液压支架选型计算及采煤顶板管理.docx

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液压支架选型计算及采煤顶板管理

工作阻力/支护面积=支护强度；支护面积=（梁端距+顶梁长度）x中心距。

液压支架选型计算

1．支护强度的计算

采用以往的经验公式来计算：

a、 P≥

b、 P≥

式中：

P——支护强度，MPa；

M——开采厚度，取6.1m；

r——顶板岩石容重，取2.7t/m3；

d——顶板动载系数，取1.3；

a——煤层倾角，取3°；

B——附加阻力系数，取1.2；

n——不均衡安全系数，取1.75；

K——顶板岩石碎胀系数，取1.25。

则    a、P≥=1.008MPa

b、P≥=1.128MPa

最后取P=1.128Mpa。

2.支架载荷

根据支护强度，则验算支架支护载荷为：

T＝P（L+C）×（B+J）

式中：

T------支护载荷，KN；

L------顶梁长度，3.8m；

C------顶梁前端到煤壁的距离，1.33m；

B------顶梁宽度，1.530m；

J-------架间距，0.22m；

则T＝0.68×（3.8+1.33）×（1.53+0.22）＝6105KN  计算结果表明，液压支架的工作阻力10800KN满足支护载荷的要求。

3.支架高度

a.支架最大高度

Hzmax＝Mmax+S1

式中：

Hzmax------支架最大支护高度，mm；

Mmax------工作面最大采高，取6100mm；

S1------伪顶冒落的最大厚度，取300mm。

则Hzmax＝6100+200＝6300mm。

b.支架最小高度

Hzmin＝Mmin-S2-g-e

式中：

Hzmin------支架最小支护高度，mm；

Mmin------工作面最小采高，取4500mm；

S2-------顶板的下沉量，取200mm；

g------顶梁上、底座下的浮矸厚度，取50mm；

e------移架时支架回缩量，取100mm。

         则Hzmin＝4500-200-50-100＝4150mm。

 根据以上各参数，本工作面选用郑州煤机厂液压支架工作高度4150～6300mm。

顶板支护设计

（1）支护形式

工作面顶板支护选用ZY3200-13/30型掩护式液压支架。

上下端头和两巷超前支护采用液压单体支柱配合π型梁架棚支护，超前支护距离均不得小于20m。

1607工作面顶板支护示意图，见附图4。

（2）支护阻力验算

根据容重计算公式：

P1=（n+1）•∑h•γ•S•g•cosα

式中：

P1——工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；

n——动载系数1.5~2.0，周期来压明显时取大值，周期来压不明显时取小值。

根据1607工作面顶板实际情况，这里取1.5；

∑h——采空区顶板垮落高度，∑h=M/（K-1）；

式中：

M—最大采高，取2.9m；

K—岩石碎胀系数，取1.35；

代入数据得：

H=2.9/（1.35-1）=8.29（m）

γ——顶板岩石容重，取2.5t/m3；

S——支架最大控顶距时支护面积，根据实测计算取6.13m2；

g——重力加速度，约9.8N/kg；

α——煤层倾角，取平均值5.15°。

代入数据得：

P1=（1.5+1）×8.29×2.5×6.13×9.8×cos5.15°

=3100.02kN

ZY3200-13/30型液压支架工作阻力为3200kN>3100.02kN

因此该型号的液压液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。

（3）支护强度验算

根据采高计算公式：

P2=n•M•γ•9.8

式中：

P2——工作面顶板支护需要的支护强度，MPa；

n——顶板垮落高度为采高的倍数，一般为4~8倍。

这里取大值8倍

M——工作面采高，取2.9m；

γ——顶板岩石容重，取2.5t/m3；

9.8——重力加速度，9.8N/kg。

代入数据得：

P2=8×2.9×2.5×9.8

=568.4（N/m2）≈0.57MPa

ZY3800-15/33型液压支架支护强度为0.62MPa~0.67MPa>0.57MPa

因此该型号的液压支架能够满足本工作面支护强度要求。

九、存在问题及采取的措施

1、加强防治水工作，及时疏通泄水孔，及时排水。

在各联络巷及12205辅助运输巷之间及时疏通排水沟。

2、加强对地面水的排放管理和防治措施。

3、DF20断层在12205回风顺槽L7测点向南23米处，和东回风斜井C7测点向东11M处揭露，在断层处没有淋水，但是在回采时要加强对巷道的维护。

4、在回采过程中出现涌水异常或有突水征兆时要及时向地测部门反映,经地测部门调查研究后采取相关措施。

5、二煤层直接顶是2～6m厚的炭质泥岩和砂质泥岩，根据实际巷道顶板揭露情况和磁窑堡煤矿开采情况（顶板接露3小时后即开始冒落）来看，要注意在回采过程中加强工作面顶板的管理。

6、12205皮带巷在1710m～1733m处冒落高5.1～7.2m、宽度为5.3m、长度为25m，根据冒顶区情况看，有小断裂存在，在过冒落区回采时要注意顶板管理和煤厚变化。

7、在12205回风顺槽913m～877m，12205皮带巷990m～960m处有一上巷宽下巷窄的无煤区，底板基本稳定，顶板无煤区两端下扎。

在无煤区内以砂质泥岩为主，遇水膨胀变软，回采时要专门制定安全措施进行施工。

8、工作面初采100米内可能有大的涌水情况，望在回采前做好工作面的排水准备工作。

及时做好采空区积水的疏导工作，防止排水不及时淹到工作面。

9、在回采到6号联络巷至5号联络巷之间，每隔30米要进行底煤厚度探测。

10、工作面排水至+1189m车场时如若泄水孔疏排不及时，要导通+1189车场与+1189检修联络巷之间的水沟。

11、按照相关安全煤柱留设规定，确定枣泉连接公路为3级保护，则新保安煤柱线在12205回风顺槽处原停采线向南96.2米处、12205皮带巷原停采线向南13.6米处。

附图1-1：

煤层综合柱状图

附图1-2：

工作面工程平面图

第二章：

采煤方法

第一节：

采煤方法的确定

一、采煤方法

1、采煤方法的确定

根据二煤赋存情况,倾角3°～15°,平均9°,平均厚度8.09m,直接顶为细砂岩,老顶为粉砂岩,较易垮落,并根据武汉煤炭设计院采区设计，故采用单一煤层走向长壁全部垮落采煤法。

一、采高的确定

1、采高的确定

12205工作面的顶板支护选用ZF7800-17/35型液压支架，其最大支护高度3.5m,最大有效支撑高度为3.2米，按照《操作规程》中的有关规定：

其支设的最大高度必须小于支柱支设最大高度的0.1米，最小高度必须大于支柱设计最小高度的0.2米。

根据工作面煤层平均厚度在8.09m，故采高确定为3.2m。

二、开采层位的确定

1、开采层位的确定：

本工作面平均煤厚8.09m，煤层赋存条件比较稳定，为了提高煤质，采取沿顶板托伪顶开采，局部顶板破碎段留设200～300mm的顶煤开采，采高控制在3.2ｍ。

第二节：

矿压参数

一、矿压观测表

110201综采工作面属枣泉煤矿首采工作面，其回采工艺、采高都无开采二煤的工艺、采高。

目前矿井无任何相邻工作面的矿压参数可以借鉴，只有在工作面回采过程中通过矿压观测收集相关的矿压参数。

第三节：

支护设计

一、基本支护

1、12205综采工作面使用支撑掩护式ZFTH15000-21/38型端头支架一组（上、下两架）,ZFG8000-21/38过渡架，机头、机尾各三架,ZF7800－17/35中间工作架167架共计174架管理顶板、采空区顶板自然冒落。

附图:

12205综采工作面支护平、剖面图.

2、支架主要技术特征：

支架型号：

ZF7800－17/35型液压支架.

支架型式:

四柱支撑掩护式.

支架高度:

1.7～3.5m

支架宽度:

1.43～1.59m

支架中心距:

1.5m

支架初撑力:

5764～5626KN

支护强度：

0.92～1.02MPa

对底板比压:

0.7～1.67MPa

适应煤层倾角:

小于20°

前梁上下摆角:

±7°

支架移动步距:

0.8m

推移刮板机力:

272KN

移架力:

431KN

操作方式:

本架操作

泵站压力:

31.5MPa

最大控顶距:

4.94m

3、支护要求：

1）支架中心距保持1.5±0.1m之间，保持支架接顶严实，支架状态良好，支架垂直顶板，歪斜不得超过±5。

。

2）支架初撑力不小于额定值的80％，泵站压力不小于31.5MPa。

3）及时按移架要求支护，下行割煤滞后左滚筒1.5米打出伸缩梁，接实顶板，移架后及时伸出护帮板，接实顶板，护住煤壁。

4、上、下端头支护：

上安全出口高度不低于1.8m,下安全出口高度不低于1.9M,上下安全出口宽度0.7M。

1）机头布置一组（两架）ZFTH15000～21/38型端头支架,交错迈步向前移动,移动步距0.6M。

2）机头、机尾各布置ZFG8000-21/38型过渡支架三架支护。

3）当端头支架和1＃支架的架间距超过300mm时，支设6.0m长的木板梁一梁二柱加强支护，随支架的前移而前移，柱头必须用8＃铁丝与顶板上的经纬网捆绑牢固。

5、工作面上口支护：

1）工作面上口最后一台支架与回风顺槽上帮之间的空顶区:

在宽度小于0.8m时,打双排戴帽点柱维护顶板.在宽度小于1.5m,大于0.8m时,以排距0.8m,柱距为0.7m,∏型钢梁的长度为2.2m的两组走向连锁棚子的形式维护顶板,走向连锁棚子维护顶板的长度保持在4.0m。

在宽度大于1.5m时,可根据工作面走向的变化情况，增加一台液压支架维护顶板。

2）各支柱必须用14#铁丝与顶板上的钢带进行捆绑，且迎山角合格，切顶线排加设密柱，柱距不大于0.4米，封口柱与支架顶梁平齐，随工作面推进前移，不得提前回收。

支柱必须支设在实底上,支柱钻底量超过100mm时必须穿底鞋。

在切顶线密柱之间支设两颗戗柱，且迎塘角合格，顶板破碎时采用小眼经纬网先护顶，再支设戴帽点柱维护顶板。

6、两巷超前支护

1）回风顺槽超前支护采用3.2m的π型钢梁与单体支柱形成一梁二柱支护，上帮用DZ3.5m（2.8M）单体柱,下帮采用DZ3.5m（2.8m）单体柱,柱距1.0m,单体支柱距上帮200mm，距离下帮200mm，柱头必须用14＃铁丝与顶板上的钢带进行连接，且迎山角合格。

2）胶带运输巷超前支护采用3.8m的π型钢梁与单体支柱形成一梁三柱支护，上帮用DZ3.5m单体柱,下帮采用DZ3.5m（2.8m）单体柱,柱距1.0m,排距3.2m.距上帮200mm。

3）超前支护随工作面的推进不断前移,保证超前支护的距离不小于50m,超前支护必须成排成行。

4）回风顺槽、胶带运输巷两巷超前支护支柱初撑力≥50KN，支柱迎山角≤2º。

5）人工回柱时严格执行先支后回的原则,按照由里向外的顺序进行，严禁控顶作业。

三、支护强度计算

1、6～8倍采高上覆岩石重量计算

Q=ΣH•L•KN/m2；

=3.2×8×4.94×2.4×103

=303.5KN/m2

ΣH:

6～8倍的采高，本规程采用8倍采高进行计算（按最大采高3.2m计算）；

L：

悬顶距，由于顶板随采随落，本设计采用最大控顶距4.94米；

Υ：

容重，2.4×103㎏/m3.

2、根据容重法验算：

P=HFγ（q+1）×10

其中：

P—支架所需工作阻力，KN;

H—采空区顶板垮落高度，取5m;

F—支护面积，取7.41m2；

γ—顶板岩石容重，取2.4t/m3；

q—动载系数（取1.3）。

经计算得：

P=2045.16KN，即工作面合理的工作阻力为2045.16kN,该面选用的支架工作阻力为7800KN，满足支护要求。

三、支护强度校核：

根据ZF7800－17/35型液压支架的额定工作阻力为7800KN,每台支架有效支撑顶板面积为7.41m2,单位面积支护强度为7800/7.41＝1052.6KN/m2,且8倍采高上覆岩来压强度为303.5KN/m2，因此支架可以满足顶板的支护要求。

附图2-1：

工作面支护平、剖面图

第四节：

回采工艺

一、回采工艺及工艺流程：

（一）、回采工艺

12205综采工作面的回采工艺主要包括以下五方面的内容，即：

采煤、装煤、运煤、支护、采空区处理，现叙述如下：

1.采煤、利用采煤机进行采煤。

2.装煤、利用采煤机配合刮板机装煤。

3.运煤、利用刮板机、装载机、皮带等联合运输。

4.支护、12205综采工作面的支护采取ZF7800－17/35型液压支架及时支护。

5.采空区的处理方法、全部跨落法。

（二）、工艺流程

1、工艺流程图：

采煤机下行割煤→拉架→采煤机上行空刀清浮煤→移刮板输送机→上部斜切进刀→下行割煤。

2、各工序影响范围和安全距离：

A:

割煤：

斜下方15m范围内任何人不能在架前作业、逗留。

B:

移架：

上、下相邻支架及本架范围内不得有人穿行或进行与移架无关的工作。

C:

推溜：

返机时滞后采煤机15m以上。

第五节：

落煤方法

一、落煤方法：

机械落煤

1、进刀方式及切割方式

（1）进刀方式

采用机尾斜切进刀方式,工作面的上口由采煤机自开,斜切进刀段长35m，其中直线段长20m，弯曲段为15m。

如图所示:

切割方式:

采煤机下行割煤,右滚筒割顶煤,左滚筒割底煤,行至工作面刮板机头割通煤壁,将右滚筒降下割底煤.反向将采煤机机身部底煤割尽,空刀上返清理浮煤,行至上部刮板机弯曲段,采煤机左滚筒升高割顶煤,右滚筒割底煤,斜切进刀,待采煤机进入直线段后,将刮板机推直,采煤机割透煤壁后,将左滚筒降下割底煤,右滚筒升起割顶煤,采煤机下行开始下一个循环割煤.

（2）割煤方式

1）割煤:

本工作面落煤使用MG900/1130-WD型双滚筒摇臂调高式采煤机,无链牵引、依靠滑靴和滚轮与工作面刮板运输机齿条配合骑在工作面刮板机上行走。

2）割煤方式:

采用单向割煤方式,即采煤机下行割煤,上行空刀清浮煤，在工作面往返一次为一个循环,每刀截深为0.8m。

二、煤质及煤炭回收

1、提高煤质的要求

灰分、含矸率、水分均执行矿下达的月度煤质计划。

2、提高煤质的措施

1）采煤机司机要严格控制采高,严禁破直接顶开采。

2）若遇顶板破碎,漏矸严重时,要超前带压移架,有效控制顶板。

3）工作面如发现有长、宽超过450mm的矸石,看闭锁键工必须在矸石进入破碎机前,闭锁刮板输送机和转载机,从转载机中将大块矸石拣出,最后清理到采空区。

4）如果工作面有直径超过500mm,长超过1500mm的大块矸石,必须在工作面进行人工处理,打碎后检出扔到支架尾梁下面。

5）架间若有漏矸,不准将架间的矸石清到溜子上,必须清放在支架尾梁下，同时，要及时调整架间距。

6）严格执行停机必须停水的制度。

7）预留200mm的顶煤开采,防止伪顶脱落。

（制定专项安全技术措施）

8）在工作面的防尘水的管理方面必须在保证正常的防尘的同时必须严格控制水压和水量。

尽量减少原煤的水分，停机时必须停水。

9）胶带运输巷的水沟要保证畅通，转载机机尾不得卷水。

第三章、顶板管理

第一节、工作面顶板管理

一、矿压参数及分析资料

1、12205综采工作面无相似条件工作面矿压参数可以参照。

2、分析资料:

12205综采工作面,伪顶为碳质泥岩,直接顶为煤线和碳质泥岩,在回采中伪顶、直接顶随采随落,本工作面采用的放顶煤式ZFTH15000-21/38型端头支架一组ZFG8000-21/38过渡架，机头、机尾各3架，ZF7800－17/35中间架167架，12205综采工作面共计174架进行工作面顶板支护，采空区顶板自然冒落。

因此在回采过程中必须确保泵站压力，必须将支架升紧升平，接实顶板,并及时打出伸缩梁、打开护帮板,调整支架架间距,减少空顶面积。

防止片帮、冒顶的发生。

3、矿压观测

为了进一步摸清二＃煤的矿压显现规律,为下一步的开采提供相应的技术参数和分析研究液压支架工作的状况,并为了安全生产和今后支架选型提供科学依据.工作面采用远红外智能监测系统，设5处观测点对顶板压力进行矿压观测,风、胶带运输巷采用十字布桩法对顶板进行观测，并建立健全相应的管理制度,设专人定期收集数据,进行数据分析处理。

并根据观测的结果，进行分析，特殊情况下必须编制专项措施进行处理。

第二节：

移架方法

一、工作面移架方法、顺序、安全技术措施

（1）移架:

支架的工作方式采用及时支护方式，支架的移架方式为单架依次顺序移架。

下行割煤距采煤机右滚筒3m将支架护帮板和伸缩梁收回.采煤机割煤后距采煤机右滚筒1.5m伸出伸缩梁,距采煤机左滚筒3～5m开始移架,移架到位后,及时打出护帮板护实煤壁,以防片帮.若遇顶板破碎,可在距右滚筒3～5m开始拉架,（此时,支架工要和采煤机司机配合好,避免发生挤人和采煤机割顶梁事故）即称为超前移架,超前移架时必须带压移架,带压移架时,支架必须达到规定初撑力,泵站压力达到30MPA。

支架移架操作顺序:

降前梁→降前、后立柱→收伸缩梁→移架→用侧护板和底调千斤进行调架→升前、后立柱→升前梁→伸出伸缩梁→打开护帮板。

移架质量标准:

初撑力不低于规定值的80％，支架要排成一条直线，其偏差不得超过±50mm，中心距按作业规程要求，偏差不超过±100mm，支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰角＜7。

，相邻支架不能有明显偏差（不超过顶梁侧护板高度的2/3），支架不挤、不咬，架间隙不超过规定（＜200mm），操作后必须将手把打回零位。

如果端面距超规定时,必须及时将伸缩梁打出去，有效控制端面距。

（2）移刮板输送机：

采煤机上行空刀清理浮煤，推移刮板输送机时，移刮板机与采煤机距离必须保证在15m以上，移溜步距为0.8m,每10架为一组,同时渐次推进,推移刮板机弯曲段长度不小于15m,刮板机移过后必须保证平直,成一条直线,铲煤板距煤壁保持在0.15m的距离.移好刮板机后将液压支架操纵手把打到零位.支架不得出现歪架、斜架、倒架等现象，如果端面距超规定时,必须及时将伸缩梁打出去，有效控制端面距。

二、两巷回柱方法、顺序、安全技术措施

1、两巷回柱方法、顺序、安全技术措施

1）生产中在移动端头支架、上口过渡支架前,先维护好顶板后,方可撤出有碍回采循环的超前支柱,所有超前支护不得提前回撤。

2）胶带运输巷拆卸棚梁、支柱时,必须在移端头支架前闭锁刮板机、转载机后进行,严禁人员提前或者在设备运行中拆除。

3）回柱前,必须经瓦检员检查上隅角处的瓦斯浓度,只有在有害气体浓度不超限时方可人工回柱。

4）人工回柱时严格执行“先支后回”的原则,按照由里向外的顺序进行,回柱后切顶线支柱必须保证与支架顶梁保持平齐.顶梁平齐，随工作面推进前移，不得提前回收。

支柱必须支设在实底上,支柱钻底量超过100mm时必须穿底鞋。

在切顶线密柱之间支设两颗戗柱，且迎塘角合格，顶板破碎时采用小眼经纬网先护顶，再支设戴帽点柱维护顶板。

5）回风顺槽上帮、胶带运输巷下帮的木托板必须与支架后立柱平齐时方可回收，回风顺槽下帮、胶带运输巷上帮的木托板可以提前一刀回收，不得提前回收其它木托板。

2、支护要求：

1）支架中心距保持1.5±0.1m之间,保持支架接顶严实,支撑状态良好,支架垂直顶板,歪斜不得超过±5°。

2）支架初撑力不小于额定值的80%,泵站压力不小于30MPA.乳化液泵站和液压系统完好，不漏液，乳化液浓度不低于3％～5％，有现场检查手段。

3）及时按移架要求支护,下行割煤滞后右滚筒1.5m打出伸缩梁,接实顶板,移架后及时伸出护帮板,护住煤壁.

3、采空区处理：

采空区顶板自然跨落（全部垮落法）

三、煤壁管理的方法及预防片帮的安全措施:

1、煤壁管理严格按照以下方面执行：

a）加强工作面工程质量管理，确保工作面煤壁平直，防止压力集中造成煤壁片帮。

b）严格控制工作面采高，严禁超高开采。

c）确保泵站压力必须达到30MPa,使支架达到初撑力要求。

d）工作面煤壁成一条直线，不得留伞檐。

e）支架工要及时移架,及时支护顶板。

f）做好工作面的周期来压及矿压观测工作，加强工作面周期来压时的顶板管理。

g）所有工作人员要经常观察附近的顶板支护及煤壁情况,严防片帮、掉矸伤人事故发生。

2、及时磨采，调整工作面煤壁与煤层节理方向的夹角，始终使胶带运输巷超前回风顺槽8～12m。

3、磨采时采用磨采一刀平推两刀的方式进行，并保证工作面“三直、两平、两畅通”防止出现压力集中。

4、磨采时，机尾不动，机头推进一个截深，将工作面刮板机找出一条直线后进行磨采。

5、发现上下端头安全出口煤层或顶板有异常现象时,必须进行处理。

6、如若片帮严重，要适当降低采高，及时移架，打出护帮板维护煤壁。

四、支护材料（设备）的管理及消耗

1、回风顺槽、胶带运输巷各备用50颗DZ3.5m（3.2m）单体柱及回风顺槽、胶带运输巷各备用20根3.2m（3.8m）π型钢梁并挂牌管理。

2、回风顺槽、胶带运输巷各备用1方小杆,柱帽1方。

3、各种材料必须码放整齐,并挂牌进行管理。

4、支护材料用量及消耗计算表.如表:

3-2

一、正规循环方式:

1.循环方式:

采煤机机尾斜切进刀、割煤、运输、移架、清理浮煤、移刮板机为采煤全过程。

采用单向割煤、往返一刀的循环方式。

2.根据采煤机的正常割煤速度V＝5m/min计算，在下行割煤和上行返机共计运行长度为420米，时间是84分钟；在机头处割透的时候和在机尾斜切进刀的时候速度V＝2m/min。

共计运行长度为100米，时间是50分钟；移动刮板输送机机头需要停机20分钟，一个循环共计时间为119分钟。

每班8小时作业时间，能够进行3个正规循环。

附图:

12205综采工作面正规循环作业图表

二、作业形式

采用”三八”制作业形式,即二班生产.一班检修,均采用现场对口交接班制度,每班有效工时八小时。

三、劳动组织形式及劳动组织表:

1.劳动组织以采煤机割煤工序为中心,组织拉架.移溜等工作,即采用分工种追机平行作业,充分利用工时,发挥综机效能。

2.劳动组织配备表,附表:

12205综采工作面劳动组织表。

12205综采工作面劳动组织表

四、循环作业组织措施：

1．严格进行出勤考核，确保每班出勤人数符合要求

2.严格执行班前会制度，保证按时入井。

3.入井前及开始工作前做好需要的准备工作，避免因准备不足影响生产。

4.加强对职工的技术培训，提高职工的技术素质和操作能力，按时按量完成工作，提高工作效率。

5.加强工程质量管理，保证工程质量达标，避免因质量原因进行返工造成的延误工时。

6.建立内部经济考核制度并严格执行，充分发挥跟班队长的作用，充分调动职工的劳动积极性。

7.加强机电设备的使用，保养、维修管路，降低设备故障率，减少设备故障影响，提高开机率。

8.加强职工的安全教育培训，提高职工安全意识和自主保安能力，及时处理安全隐患，避免因事故影响生产。

9.创造良好的工作和休息环境，使职工保持良好的精神和体力

五、工作面经济技术指标

12205综采工作面技术经济指标

第五章：

生产系统

第一节运输系统

一、运输安全技术措施

1、运输系统

1）运煤系统

12205综采工作面选用SGZ900/1050型刮板输送机,运输能力为2000T/H，胶带运输巷选用SZZ1200/525型转载机,运输能力3000T/H，PCM-250型连续破碎机，破碎能力3500T/H,DSJ-1000/200型胶带输送机,运输能力为1000T/H。

运煤路线：

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