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采矿毕业实习报告

实习报告

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目录

第一章矿井概况…………………………………02

第二章井田开拓…………………………………11

第三章采煤方法及工艺…………………………12

第四章井下运输…………………………………17

第五章矿井提升与排水…………………………19

第六章矿井通风与安全…………………………20

第七章实习感想及体会…………………………23

第一章矿区概况

一、矿区地理位置

晋北煤业有限公司矿井位于山西省静乐县城东南，直距8km，隶属于静乐县娘子神乡管辖。

井田地理位置为：

东经：

112°00′14″——112°02′06″，北纬：

38°17′14″——38°19′15″。

二、地形与河流

1、地形、地貌

井田位于宁（武）静（乐）盆地东南部边缘处，地处晋西北黄土高原，植被稀少，地形较为复杂，切割剧烈。

井田内地形总体东南高，西北低，最高点位于井田东南部，标高为1574m，最低点位于井田西部牛泥沟，标高为1345m，相对高差229m。

山势起伏不平，呈“V”字形沟谷。

属低山区。

2、河流

本区属黄河流域汾河水系。

井田内无地表水体，发育有大小沟谷，最大的沟谷为牛泥沟，平时干枯无水，仅雨季时有间歇性流水，其流水汇入东碾河再向西流入汾河。

三、气象

本区地处山西黄土高原中北部，属大陆性季风气候，气候干燥，四季分明，昼夜温差较大。

据省气象局统计资料表明，年平均气温6～7℃，一月份最冷，最低平均气温-9℃；七月份最热，最高平均气温20.7℃。

年平均降水量472.5mm，且多集中在7、8月，年平均蒸发量877～950mm。

封冻期为11月中旬，解冻期为来年3月中旬，长达4个月，最大冻土深度1.4m。

无霜期最长215天，最短133天，平均153天，风向以偏北风为主，平均风速为2～2.4m/s。

四、地震

根据中华人民共和国标准GB18306－2001《中国地震动参数区划图》，井田所属地区地震动峰值加速度值为0.10g，地震烈度为Ⅶ度。

静乐县城及周围地区，从1975年～1992年，18年内仅发生了3级以下微震19次。

本区东距忻州——原平——代县地震带忻州段较近，直距50km，据历史记载上述地震带共发生7级以上强烈地震3次，4级以上地震13次。

五、矿区的交通、电源和水源

1、静乐县位于山西省太原、忻州、吕梁三市的交界处，其公路交通较为方便，省道忻州——静乐——娄烦——古交——太原公路、宁武——静乐——白文公路，忻（州）——保（德）旅游公路、康（家会）——西（凌井）公路均从矿区周边通过。

从井田沿简易公路北行6km，在静乐县电厂附近与忻（州）-静（乐）干线公路相接，沿此公路东行82km可达忻州市，西行7km可抵静乐县城，公路交通便利。

2、矿井地处山西静乐县境内，十一五期间魏家坪新建静乐220kV变电站，于2010年底投运。

该站双回220kV电源取自古交500kV变电站，主变容量为2x150MVA，设计之220kV及110kV母线均采用单母线分段主结线方式；另在矿井工业场地北偏西方向约6km处有娘子神110kV变电站，站内设有110/35/10kV25MVA变压器两台，该站一回110kV电源引自忻州匡村220kV变电站，另一回110kV电源引自岚县东村110kV变电站。

矿井现有10kV变电所设备，仅为矿井整合期间提供施工电源。

矿井整合工程完成后，该变电所设备不再利用，现T接农电线路退出矿井供电系统，保留现有引自娘子神110kV变电站10kV电源，经矿井生活区“∏”接，为生活区提供一回电源，并作为矿井应急电源。

3、水源情况

2008年9月由中国煤炭地质总局第四水文地质队在矿井井田东南部施工的1#水源井（X=4240429.462Y=19589933.295H=+1421.84m），本井田奥灰水水位标高为+1266.42m，水位埋深为155.42m，单位涌水量（q）为70.05L/s.m。

六、井田范围、地质特征、地层情况

1、区域地层

本区位于宁武盆地的东南部，区域总面积500km2,区内基岩出露较少，大部分被新生代地层所覆盖，仅在山脊及大冲沟中零星出露，面积仅为20-30％。

区域内地层主要由太古界恒山杂岩，下古生界寒武系、奥陶系、上古生界石炭系、二叠系、中生界三叠系和新生界第三系、第四系组成。

地层分布特征与该盆地形态想吻合，呈北北东-南南西向的狭长形环状出露。

地层出露顺序亦是由盆地边缘向中间，由老到新分布，区域地层层序、厚度，

2、含煤地层

井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组及二叠系下统山西组。

①太原组（C3t）

本组岩性主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。

按其岩性组合特征可分为两段：

（1）下段（C3t1）：

为主要含煤段，由S1砂岩底至L1石灰岩顶，本段厚度为47.73～62.89m，平均厚57.60m。

岩性以灰黑色泥岩为主，砂岩次之，含有5上、5下、6号煤层，其中5上煤层为全区稳定可采煤层，5下、6号煤层为井田内赋煤区较稳定大部可采煤层。

（2）上段（C3t2）：

由L1石灰岩顶至S2砂岩底，本段厚度为49.42～69.56m，平均厚58.80m。

岩性以泥岩、砂岩为主，灰岩、砂质泥岩次之，并夹有2、3号不稳定不可采煤层。

②二叠系下统山西组（P1s）

由S2砂岩底至S3砂岩底，本组厚度为43.0～62.0m，平均厚55.00m。

主要由灰、灰白色粗、中、细粒砂岩，灰色、深灰色砂质泥岩夹薄煤层组成。

1号煤层位于本组中部，为不稳定不可采煤层。

七、煤层

1、煤层情况

井田内可采煤层为5上、5下、6号煤层，现分述如下：

（见表3—1）

①5上号煤层

位于太原组下段顶部，L1标志层下0.00—1.33m，上距山西组底部S2砂岩50.00—70.00m。

煤层厚度2.92-6.05m，平均4.62m。

该煤层结构简单——较简单，含0-3层夹矸。

顶板为泥岩、炭质泥岩、细、粗砂岩，底板为泥岩、细、粉砂岩。

该煤层为本井田内全区稳定可采煤层，亦为本矿批采煤层。

目前，该矿现正开采此煤层。

②5下号煤层

位于太原组下段，上距5上号煤层1.15—4.60m，平均3.30m。

井田内煤层厚度0-4.45m，平均2.12m。

该煤层结构简单——复杂，含0-6层夹矸。

顶板为泥岩、细砂岩，底板为泥岩、中、细砂岩。

该煤层为本井田内较稳定的大部可采煤层，亦为本矿批采煤层。

③6号煤层

位于太原组下段，上距5下号煤层3.58——12.35m，平均7.33m。

井田内煤层厚度0-4.24m，平均1.75m。

该煤层结构简单——较简单，含0-3层夹矸。

顶板为中、细砂岩、泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩、中、细砂岩。

该煤层为本井田内较稳定的大部可采煤层

可采煤层特征表表3-1

煤层号

煤层厚度（m）

煤层间距（m）

结构

（夹矸数）

稳定性

可采性

顶底板岩性

顶板

底板

5上

2.92-6.05

4.62

1.15-4.60

3.30

简单—较简单

（0-3）

稳定

全区可采

泥岩、炭质泥岩

细、粗砂岩

泥岩、

细、粉砂岩

5下

0-4.45

2.12

简单—复杂

（0—6）

较稳定

大部可采

泥岩、

细砂岩

泥岩、

中、细砂岩

3.58-12.35

7.33

6

0-4.24

1.75

简单—较简单

（0-3）

较稳定

大部可采

中、细砂岩、

泥岩

泥岩、砂质泥岩、

中、细砂岩

2、瓦斯

根据精查时在原牛泥煤矿井下和ZK206孔5上号煤层采集煤样进行瓦斯含量及瓦斯成分测试结果可知：

精查区内瓦斯含量不高，一般在2.82～5.9ml/g.（燃）之间，煤层深部（ZK206孔，采样标高+1148.60m）瓦斯含量低于煤层浅部（原牛泥煤矿井下，采样标高+1330.71m），瓦斯变化梯度出现负增长。

瓦斯成分以氮气为主，粉碎前：

氮气占总成分的84.74%，沼气占总成分的0.40%，二氧化碳占总成分的14.84%。

粉碎后：

氮气占总成分的94.62%，沼气占总成分的4.23%，二氧化碳占总成分的1.16%。

横向、垂向均变化甚微。

综上所述，5上号煤层由浅部—深部CH4平均含量均低于10%指标，属二氧化碳——氮气带。

据忻州市煤炭工业局忻煤安发[2007]506号文（关于全市99座30万吨/年以下矿井2007年瓦斯等级鉴定和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复），原山西静乐县煤焦化有限公司牛泥煤矿5上号煤层矿井瓦斯绝对涌出量为0.23m3/min，相对涌出量为0.51m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.23m3/min，相对涌出量0.50m3/t，为低瓦斯矿井。

3、煤层自燃倾向性

据霍州煤电集团晋北煤业有限公司2010年1月26日采取5上、5下、6号煤层样委托山西省煤炭地质研究所进行煤的自燃倾向性试验结果，5上、5下、6号煤层吸氧量分别为0.69cm3/g、0.64cm3/g、0.60cm3/g，自燃等级为Ⅱ级，均属自燃煤层。

八、井田地质构造

1、井田地质构造

本井田总体为一走向北东、倾向北西的单斜构造，西北部较陡，东南部较缓，倾角为3°—16°，一般为7°左右。

发育一组次一级的背向斜及5条层间小断层。

现简述如下：

2、褶皱

①背斜（S1）：

位于井田中部，在井田内延伸约2200m，轴向由北向南自北东向转为北北东向，两翼基本对称，倾角约4°。

②向斜（S2）：

位于S1背斜东部，在井田内延伸约1900m，轴向由北向南自北东向转为北北东向，两翼基本对称，地层倾角约5°。

3、断层

本井田发育有落差为1.0—3.0m的小型层间正断层5条，现简述如下：

F1断层：

位于井田内ZK1001号钻孔北西约370m处，走向北东东，倾向北北西，倾角50°，落差3.0m。

井下开采5上号煤层时发现。

F2断层：

位于F1断层北，走向近东西，倾向北，倾角45°，落差1.3m。

井下开采5上号煤层时发现。

F3断层：

位于井田内ZK603号钻孔南东约180m处，走向近南北，倾向东，倾角45°，落差2.0m。

井下开采5上号煤层时发现。

F4断层：

位于F3断层东南，走向北西，倾向北东，倾角45°，落差1.0m。

井下开采5上号煤层时发现。

F5断层：

位于井田内ZK201号钻孔南约350m处，走向北东，倾向北西，倾角45°，落差1.0m。

井下开采5上号煤层时发现。

本井田目前未发现陷落柱。

综上所述：

井田构造属简单类。

九、含水层与隔水层

1、含水层

①奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层

岩性主要为各种灰岩，该含水岩组岩溶裂隙较为发育，赋存承压

水，如黑汉沟泉泉水流量为222.22L/s，水位标高在1240左右。

该含水岩组在露头处接受大气降水的补给，沿倾向向深部径流在汾河河床一带排泄。

本井田北界距黑汉沟泉水出露不足2750m，属该泉域的径流带。

据2008年9月由中国煤炭地质总局第四水文地质队在山浪煤矿井田东南部施工的1号水源井（X=4240429.462Y=19589933.295H=1421.84）资料，水井深506.0m,奥灰水水位为155.42m，水位标高为+1266.42m，单位涌水量（q）为70.05L/s·m,属极强富水性含水层。

推测本井田内奥灰水水位标高为1258.5—1269.0m，井田内西部各可采煤层大部在奥灰水水位之下，属承压开采。

②石炭系碎屑岩夹石灰岩岩溶裂隙含水层

分布于全矿区，岩性为含砾粗砂岩、中细粒砂岩、灰岩及煤层。

为矿井直接充水含水层，该岩组裂隙较为发育，据调查矿井，开采5上号煤层其水的来源主要是顶板渗水。

充水主要原因为5上号煤层之上石炭系太原组上段含水岩组，主要岩性为石英砂岩。

精查勘探时分别对ZK002、ZK605号钻孔各做了一次混合抽水试验。

ZK002号钻孔单位涌水量为0.54—0.84L/s·m，平均渗透系数为0.44m/d（详见表4—1）；ZK605号钻孔单位涌水量为0.092—0.130L/s·m，平均渗透系数为0.54m/d（详见表4—2）；属弱—中等富水性含水层。

水化学类型为HCO3·SO4-Ca·Na型。

③山西组碎屑岩裂隙含水层

本组地层为一套陆相的含煤沉积岩系，主要含水层为中、粗砂岩，富水性较差，节理裂隙较为发育，区内无泉水出露，渗透系数一般为0.01-0.03m/d，水质类型一般为HCO3—Ca.Mg型，该层主要接受大气降水和上部含水岩组的补给，向深部径流排泄。

④下石盒子组砂岩裂隙含水层

岩性主要为各粒级石英砂岩。

长石石英砂岩、泥岩互层。

赋存承压水及潜水，局部地段有泉水出露，流量在0.257L/s左右。

⑤第四系松散层孔隙含水层

岩性主要为第四系砂砾层，厚度为数米至数十米之间，赋存孔隙潜水，垂直裂隙发育，局部与粘土接触面有泉水出露，泉流量为0.022L/s。

2、隔水层

①本溪组隔水层

该隔水层一般厚度30m左右，由泥岩、铝质泥岩等组成，透水性差，在正常情况下阻隔了奥陶系岩溶水与上部含水层之间的水力联系。

②上第三系粘土隔水层

岩性主要为上部枣红、鲜红色粘土夹数层连续的钙质结核层；

下部为棕红色灰色固结砾石层夹粘土层。

厚度23.79-122.53m，隔水性能良好，为本区的主要隔水层，当粘土层内存在有钙质结合层时，在粘土层上部赋存一部分上层滞水，水位埋深为1.2-3.8m，泉水流量0.01-0.032L/s。

下石盒子组的上部岩性以杂色泥岩、砂质泥岩为主，且厚度大，层位稳定，为煤系地层与上覆含水岩组的主要隔水层。

第二章井田开拓

一、矿井储量、生产能力及服务年限

井田南北长3.73km，东西宽2.7km，井田面积8.567km2。

矿井地质资源储量（111b+122b+333）为78.98Mt（其中高硫煤31.38Mt）。

其中5上号煤：

（111b+122b）资源储量40.60Mt，推断资源量（333）7.0Mt。

可利用的工业资源量46.90Mt。

设计可采储量合计为28.07Mt。

矿井建设规模为1.2Mt/a，计算现有井田可服务年限为16.7a。

二、井田开拓

矿井采用斜井开拓方式，利用现有场地为矿井主井及风井场地；将现有场地西北侧750.0m处的冲沟作为矿井的副井场地；将现有场地西北侧4.3km处的台地作为矿井的行政生活区场地。

全井田以+1380m一个水平开拓。

三、井筒数目及用途

矿井移交生产时布置三个井筒，即：

利用现有主斜井、回风斜井为兼并重组后矿井主斜井、回风斜井，在现有场地西北侧700m处的冲沟中新布置一副斜井，全井田采用三个井筒开拓。

主斜井担负全矿井的煤炭提升及人员升降任务，兼做进风井筒及安全出口；副斜井担负全矿井的辅助提升任务，是矿井的主要进风井筒，兼做安全出口；回风斜井担负全矿井的回风任务，兼做安全出口。

第三章采煤方法及工艺

一、工作面采煤方法：

5-107工作面煤层平均厚度4.8米，倾角3º-11º，工作面沿煤层走向布置。

属于倾斜长壁工作面，采高在4.8米左右。

工作面沿顶底板推进，采用倾斜长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。

采空区处理方式：

采用顶板自然垮落式。

二、采高的确定：

根据煤层厚度、采煤机、支架的参数，5-107工作面采高确定为4.8米。

三、回采工艺流程：

5-107工作面采用液压支架支护，双滚筒采煤机割煤、装煤。

由刮板输送机、转载机、皮带输送机运煤的综采工作作业系统。

其简化流程：

端头斜切进刀→割煤、装煤→运煤→移架（端头维护）→推移刮板输送机→清煤→推移转载机；

四、采煤工艺说明及要求：

1、割煤、装煤：

采用MG500/1140-GWD型电牵引采煤机割煤并装煤，采煤机在距机头（机尾）25m范围内采用端头斜切进刀，双向割煤，返刀距离不小于25m，循环进度0.8m（见进刀方式示意图）；根据工作面综合运输能力及拉架速度、顶板条件，确定采煤机割煤牵引速度在1—6m/min。

割过煤后，要求煤壁平直，并与顶底板垂直，伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过250mm。

采高要与支架高度相符，最大采高不大于支架的最大高度，最小采高不小于支架的最小高度。

2、运煤：

工作面采用SGZ1000/1400型中双链可弯曲刮板输送机运煤，顺槽采用一部SZZ1000/375转载机、一部DSJ120/120/2×220可伸缩带式输送机运煤。

3、移架：

（1）、移架采用本架操作顺序移架，进行追机作业。

采煤机割过煤后，支架即可降架前移，降架时尽量使顶梁与底座保持平行，降架高度不宜太大，一般保证在100mm-200mm之间即可。

降架后即可移架，做到尽快支护已暴露的顶板，以免冒顶发生。

正常情况下，移架距采煤机后滚筒不大于3-5架，否则必须停机移架。

顶板破碎时，追机作业，应滞后采煤机前滚筒3-5架。

其操作步骤如下：

采煤后→收护帮板→降架→收侧护板→移架→升架→伸侧护板→伸护帮板→推溜

（2）、采煤机割煤前，将前滚筒前方3-5架支架的护帮板收回，并随着采煤机向前割煤逐架收回，距采煤机后滚筒3-5架支架的距离开始降架拉架，到位后及时扳动升柱手把，使支架接顶严实，并及时将护帮板支护到位。

移架时为防止运输机回拉，可将邻架推移千斤顶的操作手把分别打到推溜位置，移架时顶梁不宜下降过多，立柱卸载即可。

立柱下降量小时可不操作平衡油缸，一般移架和降柱可同时进行，这样即可有利于控制顶板，又可提高移架速度。

（3）、顶板破碎时，必须停机拉架或带压移架，片帮严重时（超过800mm），采取超前支护及时打开护帮板、升起伸缩梁的方式即先拉架支护后割煤再推溜；顶板较为破碎时，支架初撑后，适当调整平衡油缸，使支架顶梁前端上翘，增加支架顶梁前端的支撑力，以减缓新暴露顶板的下沉和破碎；顶板坚硬时，操作平衡油缸，使支架顶梁后端上抬，以增加支架顶梁后端的支撑力和切顶力；顶板不平时，要在支架顶梁上加垫板梁，确保支架顶梁接顶严实。

（4）、移完支架后，操作手把打回零位。

移架距采煤机后滚筒大于10m时，必须停机移架，决不允许空顶作业。

（5）、移架后，支架支护必须符合下列要求：

①ZY（G）11000/24.5/50型支架初撑力不低于规定值（7917KN）的80%，即6334KN（26Mpa）。

②移过的支架成直线，其偏差不超±50mm，中心距1.75m，其偏差不超±100mm。

③支架顶梁平行于顶板，其最大仰、俯角小于9°。

④相邻支架不挤不咬，架间间隙小于200mm。

⑤支架端面距不大于340mm，超过340mm时，及时打出伸缩梁。

⑥支架顶梁错差高度不大于支架侧护板的2/3。

⑦支架活柱伸缩量控制在100-2490mm之间。

4、推刮板输送机

采煤机割过煤后9架，即可顺序推刮板输送机，推刮板输送机时必须多架支架同时操作，以防刮板输送机出现急弯或脱节，推溜时根据情况可多次或一次推到位。

不管是用哪种方法，务必使运输机与煤壁保持平行并符合下列要求：

①推溜必须是同一方向，严禁从两头往中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥，使支架发生咬架。

②推过的溜子必须成直线，最大弯度不超过3°，弯曲段不少于9架，并保证溜子平、直、稳。

5、清煤

推溜后，及时将架间及推溜千斤顶槽内浮煤清理干净并上溜运走，保证2m2内浮煤厚度小于30mm，且无大块煤矸。

6、推移转载机

转载机的移设由转载机自移机构自动前移。

机身两侧安装有十个支撑千斤顶（千斤顶下安有滑轮装置），在转载机过渡段凹槽处安设有两个伸缩千斤顶，在转载机机身两侧，安装有跑道装置。

当推转载机时，端头工操纵手把将支撑千斤顶全部伸出，保证转载机机尾段架空，然后利用伸缩千斤顶缓慢打出，从而带动转载机前进。

转载机推到位后，缓慢收回支撑千斤顶，使转载机落在底板上，跑道离开底板，将伸缩千斤顶收回，将跑道前移。

待跑道移出后，将支撑千斤顶打出，将跑道落地，从而完成推移转载机的全部过程。

推移转载机时，必须专人操作转载机液压系统，专人监护。

在推移转载机过程中，转载机司机必须看护好小跑车运行状态，一旦发现问题，停止推移转载机，待处理好后再继续作业。

7、设备自移列车

（1）、操作方法：

①该设备由单轨吊100米配合12组液压刹车（每个电缆车上2组刹车，两台负荷中心与托缆架前面共6组刹车），两个推拉油缸，3个电缆车、两台负荷中心组成。

从工作面往外依次是后油缸、1#电缆车、1#负荷中心、2#负荷中心、前油缸、2#电缆车、3#电缆车。

2#、3#电缆车与托缆架为第一组，两台负荷中心与1#电缆车为第二组。

②操作液压阀手把A（液压阀在1#电缆车上放置），使第二组处于刹车状态，同时第一组刹车分离。

③操作液压阀手把B使前后油缸同时动作（前油缸伸，后油缸收）。

④当油缸到位后，反向操作液压阀手把A，使第一组处于刹车状态，同时第二组刹车分离。

⑤反向操作液压阀手把B使前后油缸同时动作（前油缸收，后油缸伸）。

⑥当前后油缸行程不一致时，操作液压阀手把C补液，使前后油缸行程一致。

往复操作，实现设备列车自移。

（2）、相关要求及注意事项：

①操作前，首先由跟班副队长检查单轨吊梁的完好情况及各部位螺丝的紧固连接情况，然后检查连接螺丝是否紧固到位，经确认无误后，方可开始操作。

②每天由检修班认真检修，检修前，由机电副队长安排专人在负荷中心往前80-100m的位置放置警戒，闲杂人员不得进入。

③设备自移列车安装必须符合车辆运行要求，吊挂要垂直于棚梁。

并定期检查螺栓紧固、各联接件销子完好情况。

④操作过程中，观察设备、电缆是否多余现象，严禁强行拖拉造成事故。

⑤操作期间，操作人员要严格按步骤进行操作。

⑥在有坡度巷道中运行时，要在下行方向单轨吊梁3米处，安装卡轨器，防止跑车。

⑦操作人员及检修人员要时刻注意棚梁的变化情况，防止发生棚梁倾倒现象，必要时，在棚梁上安装防倒器。

⑧定期由专人对单轨吊梁、卡子及螺丝扭矩进行检查，紧固。

第四章、井下运输

一、主运输系统：

1、主斜井主运输为强力皮带输送机，型号为DTL120/100/500S，带宽1.2米，电机功率500KW，皮带长度300米，运量1000吨/小时，提升高度96m，带速3.15m/s，并用转载皮带实现转载运输，转载皮带型号DTL120/100/75S，带宽1.2米，电机功率75KW，皮带长度40米，运量1000吨/小时。

2、皮带大巷井底至拐弯处为井底重型皮带，型号DTL120/80/2×132，带宽1.2米，电机功率2*132KW，皮带长度560米，运量800吨/小时，带速3.15m/s；皮带大巷二部、三部皮带分别使用1米伸缩带式输送机，型号DSJ100/63/2×90,带宽1米，电机功率2*90KW，运量630吨/小时，带速2.0m/s,二部400米，三部460米。

3、一采区集中皮带巷安装使用重型皮带一部，型号为DSJ120/100/2*220，带宽1.2米，电机功率2*220KW，皮带长度1100米，运量1000吨/小时，带速2.5m/s。

采区皮带巷安装使用重型皮带一部，型号为DSJ120/100/2*220，带宽1.2米，电机功率2*220KW，皮带长度600米，运量1000吨/小时，带速2.5m/s。

4、各掘进头使用使用1米皮带，型号DSJ100/63/2×90,带宽1米，电机功率2*90KW，运量630吨/小时，带速2.0m/s。

综采队顺槽使用型号为DSJ120/100/2*220皮带输送机一部，带宽1.2米，电机功率2*220KW，运量1000吨/小时，带速2.5m/s。

另外各掘进头使用40T刮板输送机配合皮带进行煤矸运输，型号：

SGB-620/40T，输送量：

150t/h，链速0.8m/