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E1409设计说明书
E1409综采工作面
设计说明书
铁法煤业(集团)有限责任公司小青煤矿
2012年3月3日
E1409综采工作面设计说明书
一、概况
1、工作面四邻及地表情况
E1409工作面位于东一采区北部西侧,工作面西侧为E1410工作面(未准备);东侧为E1408工作面(回采中);北部至东风井保安煤柱线、北二采区(准备中);南部为东一集中轨道运输石门、东一专用回风石门、东一集中皮带运输石门。
本工作面走向长1278m,倾向长185m,面积236430m2。
工作面地表大部分为农田,南部有一条村级公路从工作面地表经过;有两条高压线南北走向贯穿工作面地表,有一条高压线从工作面地表中部经过。
地表标高为68.20~68.80m。
预计工作面地表沉降量最大为1.2m。
2、工作面地质情况
⑴、地质构造:
根据三维地震勘探资料及实见资料分析,邻近或影响本工作面的断层有DF5、DF6、DF12、DF13、DF15、f408-1六条断层。
DF5断层:
根据三维地震勘探资料,预计E1409将过断层尾部,该断层向工作面内延伸尖灭,断层走向走向6°~30°,倾向276°~300°,倾角65°~75°,落差0~6m。
预计对本工作面掘进工作影响不大。
DF6断层:
根据三维地震勘探资料,预计E1409回风顺槽将过断层尾部,该断层向工作面内延伸尖灭,断层走向10°~30°,倾向100°~120°,倾角50°~60°,落差0~4m。
预计对本工作面掘进工作会有一定影响。
DF12断层:
根据三维地震勘探资料,E1409运输顺槽将过该断层,断层走向为38°~53°,倾向308°~323°,倾角50°~60°,落差0~7m,预计对本工作面掘进工作会有一定影响。
DF13断层:
根据三维地震勘探资料,E1409顺槽过该断层尾部,断层走向15°~55°,倾向105°~145°,倾角45°~55°,落差0~21m。
预计对本工作面掘进工作会有一定影响。
DF15断层:
根据三维地震勘探资料,E1409运输顺槽、E1409开切眼将过该断层尾部、该断层位于本工作面内发育,断层走向356°~6°,倾向86°~96°,倾角38°~48°,落差0~4m。
预计对本工作面掘进工作会有一定影响。
f408-1断层:
该断层实见于E1408运顺K10测点后10m处,断层实见点走向158°,倾向248°,倾角32°,落差0.25m。
预计对本工作面掘进工作影响不大。
⑵、煤层赋存状况:
本工作面煤层为一宽缓单斜构造,煤层走向0°~35°,倾向270°~305°,煤层倾角最大6°,最小2°,平均3°。
⑶、煤层厚度及结构情况:
根据邻近巷道实见及钻孔资料分析,本工作面4煤层为复杂结构煤层,煤层黑色,上部煤分层煤质较好,以亮型煤为主,油脂、沥青光泽,中部煤分层为煤泥岩互层,以泥岩为主,层理明显,下部分层是以煤为主的煤泥岩互层。
煤层层数一般在3~5层,夹石2~4层,整个煤层结构复杂,煤质较差,内在灰分较高。
煤层纯煤厚度最大2.60m,最小1.12m,平均2.10m;夹矸厚度最大1.02m,最小0.12m,平均0.44m;煤层平均厚度2.54m。
⑷、煤层灰分、发热量及含矸率:
预计煤层灰分平均为48.95%,预计煤层发热量平均11.928MJ/Kg,含矸率为4.5%。
⑸、工作面煤层顶、底板情况:
根据东一集中轨道运输石门、东一集中皮带运输石门、E1408运顺实见资料及钻孔资料分析,本工作面顶板发育一层灰色、灰黑色泥岩伪顶,其厚度最小0.15m,最大1.20m,平均0.52m,水平层理,松软易碎,易冒落,节理、裂隙发育。
直接顶为细砂岩,成分以石英、长石为主,厚度一般在5m左右,老顶是以粗砂岩、砂砾岩为主的砂岩互层。
煤层伪底为泥岩,厚度0.10m~0.60m,其下为粉砂岩。
⑹、煤尘、瓦斯及自然发火期:
本煤层自然发火期为3~6个月,本工作面煤尘有爆炸危险,煤尘爆炸指数为36.8%~39.9%;。
预计煤层绝对瓦斯涌出量15m3/分钟,相对瓦斯涌出量4m3/吨。
⑺、水文地质情况:
根据东一集中轨道运输石门、东一集中皮带运输石门、E1408运顺实见及钻孔资料分析,本工作面顶板有一层砂砾岩层,泥质孔隙型胶结,弱含水,并且裂隙发育,预计掘进过程工作面顶板会有淋水、滴水现象。
对掘进工作会造成一定影响。
根据采区实见资料及邻近采区水文地质资料分析,预计本工作面正常涌水量2~4m3/小时,最大涌水量30m3/小时。
根据钻孔资料分析,本工作面回顺掘进过程中将过485、1088、781钻孔可见范围,485、1057、1088、781孔无孔斜资料,其中485已重新封孔,1088、781钻孔未重新封孔。
施工单位掘进至钻孔可见范围内时要制定专项过钻孔措施,做好防水、瓦斯及顶板管理工作,防止因钻孔封孔不良导致钻孔内积水涌入工作面影响安全生产。
二、巷道布置
1、巷道布置:
采用走向长壁布置方式,运、回顺沿走向布置。
长度回顺为1343.7m;运顺长度为1343.3m;开切眼沿倾向布置,长度为190.0m。
运顺直接与E1集中皮带运输石门相连,构成出煤系统;回顺通过回风下山与E1专用回风石门相连,构成回风系统。
2、工作面设计总工程量:
设计总工程量3434m,其中半煤岩巷3374m,回风下山岩巷60m。
设计面长为185m;采长为1278m,煤层厚度:
平均2.10m。
容重1.55t/m3。
原煤采出量:
185×1278×2.1×1.55×0.95=73.1万吨
工作面日产量:
A=NLShγC=8×185×0.8×2.1×1.55×95%
=3854t
式中
A—工作面日产量,t;
L—工作面长度,m;
S—采煤机截深,m;
h—采高,m;
γ—煤的容重,t/m3;
C—工作面回采率,%
工作面月产量:
30×3854=11.56(万吨/月)
工作面可采期:
73.1÷11.56=6.32(月)
工作面掘进率:
3434m÷73.1=46.9m/万吨
3、煤柱:
E1集中轨道石门留60.0m煤柱。
与E1408运顺预留5.0m煤柱
4、巷道断面及支护参数:
①、运顺、回顺:
采用4.8m×3.0m=14.4m2矩形断面,锚杆、锚索、塑钢网联合支护,顶锚杆间距0.84m、排距0.8m,顶锚杆规格Φ22mm,L=2200mm全螺纹等强度锚杆,每孔放1个CK23120药卷。
运顺肩部帮锚杆排距0.8m、其他1.2m;回顺帮锚杆间、排距均为0.8m。
帮锚杆规格Φ18mm,L=1600mm螺纹钢锚杆,每孔1个CK2370药卷(回顺帮锚杆采用Φ22mm,L=2000mm全螺纹等强锚杆);运顺锚索每排2棵布置,间距1.68m,排距3.2m;回顺锚索2-1-2布置,间距1.68m,排距1.6m,加打的1棵锚索靠近采空区布置;锚索采用Φ21.8mm,L=6200m钢绞线,每孔1个CK23120药卷;见断面图1-1、2-2。
②、开切眼:
采用7.0m×2.8m=19.6m2矩形断面,锚杆、锚索、塑钢网联合支护,顶锚杆间距0.80m、排距0.8m,顶锚杆规格Φ22mm,L=2200mm全螺纹等强度锚杆,每孔1个CK23120药卷;帮锚杆间距0.95m、肩部帮锚杆排距0.8m、其他1.2m,帮锚杆规格Φ18mm,L=1600mm,下帮采用螺纹钢锚杆,上帮采用树脂锚杆,每孔1个CK2370药卷;锚索每排4棵布置,间距1.3m,排距2.4m,锚索采用Φ21.8mm,L=6200m钢绞线,每孔1个CK23120药卷;见断面图3-3。
③、回风联络巷:
采用4.4×3.0=13.2m2矩形断面,锚杆、锚索、塑钢网联合支护,顶锚杆间距0.8m、排距0.8m,顶锚杆规格Φ22mm,L=2200mm全螺纹等强度锚杆,每孔1个CK23120药卷;帮锚杆间距0.8m、排距0.8m,帮锚杆规格Φ18mm,L=1600mm螺纹钢锚杆,每孔1个CK2370药卷;锚索2排布置,间距1.6m,排距2.4m,锚索采用Φ21.8mm,L=6200m钢绞线,每孔1个CK23120药卷。
见断面图4-4。
④、回风下山及下平巷:
采用3.75×3.175m半圆拱型断面,锚索、锚喷支护。
帮顶锚杆均采用Φ22mm,L=2000mm全螺纹等强度锚杆,顶锚杆每孔1个CK23120药卷,帮锚杆每孔放1个CK2370药卷。
上山揭煤段架36U棚加强支护。
上平煤巷:
采用3.6×3.0=10.8m2矩形断面,锚杆、锚索、塑钢网联合支护,顶锚杆间距0.8m、排距0.8m,顶锚杆规格Φ22mm,L=2200mm全螺纹等强度锚杆,每孔1个CK23120药卷;帮锚杆间距0.8m、排距0.8m,帮锚杆规格Φ18mm,L=1600mm螺纹钢锚杆,每孔1个CK2370药卷;锚索2排布置,间距1.6m,排距2.4m,锚索采用Φ21.8mm,L=6200m钢绞线,每孔1个CK23120药卷。
见断面图6-6、7-7。
⑤、绞车峒室:
采用3.0×3.0m=9.0m2矩形断面,锚网支护,顶锚杆间距0.8m、排距0.8m,顶锚杆规格Φ22mm,L=2200mm全螺纹等强度锚杆,每孔1个CK23120药卷;帮锚杆间距0.95m、排距0.8m,帮锚杆规格Φ18mm,L=1600mm螺纹钢锚杆,每孔1个CK2370药卷;见断面图8-8。
⑥、运、回顺二部皮带机头硐室:
采用6.2m×3.3m=20.5m2矩形断面,锚杆、锚索、塑钢网联合支护,顶锚杆间距0.80m、排距0.8m,顶锚杆规格Φ22mm,L=2200mm全螺纹等强度锚杆,每孔1个CK23120药卷;帮锚杆间距0.85m、排距0.8m,帮锚杆规格Φ18mm,L=1600mm,每孔1个CK2370药卷;锚索每排4棵布置,间距1.3m,排距2.4m,锚索采用Φ21.8mm,L=6200m钢绞线,每孔1个CK23120药卷;见断面图5-5。
5、支护参数校核:
⑴、锚杆长度校核:
根据悬吊理论,锚杆长度L应满足:
L≥L1+L2+L3
式中L—锚杆总长,m。
L1—锚杆外露长(顶锚杆取0.06m,帮锚杆取0.1m)m。
L2—有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c)m。
L3—锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m)m。
普氏免压拱高:
b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/f顶
式中B、H—巷道掘进宽度和高度,
f顶—顶板岩石普氏系数,取3。
ω帮—两帮围岩内摩擦角,取71.34°。
①运顺、回顺:
b=L2=[4.8/2+3.0tan(45°-71.34°/2)]/3
=0.96m
c=3.0tan(45°-71.34°/2)
=0.49m
L顶=0.06+0.96+0.8=1.82m<2.2m。
满足要求。
L帮=0.1+0.49+0.6=1.19m<1.6m。
满足要求。
②开切眼:
b=L2=[7.0/2+2.8tan(45°-71.34°/2)]/3
=1.32m
c=2.8tan(45°-71.34°/2)
=0.46m
L顶=0.06+1.32+0.8=2.18m<2.2m。
满足要求。
L帮=0.1+0.46+0.6=1.16m<1.6m。
满足要求。
⑵、锚杆间、排距校核:
按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆间、排距(计算最大的断面开切眼)。
每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2
kG<Q
a<[Q/(krL2)]1/2
a<[10/(2×2.67×1.32)]1/2=1.191m
式中G—一根锚杆悬吊岩体重量,t。
r—岩体容重,2.67t/m3
a—锚杆排距,m。
k—安全系数,取2。
Q—锚杆设计锚固力,100kN
设计锚杆间、排距为0.8m,<1.191m,因此满足要求。
⑶、锚索排距校核:
按将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的岩层中,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落计算。
锚索排距L=nF2/[BHr-(2F1sinθ)/a]
式中L—锚索排距,m。
B—巷道最大冒落宽度,m。
H—巷道冒落高度,m。
F1—锚杆锚固力,100kN。
F2—锚索极限承载力,340kN。
θ—角锚杆与巷道顶板的夹角,70°。
n—锚索排数。
①运顺、回顺:
L=2×340÷[4.8×3.0×26.7-(2×100sin70°)/0.8]
=4.54m。
>设计锚索排距3.2m,因此满足要求。
②开切眼:
L=4×340÷[7.0×2.8×26.7-(2×100sin70°)/0.8]
=4.71m。
>设计锚索排距2.4m,因此满足要求。
6、施工工期、施工顺序及投产时间:
工作面可采储量73.1万吨,是为E1406准备的接续面,根据接续要求,2013年4月开采E1409。
为保证矿井正常接续,E1409工作面从2012年4月开始上一个炮掘队先施工E1409回风下山。
预计6月末与东一集中轨道石门、皮带石门贯通形成系统。
然后施工E1409运顺,预计2013年2月运输顺槽及开切眼施工到设计位置。
同时,2012年10月再上一个综掘队施工E1409回风联络巷,然后施工E1409回风顺槽。
预计2013年3月在开切眼处环透,考虑一个月安装调试,2013年4月初开采E1409工作面。
三、采煤方法
1、采煤方法:
⑴、走向长壁式综合机械化采煤方法,采高2.8m,可采期:
2013年4月~2013年12月,需要接续时间2013年12月采场准备完毕。
⑵、遇到水文地质复杂,涌水量较大时:
在施工时将排水管路延设到工作面进行排水;在回采时如涌水量较大,在顺槽中途低凹处设临时水仓排水。
⑶、三带高度确定:
煤层埋深423m~438m,工作面对应地表有一条村级公路、三条高压线。
H冒=A·m=3×2.8=8.4m
H裂=m/(b·m+c)=2.8÷(0.014×2.8+0.028)=41.7m
H弯=H-H裂-H冒=372.9m~387.9m
2.生产系统:
⑴、运煤系统:
工作面刮板运输机→运顺转载机→运顺2部、1部皮带机→E1集中皮带运输石门→E1皮带运输石门→E1煤仓→西二2#皮带→缓冲煤仓→西二1#皮带→主井煤仓。
⑵、辅助运输系统:
N1-447运输大巷→E1-447轨道运输石门→E1材料上山→E1集中轨道运输石门→工作面运、回顺→工作面。
3、煤质管理
⑴、矿成立由生产副矿长负责,由调度室、生产科、机电科、工程地测大队、安监处、安检大队等组成的煤质检查组,充分利用现有系统,合理安排好运输时段,实现煤矸分运的最大化。
⑵、掘进严格按设计施工,不许超挖。
破底(岩石)量不得超过200mm;当煤层顶板破碎,破顶超过500mm时,不得破底板岩石。
局部拉底、挑顶的岩石(包括巷道标准化清扫出的矸石)攒堆码放,由矿调度统一安排时间分运(11:
00—12:
00),剩余部分矸石装斗车外运。
⑶、掘进和回采期间,通过煤岩分选,将部分岩石装车运至南一石门(旧巷),进行充填。
⑷、矿安排集中拉底时,岩石由矿调度统一安排时间进行分运。
杂物集中存放,集中装车升井处理,不得与其他旧料混装。
⑸、回采过程中加强煤质管理,严禁水上运输机和皮带,严格控制采高,严禁采煤机割顶、底板岩石,杜绝由于管理不善造成掉顶现象发生,遇有大块岩石,捡出装车外运;两顺拉底岩石必须装袋分运。
①运顺劈帮、拉底、挑顶的岩石严禁进入运输机、皮带等主运系统。
变电列车尾至运顺三角点,劈帮、拉底、挑顶的岩石可以装袋整齐码放在巷道的下帮,随工作面推进进入采空区。
运顺变电列车以外,劈帮、拉底、挑顶的岩石必须装斗车外运。
②回顺劈帮、拉底、挑顶的岩石分段处理。
回顺超前支护以外,劈帮、拉底、挑顶的岩石必须装斗车外运;回顺超前支护以里至回顺三角点,劈帮的煤可以随系统运输,拉底、挑顶的岩石每天在11:
00--12:
00进行分运,剩余的矸石由推车运到无极绳绞车尾轮处装斗车外运。
⑹、E1煤仓每天白班停气前只留仓底货,白班11:
00--12:
00对E1409工作面、E1406工作面、E1轨道石门的辟帮拉底货进行分运,这部分矸石随掘煤一同在100#落地。
⑺、掘进和回采期间,施工单位要编制煤矸分运措施并严格执行。
四、通风
1、通风系统:
⑴通风路线:
新风路线:
副井→N1-447运输大巷→E1-447轨道运输石门→E1材料上山→E1材上甩车场→E1集中轨道运输石门→E1409运输顺槽→工作面。
乏风路线:
工作面→E1409回风顺槽→E1409回风联络巷→E1409回风下山→E1专用回风石门→E1总排风巷→南风井。
⑵风量分配及计算基础:
(一)工作面风量选择及计算
1、按瓦斯涌出量计算:
Q=125K(qCH4绝-qCH4抽)
=125×(10-4)×1.2=900m3/min
Q—需用风量,m3/min;
qCH4绝—工作面绝对瓦斯涌出量取10m3/min;
qCH4抽—瓦斯抽放量取4m3/min
K—瓦斯涌出量不均衡系数取1.2;
2、按工作面温度选择适宜的风速计算:
Q=60VS=60×1.5×8=720m3/min
3、按最多同时作业人员计算:
Q=4N=4×29=116m3/min
Q—需用风量,m3/min;
4—每人所需风量,m3/min;
N—工作面同时作业的最多人数;取29人。
4、按E1409工作面风速校核:
按最低风速验算:
Q≥15S=15×8=120m3/min
按最高风速验算:
Q≤240S=240×8=1920m3/min
根据以上计算结果:
E1409工作面风量确定为900m3/min。
⑶、工作面周围的通风设施:
在E1409回顺联络道设2道调量风门。
2、抽放系统:
工作面主要采用顶板斜交钻孔抽放,上隅角明管、埋管抽放。
(1)顶板斜交钻孔抽放
E1409回风顺槽每隔30m施工一钻场,每钻场施工4个钻孔,在回顺铺设一趟内径200mm管路,预计抽放瓦斯纯量3m3/min,利用南风井泵站瓦斯抽放系统进行抽放。
(2)上隅角明管、埋管抽放
在回顺联络川安设临时泵站,在回顺铺设一趟内径300mm管路,对上隅角进行明管、埋管抽放,预计抽放瓦斯量1m3/min,由临时泵抽放。
该工作面回顺共铺设1趟内径200mm、一趟内径300mm抽放管路,预计抽放总量为4m3/min。
3、保安系统:
⑴消火注浆系统:
消火注浆管路铺设到距工作面30m位置,由南风井消火注浆站负担,消火注浆管路直径为108mm。
消火注浆管路路线:
南风井消火注浆站→注浆立孔→南风井总排→E1总排风巷→E1变电所→E1皮带运输石门→E1409运顺(回顺)→E1409工作面
在E1409运顺、E1409回顺构筑防火门墙,备好封闭防火门的材料及直径不小于800mm穿堂管。
⑵安全监控系统:
采用KJ2000安全监控系统,安设一氧化碳传感器1个、温度传感器1个、风速传感器1个、甲烷传感器6个。
所有甲烷感器的气室距顶板钢带小于300mm,传感器距巷道帮大于200mm。
一般情况甲烷传感器每周标效一次,一氧传感器每月标效一次,同时检验瓦斯闭锁是否正常。
回风闭锁开关和工作面闭锁开关分别各安设馈电传感器一台。
该面所有风门安设风门开关传感器。
瓦斯泵安设开停传感器。
甲烷传感器逻辑闭锁关系如下:
上隅角甲烷传感器,工作面甲烷传感器,≥1.0%CH4报警,>1.3%CH4自动断电,<1.0%CH4闭锁自动解除,人工复电。
断电范围:
工作面运输机,采煤机,工作面照明信号等所有非本安电器;回顺及回风所有非本安电器。
在回顺距出风口10~15m,安设“甲烷、一氧、温度、风速传感器”,回顺中部安设甲烷传感器,回风和中部甲烷传感器报警浓度:
≥0.8%CH4报警,≥0.8%CH4自动断电,<0.8%CH4闭锁自动解除,人工复电。
断电范围:
工作面运输机,采煤机,工作面照明信号等所有非本安电器;回顺及回风所有非本安电器。
一氧化碳传感器报警浓度:
≥24PPmCO。
温度传感器报警值:
≥30℃。
风速传感器报警值>4m/s或<0.25m/s。
瓦斯排放口甲烷传感器,≥1.0%CH4报警,≥1.0%CH4自动断电,<1.0%CH4闭锁自动解除,人工复电。
断电范围:
瓦斯泵。
瓦斯泵硐室甲烷传感器,≥0.5%CH4报警,≥0.5%CH4自动断电,<0.5%CH4闭锁自动解除,人工复电。
断电范围:
移动泵站内非本质安全型电源
⑶综合防尘系统:
在E1409运顺、E1409回顺接设φ60mm供水管路,每隔50m设三通伐门;防尘管路由副井→井底车场→N1-447运输大巷→E1-447轨道运输石门→E1材料上山→E1材上甩车场→E1集中轨道运输石门→E1409运输(回风)顺槽→工作面。
本工作面采用各转载点喷雾、两巷设净化水幕和隔爆水槽、工作面使用自动喷雾、定期冲洗两巷积尘,及工作面职工佩戴防尘口罩的综合防、降尘的方式。
净化水幕及隔爆设施要随工作面推进及时移设,保证位置符合规定。
水幕要保证封闭巷道全断面,距工作面上下出口不超过30m,必须形成雾状。
⑷避灾路线:
①发生煤尘、瓦斯及火灾:
作业人员佩带自救器选择最佳路线以最短时间进入新鲜风流:
E1集中轨道运输石门→E1材上甩车场→E1材料上山→E1-447轨道运输石门→N1-447运输大巷→地面。
②当发生水灾时,作业人员选择最佳路线以最短时间进入→E1集中皮带运输石门→E1总排风巷→南风井总排→南风井→地面。
①、掘进期间发生煤尘、瓦斯爆炸及火灾、水灾避灾路线:
工作面避煤尘、瓦斯爆炸及火灾路线:
作业人员佩带自救器选择最佳路线以最短时间进入新鲜风流,E1409运顺(切眼)、E1409回顺,佩带自救器→E1集中轨道运输石门→E1材上甩车场→E1材料上山→E1-447轨道运输石门→N1-447运输大巷→地面。
工作面避水灾路线:
E1409运顺(切眼)、E1409回顺,作业人员以最短时间进入→E1集中皮带运输石门→E1总排风巷→南风井总排→南风井→地面。
②、回采期间发生煤尘、瓦斯爆炸及火灾、水灾避灾路线:
工作面发生煤尘、瓦斯爆炸及火灾路线:
工作面作业人员佩带自救器选择最佳路线以最短时间进入新鲜风流:
工作面→E1集中轨道运输石门→E1材上甩车场→E1材料上山→E1-447轨道运输石门→N1-447运输大巷→地面。
工作面避水灾路线:
工作面作业人员以最短时间进入→E1集中皮带运输石门→E1总排风巷→南风井总排→南风井→地面。
五、供电
由E1采区变电所供电。
工作面设备总容量为3210KW(绞车除外)。
供电半径:
E1采区变电所到E1409工作面变电列车1300m。
工作面供电设备:
KBSGZY-1250型移动变电站2台,KBSGZY-1000型移动变电站1台KBSGZY-800型移动变电站1台,KBSGZY-630移动变电站2台。
工作面机电设备:
MG-300/720-WD型采煤机一台,装机容量720KW;SGZ-880/800型运输机一台,装机容量2×400KW;SZZ-800/400型装载机一台,装机容量400KW;PCM-160型破碎机一台,装机容量160KW;MRB-315/31.5型乳化液泵两台,装机容量2×200KW;SSJ-1000/2×160型皮带机2台,装机容量2×2×160KW;BPW320/6.3喷雾泵2台,装机容量2×45KW。
工作面液压支架:
工作面配备ZY6400-17/35、ZTZ-22500/19/35、ZYG-6400/15/32型液压支架共128架。
工作面控制设备:
PBGY-400/6型高压开关2台;QJZ-4×315型磁力启动器2台,QJZ1-400型磁力启动器11台;ZBZ--4.0M照明综保1台,KTC5控制台一套;
小青矿
201
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- 关 键 词:
- E1409 设计 说明书
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