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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