工作面回采作业规程.docx
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工作面回采作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
+1550m水平
采区名称
一采区
地面标高
+1760m
井下标高
+1553m
地面的相对位置
X=2679503x=2679494
Y=34594235y=34594178
回采对地面设施的影响
地面相对于荒山，没有建筑物，没有太大的影响。
井下位置及相邻关系
104D工作面位于本矿西部，104x采空区下方。
走向长度（m）
300
倾斜长度
（64m）
面积（m2）
14472
第二节地质煤层赋存情况
煤层情况表表二
煤层厚度（m）
17.5
煤层结构
单一
煤层倾角（度）
18
开采煤层
一层
煤种
褐煤
稳定程度
不稳定
煤层
情况
描述
煤层局部破碎，顶底板起伏变化大。
平均走向倾角为178°20′30″，工作面煤层平均倾角为18°20′15″。
煤层厚17.5m，平均煤层厚7.5m。
煤层顶底板情况表
104D回采工作面煤层：
位于小龙潭组下段顶部或上部，煤层的直接顶板为灰白、绿灰、灰褐、灰黑色粘土岩、炭质粘土岩或粉砂质粘土岩。
底板分下列3种情况：
①灰岩为直接底板；②粘土岩、炭质粘土岩或粉砂质粘土岩为直接底板；③粘土岩、粉砂质粘土岩为直接底板与间接底板。
附图一：
工作面地层综合柱状图
综合柱状图
第三节地质构造与水纹地质
一、断层情况以及对回采的影响
断层名称
走向
倾向
倾角
落差
对回采的影响
工作面
附近无
断层
二、褶曲对回采的影响
104D工作面位于5号褶皱带。
5号褶皱系指本区煤系地层所构成的不完整向斜之主体部分，南北均外延出图。
轴线呈波状弯曲，总体方向为北北西。
枢纽略有起伏，但总的来看，为向北北西方向扬起。
核部地层为中新统小龙潭组上部，两翼分别为中新统小龙潭组中段和下段。
轴线两侧岩层相向倾斜。
在轴线以东，岩层倾角多在10－30°之间，仅北部局部地段岩层倾角可达52°。
在轴线以西，岩层倾角大多在8－30°之间。
本区煤系地层的向斜构造的主体，是一个轴面基本直立的不完整向斜。
（一）、涌水量
104D工作面无太明显的涌水，只含有少量的煤层裂隙水对工作面回采不会造成太大的影响。
应注意防104D工作面采动对104X采空区保安煤柱的破坏，导致采空集水流入104D回采工作面。
（二）、含水层（顶部和底部分析）
在地层划分的基础上，结合区域水文地质情况、岩石类型、地下水赋存条件及含水性等因素，含/隔水层划分为：
①砂砾石层孔隙含水层（Q）、②砂砾岩孔隙－裂隙含水层（N2c、El）、③粉砂岩－砂质粘土岩－煤层孔隙－裂隙含水层（N1x3、N1x1）、④粘土质岩隔水层（N1x2）、⑤粉砂岩－泥/页岩隔水层（J1l、T1f、P1l）、⑥砂泥岩－玄武岩裂隙含水层（T3s、Pe）及⑦碳酸盐岩裂隙岩溶水（T2gl、P1y、C2m、Cd、Cz、D3z）。
出露的含水层，因其岩性、构造、分布位置的关系，西部及北部的岩溶含水层，富水性中等；104D工作面位于矿区西部，104X采空区下方。
（三）、地下水
Qh含水层对矿井无充水意义。
地表分布的N2c含水层水量较小，地形切割剧烈，易于排泄。
在浅部开采时，若遇该层时会有充水意义，但流量小、易于疏干。
在开采过程中，N1x1的地下水沿煤层顺层裂隙及小错断处及煤层与粘土岩交界处流出。
地形愈高，涌水愈小。
在低洼处，水量较大（充水水源为冲沟水，Ⅱ号煤层地下水、老窑水）。
据白龙河矿井调查资料，矿坑排水量旱季30－50m3/d、雨季100－200m3/d，地下水受大气降水补给，动态变化大。
但总体看来，水量还是较小的。
为一富水性中等的岩溶裂隙含水层，在埋藏区地下水具承压性质。
是矿井在+1600m以下部分开采时的主要充水水源，在将开采的Ⅴ线至Ⅶ线间（储量核实区大部分属之）的Ⅱ号煤层，下部底板厚度仅0－2.00m，无法承受几十米的高压水头的突水威胁。
第四节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的其它地质情况表
瓦斯
低瓦斯无太大影响
CO2
无太大影响
煤尘爆炸指数
有爆炸性
煤的自燃倾向性
煤层有自然倾向，发火周期为3—4个月
地温危害
本工作面无地温危害
冲击地压危害
本工作面冲击地压危害
第五节储量及服务年限
一、储量
工业储量：
31万吨
可采储量25万吨
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=1.7年
第二章采煤方法
第一节巷道布置
104D采煤工作面位于矿区西部。
对该工作面的安全作业及质量管理必须严格按本规程规定执行，违者严处。
104D工作面回风巷地板高程为+1608.882m至+1589.973m.始终高差19.909m。
运输机巷地板高程为+1598m至+1589m.始终高差9m。
工作面走向长268m，平均走向倾角为178°20′30″，工作面煤层平均倾角为18°20′30″。
开采深度为m，煤层厚—m平均煤层厚7.5m。
工作面开切眼斜长m，开切眼与运输机巷成90°交角，其顶板冒落规律为由下向上延长逐步扩大的冒落规律。
工作面具有倾向倾角，又有走向倾角的特殊工作面，因此对此安全作业及质量管理显的尤为重要。
附图工作面位置及巷道布置图
开切眼、运输机巷、回风巷断面图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
壁式炮采放顶煤采煤工艺与普通壁式炮采工作面的采煤工艺最大的区别在于当工作面推进到2—4个采深时（我矿为1.6m—3.2m）.在靠采空区一侧增加一个溜放顶煤的工艺。
由于我矿煤层厚度为9—10m，属一次采全高的开采方式，为了增强工作面的安全性，当工作面推进到6—8m时，即工作面初次来压前，必须停止放顶煤，加快推进速度。
确保工作面整体安全性能。
二、工作面整体技术要求：
厚煤层壁式炮采放顶煤工作面，必须保证1、煤壁直；2、支架顶梁平直；3、支架前柱直；4、支架后柱直；5、支架托梁直；6、工作面溜子平直；7、上下安全出口支护牢固、畅通。
风量、风速符合安全规程规定。
工作面整体技术必须达到上述所规定的6直两平、两畅通的要求。
三、工作面作业顺序：
1、炮采放顶煤工作面作业顺序为：
打眼—爆破—移顶梁和后柱—出开帮煤—移前柱—放顶煤—移溜—移托梁。
完成一个循环作业。
2、其作业分工为：
第一班完成打眼、爆破、移顶梁和后柱、出开帮煤。
第2班完成移前柱、放顶煤。
第3班完成放顶煤、移溜、移托梁。
3、每班劳动组合为：
每班作业人员共20人，共分为10个小组，每组2人，负责完成工作面长度5m范围的打眼，移架、出开帮煤和放顶煤、移溜、移托梁和支架柱子的调整，接顶等工作。
4、上下出口超前支护工每班4人，负责上下安全出口的超前支护和端头支护，拆柱，放顶等工作。
二、采煤方法
炮采放顶煤工作面采煤工艺与普通工作面的区别在于当工作面推进2—4个采深时在靠采空区一侧增加一个溜放顶煤工艺。
其作业循环顺序为打眼—炮破—移顶梁和后柱—出开帮煤—移前柱—放煤—移溜—移托梁。
（一）、炮眼布置
1、炮眼布置，根据煤层厚度、倾角和煤质软硬程度来布置，
煤质较软用三花眼，三排眼用于厚度较大（或采高较大）的缓斜和倾斜坚硬的煤层。
2、炮眼与煤层的水平夹角一般为50°—80°，煤软取大值，煤硬取小值。
为了不崩到支架和操作方便，应使水平方向的最小抵抗线朝两柱之间的空档。
炮眼在煤壁的立面与顶板的夹角，当顶板稳定时，顶眼应平行顶板，且距顶板不小于0.1m—0.5m（视煤质软硬和粘顶情况而定）。
顶板不稳定时，顶眼应平行顶板，且距顶板不小于0.5m。
底眼的俯角约为10°—20°，眼底应接近底板，以防丢底煤和便于装煤。
为了防止崩翻刮板输送机，除保持0.2m炮道外，炮眼最小抵抗线方向应朝刮板输送机以上，一般底眼眼底可高出底板0.2m左右。
3、打眼深度不许超过一次采深移架步距0.8m。
4、装药：
正常情况下每个炮眼装药量不许超过0.3Kg
5、联线方式和爆破顺序：
采用串联，通常先放底眼，后放腰眼和顶眼。
一次放炮的长度，根据顶底板好坏、刮板输送机能力和劳动力配备情况而定，顶板稳定、劳动力充足，大功率输送机，煤壁放炮一次可达25m左右;顶板破碎，应减少炮眼个数、装药量和爆破长度，甚至采取煤垛间隔放炮。
6、必须严格执行炮破操作的三人连锁放炮制度。
7、必须采用水炮泥封孔，严禁煤渣封孔。
二、爆破器材
（1）、炸药，选用一级煤矿许用炸药。
（2）、毫秒雷管，选用1—5段合格的煤矿许用的毫秒雷管。
（3）、发爆器、采用最大起爆能力为50—100发的。
（4）、炮破母线长度不的少于安全规程长度。
其规格应符合煤矿专用母线不的代用。
（5）、必须使用专用炸药箱、雷管箱专人背运、保管上锁并放置在安全地带。
附炮眼布置图
3、移溜和移架：
依次移动输送机和支架。
附移架步骤方法说明图。
移架步骤
1.起始位置:
开帮煤5.提起两前柱
2.提起两后柱,两前柱卸载,顶梁6.推动滑动梁带着两前柱前移
落在托梁上
3.推进缸推动顶梁带着后柱前移7.落下两前柱,支撑顶板
4.落下前后柱,支撑起顶板8.前移托梁,完成一个动作循环
一、移架质量要求：
1、顶梁必须平直、不的出现偏扭。
2、柱子前后柱排列成一条直线，并根据煤层顶地板倾角形成90度夹角，并视情况放有1—3度的迎山角。
支架初撑力不的小于980KN。
3、移端头架时必须采用单体支柱支护托梁端头，但托梁与顶梁不的出现密贴。
二、放煤：
采用人工放煤，风镐破煤刮板运输的放煤工艺。
三、放煤口设置：
放煤口的间距取决于夸落顶煤的物理学性质和煤口的结构，使顶煤能从其自然面滑落到输送机槽帮内，煤口设置高度取0.3—0.5m左右；而煤口宽度以煤流畅通速度不大于输送机链速为限，大于或等于0.6*1m2。
放煤口间距取2m左右，即每个两架支架为一个放煤口。
若有大块煤堵塞放煤口时必须采用风镐破煤将其疏通。
严禁人员进入采空区放煤或破煤。
四、移溜：
采用单体柱整体推移，并在回风巷使用回柱绞车牵引溜子防止移溜时溜子整体下滑，移溜必须保持整台一条直线，上下起伏不许超过2度。
机头和机尾必须采用单体柱支撑固稳。
五、移托梁：
必须排除各管路的积压现象，托梁与定梁之间必须保持不下于20mm的间隙，移梁时必须保持平直。
六、放煤步距=0.15—0.2m*放煤高度。
如：
放煤高度取10m，放煤步距侧等于0.15或0.2乘上10=1.5或2m也就是2到3个循环放一次煤，主要是根据放煤高度来确定放煤步距。
（三采一放）
第三节采煤工作技术要求
一、工作面所有支架必须整体深入煤壁之中，支架梁头必须紧贴煤壁。
支架前端最大空顶距不得超过0.2m。
二、发现支架有歪扭和顶梁不平时应及时处理。
三、严格控制采高和采深，取大采高不得超过支架最大高度减去100mm（即2.3m）最小采高不得小于支架最小高度加上100mm（即1.7m）。
最大采深不得超过一个步距（即0.8m）。
四、放炮后第一工序要确保顶梁前移到煤壁。
严禁空顶作业和在支架前方放顶煤。
五、如局部出现前方顶梁不到煤壁时，必须及时采取在顶梁与煤壁之间用木板或圆木接顶充填的方法解决空顶问题。
如出现片帮时，必须采取措施护帮，防止事态扩大或伤人。
六、支架初撑力必须达到980KN，当班值班人员必须时时检查支架的受力及歪扭情况。
发现问题急时处理，不许将隐患移交给下一班。
七、运输机巷的刮板运输机拆出和工作面刮板运输机的拆装，由当班机修工配合当班作业人员共同完成。
第四节放煤工艺
1、如遇大块煤冒落，堵塞放煤口形成骨架起拱时，必须及时用风镐将大块煤破碎，疏通放煤口或调整支架高度，破坏形成骨架结构的措施。
保持放煤口坡度为70度—80度能自溜出煤。
2、放煤口间隔距离为3—5m当放煤高度超过支架高度时，不论放出的是煤是矸石，必须立急关闭该口。
在距该口3—5m处，重新开口放煤。
按此多次循环放煤，直到放出矸石关闭放煤口，严禁长条形整体放煤。
第五节设备配置
1、采煤工作面设置一台SGB-520/22型刮板运输机，主要承担工作面开帮煤和放顶落煤的运输。
2、工作面运输机平巷设置一台SGB-520/22型刮板运输机和三台DTL80/20/30的带式输送机，相互转截交接运送采区煤炭至主井集中运输巷。
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、支架支护强度计算
Q=k*g*h*r
Q——支护强度
K——6—8系数
g——9.81
h——采高为2.4m
r——顶板岩石容重2.5
Q=8*9.81*2.5*2.4
=0.4788mPa
二、支架的工作阻力计算
P=Q（L1+L2+a）β
式中
P——支架工作助力KN
L1——支架长度m
L2——方转梁长度m
a——支架的梁端距m
B——支架的宽度m
Q——支架支护顶板所需的支护强度0.4788mPa
P=0.4788*（2.6+0+0.25）*1
=1365KN
经计算结果，及工作面煤层赋存情况结合我矿开采方法，采煤工作面支架选定为ZH2000/16/24Z型整体顶梁集中控制的悬移液压支架，可满足我矿生产及安全需要。
该支架的主要技术参数见下表。
二、支架主要技术参数表
序号
名称
单位
规格型号
备注
1
支架型号
整体
ZH2000/16/24Z
有上下挡矸板
2
支架最高度
mm
2400
3
支架中心距
mm
1000
4
支架长度
mm
2600
5
移架步距
mm
800
6
初撑力
KN
980
7
工作助力
KN
2000
8
液控立柱直径
mm
φ125
加φ360柱鞋
9
支护强度
MPa
845
10
适应煤层倾角
度
∠25°
11
操作方式
集中液压控制
立柱本架操作，顶梁邻架操作
12
额定供液压力
MPa
20
每架
第二节工作面顶板管理
本工作面采用ZH1600/16/24Z型液压支架管理顶板，采空区采用自然跨落法。
1、工作面顶板管理要求
（1）保证乳化液浓度符合2%的要求，液压泵站压力不低于15MPa。
（2）煤壁要求采直，顶底板无台阶。
（3）支架梁上的浮煤、活炭活矸必须使用长钢钎及时清理，确保支架接顶严密。
（4）加强工作支架检修质量，保证支架不漏液，不窜液、支架状态完好，初撑力和工作阻力符合要求。
2、端头支架和安全出口的管理
上、下两个端头分别用单体柱加铰接顶梁或π型梁，交错迈步对顶板进行支护，替换原矿工钢。
如顶板破碎时应进行密集柱支护，或加木垛加强顶板管理，并且距开切眼20m范围内采用双排液压支柱进行超前支护（超前支护不低于20m）。
两个安全出口高度不得低于1.8m，不准出现断梁折柱，并且无杂物堆积，确保行人畅通。
附工作面超前支护图。
3、采空区处理为顶板全部跨落法。
在距顶板初次来压步距预计值15m时，停止放煤，并加强上下巷道支护，加密工作面支柱注液次数，保证支架状态完好，初撑力和工作阻力符合要求。
同时班班密切注意顶板压力变化情况，发现异常，立即组织全体人员撤到安全地点，确保顶板跨落期间的安全。
第三节顶板初次来压与周期来压前的技术要求
一、放顶煤工作面推采到顶板初次垮落前不少于8m时必须暂停回收放顶煤，使支架上方及后方都有煤体掩盖，前方紧贴煤壁，待顶板初次垮落完成后，再继续回收落顶煤。
但必须保持支架深入煤壁中和后方落顶煤超过支架高度1m以上，防止周期来压时冲击支架。
二、顶板初次来压和周期来压前，工作面顶部和支架顶梁必须保证基本平直，避免造成支架偏截压力分配不均的现象。
（前后左右高低差不得大于50mm。
若满足不了可采取填垫木料措施，）所有支架初撑力必须保持相等（980KN）。
三、顶板初次来压和周期来压前，必须安排专人急时对支架实行循环注液。
使所有支架初撑力始终满足要求。
四、顶板初次来压和周期来压期间，必须安排负责安全、生产、技术人员实施专人盯岗，如有险情，急时撤出作业人员。
五、顶板初次来压和周期来压期间，最大限度做到工作面不停产，并在安全的前提下，加快推进度。
六、顶板初次来压和周期来压期间，必须加强上下安全出口，尤其是端头支护，保证其畅通无阻。
七、电钳工、机修工、乳化液泵工等各工种及带班人员，必须在井下就餐，尽职尽责地在指定地点值守，不得擅离职守，违者重处。
第四节上下安全出口及端头支护管理
工作面上下出口20m及端头4m范围内，有运输及机头与机尾也是工作面人员出入的通道，必须按相关安全措施实施。
而该地段控顶面积较大，回风巷与运输机巷，支护不当时，易形成离层，在加上刮板运输机经常移动，为了有利出煤还要拆出运输巷上帮的柱退，减弱了巷道支架的支撑能力，所以该处最易产生局部冒顶。
因此上下端头各长4m地段必须采用三排顶柱加强支护。
上下端头支护采用单体液压支柱，与∏型钢梁相结合使用，上端头上方第一架支架及下端头下方第一架支架与回风巷、运输机巷、内支架的距离不大于0.5m。
端头支护工作业时，首先应清理好工作场地、管路和电缆严禁将管路电缆等置于不便拆出的位置。
支护时应注意好垫板、顶梁与支柱的垂直度以防支柱及顶梁倒塌伤人，同时应监视好相邻支柱及顶板的完好情况。
拆柱时应先观察好作业人员所在位置的安全情况。
由里向外逐架拆出，同时严禁站立在刮板运输机上作业。
附工作面布置图
104D
104D
第四章生产系统
第一节运输系统
从采煤工作面到地面储煤仓的主要煤炭运输设备设置及煤炭流程工艺如下：
一、采区煤炭运输设备的设置及煤流工艺
1、采煤工作面设置一台SGB-520/22型刮板运输机，主要承担工作面开帮煤和放顶落煤的运输。
2、工作面运输机平巷设置一台SGB-520/22型刮板运输机和三台DTL80/20/30的带式输送机，相互转截交接运送采区煤炭至主井集中运输巷。
3、主斜井设置一台DTⅡ-800的带式输送机，从井底落平点把煤炭直运出井。
二、工作面材料供应及设备设置
轨道上山暗斜井绞车硐室设置一台JT（B）-0.8×0.6型的提升绞车承担提升运输。
设备材料副井口为斜坡甩车场，井底及轨道上山下车场为平车场布置，铺设15kg/m钢轨及ZDK615型标准道岔，配备MF0.7/6A型侧卸式矿车及MP1-6A型平板车和MC1-6A型材料车。
承担井下所需的材料、设备、煤岩、矸石的出入井运输。
人员出入井从主井步行。
材料、设备由副井下放到井底，经人力推车到轨道上山下车场，再由轨道上山提升绞车提升转运到各需要点使用。
需要升井的机电设备、各种材料等，经轨道上山下放到运输平巷，经人力推车到副斜井井底车场，由副井提升绞车提升出井。
分别运往矸石场（存放），车间（检修）、料场堆放。
第二节“一通三防”与监控系统
一、通风方式及通风系统的选择
本矿井通风为机械抽出式，矿井通风系统为中央并列式。
其主要风路为：
主、副斜井进风，经井底车场——104D运输大巷104D工作面——104D回风巷——风井——引风道抽出。
二、工作面风量计算
1、按工作面每班工作最多人数计算
Q=4×30
=120m3∕min
2、按低瓦斯（二氧化碳）矿井计算
Q=T·q·K
=100（67）×1.25×1.35
=168.75m3∕min
3、工作面温度计算：
Qcj=60×VC×S×K（放顶煤工作面）
=60×1.5×5.7×0.9
=461.7m3∕min
4、按炸药用量计算：
Q=25A=25×20=500m3∕min
式中A—采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，Kg.
5、确定工作面实际需要风量为500m3∕min。
附通风系统图
第三节井下防灭火设施的设置
褐煤有自然发火的危险。
为防止本矿在开采过程中煤层自然发火的危害。
在风井口地面建设了个容积为260m3的高位水池。
同时建设一个能满足小时灌浆量为30m3/h的泥浆绞拌池。
铺设了条从泥浆绞拌池直通采煤工作面的直径为φ89mm的泥浆输送专用管道。
将地面制好的泥浆。
利用其自然落差压力。
（900KPa）管道内泥浆流速V0=1.12（m/s）。
对采煤工作面采空区及需要灌浆的巷道，实施黄泥灌浆封闭灭火。
104D工作面总面积14770平方米，因我工作面属于采煤方法为放顶煤采煤，顶板垮落比较严实，防灭火灌浆量在总面积的10%左右，灌浆量为7300m³左右。
附供水施救系统图
第四节工作面粉尘防治设施的设置
根据邻近矿井对本煤层作煤尘爆炸试验的鉴定资料得知，本矿开采煤层所产生的粉尘“有爆炸性”。
在风井和副井地面共建设了两个容积分别为200m3和260m3的消防水池。
铺设了分别从水池经副井、主井和风井到井下各巷道及采掘工作面直径为φ=76mm的消防管网。
沿途每隔50m设置一个放水阀门，为各防尘点提供水源，在各转截点及采掘工作面设置了喷雾装置。
防止粉尘的产生。
工作面采用湿式煤电钻打眼，水炮泥放炮，防止粉尘飞扬。
定期冲洗巷帮。
避免尘积过多而引发的次生害发生。
同时按设计要求在采掘工作面上下出口巷道内设置隔爆棚4组。
另外，在职工劳动保护方面，增发防尘口罩，督促职工实施个人防护。
第五节井下安全监控系统的设置
本矿虽属低瓦斯矿井，为预防和防止井下引发煤层自然，煤尘瓦斯爆炸，保证矿井和作业人员的人身安全，本矿按设计及安全专篇的要求，在本矿井下设置了一套KJ104XN型的安全生产监测系统。
该监测系统由地面主站和KJ104XN井下分站KJ104XN-F11及各监测点的传感器等组成。
104D工作面其传感器安设如下表：
序号
安装地点及名称
单位
报警值
断电值
复电值
1
104D工作面甲烷传感器
%
1
1.5
1
2
104D工作面进风巷甲烷传感器
%
0.5
0.5
0.5
3
104D工作面回风巷甲烷传感器
%
1
1.5
1
4
104D工作面温度传感器
℃
30
30
30
5
104D工作面一氧化碳
百万分之PPM
24
24
20
6
104D工作面风速传感器
米/秒
8
8
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第六节排水系统
经计算，本矿现已安装的水泵在20小时内的排水能力为920m3。
在正常情况下，单台水泵工作便可满足设计要求，其余3台可作为应急备用水泵。
其排水能力以工作水泵相等。
排水管路为两趟φ=95的热轧无缝钢管，泵房内两趟管路并拢闭合布置。
通过调整闸阀可实现互为替换，也可两趟管路同时排水，实施应急抢险。
其104X工作面的水流路径为104X工作面经104X运输机巷—运输机上山—溜煤上山—集中运输大巷—沉淀池—水仓—水泵抽出地面。
第七节矿井供电
本矿地面10KV配电室内共设置XGN-12各型高压开关柜10台，GB-450KV2r电容器柜一台，分别将10KV电源供往井下及地面各变配电点。
其中两趟10KV电源经主井送往井下中央变电室经两台SGBZ-315变压器，变为660V后，分别送往中央泵房，和各用电点及
第八节井下通讯
一、通讯
因为我矿工作面和运输采用刮板机和皮
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