河南理工安全工程係煤礦開采設計
河南工程學院
緒 論
一.課程設計指導思想
該課程設計是采礦工程專業學生一項實踐性的教學環節，是在《煤礦開采學》課程的理論教學和認識實習的基礎上，通過采區設計把所學的主幹專業課程《煤礦開采學》理論知識融會貫通於實踐的綜合性學習過程，以提高工科大學生的工程實踐和動手能力。
二.課程設計的目的
通過采區設計達到下列目的：
1 係統靈活運用和鞏固所學的理論知識，並結合實際條件加以運用。豐富學生的安全生產實際知識，並進一步培養和鍛煉學生熱愛勞動、善於理論聯係實際、尊重科學和實踐的良好思想作風;
2 掌握采區方案設計的步驟和方法，為後續的畢業設計打下基礎;
3 鞏固和發展學生的文字編寫、運算和繪圖的工程技能，培養和提高大學生03manbetx 和解決問題的能力
三.設計說明書內容
1 采區概況：敘述采區位置、開采範圍寄與臨近采區的關係，采區邊界的確定等。
2采區地質概況:采區範圍內煤層賦存條件、煤層走向、傾向、傾角、煤層數目、煤質、煤的自燃性、瓦斯等級、頂底板岩石厚度、岩性、采區地質構造、水紋地質條件等、計算采區儲量。
3 確定采區生產能力和服務年限、采區內同采的工作麵數目、工作麵配產情況與接續情況，編製采區內回采工作麵接替圖表、掘進工作麵接替圖表、回采工作麵正規循環作業圖表。
4 選擇各層煤層采煤方法，確定回采工藝方式、工作麵支護形式和支護設備、采煤機和運輸機類型。確定工作麵進刀方式、截割方式、工作麵長度、采高及工作麵推進度等。
5 劃分區段或條帶，確定工作麵開采順序。
6 通過技術經濟03manbetx ，選擇采區巷道布置最優方案，並論證其合理性。
7 確定采區生產係統，包括運煤、運矸、運料係統及通風係統。列表說明采區設備主要參數。
8 選擇采區上、中、下不車場形式，並附插圖。
9 編製采區主要技術經濟指標表：包括采區走向長度、斜長、區段數目、采煤方法、采麵長度，采區可采儲量、生產能力、服務年限、采區回采率、工作麵回采率、采掘麵頭數比等。
四.設計題目
設計題目的一般條件：
采區設計生產能力150萬噸
1#煤層傾角20°，厚度3m，埋深400，采區麵積1.5km×1km
2#煤層厚度3m，層間距30m
瓦斯： CH4含量在0-5.21ml/g間,平均1.83ml/g
礦井湧水量:正常湧水量300m3/h,最大湧水量600m3/h
直接頂板硬底板硬煤質硬
第一章 采區概況
采區概況：敘述采區位置、開采範圍、及與臨近采區的關係，采區邊界的確定等。
附表1：設計采區綜合柱狀圖
某礦第一開采水平上山某采(帶)區自下而上開采1#煤層和2#煤層，煤層厚度、層間距及頂底板岩性見以上綜合柱狀圖 。
設計礦井的地麵標高為+30米，煤層露頭為-30米。第一開采水平為該采(帶)區服務的一條運輸大巷布置在1#煤層底版下方25米處的穩定岩層中，為滿足該采(帶)區生產係統所需的其餘開拓巷道可根據采煤方法不同由設計者自行決定。
第二章 采區地質概況
敘述采區範圍內煤層賦存條件、煤層走向、傾向、傾角、煤層數目、煤質、煤的自燃性、瓦斯等級、頂底板岩石厚度、岩性、采區地質構造、水文地質條件等，計算采區儲量。
煤層 地下開采
近水平煤層 < 8°
緩斜煤層 8～25°
中斜煤層 25～45°
急斜煤層 >45°
所給條件煤層傾角為20°因此為緩斜煤層，
煤層 地下開采
薄煤層 < 1.3m
中厚煤層 1.3～3.5m
厚煤層 > 3.5m
所給條件煤層厚度3m因此為中厚煤層。
瓦斯等級劃分為三級：低瓦斯礦井，相對瓦斯湧出量10m3/t以下;高瓦斯礦井，相對瓦斯湧出量10m3/t以上;煤與瓦斯突出礦井，指在采掘過程中發生過煤與瓦斯突出的礦井。CH4含量在0-5.21ml/g間,平均1.83ml/g即平均在1.83m3/t,最高是5.21m3/t,所以為低瓦斯礦井。
該煤層賦存在地下400m，煤層傾角為20°，為低瓦斯礦井，煤質為無煙煤，顏色為鋼灰色，條痕為深黑～灰黑色，似金屬光澤，硬度和密度在煤中最大。揮發分低，固定碳高，燃點高，不易自燃，火力耐久。
采(帶)區內各煤層埋藏平穩，地質構造簡單，無斷層;1#煤層和 2#煤層屬簡單結構煤層，硬度係數 f=4，1#煤層和2#煤層屬於硬煤層，各煤層瓦斯湧出量也較小。
1、確定采區走向長度
因為井田走向無大的地質變化,采區走向長度應從技術上可能和經濟上有利的原則來確定。區段平巷布置在煤層底板的硬砂岩中，巷道容易維護，采區走向長度可以適當加長。煤層平均傾角為20°，為緩斜煤層，開采條件較好，采掘機械化程度高，采區集中巷采用皮帶運輸機，生產能力較大的采區其走向長度為1000～1500，綜采工作麵單麵布置時，走向長度一般不小於1000m。雙麵布置時，走向長度不小於2000m。普采雙麵布置一般為1200～1500m。因為采區走向長度為2000m，綜采工作麵雙麵布置，走向長度設計為2000m。該煤層左右邊界各有15m的邊界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m護巷煤柱，故其煤層傾向共有：1000-60=940m的長度，走向長度1500-15×2=1470m。
2、確定區段斜長和區段數目、回采工作麵長度
采區傾斜長度為940m，走向長度為1470m。采區劃分為4個區段，每個區段傾斜長度為235m，區段斜長內一般設置一個走向長壁采煤工作麵，因此區段斜長就等於采煤工作麵長度加上區段平巷寬度和護巷煤柱的寬度，護巷煤柱寬度根據礦山壓力的大小和所采取的護巷方法分別為0～15m厚煤層有煤柱護巷時區段煤柱寬度可達20m。護巷煤柱寬度取15m。
一般而言，考慮到設備選型及技術方麵的因素綜采工作麵長度為180～250m，巷道寬度為4m～4.5m,本采區選取4.5m，且采區生產能力為150萬t/a，一個中厚煤層的一個工作麵便可以滿足生產要求，最終選定4個區段，采用沿空掘巷方式,巷道間留較小煤柱，取5米，兩區段間留有較大煤柱，取30米。
故工作麵長度為：L =(1000-30×2-5×4-8×4.5)/4=220m
工作麵合理長度的驗證
①從煤層地質條件考慮
該采區內的三層可采煤層的地質條件較好，無斷層，煤層傾角為20°，煤層厚度適中，頂底板較穩定，瓦斯湧出量較低，自然發火傾向較弱，湧水量也較小，所以布置220米的工作麵比較合適。
②從工作麵生產能力考慮
工作麵的設計生產能力為150萬噸/年。正規循環每天進六刀，采煤機滾筒截深為600mm，所以1#煤層的工作麵實際年生產能力為：
330×0.6×3×3×3×220×1.4×0.95=156.4 (萬噸)
能夠滿足設計生產能力的要求，一個工作麵生產就能夠滿足設計生產能力的要求，並且考慮到其他各個方麵對生產的影響，工作麵的長度確定的合理。
③從運輸設備及管理水平角度考慮
采區生產選用的設備均為國內先進的的生產設備，工作麵選用的250米刮板輸送機能夠利用國內先進的技術，能夠與時俱進的跟上技術的發展。
由於現在提倡管理人員的知識化、年輕化，所以工作麵長度為220米在管理上是毫無問題的。
④從頂板管理及通風能力考慮
該采區的頂板較穩定，工作麵可以適當的加長，綜采工作麵的長度一般在180~250m，所以選擇的工作麵的長度為220米較合適。另外，工作麵的瓦斯湧出量較低，通風問題能夠解決。
⑤從巷道布置角度考慮
由於采區傾斜方向長為1000米，除去煤柱寬及巷道寬116米，剩餘884米，把每個工作麵長度定為220米，884÷220=4，正好為4工作麵。
⑥ 經濟合理的工作麵
工作麵的長度與地質因素及技術因素的關係十分的密切，直接影響生產效率，所以根據條件，以高產量、高效率為原則選擇合理的工作麵長度。合理的工作麵以生產成本低，經濟效益高為目標。盡量加快工作麵的推進速度，減少巷道的維護時間，降低回采總成本，使設備、資源得到最高利用。
3、確定采區內工作麵數目
回采工作麵是沿傾斜方向布置，沿走向推進，采用走向長壁法開采。
工作麵數目： N=(L-S0)/(l+l0)
式中：L ----- 煤層傾斜方向長度(m);
S0 ---- 采區邊界煤柱寬度(m);
l ----- 工作麵長度(m);
l0 ---- 回采巷道寬度，因采用綜采，故 l0取5(m)。
N=(1000-30×2)/(220+10) = 4.08，取4 .
4、采區的工業儲量、設計可采儲量
(1) 采區的工業儲量
Zg=H×L×(m1+m2)× γ
式中： Zg---- 采區工業儲量，萬t; H---- 采區傾斜長度，940m;
L---- 采區走向長度，1470m; γ---- 煤的容重 ，1.40t/m3;
m1---- 1#煤層煤的厚度，為3.0米;
m2---- 2#煤層煤的厚度，為3.0米;
Zg=1000×1500×(3.0+3.0)×1.4=1260萬t/a
Zg1=Zg2=1000×1500×3.0×1.4=630萬t
(2) 設計可采儲量
ZK=(Zg-p)×C
式中：ZK---- 設計可采儲量, 萬t;
Zg---- 工業儲量，萬t;
p---- 永久煤柱損失量，萬t;
C---- 采區采出率，厚煤層可取75%，中厚煤層取80%，薄煤層85%。本設計條件下取80%。
Pm1= Pm2= 30×2×1500×3.0×1.4+15×2×(1000-30×2)×3.0×1.4=48.8萬t
P---- 上下兩端永久煤柱損失量，左右兩邊界永久煤柱損失量，萬t;該煤層左右邊界各有15m的邊界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m護巷煤柱。
ZK1= ZK2= ( Zg1-p1)× C1=(630-48.8)×0.80=464.96萬t
5、驗算采區采出率C
對於1#、2#厚煤層:
C1=C2 =(Zg1-p1)/Zg1
式中： C1-----采區采出率，% ;
Zg1 ---- 1#煤層的工業儲量，萬t ;
p1 ---- 1#煤層的永久煤柱損失，萬t ，取Zg1×6% ;
C1=(Zg1-p1)/Zg1 =(630-48.8)/630= 92.25% > 80%滿足要求。
第三章 采區生產能力和服務年限
采區生產能力和服務年限、采區內同采的工作麵個數、工作麵配產情況與接續情況，編製采區內回采工作麵接替圖表、掘進工作麵接替圖表、回采工作麵正規循環作業圖表。
1、采區生產能力
采區生產能力的基礎是采麵的生產能力，而采麵的產量取決於煤層厚度、工作麵長度、及推進速度。
一個采麵的產量A0(萬t)可由下式計算
A0 =LV0MγC0
式中 L——采煤工作麵長度，m;
V0—— 推進速度，m/a;
M——煤層厚度或采高，m;
γ——煤的密度，t/m3
C0 ——采煤工作麵采出率，一般取0.93～0.97,薄煤層取高限,厚煤層取低限;此處取0.95。
采煤工作麵年推進速度綜采麵可達1080～1200m或以上。此處取1200m/a。采煤機截深取0.6m,一天截9刀，采用四六製一個班截3刀。一天工作麵推進速度為5.4m,采煤工作麵年推進速5.4m/d×330d=1782m/a。
因此一個采麵生產能力A0 =220×1782×3×1.4×0.95=156.4萬t。
采區生產能力AB =k1k2 A0i
式中 n 采區內同采的工作麵個數，此處取2;
k1 采區掘進出煤係數，取1.1 左右;
k2 工作麵之間出煤影響係數，n=1取1，n=2 時取0.95,n=3時取0.9。
采區生產能力AB =1.1×1×156.4=172萬t。
2、采區服務年限
T= ZK/(A×K)
式中： T---- 采區服務年限，a;
A---- 采區生產能力， 172萬t;
ZK---- 設計可采儲量，929.9萬t;
K----儲量備用係數，取1.3。
T1= ZK1/(A×K)=464.96萬t/(172萬t ×1.3)=2.07a ;
T2= ZK2/(A×K)=464.96萬t/(172萬t ×1.3)=2.07a;
T= T1+ T2 =4.14a。
所以采區的服務年限為4.14年。采區內同采的工作麵個數為1。
3、確定采區內同采工作麵數
生產能力為172萬t/a,且工作麵生產能力為5212t/a。目前開采準備係統的發展方向是高產高效生產集中化，采用提高工作麵單產，以一個工作麵產量保證采區產量，所以定為采區內一個工作麵。
第四章 采煤方法
選擇各煤層采煤方法，確定回采工藝方式、工作麵支護形式、支護設備、采煤機和運輸類型。確定工作麵進刀方式、截割方式、工作麵長度、采高及工作麵推進度等。
1.采煤方法的確定
單一走向長壁采煤法主要用於緩斜、傾斜薄及中厚煤層或緩斜3.5～5.0m厚煤層,其采煤係統比較簡單。所給條件煤層厚3m，傾角20°為緩斜中厚煤層，所以選用單一走向長壁采煤法。地質構造簡單，煤層賦存條件較好，瓦斯湧出量小。且現代工作麵長度有加長趨勢，因此采煤工藝選取的是較先進的綜采。
2.采煤工藝方式的確定
(1)選第一煤層，即1#煤層為對象設置采煤工藝。
由於1#煤層厚度為3m，屬於中厚煤層，硬度係數f=4，結構簡單，無斷層，故可用綜合機械化采煤工藝。綜采放頂煤工作麵“四六”製作業形式，即三班采煤，一班準備。采煤機截深為0.6m。采煤機割煤高度為3m。
工作麵回采工藝流程為：采煤機向上割煤、移架→采煤機向下裝煤→推移刮板輸送機→斜切進刀→推移刮板輸送機。
(2)綜采工作麵的設備選用國產設備。
(3)采煤與裝煤
①落煤方式與采煤機的選擇
采用綜合機械化采煤，雙滾筒采煤機直接落煤和裝煤。依據采區的設計生產能力確定工作麵每天的推進度為5.4m。
選擇采煤機的滾筒截深為600mm，每天正規循環推進9刀，每個循環0.6m，可滿足每天至少推進5.4m的要求。
根據煤層的實際情況，煤層厚度為3m，工作麵長度為220m，采高3m，工作麵推進速度1782m/a。經查《采礦設計手冊》，選用MGT375/750采煤機。MGT375/750型采煤機的采高範圍1.8～3.5m,截深為0.6m。。
②工作麵采用自移式液壓支架支護
③移架方式
由於采用及時支護方式，而且工作麵每天推進6刀，所以選擇順序移架方式。
順序式移架速度快，能滿足采煤機快速牽引的需要，適用於頂板比較穩定的高產工作麵。
④支護方式：由於1#煤層f = 4，選用及時支護。
⑤工作麵的支架需求量:
由n = L / E
式中： N ——工作麵支架數目，取整數;
L —— 工作麵長度，m;
E —— 架中心距;
n= 220/1.5=146(架)
⑥端頭支架
由於巷道寬度為5m，而架寬為1.43～1.59 m，因此選2架，上下兩端共需4架。另兩架空間用單體支架金屬鉸接頂梁支護。支撐高度：1.6～3.8。
⑦超前支護方式和距離
由於采用綜采開采，支撐壓力分布範圍為20～30米，峰值點距煤壁前方 5-15m,所以超前支護的距離為20米。
選用單體支柱和金屬鉸接頂梁支護。鉸接頂梁的長度為1000mm。
⑧校核支架的強度和高度
校核高度
經查《采礦設計手冊》得到：
在實際使用中，通常所選用的支架的最大結構高度比最大采高大200mm左右。即： Hmax = Mmax+0.2米。最小結構高度應比最小的采高小250—350mm。即：Hmin= Mmin-(0.2 5～0.35)m
已知選用的 ZY3400/16/35 支撐掩護式支架的最大結構高度為3.5m>(Mmax+0.2)，滿足要求。支架的最小結構高度為1.8m< Mmin - (0.2 5～0.35)，滿足要求。
校核強度
由q=K×M×ρ×g×10-6
式中： q —— 支護強度，Mpa;
K ——作用於支架上的頂板岩石厚度係數，取6;
M —— 采高，m;
ρ —— 岩石密度，取 2.5×103Kg/m3;
g —— 取10N/Kg。
q=6×3.0×2.5×103×10×10-6=0.45Mpa
由Q=q×F×103KN
式中：F——為支架支護麵積，F = 5.725×1.450 = 8.30m2
Q=0.45×8.30×103=3735 KN
由P = Q / η
式中：P —— 支架的工作阻力，KN;
Q —— 支架的有效工作阻力，KN;
η —— 支架的支撐效率，取80%
P=3735÷0.8=4688.75 KN <支架工作阻力6000 KN， 滿足要求。
3、處理采空區
采用全部跨落法處理采空區。
第五章 工作麵開采順序
劃分區段或條帶，確定工作麵開采順序。
將采區劃分為四個區段，每個區段傾斜長度為235m，一次采一個工作麵，。以1#煤層為例,4個區段工作麵接替順序，采用下行開采順序
1#工作麵接替順序圖
圖.1
對於1#布置一個綜放工作麵便可以滿足生產設計的要求。
1#煤層：K1煤層：區段1(001-002)→區段2(001-002)→區段3(001-002)→區段4(001-002)→區段5(001-002)
(說明：以上箭頭表示方向為工作麵推進順序。) 3.確定工作麵回采巷道布置方式及工作麵推進終點位置。
第六章 采區巷道布置
通過技術經濟03manbetx ，選擇采區巷道布置最優方案，並論證其合理性。
回采巷道布置方式.：單巷沿空掘巷掘進方式。
03manbetx ：已知采區內各煤層埋藏平穩，地質構造簡單，無斷層，同時，各煤層瓦斯湧出量較低，自然發火傾向較弱，湧水量也較小。因此有利於綜合機械化作業，可以充分發揮棕采高產高效的優勢。同時，為減小煤柱損失，提高采出率。綜合考慮各種因素，采用單巷沿空掘巷掘進方式。這種方式掘出的巷道正處在應力降低區，即好維護又提高了采出率，有取代沿空留巷的趨勢。
說明：在采區巷道布置平麵圖內，工作麵布置和推進的位置應以達到采區設計產量及安全為準。工作麵推進到距回風大巷30米處的位置，即為避開采掘超前影響所留設的30m護巷。
1.完善開拓巷道
為了減少煤柱損失提高采出率，利於滅災並提高經濟效益，根據所給地質條件及采礦工程設計規劃，在第一開采水平中，把為該采區服務的運輸大巷和回風大巷均布置在2#煤層底板下方25m的穩定岩層中，兩巷水平間距相距1457.39m 。
2.確定巷道布置係統及采區布置方案分析比較
首先確定回采巷道布置方式，由於地質構造簡單，煤層賦存條件好，湧水量較小，瓦斯湧出量較小，直接頂較厚且易跨落。同時為減少煤柱損失，提高采出率，降低巷道維護費用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作麵布置圖1所示工作麵接替順序，就能彌補沿空掘巷時工作麵接替複雜的缺點。
確定采區巷道布置係統，采區內有2層煤，每一層都布置4個工作麵，根據相關情況初步製定以下兩個方案進行比較：
方案一：兩條岩石上山
在距2#煤層底板15m處岩石中布置兩條岩石上山，一條為運輸上山，另一條為軌道上山，兩上山層位有一定差距，使其分別聯結兩翼的區段;平巷不交叉;石門聯係各煤層。通風路線：新風從階段運輸大巷→采區主石門→采區下部車場→軌道上山→中部甩車場→區段軌道集中平巷→區段聯絡巷道→區段運輸平巷→工作麵→區段回風平巷→回風石門→階段回風大巷。該方案的特點是：岩石工程量大，掘進費用高，聯絡石門長，但維護條件好，維護費用低，有利於通風，運輸能力大。
方案二：一煤一岩上山
在距2#煤層底板15m處岩石中布置一條岩石運輸上山，在2#煤層中布置另一條軌道上山，石門聯係各煤層。通風路線：新風從階段運輸大巷→采區主石門→采區下部車場→軌道上山→中部甩車場→區段軌道集中平巷→區段聯絡巷道→區段運輸平巷→工作麵→區段回風平巷→回風石門→階段回風大巷。該方案的特點是：節省了一條岩石上山，相對減少了岩石工程量，但軌道上山不易維護，維護費用高，需要保護煤柱。
論證回采巷道布置方式的合理性：
方案一：岩石工程量達，掘進費用高，聯絡石門長，但維護條件好，維護費用低，有利於通風，運輸能力大
方案二：節省了一條岩石上山，相對減少了岩石工程量，但軌道上山不易維護，維護費用高，需要保護煤柱。而且又由於煤層較硬，相對來說，軌道上山維護容易一些，費用相對會少。這種布置方式適用於產量不大，服務年限不太長的采區。
綜上所述，選擇一煤一岩上山采區聯合布置方式，巷道布置情況見巷道布置圖、采區巷道平麵圖、剖麵圖，以1#煤層為例。軌道上山布置在最下一層煤為維護條件較好的薄及中厚煤層當中，運輸上山布置在底板岩石中。采區服務年限為4年，不太長，產量也不大。因此此方案比較合理。
第七章 采區生產係統
確定采區生產係統，包括運煤、運矸、運料係統及通風係統。列表說明采區設備主要參數
1.生產係統
單一煤層走向巷道布置圖
(1)運煤係統
在運輸上山和運輸巷內均鋪設有刮板輸送機。其運煤路線為：工作麵運出的煤，經運輸巷、運輸上山到采區煤倉上口，通過采區煤倉在采區運輸石門裝車外運。
最後一個區段工作麵運出的煤，則有區段運輸巷至運輸上山，在運輸上山鋪設一台短刮板輸送機，向上運至煤倉上口。
(2)運料排矸係統
運料排矸采用600mm軌距的礦車和平板車。物料自下部車場3，經軌道上山到上部車場6，然後經回風巷10送至采煤工作麵。區段回風巷8，8'和運輸巷9，9 '所需的物料，自軌道上山4經中部車場7，7'送人。
掘進巷道時所出的煤和矸石，利用礦車從各平巷運出經軌道上山運至下部車場。
(3)通風係統
采煤工作麵所需的新鮮風流，從采區運輸石門進入，經下部車場、軌道上山、中部車場7分成兩翼經平巷8、聯絡眼11、運輸巷9到達工作麵。從工作麵出來的汙風，經回風巷10，右翼直接進入采區回風石門，左翼側需經車場繞道6進入采區回風石門。
掘進工作麵所需的新鮮風流，從軌道上山經中部車場7'分兩翼送至8'.平巷內由局部通風機送往掘進工作麵，汙風流則從運輸巷9'經運輸上山回入采區回風石門。
2.采區設備參數
采煤機主要參數
第八章 采區車場
選擇采區上、中、下部車場形式，並附插圖。
按照軌道上山與上部區段回風巷(或回風石門)的連接方式不同，上部車場分為平車場、甩車場和轉盤車場三類。
若軌道上山以水平的巷道與區段回風巷相連，絞車房布置在與回風巷同一水平的岩石中，則為上部平車場;若軌道上山以傾斜的甩車道與區段區段回風平巷相連為采區上部甩車場;轉盤車場的特點是軌道上山與區段回風平巷呈十字形相交，利用轉盤調車，即礦車提至轉盤上，將轉盤旋轉90，再將礦車送入區段回風平巷。
采區上部平車場線路的特點是設置反向豎曲線，上山經反向豎曲線變平，然後設置平台，在平台上進行調運工作。根據提升方向與礦車在車場內運行方向來區分，平車場又可分為順向和逆向車場兩種形式。兩種車場如何選擇，主要根據軌道上山、絞車房及回風巷的相對位置決定。當車場巷道直接與回風道聯係時可采用順向平車場。當煤層群聯合布置采區，且有采區回風石門與各煤層回風巷及總回風巷相聯係時，可采用逆向平車場，有時也可用順向平車場。
對於煤層軌道上山，為減少岩石工程量，可采用甩車場，並具有通過能力大，調車方便，勞動量小等優點;其缺點是絞車房布置在回風巷標高以上，當上部為采空區或鬆軟的風化帶時，絞車房維護比較困難，而且絞車房回風有一段下行風，通風條件較差。所以，當采區上部是采空區或為鬆軟的風化帶時，可選擇平車場。此外，在煤層群聯合布置時，回風石門較長，為便於與回風石門聯係也多選用平車場，其他條件下，可選擇甩車場。
采區中部車場也同樣采用甩車場形式。
采區下部車場的基本形式，按裝車地點不同分為大巷裝車、石門裝車和繞道裝車三種;按材料車場設置地點不同，又有頂板繞道和底板繞道兩種。當煤層傾角在12°及以下是，采用底板繞道。
本采區的下部車場根據條件可以大巷裝車形式，由於煤層傾角為12°，故采用頂板繞道。但應注意軌道上山的起坡角，一般以不超過25°為宜。大巷裝車站線路布置圖如下：
1- 運輸上山;2-調度絞車;3-煤倉;4-空車存車線;5-重車存車線;6-裝車點道岔;7，8-通過線渡道岔;
9-通過線大巷裝車式下部車場的輔助提升車場為頂板繞道式，其形式如：1- 運輸上山;2-軌道上山;3-采區煤倉;4-大巷;5-人行道;6-材料車場;7-繞道
第九章 采區主要技術經濟指標
編製采區主要技術經濟指標：包括采區走向長度、斜長、區斷數目、采煤方法、采麵長度、采區可采儲量、生產能力、服務年限、 采區回采率、工作麵回采率、采掘麵頭比等。
采區主要技術經濟指標
