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采矿课程设计说明书
课
程
设
计
说
明
书
目录
摘要5
第1章采区地质情况5
1.1采区概况5
1.1.1采区名称位置采区边界范围5
1.1.2采区煤柱6
1.2.1采区可采煤层赋存情况6
1.2.2顶板岩层性质厚度6
1.2.3地质构造7
1.2.4瓦斯煤尘自燃8
1.2.5水文地质9
1.2.6煤质10
第2章采区储量与生产能力11
2.1采区储量11
2.1.1储量计算:
11
1.工业储量11
2.2采区生产能力12
2.2.1回采工作面年生产能力12
2.2.2采区服务年限........................................................................13
2.2.3采区服务年限14
第3章采区方案设计14
3.1采煤方法的选择14
3.1.1选择采煤方法的制约因素15
3.1.2采煤方法的选择16
3.2采区巷道布置16
3.3巷道断面设计17
3.3.1巷道断面设计应满足的条件17
3.3.2巷道断面的选择17
3.3.3巷道断面尺寸的确定18
第4章回采工艺22
4.1落煤22
4.1.1落煤方法:
22
4.1.2、采煤机主要技术特征22
4.1.3采煤机进刀方式22
4.1.4采煤机割煤方式23
4.1.5选择和决定回采过程中使用的机械设备24
4.2支护25
4.2.1支架选型及规格的确定25
4.2.2工作面支架布置方式25
4.3采空区处理方法26
4.3.1确定采空区处理方法27
4.3.2确定控顶距及放顶距,以及特种支架形式28
4.4采煤工艺28
4.5生产技术管理29
4.5.1作业形式:
29
4.6安全技术措施31
4.6.1煤柱的一般规定31
4.6.2、瓦斯爆炸的措施31
第1章采区情况
1.1采区概况
1.1.1采区名称位置采区边界范围
本采区为韩城煤业象山矿北二采区位于矿井最北部由现开采的北一采区西部和北部两部分构成,其具体范围为:
东部以设计的+150m北大巷煤柱及星火煤业井田深部边界为界,
南部以红旗渠北干渠保安煤柱和2313及2325切眼连线的采区煤柱线为界。
西部以象山井田规划的深部边界为界,
北部边界,即坐标点:
5#煤层:
以可采边界线及纬线3931800m为界。
1.1.2采区煤柱
采区四周各留设米煤柱为保护煤柱和边界煤柱,区段之间留设米保护煤柱。
1.2采区地质情况
1.2.1采区可采煤层赋存情况
1.2.2顶板岩层性质厚度
伪顶:
在本采区大部分范围内,煤层有伪顶存在,仅30、S12、135、145号钻孔一带无伪顶,岩性为泥岩,厚度0.50~1.0m,一般0.70m,其上有一层煤线与直接顶相隔,煤线厚度0.05~0.15m,一般0.10m。
直接顶:
主要由中、细砂岩组成,北部区域岩性较稳定均为河床相中砂岩,南段小部分为粉砂岩,但厚度变化较大,在1.80~4.0m之间,一般2.50m左右。
直接顶单向抗压强度24.9Mpa;岩层强度指数1.97Mpa;初次跨落步距7~9m;稳定性为不稳定;顶板分类为1b。
基本顶:
主要由细砂岩及中砂岩组成,区域岩性变化不大,岩性致密坚硬,厚10~15m,一般在13m左右。
基本顶初次来压步距8~10m;充填系数0.7~0.9;稳定性为中等稳定;来压当量649KN/m2;显现程度不明显;分类为Ⅰ级。
直接底:
主要由粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成,岩性及厚度较稳定,厚3~5.0m,一般4.0m左右,其详见煤岩层对比图BC-Ⅻ。
煤层底板单向抗压强度27.8Mpa;底板类型极软,分类为Ⅰ类。
上述5号煤层顶、底板分类测试数据为北采区2502工作面的顶、底板样测试结果,5-2底板岩样数据未测试。
1.2.3地质构造
该区地层整体上呈东高西低的单斜构造,地层走向近南北向,倾向近正西向,倾角-2o~8o,一般3o~5o。
在地层走向上,该采区正好处于一个宽缓倾伏向斜构造的轴翼部,其轴向近东西向,向近正西向倾伏。
根据北一采区构造展布特点,结合矿井地质构造总体规律,运用地质构造预测理论,现将北二采区的构造预测如下:
一是预计整个采区NW向断层相对较为发育,呈带状、斜列式展布,断距2~5m不等,个体断层延伸50~250m,预计将会出现四组断层带,延伸400~600m,各带之间间距400~500m,对采掘设计影响较大。
二是该采区西北部发育NE、NEE向构造带四组,一般也呈斜列式展布,个体断层落差1~4m,延伸30~200m,各带之间间距350~450m,断层带延伸较短,对煤层有一定破坏。
但越接近深部大断层带,次一级构造越发育。
其三,该区还存在NWW、NNW向断层,仅NWW向断层较发育,成带、成组分布,断距一般1~3m,延伸不长,一般在30~150m,对煤层完整性破坏较为严重,尤其对倾斜条带布置工作面危害很大,不利于正常开采。
1.2.4瓦斯、煤尘、自然
(1)瓦斯
根据矿井北采区瓦斯涌出量归纳分析,3号煤层回采面瓦斯相对涌出量与埋深的相关关系为W工作面=32.576-0.068H,相关系数为0.84。
3、5号煤层掘进工作面瓦斯绝对涌出量与埋深相关关系式分别为:
W掘进工作面=1.91144-0.006195H,W掘进工作面=3.997-0.014H相关系数分别为0.94、0.91。
3号煤层钻孔瓦斯含量与其底板高程的相关关系Wq=20.05-0.05H相关系数0.897。
钻孔煤层瓦斯含量与机械化采煤面绝对瓦斯涌出量之间有数学倍数关系。
3号煤层1.5-2.5倍,5号煤层1.8-4.6倍。
根据上述瓦斯资料的计算分析,结合北一采区的煤岩层构造赋存条件,认为北二采区的瓦斯地质条件与北一采区瓦斯地质赋存条件基本相似,不同之处就是北二采区3号煤层厚度较稳定,而5号煤层在采区的北部较薄且有尖灭现象,平均厚度低于北一采区。
从周围开采释放瓦斯的角度讲,采区东南部的煤层已开采,瓦斯已有释放空间,但当采区工作面直接进入了矿井较深部位时瓦斯涌出量将较大。
根据上述地质条件和已采区测定计算数据并依据钻孔瓦斯资料,现结合瓦斯地质预测方法分析计算,预计3号煤层各采面绝对瓦斯涌出量为8-18m3/min,相对瓦斯涌出量11-19.6m3/t,而5号煤层各采面绝对瓦斯涌出量在11-32m3/min,相对瓦斯涌出量13-23.7m3/t。
近年补勘的地质钻孔609、610两孔测定的瓦斯含量数值很低,3、5号分别为3.88、1.72,2.43、1.48,出现瓦斯低值异常带,与按煤层底板高程预计的瓦斯含量值有一定的偏差。
(2)煤尘
根据1979年辽宁抚顺和重庆煤研所测试,3、5号煤层煤尘均有爆炸危险性,爆炸指数分别为22.6%和19.9%。
(3)自燃
2003年7月14号由重庆煤炭科学研究院对3、5号煤层自燃倾向等级进行了鉴定,结果为不易自燃发火属三类。
但在5号煤层曾于1999年8月17号和在北采区2504回采工作面回风联巷及2005年2月20号在2509回采工作面初采阶段发生过煤层自燃及烟雾现象。
1.2.5水文地质
该采区3号煤层顶板及上覆石盒子组各含水层,为砂岩裂隙弱含水层,以静储量为主,各含水层之间水力联系较差,透水性不强,加之地表地形径流条件较好,渗透有限,补给不足,在采区的西南部边界外侧有居水河通过,河流穿越了各含水层,对含水层有补给现象。
此外,采区的西南部边界地段有一石羊沟,沟内常年流水,水量一般在15m3/h左右,预计开采后塌陷裂缝易造成溪水断流或者导入采区工作面。
基于以上两种因素分析,预计在北二采区西部开采时顶板砂岩孔隙裂隙涌水量较大,水文地质类型为中等,对正常采掘工作影响很大,必须切实加强防治水技术工程管理工作,把水害对生产经营的影响降低到最低程度。
而在东南段3、5号煤层已回采,上覆砂岩裂隙弱含水层水大多已被释放,使其紧邻已采区工作面的涌水量有所减小,因而预计的采区工作面东段涌水量偏大。
根据设计意图运用裘布依计算公式还计算了沿3、5号煤层巷道涌水量,但对北大巷延伸及石门巷道未计算涌水量。
本次预计涌水量基本能够反映采区工作面的涌水量情况,须说明的是某一时间采区涌水量的大小取决于开采顺序及位置。
另外,奥灰岩为岩溶裂隙强含水层,本矿各煤层均在+370m标高以下承压开采,但大范围的突水系数一般小于0.6,西部边界很小范围的突水系数在临界值左右,可以安全开采。
1.2.6煤质
该区3号煤层全部可采,煤层无夹矸,结构简单,属稳定的中厚煤层,局部夹薄煤层,厚度0.85-1.87m,一般1.56m左右,煤种为贫煤(P),煤质较硬,呈块状,层理明显,煤岩类型为半亮型煤,以亮煤为主,中夹暗煤条带。
原煤灰份(Ag)在采区南部609、610号钻孔附近含量在25%以上,占采区面积的50%,其中609号钻孔灰份(Ag)最大41.61。
东部及西部小范围一般在20%以下;硫分(SQg)含量一般在0.5%以下,仅北部边界附近的178号钻孔含量0.77%;发热量(QDWf)6457K/kg,该煤为中灰-高灰、低硫或特低硫、高发热量、高熔灰份煤
5-1号为主采煤层,大部分可采,属较稳定的中厚煤层,厚度0.8-3.77m,一般2.50m,该采区5号煤层煤岩类型为半亮型,煤质较硬,硬度系数为0.2-1.1,一般0.6-0.8。
煤种为贫煤,无粘结性原煤灰分(Ag)大部分范围在25%以上,其中609号钻孔灰份(Ag)最大39.26%,仅146、187、132号钻孔附近在20%以下;硫分(SQg)含量一般在0.50~2.50%之间,且自东北部向南部有逐渐增大的趋势,在东北部最小为0.5%左右,在西南、东北部的187、610、146、131号钻孔附近在0.50%左右,中北部大部分范围在1.0~1.50%之间。
发热量(QDWf)7000K/kg左右,该煤属中灰、中硫-高硫、高发热量、高熔灰分煤。
第2章采区储量与生产能力
2.1采区储量
2.1.1储量计算:
1.工业储量
储量计算公式为:
Q=S×M×R/COS
式中
----储量(万t)
----煤层面积(m2)
----煤层厚度(m)
2.可采储量
回采要求:
中厚煤层不应小于80%,薄煤层不应小于85%
2.2采区生产能力
2.2.1回采工作面年生产能力
(t/a)
本采区采用综合机械化采煤工艺,工作制为三、八制,每个班既要采煤,也要采空区处理,双向割煤往返一次割两刀,截深为0.8m,工作330天Z=160米,工作面的回采率取
=0.97
所以年推进度0.8×330=240m
由
2.2.2采区生产能力
采区生产能力的煤主要来自回采工作面。
掘进出煤一般为5%~10%。
(万吨/年)
设计采区为三层煤,平均厚度为2.5米,倾角为5.2°,将两条上山(运输上山、轨道上山)都布置在煤层中,采用单翼开采,采用单工作面实行后退式开采,掘进出煤率取B=1.1,工作面产量不均衡系数K取1。
所以
2.2.3采区服务年限
一、煤柱损失保安煤柱的留设:
(1)各主要大巷两侧留设40m保护煤柱。
(2)采区单巷布置,各工作面之间留设20米保护煤柱。
结合本采区的具体情况按以上方法可计算得到采区服务年限T与采区生产能力A的关系如下:
第三章采区方案设计
3.1采煤方法的选择
采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。
它的选择应该结合具体地质条件和技术条件,综合考虑高产、高效、材料消耗少,成本低、便于管理等因素。
设计时应尽量采用行之有效是先进技术,积极提高机械化水平。
采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况,采用合理的采煤方法。
我国常用的几种中厚煤层采煤
3.1.1选择采煤方法的制约因素
①采区煤层赋存状况及地质条件
②开采水平的划分和采区巷道布置
③现有技术及设备
④采区储量、生产能力及服务年限等
3.1.2采煤方法的选择
本设计采区根据本采区的实际情况,采用走向长壁高产高效,便于管理。
3.2采区巷道布置
(一)采区走向长度
工作面长度和工作面数目
采区形式
采区内在煤层下部煤层中布置运输大巷,作为整个采区的主要运输巷道。
各分带通风行人巷由顶板绕道与运输大巷相联通。
采区内走向长壁开采。
回风大巷布置在采区上部。
抽出式通风。
采区形式为双翼同时开采。
(二)采区上山的布置
采区布置两条上山,运输上山、轨道上山。
根据服务年限,将两条上山布置在煤层中。
(三)区内煤层开采顺序:
先采下边界工作面,然后一次往上边界开采。
3.3巷道断面设计
3.3.1巷道断面设计应满足的条件
1.保证人员通行安全;
2.合理布置该断面的管路及电缆等;
3.断面能过最大风量时,不得超
4.不得小于《煤矿安全规程》规过《煤矿安全规程》规定的风速;
5.按水量要求,设置水沟;定的最小净断面和最小净高度;
6.满足其它要求,如需在巷道一侧堆放坑木和材料或安装其它设备等。
3.3.2巷道断面的选择
1选择断面形状应考虑的素
1)巷道所处的位置及围岩的物理力学性质、矿山压力的大小及作用方向;
2)巷道的服务年限和用途;
3)巷道的支护式和支护材料;
4)施工技术及其装备的情况;
5)邻近矿井同类巷道断面的断面形状及其维护情况等。
当巷道围岩比较稳定,矿山压力不大,服务年限不长时,一般宜选用矿用式字钢支架、锚杆或钢筋混凝土支架进行支护,其断面形状一般为梯形或矩形。
如采区内的准备巷道和回采巷道。
当巷道围岩不太稳定,矿山压力较大,且服务年限较长时,一般宜采用锚喷、混凝土砌碹或U型钢可伸缩性支架进行支护,断面形状一般为拱形、圆形或椭圆形。
设计运输石门位于岩石中,顶板压力较大,服务年限较长且巷道围岩比较稳固,为了减少一使用过程中掘进费用和维护费用,多采用拱形断面。
拱形断面一般包括半圆拱、圆弧拱和三心圆拱形。
在目前条件下多采用半圆拱。
2方案比较
1)半圆拱形断面:
目前开拓、准备巷道和硐室普遍采用的断面形状,多在顶板压力大,侧压小,无底鼓的条件下使用。
2)圆弧拱形断面:
由于光爆锚喷支护的推广,拱部成形好,施工方便,多用于准备巷道。
当跨度较大时,较半圆拱形断面利用率高。
3)三心圆拱形:
与半圆拱形相比,拱顶承压能力差,但断面利用率高,适用于围岩坚硬的开拓巷道,上(下)山和硐室。
综合以上地质条件及方案比较:
本采区由于服务年限较长,且布置在煤层中,采用锚喷支护,开拓巷道顶压大,故该设计采区考虑用半圆拱形断面的运输大巷。
3.3.3巷道断面尺寸的确定
巷道断面净尺寸,应根据该巷道内运行车辆或其它运输设备的最大轮廓尺寸以及架设管线、行人、设备的运送、安装、检修和施工要求等因素确定,并应按通风要求进行验算。
a)巷道断面净宽度的确定
巷道净宽度是运输设备的最大轮廓尺寸,《煤矿安全规程》所规定的人行道宽度以及有关的安全间隙相加之和。
首采工作面年产万吨,采用900㎜轨距,双轨中心距为1800㎜的双轨巷道。
600mm架线式电机车牵引。
1.0t固定式U型㎜,非人行侧宽a=500㎜。
设计采区彩双轨巷道布置,因此巷道净宽度:
B=a1+b+c1
B——巷道净宽度,㎜;
a1,c1——分别为非人行侧和行人侧轨道(或输送机)中线到巷道墙之间的距离,㎜;
b——轨道(或轨道与输送机)中线之间的距离,㎜;
b)拱形巷道净宽度:
H=h3-hb-h0
式中:
H——巷道净高度,㎜;
——墙高,㎜;
——从巷道底板到道碴面的高度,由铺轨参数确定,㎜;
——拱形巷道拱高,㎜。
(1)拱高:
半圆拱形巷道拱高为巷道净宽度的一半,
(2)墙高:
为了满足行人安全、运输通畅,设备运送,安装和检修的需要,拱形巷道墙高在一般情况下可以参照表3-3-1中公式进行计算。
表3-3-1拱形巷道净高计算参照表
c)确定巷道壁高h3:
1按架线式电机车导电弓子要求确定h3:
h3≥h4+hc-
㎜;
2按管道装设要求确定h3:
h3≥h5+h7+hb-
㎜
h5——渣面至管子底高度;
h7——管子悬吊件总高度;
m——导电弓子距管子间距;
b2——轨道中线与巷道中线距离;
D——压气管法兰盘直径。
d)确定巷道断面面积S:
巷道设计掘进宽度:
B1=B+2T.
巷道设计掘进高度:
H1=H+hb+T
巷道设计掘进断面面积:
S1=B1×(0.39B1+h3)
巷道净断面面积:
S=B×(0.39B+h3)
e)水沟布置
(1)水平巷道及小于16°的倾斜巷道的水沟,一般布置在行人侧,当非行人侧有适当的空间时,亦可布置,但应尽量避免穿越轨道或运输机。
(2)在水平或倾斜的砌碹巷道,可将沿水沟一侧的巷道基础加宽50㎜以上,以便搭设水板顶面与道碴面齐平。
(3)旱采水沟坡度应于巷道坡度一致,考虑到流水畅通,平巷的坡度不应小于3‰,巷道横向水沟坡度不应小于2‰,采区巷道坡度不宜小于4‰。
(4)在确定水沟最小流速时,应不使煤泥等杂物沉淀,其值不应小于0.5m/s;混凝土砌筑时的最大流速为5~10m/s。
矿井涌水量90.01~280.12m*3/h。
现在采用水沟坡度3‰,得水沟深500,宽500,水沟面积0.25。
管子悬挂在人行道一侧,电力电缆挂在非人行道一侧,通信电缆挂在管子上方。
第4章回采工艺
4.1落煤
4.1.1落煤方法
本采区采用走向长壁采煤法,使用双滚筒采煤机割煤,工作面端头割三角煤斜切进刀方式,双向割煤往返二次割三刀,截深0.8米。
根据本采区首采面设计生产能力为93.3万吨,采煤机MG200交变频牵引双滚筒。
4.1.3采煤机进刀方式
方案比较:
(1)直接推入法进刀:
分析:
其过程与单滚筒采煤机直接推入法进刀相同。
因该方式需提前开出工作面端部切口,而且大功率采煤机和重型输送机头(尾)叠加在一起,推移困难,固而很少采用。
(2)综采面中部斜切进刀
分析:
中部斜切进刀方式可以提高开机率,适用于较短的综采面,采煤机具有较高的空牵引速度;工作面端头空间狭小,不便于采煤机在端头停留并维修保养;采煤机装煤效果较差的综采面。
但是采用该方法,工作面工程规程质量不易保证。
(3)滚筒钻入法进刀
分析:
钻入法进刀要求采煤机滚筒端面必须布置截齿和出煤口,滚筒不用挡板,若用门式挡煤板,钻入前需将其找开,并对输送机机槽,推移千斤顶,采煤机强度和稳定性都有特殊要求,采高较大时不宜采用。
(4)工作面端部斜切进刀
分析:
综采面斜切进刀,要求运输及回风平巷有足够宽度工作面输送机机头(尾)尽量伸向平巷内,以保证采煤机滚筒能割至平巷的内侧帮,并尽量采用侧卸式机头,若平巷过窄需要人工开切口。
综合考虑:
本采区工作面的采煤机进刀应采用工作面端部斜切进刀。
4.1.4采煤机割煤方式
采煤机往返一次割两刀,双向割煤,采高平均为2.5米。
4.1.5选择和决定回采过程中使用的机械设备
根据本采区的生产能力及地质条件,煤层赋存情况,选用综合机械化采煤法,即:
落、装、运、支、回五个主要的生产工序全部选用机械化,选用设备详见下表4-2
4.2支护4.2.1支架选型及规格的确定
i.架型的选择:
由于该采区地质构造简单,赋存稳定,底板平整且没有影响支架通过的断层,但由于下层煤的顶板将受到采动影响,煤层顶底板均为泥岩,属于中等稳定较差顶板,老顶属于Ⅱ级,老顶来压明显。
。
ii.液压支架参数的确定:
1).支护强度和工作阻力的估算:
支护强度的估算
K——作用于支架上的顶板岩石系数,一般取5~8,当顶板条件较好,周期来压明显时,取下限,否则取上限;
H——平均采高;
——顶板岩石的密度,取
/m3
2)支架工作阻力P应满足顶板支护强度:
Kg/m3(4-2)
其中F——支架支护的面积;F的计算如下:
(4-3)
L——支架的顶梁长度,取2.0m;
C——梁端距,取300mm;
B——支架的顶梁宽度,取1.5m;
K——支架的间距取0.15m;
对于掩护式支架,由于受到立柱倾角的影响,支架工作阻力小于支架立柱的总阻力,工作阻力与支架立柱的总工作阻力的比值,称为支架的工作效率
。
所以支架立柱的总的工作阻力
为
,KN(4-4)
对于支撑掩护式和掩护式支架取
=80%左右。
iii.初撑力
初撑力的大小是对于支架的工作阻力而言,并与顶板的性质有关。
对于不稳定和中等稳定的顶板,为了维护机道上方的顶板,应取较高的初撑力,约为工作阻力的80%;对于稳定的顶板,初撑力不易过大,一般不低于工作阻力的60%左右。
支架的调高范围
支架最大结构高度
(4-5)
支架最小结构高度
(4-6)
式中
——煤层最大、最小采高,m;
——伪顶冒落得最大厚度,一般取0.2~0.3m;
_____顶板周期来压时的最大下沉量,移架势支架的下降量和顶梁上、底座下的浮矸、浮煤厚度之和,一般取0.25~0.35m;
设计采区最大采高为3.0m,最小采高为2.1m,所以选用支架的高度必须计算范围内,。
4.3采空区处理方法
4.3.1确定采空区处理方法
随着采煤工作面的不断向前推进,顶板悬露面积越来越大,为了工作面的安全和正常生产,就需要及时对采空区进行处理。
由于顶板特征,煤层厚度和保护地表的特殊要求等条件不同,处理采空区的方法有全部垮落法、充填法、留煤柱支撑法、顶板缓慢下沉法,但最常用的是全部垮落法。
全部垮落法,当工作面从开切眼推进一定距离后,撤除工作空间以外的支架,使直接顶自然垮落,有时需配合切顶支柱或强制放顶,以后随着工作面的推进,每隔一段距离就按计划回柱放顶。
这样可以减少工作面的控顶距,而且由于顶板垮落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区,从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。
故本采区采用全部垮落法处理采空区较为合理。
4.3.2确定控顶距及放顶距,以及特种支架形式
控顶距、放顶距根据采煤机及液压支架型号确定。
根据采煤机的最大移动步距,工作面最大控顶距为5700㎜,最小控顶距为4900㎜。
端头支护:
工作面上、下采用锚梁网支护,端头液压支架护顶。
4.4采煤工艺
采煤机工作面生产能力:
Q采=60MBRKVC(4-7)
式中:
M,B——工作面采高,截深;
K——工作面的回采率取0.97;
R——容重1.34t/m3
VC——采煤机实际牵引速度,一般取2m/min
年产93.3万吨,所以日产量为:
所以本采区每小时出煤
在选用机械化采煤的工作面,其工艺过程简化,设计时应注意设备的配套,以采煤机的生产能力为主要依据,而其它配套单机(如运输机、转载机等)的生产能力应略大于采煤机的生产能力。
选择综采工艺,即在综合机械化采煤,选用性能优良的较大功率的采煤机,强力刮板输送机,放顶煤支架及其他配套设备进行生产。
选择理由为回采功效高,生产安全等优点。
采煤工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面:
(1)落煤使用双滚筒采煤机割煤,双向割煤往返两刀,上行割煤、移架、推移输送机,下行重复上行时的工序,截深0.8m。
(2)装煤采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中,浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。
(3)运煤由刮板输道机经转载机胶带输
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