煤矿瓦斯治理方案.docx
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煤矿瓦斯治理方案
前言
一、瓦斯治理原因
为贯彻落实全国安全生产的方针,深入开展煤矿安全生产治理行动,推进煤矿瓦斯综合防治工作体系建设,进一步深化我矿瓦斯治理,防治瓦斯事故的发生,确保煤矿安全生产,根据贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭工业局《关于印发贵州省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井安全技术管理规定(试行)的通知》,黔西县安全生产监督管理局、黔西县能源局等上级文件精神要求,结合泰来鸿运煤矿的实际情况,特制定本方案。
二、指导思想
严格遵循国家产业政策和有关《规范》、《规定》、《规程》、《标准》;牢固树立“以人为本”、“安全发展”理念,严格贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针,切实建立健全“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系,
紧紧抓住矿井通风系统、监测监控、现场管理三个关键环节,根据本矿井的安全生产条件及危害因素分析,采取行之有效的针对措施,坚持标本兼治、重在治本,进一步完善瓦斯治理结构,落实瓦斯防治管理制度,提高装备水平和提高矿井防治瓦斯灾害能力,建立健全稳定可靠的矿井通风系统,科学合理的瓦斯抽采体系,有效管用的监测监控网络和严格规范的现场管理制度。
三、瓦斯治理基本要求
进一步加强一通三防管理,找出矿井通风系统和瓦斯治理工作中存在的主要问题和隐患、制定确实可行的整改措施,建立健全一通三防管理制度,提高安全管理水平,使矿井通风系统合理,稳定、可靠,瓦斯治理工作到位。
力求达到生产布局优化、开拓开采正规、系统合理可靠、监测监控有效、现场管理到位,2013年安全生产状况明显好转的目标奠定坚实基础。
四、瓦斯治理基本原则
1.严格贯彻落实“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产工作方针,坚持标本兼治,重在治本的原则。
2.合理生产布局,确保抽、掘、采关系平衡。
3.瓦斯治理能力大于生产能力。
4.建立完善可靠的通风系统(通风可靠)确保系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。
5.建立有效的安全监测监控系统(监控有效),确保装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速。
6.严格管理(管理到位),完善制度、落实责任、认真执行、严格监督。
7.排除隐患,将事故消灭在萌芽状态之中,杜绝事故的发生。
五、瓦斯治理目标
1.防范一般瓦斯事故、杜绝较大瓦斯事故与重大瓦斯事故;
2.防范采、掘工作面瓦斯超限;
3.建立完善的瓦斯防治系统,最大限度地消除瓦斯危害;
4.建立完善的瓦斯监测监控系统,确保监控有效。
六、瓦斯治理范围及治理重点
我矿属于15万t/改扩矿井,通过《安全设施许可证》检查验收、《煤炭生产生产许可证》检查验收,在生产过程中必须处理好采、掘计划部署,特别是做好通风系统的管理,不同施工阶段必须编制相应的通风技术措施,严防出现通风事故。
瓦斯治理是一个系统工程,根据我矿生产现状及各系统实际情况分析,治理方案应以地质勘探工作为重点,进一步完善安全监测监控、通风管理等安全系统为目标,配合各项保障措施来达到瓦斯治理的基本要求。
七、瓦斯治理主要依据
(一)政策法规
1.《煤矿安全规程》(2011年版);
2.煤矿井工开采通风技术条件(AQ1028-2006);
3.矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006);
4.煤矿井下粉尘综合防治技术规范(AQ1020-2006);
5.煤矿瓦斯抽采标准(AQ1027-2006)及瓦斯抽采指标((AQ1026-2006));
6.《防治煤与瓦斯突出规定》
(二)主要技术资料
1、黔西县泰来鸿运煤矿《开采设计方案》说明书。
2、黔西县泰来鸿运煤矿《安全专篇》说明书。
3、黔西县泰来鸿运煤矿资源储量核实报告。
4、黔西县泰来鸿运煤矿采掘工程平面图、通风系统图、井上下对照图。
第一章矿区概述
第一节概述
一、交通位置
黔西县太来乡鸿运煤矿位于黔西县城北东部,距黔西县城56km,行政区划属泰来乡管辖,距乡政府1km,矿区周边有泰来~钟山,泰来~素朴公路,均与贵毕高等级公路相连结,矿区距素朴镇10km,交通较为方便(见交通位置图)。
矿区地理坐标为:
东经106°19′29″~106°20′58″,北纬27°03′45″~27°05′14″。
业务管理隶属黔西县煤炭工业管理局。
二、矿区范围
根据贵州省国土资源厅2008年6月颁发的《采矿许可证》,矿井生产规模为15万t/a。
根据该矿采矿许可证矿区范围见表1-4-1。
表1-4-1矿区范围变更前后情况对照表
矿区面积1.0827km2。
开采深度+1240m~+1075。
矿区拐点坐标如下:
1X:
2996340Y:
35632150
2X:
2996740Y:
35633000
3X:
2997500Y:
35633000
4X:
2997500Y:
35632020
5X:
2996950Y:
35632020
6X:
2996950Y:
35631830
7X:
2996340Y:
35631830
矿区面积2.6558km2。
开采深度+1220m~+840。
矿区拐点坐标如下:
1X:
2995315Y:
35631761
2X:
2996298Y:
35632662
3X:
2996710Y:
35632660
4X:
2996735Y:
35633860
5X:
2997610Y:
36633120
6X:
2997605Y:
35632637
7X:
2998053Y:
35632632
8X:
2998050Y:
35632019
9X:
2996948Y:
35632019
10X:
2996955Y:
35631826
11X:
2996410Y:
35631830
12X:
2995750Y:
36631435
13X:
2995315Y:
35631431
隶属关系:
行政区划隶属黔西县煤炭工业管理局。
第二节开采技术条件
一、水文地质条件
1)地表水
矿区无河流、小溪,亦无大的地表水体,只有4条季节性冲沟,枯水季节干涸,地表水主要源于大气降雨,由于地表多为缓坡,地表水排泄条件良好。
矿区内第四系主要为坡积物、残积物,含水性较微弱。
当地最低侵蚀为+700米标高,煤层全部位于最低侵蚀基准面以上。
2)含(隔)水层
矿区内及外围附近出露地层含水性、隔水性、透水性等特征如下:
①、三迭系下统夜郎组沙堡湾段(T1y1):
隔水层,为粉砂岩、泥质粉砂岩组成,厚约11.37米,含水性、适水性弱,视为隔水层。
②、三迭系下统夜郎组玉龙山段(T1y2):
中等含水,灰岩为主,厚约270米,富水性中等。
③、二迭系上统长兴组(P3c):
中等含水,岩性:
上部为薄层泥岩及中厚层状石灰岩
,下部为中厚层状燧石灰岩,厚30~53米,是上部煤层开采时直接充水含水层,富水性中等。
④、二迭系上统龙潭组(P3l):
弱含水层,由细粉砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层夹泥质灰岩组成,平均厚约160米,属弱含水层。
⑤、二迭系上统峨眉山玄武岩(P3β):
岩性为凝灰岩,凝灰质结构,块状构造,厚度不祥。
无泉点出露,可视为隔水层。
⑥、二迭系下统茅口组(P2m):
本矿茅口灰岩地表出露于矿山西部边界附近,厚度不详,为灰、灰白色厚层状灰岩,岩溶发育。
富含岩溶水,水量大,富水性强。
⑦、第四系(Q):
弱含水层。
茅口组灰岩为岩溶含水层,生产施工前,坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则,进行采掘前,须首先进行探测,若发现有水涌出,应立即采取有效措施,防止地下水涌入甚至淹没矿井。
在开采过程中要加强对老窑、采空区的调查,防止水患的发生。
3)地下水的补给、径流、排泄条件
区内的地下水靠大气降雨补给,大气降雨一部份蒸发回到大气层,另一部份通过裂隙、岩溶管道下渗补给地下水。
地下水的流向受岩性、构造的控制,其总体流向为北至南向。
4)老窑积水
井田内老窑较多,据调查小煤矿开采浅部煤层时多有顶板滴水、淋水现象,停采后多有积水,甚至与大气降水有水力联系。
5)矿床充水因素
该矿是以大气降水为主,主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏,其次为老窑积水和地下涌水等。
矿区须开展深部水文地质调查,更好的指导生产。
A、顶板裂隙水
主要指采掘过程中,由巷道顶板裂隙进入矿井的水,因煤系直接顶板有泥岩薄层,间接顶板为砂岩或泥质砂岩,进入矿井的水量较小,但雨季涌水量可能增大,要加强防范。
B、老空水
随着采空区面积的增大,上覆岩层垮塌,岩溶水可能沿着裂隙汇入采空区而形成老空水,本矿9号煤层已形成一定面积的老空区,在开采下部煤层时要注意防止老空水涌入工作面。
C、小(老)窑水
沿煤层分布着一些小窑及废井老窑,老洞内均有积水,当矿井与小(老)窑挖穿后,小(老)窑水便进入矿井,因此,在生产中要注意小(老)水的防治工作,坚持“预测预报、有掘必探,先探后掘、先治后采”的原则。
D、断层水
矿区内发现有断层3条,即F1、F2、F3断层。
F1断层:
由区外经矿山内新压过倪家寨向北延伸,矿山内长约500米,倾角75°,正断层,落差35米,地面露头点较清楚。
F2断层:
由区外店子场至龙家坝出矿山,矿山内长约600米,走向近北向,倾向近东,倾角75°,正断层,断距约50-80米。
F3断层:
井下巷道有揭露,正断层,倾向正东,该断层对开采影响不大。
如果开采过程中破坏断层F1、F2断层,断层可能沟通地表水及富水层而对矿井进行充水。
总之,本矿山开采煤层全部位于最低侵蚀基准面+700米标高以上,直接充水水源主要为龙潭组裂隙水,小窑、老空区积水,上伏的玉龙山及长兴灰岩溶水。
故本矿山以岩溶裂隙进水为主,水文条件复杂程度中等,属二类二型水文地质类型。
6)矿井涌水量
根据《贵州省黔西县泰来乡鸿运煤矿资源储量核实报告》及近年来矿井抽水资料统计,在枯水季节矿井涌水量约116m3/d,雨季涌水量约205m3/d。
①方法选择
区内水文地质工作较少,资料不多,只能以类比法近似计算,根据条件相似的煤矿矿山产煤量(M)与涌水量(Q)之间的比例计算矿井充水含水层的富水系数(K),再以本矿井未来设计产煤量乘富水系数预测矿井涌水量。
②预测结果
类似矿山获得的富水系数K=0.01106L/S.t,本矿设计日产量M=500t/日,预计矿井正常涌水量Q=KM=0.01106×500=5.53L/S即477.8m3/d。
预计矿井正常涌水量20.0m3/h;最大涌水量60.0m3/h。
由于无抽水试验资料,不能进行准确的涌水量预算。
上述涌水量数据来自于对原有矿井涌水统计以及引用当地气象部门提供的降水量数据,所获数据仅供参考。
矿井在开采过程中,对矿井涌水量进行统计,以便及时修正,重新选择井下排水设备,指导矿井安全正常生产。
本设计预计矿井达到生产能力后,矿井涌水量会增大;预计矿井正常涌水量为20m3/h,最大涌水量:
60m3/h。
二、瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性
1、瓦斯
1)矿井瓦斯情况
根据贵州省煤炭管理局文件(黔煤行管字【2005】253号)“对毕节地区煤矿2005年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复(第一批)”。
黔西县太来乡鸿运煤矿矿井瓦斯相对涌出量为23.43m3/t,绝对涌出量为1.79m3/min,属高瓦斯矿井。
本矿井在生产期间均未发生过煤与瓦斯突出现象,但由于矿井未取得突出鉴定资料,根据黔安监管办字〔2007〕345号文,鸿运煤矿属于国家划定的突出矿区,本矿按有突出危险可能性进行设计。
开拓巷道及主要井巷均布置于岩层中,同时要求煤矿业主在掘进期间石门(井筒)揭穿煤层前采取预防突出措施,防止发生突出意外。
同时要求矿井请有资质单位进行煤与瓦斯突出鉴定,以保证矿井安全生产。
2)矿井瓦斯涌出量的预测
该矿并未掌握煤层瓦斯含量、瓦斯压力资料,本开采方案设计采用《煤矿设计手册》第三册,采用煤质资料及瓦斯压力经验公式预测煤层瓦斯含量,然后采用《AQ1018-2006》标准预测矿井开采时的瓦斯涌出量,
可采煤层煤质特征见表1-3-3。
表1-3-3可采煤层煤质特征表
煤层
编号
工业分析
容重
(t/m3)
发热量
(MJ/kg)
牌号
水分
Mad(%)
灰分
Ad(%)
挥发分Vdad(%)
硫分
(%)
9号煤层
1.65
15.55
7.64
0.91
1.4
29.94
WY
12号煤层
1.72
22.32
9.86
1.27
1.4
29.94
WY
由于储量核实报告未提供开采煤层瓦斯含量数据,本设计按《采矿工程设计手册》中给出的经验公式进行计算:
对9号煤层计算如下:
=15.7m3/t
=1.55
=15.7+1.55=17.25
式中:
Wx——煤的瓦斯吸附量,m3/t;
Wf、Af、Vr——煤的水分、灰分、挥发分,%(根据煤质特征1-3-3选取:
Wf、Af、Vr分别1.65、15.55、7.64);
P——瓦斯压力,取2.28Mpa(P=(2.03~10.13)H,H为垂高;按P=6H=6×380=2280Pa=2.28MPa);
en——温度系数(其中:
e为自然对数底,e=2.71828,
=0.4,t为温度取20°);
a——系数(a=2.4+0.21Vr=2.4+0.21×7.64=4.0);
b——系数(b=1-0.004Vr=1-0.004×7.64=0.97);
WY——游离瓦斯量,m3/t;
fn——煤的孔隙率,%,(按《采矿工程设计手册》中表8-7-10选取,取10);
γ——煤的容重,取1.4t/m3;
KY——在瓦斯压力P下的瓦斯压缩系数,根据《采矿工程设计手册》中表8-7-14选取,取1.07);
Wh——瓦斯储量m3/t。
经计算本矿各煤层瓦斯含量计算结果见表1-3-4:
表1-3-4各煤层瓦斯含量计算结果(m3/t)
煤层编号
9号煤层
12号煤层
Wx(吸附瓦斯)
15.7
13.97
Wy(游离瓦斯)
1.55
1.55
Wh(瓦斯含量)
17.25
15.52
3)瓦斯涌出量预测(以瓦斯含量较高的9号煤层进行计算)
①回采工作面瓦斯涌出量
式中:
q采——回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t。
q1——开采层相对瓦斯涌出量,m3/t。
q2——邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t。
a.其中开采层瓦斯涌出量q1按下式进行计算:
回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达,以24h为一个预测圆班,采用下式计算:
=1.2×1.05×0.84×1×(17.25-3)
=15.1m3/t
式中:
q1——开采层相对瓦斯涌出量,m3/t。
K1——围岩瓦斯涌出系数;K1值选取范围为1.1~1.3;全部陷落法管理顶板,碳质组分较多的围岩,K1取1.2;局部充填法管理顶板K1取1.2;全部充填法管理顶板K1取1.1。
K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数,用采面回采率的倒数来计算,煤层为中厚煤层,回采率取95%,即K2=1.05。
K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,参照AQ1018-2006标准附录D选取。
(采用长壁后退式回采时,K3按式(D.1)计算。
K3=(L-2h)/L=(100-2×8)/100=0.84
式中:
L——工作面长度,m。
h——掘进巷道预排等值宽度,m,参照AQ1018-2006标准表D.1取值,取8。
m——开采层厚度,2.0m。
M——工作面采高,2.0m。
W0——煤层原始瓦斯含量,采用表1-3-4数据,为17.25m3/t。
Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量,3.0m3/t,参照AQ1018-2006标准附录C选取。
b.邻近层瓦斯涌出量q2
q2=∑(ω0i–ωci)·mi/M·ηim3/t;
式中:
q2—邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t;
mi—第i个邻近层煤层厚度,m;m。
M—工作面采高,m;
ηi—第i个邻近层瓦斯排放率,%;
ω0i—第i个邻近层煤层原始瓦斯含量,m3/t;
ωci—第i个邻近层煤层运到地表时残存瓦斯含量,取3.0,m3/t。
通过计算q2=4.2
q采面=q1+q2=15.1+4.2=19.3m3/t
②掘进工作面瓦斯涌出量
掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表达,采用式
(2)计算。
式中:
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min。
q3——掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量,m3/min。
q4——掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量,m3/min。
a.掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算
式中:
q3——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min。
D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m;对于薄及中厚煤层,D=2mo,mo为开采层厚度;对于厚煤层,D=2h+b,h及b分别为巷道的高度及宽度。
本矿D=2mo=2×2=4
υ——巷道平均掘进速度,经计算得0.004m/min。
L——巷道长度,600m。
q0——煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2•min),参考下式计算。
q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]×W0
式中:
q0——巷道煤壁瓦斯涌出量初速度,m3/(m2•min):
Vr——煤中挥发分含量,%;参照表1-3-3选取,取7.64。
W0——煤层原始瓦斯含量,m3/t,参照表1-3-4进行,取17.25。
带入公式:
q0=0.026×[0.0004×7.642+0.16]×17.25=0.082(m3/min)
q3=4×0.004×0.082×(2×387.3-1)=1.01(m3/min)
b.掘进巷道落煤的瓦斯涌出量采用下式计算
式中:
q4——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量,m3/min:
S——掘进巷道断面积,4.2m2。
υ——巷道平均掘进速度,经计算得0.004m/min。
γ——煤的密度,1.40t/m3。
W0——煤层原始瓦斯含量,m3/t,参照表1-3-4进行,取17.25。
。
Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量,3m3/t。
q4=4.2×0.004×1.40×(17.25-3)=0.335(m3/min)
q掘=q3+q4=1.01+0.335=1.345(m3/min)
③生产采区、矿井瓦斯涌出量
生产采区瓦斯涌出量采用下式计算。
式中:
q区——生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t。
K'——生产采区内采空区瓦斯涌出系数,取1.1。
q采i——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t。
Ai——第i个回采工作面的日产量,t。
q掘i——第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min。
Ao——生产采区平均日产量,t。
q采区=1.1×(19.3×455+1440×1.345)/500
=23.58m3/t
④矿井瓦斯涌出量
本矿井以一个采区,一个炮采工作面达到生产能力。
依据AQ1018-2006标准,矿井瓦斯涌出量采用下式计算:
Q井=K″
区i·Aoi
式中:
Q井:
矿井瓦斯涌出量,m3/t;
K″:
已采区采空区瓦斯涌出系数,取1.1
q区i:
第i个生产分区的瓦斯涌出量,m3/t;
Aoi:
第i个生产分区的产煤量,t/d.
经过计算:
矿井相对瓦斯涌出量Q井=26.0m3/t
(3)瓦斯涌出量预测结果
矿井相对瓦斯涌出量为26.0m3/t,绝对瓦斯涌出量8.2m3/min。
根据《煤矿安全规程》相关规定,属高瓦斯矿井。
而根据瓦斯等级鉴定报告,黔西县太来乡鸿运煤矿矿井瓦斯相对涌出量为23.43m3/t,绝对涌出量为1.79m3/min,鉴定的瓦斯涌出量小于采用《AQ1018-2006》标准预测的矿井瓦斯涌出量,因此设计配风时取二者的最大值,即采用《AQ1018-2006》标准预测的矿井瓦斯涌出量。
变更后的鸿运煤矿矿井相对瓦斯涌出量为26.0m3/t,绝对瓦斯涌出量8.2m3/min。
2、煤尘爆炸性
矿区内主要可采煤层有二层(9、12号煤层)。
根据煤尘爆炸性鉴定报告,9号煤层鉴定结果为煤尘无爆炸性;12号煤层未作尘爆炸性鉴定报告,对12号煤层按有爆炸性进行设计。
3、煤的自燃倾向性
矿区内主要可采煤层有二层(9、12号煤层),根据煤炭自燃倾向等级鉴定报告,9号煤层煤层自燃发火倾向属第三类,即属不易自燃煤层;12号煤层未作煤炭自燃倾向等级鉴定,按自然煤层进行设计。
4、煤与瓦斯突出
本矿井在生产期间均未发生过煤与瓦斯突出现象,但由于矿井未取得突出鉴定资料,根据黔安监管办字〔2007〕345号文,鸿运煤矿属于国家划定的突出矿区,本矿按有突出危险可能性进行设计。
开拓巷道及主要井巷均布置于岩层中,同时要求煤矿业主在掘进期间石门(井筒)揭穿煤层前采取预防突出措施,防止发生突出意外。
同时要求矿井请有资质单位进行煤与瓦斯突出鉴定,以保证矿井安全生产。
5、冲击地压
本矿区范围内未发生过冲击地压,地压正常。
6、地温情况
属地温正常型矿井。
第二章矿井开拓开采现状
第一节矿井开拓开采概况
泰来鸿运煤矿为整合矿井,,五证一照齐全,各系统均已形成。
泰来鸿运煤矿采用斜井开拓,设有主斜井、副斜井和回风井三个井筒。
(1)主斜井:
表土段采用砌碹支护,其它地段采用锚喷,铺设30kg/m的轨道,担负矿井进风,设备、材料和矸石,煤炭运输以及铺设管线及安全出口用。
(2)副斜井:
进风,行人以及铺设管线及安全出口用。
(3)回风井:
表土段采用砌碹支护,其它地段采用锚喷,作专用回风用。
一、井田开拓方式
本矿井采用斜井开拓,以一个走向长壁炮采工作面达到15万t/a的设计能力。
根据矿井实际情况,设计3条井筒即主斜井、副斜井和回风井位于同一工业场地,三者井口距离均大于30m。
井筒特征见表1-4-2。
表1-4-2井筒位置及特征表
井筒
名称
井口坐标(m)
井口
标高
(m)
井筒
长度
(m)
断面(m2)
倾角
(°)
方位角
(°)
X(m)
Y(m)
掘
净
主斜井
2996615
35632603
+1181.3
270
8.12
5.34
13
176
进风行人斜井
2996615
35632534
+1181
271
7.8
5.1
13
177
回风斜井
2996620
35632568
+1182.4
299
7.8
5.1
4
171
注:
表中坐标为北京坐标系,黄海高程。
二、采煤方法
根据开拓部署及煤层赋存条件,由于煤层倾角平均12°,煤层在走向方向起伏不大,并根据现有开拓布置,本设计确定采用走向长壁后退式采煤法,落煤方式采用炮采,9号煤层平均厚2.0m,一次采全高。
第二节主要生产系统概况
一、矿井通风
1、通风方式:
分区式
2、通风方法:
抽出式
FBCDZ-6-No14B二台(一台工作、一台备用,)。
3、掘进工作面局部通风机选用KDF-6.5型对旋式局扇通风机通风,备用局部通风机必须同等能力。
二、运输系统
在主斜井配备一套提升设备来完成矿井煤炭、矸石、材料、设备、人员的提升、下放任务。
1)提升斜长270m,倾角13°,铺设600mm、30kg/m单轨。
2)提升容器:
选用MF1.1-6型矿车,自重600kg;MC1-6B材料车,自重500kg;MPC1-6A平板车。
XRB6/6型人
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