悬移支架工作面采区作业规程.docx
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悬移支架工作面采区作业规程
农二师哈满沟煤矿775水平
8号煤层悬移支架工作面
采
煤
作
业
规
程
农二师哈满沟煤矿
二00四年七月
作业规程会审记录
会审参加人员：
雍思民朱徽李建民敖顺民赵林余文艺杨新昌
规程名称：
8号煤层悬移支架采煤工作面作业规程
会审时间：
2004年10月
会审地点：
矿会议室
主持人：
朱徽
记录人：
朱徽
会议记录内容：
1、该作业面是我矿悬移支架面的首采工作面，主管技术员必须认真观察、总结工作面的各类技术数据及地质条件的变化，及时对本作业规程进行修改、补充并报生产技术部审批。
2、必须杜绝空顶作业，做好敲邦问顶工作和规程的培训教育工作。
3、在通风上要爱护好通风设施，及时关闭风门，保证通风系统的畅通，放炮时必须遵循三人联锁放炮制度。
4、规程中的特种作业人员必须持证上岗，并按《煤矿工人技术操作规程》进行操作。
5、组织工人学习，签名后，严格按本规程作业。
参加会审人员签名：
雍思民朱徽李建民敖顺民赵林余文艺杨新昌
前言
新疆兵团农二师哈满沟煤矿二井田新井位于库尔勒市塔什店镇以西6公里处，处在哈满沟煤矿与华安煤矿之间，北与塔什店二井田相邻，行政隶属库尔勒市管辖。
该采区位于新井主井和副井之间。
煤层赋存条件好，储量特别丰富，主要开采8-2+3+4号煤层，煤层厚度为6—18米，平均11米,煤层倾角平均7度左右,属特厚煤层。
一、编制依据
1、由新疆煤田地质局一五六队编写并已审批过的《塔什店矿区农二师哈满沟煤二井田勘探地质报告》
2、《煤矿安全规程》
3、煤炭工业设计规范
4、已审批的由煤矿设计院设计的《新疆兵团农二师哈满沟煤矿二井田新井扩建初步设计》及有关采区施工图
二、编制指导思想及编制原则
本着提高煤炭资源回收率，利用先进回采工艺，充分利用现有工程和设施，安全第一，力求实用、可靠，达到投资少、见效快的目的。
三、主要技术经济指标
1、采煤方法：
走向中长壁悬移支架放顶煤采煤法。
2、采区年产量：
21万吨。
3、日产量：
700吨
4、采区回率：
75%
5、工作面运输方式：
刮板机运输及皮带运输
第一节工作面概况
一、工作面位置
本工作面为我矿首次采用悬移支架放顶煤采煤法的采煤工作面，位于主井和副井之间，+775水平以下，+760水平以上,东以东轨下山为界,西以暗回风井为界,工作面底板标高为+760----+770米。
距地表垂深达370米,地面以埋石点551点以东350米左右，以南100至180米之间,呈荒漠景观。
二、开采范围：
项目
单位
最大
最小
平均
备注
地面标高
米
1150
1127
1147
底板标高
米
770
760
765
埋藏深度
米
450
367
370
走向长度
米
310
倾向长度
米
65
53
60
煤层倾角
度
25
5
15
煤层全厚
米
25
8
11
采高
米
2．2
1．6
2
放顶煤
米
11
6
9
容重
T/立方米
1．3
三、煤层情况
该采区位于钻孔加2—1孔附近,主采煤层为8—2+3+4,根据井下已揭露的情况来看,该煤层明显分为两层,上分层煤厚11米左右,局部超过20米,下分层3米左右,上下分层有层0.5至2.5米不等,由细砂岩、炭质泥岩组成的夹矸，煤层倾角在5—25度之间，该工作面只采上分层。
详见煤岩柱状图
四、地质构造：
从已揭露的煤层状况来分析，该采区没有断层，但从采区走向中部开始有一背斜,走向呈东南向西北方向，致使整个采区大部都在这个背斜轴的东部。
导致采区进回风巷局部地段没有跟到底板。
因此该工作面要合理控制移架方向，以防上、下端头暴露面积过大，避免冒顶、漏矸事故的发生。
五、围岩特征：
该面直接顶岩性一般为粉砂岩、泥岩，局部为粗砂岩、细砂岩，厚度5米左右；老顶为粗砂岩，伪顶为炭质泥岩、粉砂岩互层，厚度在0.30—1米之间,易冒落,直接顶为2类,老顶为2级。
底板岩性为粉砂岩、局部炭质泥岩。
项目
单轴抗压强度MPA
类别
老顶
1.59---15.73
2级
直接顶
1.59---15.73
2类
煤层
5左右
普氏系数1.5
底板
7.5
2类
六、同一煤层邻面矿压参数：
根据我矿775水平以上采用巷柱式采煤方法时的观察，一般直接顶的初次垮落步距为15米左右，周期来压步距为10米左右。
改用采煤方法后，尚需通过支柱的压力计进一步观察初次垮落、周期来压的压力，并依此指导矿井的安全生产。
七、水文地质情况
根据地质报告，矿井涌水为96.6m3/h，但该工作面涌水较小，只有运输顺槽卧底段有积水，因此要求在该段掘一临时水仓，架设水泵进行排水，同时在下平巷掘进时要防止透水事故。
另该面处在775大巷以下，还要预防775大巷的水沟积水,应采取有凝必探的预防措施。
八、瓦斯、煤尘、自燃发火情况：
根据地质报告，该矿井为低瓦斯矿井，相对涌出量为5.2m3/td.煤层具有自燃发火倾向.发火期为2～6月。
煤尘具有爆炸性，因此必须采取防灭火措施和洒水降尘措施。
九、附图：
工作面巷道布置图、切眼及巷道断面图
第二节采煤方法及回采工艺
一、采煤方法确定的依据；
1、煤层赋存的条件及开采的技术条件。
2、乌鲁木齐煤炭第一工业设计院为本矿设计的采煤方法设计
3、现有装备、管理水平。
二、采煤方法：
走向中长壁悬移支架放顶煤采煤法
三、采高和采放比：
依据现有设备，本工作面采高定为2米，放顶煤高度暂定9米。
四、悬移支架放顶煤采煤法过程
1、工作面布置完后，在悬移支架前端铺设一台SGT-40型刮板机，炮采工作面采高2米，放顶煤厚8-9米，支架推移步距为0.8米。
2、工作面采煤：
工作面支护采用悬移顶梁液压支架，支架上铺设金属网，炮采工作面布置二排炮眼，炮眼深度0.9米,排间距0.8米,一次爆破30个炮眼左右;工作面全爆破完后,人工进行扒煤,刮板机运煤,再移架0.8米,然后进行爆破落煤、运煤；同时打好顶眼，放完顶炮，震松顶煤。
3、放顶煤：
放顶煤时将后部金属网按倒“T”形剪开，由放煤口放煤，每次放煤口个数不超过5个，装煤采用人工攉煤至40刮板机；这样两个班在工作面爆破落煤、移架、打顶眼，一班放顶煤。
（二）、工作面回采顺序
工作面回采方向为采区后退式开采，煤层内采用下行式开采。
（三）、回采工艺；
1、工序：
破煤、攉煤、运煤、移架、移溜、放顶、采空区处理。
2、流程：
打眼、装药、放炮、拉网、挑梁、攉煤、移架、放顶煤、移溜。
按上述工序流程，现分述如下：
A、工作面破煤：
采用爆破落煤，打眼采用手提式煤电钻，选取煤矿用的销铵炸药，毫秒电雷管引爆，工作面每次连续放炮长度不得超过5米，由上至下每个作业组只放一组，等处理完安全、进行超前支护后方可继续放炮。
放顶煤时由于煤层较厚必须进行工作面预爆破，
B、工作面装煤：
工作面只铺设一台SGM-40刮板机一台，运量150T/H，放顶煤靠自滑至刮板机，其余人工攉煤。
C、运煤：
顺槽采用一台SGM-40型刮板机和一台SJ40胶带运输机，运送至皮带上山后进入煤仓。
D、铺联网工艺：
主要采用架前人工铺顶网，选取12号铁丝，机织菱形网，网格规格为50MM×50MM，网长6米、网宽1米，沿工作面方向铺设，长边搭接长100MM，用14号铁丝进行人工联网，短边可直对边联接，然后用前探梁将网挑起。
这样控制了破碎煤块漏矸、漏当，行之有效。
E、移架；首先将副梁支柱升紧，打好保护柱，然后对主梁支柱进行放液提腿，再给推进缸注液使主梁前移0.8米，再将副梁支柱注液升紧；接着按此方法移副梁。
移架时要保证双梁平衡，受力均匀，且垂直煤壁，若偏差较大时要及时调整支架或加打木衬。
F、移溜：
我矿工作面设计采用一台SGW-40刮板机,刮板机布置在架内,既采煤又放煤,放炮落煤后先移架,使刮板机靠后排支柱,放完煤后,再将刮板机前移.移溜时要采用移溜器进行推移.如用单体液压支柱移溜时,应加横挡,以2根支柱的根部作为支撑点,并对该2根支柱再次注液,撑紧顶板,严禁顶在单独的一根支柱的手把体处进行推移.
G、深孔爆破震松顶煤：
打眼方式，因顶煤较硬，需爆破松动，经过多种打眼方式的比较，最后选定架间打眼，虽因顶煤较厚，打眼装药有一定的困难，但相对可行。
炮眼参数：
初次放顶煤时孔深2.5米，孔仰角65-75度，正常放顶煤时，每一架间距布置两个炮眼，尾部炮眼深6米，孔仰角70度，装药量1800克，架前端孔深6米，孔仰角85度，装药量1800克；布设双排煤孔，孔距0.8米；孔深及装药量均要根据放顶煤厚度的变化而进行更改,既不能打穿顶煤又要与金属网留有0.5米以上的距离（即最小低抗线），以防放炮引起其它事故。
爆破松动顺序采用隔架爆破，由工作面尾部向头部分段进行，一次爆破不超过五架。
H、放顶煤：
当工作面移架后开始放顶煤，在采空区侧、刮板机上沿其上部0.2—0.5米之间,将网剪成倒T形放煤口让采空区侧煤自行滑到刮板机;放煤顺序自上而下,根据工作面长度和刮板机的负荷情况,工作面分3-4个分段,第一轮在一个分段内先在两端开口放煤,每隔15米开口放一次,当放煤口出现石块时,便重新绑扎好放煤口,使石块不能从放煤口放出,然后再开两个放煤口之间放煤,放煤间距变为7.5米,第三次在两放煤口之间再加一个放煤口,依次逐渐缩小放煤口间距,直至放煤口缩小至1.3米.至此第一轮放煤结束,将以上过程连续三次,直至顶板均衡下落,为整个放煤过程结束.
I、清煤移溜：
采煤工作面顶煤放完后，开始清理刮板机两邦浮煤，使采高保持2米，然后开始移溜。
移溜时从上往下依次移设，严禁从两头同时向中部或多头移溜，溜子要保持平、直、稳并试运转正常。
四、爆破说明书及炮眼布置
（1）、开邦工作面
1、炮眼布置图（见附图）
2、炮眼特征表
名称
距离（米）
位置
角度
眼深（米）
利用率%
装药量g
距底
距顶
仰府
水平
顶眼
0．8
1．4
0．6
90
70
0．9
90
300
底眼
0．8
0．4
1．6
80
70
0．9
90
300
3、爆破说明书
序号
项目
单位
数量
1
打眼工具
型号
MS2--12
6台
2
炮眼特征
循环眼数
个
150
平均深度
米
0．9
循环炮眼总长度
米
135米
3
炸药
炸药种类
矿用硝铵炸药
每孔装药量
G/眼
300
循环用量
KG
45
4
雷管
种类
毫秒电雷管
循环用量
个
135
5
封泥
炮泥
米
封满填实
6
连接方式
串联
每次爆破长度
不超过去5米
（2）、顶煤预爆破：
由于采煤工作面顶煤较厚，煤质较硬，为了便于顶煤下放，放落的顶煤易于放出，特进行工作面顶煤预爆破。
1、炮眼布置图
2、炮眼特征表
名称
距离（米）
位置
角度
眼深（米）
装药量g
距煤壁
仰角
水平
顶眼（靠近采空区）
1．0
1．5
80-85
垂直
6
1800
顶眼（靠近煤壁）
1．0
0．7
85-90
垂直
6
1800
4、爆破说明书
序号
项目
单位
数量
1
打眼工具
型号
MS2--12
6台
2
炮眼特征
循环眼数
个
112
平均深度
米
6
循环炮眼总长度
米
672米
3
炸药
炸药种类
矿用硝铵炸药
每孔装药量
G/眼
1800
循环用量
KG
200
4
雷管
种类
毫秒电雷管
循环用量
个
112
5
封泥
炮泥
米
封满填实
6
连接方式
串联
每次爆破长度
不超过5米
第三节作业形式与劳动组织形式
一、作业形式：
1、循环方式：
循环进度1.6米,即爆破落煤两次（每次进度0.8米）,放顶煤一次为一循环。
2、作业形式：
两班工作面炮破落煤，一班放顶煤
二、劳动组织形式：
采用专业分工种、分组作业形式。
详见循环劳动出勤表
三、循环作业组织措施
1、提高工时利用，做好各工序间的配合。
2、加强各工序的质量，确保正常生产。
3、做好各工序间的平行作业，充分利用回采空间和时间，缩短循环周期，提高劳动生产率。
4、加强夜班维修质量，保证设备正常运转，为生产班创造良好条件。
四、循环劳动出勤图表
第四节工作面支护和顶板管理
一、煤层顶底板岩性
顶板：
细砂岩碳质泥岩和粉砂岩互层
底板：
细砂岩
二、支护方式的选择
根据设计方案，本矿工作面选用ZHF1800/16/30X型悬移顶梁液压支架，二梁六柱，三排管理，开帮进度0.8M,架间距1M，最大控顶距3.2M，最小控顶距2.26M。
最大控顶距工作面支护密度为1.43根/M,最小控顶距时工作面支护密度1.93根/M。
1、利用八采高计算法验算
2、八倍采高煤岩重量
P=8H=2.0*[4.5*1.3+3.5*2.6]=29.9T/平方米
式中：
P；八倍采高煤岩重量T/M
H：
工作面采高（2M）顶板煤岩平均容量：
煤1.3，岩2.6
2，按支架全部受规则垮落层以下煤岩重量计算
根据有关综合采放顶板煤的研究，开采时规则垮落层的厚度为煤层厚度2～5倍，悬移支架工作面控顶较小。
P=2*H1*R0+（H1—H2）*R1=59
式中：
P：
规则垮落下煤岩重量；H1：
煤层厚度H2：
工作采高R1：
岩石综合容重R0：
顶煤综合容重9：
放顶煤高度
0.2：
工作面回采80%，20%煤不能放出
3、支护密度验算
上述两项计算中最大值为P1=59T/M，按比值计算支护密度：
N1=P/F==59/30*0.9=2.2
式中：
N1：
理论计算支护密度（根/M）
P：
支架受的压力理论值
F：
单体支柱额定工作阻力0.9
实际二梁六柱支护选择的架间距为1米,最小控顶距时支护密度：
N=6/1*3.2=1.88根/平方米
采用二梁六柱支护，最大控制距时支护密度：
N=6/1*2.26=2.65根/平方米
说明所选择的架间距在最大控顶距时不能完全满足顶板的需要，但根据现有开采支护现状来看，工作面压力并末达到理论值，所以在生产过程中应视观测结果进行调整，确定支架间距。
四：
材料的选择及铺联要求
1、假顶材料选用本矿生产规格为6*0.9M，网孔5CM的菱形金属网。
2、铺联要求:
网子铺设必需平整，长边对接，短边搭0.1M。
联网采用双丝单扣，扣扣相联，搭接短边联两排。
3、铺网必须到煤帮，当片帮超过0.3M时，必需拉双网，工作面顶板上应及时将剩余网头剪下，不得有网头。
五、机道支护情况说明及支护要求
1、放炮后煤壁必须刨平，刷直，并与顶底板垂直，伞檐下不得超过200MM，支架前探支护及时、齐全。
2、放炮后及时拉网、挑梁，遇片帮、顶帮破碎处及时用板皮接顶绞实，必要时掏梁，严禁人员空顶作业。
3、刮板输送机头、机尾移设前，换中排柱时，必须先将上梁煤帮、老塘侧两根支柱进行二次补液，牢靠后，方可移柱，移溜子。
六、上下出口支护要求
1、工作面下出口采用六对十二根2.6M矿用工字钢配合单体液压支柱，一梁三柱每架棚距0.8M,每架棚六根基本柱,一根站柱,最大控顶距2.6M,下出口切顶线到工作面切线0.6M.
2、工作面上出口无传动装置,支护形式采用矿用工字钢,控顶距工作面最大为0.3M。
3、下出口留六架棚不放煤，在每架棚之间打一根向老塘方向的戗柱。
4、工作面上下两巷超前支护采用2.6M矿用工字钢,一梁三柱进行加强支护,上下出口处各增加一根双梁棚.
5、工作面上下顺槽20米内进行加强支护。
七、移架方法
1、采空区处理采用全部垮落法，最大控顶距3.2M,最小控顶2.26M,放顶距1.6M。
4、工作面放炮后，应及时进行联网，并伸出支架前探支护工作面新暴露的顶煤，然后再进行出煤作业。
5、在移架前，要对不移的主梁或者副梁进行二次注液，牢固后，方可移架。
5、当工作面放炮落下的煤全部出完后，可将支架的主副梁交替前移并进行放顶，移架时自下而上分段进行，每两个作业组之间距离不得小于15M。
6、移架时，各分段的支架应保持平稳、整齐、工作面所有支架移完后，支架前后支柱应成为一条直线。
八、回死柱的方法
1、先维护好死柱周围的顶板，将死柱重新升起，在死柱300MM的适当位置打一棵戴帽点柱，利用卧底的方法取出死柱子，严禁用炮崩、砸的方法回收。
B、活柱升出量小于200MM时，提前用小柱子替换。
第五节采区供电系统
该采区电源由775中央配电点供给，电源电压660V，供电距离为500m,供电系统见采区供电系统图。
采区供电负荷：
P=200KW
Q=93.6kvar
S=145.4KVA
Cosa=0.76
1、采区配电点附近应设局部接地极，该局部接地极与主接地极之间应通过接地母线或橡套电缆接地芯线等相连，形成一个总接地网，所有用电设备外壳，全包装电缆金属护套都必须与该接地网相连，其连接导线为铜线，导体截面不得小于50mm2,该局部接地极采用厚5mm、面积不小于0.375m2的镀锌钢板。
2、漏电保护：
该采区煤电钻设有BZ80-2.5Z型矿用煤电钻变电压综保装置。
该装置实现对煤电钻等的检漏、短路、过流及远距离控制等的综合保护。
3、局部扇风机和掘进工作面的电器设备，设有风电瓦斯切断装置，当局扇停止或瓦斯超限能自动切断其供风巷道中的一切电源。
附：
电器设备布置图
第五节一通三防
根据地质报告，该矿井为低瓦斯矿井，相对涌出量为5.2m3/td.煤层具有自燃发火倾向.发火期为2～6月。
1、采区通风
A、通风系统及方式：
对于全矿来说，矿井的通风系统为对角式，通风方式为抽出式。
其能风系统为：
新鲜风流→主斜井——井底车场——775水平煤层运输巷——轨道下山——760水平煤层运输顺槽——采区工作面→770煤层回风顺槽——暗皮带回风井——868水平总回风巷→风井→地面。
B、工作面所需风量：
根据煤矿安全规程规定，计算矿井所需风量分别接下列要求计算，并取最大值。
（一）、按井下同时工作的最多人数计算：
Q=4*N*K通=4*60*1.35=324m3/min
（二）、按采煤、掘进硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算：
Q=（∑Q采+∑Q其他）*K通
=（324+2*45）*135=559m3/min
（三）、矿井绝对瓦斯涌出量：
Q采=100*q绝对K采通=100*0.82*1.6=131.2m3/min
（四）、按产量计算:
Q采=TQK=600×1×1.35=810m3/min
（五）、按工作面炸药量计算:
Q采=25×A=25×18=450m3/min
（六）、按风速校验:
按最低风速验算Q采≥37.5*s≥37.5×7=262.5m3/min
按最高风速验算Q采≤240×s=240×7=1680m3/min
根据以上计算,取最大值810m3/min即13.5m3/S
详见采区通风系统图:
二、综合防尘措施
1、工作面风机两巷设水幕
2、定期冲洗两巷煤尘，不得出现长度超过5M，厚度超过节2MM的沉积煤尘。
3、放炮员、移架工必需佩戴防尘口罩。
4、各运煤转点喷雾洒水设施齐全。
5、打眼采用湿式打眼，炮工必须封满填实，严禁放明炮和糊炮。
6、放炮前后，移架前后，冲洗煤帮和老塘。
7、在放煤过程中，对放出的煤进行降尘。
8、要求全体职工管好用好所有防尘设施。
三、防止瓦斯积聚
1、保证工作面通风系统正常、稳定，有足够的风量。
2、及时回收上隅角支架，使之与上山出口切线相齐，每班由瓦斯检验员检查上隅角瓦斯浓度。
3、在生产中，上隅角瓦斯超限时，用帆布风障引导风流通过上隅角从而冲淡瓦斯。
4、及时放顶，防止采空区瓦斯积聚。
5、顶板或巷口冒落的空洞内应用不燃材料填实或用风筒引入风流冲淡瓦斯。
6、顶板附近瓦斯层状积聚时，采用加大风流或导风板导入风流来冲淡瓦斯。
7、加强瓦斯监控系统的管理，使之充分发挥有毒有害气体监测的作用。
8、重点瓦斯的管理
根据“一通三防”的要求，放顶煤开采工作面均属于重点瓦斯管理体工作面，其管理如下：
（1）、配备专职瓦斯检查员，实行定点检查，现场交接班，严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度，发现通风系统不稳定，风量不足、停风、瓦斯异常超限时，要立停止作业，并撤出人员。
（2）、强制冲淡瓦斯到允许浓度范围内，并排到回风风流中。
（3）、及时在采空区设置挡风墙，以防止瓦斯积聚。
（4）、工作面开工前必须对供电系统、通风系统、瓦斯检查、安全测、防尘、防火、防爆等各种设施进行全面验收，不符合条件的严禁开工。
（5）、机修、电工等人员至少每天对工作面范围内所有设备回检查一次，发现问题及时处理，严禁带电检修作业，杜绝爆现象。
（6）、对瓦斯检查仪器要定期进行检修。
（7）、工作面应悬挂醒目的标识和瓦斯检测记录。
四、防火措施
1、自燃发火的预防措施
（1）提高回采，每班将浮煤清扫干净。
（2）风机两巷发现冒高超过2M，体积超10立米时，要用黄土等不燃物填实。
（3）工作面推进过程中，要按要求定期打好封闭。
（4）定期冲洗两巷煤尘。
（5）据煤层自燃发火期及工作面推进进度，每隔100米留设防火煤柱15米，在15米范围内不放顶煤，上下端头及支架后部用沙袋堆砌并喷射黄泥浆密闭。
（6）建立氮气灭火系统，保证氮气灭系统的的正常运转。
并每隔一个星期对采空区进行注氮，以隔绝氧气
2、若工作面发生自燃火灾事故，采取以下措施
（1）打封闭墙
将发火源与煤尘隔开，同时与空气隔绝，封闭墙必须及时、有效、保证达到隔离的目的。
（2）加快推进速度
发火后，除打封闭墙外，必须加快工作面推进速度。
根据发火情况，顶煤可用深孔进行强制放顶，不出煤，并打好封闭墙，待情况受控后，方可进行空区灌水或注入氮气，然后进行封闭和加推进速度。
若情况特别严重，人为无法控制，则须立立刻关闭本采空区，打实封闭墙，使其与空气隔离。
2、外因火源管理
（1）加强警值班制度，杜绝火种入井下作业。
（2）做好电器设备的检修工作，消灭失爆现象。
（3）严禁放明炮或糊炮。
（4）严禁带电搬运电器设备。
第六节机电设备及其它系统
一、运输系统
地面料场——主井筒——775运输大巷——775轨道下山—工作面进风顺——回采工作面
工作面的煤炭——工作面刮板机——运输顺槽刮板机——运输顺槽皮带机——暗回风井的皮带机——775煤仓——775大巷电机车——775井底车场——主井筒——地面煤仓
二、供水系统
主井筒水池——775运输大巷——暗回风井筒—770回风巷——工作面
三、供电系统
1、放顶试验工作面供电电源来自775井下中央变电站。
2、供电设备：
KS9—500/0.6KV矿用变压器.
四、工作面机械设备配置
工作面主要设备有40KW刮板运输机1台,煤电钻4台，运输顺槽有40KW皮带运输机1台、40刮板机一台，回风顺槽有乳化液泵站1套。
五、二号井悬移工作面设备性能说明
1、悬移顶梁液压ZHF1800/·6
支架主要技术参数：
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