S2S8回顺掘进作业规程.docx
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S2S8回顺掘进作业规程
第一章概况
第一节概况
一、巷道名称
南二采区S2S8回风顺槽。
二、巷道用途
南二采区S2S8段综放工作面回采时的回风、行人及运料。
三、巷道设计长度、坡度及服务期限
S2S8回风顺槽设计长度为2092m，开口处施工时首先以平巷掘进,掘出机头硐室及存车场后，再沿煤层底板掘进。
煤层倾角在5～8°之间，平均7°。
其服务期限为30个月。
四、预计开竣工时间
本工作面自2013年5月开始该工作面掘进，预计2015年3月竣工。
预计工期22个月。
五、地质平、剖面布置图
附图1：
S2S8回顺地质平面图、剖面图。
第二节编写依据
一、经过审批的设计及批准时间
本作业规程是依据地测队设计的《南二南八工作面设计说明书》而编制的
二、地质说明书及批准时间
本作业规程的地质资料是依据地测队《南二南九工作面地质说明书》而编写的，批准时间为2009年4月。
三、矿压观测资料
参考本采区南二南九回采工作面有关矿压观测数据及分析结论。
四、其他技术规定
2011年2月出版的《煤矿安全规程》、矿山井巷验收规范及集团公司有关规定。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
表1：
井上下对照关系表。
水平、采区
-535m水平、南二采区
工程名称
S2S8回顺掘进
地面标高
80m～84m之间
井下标高
-560m～-700m
地面的相对位置建筑物、小井及其它
本工作面地表北部为三台子水库，三台子水库大坝穿过工作面中部，南部地表主要为鱼塘。
井下相对位置对掘进巷道的影响
本巷道平面位置X：
4722100－4724300，Y：
41529000－41529600；本工作面南侧与南四采区（未开拓）相邻；东侧为2012年末回采完毕的S2S9段综放工作面，北靠S2采区胶带下山和轨道下山；西邻未开采的S2S7段工作面。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
本巷道附近已回采完的南二南九综放面对本巷道掘进施工有很大影响。
第二节煤（岩）层赋存特征
1．本工作面煤质工业牌号为长焰煤，黑色、沥青光泽、条带状结构、块状构造、贝壳状断口或平坦状断口，质脆，以亮煤为主，暗煤次之，在亮煤条带中常见两组垂直层面的内生裂隙，一组发育，另一组次之，裂隙面平坦。
在裂隙中常常有方解石及黄铁矿薄膜充填。
煤层与顶底板一般为整合接触。
2．本工作面煤层赋存于-560～-700m之间，根据S2S9工作面回采实见及邻近钻孔资料：
1煤层最大可采厚度为9.07m（227号钻孔），最小为4.95m（6号钻孔），一般为7.38m。
2煤层的最大可采厚度为3.24m（227号钻孔），最小为0.36m（12号钻孔），一般为1.98m。
煤层结构复杂，1煤层自然分层最多31层，少者19层，一般是由19个自然分层组成的复杂煤层。
煤层倾角在5～8°之间，平均7°。
2煤层自然分层最多17层，少者1层，一般是由7个自然分层组成的复杂煤层。
煤层倾角在5～8°之间，平均7°。
3．煤层中的夹矸多为炭质泥岩，黑色或灰黑色，质软易碎，遇水泥化，块状构造，其单层厚度在0.04～0.47m之间。
4．煤的物理性质：
1层煤容重1.33g/cm³，灰分（Ag）21.31％，水分16.5%，挥发分（Vr）41.89％，原煤硫（SgQ）含量1.40％，发热量21.74MJ/Kg。
2层煤容重1.31g/cm³，灰分（Ag）22.18％，水分17.5%，挥发分（Vr）41.60％，原煤硫（SgQ）含量1.98％，发热量20.07MJ/Kg。
5．经计算S2S8回顺掘进工作面瓦斯可解析量为1.45m3/t，S2S8回顺掘进工作面原班掘进煤量为370t，故瓦斯涌出量为0.37m3/min；临近段S2S9工作面掘进期间绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min左右；考虑S2S8回顺掘进工作面受S2S9段采空区影响，故S2S8回顺掘进工作面绝对瓦斯涌出量取0.9m3/min。
煤尘爆炸指数47.12%，具有煤尘爆炸的危险。
煤的自燃发火期：
1～3个月。
表2：
煤层特征情况表。
指标
参数
备注
煤层厚度（最大～最小/平均）（m）
9.07～4.95/7.38
煤层倾角（最大～最小/平均）（º）
8～5/7
煤层坚固性系数（ƒ）
3
煤层层理（发育程度）
中等发育
煤层节理（发育程度）
发育
自然发火期
1～3个月
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
0.9
煤尘爆炸指数（%）
47.12
地温（ºC）
23
6．顶板：
伪顶为泥岩或炭质泥岩，薄层状，松散易碎，泥质胶结，易风化，块状构造，厚度平均为0.40m,随采随落。
直接顶为黑褐色油页岩，中间夹薄层泥岩，泥页岩、泥灰岩、粘土和菱铁矿透镜体。
工作面北厚南薄，最厚为26.0m，最薄为21.0m。
油页岩结构致密，细腻，无裂隙，以泥质成分为主，层状结构，含炭污手，易风化，风化后呈饼状，干后粉碎崩解。
其物理力学性质：
容重为2.16g/cm³，抗压强度164～233kg/cm²,抗剪强度26～27kg/cm²，内摩擦角41°51'，凝聚力23kg/cm³。
由于直接顶的抗压强度小于1000kg/cm²，按坚固程度属于软质岩石，不易维护。
7．底板：
煤层直接底板主要以灰色、灰白色粉、细砂岩为主，夹深灰色泥岩、粉砂岩及砂砾岩。
表3：
煤层顶底板情况表。
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度（m）
岩性
顶板
基本顶
直接顶
黑褐色油页岩
21-26
软岩
伪顶
泥岩或炭质泥岩
平均为0.40
底板
直接底
灰色、灰白色粉、细砂岩为主，夹深灰色泥岩、粉砂岩及砂砾岩
软岩
基本底
第三节地质构造
1．本工作面进行了三维地震勘探，从地震勘探资料提供的煤层底板等高线图上看，本工作面整体上位于一向斜构造内，发育无煤带1个，解释断层3条。
2．S2S8工作面回顺掘进至245m左右可能遇到S2S9工作面回采实见断层S2S9F6，落差4m，倾角50°～60°，倾向87°；掘进至480m左右可能遇到S2S9F7，落差5m，倾角50°～60°，倾向92°；掘进至915m左右可能遇到S2S9F11，落差4m，倾角45°～50°，倾向91°；掘进至1490m左右可能遇到S2S9F15，落差4.3m，倾角35°～45°，倾向23°；掘进至1700m左右可能遇到S2S9F20，落差1.0m，倾角30°～40°，倾向7°；掘进至1780m左右可能遇到S2S9F22，落差2.0m，倾角35°～50°，倾向127°；掘进至2080m左右可能遇到S2S9F25，落差5.0m，倾角25°～30°，倾向84°。
3．本工作面内无火成岩侵入、古河床冲刷及岩溶陷落柱等情况。
表4：
断层情况表。
序号
断层名称
倾向∕（°）
倾角∕（°）
落差∕m
对工程的影响
1
S2S9F6
87
50～60
4
有影响
2
S2S9F7
92
50～60
5
有影响
3
S2S9F11
91
45～50
4
有影响
4
S2S9F15
23
35～45
4.3
有影响
5
S2S9F20
7
30～40
1
有影响
6
S2S9F22
127
35～50
2
有影响
7
S2S9F25
84
25～30
5
有影响
第四节水文地质
本工作面由上至下划分为三个含水层和两个隔水层。
含水层为第四系砂及砂砾承压含水层、白垩系砂岩及砂砾岩承压含水层、白垩系直接充水弱含水层。
隔水层为第四系粘土及亚粘土隔水层、白垩系煤层顶板泥页岩隔水层。
1．含水层：
本工作面有第四系砂及砂砾承压含水层和白垩系砂岩及砂砾岩承压含水层，其又分为白垩系上部风化带含水段（主要由紫红色砂岩及砂砾岩组成，结构松散破碎，富水性中等）与白垩系下部弱含水段（主要由粗砂岩、粉砂岩、砂砾岩、泥岩、砂质泥岩、砂泥岩互层组成。
其中的粗砂岩、粉砂岩、砂砾岩均为泥质胶结，结构致密）。
白垩系直接充水承压含水层由灰白色砂岩及砂砾岩所组成。
泥质胶结，结构致密质软。
单位涌水量均小于0.0043L/sm。
2．隔水层：
第四系粘土及亚粘土隔水层主要由黄色或黄褐色粘土及亚粘土组成，结构密实，具可塑性，在水库底部的南北两侧厚约6m左右，中部较厚约13m，平均8m左右，据土工实验成果表明在2.66m以下均起隔水作用。
白垩系煤层顶板泥页岩隔水层主要由灰黑色泥岩和油页岩组成，结构细腻，直接赋存于煤层之上，厚度在23.7～33.0m之间,为一良好的隔水层。
但该层在采动后垮落，在水库下开采过程中不能起到隔水作用。
在白垩系巨厚细粉泥复合层中，其中泥岩分层所占比例达30％以上,具有良好的隔水作用。
3．断层导水性：
根据《大平煤矿第四系及白垩系水文地质评价报告》提供的断层抽水及开采实践表明，断层的赋水性弱，导水性差，破碎带厚度较小，泥质物充填紧密，所以断层不导水，当地表水及各含水层皆无水力联系时，各含水层及水库的地表水对矿体影响甚微。
4．采取大井法预计工作面最大涌水量为2.23m³/h。
附图2：
综合柱状图。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
S2S8回风顺槽开口处施工时首先以平巷掘进,掘出机头硐室及存车场后，再沿煤层底板掘进。
煤层倾角在5～8°之间，平均7°。
附表5：
S2S8回顺巷道特征表。
巷道名称
支护形式
净高/m
净宽/m
S掘/m2
S净/m2
巷道长度/m
S2S8回顺
锚、网、支、注混凝土
3.5
4.6
22.1
13.6
2092
附图3：
S2S8回顺巷道布置平面示意图。
第二节矿压观测
1．观测对象：
S2S8回风顺槽。
2．观测内容：
巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量、锚杆的锚固力、预紧力。
3．观测方法：
S2S8回风顺槽掘进30m后，开始布置测站，测站间距为100m。
人工量尺对测站的巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量进行测量。
使用MYC-16型锚杆拉拨器对帮、顶锚杆的抗拔力测试。
4．数据处理：
根据测站每次对巷道顶底板相对移近量、两帮相对移近量测量的结果进行分析处理，可得知巷道围岩变形位移量大小，从而可以分析出巷道围岩压力相对大小。
对帮、顶锚杆的抗拔力测试来检测锚杆强度是否合格。
针对以上三项观测可以准确掌握巷道围岩变化规律。
第三节支护设计
一、确定巷道的支护形式
1．本井田煤层属于节理、裂隙、层理发育的松软煤层；其变形特点主要是碎胀。
变形特征是粘土矿物吸水后膨胀风化失水解体扩张，井下巷道围岩地质自然条件为深井、高应力、强膨胀。
支护设计是以现场监控法和工程类比法为主，参照本矿南二南九回风顺槽掘进的支护设计。
2．初步确定，S2S8回顺采用锚杆+36U棚+钢筋网+注混凝土的联合支护形式，金属棚使用36U型钢加工，若支护形式改变（包括变断面）另编制补充措施进行说明。
3．若需施工锚索补强支护则另行编制补充措施。
二、临时支护
1．爆破后，由工作面最高施工负责人安排敲帮问顶工作，由有经验的老工人站在永久支护下方，在专人监护下使用2.5m长六棱撬棍（直径Φ27mm）由外向里、由上到下、由巷道顶板、两帮至迎面顺序的将巷道内浮石险块处理掉。
2．前探梁别顶：
经过敲帮问顶确认安全后，由有经验的老工人站在永久支护下方在专人监护下将两根长4000mm的槽钢套在特制的棚卡子上，两根前探梁间距1400mm，分别挂在顶梁两端搭接处的卡子上，用木柈搭“井”字型木垛接顶，等顶板锚杆全部施工完再将前探别顶杆撤下。
3．安设前探梁别顶杆后，先由一组打锚杆人员站在前探梁临时支护下方，有专人监护下，在巷道顶板中心，打注一根锚杆，使用托盘和木柈（1800mm×120mm×100mm）别住前探梁。
在前探梁和第一根锚杆的防护下，作业人员可分两组同时向两侧向迎面方向逐根施工锚杆。
4．锚杆的布置方式：
7-8-7五花形布置，锚杆的间、排距为800mm×600mm，巷道支护锚杆使用Φ22mm×2400mm等强全螺纹钢锚杆，每根锚杆选用1根CK2370型树脂锚固剂。
。
5．工作面与永久支护的最小空顶距为0.2m，最大空顶距为2.6m。
6．迎面墙临时支护，每循环施工4根锚杆，迎面支护锚杆使用Φ22mm×1600mm等强全螺纹钢锚杆，每根锚杆选用1根CK2370型树脂锚固剂，并别好木柈（1400mm×120mm×100mm）。
上部一对距巷道中心各为900mm、顶梁往下1500mm；下部一对距巷道中心各为900mm、底梁往上1500mm。
并别上木柈（1400mm×120mm×100mm）、上好托盘并拧紧螺母。
迎面墙破碎时，根据工作面情况，锚杆必须按600mm×600mm布置。
7．S2S8回顺掘进期间，当上山坡度超过6º时，迎面墙锚杆必须使用Φ22mm×2400mm锚杆；当下山坡度超过6º时，迎面墙下部的2根锚杆可以不打。
三、永久支护
采用架36U型钢棚+钢筋网+注混凝土的联合支护形式作为永久支护；棚间距为600mm；在棚后铺钢筋网、席子注混凝土，混凝土厚度为300mm。
附图4：
4.6m圆棚巷道断面示意图。
附图5：
4.6m圆棚临时支护平、剖面图。
附图6：
迎面锚杆布置示意图。
第四节支护工艺
一、锚杆安装工艺
（一）施工锚杆
施工锚杆使用MQT-120型锚杆钻机、7655型凿岩机或ZQS50/1.8L型风煤钻。
爆破后，作业人员站在永久支护下方，将浮石、险块等隐患处理掉，确认安全无误后，按要求安设好前探别顶杆，在前探别顶杆的防护下，作业人员可以分两组同时向两侧向迎面方向逐根施工锚杆，保证作业人员安全，之后施工迎面墙上部的2根锚杆。
（二）锚杆的安装方法
锚杆孔钻好后，用锚杆将树脂锚固剂送入眼底压实，使用风煤钻注锚杆，搅拌时间为10～15秒，5分钟后方可上托盘、别好木柈，使用风动扳手拧紧螺母。
（三）锚杆的工艺要求
1．施工锚杆前必须保证顶板与永久支护支架上方的距离为300mm以上，欠挖处必须用手镐开够方可进行作业。
顶板锚杆杆眼深为2.2m、迎面墙锚眼深为1.4m，眼径均为Φ27mm，要求锚杆外露长度为10mm～40mm之间。
2．顶板锚杆要求垂直于巷道轮廓线，角度最小不应小于75º。
锚杆间、排距误差±100mm。
排与排之间按五花眼布置。
螺母使用风动扳手拧紧，预紧力矩达到200N.m以上，不合格必须重新施工。
附表6：
支护材料规格及主要支护参数。
名称
规格
存放地点
备注
支护锚杆
Φ22mm×2400mm
距工作面不超过150m
等强螺纹钢锚杆
迎面锚杆
Φ22mm×1600mm
搭工作台锚杆
Φ22mm×2400mm
托盘
350mm×120mm×20mm
旧36U型钢加工
树脂锚固剂
CK2370型
每孔1卷
金属棚
4.6m圆棚
36U型钢（可缩型）
拉条
600mm×100mm×20mm
旧36U型钢加工
钢筋网
510mm×810mm
Φ8mm钢筋编制的钢筋网
网格为100mm×100mm
木柈
1400mm
混凝土
C15
水泥：
砂子：
石子=1：
2：
2
苇席
700mm×11000mm
二、架棚工艺要求
（一）准备工作
工作面出货完毕后，先打好迎面墙下部的2根锚杆，之后搭设工作台。
工作台的底托架采用两根Φ89mm铁管搭设，要求钢管一端插在迎面墙外露长度为500mm～800mm的锚杆上，并且上好“二次保护”，要求“二次保护”必须挂在迎面专用锚杆（Φ22mm×1600mm，注1支CK2370型树脂锚固剂）上，另一端使用Φ12.5mm钢丝绳扣连接一标准跳钩，跳钩要锁牢在拉条上，之后在底托架上面排布规格为4000mm×200mm×60mm跳板不少于8块，要求牢固，严禁出现晃动。
工作台的外侧必须使用保护绳（一寸铁管或棕绳）吊在两帮的顶梁卡子上起到“护栏”作用，要求高出台面500mm～1000mm。
（二）架设圆棚的方法
施工时，先下三根底梁并上好拉条，之后在工作台上方2～3人抱住二梁与底梁合严，使用卡子锁紧，并上好拉条之后，4人扛起顶梁与二梁合严使用卡子锁紧，上好顶拉条后进行调棚，调棚完毕后，将所有拉条打紧。
（三）架棚的工艺要求
1．必须严格按中心、腰线架棚，架棚尺寸符合设计要求，保证净宽误差为0～100mm，净高误差为-30mm～100mm。
2．两棚梁搭接为500mm，每处上4个卡子，要求两两成对、整体成线，并用风动扳手拧紧。
必须上好卡子并拧紧螺母后，方可松开棚梁。
棚梁搭接偏差不超过±20mm。
3．支架间使用拉条连接，每梁一拉条。
要求棚梁拉条上在正中，做到整体成线，并用风动扳手拧紧，支架间距偏差不超过50mm。
4．平巷时支架必须垂直巷道顶、底板以及巷道中心，前倾后仰小于1°；斜巷要求向上山方向迎山角为巷道坡度的五分之一，偏差不大于1°，严禁退山；扭距偏差不超过50mm。
5．掘进坡度偏差不超过1‰。
三、铺网、席子工艺要求
支架铺设810mm×510mm钢筋网及席子，必须按要求铺平，网间距小于50mm，互相平行铺好，并用Φ1.6mm（16#）铁线绑牢。
四、注混凝土工艺要求
1．喷浆机各处风管、料管接头及出口处，必须使用专用卡子连接并有二次保护，严禁出现漏风现象。
2．注混凝土时，混凝土的配合比，水泥：
砂子：
石子=1：
2：
2，选用42.5级普通硅酸盐水泥，砂子选用粗中砂，石子选用碎石，必须保证拌料均匀，严格控制水灰比为0.5。
3．注混凝土要求：
保证棚后300mm厚度的混凝土。
执行“见五充四”，要保证注严、注实。
4．注混凝土遇有高顶处，必须注混凝土300mm后，方可用木柈打“井”字型木垛接顶，并用混凝土充实。
5．严格按开停机的顺序执行，开机时必须先开风、后给水、再开机、最后上料；停机时必须先停料、后停机、再关水、最后停风。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口的准备工作
1．施工前地测队必须提前标定开门位置，标定巷道中心、腰线。
2．开门前，必须对开门处10m范围内的支护进行检查加固，并将所需的各种管路、电缆等接设到位。
3．开门前，应接好风筒，准备好各种支护材料。
二、掘进的施工方法
1．采用钻眼爆破法掘进，全断面一次起爆。
循环进尺为2.4m，即一遍炮四架棚。
当工作面注浆至帮卡子以上后，用木柈、木楔子将未注浆处的帮顶刹实，之后可以进行爆破作业。
2．爆破作业后，先按要求施工顶板的3-2-3顶板锚杆。
3．维护好顶板后，施工其余顶板锚杆、挂钢筋网、铺席子、注混凝土可以平行作业。
4．装载运输：
S2S8回顺掘进工作面采用挖掘式装载机上S2S8回顺带式输送机，至S2胶带下山三条皮带的出货方式。
5．设备的移设方法：
皮带尾采用回柱绞车反滑轮拉运进行移设
6．施工工序：
检修、铺钢筋网席子、注混凝土、打爆破眼、装药、连线、拆除工作台、爆破、通风、敲帮问顶、施工顶板锚杆、施工迎面上部锚杆、出货、施工迎面下部锚杆、搭设工作台、架棚。
第二节凿岩方式
1．打眼机具：
钻眼和锚杆眼采用MQT-120型锚杆钻机或ZQS50/1.8L型风煤钻3台，2台工作，1台备用；规格为Ф43mm和Ф27mm的麻花钎头若干；分别配备规格长度为2.8m（Ф43mm）的麻花钎杆各3根、长度为2.4m和1.6m（均为Φ27mm）麻花钎杆各2根。
2．若掘进遇岩石时，打爆破眼采用7655型风钻，规格为Ф43mm的“一”字钎头若干。
打锚杆眼采用7655型风钻；规格为Ф27mm的“一”字钎头若干。
施工爆破眼选用长度为2.8m的中空钎杆3根；施工锚杆眼选用长度为2.4m和1.6m的中空钎杆各2根。
施工爆破眼、锚杆眼均选用Φ27mm中空钎杆。
3．动力风源：
来自地面压风机房，通过Ф159mm、Ф108mm铁管和Ф19mm、Ф13mm胶管沿线路进入工作面。
地面风压为0.6Mpa，工作面风压不得小于0.4Mpa。
第三节爆破作业
采用楔式掏槽法；采用全断面一次起爆。
附表7：
爆破器材表。
爆破条件及指标
4.6m圆棚
掘进断面（m2）
22.1
钻眼深度（m）
掏槽眼深2.7，其余2.5
炮眼个数（个）
41
每循环炸药消耗量（kg）
28.2
每循环雷管消耗量（个）
41
循环进尺（m）
2.4
每循环煤实体（m3）
53.04
炸药种类
三级煤矿许用乳化炸药
雷管种类
1、3、5段毫秒延期电雷管
炮眼利用率（%）
96
瓦斯情况（m3/min）
绝对涌出量0.9
通风方式
局部通风机压入式通风
发爆器型号
MFB-200型隔爆电容式
二、装药结构
炮眼采用反向装药，装药时要小心使用炮棍将药卷送入眼底，不得弄断雷管脚线；采用炮泥、水炮泥封眼，封泥长度为500mm。
附图7：
装药结构示意图。
附图8：
4.6m圆棚炮眼布置示意图。
三、爆破说明书
附表8：
4.6m圆棚爆破说明书。
炮眼
编号
眼深
（m）
眼距
（m）
装药量
角度（º）
爆破顺序
雷管段号
连
线
方
式
眼数
（个）
眼装药
量（卷）
总装药量（卷）
总装重量（kg）
水平
竖直
左
右
仰
零
俯
1-6
2.7
0.7
6
5
30
6
77
77
0
1
1
串
联
7-17
2.5
0.65
11
3
33
6.6
90
90
0
2
3
18-35
2.5
0.6
18
3
54
10.8
78
78
90
90
36-41
2.5
0.5
6
4
24
4.8
85
85
87
85
3
5
合计装药质量（kg）
28.2
四、爆破网络电阻计算方法及技术要求
1．爆破网络电阻最大值＝雷管阻值×起爆雷管个数＋母线阻值＝7×41＋10＝297Ω
其中雷管阻值（包括3.0m脚线）取7Ω；母线200m阻值取10Ω。
2．当实测值与计算误差在10％范围内可以正常爆破。
3．由于雷管采用串联方式连接，所以通过每个雷管的电流＝2900÷297＝9.76A（大于2A可以正常爆破）
4．网络电阻测试注意事项：
（1）网络接通后，用手抖动母线，如有数字闪动，说明有虚接或接地现象。
（2）被测网络数字不断上升，说明接头有接地现象。
（3）如显示为零，说明母线有短路；显示为1，说明网络有开路，不应。
（4）发现问题由跟班干部和班长陪同员一同进入工作面进行检查，排除问题后重新进行网络电阻测试，测试正常后方可进行爆破。
第四节装载与运输
一、设备配备
1．装运煤设备：
ZWY-120/55L型挖掘式装载机，SSJ1000/2×160型带式输送机。
2．设备配置核算：
工作面ZWY-120/55L型挖掘式装载机装载能力156t/h;工作面SSJ1000/2×160带式输送机运输能力800t/h,带速：
2.5m/s;S2采区一条带式输送机型号：
DXX-1200/2×220，带式输送机运输能力1500t/h，带速：
3.5m/s;S2采区二条带式输送机型号：
DTY-1200/4×315带式输送机运输能力1500t/h，带速：
3.5m/s;S2采区三条带式输送机型号：
DTL-120/130/4×400,带式输送机运输能力1500t/h，带速：
3.5m/s。
由于
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