401作业规程.docx
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401作业规程
开采技术论证
时间:
2010年9月3日
地点:
综采队会议室
主持:
贾清照
参加人:
彭二仁宋关生皇甫根珠高贵峰梁积李栓存宋栓柱杨智
论证意见:
1、根据本工作面地质情况及设备配置，工作面采高确定不得低于1.8m。
2、采煤机最大截深0.8m，支架最大推移行程0.9m，所以循环步距确定为0.75m。
3、由于本工作面配备一条专用回风巷，专用回风巷与回风顺槽间的联络巷密闭打开时间必须适中，确定为联络巷内帮与切顶线对齐时打开。
4、由于本工作面平均采高2.1m，采煤机洒水管路应比主管路流量小，所以采煤机洒水活动管路配备成25mm胶管。
5、由于本工作面瓦斯相对涌出量较大，应有瓦斯抽放系统。
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系（见表1）
表1
水平名称
一水平
采区名称
南翼盘区
地面标高
1267m～1280m
井下标高
898m～904m
地面的相对位置
位于滴水局村西南100m处的黄土台地及山沟，煤层埋藏深度240m～330m。
回采对地面
设施的影响
回采后使地面部分地方出现裂缝。
井下位置及
四邻关系
位于井田东北部。
北隔边界煤柱与胜利煤矿相邻，东为实煤区，西侧与北翼轨道大巷相连，南为实煤区。
本采煤工作面对应的地面位置为山坡，无建筑物及水体影响。
走向长度（m）
1690m,1725m
倾斜长度
210m
面积㎡
358470㎡
第二节煤层（见表2）
表2
煤层厚度
平均厚约2.1m
煤层走向
N40°～70°E
煤层倾向
50°～20°
煤层倾角
0°～7°
煤层结构
简单
煤层稳定程度
稳定可采
第三节煤层顶底板（表3）
表3
顶底板名称
岩石类别
岩性
顶板
基本顶
细砂岩
细砂岩、粗砂岩为主，浅灰色
直接顶
砂质泥岩
砂质泥岩，深灰色，局部岩层比较破碎
底
板
直接底
泥岩
节理发育，局部砂质泥岩，局部有底鼓现象
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响：
根据已掘巷道资料，工作面无断层。
二、褶曲情况以及对回采的影响：
工作面内有一向斜构造，开采时应加强顶板管理。
三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩、冲刷带等）：
无其它地质构造。
第五节水文地质
㈠地表水流
井田内各沟谷除北部较大沟谷有微小泉流外，其余沟谷平时基本无水，只有雨季时，才汇集洪水，展转向西流入湫水河，然后向西南汇入黄河，属黄河流域湫水河水系。
㈡北翼401综采工作面范围内主要含水层
1.奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层组
奥陶系地层在井田内全部被覆盖，其钻孔揭露奥陶系灰岩194m左右，为井田主要含水层，水质类型为HCO3—SO4—Ca.Mg型。
2.石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层组
井田内均被覆盖，该含水层组主要为L5、L4、L3、L2、L1五层石灰岩，平均总厚度18m左右，石灰岩溶裂隙较发育。
据井田内8号水文钻孔抽水资料，太原组水位为846.23m，单位涌水量为0.00153L/s·m，渗透系数为0.00675m/d，富水性弱。
水质为HCO—CI—Na.Ca（Mg）型，矿化度为0.082g/L。
3.二叠系山西组砂岩裂隙含水组
井田内未见出露，含水层多为中、粗粒砂岩，有少量砾岩，厚度变化大，平均厚8.00m左右。
据8号水文钻孔资料，单位涌水量为0.00147L/s·m，渗透系数为0.0031m/d，水位标高为844.75m，属弱含水层。
水质属HCO3—SO4—Na.Mg型，矿化度为1.0g/L。
4.二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层组
井田沟谷中出露上石盒子组，含水层岩性为中、粗粒砂岩。
由于该含水层埋藏浅，风化裂隙发育，故易于接受大气降水补给，富水性较好。
一般泉流量10m3/d左右，最大单井涌水量达80m3/d。
水位标高870—945m，水质为HCO3—Na.Mg型或H·S—N·M，矿化度为0.6g/L左右。
5.第四系及上第三系孔隙含水层组
第四系中、上更新统广泛分布于井田梁峁之处，其含水层连续性差，补给条件也不好，基本不含水。
上第三系含水层为底部半胶结状砾石层，由于其不整合于基岩上，与基岩风化带可构成较好的含水层。
据调查，附近水源村水井单井出水量为80.4m3/d。
㈢北翼401综采工作面范围内主要隔水层
1.山西组隔水层
山西组5号煤层下有一稳定连续的泥岩地层，包括K3之下的钙质泥岩，厚度可达8m左右。
由于山西组含水层富水性弱，且井田及外围未发现断层等构造存在，因此可将该泥岩地层视作山西组煤层与太原组灰岩含水层间较好的隔水层。
2.本溪组隔水层
综采工作面范围内本溪组地层平均29m，是一套以泥岩、砂质泥岩、粘土岩、铁铝岩为主，夹少量灰岩和砂岩的地层，再加9号煤下以泥岩、砂质泥岩为主的无煤段，总厚度达54.00m左右，区域上连续稳定，是9号煤与奥陶系灰岩含水层之间较好的隔水层。
五、充水因素分析
如前所述，本采煤工作面内充水因素主要为顶板以上砂岩裂隙水和灰岩岩溶裂隙水及采空区积水向巷道渗漏。
由于山西组砂岩含水层和太原组灰岩含水层在井田范围含水性弱，水量有限，只要正常进行抽排，一般不会发生水害事故。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况：
表5影响回采的其它地质情况
瓦斯
根据山西省安全生产监督管理局晋安监字【2007】77号文批复，2006年度瓦斯鉴定结果为：
瓦斯绝对涌出量为1.64m3/min，相对涌出量8.75m3/t。
CO2
绝对涌出量为0.59m3/min，相对涌出量3.15m3/t。
煤尘爆炸指数
30.24%～32.44%，有爆炸危险。
煤的自然倾向性
4#煤层吸氧量为0.6226㎝3/g，自燃等级为Ⅱ级，属自燃煤层。
自燃发火期为3～6个月
地温危害
无
第七节储量及服务年限
一、储量：
工业储量：
1707×210×1.37×2.1=103.1万吨
可采储量：
1677×210×2.1×1.37=101.3万吨
工作面回采率：
98.3%
二、工作面服务年限：
工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=1677/131.25≈13（个月）
第二章采煤方法
工作面长度210m，走向长度1707m,根据本工作面地质情况以及巷道布置方式，本工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化采煤方法。
机组割煤见顶见底，顶板采取自然垮落及端头强制放顶。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况:
401工作面位于井田北翼边界处，采区大巷沿井田南边界布置，工作面单翼布置。
采区巷道长度为1690米。
二、工作面巷道布置：
1、工作面运输顺槽
401工作面皮带顺槽，长1690m，为矩形断面，巷道净宽4.6m，净高2.6m，采用五排锚栓、两排锚索联合支护顶板，杆距1m，排距900mm；巷帮采用锚杆挂网护帮。
锚索间距3m，排距1.0m。
2、工作面回风顺槽
401工作面回风顺槽，长1725m，为矩形断面，净宽4.6m，净高2.6m，采用五排锚栓、两排锚索联合支护顶板，杆距1m,排距0.85m,锚索间距3.0m，排距1.0m。
3、工作面回风顺槽
401工作面回风顺槽，长1725m，为矩形断面，净宽4.6m，净高2.8m，采用五排锚栓、两排锚索联合支护顶板，杆距1m,排距0.85m,锚索间距3.0m，排距1.0m。
4、工作面切眼
工作面切眼宽6.6m，采用7排锚栓、三排锚索、加支一排单体液压点柱联合支护顶板。
锚杆排距0.9m,杆距1.0m，锚索排距3m，索距2m,第一排锚索距切眼煤壁2m。
支柱柱距1m。
附图2：
工作面运输顺槽、轨道顺槽素描图
附图3：
工作面位置及巷道布置平面图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺：
（一）工艺流程：
采煤机斜切进刀—→割煤—→移架—→推溜—→清浮煤。
工作面机组选用MG—250/600型采煤机。
采用电牵引方式，牵引速度为0～8m/min，最大采高3.2m，最大截深0.8m。
支架选用ZY4000型液压支架，采高范围1.4m～2.6m，推移千斤最大行程0.9m。
依据机组、支架特性以及工作面地质情况，确定机组截割速度为3m∕min，循环进度为0.75m，见顶见底开采；若局部煤层厚度小于1.6米,起底开采,最小采高控制在1.7m。
（二）各工序作业要求、方法及注意事项
1、斜切进刀
采用头、尾端头斜切进刀方式，自行开缺口,截割方式按行走方向。
进刀段的长度不少于30m。
以溜头斜切进刀为例，当机组在溜头割通之后，待移架、推溜、拉转载机、支回柱等各工序完成后，头滚筒下降割底煤，尾滚筒上升割顶煤，反向牵引，使滚筒沿溜子弯曲段逐渐切入煤壁，距溜头30m之外停机，将退出段按生产工艺完成各道工序，使溜子、支架推移成一条直线。
之后，将机组头滚筒升起，尾滚筒下降，向溜头割煤，当割通溜头后，将机组头滚筒下降割底煤，尾滚筒上升割顶煤，机组开始由溜头向溜尾方向正常割煤。
依次完成移架、推溜、前移转载机、支回柱各道工序。
采煤机在尾部斜切进刀方式与头部相同。
见采煤机斜切进刀示意图。
2、割煤
采煤机沿行走方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，双向穿梭往返一次进两刀，依靠后滚筒螺旋叶片自动装煤，剩余的煤在推溜时，由铲煤板自行装入刮板输送机。
3、移架
降主顶梁→移支架→升主顶梁。
正常割煤时，支架距后滚筒5米进行前移，若顶板或顶煤破碎及采煤机割头、尾时，采用及时擦顶移架支护方式，采煤机割过后，支架及时前移，移过支架后，将支架升紧接顶严实。
4、推溜
推溜滞后采煤机后滚筒10m以外操作本支架操纵阀进行。
溜子弯曲段不得小于15m，弯曲度不得超过3º，溜子移过后要保持成一条直线。
5、清浮煤
溜子前移后，将输送机挡煤板到支架座箱前的浮煤清理干净，以便进行下一个循环。
清煤滞后移溜5m以外进行。
二、工作面正规循环生产能力：
1、日循环数：
采煤机割一刀煤约需210m÷3m∕min=70min，斜切进刀及端头支护需30分钟，移溜、移架、清煤在采煤机割煤后约需30分钟，合计完成一个循环约需130分钟，则每日循环数为：
[（24－6）×60÷130]×0.8≈7（个）,式中：
0.8为事故影响系数。
2、循环产量：
Ｗ=Ｌ×Ｓ×ｈ×ｒ×Ｃ
=210×0.75×2.1×1.37×0.98=444.1（吨）
Ｗ—一个循环产量S—滚筒截深r—容重
L—工作面长度h—工作面平均煤厚c—落煤损失
3、日产量:
444.1×7=3108.7（吨）
第三节设备配置
一、设备配置表：
见综采工作面设备布置图
二、主要设备技术特征
表6工作面主要机电设备技术特征
设备名称
数量
型号
功率
采煤机
一部
MG250/600
2×250＋100KW
刮板输送机
一部
SGZ-764/630
315×2KW
转载机
一部
SZZ-764/160
160KW
破碎机
一部
PLM-1000
110KW
皮带输送机
两部
DSP-1063/2×75
150×2KW
乳化液泵
3台
BRW-315/31.5
乳化液泵
200KW
表7液压支架技术参数
名称
型号
初撑力
（KN）
工作阻力（KN）
高度
（MM）
长×宽
（MM）
数量（架）
支架
ZY4000
3150
4000
1400—2600
5400×1430
137
支架
ZYG4000
3150
4000
1400—3200
5800×1430
6
附图5：
综采工作面设备布置图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、支架选型:
根据工作面地质情况,支架选用ZY4000、ZYG4000两柱掩护式液压支架.
液压支架支护强度验算：
（1）采用经验公式计算：
顶板压力：
P=9.81·h·r·k
因此：
P=9.81×2.1×2.5×8=412（KN/m2）
式中：
h——最大采高（m）
r——岩石平均容重（T/m3）
k——工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，
一般为4～8，取8
P=412÷9.81=42T/㎡
（2）支护密度：
支护密度=支架数÷支护面积
=143÷（214.5×4.16）=0.1602（架/㎡）
（3）支架有效工作阻力：
R=400T/架
（4）支护强度
P0=0.1602×400=64.1T/m2
经计算可知：
P0=64.1T/m2>P=42T/㎡，所以工作面支护强度满足要求。
二、支护材料：
本工作面布置137架ZY4000型支架,6架ZYG4000型过渡支架。
两端头及超前支护采用DZ3.15液压单体柱配戴HDJA-1000金属顶梁。
1、合理控顶距的选择：
该套支架全长4160㎜，宽1430㎜，根据现有支架、设备配套情况，本工作面合理端面距为417㎜，最小控顶距为4177㎜，最大控顶距为4977㎜，支架中心距1500㎜。
2、工作面所选支架与工作面现有条件的比较，见表9。
工作面条件
支架适应条件
机组采高（m）
1.8--2.6
1.4～2.8
煤层倾角（º）
0°～7°（平均3°）
≤15°
煤层厚度（m）
2.1（平均）
1.4～2.8
支护强度（T/㎡）
42
64.1
工作面地质条件与支架适应条件对照表
三、乳化液泵站：
（一）泵站型号、数量：
泵站由三台BRW-315/31.5乳化液泵及一个乳化液箱组成，进液使用32㎜高压液管，回液使用51㎜高压液管与工作面支架连接。
（二）泵站设备位置：
泵站设备与开关列车串联布置。
（三）泵站使用规定：
1、开启液泵时，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺栓是否紧固，润滑油油位要适当，各种保护是否齐全可靠。
2、泵在启动后，要注意观察泵的运转状况，如有异常要立即停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。
3、开泵时，必须得到工长呼叫开泵的命令后方可开泵。
开泵时，必须向工作面发出开泵信号再等5秒后再启动。
4、检修泵时，必须把泵的开关打到零位并闭锁。
5、适当调整泵的倾角，使泵处于水平状态。
6、液压系统要保持清洁卫生，泵箱过滤器定期清洗。
7、泵站压力调定为30MPa，乳化液采用自动配比方式，配比浓度为3%～5%，班班由泵站工现场用糖量计进行检查，同时要做好泵站的日常维护及清理工作。
第二节工作面顶板管理
一、工作面正常工作时期的顶板支护方式：
采用及时支护方式，本架操作，顺序移架。
若顶板破碎采取擦顶移架。
采煤机割过后，距采煤机后滚筒5m以外前移支架，移过后，将支架升紧严实接顶。
要求为：
1、机组司机要准确掌握采高，煤层厚度、头、尾进度控制适中，顶、底板割平。
2、支架工要按移架工艺做到及时移架，接顶严实。
3、工作面支架不得有歪斜和咬架、挤架。
4、支护工必须按作业规程规定要求,将端头及超前支护支设齐全合格。
5、确保工作面“三直、一平、两畅通”。
二、周期来压及停采前的顶板管理：
1、技术部做好周期来压前预测预报工作，准确判断来压的时间和位置，并及时将预报提供给队组。
2、割煤后，及时带压擦顶移架，将支架缩小到最小控顶距。
3、移架时，少降快拉，移过支架后及时将支架升紧。
4、片帮严重地段，在保证采高的情况下，及时超前移架，严防冒顶。
5、超前支护必须达到规定初撑力。
必须保证超前支护的数量和质量，对自降的支柱必须及时更换。
6、检修班加强支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”现象，泵站压力及支架初撑力达到要求。
7、及时放顶，若古塘悬板面积超过规定要求，采用人工强制放顶。
8、进入机道作业时，必须在有支护的条件下操作。
9、提高开机率，保证工作面正常推进速度。
10、停采前，工作面的支护数量、质量必须符合《工作面作业规程》要求。
11、停采前，工作面碰倒的支护必须及时补支齐全。
12、停采前，工作面必须控制好采高，采高保证2.1m，严禁超高开采。
13、必须将工作面支架缩小到最小控顶距，且升紧升牢。
14、在工作面停产检修放假期间，每班设专人对支架进行巡回检查，重新升紧支架。
15、在工作面停产检修放假前，有自降的支架立柱必须在停采前进行更换。
三、采空区顶板管理：
两端头采用人工强制放顶,工作面内采用全部垮落法管理顶板。
1、初次放顶眼
（1）端头眼布置及范围：
工作面两端头，在距皮带巷（或回风巷）工作面帮1.5m处，距切眼工作面帮2米处为起点各布置一组3个眼放顶孔，其中一个眼平行于顺槽,另两个眼与它所夹的水平角为30°，抑角75°。
（2）切眼内拉槽眼布置及范围：
切眼25m范围内共打两排放顶眼，眼距5m，排距2m，抑角75°。
第一排眼距工作面切眼煤帮2m。
2、步距放顶眼
（1）步距放顶眼布置及范围：
两顺槽在距初次放顶眼往外5米处，开始施工第一组步距放顶眼，放顶眼步距为5米。
步距放顶眼为对眼布置，其中一个眼平行于顺槽巷，另一个眼与它的水平夹角为30°，并指向工作面，抑角75°。
（2）在距停采线9米时，布置最后一组放顶眼。
3、所有放顶眼眼深均为4.6米，孔径φ60毫米。
4、施工钻具：
ZYJ269/168架柱式液压回转钻。
5、具体详见技术部放顶孔设计图。
6、装药及封孔
（1）所有放顶眼均采用正向装药结构。
（2）所有放顶眼均采用规格为φ50mm×500mm﹑3#矿用乳化炸药（重量为1千克/卷）、普通瞬发电雷管。
（3）所有放顶眼装药长度3.0m，封土长度1.5m，孔口留0.1米空段。
（4）所有放顶眼均使用黄土封孔。
7、联线和爆破
（1）采用串联方式联线。
初次放顶每段联12个眼。
（3）联线时，在支架内用小钩钩出小线后联线。
（4）初次放顶采用分段爆破方法，爆破顺序为尾→头。
（5）初次放顶爆破时，距爆破地点不得小于150米，工作面和回风侧内不准有人。
（6）初次放顶时皮带巷及回风巷距工作面150米以外处共布置两道拦人警戒。
爆破前，由当班跟班干部负责指挥设岗拦人。
经和设岗人员相互联系确认无误后，派专人通知爆破员准备爆破工作。
（7）步距放顶爆破时,拦人距离不得小于150米。
（8）初次放顶和步距放顶时炮孔超过支架切顶线距离不得小于1米。
8、炮孔布置图和爆破说明书及装药结构图附后。
附图7：
爆破说明书
炮孔
名称
孔
深
孔
径
装药
重量
装药
长度
封孔
长度
药卷
规格
炸药
种类
雷管
类别
联线
方式
爆破
顺序
米
毫米
千克
米
米
毫米
3#
矿用乳化
炸药
矿用普通瞬发
雷管
串
联
初次放顶尾→头
放顶
孔
4.6
Ø60
7
3.0
1.5
Ø50×500
步距放顶
切眼→巷口
第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理
一、端头支护
（一）支护形式：
1、头、尾从切顶线到工作面煤壁间,在支架与煤壁间支设三排带金属顶梁的单体柱，头排距0.8m，尾排距0.8m，柱距1.0m，靠煤壁侧,单体柱距煤壁0.35m,靠支架侧,单体柱距支架0.25m。
2、头、尾靠切顶线处的封门柱均为对柱。
3、单体柱三用阀卸载口全部指向古塘方向。
（二）质量要求：
1、单体柱支设要成一条直线，其偏差不超过±100mm。
2、支柱支到实底，超前支护单体柱初撑力不低于50KN。
不得出现空载现象。
3、所有单体柱必须设置防倒装置，液管、电缆吊挂整齐。
4、两安全出口，每班设专人进行清理维护，确保巷道高度不低于1.8米，行人道宽度0.7米以上。
（三）与其它工序之间的衔接关系：
正常情况下，检修班每天将离煤壁7m以内的道木、轨道回撤装车运出超前支护之外码放整齐。
（四）支回柱工艺：
1、支、回柱工艺
支设单体柱由三人配合完成，一人扶柱，并负责观察顶板和其它安全工作，一人将顶梁托起放在单体柱柱头顶盖上，将顶梁花边槽卡在单体柱柱头顶盖的四爪上，另一个人负责注液。
注液时要缓慢进行，使单体柱逐渐接顶并达到初撑力。
支柱时必须使金属顶梁充分接顶，顶板不平时用木楔垫平。
单体柱支好后，挂好防倒装置。
端头支护初撑力不得小于90KN，超前支护不得小于50KN。
回撤单体柱时，首先检查顶板及煤帮，严格执行敲帮问顶制度，并清理好退路，确认安全后，一人扶柱，一人取开单体柱防倒装置，然后降柱取下顶梁。
当顶板破碎时，要采用远方回柱方式回柱，必要时根据现场情况支设临时护身柱。
远方回柱时，先用强度足够的绳子将单体柱手把拴住，然后用长度不小于2m的长柄工具降柱，柱子降下后，人员站在距回柱地点3米以外的安全地方，用绳子将单体柱拉出。
使用回柱车回柱时,必须先将单体柱拴好,再进行降柱。
端头支护在头、尾斜切进刀完成后改支，回撤端头支护封门柱时，在采煤机斜切进刀完成后，且在头或尾前5架支架第二次移架之前进行。
回柱作业必须执行先支后回的原则。
回柱顺序：
由支架侧向煤壁侧逐根回撤。
回出的单体柱搬运至超前支护之外，整齐地立于煤帮。
支回单体柱的其它规定按《操作规程》有关规定执行。
二、超前支护的管理：
工作面两巷的超前支护均采用两排DZ3.15单体柱配戴HDJA-1000金属铰接顶梁支护顶板。
1、运输巷从工作面煤壁往外支设30m，排距1.6m，柱距1.0m，距巷道帮为0.5m。
2、回风巷从工作面煤壁往外支设30m，排距2.4m，柱距1.0m，距巷道帮为1.1m。
3、顶梁平行巷道布置。
4、单体柱初撑力≥50KN（6.37MPa）。
三、运输巷、回风巷的巷道维修管理：
1、检修班每天要将工作面两端头、两巷超前支护按规程要求补支齐全，保证生产班按正规循环作业完成后符合规程要求。
2、每班的质量员、支护工要认真检查两巷的支护情况，发现问题及时通知当班班长组织处理。
3、每班的质量员、支护工要认真检查两端头、两巷超前支护的质量和数量，发现有缺少支柱要补支齐全。
有自降柱必须及时更换。
四、支护材料的使用数量和存放管理：
在正常情况下，工作面两巷超前支护支设单体柱120根，两端头支设14根，共134根，HDJA-1000金属顶梁134根。
另外，工作面按20%规定要求备用单体柱27根，则本面共需单体柱161根。
备用单体柱存放在回风巷料场，料场必须设在超前支护50m之外，选择巷道宽敞（不影响运输、行人和通风），顶板完整、支护完好的地点，单体柱要码放整齐，标志牌齐全。
附图8:
工作面、运输巷、回风巷及端头、超前支护示意图
第四节矿压观测
一、观测对象：
1、支架2、单体柱
二、观测内容：
支架（支柱）载荷以及工作面宏观显现等。
三、观测方法：
1、在支架立柱上安装数字压力计，每架支架安1块，共计143块。
2、每隔5天对两巷超前支护进行压力测定，每巷每次测单体柱不少于10根。
3、每天由队兼职矿压工对工作面情况进行宏观观测，包括煤壁片帮、闷墩、泵站压力、支架立柱压缩、顶煤破碎、冒落情况都做详细记录。
四、数据处理：
技术部要采集矿压数据，并且进行矿压分析,将来压位置及时反馈到队组。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式：
（一）运煤设备及装、转载方式：
运煤设备包括:
工作面SGZ-764/630刮板输送机，SZZ-764/160转载机，PLM-1000破碎机，二部DSP-1063/
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