标高+64～+32m平原，西南部地势较低洼，微山湖和昭阳湖。3煤-800m为深部边界；南部东段以纵坐标线段以19勘探线与代庄相邻。井田长度为7.0~7.7km，平均长度为7.32km，倾斜3.3~4.1km3.7km7°27.15平方公里。在井田范围内，3煤层赋存稳定，平均倾角7°，矿井相对瓦斯涌出量为平均2.0m3/t，煤层自然发火性和煤尘无性均较弱。开拓方井田开拓采用立井单水平上下山采带区式结合开拓，水平标高-590m，为进行高产高开采方170m5409t/d4.8m，采煤机选用SL5000.8m2.5~5.5m6刀。综采支架型号DBT-Schitd25.5/5502×431959-1-1。 综采工作面机电设备 12×750238638490005刮板611078125950—4000为了保证生产正常，前期准备3104工作面，安排两个独立通风的煤层斜巷掘变电所、充电硐